课程设计说明书Word文件下载.docx
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（0.75×
8/11+0.80×
3/11）=2146.18万t
5.采区回采率
采区回采率=
=
=（3110.18-589.3）/3110.18=0.81
区内开采损失主要包括；
境界煤柱、护巷煤柱、工作面落煤损失
即208.22+91.48+88.86+3110.18×
（0.07×
8/11+0.05×
3/11）=589.3万吨
根据《设计规范》，对于厚煤层，采区回采率不低于0.75，由上述计算确定本采区的回采率是符合《设计规范》要求的。
2.2采区生产能力及服务年限
2.2.1工作制度
本矿井设计工作日为330天，每天四班作业，其中三班生产，一班准备。
每班6小时，每日提升为18小时。
循环进度：
各回采工作面开采循环进尺为0.6米
循环产量：
230×
0.6×
8×
1.32×
0.85=1238.7吨
日产量：
式中：
——工作面单产，吨/日
L——工作面长度，米
——日推进度，米
——采高，米
r——容重
C——工作面的回采率，85%
所以，
=230×
1.8×
85%=3716吨/日
月产量：
3716×
27=100332吨
可采期:
T=E/A
E—可采储量，万吨
A—平均生产能力，万吨/年
2146.18万t/（10.0332万t×
12）=17.9年
3.采区巷道布置与采煤方法的选择
3.1采准巷道布置方案的提出
根据该采区的地质及煤层赋存条件为了减少巷道掘进量和运输环节，是系统布置简单，最后区段回采容易，采用分煤层布置，分层开采，可提出两种巷道布置方案：
1.布置煤层上山；
2布置岩石上山.。
方案1.运输上山，轨道上山，布置在底部煤层中，用绕道，石门与大巷相连，上部用石门与回风大巷相连。
走向长壁双翼布置，单工作面开采，解决了通风问题，每翼970米适合综放，便于管理，增加掘进出煤，但巷道维护费较高。
方案2.布置岩石上山，减少煤柱损失，但开掘岩石巷道，维护费低，经计算合适。
3.2采准巷道布置方案比较
3.2.1技术比较
方案2与方案1比较有以下优点：
1.煤柱损失少，回采率高，有利于采区接续。
2.系统简单，巷道维护费用低，运输效率高，运输费用低。
3.上山之间受动压影响小，便于溜煤运煤。
3.2.2经济比较
方案1
顺序
工程项目
单位
总工程量（米）
单价（元）
费用（万元）
一
掘进项目
运输上山
m
1040
569.5
59.23
轨道上山
990
56.38
进风斜巷
140
521.3
7.30
回风斜巷
90
482.5
4.34
溜煤眼
25
77.54
1.94
小计
129.19
二
巷道维护费用
a.m
41.2×
13
55.70
53.02
32.05×
5.83
23.65×
2.77
117.32
全部总费用246.51
总费用相对百分数129﹪
方案2
1010
821.5
82.97
960
78.86
95
4.96
50
2.41
12
0.93
170.13
3.62×
4.75
4.52
3.96
1.54
26.97
全部总费用191.1
总费用相对百分数100﹪
经过技术、经济比较，方案二较优。
因此确定方案二为两条上山在岩层中布置。
4.采煤方法及回采工艺
4.1采煤方法
本采区内共有两层煤，第一层煤采用走向长壁放顶煤开采（双翼布置）；
第二层煤采用走向长壁一次采全高（单翼布置），采3米。
回采工作面长度为230米，每日推进长度为1.8米，均采用四、六制，每班割一刀煤。
煤层倾角为80，根据煤层赋存条件，采用双翼开采，一翼开采，一翼准备，由上至下顺序开采，采完第一层煤再采第二层。
4.2回采工艺
4.2.1回采工艺方式的确定
回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装（放煤）煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。
回采工艺选择的原则：
（1）尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。
（2）劳动安全条件好。
（3）煤炭损失少，回采率高。
（4）材料消耗少，成本低。
4.2.2采煤机的工作方式
（1）滚筒的位置
采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。
（2）采煤机的割煤方式：
双向割煤，端头斜切进刀。
进刀过程如下：
a当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤，如图a所示。
b调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图b所示。
c再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图c所示。
1—采煤机2—前部刮板输送机
d将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图d所示。
（3）工艺过程：
采煤机由机头斜切进刀→移端头溜子→移过度架和端头架→采煤机反向空驶→采煤机割第一刀煤→移架→推溜→采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环。
4.2.3移架方式
为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移步方式为依次顺序式。
由于刮板输送机的机头、机尾有变速箱，使排头、排尾的支架落后于中间支架的一个步距，为防止端头空顶漏矸，当采煤机割煤后，排头排尾各三架，采用伸缩梁或护帮板作临时支护，待移输送机后再移架，使工作面梁端保持一致。
4.2.4支护方式
工作面上下顺槽超前支护采用单体液压支柱加长梁支护组成迈步抬棚。
5采区生产系统和主要机械设备选型
5.1放顶煤液压支架
型号：
ZFS4800/20/30
工作阻力：
4800KN
最大支撑高度：
4.5米
中心距：
1.5米
5.2采煤机
MG170
截深：
0.6米
电机功率：
415KW
最大牵引速度：
5.3米/分
5.3前后刮板输送机
前刮板输送机：
SGZ730/320
链速：
1.1米/秒
运输能力：
700吨/小时
2×
160KW
后刮板输送机：
5.4转载机
SZZ-1000/400S
1.8米/秒
2500吨/小时
转载长度：
70米
功率：
69kW
5.5破碎机
PLM-3000
破碎能力：
3000吨/小时
200KW
5.6可伸缩胶带输送机
SJJ-1200/3×
200
3×
1600吨/小时
带速：
3.15米/秒
5.7乳化液泵
GRB315/31.5
流量：
315L/MIN
压力：
31.5MPa
5.8水泵
MD150-100
流量；
150L/MIN
10MPa
5.9喷雾泵
XPB-160
160L/min
8Mpa
8KW
5.10移动变电站
KBSGZY-500
5.11回柱绞车
JH2-14
5.12运料绞车
JD-12
5.13煤电钻
MZ-12
采区煤层赋存条件稳定，地质构造简单，煤层倾角小，变化小。
根据所选设备可以完成任务。
6.通风与安全
6.1回采工作面所需风量计算
1）按瓦斯涌出量计算
根据《规程》规定，按回采工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1﹪要求计算，即
Qai=100×
q×
k（m3/min）
Qai—需要风量，（m3/min）
q—瓦斯绝对涌出量
k—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5
q=3716×
5.2/60/24=13.42
所需风量Qai=100×
13.42×
1.5=2013（m3/min）
2）按工作面气温与风速的关系计算，回采工作面所需风量：
Qai=60×
V×
S×
K
V—工作面合理风速，取1.6
S—有效通风断面
K—工作面长度调整系数，取1.1
1.6×
15×
1.1=1584m3/min
3）风速验算
根据《规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，要求进行验算，即
Qai≥0.25×
15=225m3/min；
Qai≤4×
15=3600m3/min；
经验算，采煤工作面风量最大值为2013m3/min，取风量为2100m3/min
为合适。
6.2掘进工作面所需风量计算
Qbi=100×
qbi×
kbi
Qbi—第i掘进工作面所需风量；
qbi—第i掘进工作面瓦斯绝对涌出量；
kbi—第i掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数1.5-2.0；
1.5=2013m3/min
2）按局部吸风量计算
Qbi=Qfi×
Li
Qfi—第i个掘进工作面局扇的吸风量，常用4、11、28KW的局扇，每台吸风量分别为100、200、350。
安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量以外，还应保证局扇入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15米/秒，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞。
Qbi=200×
2=400m3/min（局扇台数Li取2）
3）按风速验算
每个煤巷或半煤巷掘进工作面的风量为
12=180m3/min
12=2880m3/min
因有两个掘进工作面所需总风量为2013×
2=4026m3/min，取4100m3/min
6.3硐室所需风量的计算
1）采区绞车房
Q绞=60—80m3/min
2）发热量大的电机硐室需风量
Q电=（A×
Ng×
k）/（60×
pCp×
△t）m3/min
A—一个千瓦时的电量变为热当量，3600Kj/min
Ng—硐室中机电设备运转的总功率；
K—机电设备的运转系数；
水泵房为0.02-0.04，压气机房为0.2-0.23
P—空气密度，1.2Kg/m3
Cp—空气定压比热，1.0006Kj
△t—硐室的回风与进风的温差；
Q电=（3600×
160×
0.04）/60×
1.2×
1.0006×
2=160m3/min
采区硐室总风量Qgc=160+80=240m3/min
6.4采区总需风量
Q=Qgc+Qbi+Qai=240+4100+2100=6440m3/min
考虑到风量备用系数1.2—1.5
即采区总需风量为6440×
1.3=8372m3/min
7.巷道断面
综放工作面胶带输送机顺槽巷道净断面不宜小于12㎡，回风顺槽净断面不宜小于10㎡，输送机上下山的净断面不宜小于12㎡，运料、通风、和行人上山的净断面，不宜小于10㎡。
7.1，运输平巷
采区上山的用途作为区段的主运输，其内铺设皮带，运输采区工作面的出煤。
7.2回风平巷
回风平巷铺设轨道作为采区的辅助运输，运送矸石、设备、材料、兼作行人。
8.采区车场及硐室
8.1车场形式
采区轨道上山上部车场为平车场，由于平车场摘挂钩安全、操作方便，所以，无论上绳式和下绳式运输大都采用平车场形式，并在车场中设有自动滑行坡度调车，只在个别情况下，上绳式运输才考虑采用选取甩车场形式。
本采区中部车场实际都为甩车场形式，下部车场为绕道式车场。
8.2调车方式
1上部车场：
车场形式为平车场（与回风道在同一水平），由此。
绞车提矿车到车场后摘钩，由道岔顺向推入回风石门内供回风顺槽用料。
2中部车场：
车场形式甩车场（同石门联络巷在同一水平），所以上山来车到达中部甩车场后摘钩，推入进风斜巷，然后由进风斜巷推到工作面运输顺槽。
由工作面来车，则经斜巷后，推入甩车场（上山的一段），经绞车提出下放。
3下部车场：
为绕道式车场，从上山来看，通过竖曲线落平后摘钩，沿车场的高道自动滑行到下部车场存车线。
由井底来车，则进入车场的底道，自动滑行到下部车场的低道存车线后，由绞车上提。
8.3采区硐室
采区主要硐室有变电所、绞车房、煤仓。
8.3.1变电所：
它是采区供电的枢纽，所以应设置在岩层稳定、无淋水、地压小及通风良好的地方，并要求位于采区用电负荷的中心。
本设计将它设置在采区两条上山之间，并靠近轨道上山一侧，其基本层位与轨道上山在同一层位。
沿倾斜大致在采区的中央。
8.3.2绞车房：
主要是根据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。
其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。
另外，它与临近的巷道间应有足够的煤柱或岩柱，一般情况下不小于10米，以利于绞车房的维护。
该绞车房宽度为2.5米，高度3.5米，长度5.0米。
8.3.3煤仓：
在采区煤仓的尺寸确定之前，首先对煤仓的容量进行确定：
（1）按采区高峰生产延续时间计算煤仓容量Q
——防控仓漏风留煤量，一般取5—10t；
——采区高峰生产能力，吨/小时；
——装车站通过能力，吨/小时；
——采区高峰生产延续时间；
——不均衡系数，取1.0—1.2。
所以Q=10+（206.5×
2.0-206.5×
1.0）×
1.5×
1.20
=381.7吨
（2）按循环产量计算煤仓容量Q
（5-4）
式中：
L——工作面长度，米；
b——截深，米；
m——采高，米；
——煤的容重，1.32吨/立方米；
——工作面回采率；
——同时生产工作面系数，综采取
=1。
所以Q=10+230×
0.85×
1
=474.51吨
（3）按运输大巷列车间隔时间内采区高峰产量计算煤仓容量Q
t——列车进入采区装车站的间隔时间，一般取高限为20—30min；
——不均衡系数，取1.15。
Q=10+206.5×
2.0×
30/60×
1.15=247.48吨
由以上计算作为依据，选择煤仓容量为474.51吨。
由经验
R2×
7R×
1.32=474.51
R=3.72，h≥7R=26.04米，h=27米
采区煤仓用混凝土收口，在煤仓上口设铁箅子，煤仓溜口与装车方向相同，闸门的形式为单扇闸门，开启方式为气动。
9.采区生产系统
9.1采准系统
自煤层运输大巷开掘采区下部车场、采区煤仓，从下部车场向上，沿着煤层分别开掘轨道和运输上山，两条上山相距20米，到采区上部边界后，以上部车场与采区回风石门连通，形成通风系统，然后，为了准备出第一区段的采煤工作面，在轨道上山附近第一区段的下部掘中部车场（进风行人斜巷和回风斜巷），然后掘进第一区段的运输与回风平巷至于采区边界后在掘出开切眼，与此同时，还要开掘变电所，当开切眼准备完后，机械设备安装好后就可以进行生产了。
9.2通风系统
新鲜风流运输大巷→采区下部车场→轨道上山→中部车场→运输顺槽→工作面。
污风回风顺槽→采区回风石门（斜巷）→运输上山→回风大巷→风井排出地面。
9.3运输系统
运煤系统：
工作面出煤→区段运输顺槽→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→提到地面
排矸系统：
掘进巷道时所出的矸石用单轨吊沿轨道上山运到井底车场，然后从副井提至地面
运料系统：
运输大巷→采区下部车场→轨道上山→回风顺槽→使用地点
10.采区的主要经济指标及劳动组织表工作面主要经济技术指标表
10.1工作面设备明细表
序号
设备名称
型号
数量
液压支架
ZFS4800/20/30
架
153
2
采煤机
MG170
台
刮板输送机
SGZ-730/320
4
转载机
SZZ1000/400S
5
乳化液泵
GRB—315/31.5
6
移动变电站
KBSGZY—500
7
单体液压支柱
QDZ-20/35
根
60
带式输送机
SSJ-1200/3×
9
破碎机
10
水泵
11
煤电钻
运料绞车
JD-25
回柱绞车
14
JD-11.4
喷雾泵
10.2工作面劳动组织表
工种
三
四
合计
支架工
机组司机
运输机转载司机
23
泵站司机
班长
运料工
电工（检修）
端头支架工
放煤工
10
其他杂活
总计
29
104
编制原则：
a、出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应。
b、出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人。
c、采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内
10.3主要技术经济指标
项目
单位
指标
工作面长度
米
230
走向长度
970
设计采高
煤层倾角
度
8°
煤容重
吨/米3
1.32
工作面回采率
%
85
采煤机截深
0.6
循环产量
吨
1238.7
循环进度
刀
日循环数
个
日产量
3716
10.4材料消耗费用表
材料名称
万吨材料定额
单价，元
万吨消耗总额，元
截齿
40
400
乳化油
270
3.3
891
油脂
35
16
560
锚杆
100
1500
配件
106
3710
合计
7061
10.5回采工效
采煤工效=采面日产量/采面昼夜出勤工数
=3716/104
=35.7吨/工
11.采区灾害防治
11.1采区火灾及煤层自然发火的防治措施
（1）主要大巷及机电设备，硐室均采用不燃材料支护；
（2）在井下主要巷道安装了自动监测装置及消防注水系统；
（3）火灾隐患严重地点（井口、机电硐室）分别装置消火栓灭火器；
（4）机电设备硐室设有放火栅栏两用门；
（5）采区胶带输送机均使用阻燃性胶带，各胶带大巷机头硐室设有自动灭火系统；
（6）矿井生产期间，必须有专人负责，检查和维护井上、下安全设施，保证其完好无损，符合要求。
11.2预防煤尘爆炸措施
（1）加强通风管理；
（2）喷雾洒水和清洗巷道。
（3）防止煤尘引燃；
（4）限制煤尘爆炸范围扩大。
（5）减少生产运输中煤尘在空气的浮尘量；
11.3预防瓦斯爆炸的措施
（1）矿井有完整的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适应的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯；
（2）按《规程》规定，井下所有电气设备及无轨胶轮机车均采用防爆型，严禁不设防爆设备；
（3）井下采掘工作面均采用独立的通风；
（4）采掘工作面和瓦斯增高处设置瓦斯报警仪；
（5）生产中，加强通风管理，保证风量。
结论
通过近一个月的时间，课程设计任务现在已经基本完成。
通过采区设计的过程，加深了对采区设计程序的了解，通过运用以往所学的专业知识，以及查找各种专业资料与书籍，使知识结构更加全面、系统化。
总之，取得了一定成果，基本达到了设计目的。
加深了对采矿专业知识，基本概念的理解。
通过设计中的技术经济比较，尽量减少国家投资与资源浪费，作到了社会效益与经济效益的兼顾。
通过采区设计，初步了解并掌握了采区设计程序，对于我们回各自单位工作打下了坚实的基础。
通过这一过程，了解了国家关于矿业方面的方针、政策、法律、法规，同时作到了既符合国家、部门规定，又满足实际需要。
针对具体设计采区存在的突出问题，比如：
瓦斯突出、煤易自燃、地温高等不利因素，设计过程中，从通风方式、
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