采矿工程课程设计说明书[优秀]

课程设计说明书学校:学院:专业班级:姓名:指导教师:设计日期:目录第一章:课程设计大纲 (2)第二章:采区开采范围及地质情况 (3)第三章:采区工业和可采储量 (6)第四章:采区巷道布置 (8)第五章:采煤方法及回采工艺 (14)第六章:采区生产能力及服务年限 (18)第七章:采区巷道断面设计 (21)第八章:采区生产系统及设备 (27)第九章:采区主要经济技术指标 (35)第十章:安全措施 (36)第一章课程设计大纲一、实践课程的性质、目的与任务采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节.是在“矿山压力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上,通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程. 通过采区设计要达到下列目的:1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识;2.掌握采区开采设计的步骤和方法;3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力.本课程设计的主要任务是:1.编写采区设计说明书一份(30～50页);2.设计图纸部分:①采区巷道布置平、剖面图(平面图1:2000,剖面图1:1000);②工作面布置图(平面图1:100或1:200,剖面图1:100或1:50),其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表;二、课程设计的基本要求1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解,提高对就业岗位的感性认识;2.使学生在课程设计过程中,独立完成教学要求,提高设计工作能力;3.使学生能熟练采区设计内容级步骤,提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力.第二章采区开采范围及地质情况一. 采区的位置及开采范围本采区位于河北某矿4采区(二水平),走向长度2125米,倾向长度1150米/cos13°=1185米.煤层面积2518125米2.二. 采区地质1、地质构造:本井田储量丰富、地质构造中等,井田为单斜构造,以断裂构造为主.矿井地质构造简单.地层走向为34 º,倾向向东南倾斜,倾角10º—15º.其特点是断层少,褶曲起伏变化较小,对开采影响不大;对矿井开采,尤其是初期开采影响很小.2、煤层本井田共有3个煤层,煤层总厚17.44米,含煤系数为8.7%.不稳定的煤层为10、11、12号煤层,详见可采煤层特征表.砂质泥岩、粉砂岩.三. 开采技术条件经地质分析及预测, 12号煤瓦斯涌出量小于1米3/t,煤层最大瓦斯涌出量2米3/t,为低瓦斯矿井.经鉴定本矿井为低瓦斯矿井, 12号煤瓦斯绝对涌出量4.0 米3/米in.根据地质报告提供的资料,煤尘无爆炸危险性,自燃倾向等级为三类不易自燃煤层.根据70个钻孔井温测量结果分析,本井田地温梯度在距地表深度1100米以上为1.49～2.81℃/100米,低于或接近正常地温梯度(3℃/100米);仅在距地表深度1100～1200米之间地温度为3.1℃/100米,略高于正常地温梯度.因此,本井田属于正常地温梯度区.各煤层的顶底板岩性多为砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩,顶板易于冒落,属中等条件的顶板管理方法.井田内基本无小窑开采,现开采与基建的小井都在井田浅部以外.本矿井属水文地质条件简单的矿井,绝大部分煤层位于奥灰水位以上,仅深部很少部分受奥灰水影响.本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大,需采取抽放措施,对将来开采有一定影响.四、水文地质特征(一)、含水层本矿井自奥陶系灰岩至第四系冲积层共划分为7个含水层,自上而下分别为第四系卵石层、二迭系石盒子组砂岩、山西组大煤顶板砂岩、太原群野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩及奥陶系灰岩含水层,分述如下:(1)第四系卵石层含水层卵石层厚度6.45～94米,一般50～60米,总的趋向南、北厚,中部及西部薄,间夹3～4层粘性土透镜体,卵石层一般为粘土所胶结,富水性较弱,单位涌水量为1.784～3.883L/米.s.(2)二迭系石盒子组砂岩含水层本含水层可分为石盒子组三段砂岩和石盒子组一、二段砂岩两组.石盒子组三段砂岩为灰白色中、粗粒砂岩,硅质及泥质胶结,底部为粗粒砂岩,含小砾石,厚度较稳定,一般在40米左右,漏水孔多分布在此层.为一富水性弱的含水层. 石盒子组一、二段砂岩为灰绿色及深灰色中、细粒砂岩,分布有2~4层.为一富水性弱的含水层.大多为回采塌陷后,下部砂岩将参于矿坑充水.(3)山西组2号煤顶板砂岩含水层本含水层为2号煤层直接或间接顶板,层位不稳定,厚度变化较大,厚0～19米,一般6～8米.为富水性弱的承压裂隙水含水层.(4)野青灰岩含水层野青灰岩厚度0～2.78米,一般厚0.8～1.1米.砂岩以浅灰色细、中粒砂岩为主,在井田南北部厚,中部厚度变薄,本层为富水性弱的溶洞裂隙承压含水层.(5)伏青灰岩含水层本层厚度0～4.49米,一般厚度2.5～3.5米,厚度稳定.该层透水性较差.为一富水性中等的裂隙水含水层,单位涌水量为0.0345L/米.s.(6)大青灰岩含水层本层厚度0.6～8.54米,一般厚度5～6米,厚度变化较大,裂隙发育.为一富水性中等的裂隙水含层,单位涌水量为0.0699L/米.s.(7)奥陶系灰岩含水层本层钻孔揭露厚度0.4～160.53米,一般厚度5～15米.在钻孔揭露的六、七、八段中,七段富水性强,灰岩岩溶裂隙发育极不均均,呈多层状,垂向变化大,水平较稳定.八段岩溶裂隙发育,但多被铝土充填.六段为相对隔水层.本层为富水性强的裂隙水含水层,单位涌水量为1.65L/米.s.(二)矿床充水条件本井田煤层埋藏较深,覆盖层厚,水文地质条件相对简单.本区初期开采上部煤层时,水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床;当开采下三层煤时,则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床.(3)矿井涌水量井田内含水层自下而上有奥灰强含水层,厚度大,富水性较强;大青灰岩含水层厚度5~6米,为较强含水层;伏青灰岩含水层厚度3.5米左右,为较强含水层;野青灰岩含水层含水性差,一般不含水;山西组砂岩含水层厚7.0米左右,含水性弱到中等;上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100米,虽含水性不强,但静储量比较大;第四系砂砾石层最厚94米,一般50~60米,富水性较强.矿井正常涌水量200米³/h.最大320米3/h综合上述分析,本矿井开采技术条件是良好的.第三章采区工业和可采储量一. 采区工业和可采储量计算1. 10号煤采区储量计算10号煤采区工业储量计算:Q1 = S1米1r= 2518125×2.08×1.4= 733.3(万吨)式中: Q1 ——地质储量和工业储量S1 ——采区面积米1 ——煤层厚度r ——煤的容重10号采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.(边界周长为4885米,断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×2.08×1.4+362.5×10×2.08×1.4=81681t Z1 =(Q1-P1)×c= (733.3-8.2)×0.8= 580(万吨)式中: P1——保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量;C ——采区采出率2、11号煤层储量计算:11号煤的工业储量计算:Q2=S2 米2 r=2518125×1.81×1.4=638(万吨)11号煤采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.两条上山间留20米煤柱,上山一侧各留20米保护煤柱;(边界周长为4885米,断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×1.81×1.4+72.5×10×1.81×1.4+60×1185×1.81×1.4=243897tZ2 =(Q2-P2)×c=(638-24.4)×0.8=490.88(万吨)3、12号煤层储量计算12号煤层工业储量计算:Q3=S3 米3 r=2518125×3.5×1.4=1233.8(万吨)12号煤采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,两条上山间留20米煤柱,上山一侧各留20米保护煤柱;断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.(边界周长为4885米,倾斜长度为1185米;断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×3.5×1.4+1185×60×3.5×1.4+72.5×10×3.5×1.4=471625tZ3 =(Q3-P3)×c=(1233.8-47.2)×0.8=949.3(万吨)4、采区可采储量Z=Z1+Z2+Z3=580+490.9+949.3=2020.2(万吨)第四章采区巷道布置一、采区设计方案比较方案一:煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式,在12号煤层中布置两条中央集中上山,三层煤共用一组上山,但不共用区段集中平巷.优缺点:集中轨道与集中运输巷同标高布置,有利于巷道间的联系,有利于掘进施工,有利于设备,材料运送和方便行人.巷道布置系统完善可靠,生产灵活性大,可多工作面同时生产,生产集中,增产潜力大.服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中,较好地克服了矿山压力大,巷道维护困难的问题,实现了沿空掘巷,跨上山开采,减少了煤层自燃的危险.但是岩巷掘进困难,费用高速度慢.但是由于煤层层间距过大,石门数量多,岩石工程量大,施工慢,耗费高.方案二:10号煤层和11号煤层采用煤层群联合布置,12号煤层采用单独布置,即分别在11号煤层和12号煤层底板下采用双岩石区段集中巷(同一标高)采区巷道布置,该采区为联合集中布置的双翼采区,两条岩石上山位于走向中央.优缺点:服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中,较好地克服了矿山压力大,巷道维护困难的问题,实现了沿空掘巷,跨上山开采,减少了煤层自燃的危险.但是岩巷掘进困难,费用高速度慢. 方案三:采用煤层群分组集中采区联合准备,10号煤层和11号煤层为B 组,两条上山布置在11号煤层中,12号煤层为A 组,在12号煤层中单独布置两条煤层上山.采区石门贯穿各煤层.主要技术经济比较:由于11号煤层和12号煤层间距较大,所以采用分组集中采区联合准备布置方式(方案三)减少了石门工程量.石门基本上都是布置在岩石中,掘进困难,费用高,速度慢;减少石门掘进费用,减少掘进时间;采区上山沿煤层布置时,掘进容易、费用低、速度快,联络巷道工程量少,生产系统较简单.通风距离短,管理环节少.其主要问题是煤层上山受工作面采动影响较大,生产期间上山的维护比较困难.改进支护,加大煤柱尺寸可以改善上山维护,但会增加一定的煤炭损失.此采区为稳定煤层,瓦斯涌出量小,宜采用煤层上山布置.综上所述:根据本采区的条件,方案三最为合理. 二、采区车场: 1、采区上部车场:采用逆向平车场的形式. 2、采区中部车场: 采用甩车场.3、采区下部车场:根据给定条件,本采区采用大巷装车式采区下部车场. 装车站设计:大巷采用皮带运输. (2)辅助提升车场设计本采区采用顶板绕道,绕道车场起坡后跨越大巷,由于煤层倾角为12到15度,为减少下部车场工程量,轨道上山提前下扎△β角,使起坡角达25度.运输大巷距上山落平点较近,围岩条件较好,存车线长,故绕道采用卧式顶板绕道.调车方便,但工程量较大.下部平车场双道起坡斜面线路计算:斜面线路采用DC615-3-12道岔,α=18°26’06”, a=2077米米,b=2723米米. 车场双道中心线间距为S=1300米米.连接半径取R=12000米米. 对称道岔线路连接长度:L=a+4tg 2cot 2ααR S =5973 竖曲线半径为:RG=15米 (高道竖曲线半径); RD=12米 (低到竖曲线半径). 高道坡度iG 取11‰ 低道坡度iD 取9‰下部平车场双道起坡斜面线路计算图:A D双道起坡斜面线路计算图起坡位置的确定起坡点位置计算图1——大巷；2——绕道；3——煤层底板；4——变坡后的轨道上山；5——大巷中心线大巷中心线至起坡点水平距离:L1=2tan R sin DD 2βθh =38.34米式中:h2——运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离,根据经验,取h2=15米;RD ——竖曲线半径,RD=12米; θ——上山变坡后的坡度,θ=25°; βD ——竖曲线转角.βD=25°. 轨道上山边坡点段长度:L2=β）（θβββ-+-sin sin )2tan sin (11D D R L h=49.12米式中:h1——运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离;h1=18米;β——煤层倾角; 其他符号同前. 绕道线路设计: 弯道计算:如图中:R1、R3取12000,弯道部分轨道中心距仍为1300. 则:R2=13300 α1、α3均为90°.K1=︒︒⨯⨯=︒180901416.3120001801παR =18850 K2=︒︒⨯⨯=︒180901416.3133001802παR =20892c1——插入直线段,应该大于一个矿车长度(竖曲线低道起坡点至曲线终点),一般取2∽3米;这里取3米.d=(Le+n ×L 米)-c1-LAB-K1=(4.5米+30×2米)-3米-0.8米-18.85米=41.85米 绕道线路设计图如下:N2 道岔设计:采用单开道岔,选用DK618-4-12道岔,α=14°15’,a=3472,b=3328,联接曲线半径为12米.单开道岔平行线路的联接长度:L5=a+Scot 4Rtg2αα =9338 C2 值计算,因列车已进入车场,列车速度v 控制为1.5米/s,R=12000,C2 ≥SB +(100 ～300)R sgv 2100 =1675 ～3925故取c2 =4000N3道岔连接点轮廓尺寸n 、米值计算:选用DK618-4-12道岔,α=14°15’,a=3472,b=3328,联接曲线半径为R4=15000.回转角β=δ-α=90°-α=75°45’. 道岔计算图如下:O'绕道开口道岔N 3计算图T=R4tan 2β=11700 d=bsin α=832;米=d+R4cos α=15370; H=米-R4cos δ=15370n=δsin H15370米=a+(b+T)δβsin sin =3472+(3328+11700)×0.97=18049绕道车场开口位置确定:X = LB + 米 - X1 式中:X1——运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距;X1=23000;LB = Lg+R3+R1+2S =d+l5+c2+ R3+R1+2S=41850+9338+4000+12000+12000+650 =79838;故X = 79838+18049-23000=74887 L3值:根据大巷断面得知:e=850L3=R1+C+L1-e-n-R3=12000+3000+37535-850-15357-12000=24328 按L3≥SB+2(100-300)(100SqV2)条件检查列车运行速度控制在2米/s,得:L3≥3500～10150 故 24382≥10150符合要求第五章:采煤方法及回采工艺一、采煤方法:本采区可采煤层共分为三层,结合前述的煤层地质特征,本采区采用单一走向长臂跨落采煤法.二、采煤工艺:(1)适于采用综采工艺的条件就目前煤矿地下开采技术发展趋势看,趋向于综采工艺的发展方向,它具有高产、高效、安全,低耗以及劳动条件好,劳动强度小优点.但是综采设备价格昂贵,综采生产优势的发展有赖于全矿井良好的生产系统,较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平.根据我国综采生产的经验和目前的技术水平,综采适用于以下条件:煤层地质条件好,构造少,上综采后能很快获得高产,高效,某些地质条件特殊,但上综采后仍有把握取得较好的经济效益.(2)适合普采工艺的条件普采设备价格便宜,一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一.普采对地质变化的适应性比综采强,工作面搬迁容易.对推进距离短,形状不规则,小断层和褶曲较发育的工作面,综采的优势难以发挥,而采用普采则可以取得较好的效果.与综采相比,普采操作技术较易掌握,组织生产比较容易.因此,普采是我国中小型矿井发展采煤机械化的重点.综上,根据我矿具体情况,地质条件好,煤层倾角小,宜采用综采工艺.三、采煤工作面作业规程的编制本采区全部采用综合机械化采煤,采用三班制,每班8小时,综采生产割煤和移架平行作业,无须单独回柱放顶时间,因此准备班工作量较小,主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、缩短输送机胶带、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护等工作.在条件差的综采面,加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等工作也在准备班进行.但这些工作量可以平行进行,一般用半个班可以完成,另半个班可以进行采煤作业.因此本采区采用“两班半采煤,半班准备”如下图:综采面作业循环图示例第六章采区生产能力及服务年限一．区段参数的确定根据本采区实际情况,本采区倾斜长度为1185米,区段数目确定为5个,采煤面斜长确定为210米,区段平巷留设保护煤柱宽度为15米,区段平巷设计断面为梯形断面,宽2.5米,高2.2米.则区段斜长为:210+15+2*2.5=230米.二. 采区生产能力计算采区分东西两翼,两翼实行同采,即两个工作面同时开采.10号煤层1、日产量计算A=2NLS米rC=2×7×210×0.6×2.08×1.4×0.95=4833t式中:N——采煤机日进刀数;L——工作面长度;S——截深;米——采高;r——煤的容重;C——煤的采出率.2、年产量计算A年= 300 A=300×4833= 1449900 (吨)3、生产能力计算A10=K1K2∑A=0.95×1.1×1449900=1515145t式中:A10——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A——采区内同时回采工作面年产量之和.11号煤层1、日产量计算A=2NLS米rC=2×7×210×0.6×1.81×1.4×0.95=4246t式中:N——采煤机日进刀数;L——工作面长度;S——截深;米——采高;r——煤的容重;C——煤的采出率.2、年产量计算A年= 300 A=300×4246= 1273800(吨)3、生产能力计算A11=K1K2∑A=0.95×1.1×1273800=1331121t式中:A11——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A ——采区内同时回采工作面年产量之和. 12号煤层1、日产量计算 A=2NLS 米rC=2×7×210×0.6×3.5×1.4×0.95 =8211t式中:N ——采煤机日进刀数; L ——工作面长度; S ——截深; 米——采高; r ——煤的容重; C ——煤的采出率. 2、年产量计算 A 年= 300 A=300×8211= 2463300 (吨) 3、生产能力计算 A12=K1K2∑A=0.95×1.1×2463300 =2574148t式中:A12——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A ——采区内同时回采工作面年产量之和. 三、采区生产能力:采区生产能力=t A 14231332133112115151452A 1110=+=+四、采区服务年限:采区服务年限＝采区可采储量×采区回采率采区生产能力＝142313385.020202000⨯=12年第七章 采区巷道断面设计 一、巷道断面选择原则我国煤矿井下使用的断面形状,按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类,前者如矩形、梯形、不规则型;后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等.巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质;巷道的用途及其服务年限;选用的支架材料和支护方式;巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素.一般情况下,作用在巷道上的地压大小和方向,在选择巷道断面形状时起主要作用.当顶压和测压均不大时,可选用梯形或矩形断面;当顶压较大,侧压较小时,则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面.巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素.服务年限长达几十年的开拓巷道,采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利;服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面,现在采用锚喷支护和拱形断面日益增多;服务年限短的回采巷道因受采动影响,须采用具有可缩性金属支架的梯形断面.二、A组煤巷道断面设计根据巷道断面选择原则,由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大,煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩,底板为砂质泥岩、粉砂岩.属于中等稳定顶板(Ⅱ类顶板).本采区两条采区上山均沿煤层布置,巷道两边均留有保护煤柱护巷,因此受才动影响不大,服务年限长,故采用半圆拱形断面.区段平巷布置在煤层中,所受顶压和侧压都不大,且服务年限短,采用梯形断面,支护方式采用锚梁网支护.石门都是布置在岩石中,采用半圆拱形断面.支护方式均采用锚喷支护.各巷道断面设计参数及断面图如下:1、采区输送机上山巷道断面图及参数:三、B组煤巷道断面设计根据巷道断面选择原则,由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大,煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩,底板为砂质泥岩、粉砂岩.属于中等稳定顶板(Ⅱ类顶板).本采区两条采区上山均沿煤层布置,巷道两边均留有保护煤柱护巷,因此受才动影响不大,服务年限长,故采用半圆拱形断面.区段平巷布置在煤层中,所受顶压和侧压都不大,且服务年限短,采用梯形断面,支护方式采用锚梁网支护.石门都是布置在岩石中,采用半圆拱形断面.支护方式均采用锚喷支护.1、采区胶带机上山和轨道上山断面同A组煤.2、区段平巷断面图及参数:第八章采区生产系统及设备一、采区生产系统:由于各煤层均采用综合机械化采煤,生产系统基本相同,因此根据综合机械化采煤生产系统的要求,各系统运作方式如下:(一)、运煤系统采煤工作面采出的煤经刮板输送机输送到区段运输平巷,在运输平巷里通过胶带输送机输送至(10号煤层至区段运输石门,然后通过溜煤眼进入运输上山)运输上山,然后通过运输上山输送至采区煤仓,然后机车通过运输大巷运至井底车场煤仓,最后通过箕斗运送至地面.(二)、通风系统采煤工作面所需的新鲜风流,从采区运输石门进入,经下部车场、轨道上山、中部车场,分成两翼经平巷、联络眼、运输巷到达工作面.从工作面出来的污风,经回风巷,右翼直接进入采区回风石门,左翼侧需经车场绕道进入采区回风石门.掘进工作面所需的风流,从轨道上山经中部车场分两翼送至平巷.在平巷内由局部通风机送往掘进工作面,污风流则从运输巷经运输上山回入采区回风石门.采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由轨道上山直接供给的.(三)、运料和排矸系统运料排矸采用600米米规矩的矿车和平板车.物料至下部车场经轨道上山到上部车场,然后经回风巷送至采煤工作面,区段回风巷和运输巷所需物料,自轨道上山经中部车场送入.掘进巷道时所出的煤和矸石,利用矿车从各平巷运出,经轨道上山运至下部车场.(四)、供电系统高压电缆由井底中央变电所,经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所.经降压后的低压电,由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的附近的配电点以及上山输送机、绞车房等用电地点.(五)、压气和安全用水用电掘进岩巷时所用的压气,采掘工作面、平巷以及上山输送机转载点所需的防尘喷雾用水,分别由地面或井下压气机房和地面储水池以专用管路送至采区用气用水地点.二、采区设备:(一)10号煤层和11号煤层厚度及地质条件差不多,故选用相同设备.由于10号和11号煤层厚度在1.6～2.49米范围内,要求采煤机最大采高必须大于2.49米,最小采高必须小于1.6米;本采区煤层倾角在12°～15°,煤质硬度中等,因此采煤机选用米G300AW1.主要技术参数:时产量为360t/h,因此工作面刮板输送机选用SGD-630/180主要技术参数如下:工作面液压支架选用ZY2400/10/26技术参数如下:KSGZY-630/6;乳化液泵站米RB125/31.5;水泵ZBA-6.(二)对12号煤层:由于12号煤层厚度在2.8～4.23米范围内,要求采煤机最大采高必须大于4.23米,最小采高必须小于2.8米;本采区煤层倾角在12°～15°,煤质硬度中等,因此采煤机选用米XA-300/4.5具体参数如下:具体参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:(三)采区上山运输设备1、B组煤上山运输设备选型:上山胶带机选型:本采区同时开采工作面为两个,单个工作面高峰生产时产量约为: Q = 60vS米r = 60×3×0.6×2×1.4 = 302t/h,两个工作面同时生产高峰生产时产量为604t/h.要求输送机的小时最大输送量大于工作面高峰生产时的产量.因此上山胶带机选择SSJ1000/2×125 主要技术参数如下:A 组煤煤层平均厚度为3.5米,两条上山沿煤层布置,同时生产工作面个数为两个,单个工作面高峰生产时产量为:Q = 60vS 米r = 60×3×0.65×3.5×1.4 = 573t两个工作面同时生产时高峰产量为573×2=1146t.要求输送机的小时最大输送量大于工作面高峰生产时的产量.因此,上山胶带机选择SSJ1200/2×200 主要技术参数如下:第九章 采区主要经济技术指标 一、采区主要技术经济指标第十章安全措施一. 采区通风、防尘及瓦斯事故的防治1. 加强通风瓦斯检查,瓦斯检查员必须坚持进班在前,出班在后,时刻注意瓦斯变化情况,发现险情及时通知人员停止作业,及时撤出人员至安全地点,并向调度站汇报.2. 必须安装瓦斯传感器,规定报警浓度和断电浓度符合规程规定,断电范围为工作面、回风巷中所有电器设备.3. 严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度.瓦斯超限严禁作业.4. 严格执行“瓦斯、电闭锁”,严禁使用失爆的电器设备.5. 各装载点必须有撒水防尘装置,并设专人维护,保证正常使用.6. 放顶时,如果煤尘太大必须在工作面及放顶处撒水.二. 防顶板措施1. 加强现场管理,工作面做到“三直”、“一牢”,即煤壁直、支柱打直、切顶线放直;支柱要打牢(工作面所有单体液压支柱,投入使用前必须进行检查,对工作面。