浅议煤矿综合掘进机械的选型与改造

【摘要】随着机械工业的不断进步，我国综合机械化掘进设备不断地产生、改进并升级，而且综掘设备的适应范围也不断扩展。目前采煤技术及采煤核心装备的升级，传统的掘进方式已无法满足矿井回采的需要。因此改进煤矿综合掘进机械是势在必行的。

【关键词】煤矿；综合掘进机械；选型；改造

根据各煤矿、各采区，乃至各工作面的实际情况，合理选用大中小型煤巷、岩巷、半煤岩巷综掘设备，才能保证航道的掘进速度，进而保证整个矿井的接替需要。

1.综掘机的技术特点与应用

综掘机由履带式行走部上的回转角支撑着槽轴式悬臂切割机构，经电机驱动，液压油缸操作，刮板输送机装运，具有自行切割、装运、行走的功能，主要由横轴悬臂切割机构、装运机构、行走机构、液压系统、喷雾冷却系统、电器系统组成。下面以EBZ-90型综掘机在矿井8煤层工作面使用情况做以分析：

①煤层的赋存情况。煤层厚度为2.4～3.0m，平均厚度为2.8m，含0.2m夹矸，直接顶板为深灰色粉沙岩，局部为泥岩，厚度为9.0m，深灰色、坚硬、稳定，底板为深灰色粉沙岩，厚 4.3m，坚硬。②地质构造情况。工作面地质构造较为简单，存在断层和无炭柱，构造少，影响极小。③水文地质情况。水文地质情况较为复杂，主要含水层为02。和K2灰岩，分别位于102煤层的上部和下部。在遇到构造的情况下，发生突水是影响工作面生产的主要安全隐患，预计正常涌水量为150～200m3/h。④运输方式。采用EBZ-90型综掘机装煤，配合SDJ-800型胶带运输机运输。⑤EBZ-90综掘机使用后的效果。架棚支护使用EBZ-90型综掘机后，创下了大断面架棚巷道支护班架棚12架，班进尺10m的记采，日进尺22m的记录。综合平均单进382.5m/月，比炮掘单进188.8m/月，提高了102.6%，工效0.268m/工，比炮掘工效0.18m/l工提高了42.55。锚梁网支护最高进尺已经突破1000m/月大关，平均进尺稳定在600m/月。使用EBZ-90型综掘机后，减少了因放炮造成的事故隐患，杜绝了放炮事故，确保了掘进安全。使用EBZ-90型综掘机后，减少了因放炮震动造成的顶板和煤帮松动，减少了支护用品，降低了支护成本，保证了巷道掘进后顶帮的稳定性，降低了掘进对顶帮的破坏。

2.综掘机械的选型

综合机械化掘进工作面和采煤工作面的运用是现代化高产、高效矿井的标志。根据矿井的地质条件，选择合理的设备，才能发挥工作面的最大生产能力及实现安全生产。同时，采煤、掘进工作面设备的选型、设计、配套、使用和科学的管理是工作面高产、高效的保证。首先，选型原则。综掘机械各配套设备，必须适应与满足快速掘进的需要，综掘设备的协调性以保证工作面快速推进的需

煤矿采掘基本知识

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煤矿采掘基本知识一、矿井爆破 (一)爆破器材１.炸药炸药是在一定条件下,能够发生快速化学反应、放出大量热量、生成大量气体产物,显示爆炸效应的化合物或混合物。炸药爆炸后,在岩体内产生瞬时高压冲击波，冲击波从爆源向岩体内传播,并对周围煤岩体发生作用,把煤炭或岩石破碎下来。矿用炸药分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药,准许在地下有瓦斯和煤尘爆炸危险的工作面使用的安全炸药称为煤矿许用炸药。煤矿井下的所有爆破作业工作面,必须使用煤矿许用炸药。 2. 雷管雷管是一种装有起爆药的小管，用来起爆炸药的专用材料。雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管两种,电雷管由电能来起爆。电雷管又分为瞬发雷管、秒延期雷管和毫秒延期雷管。煤矿井下广泛使用毫秒延期电雷管。 3. 发爆器发爆器是用来供给电爆网路的电雷管起爆电能的仪器。《煤矿安全规程》规定，井下爆破必须使用发爆器。（二）爆破技术 1、掘进工作面爆破（1）炮眼分类及布置掘进工作面的炮眼，按其所起作用不同，可分为以下三类，如图3-11 所示: ①掏槽眼（又名掏心眼)。掏槽眼的作用是首先将工作面上某部分岩石破碎下来,为工作面形成第二个自由面,为其他炮眼的爆破创造有利条件。掏槽眼应比其他炮眼深１5~20厘米,叫做超深。超深的作用是使其他炮眼利用率提高。掏槽眼又分斜眼掏槽法、直眼掏槽法、混合式掏槽法。图３-11 炮眼布置示意图 Ⅰ-掏槽眼Ⅱ-辅助眼Ⅲ－周边眼

工作面掘进设计说明书.doc

优秀文档，无限精彩！ 12101工作面设计说明书

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第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系 12101工作面，位于12采区轨道下山的北部，上边（西部）为12061工作面采空区，下边（东部）为F101大断层（未开采），北面为14采区。二、巷道用途 12101工作面上顺槽主要承担12101工作面回采期间的回风、运料等任务。 12101工作面下顺槽主要承担12101工作面回采期间的进风、运输、行人等任务。三、巷道性质及工程量 1、12101工作面上顺槽为回采巷道，从12061下顺槽运料斜巷口开始扩修约30m，后225.8m沿原12061下顺槽下部的煤层顶板掘进，大部分为煤巷，不留保护煤柱，局部（由于按中线掘进，局部穿过12061采空区）为半煤岩巷。从12101上顺槽运料斜巷口到12101上顺槽切眼位置，总工程量为255.8m。前400m方位角为34046′，坡度随煤层顶板起伏，在-9—00之间，大部分为-30左右。 2、12101工作面下顺槽为煤巷，局部会遇到构造带为半煤岩巷。设计长度（从12101下顺槽进风巷里口至12101切眼位置）共360.2m，沿煤层顶板掘

进，坡度随煤层顶板起伏，在-6—30之间，一般为-30左右，方位角为18017′。 3、12101工作面切眼设计长度（从12101上顺槽设计位置到12101下顺槽设计位置）48.7m，沿煤层顶板掘进，切眼坡度随煤层顶板起伏，在-8—-180之间，一般为-100左右，方位角156°。详细情况可参照12101工作面设计平面图 4、开工时间：预计为2012年7月25日开始掘进。竣工时间：预计2012年12月底竣工。四、巷道服务年限服务年限：服务年限为3年（包括掘进与回采期间）。附：12101工作面设计平面图。第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 12101工作面相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系见表1。表1 12101工作面井上下关系对照表

矿井通风设计及风量计算方法

矿井通风设计施工时的基本原则和要求

通风系统合理可靠的含义

通风网络图的绘制矿井风量计算办法按照《煤矿安全规程》第一百零三条：“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次”，要求，根据《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），结合本矿开采的实际情况，制定本办法。一、全矿井需要风量的计算全矿井总进风量按以下两种方式分别计算，并且必须取其最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量： Q 矿进=4×N×K 矿通（m3/min）式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，m3/min.人； N——井下同时工作的最多人数，人； K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式取K 矿通 =～）。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量：按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： Q 矿进=（∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他）×K 矿通（m3/min）式中：∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式K 矿通取～）。二、采煤工作面需要风量按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i （m3/min）式中：∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。有符合规定的串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温（m3/min）

煤矿采掘基本知识

煤矿采掘基本知识一、矿井爆破（一）爆破器材1.炸药炸药是在一定条件下，能够发生快速化学反应、放出大量热量、生成大量气体产物，显示爆炸效应的化合物或混合物。矿用炸药分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药。煤矿井下的所有爆破作业工作面，必须使用煤矿许用炸药。2.雷管雷管是一种装有起爆药的小管，用来起爆炸药的专用材料。雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管两种，电雷管由电能来起爆。电雷管又分为瞬发雷管、秒延期雷管和毫秒延期雷管。煤矿井下广泛使用毫秒延期电雷管。3.发爆器发爆器是用来供给电爆网路的电雷管起爆电能的仪器。《煤矿安全规程》规定，井下爆破必须使用发爆器。（二）爆破技术1、掘进工作面爆破（1）炮眼分类及布置掘进工作面的炮眼，按其所起作用不同，可分为以下三类①掏槽眼（又名掏心眼）②辅助眼 ③周边眼（2）主要爆破参数巷道掘进的爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量的具体规定。巷道掘进爆破作业要按照《煤矿安全规程》及爆破参数执行。 2、回采工作面爆破（1）炮眼种类及布置炮眼布置方式（见图3-12）单排眼：用于薄煤层、煤质较软及节理发育的煤层。双排眼：包括对眼、三花眼。一般用于采高较小的中厚煤层及煤质中硬的工作面。三排眼：即五花眼。用于煤层坚硬和采高较大的中厚煤层工作面。（2）主要爆破参数炮采工作面的爆破参数主要包括炮眼布置、间距、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量的具体规定。炮采工作面爆破作业要按照《煤矿安全规程》及爆破参数执行。

二、巷道施工巷道施工方法包括钻眼爆破法和机械化掘进法。其主要工序有破岩、装岩、运岩和支护等。（一）破岩1.钻眼爆破法钻爆破岩法是指利用电钻或风钻进行打眼、装药爆破的方法。为了提高打眼的速度可以使用专门的钻眼机械打眼。钻爆破岩法推广光面爆破。光面爆破（简称光爆）是指在钻眼爆破过程中，通过采取一定措施，使爆破后的巷道断面形状、尺寸基本符合设计要求，并尽量使巷道轮廓以外的围岩不受破坏的一种破岩方法。2.机械化破岩法机械化破岩是指利用综掘机对煤岩体进行切割和破碎的方法（二）装岩与运岩装运岩煤有人工装运和机械装运2种方法。常用的装岩机有耙斗式、铲斗式、蟹爪式装岩机等设备。运输普遍采用矿车，用人或电机车调车。掘进煤巷时可以直接用刮板输送机或带式输送机运煤，综掘设备本身连接有装煤运煤设施。（三）巷道支护巷道支护材料有水泥、石料、混凝土、木材和金属材料（如轻便钢轨、矿用工字钢、特殊工字钢、矿用特殊型钢等）。支护的形式有架棚支护（金属拱形支护、木支护）、锚杆支护、锚喷支护、砌碹支护等。其中，锚喷支护和砌碹支护属于巷道永久支护，其服务年限较长。架棚支护砌碹支护砌碹支护的主要形式是直墙拱顶式,是一种被动支护形式，如图3-14所示。该支护具有坚固、耐久、防火、通风阻力小等优点。缺点是施工复杂、劳动强度大、成本高和进度慢等。直墙拱顶支护由拱、墙和基础3部分组成。锚杆支护、喷射混凝土与喷浆支护锚喷支护。锚杆支护就是将锚杆预设在围岩中，使岩体得以加固，形成一个完整的支护结构，是一种主动支护形式，支护原理如图3-15所示。锚杆的种类有钢筋或钢丝绳砂浆锚杆、金属锚杆、木锚杆、树脂锚杆等。喷射混凝土与喷浆支护：喷射混凝土是将一定配合

综采工作面设备选型报告

a:支架的梁端距m 0.34 B:支架的宽度m 1.5 3）底板比压校核：根据工作面最大顶板载荷强度计算支架对底板的最大比压： D=P×支架支护面积/支架底座面积根据工作面地质说明书提供的煤层底板抗压强度S=4.5 KN/m2,与计算结果D=1.8 KN/m2比较，S＞D，支架对底板比压符合要求。 4）、ZZ4400/16/25型支架主要技术参数：支架高度 1.6—2.5m 支架长度6m 不含前伸梁的长度支架中心距 1.5m 支架工作阻力4357—4381 KN 支架初撑力3915—3957 KN 移架步距0.6m 泵站压力31.5Mpa 支架重量约14t 乳化液浓度3-5% 前伸梁长度0.6m 端头架ZYG5000/18/28型过渡支架技术参数：支架高度 1.8—2.8m 支架长度 6.4m 不含前伸梁的长度支架中心距 1.5m 支架工作阻力5000 KN 支架初撑力3845 KN 移架步距0.6m 泵站压力31.5Mpa

支架重量约18.5t 乳化液浓度3-5% 前伸梁长度0.6m 根据以上计算结果，选用ZZ4400/16/25型支架，其工作阻力为4381KN，大于计算所需工作阻力2693.28KN，工作面端头选用ZYG5000/18/28型支架，以上支架均能满足采煤工作面顶板支护强度需要。（二）、采煤机的选型依据 1）根据12050工作面设计该工作面采用倾斜长壁综合机械化采煤法开采+放顶煤工艺，工作面设计采高为：2.2m，循环进的为0.6m，放煤高度：2.5m，采放比1：1.1。满足矿井生产能力核定的产量要求。 2）MG160/390-WD双滚筒采煤机，其主要技术参数为：采高：1.4～2.8m 截深：600mm 装机功率：391kW 牵引速度：0～7m/min 牵引方式：销轨式无链条电牵引牵引力：408kN 供电电压：1140V 根据MG160/390-WD双滚筒采煤机的技术参数，选用该型号采煤机符合要求。（三）、输送机的选型依据 1）12050工作面正规循环生产能力 W=LS hr c1 =120×0.6×4.7×1.46×93% =459.5t 式中W—正规循环生产能力 L—工作面长度，120m；

29202掘进工作面局部通风设计

第一章概述 29202 运输顺槽为二采区29202 回采工作面运输顺槽，担负9202 回采工作面出煤、运输、通风、行人、管线敷设等任务。设计长度 840m,开口位置二采区运输巷，距29201运输顺槽往北34 米，方位角118° 00’ 00〃。29202运输顺槽断面为矩形，净断面：宽 4500mn￥高3000mm 第二章风量计算一、按瓦斯涌出量计算： Q=100qk 式中：Q 掘进工作面实际需要风量，n l/min ; 100——按掘进工作面回风流瓦斯浓度不超 1.0%的换算系数； q――掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为矿井瓦斯涌出量的15%，为0.17m3/min ； k――掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取1.6 ; 因此：Q=100qk=100X 0.17 X 1.6=27.2 m 3/min ;

二、按照CO涌出量计算

Q=67qk 式中：67——以掘进工作面回风流中CO2 浓度不超过 1.5%的换算系数； q――掘进工作面回风流中平均绝对CQ涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CO2 涌出量为矿井CO2 涌出量的15%，为0.23m3/min ； k――掘进工作面因CO涌出不均匀的备用风量系数，取 1.6 ； 3 因此：Q=67qk=67X 0.23 X 1.6=25 m /min ; 三、按工作人员数量计算： Q> 4N 式中：Q ---- 掘进工作面实际需要风量，m/min ; 4 ---- 每人每分钟供给的最低风量，m/min ; N――掘进工作面同时工作的最多人数；取20; 因此：Q> 5.44N=4 X 20=80 m3/min ; 四、稀释无轨胶轮车排放尾气需风量 Q>4NPK 式中：Q ---- 掘进工作面实际需要风量，m/min ; 5.44 ――每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min ； N――掘进工作面矿用防爆柴油机车的数量，1台； P――掘进工作面矿用防爆柴油机车的功率，75KW 1; K――配风系数，使用一台矿用防爆柴油机车运输时，取

设备设计计算与选型

第三部分设备设计计算与选型 3.1苯∕甲苯精馏塔的设计计算通过计算D=1.435kmol/h ， η=F D F D x x ，设%98=η可知原料液的处理量为F=7.325kmol/h ，由于每小时处理量很小，所以先储存在储罐里，等20小时后再精馏。故D=28.7h koml ,F=146.5kmol/h ,组分为18.0x =F ,要求塔顶馏出液的组成为90.0x D =,塔底釜液的组成为01.0x W =。设计条件如下：操作压力:4kPa （塔顶表压）；进料热状况:自选；回流比:自选；单板压降:≤0.7kPa ；全塔压降:%52=T E 。 3.1.1精馏塔的物料衡算 (1) 原料液及塔顶、塔底产品的摩尔分率苯的摩尔质量 11.78M A =kg/kmol 甲苯的摩尔质量 13.92M B =kg/kmol 18.0x =F 90.0x D = 01.0x W = (2) 原料液及塔顶、塔底产品的平均摩尔质量 =F M 0.18×78.11+(1-0.18)×92.13=89.606kg/kmol =D M 0.9×78.11+(1-0.9)×92.13=79.512kg/kmol =W M 0.01×78.11+(1-0.01)×92.13=91.9898kg/kmol (3) 物料衡算原料处理量 F=146.5kmol/h 总物料衡算 146.5=D+W 苯物料衡算 146.5×0.18=0.9×D+0.01×W 联立解得 D=27.89kmol/h W=118.52kmol/h

3.1.2 塔板数的确定 (1)理论板层数T N 的求取苯—甲苯属理想物系，可采用图解法求理论板层数。 ①由物性手册查得苯—甲苯物系的气液平衡数据，绘出x —y 图，见下图3.1 图3.1图解法求理论板层数 ②求最小回流比及操作回流比。采用作图法求最小回流比。在图中对角线上，自点e （0.45，0.45）作垂线ef 即为进料线（q 线），该线与平衡线的交点坐标为 667.0y q = 450.0x q = 故最小回流比为 1.1217 .0233 .045.0667.0667.09.0x y y x q q q min ==--= --= D R 取操作回流比为 R=22.21.12min =?=R ③求精馏塔的气、液相负荷 L=RD=2.2×27.89=61.358kmol/h

煤矿掘进工艺(大全)0001

目录一、综掘工作面施工工艺 (1) 二、炮掘工作面施工工艺 (3) 三、综掘机操作工艺 (5) 四、综掘皮带机司机操作工艺 (7) 五、掘进电钳工操作标准 (7) 六、掘进修理工操作标准 (8) 七、掘进放炮员操作标准 (8)

、综掘工作面施工工艺工艺流程：交接班→检查→割煤→敲帮问顶→修帮修顶→移前探梁→钻锚杆眼→注锚杆→挂金属网和钢带→紧固锚杆→清理回收工作面→打锚索（一）准备工具 1、工具：扳手、钳子、螺丝刀、锤子等； 2、备品配件：截齿、销子、喷雾头等； 3、综掘机机所须润滑油等。（二）进行交接班工作 1、认真执行井下交接班制度，本班必须了解上一班工作面安全生产情况和设备运转情况，根据实际情况采取相应措施进行处理。 2、进入工作面首先检查工作面通风情况，观察风筒是否鼓涨，鼓涨说明风量充足，风筒距离工作面不大于12 米。 3、开工前必须检查工作面支护情况，观察巷道顶帮是否保持设计形状，顶帮有无下沉和凸出，前探梁支护是否合格。各种支护是否达到有关技术规定。 4、全面检查综掘机各部件完好情况，包括截齿、喷雾、照明、供电和油位等，有一项不完好不得开工。 5、根据激光线用卷尺检查巷道成形情况，检查巷道宽度、高度是否满足设计要求。（三）作业 1、工作面截割时一人站在掘进机非操作侧急停按扭后监护，其余人员不得站在掘进机前方和两侧。截割深度原则上应根据作业规程规定的锚杆排距确定，但也必须结合工作面煤层软硬情况及时调整；截割宽度和高度必须依照激光线而定。 2、综掘机截割头切割方法：顶板岩性好时，一般由巷道底部向顶部切割。顶板破碎时，应先从巷道顶部切割，并立即架好前探梁护好顶，再向下切割。煤层较软或破碎时可将截割进尺深度调整为400mm，截割后先敲帮问顶，安全情况下进行超前锚杆支护，然后继续掘进，掘进到作业规程规定深度后方可挂网。掘进半煤岩巷道应先割煤后割岩，即先软后硬的原则。 3、截割过程中，严格按照给定的中、腰线进行施工，掌握准确的截割范围，防止出现超挖欠挖现象。根据不同性质的煤岩，必须确定不同的截割方式以及合适的进刀深度。 4、工作面帮角必须截割到位，落煤通过截割头和掘进机扒爪扒入掘进机刮板机。 5、掘进机截割完后，应将截割头落地并停电闭锁。敲帮问顶后应用十字镐将帮顶修平修整，使巷道断面达到设计要求。（四）安全注意事项 1、移前探梁，前探梁必须用背板背平接实。 2、作业前必须在前探梁支架的掩护下操作。用卷尺按照作业规程规定的锚杆间排距确定眼位，并用粉笔或油漆作好记号。钻眼尽量使钻杆垂直巷道轮廓线，钻眼深度要比锚杆长度浅80-100mm。钻眼时，打眼的顺序应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。（五）支护 1、安装锚固剂前应将眼孔内的积水、煤粉清理干净。

井下煤矿掘进工作面爆破设计方案

. 大理州双河煤矿有限责任公司井下巷道掘进爆破设计编制单位:大理州双河煤矿有限责任公司编制部门:矿井小型机械化项目办公室编制日期: 2016 年 11 月 25 日

编制人员名单表审核人员

目录矿井基本情况井下巷道爆破环境描述掘进爆破设计目的及要求爆破参数的确定凿岩工作

一、矿井基本情况 (一)项目名称、所在位置及隶属关系 1、项目名称：大理州双河煤矿有限责任公司双河煤矿机械化改造。 2、所在位置：大理州双河煤矿有限责任公司双河河煤矿（以下简称“双河煤矿）位于大理州剑川县城北西330°方向，直距约10km。地处剑川县东岭区石菜江村境内。 3、隶属关系：该机械化改造工程项目法人为大理州双河煤矿有限责任公司，属民营企业。 (二)项目背景双河煤矿为大理州双河煤矿有限责任公司的子公司。双河煤矿为一小型矿山企业，主要经营煤炭开采和销售，现在册职工125人。矿山始建于1965年，前身为国有煤矿，年产量1万吨左右。2006年以后，矿井通过技术改造，逐步完善了生产系统，矿井产量逐年增加，近年产量在4.5万吨左右，云煤行管[2008]23号文件核定生产能力5万t/a，在大理州“十一.五”煤炭资源整合中属单独保留型矿井，拟整合规模9万t/a。双河煤矿于2009年1月申请延续办理了采矿许可证，证号：C03120，有效期十年，自2009年1月至2019年1月。根据《云南省大理州双河煤矿有限公司双河煤矿资源储量核实报

告》，双河煤矿截至2008年12月，矿界范围内共获资源总量386万吨。保有资源储量218万吨。为进一步规范采掘部署，改进采煤工艺，优化施工组织，充分合理地开发利用资源，确保矿井持续稳定发展，并为认真落实安监总煤行【2010】178号、云工信煤技【2012】614号精神，按照“大力推行小型煤矿机械化改造，淘汰落后生产工艺，提高技术装备水平，提升安全保障能力”的要求，双河煤矿拟在对矿井采掘运系统进行机械化改造。目前项目已经取得开工备案并与2015年6月正式开工建设。二、井下巷道爆破环境描述 1、工作面位置范围：该掘进工作面位于四平硐下部，距四平硐硐口300m，南以16上山二级的上出口为界，北以四平硐运输平巷为界，西以原16上山二级上部的采空区为界，东以五平硐北三运上部的待采掘区域为界。工作面走向长度为240m，倾向长度为76m，该煤层属双河南井田C1煤层，含矸1～2层，为简单结构煤层，煤层厚度稳定，变化不大，上层煤在1.2～1.6m，（可采煤层），中间夹矸为0.2～0.8m，下层煤0.2～0.5m，（一般不可采），即：1.4～1.8m，平均厚度1.6m；煤层倾角9～13°，平均倾角11°，为进水平煤层，该煤层属长焰煤，煤质中硬，硬度系数f：2～5、岩石硬度系数f：7～11。 2、掘进目的用途：主要为探明一采区的资源及地质构造情况，解决一采区采掘工作面的通风线路（主要是回风）过长等问题。详见

掘进工作面局部通风机长距离通风技术

国投昔阳能源有限责任公司技术创新成果申报表项目名称：掘进工作面长距离通风技术研究与应用起止时间：2007.10.22—10.29 应用时间：2007.10.29—至今鉴定时间：2007.11.30 完成单位：通防科协作单位：安监科鉴定单位：国投昔阳公司生产安全部申报单位：单位负责人：（盖章）（签字）报出日期： 2008.1.10

附掘进工作面长距离通风技术研究与应用一、概述国投昔阳黄岩汇煤矿隶属于国投昔阳能源有限责任公司，属国有煤矿。于2005年由省煤炭工业局批准开工，进行改扩建，设计生产能力0.9Mt/a，主要开采15号煤层，煤层瓦斯含量为12.05-19.11m3/t.r。随采掘工作面机械化程度的提高、煤层开采深度的增加，矿井瓦斯含量和瓦斯涌出量随之增大，瓦斯已对矿井安全生产构成威胁。一采区15101工作面走向长度为1530m，工作面内富含断层、

陷落柱等地质构造，15101胶带顺槽掘进工作面实际单台局部通风机供风最远距离将达到1500m，工作面掘进前期经常出现迎头风量不足，瓦斯超限等现象。如何做好局部通风技术工作，保证掘进面有充足的风量，成为制约快速安全掘进的关键。为了确保15101胶带顺槽综掘工作面有效风量，切实保障综掘工作面快速掘进需要，通防科通过风量精确计算，在尽可能使用原有设备设施的基础上，引进了国内先进的风筒快速软接头，并通过加强制度化管理，狠抓现场管理，落实自动化监测监控，使我矿在最小投资、最经济运行费用的同时，保证了综掘高效掘进工作面的安全供风。根据《15101胶带顺槽掘进工作面作业规程》，工作面有效风量设计为300m3/min，我矿通过采用一系列先进通风技术，并通过严格的通风管理，在不更换大功率风机的条件下，仍延用工作面目前使用的FBD-6.3/2×15型局部通风机（功率为2×15KW），成功实现了长距离快速掘进通风要求。二、实现长距离通风主要技术手段（一）加强局部通风管理、提高有效供风量 1、减少漏风 1.1我矿在风筒联接方面采用先进的风筒快速接头软带（如图），该风筒快速接头器,依据MT 165-2007标准中风筒连接软带规定生产制造,以PVG为材质,采用挤出成型工艺制造,主要用于风筒端口与端口连接,预防风筒连接处漏风;具有操作方便,连接牢固,可循环利用等特点。在保证风筒联接强度的同时，最大限度减少了风筒接头漏风。

综采工作面设备选型设计与计算

前言一、概述 1.1设计题目、条件、任务及相关资料 1.1.1设计题目和条件 1.1.2任务和相关资料 1.2选型的基本原则 1.2.1采煤机 1.2.2运输机 1.2.3液压支架二、采煤机的选型 2.1初选采煤机 2.1.1根据煤的坚硬度选型 2.1.2根据煤层厚度选型 2.1.3根据煤层倾角选型 2.2滚筒 2.2.1滚筒直径的确定 2.2.2滚筒截深 2.3采煤机的生产率 2.3.1理论生产率 2.3.2技术生产率 2.3.3实际生产率 2.4采煤机的牵引力和允许的最大牵引速度 2.4.1牵引力 2.4.2最大牵引速度 2.5防滑设备三、液压支架的选型 3.1确定架型 3.2主要参数计算和支架型号的确定 3.2.1支护强度和工作阻力 3.2.2初撑力 3.2.3支架高度 3.2.4顶梁长度 3.2.5确定支架型号 3.3支架布置台数四、输送机的选型 4.1.刮板输送机的选用原则 4.2运输能力的验算 4.3刮板输送机电机功率的验算五、乳化液泵站的选型 5.1乳化液泵 5.2乳化液泵的电机功率 5.3乳化液参考文献总结

前言一、概述 1.1设计题目、条件、任务及相关资料 1.1.1设计题目和条件 1.1.2任务和相关资料工作面长度：350米；倾角：40度；煤层平均厚度：4.5米；顶板中等稳定；A=230N/mm f=3.5.

1.2选型的基本原则 1.2.1采煤机 1.2.2运输机 1.2.3液压支架二、采煤机的选型 2.1初选采煤机 2.1.1根据煤的坚硬度选型煤的力学性质主要包括煤的坚硬度系数f,抗压强度,截割阻抗A,韧性,层理和节理的发育状况,夹石含量及分布等.这些因素关系到选择采煤机械的工作机构形式和采煤机械的功率大小.

61114掘进工作面局部通风设计Word版

61114掘进工作面局部通风设计一、概况 61114掘进工作面布置在6号煤层中，本煤层为低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸性。综掘队将要掘进61114掘进工作面，为了保证掘进期间安全生产，编制通风设计如下：二、巷道布置 1、巷道断面规格： 61114掘进工作面为矩形断面，巷道规格：巷（净）宽5.2m、高3.5m，断面积为18.2m2。根据掘进队提供的设计，61114掘进工作面设计长度为：1044m。 2、施工顺序：施工方向为：61114胶运联巷至61114胶运顺槽；61114辅运联巷至61114辅运顺槽。三、系统风量分配及设备选型 1、依据：（1）瓦斯：掘进工作面风流和回风流中瓦斯浓度＜1.0%（二氧化碳浓度＜1.5%）。（2）温度：掘进工作面≤26℃。（3）风速：掘进中的煤巷0.25m/s≤V≤4m/s。（4）无循环风：供给局部通风机的全风压风量必须大于该风机的吸风量。（5）计算依据：AQ1056—2008煤矿通风能力核定标准。 2、掘进工作面需风量计算：每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌

出量、人员、有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

3、61114胶带巷掘进面需风量计算： ①按瓦斯涌出量计算 hf hg hg Q 100q k =??=100×0.23×1.2= 27.6m 3 /min 式中： qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.23m 3 /min ； khg ——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 ② 按二氧化碳涌出量计算 hf hg hg Q 67q k =??=67×0.66×1.2=53.1m 3 /min 式中： qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.66m 3 /min ； khg ——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。 ③ 按局部通风机实际吸风量计算： Qhf=Qaf ×I+60×0.25Shd=500×1+60×0.25×19=773m 3 /min 式中：

巷道掘进施工组织设计

一、工程概况 (一)、采区设计说明书及批准时间 1、《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。 2、掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输的需要。、皮带顺槽及切眼总工程量为1890m（平距）。巷道坡度为1°～9°，平均5°。（二）、水文地质条件： 1、地面相对位置及邻近采区开采情况该面位于工业广场以北，矿铁路专用线以东。工作面中部有孙刘庄村、西南有曹铺村；东北有北张村和梁宝寺二中、胶带厂；东南有邴庄村；以东有高庄村。另有2条高压线、一条通信线在该面上方穿过。该工作面井下位于采区西翼轨道大巷北翼。以南为西翼集中轨道、西翼集中皮带、西翼集中回风大巷；北至F7断层上盘防水煤柱线；以西250m为正在掘进的16工作面皮带顺槽；以东为正在掘进的北翼集中轨道巷。该面大部分位于孙刘庄村和高庄村保护煤柱内，小部分位于曹铺村、邴庄村、北张村、梁宝寺二中和胶带厂以及工业广场保护煤柱内。 2、煤（岩）层赋存特征该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。煤层普氏硬度系数f=1.8。、地质构造据物探资料，该工作面位于南宋庄背斜西部，煤岩层主要为向东北倾伏的褶曲构造，煤

层走向变化较大。该面煤岩层倾角1～9°，平均5°。依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。断层情况详见下表：断层情况表 4、水文地质（1）水文地质情况影响该面掘进的含水层主要有煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和３上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。 ①、煤层顶、底板砂岩裂隙含水层根据附近L4-2、L4-6等钻孔资料，煤层顶板砂岩裂隙含水层厚度为2.1m；由细砂岩和中砂岩组成；煤层底板砂岩裂隙含水层，厚度为17.9m，由中砂岩组成。据地质报

综采工作面设备选型报告

12050工作面设备选型及验算报告一、工作面概况 12050工作面位于新义井田12采区，北部为新义井田与新安井田边界保护煤柱，南部为西翼回风大巷保护煤柱，东部为12040工作面采空区，西部为12060工作面未采区。地表无水体，地貌多为林地、草地、耕地等，有少量居民住户。井下标高-298.3m～-220.56m，对应地面标高+368m～+399m。表：采面规格及储量表工作面主要设备配备表

二、设备选型基本原则 1）设备选型在满足矿井生产的基础上以成熟可靠、经济合理和关键设备技术先进为原则； 2）简化工艺系统，选用处理量大、运行效率高的设备。 3）同类产品在满足工艺要求前提下采用同一型号，减少备品备件种类，便于设备检修。三、设备选型 (一)、液压支架的选型依据 1、支护强度计算： 1）工作面顶板支护强度： Q=K×g×h×r Q=5×9.8×2.2×2.4=258.72（KN/m2）式中： Q：支护强度 K：安全系数（4-8）取5 g=9.8 h: 采高取2.2 m r：顶板岩石容重支架顶部上覆岩层平均容重取2.4t/m3 2）支架工作阻力计算： P=Q×(L1+L2+a)×B P=258.72×(6+0.6+0.34)×1.5=2693.28(KN) 式中： Q:支架支护顶板所需的支护强度258.72KN/m2 L1:支架长度m 6 L2:前伸梁长度m 0.6 a:支架的梁端距m 0.34 B:支架的宽度m 1.5

3）底板比压校核：根据工作面最大顶板载荷强度计算支架对底板的最大比压： D=P×支架支护面积/支架底座面积根据工作面地质说明书提供的煤层底板抗压强度S=4.5 KN/m2,与计算结果D=1.8 KN/m2比较， S＞D，支架对底板比压符合要求。 4）、ZZ4400/16/25型支架主要技术参数：支架高度 1.6—2.5m 支架长度 6m 不含前伸梁的长度支架中心距 1.5m 支架工作阻力 4357—4381 KN 支架初撑力 3915—3957 KN 移架步距 0.6m 泵站压力 31.5Mpa 支架重量约14t 乳化液浓度 3-5% 前伸梁长度 0.6m 端头架ZYG5000/18/28型过渡支架技术参数：支架高度 1.8—2.8m 支架长度 6.4m 不含前伸梁的长度支架中心距 1.5m 支架工作阻力 5000 KN 支架初撑力 3845 KN 移架步距 0.6m

掘进工作面风量计算

矿井与采区通风设计矿井通风设计内容与要求矿井设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。它的基本任务是结合矿井开拓、开采设计，建立其安全可靠、经济合理、管理方便的通风系统。一、矿井通风设计的依据矿井通风设计的依据主要有：矿井自然条件和生产条件。 1、矿井自然条件（1）矿井地质图、地形图。（2）煤层瓦斯含量、瓦斯压力，瓦斯及CO2涌出量，煤（岩）与瓦斯（CO2）突出危险性。（3）煤的自燃倾向性及自然发火期。（4）煤尘爆炸性。（5）矿区地面气候条件，包括年最高气温、最低气温及平均气温，地温及地温增深率等。 2、矿井生产条件（1）矿井年产量及服务年限。（2）矿井开拓系统、开采系统、运输系统。（3）采区储量、采煤工作面位置及产量。（4）同时开采煤层数、采区数、采掘工作面数。（5）井下同时工作的最多人数，采掘爆破的炸药最大消耗量，井巷支护方式和断面。

（6）邻近生产矿井与通风设计有关的经验数据、风量计算方法。（7）通风设备的产品目录、价格，矿区电费。二、矿井通风设计的内容和要求矿井设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进和经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建、改扩建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况作出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有的通风系统基础上提出更完善、更切合实际的通风系统设计。矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 1、矿井基建时期的通风矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道的通风。这个时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，安装主要通风机，此时利用主要通风机对已开凿的井巷实行全风压通风，缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 2、矿井生产时期的通风矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿井开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，可分为两中情况：（1）矿井服务年限不长时（15～20年），只做一次通风设计。设计中以矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期，矿井通风阻力最大时为通风困

掘进工作面设计说明书

xxxxx掘进设计说明书编号：号编制单位：xxxxxxx 编制日期：2017年10月

设计会审记录

目录 1. 概况........................................................... - 1 - 1.1概述 - 1 - 1.2编写依据 - 1 - 2. 地面相对位置及地质情况........................................... - 2 - 2.1 井上下对照关系表............................................ - 2 - 2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造................................ - 3 - 2.3 地质构造.................................................... - 5 - 2.4 水文地质.................................................... - 5 - 2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性........................................ - 5 - 2.6 煤质指标.................................................... - 5 -3．巷道布置及支护设计.............................................. - 6 - 3.1 巷道布置.................................................... - 6 - 3.2支护设计 - 8 - 3.3支护工艺设计 - 13 - 3.4工程质量验收标准 - 14 - 3.5 矿压观测设计............................................... - 14 - 4. 施工方法及工艺设计.............................................. - 16 - 4.1 施工方法................................................... - 16 - 4.2 设备配备及技术特征......................................... - 17 - 5. 生产系统设计.................................................... - 20 -

掘进工作面串联通风安全技术措施

郑州嵘昌集团宏鑫煤业有限公司 21071上副巷掘进串联通风安全技术措施

编制单位：通风科编制时间：2016年5月10日 21071上副巷掘进串联通风安全技术措施一、概况目前即将施工的21071上副巷掘进工作面由于受现场条件限制，实行独立通风有困难，回风流乏风串入了21091采煤工作面，为确保安全生产，特编制该措施。二、串联地点 21071上副巷作业地点回风→21091采煤工作面三、串联情况串联时间约30天；掘进工作面安装2×22kw风机；风筒 Φ800mm，配备风量380 m3/min，回风流瓦斯0.04%。四、安全技术措施（一）局部通风管理 1、局部通风机设专人管理，风机安装在21轨道下山进风流中，距21071上副巷开口不得小于10米，并同时吊高或垫高，距巷道底板不小于0.3米，并保持局部通风机部件完好，高压部位严禁跑风，破口及时修补，确保迎头风量达到设计风量。

2、掘进供风严格使用双风机自动倒台装置、严格执行风电闭锁和瓦斯电闭锁，风机设专人挂牌管理。 3、风筒要吊挂平直，不拐死弯，接头严密不漏风，逢环必吊，破口及时缝补，出风口距迎头不超过5米。 4、停电停风时，人员必须迅速撤到全风压进风流中去。每天应进行一次通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。（二）瓦斯管理工作面及回风流瓦斯每班检查不少于3次，特殊情况相应增加检查次数，出现瓦斯异常情况串与被串工作面均应立即停止工作，撤出人员、切断电源，查明原因，及时汇报矿调度室，制定相应措施，及时处理，当瓦斯不超过规定时，方可恢复工作；其它按作业规程相关规定执行，严禁瓦斯超限作业；按规定在被串21091采煤工作面前安设瓦斯断电仪，报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围应符合《煤矿安全规程》有关规定（甲烷断电仪位置、报警值、断电值、复电值如下： ①. 掘进工作面迎头断电仪，安装位置：探头距掘进工作面迎头≤5米，报警值≥1.0%、断电值≥1.5%、复电值＜1.0%。断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电器设备； ②. 掘进工作面回风巷断电仪，安装位置：探头距掘进工作面出口往里10~15米，报警值≥1.0%、断电值≥1.5%、复电值＜1.0%。断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电器设备； ③. 被串21091工作面断电仪，安装位置：21091运输巷探头距掘进工作面出口往里10~15米，报警值≥0.5%、断电值≥0.5%、复电值

空气压缩机设备选型能力核算

空气压缩机设备选型能力核算一、计算依据根据国家煤矿安全监察局安监总煤装[2010]146号文件精神，要求“煤矿和非煤矿山要制定和实施生产技术装备标准，安装监测监控系统、井下人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统等技术装备，并于3年之内完成”的要求。压风管路通过主斜井送至井下。最大班下井人数73人，其中回采工作面34人，每个掘进工作面14人。现根据国家安监总局、国家煤监局2007年8月9日颁发安监总煤行[2007]第167号文件，按用于灾害防治时，最大班下井总人数每人0.3m3/min计算确定压风系统供风量。矿井风动设备配备见表7-4-1。表7-4-1风动工具配备表名称及型号技术参数台数压力耗风量湿式混凝土喷射机ZP-Ⅱ0.5MPa5～8m3/min1风镐G100.5MPa 1.2m3/min2气动锚杆钻机MFC-1218/29620.5MPa 2.8m3/min2凿岩机ZY240.5MPa 2.8m3/min2 风煤钻ZQS-200.5MPa 1.2m3/min3 二、空气压缩机选型 1.压缩机必须的供气量

（1）风动工具所需压缩机必须的供气量 Q=a 1a 2γΣq i n i k i =32.72m 3/min 式中：a 1——沿管路全长的漏气系数，a 1=1.2； a 2——机械磨损耗气量增加系数，取1.15； γ——海拔高度修正系数，a 3=1.01； q i ——每台风动工具的耗气量，ZP-Ⅱ型混凝土喷射机耗风量8m 3/min ，G10型风镐耗风量1.2m 3/min ，MFC-1218/2962型气动锚杆钻机耗风量2.8m 3/min ，ZY24型凿岩机耗风量2.8m 3/min ，ZQS-20型风煤钻耗风量1.2m 3/min ； n i ——用气量最大班次内，同型号风动机具的台数，ZP-Ⅱ型混凝土喷射机1台，G10型风镐2台，MFC-1218/2962型气动锚杆钻机2台，ZY24型凿岩机2台，ZQS-20型风煤钻3台； k i ——同型号风动机具的同时工作系数，ZP-Ⅱ型混凝土喷射机取1，G10型风镐取0.90，MFC-1218/2962型气动锚杆钻机取0.9，ZY24型凿岩机取0.90，ZQS-20型风煤钻取0.90。（2）井下发生事故时，工作人员所需压缩机必须的供气量Q ＝3.0731???γα＝1.2×1.01×73×0.3＝26.54m 3/min 。式中：0.3——每人所需供气量0.3m 3/min ； 73——压风供氧人数。 2.压缩机必须的出口压力：p=p g +ΣΔp+0.1=0.7Mpa 式中：p g ——风动工具所需的工作压力，p g =0.5Mpa ； ΣΔp——压气管路的最大压力损失之和，ΣΔp=0.1Mpa ； 0.1——考虑到橡皮软管、旧管和上、下山的影响而需要增加的压力值，Mpa 。 3.压缩机的选择