煤礦通風與安全畢業設計論文-資料下載頁

【導讀】根據××煤礦的實際情況，結合目前安全生產技術，根據××煤礦開拓方式和地質構造，選擇了合理的通風系統，對水、火、煤塵、瓦斯、頂板等災害，分析災害發生的原因，設計具體的災害

　　

【正文】 萬噸，扣除相應的資源儲量備用系數， 礦區內可采資源總量 440（萬噸）。 礦山服務年 限按公式： T=AKZ?計算： 式中： T—礦井或水平服務年限（ a） Z—可采資源量（ 萬 t） A—礦山設計年生產能力 （萬 t/a） K—儲量備采系數 ,綜合礦區地質條件取 按 改擴 建 15 萬 t/a 規模的井型計算，其礦井服務年限為 21 年， 第一開采水平 預計 可采資源量 服務年限為 12 年。 27 第 3 章 礦井開拓 3． 1 礦井開拓方式 礦區 煤層傾角較平緩， 地形高差較大， 結合地面地形、外部運輸條件、煤層賦存情況、井口及工業場地位置選擇， 宜采用平硐配暗斜井開拓，在 第一開采水平的 先期開采地段， 設 主 （平硐） 、副井一對，主井擔負礦井煤炭輸送，副井擔負礦井人員通行及回風，采用中央并列式通風。 開采方法及回采工藝 根據煤層的賦存及開采技術條件，采區適宜半機械化人工或機械化采煤，軌道礦車或皮帶運輸機運輸。采用走向長壁式或傾向短壁式進行回采。回采過程中，采用放炮落煤或割煤機割煤，全部垮落法管理頂板。 選礦方式 根據煤層可選性評價等級，在不同粒度條件下洗選排矸的多方案比較后，合理的選礦方式為：可 選擇 適宜的溪溝建小～中型選煤廠，采用振動跳臺法和重油浮選法選煤， 將 降低的灰分及硫分 的精煤分級 ， 既 滿足客戶對煤產品的需求， 又提高了 煤炭產品的附加值， 增加 煤礦的經濟效益。 開拓方式、井筒數目、巷道 布置及支護方式 礦井采用平硐開拓方式，共有二個井筒，主平硐坐標： X=3055359 Y=35384463 Z=+2136m 回 風 斜 井 坐 標 為 ： X=3055349 Y=35384626 Z=+2255m 主要擔負全礦井的回風。 主平硐垂直于煤層走向布置，見煤后沿煤層布置運輸巷，進行上山開采。礦井巷道砌碹、錨噴或金屬支架支護。 采煤方法確定 一、 采煤方法選擇 28 開采技術條件 煤層呈單斜構造， 煤層傾角 23～ 25176。 ，總體為由 上 向 下（由淺至深） 逐漸變 緩 。 設計 采區煤層傾角 平均 為 24176。 （首采工作面 傾角 平均 為 24176。 ），無斷層發育 。 采礦許可證許可開 采 C3煤 層，賦存較穩定，屬 中厚 煤層。 本次設計開采 C3煤層，煤層平均厚為 。 煤層頂底板以層狀結構軟巖巖組為主，其次為層狀結構軟硬相間巖組。 C3煤層無煤塵爆炸危險性，煤層自燃傾向性等級為Ⅲ類，不易自燃。 根據云南省煤炭工業局 20xx年 12月的審定結果，礦井為低瓦斯礦井。 礦區范圍內無沖擊地壓，地溫正常；礦區水文地質簡單， 正常涌水量 ，最大涌水量 。 采煤方法選擇 礦井可采煤層為 緩 傾斜 中厚 煤層 ，設計 采用走向長壁 后退式 采煤法 ，炮采工藝。 二、回采工藝 生產能力 為 15 萬 t/a，首采工作面 煤層 平均厚度 ，煤層傾角 24176。 ，設計 采用 炮采 工藝 。 落煤 ： 首采 工作面純煤厚度為 ， 采用 ZMS12T 型 濕 式煤電鉆打眼， “三花 眼 ” 布置，炮眼長度 ，炮眼間距 ～ ， 與煤壁夾角 85176。 ，使 用 3 號煤礦 安全 炸藥，毫秒電雷管引爆。 裝煤 ：工作面 煤炭自溜。 運煤：運輸順槽采用刮板輸送機轉載。 頂板控制及采空區處理 ： 工作面 平均 采高 ， 設計 采用 DW18400/110 型單體液壓支柱 配鉸接頂梁支護 頂板，排距 ，柱距 ， “五 三” 排控頂，最大控頂距 ，最小控頂距 。采用全部垮落法處理采空區，放頂步距 。 采煤工作面回采時，各工序按《作業規程》、《操作規程》、以及《煤礦安全規程》相關規定執行。 見 采煤方法 示意圖。 三、采區及工作面回采率 按《煤炭工業小型礦井設計規范》規定， 各煤層 采區回采率 取 85%， 各煤層工作 面回采率 均 為 95%。 采煤工藝設計 1．采面基本參數 29 工作面走向長 500600m，傾斜長 100m，平均煤厚 ，煤層傾角 20176。～ 24176。，煤的容重 。 采煤方法 采區前進、區內后退式 走向長壁采煤法。 采高的確定 綜合平均采高確定為 。 4．落煤方式 根據該礦井生產實際情況，為提高效率，該工作面采用 GMZ— 型煤電鉆打眼， 放炮落煤。 5．裝煤及運煤方式 裝煤方式：手工裝煤，用掏扒和鏟子將煤鏟入啟動的運輸機裝入順槽礦車中。 運煤方式：機械運煤， 放炮落煤，裝煤方式為人工攉煤。工作面煤炭由 SGW420/22型刮板輸送機 將工作面的煤運輸到順槽溜煤口的 側卸式礦車內，再通過順槽內的 蓄電池 電機車牽引至區段甩車場，最后通過斜井串車提升出井。 6．進回風巷的布置方式 沿煤層布置工作面機巷及回風巷，掘進至保安煤柱邊界時，利用切眼貫通，形成工作面。兩巷斷面為梯形，采用礦工鋼支護。開切眼利用木點柱或金屬摩擦支柱支護，頂板破碎地段可直接采用單體液壓支柱支護。 7．支護形式的選擇 （ 1）支護材料的確定 根據采高確定支護材料，使用 DW18300/100 和 DW20300/100 的單體液壓支柱和HDJB1000 型的絞接頂梁配套支護工作面頂板（規格、數量見支護材料明細表），懸臂方式為正懸臂。 （ 2）排距的確定 根據采區設計，該面實行“兩采一準”，晝夜一循環，循環進度 ，該面使用 的絞接頂梁，所以排距定為 。 （ 3）柱距的確定 根據工作面支柱的支撐能力必須滿足周期來壓時防止壓垮和推垮的要求柱距為 米。 8．回采工藝流程簡圖 打眼 —— 裝藥、連線、放炮 —— 攉煤（臨時支護） —— 支護（掛梁、正規支柱） —— 移溜 —— 充填 —— 架設木垛 —— 回收 9. 工作面頂板管理方法 30 （ 1）上下安全出口超前 30m 順槽加固支護，采用十字項梁絞接支護頂板，柱距 ，排距 。加 固方法：單軌斷面采用連鎖絞接抬梁單排支護；雙軌斷面采用連鎖絞接抬梁雙排支護。放頂步距 。風巷順槽加固支護 （ 2）初次來壓和周期來壓的特殊支護措施 ①．初次放頂措施 為了加強對放頂工作的領導，礦應成立以總工程師為組長的初次放頂領導小組。提高工程質量，以優質保證初次放頂工作安全 ，先進行敲幫問頂，檢查頂板及煤壁情況，若有傘檐片幫危險，架好貼幫柱后再打眼。 ，推進 必須設帶帽點柱作臨時支護，間距 ，進度夠 時，及時處理好片幫和 頂板，立即架設基本支柱，架設時支柱落硬底（底穿木鞋，規格 ），迎山有勁，柱成直線。 15m 架設一個木垛，壓力大時間距縮小至 10m，并在四角線創本固定，提高切頂能力，打齊密柱切頂，隔離采空區，每隔 10m 增設一架射向老塘的創柱（棚），提高基本支柱的穩定性，機頭、機尾的充填帶交接頂見底，錯縫嚴密整齊，內部用石方渣充實，斜長不小于 。 ，必須嚴格控制支柱與煤壁間的控頂寬度，超過 米必須架設貼幫柱。 一次回收，全工作面分為上、下兩段，每段嚴格按《操作規程》由下往上逐架回收，回收時要有中隊和大隊領導現場指揮。 ②．初次來壓，周期來壓的特殊支護措施： Ⅰ、進行支護質量與頂板動態監控，加強來壓預報。 Ⅱ、加強來壓預兆的監視工作，每班設專安員一人專門負責監視頂板。 Ⅲ、來壓前，柱距縮小到 ，并沿放頂線架設好密集支柱，增強切頂能力，并隔離采空區。 Ⅴ、為增大基本支柱的穩定性，來壓前每隔 10m 架設一個木垛，并在兩木垛之間沿傾斜方向增設一架三柱的創棚。 Ⅵ、鏟煤過程中，必須架設好臨時支柱，及時架設基本支柱，要求柱落面更底，迎山有勁，柱成直線，柱距、排距符合本規程要求，有片幫危險時，及時架設貼幫柱。 Ⅶ、加強運輸調度工作，保證礦車供應，加快采面推進度，保持煤壁的完整性，使之具有良好的支撐作用。 Ⅷ 、回收干凈老塘內的支護材料，使直接頂充分垮落，以緩解老頂垮落時支架的沖擊。 31 采區煤、矸運輸和輔助運輸方式及設備選擇 回采工作面配備刮板運輸機運煤。在 軌道運輸巷 內鋪設 22kg/m 鋼軌， +497m 以上煤炭用蓄電瓶機車運輸；以下區段的煤炭經軌道運輸巷內用人力推車， 經暗斜井用 1－ 30型防爆提升絞車 提升。 回采工作面和各掘進工作面所需材料和設備由 MC1－ 6B 型材料車和 MP1－ 6A 型平板車裝載，經機車運輸、絞車提升，最后由 電機 車運至目的地點。 32 第 4 章 礦井通風與安全 通風方式及通風系統的選擇 （ 1）、通風方式 本礦井采用中央并列式通風方式。 （ 2）、通風系統 礦井采用中央并列抽出式通風方法。 （ 3）、主要通風機型號 安設二臺同型號的主要通風機，一臺工作，一臺備用，風機型號為 FBCZNo13 型通風機，電機功率 55Kw。 （ 4）、通風路線 主平硐 — 主運輸石門 — 暗斜井 — 運輸機巷 — 回采工作面 — 回風巷 — 回風石門 — 回風下山— 總回風大巷 — 主回風平硐 — 引風道 — 地面。 采 掘工作面 及水泵房均為 獨立通風。回采工作面所需新風由礦井全負壓供給。掘進工作面所需新風由 局部通風機 壓入。采、掘工作面回風經各自的回風系統最終匯入回風 平硐 排出地面。 回采工作面的通風 1. 風量計算 （ 1）按人員 m in/2 3 25844 31 mNQ ???? N —— 工作面同時工作的最多人數 （ 2）按沼氣濃度不超過 1%計算，沼氣濃度絕對涌出量 q 取 0 01 0 02 ????? qkQ m3/min k —— 通風系數 ～ ，取 （ 3）按礦井沼氣等級計算，高沼氣礦井噸煤風量不低于 m3/ 2 7 01 8 ???? TQ m3/min 故工作面風量 2 7 0],m a x [ 1321 ??? Q m3/min 2．風速驗算 （ 1） 最大風速驗算： 2 7 0m in60m a x ????? SQV m/s 33 （ 2）最小風速驗算： 270m a x60m in ????? SQVm/s （ 3）《煤礦安全規程》規定：回采工作面風速 V 必須滿足 ??V m/s 即 4m/s 故 270?Q m3/min，符合《煤故安全規程》要求。 礦井風量、負壓計算 （ 1）、風量計算 ①、按最大下井人數計算 礦井風量 Q=4 N K 其中： 4— 每人需風量 4m3/min； N— 最大下井人數， 150 人； K— 風量備用系數，取 ； 計算得： Q=4 150 =870m3/min=。 ②、分別法：按各需風點實際需風量計算 K 礦 — 礦井內部漏風率，取 K礦 =；包括內部漏風，各用風地點配風見下表： 礦井配風表 用風地點 工作面個數 一個工作面配風量（ m3/min） 總需風量（ m3/min） （ m3/min） 采煤工作面 2 200 400 掘進工作面 4 120 480 硐室 3 50 150 礦井維護風 100 合計 1130 （ 2）、負壓計算 阻力計算公式 h 摩 =aLPQ2/S3=aLPv2/S=RQ2 式中： h 摩 摩擦阻力， Pa； a摩擦阻力系數， Ns 2/m4。 L井巷長度， m； P井巷凈斷面周長， m； 34 Q通過井巷的風量， m3/s。 S井巷凈斷面積， m2。 R井巷摩擦風阻， Ns 2/m8。 其中 摩擦阻力系數 a 的根據各巷道支護方式確定。 根據將下各用風點風量分配及服務范圍，按總風量 m3/s 計算礦井困難時期通風負壓為 。礦井通風困難時期阻力計算見下表： 礦井通風困難時期阻力見下表 巷道名稱 支護方式 巷道長度（ m） 凈周長 摩擦阻力系數 凈斷面 摩擦阻力 風量 摩擦阻力 （ m） （ 2/m8） （ m2） () （ m3/s） （ pa） 主平硐 錨噴 390 主運輸石門 錨噴 90 上部車場 錨噴 85 10 6 21..5 主運輸下山 錨桿 400 下部車場 錨噴 56 10 6 2136 軌道 運輸巷 錨桿 500 8 4 架廂 南 回風巷 錨桿 500 8 4 架廂 2136