采区设计说明书示例

1.1采区概况

本带区为某矿的一个接替采区，采区走向长1520m，倾斜长度980m，其面积为2430000m2。

该带区东以井筒煤柱为界，西以平安二号断层为界，上部水平是+420m，下部水平为+300m。

1.2采区地质概况

1.2.1地质构造

地质构造简单，无褶曲、断层和火层岩侵入。煤层顶底板岩性稳定。该带区的煤层平均倾角为6°，为进水平煤层。

1.2.2煤层

本采区可采煤层为两层煤，第一层煤厚4.3米，顶板为砾页岩，底板为砂页岩；第二层煤厚4.2米,顶板为页岩，底板为中砂岩。两层煤均属于厚煤层，煤层在井田范围内是比较稳定的，变化较小，规律性强。如图：

1.2.3煤质及瓦斯情况

采区内煤变质程度高，煤质好，瓦斯绝对涌出量为5/t，属于低瓦斯矿井。发火期4-6月。容重平均为1.35t/m3。

1.2.4水文地质

该采区内的煤层含水量均较小.

2.采区储量及服务年限

2.1储量

1.采区工业储量Zg=1207500×（1.82+1.52+1.58）×1.35=802万t

2.煤柱损失量：

采区边界煤柱损失量P1=20×1200×（1.82+1.52+1.58）×1.35=16万t。

采区断层煤柱损失量P2=20×1150×（1.82+1.52+1.58）×1.35=15.3万t。

采区阶段煤柱损失量P3=30×1200×（1.82+1.52+1.58）×1.35=24万t。

工作面落煤损失量P4=（802-16-24）×5%=38万t。

所以,采区可采储量Zk=(Zg-P)k=(802-15.3) ×80%=629.36万t。

开采损失：P1+ P3+ P4=16+24+38=78万t。

采区回采率：（Zg-开采损失）/    Zg=（802-78）/802=90%

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：170×9×0.6×1.35=1239.3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，95%

所以， =170×5.4×1.82×1.35×95%=2142.75吨/日

月产量：2142.75×27=57854.25吨    

采区年生产能力：A=1.05×330=1.05×2142.75×330=74.2万吨

采区服务年限：可采储量/采区生产能力=629.36万吨/（74.2万吨/年）=8.5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

根据该盘区的地质及煤层赋存条件，可提出两种巷道布置方案：1.走向长壁采煤法中的上山盘区布置；2.倾斜长壁采煤法巷道布置方案。

方案一、上山盘区巷道布置，如图：

盘区巷道采用联合布置盘区走向长1100m，双翼开采，倾斜长为1150m，划分为5个区段。

方案二、倾斜长壁巷道布置，如图：

将采区划分为5个分带，工作面长为170m。运输大巷和回风大巷布置在第三层煤底板岩层中，分带煤层斜巷为单巷布置，采用沿空留巷工艺，分带运输斜巷与一条带区煤层运煤平巷相连，通过带区煤仓和进风行人斜巷与运输大巷相连，分带回风斜巷与一条带区煤层运料平巷相连，运输大巷与回风大巷之间开掘一条运料斜巷，用于辅助运输。

3.2采准巷道布置方案比较

3.2.1技术比较

方案二与方案一比较有以下优点：

1.巷道掘进量少，投产早，倾斜长壁采煤法回采工作面两端的巷道直接与运输大巷和回风大巷相连，取消了盘区上山或石门等巷道的掘进，颗节省巷道15%～20%，因此不但降低了生产成本，而且缩短了采煤工作面的准备时间，有利于采掘接续。

2.系统简单，占用设备少，运输效率高，运输费用低。

3.通风系统简单，成本低。由于上述优点，大量减少了生产签准备工作量和所需的人员设备，减少了生产过程中的辅助人员。

3.2.2经济比较

方案一：

4、采煤方法及回采工艺

4.1采煤方法

本采区内共有三层煤，均采用多分带倾斜长壁采煤法，采用综合机械化回采工艺。回采工作面长度为170米，工作面推进度为5.4米。采用三采一准的四六工作制度，一班割三刀煤。根据标高、走向长度、生产能力将每个煤层划分为5个条带，采用沿空留巷工艺进行顺序开采。

4.2回采工艺

4.2.1、回采工艺的确定

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、工艺顺序

割煤→移架→推溜

割煤：

割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀。端头自开切口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，割煤时，必须保证顶底板平整、煤壁齐直，不得出现割底煤留伞檐现象。

移架支护顶板：

采煤机割过煤后，清净架前浮煤，随之把护帮板、伸缩梁收回移架支护顶板，移架滞后采煤机后滚筒3米到5米，最大不超过9米，采煤机过后必须及时推出护帮板及伸缩梁来控制帮顶，移架步距为0.25米。

推溜：

在支架移完后，顺序推移，滞后移架10～15米左右，运输机弯曲段保持在15米左右，不得将运输机推成急弯，采煤机斜切进刀退出后，将机头（机尾）推上去。严禁相向操作，推溜后，溜子必须保证平直。

顶板管理：

根据以往矿压观测资料，预计本面直接顶初次跨落步距为15～20米。周期来压步距为13～20米。顺槽支撑压力超前影响范围预计为60～90米。

采区内同时生产的采煤工作面数目为一个，其他工作面准备。采区内共有工作面5个，因使用沿空留巷工艺所以采用顺序开采。

工作面产量为：1150×170×1.82×1.35=48034.35t。

4.2.2.1、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。

4.2.2.2、采煤机割煤方式

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。

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。

5、采区生产系统和主要机械设备选型

5.1、液压支架

综采工作面选型的重点石工作面的“三机”配套，其中液压支架是核心。而液压支架选型实质上是研究支架与围岩相互关系，因此液压支架选型涉及顶板分类，要根据工作面矿压特性选定液压支架支护阻力，并要考虑每层赋存条件对支架结构的要求进行选型。

本采区第一层煤的顶板为15米厚的沙砾岩，极为坚硬。采煤方法为倾斜长壁的俯斜开采，采空区的矸石容易涌向工作面。因此选用切顶能力强，工作阻力为5600KN的强力型支撑掩护式支架。

             型号：ZZ5600/12/19

             工作阻力：5600KN

             支撑高度：1.2～1.9m

5.2、采煤机

采煤机的选型通常是要符合煤层赋存条件对生产能力的要求，以及刮板输送机和液压支架的匹配要求，综合以上选用鸡西煤机厂生产的有链牵引采煤机。

             型号：MLS3-170

             截深：0.6m

             电机功率：170KW

                 最大牵引速度：9.3m/min

                 滚筒直径：1300mm、1600mm

5.3、刮板输送

①与采煤机配套使用时，其输送量应为采煤机最大生产能力的1.2倍。

②为了配合滚筒采煤机自开切口，应优先选用短机头和短机尾。

③为了配合采煤机有链牵引的需要，在机头和机尾部设采煤机牵引链的张紧装置及固定装置。

根据工作面的生产能力选择与液压支架和采煤机配套的边双链刮板输送机。

                 型号：SGB-7/2

                 链速：1.12m/s

                 输送量：700t/h

                 电机功率：2×132KW

5.4、转载机

所选转载机的运输能力要大于工作面输送机的运输能力，它的链速一般dayu 工作面输送机。

                 型号：SZZ-7/160

                 链速：1.44m/s

                 运输能力：1000t/h

5.5、破碎机

破碎机的类型和破煤能力，应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等状况的需要。            

                 型号：LPS-1000

                 破碎能力：1000 t/h

                 电机功率：110KW

5.6、可伸缩胶带输送机

    胶带输送机的带宽及其传动功率的选择，必须大于转载机的运输能力，一般应为1.2倍；胶带输送机单机铺设长度要与综采面推进长度相适应。          

型号：DSP-1063/1000

                 带宽：1200mm

                 电机功率：3×160KW

                 运输能力：1200 t/h

                 带速：2.5m/s

5.7、乳化液泵

乳化液泵站输出的液流压力，应满足液压支架额定工作压力的需要。

                 型号：MRB-125/320

                 流量：315L/min

                 压力：31.5Mpa

                 电机功率：132KW

5.8、回柱绞车

                型号：JM-14

5.9、水泵

                 型号：ZBA-6

                 流量：315 L/min

                 压力：10Mpa

                 电机功率：160KW

5.10、移动变电站

                 型号：ZYKB-500

采区煤层赋存条件稳定，地质构造简单，煤层倾角较小，变化不大。根据所选的技术设备可以完成计划任务。

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，按回采工作面回风巷风流中的瓦斯浓度不得超过1%的要求计算，即：

           Qai=100×q×k      (m3/min)

           式中： Qai —工作面需要风量， m3/min ；

                  q瓦斯—瓦斯绝对涌出量，取 5 m3/min；

                  K—瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取值为：K=1.5

        则，需风量：Qai=100×5×1.5=750 m3/min

2）按工作面气温与风速关系计算，根据工作面的空气温度、回采工作面的所需风量：

Qai=60×v×s×k

式中：Qai—工作面需要风量，m3/min

      v—工作面合理风速，取v=1.6m/min

      s—有效通风断面，取s=12m2

      k—采煤工作面面长调整系数，取k=1.1

         则，工作面配风量： Qai=60×1.6×12×1.1=1267 m3/min

3）按人数计算：

           Qai=4×Nai

           式中：N—采煤工作面同时工作的最多人数取

                 4—以人数为计算单位的供风标准是对每人每分钟供给4 

                 m3的规定风量。

则，需风量：Qai=4×23=92m3/min

4）经按风速进行验算：

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，即每个回采工作面的风量Qai为：

Qai≥0.25×60×12=180 m3/min

Qai≤4×60×14=3360 m3/min

    经按瓦斯涌出量，采煤工作面同时工作的最多人数验算。工作面风量最大值，即，Qai=1267 m3/min，取风量为1300 m3/min。

6.2、掘进工作面所需风量计算

1）按瓦斯涌出量计算

Qbi=100×qbi×kbi

式中：Qbi—第i个掘进工作面所需风量

      qbi—该掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量

      kbi—该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.5～2.0，取2.0.

则：  Qbi=100×5×2.0=1000 m3/min

2）按局部吸风量计算

Qbi=Qfi×Ii

       式中：Qfi—第I个掘进工作面局扇的吸风量，常用的4、11、28kw的系列局扇，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，还应该保证局扇的吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞。

            Ii—该掘进工作面同时运转的局扇台数，取I=2

      则：  Qbi=200×2=400 m3/min

3）按人数计算

Qbi=4×Nbi

式中：Nbi—掘进工作面同时工作的最多人数

则：  Qbi=4×23=92m3/min

4）按风速进行验算

每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量为：

Qbi≥0.25×60×Sbi

式中：Sbi—掘进巷道断面面积

则：  Qbi≥0.25×60×12=180 m3/min

经按瓦斯涌出量，同时工作面的最多人数，局部风机台数进行计算，风量取最大值Qbi=400 m3/min.

6.3、硐室所需风量的计算

1）带区绞车房

Qmo=60～80 m3/min

2)发热量大的机电硐室所需风量

                    Qgc=(A×Ng×θ)/(60 ×ρ×Cp×△t) m3/min

   式中：A—一个kwh的电量变为热量的当量，A=3600kj/(kwh)。

         Ng—某类硐室中机电设备运转的总功率，kw

         θ—该硐室中机电设备运转的发热系数，应该从实测中得出，一般可取水泵房的θ=0.02～0.04，压气机房的θ=0.02～0.23

         60—1小时等于60分钟

         ρ—空气的密度，一般取ρ=1.2kg/ m3

                  Cp—空气的定压比热，一般可取Cp=1.0006kj

△t—该硐室回风与进风的温差，△t=t1-t2

则：     Qgc=(3600×160×0.04)/(60×1.2×1.0006×2)=160 m3/min

采区硐室及其他设备总风量：

         ∑Qgc=160+80=240 m3/min

6.4、采区总需风量

                      Q= Qgc+Qbi+Qai=160+400+1300=1860 m3/min

考虑到漏风关系，采区总需风量：

Qwz=(∑Qai+∑Qai +∑Qgc+∑Qdi) ×kwz

式中：∑Qai—各回采工作面和备用工作面所需风量之和

      ∑Qai—各掘进工作面所需风量之和

      ∑Qgc—各硐室所需风量之和

      ∑Qdi—除上述各用风地点之外，其他巷道所需风量之和

      kwz—采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均衡等因素，该值应该从实际测量中和统计中求得，一般取1.2～1.5

则：              Qwz=1860×1.25=2325 m3/min

7、巷道断面的选择

7.1、煤层运煤平巷

煤层运煤平巷内采用胶带输送机运输煤炭，断面形状为梯形，如图：

巷道净高3300mm

净断面积：11.9m2

掘进断面积：12.8m2

7.2、煤层运料平巷

运料平巷中采用1.5吨矿车运输，断面形状为梯形，如图：

巷道净高：3000mm

净断面积：9.8m2

掘进断面积：11m2

7.3、分带运输斜巷

条带运输斜巷内采用胶带输送机运输煤炭，顶板为15厚的砂砾岩，故支护采用带帽木点柱和单体液压支柱。条带的可采煤层厚为1.82m，为了保证运输斜巷的断面积达到12m2的要求，巷道设计采用挑顶并卧底，断面形状为梯形。如图：

7.4、分带回风斜巷

此采区的瓦斯涌出量较低，因此在回风斜巷内布置轨道，设置配电箱、软化液泵站、设备列车和移动变电站。由于煤层较薄，为了满足巷道断面不小于10m2的要求，采用挑顶和卧底。具体尺寸如图所示：

7.5、带区煤仓

煤仓可以保证采掘工作面正常生产、充分发挥运输系统的潜力和保证连续均衡生产。按煤仓的中轴与水平面夹角分为垂直煤仓、倾斜式煤仓和混合式煤仓。根据煤层赋存、地质构造和带区内巷道布置情况，带区煤仓多采用倾斜煤仓，倾斜煤仓虽颗增加煤仓的长度和容积，便于与大巷连接，且仓口简单，附加工程量小，但是施工不方便。煤仓断面少数为方形，多数为圆形和拱形。本采区的布置中煤仓的垂直高度为60米，为了减小煤下落时的冲击，采用混合式煤仓，倾斜段倾角为65°，垂直段长度为20米左右。

按按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算煤仓容量Q

Q =Q0+LMbγC0k   

 式中： Q0—防空仓漏风留煤量，一般取5～10t；

L—工作面长度，米；

   M—采高，米；

b—截深，米；

  γ—煤的容重，1.35吨/立方米；

C0—工作面采出率；

k—同时生产工作面系数，取1.25.

所以Q =10+170×1.82×0.6×1.35×0.95×1.25=308吨

综上，设计煤仓垂直段高度为20米。

8、采区生产系统

运输系统：

采煤工作面采出的煤→条带运输斜巷→煤仓→大巷装车外运。

通风系统：

新鲜风流由运输大巷进入→进风行人斜巷→条带运输斜巷→冲洗采煤工作面→乏风由分带回风斜巷→带区煤层运料平巷→回风斜巷→回风大巷排出地面。

运料系统：

材料和设备由运输大巷→提料斜巷→带区煤层运料平巷→分带回风斜巷→工作面。

排水系统：

工作面涌水通过分带运输斜巷→带区煤层运煤平巷→进风行人斜巷→运输大巷。

排矸系统：

矸石的输送采用矿车运输→分带回风斜巷→带区煤层运料平巷→回风斜巷→回风大巷。

9、采区的主要经济指标及劳动组织表

一个月的课程设计结束了，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。

1、加深了对采矿专业知识，基本概念的理解。

2、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。

3、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。

4、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、工作制度到灾害源头的预测、抽放和防治多方面考虑，分别采取相应的措施，从而使工人的生命有了保障，劳动条件有了很大的提高。

最后，感谢在设计过程中曾热心帮助过我的老师和同学，尤其是我的指导教师老师。在设计期间，老师对我进行耐心的指导和帮助，使我学到了很多以前在书本上没有学到的东西，记得第一天透图时连比例尺都不会用，是老师教我一点点的做起。设计结束后我的最大收获是知道了该学些什么，该怎么去学。由于老师的指导，我的课程设计才能够保质保量的完成，再次向老师表示衷心的感谢！