鸡西哈达煤矿0.9Mta新井设计

I 摘 要 本设计矿井为鸡西哈达煤矿 0 9Mt a 的新井设计 一共有 3 层可采煤层 分别为 23 30 36 煤层总厚度为 6m 煤层工业牌号为 1 3 焦煤 设计 井田的可采储量 70 77Mt 设计服务年限为 56 2a 井田平均走向长度为 4 5km 煤层平均倾角为 12 属于缓倾斜煤层 本矿井设计采用以立井为主的综合开拓方式 划分为两个水平 八个带区 两个采区 本着 节约优先 效率为本 的原则 本矿井设计中设计 一个工 作面达产 达产时带区个数为一个 开采顺序一次为 23 30 36 采用集 中布置 23 30 36 层集中开采 大巷运输采用 10t 架线式电机车牵引 3t 底卸式矿车运输 一水平采用的采煤方法为倾斜长壁采煤法 二水平采用的采 煤方法为走向长壁采煤法 采用的采煤工艺为综合机械化采煤工艺 顶板处理 方法为全部跨落法 关键词 关键词 倾斜长壁采煤法 走向长壁采煤法 全部跨落法 II Abstract The Mine Design is a shaft design JiXi HaDa Mine 0 9 Mt a The mine has three minable Coal Seam consisting 23 30 36 seam and its average thickness is 6m Industrial brands are one third designed field of minable capacity is 70 77 Mt it can adapt for 56 2a Average alignment in farmland in shaft lengthway 4 3km average slant lengthways 3 05km average rake angle in coal seam 12 belong to the slant the coal seam The mine design is applied indined shalt development method and is divided into two levels eight mining adopts and two mining areas The spirit of giving priority to efficiency oriented principle the synthesis mechanization ming coal ang one worked faces Centralizing layoutis23 30 36 Mining sequence for a 23 30 36 Roadway transport using 10t overhead line electric traction 3t bottom tub transport a level of the mining method used for inclined longwall mining method the two levels of the mining method to long wall mining the mining technique for integrated mechanized mining technique Roof approach for the entire cross loading method Keywords Inclined longwall mining method Longwall mining method All inter drop method III 目录 摘 要 I ABSTRACT II 绪论 VII 第 1 章 井田概况及地质特征 1 1 1 井田概况 1 1 1 1 交通位置 1 1 1 2 地形 地势 1 1 1 3 气象 地震 2 1 1 4 水源及电源 2 1 2 地质特征 2 1 2 1 矿区内的地层情况 2 1 2 2 地质构造 2 1 2 3 煤层赋存状况及可采煤层特征 3 1 2 4 岩石性质 厚度特征 4 1 2 5 井田水文地质情况 4 1 2 6 沼气 煤尘及煤的自燃性 6 1 2 7 煤质 牌号及用途 6 1 3 勘探程度及可靠性 6 第 2 章 井田境界及储量 8 2 1 井田境界 8 2 1 1 井田周边情况 8 2 1 2 确定井田的依据 8 2 1 3 井田未来发展情况 8 2 2 井田储量 9 2 2 1 井田储量的计算 9 2 2 2 保安煤柱 9 2 2 3 储量计算方法 11 2 2 4 储量计算的评价 12 2 3 矿井工作制度 生产能力 服务年限 12 2 3 1 矿井工作制度 12 2 3 2 矿井生产能力及服务年限 12 IV 2 3 3 矿井设计服务年限 13 第 3 章 井田开拓 14 3 1 概 述 14 3 1 1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 14 3 1 2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 14 3 2 矿井开拓方案的选择 15 3 2 1 井筒形式和井口位置 15 3 2 2 开采水平数目和标高 19 3 2 3 开拓巷道的布置 19 3 3 选定开拓方案的系统描述 20 3 3 1 井筒形式和数目 21 3 3 2 井筒位置及坐标 21 3 3 3 水平数目及标高 22 3 3 4 石门 大巷数目及布置 22 3 3 5 井底车场的形式选择 22 3 3 6 煤层群的联系 24 3 3 7 带区划分 25 3 4 井筒布置和施工 25 3 4 1 井筒穿过的岩层性质及井筒支护 25 3 4 2 井筒布置及装备 27 3 4 3 井硐延伸的初步意见 28 3 5 井底车场及硐室 29 3 5 1 井底车场形式的确定及论证 29 3 5 2 井底车场的布置 储车线路 行车线路的布置长度 29 3 5 3 井底车场通过能力计算 31 3 5 4 井底车场主要硐室 32 3 6 开采顺序 33 3 6 1 沿井田走向的开采顺序 34 3 6 2 沿煤层垂直方向的开采顺序 34 3 6 3 带区接续计划 34 3 6 4 三量 控制情况 34 第 4 章 带区巷道布置及带区生采产系统 37 4 1 带区概述 37 V 4 1 1 设计带区的位置 边界 范围 带区煤柱 37 4 1 2 带区地质及煤层情况 37 4 1 3 带区生产能力 储量及服务年限 37 4 2 带区巷道布置 38 4 2 1 条带划分 38 4 2 2 带区巷道布置 38 4 2 3 带区车场布置 39 4 2 4 带区煤仓形式 容量及支护 39 4 2 5 带区硐室简介 41 4 2 6 带区工作面接续 42 4 3 带区准备 42 4 3 1 带区巷道准备顺序 42 4 3 2 主要巷道断面示意图及支护方式 43 第 5 章 采煤方法 45 5 1 采煤方法的选择 45 5 1 1 采煤方法的选择 45 5 2 回采工艺 46 5 2 1 回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 46 5 2 2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 46 第 6 章 井下运输和矿井提升 49 6 1 矿井井下运输 49 6 1 1 运输方式和运输系统的确定 49 6 1 2 矿车的选型及数量 49 6 1 3 带区运输设备的选择 53 6 2 矿井提升系统 55 6 2 1 矿井提升设备的选择与计算 55 第 7 章 矿井通风系统的确定 57 7 1 矿井通风系统的确定 57 7 1 1 概述 57 7 2 风量计算与风量分配 58 7 2 1 风量计算 58 7 2 2 风量分配 62 7 2 3 风速计算 62 VI 7 2 4 风量的调节方法和措施 64 7 3 矿井通风阻力的计算 65 7 3 1 确定全矿井最大通风阻力和最小通阻力 65 7 3 2 矿井等积孔的计算 66 7 4 通风设备的选择 67 7 4 1 主扇的选择计算 67 7 4 2 电动机的选择 68 7 4 3 反风措施 68 7 5 矿井安全技术措施 69 第 8 章 矿井排水 71 8 1 概述 71 8 1 1 矿井水来源及涌水量 71 8 1 2 对排水设备的要求 71 8 2 矿井主要排水设备 71 8 2 1 排水系统和排水方式简介 72 第 9 章 技术经济指标 75 总结 77 致 谢 辞 78 参考文献 79 附录 80 附录 84 VII 绪论 大学四年的学习生活结束了 在这四年里我学习了很多专业知识 为了能 更好的巩固和运用这些知识 学校给我们安排了毕业设计 毕业设计是对自已 在大学阶段所学知识的综合运用 也是深入向实际学习的关键阶段 这次设计 是大学本科四年学习过程的一个考核和知识的运用 也是对专业知识进行综合 性培养和锻炼 同时也对我们所学专业知识的深入 对绘图 计算能力的提高 通过毕业设计 让我们发现自己对所学专业知识掌握的不足之处 纠正以往 的错误观点和认识 进而加深对所学专业知识的掌握和理解 同时毕业设计也 是对我们个人分析问题 解决问题的考验 培养我们实事求是的科学态度和严谨 的工作作风 为下一步参加工作打下坚实的基础 1 第 1 章 井田概况及地质特征 1 1 井田概况 1 1 1 交通位置 本区位于黑龙江省鸡东县哈达镇政府与鸡西市常青镇境内 其地理坐标在 北纬 15 30 东经 131 50 勘探区内公路四通八达 有城密国防公路横贯本 井田 林口至密山铁路线 通往哈达矿有铁路专用线路 井田南侧有哈尔滨至 东方红的牡国有铁路线 距牡密线的哈达站 10km 公路可通鸡西 密山 交通 较为方便 交通位置见图 1 1 1 1 2 地形 地势 本区属于缓坡丘陵地形 精通北部及中部皆为山岗地形 岗沟起伏不平 地表平均标高 110 米 最高山头 130 米 图 1 1 交通位置图 哈达矿城子河矿 正阳矿 杏花矿 东海矿 通密山 鸡东 通密山 鸡西 鸡西矿务局 张新矿 比例尺 1 600000 2 1 1 3 气象 地震 本区处中温带湿润区 属大陆性多风气候 区内由 11 月至翌年 4 月为冻结 期 冻结深度为 1 5 至 2 0m 最高气温在零上 27 至 31 最低气温在 29 至 34 1 1 4 水源及电源 哈达矿区的用水主要来源是地下水以及井下开采出的矿井水井处理后的水 其能够从分的满足矿井生产和矿区内的生活需要 生产与生活用电均来自鸡西 市供电局 1 2 地质特征 1 2 1 矿区内的地层情况 哈达矿区位于鸡西盆地北部条带东端 基底是元古界麻山群 含煤地层为 中生界上侏罗统鸡西群 滴道组 城子河组和穆棱组 和桦山群之东山组 勘 探区地层层序如表 1 1 表 1 1 勘探区地层层序表 界系统群组地层厚度 m 第三系上新统玄武岩0 30 新生界 第四系全新统冲积层1 25 穆棱组6 城子河组550 660鸡西群 滴道组0 90 中生界侏罗纪上统 桦山群东山组0 140 元古界麻山群变质岩系 1800 1 2 2 地质构造 鸡西煤盆地的古构造轮廓受近于南北向压应力的影响 大体上可分为二组 一是位于盆地中央的平阳 麻山古背斜 在古背斜轴部发育一条逆冲断裂称平 3 麻断裂 将鸡西煤盆地的基底分成了中间凸起 走向近东西的南北两个凹陷 盆地 二是走向近北东或北西方向的剪切断裂 侏罗纪晚期 含煤地层形成 沉积前的古构造以及后来的燕山运动都对汗 煤地层起了一定的控制作用 在煤田形成之后 南北向压力进一步加强 使东 西向褶皱和北东 北西断裂进一步发展 形成了煤田的今日构造形态 哈达矿区位于鸡西煤盆地北部条带的东端 地层走向近东西 倾向南 单 斜 地层倾角 6 16 之间 矿区所涉及的断层分述如下 F6 为勘探区西部边界断层 发育规模较大 延展长度在 5km 以上 走向 NW5 30 向东西倾斜 倾角 60 90 落差在 0 54m 之间 程度可靠 F17 位于勘探区西部 走向 NE3 倾角 60 90 落差 0 32m F49 位于勘探区西部 走向 NE3 倾角 79 落差 76m 断层发育及落差 详见表 1 2 表 1 2 断层发育及落差表 产状 位置 编 号走向倾斜 落差 m 控制程度备注 西部勘 探区边 正 F6 NW5 30 60 90 E0 100可靠 来源于 81 年报告 及生产实见 东部勘 探区边 正 F17 NW50 60 60 90 W0 32基本可靠 资料来源于以往地 质报告 东部勘 探区边 界 F49NE3 79 125基本可靠 资料来源于以往地 质报告 1 2 3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田可开采煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组中 主要可采煤 层发育在城子河组地层中 全区发育的有 2 层 23 30 主要可开采层 1 层 36 其它煤层因可采点少 连不成块而未参与储量计算 本井田城子河组地层 含煤性好 主要可采层总厚 6 0m 煤层最大总厚 度 6 47m 含煤系数 2 75 为了更清楚各可采煤层厚度 结构 容重和顶底板情况 可采煤层特征如 下 23 煤层 全区发育且稳定 为本区主要可采层 煤层结构复杂 厚度较 4 大 煤质较稳定 肉眼鉴定为半亮 半暗型 块状 本煤层不含夹矸 煤层厚 度 1 82 2 18m 平均厚度 2 0m 顶板粉砂岩 平均厚度 3 77m 底板粉砂岩 平均厚度 3 09m 下距 30 煤层约 45m 30 煤层 全区发育稳定 本区主要可采层 浅部较复杂 深部煤层结构 比较简单 用肉眼观察煤岩类型为半亮型 粉 块状 深部受玢岩影响成为天 然焦 煤层顶板为粉砂岩或细砂岩 平均厚度为 3 7m 底板是粉砂岩或中砂 岩 平均厚度 4 81m 煤层不含夹矸 厚度 1 87 2 23m 平均厚度 2 05m 下距 36 煤层约为 25m 36 煤层 全区发育 较稳定 结构单一 宏观煤岩为半亮型 粉状 煤 层厚度 1 84 2 06m 平均厚度 1 95m 煤层顶底板为粉细砂岩 顶板平均厚 度 2 22m 底板平均厚度 2 43m 可采煤层特征见表 1 3 表 1 3 可采煤层特征表 煤层厚度 m 最小 最大 序 号 煤层 名称 平均 倾角 煤层间距 m 容重 t m3 煤层构造 及稳定性 1 822 18 123 2 0 12 1 39稳定 1 872 23 45 230 2 05 11 1 40较稳定 1 842 06 336 1 95 13 25 1 41较稳定 1 2 4 岩石性质 厚度特征 本矿区内岩性比较细 主要由细砂岩 粉砂岩 粉细互层 中砂层和少量 的粗砂岩及煤层组成 各岩层的厚度可参见图 1 2 煤层和岩层的物理性质差异比较明显 各岩层的密度差别较小 岩石硬度 多数为中等硬度的砂岩类 岩石主要物理力学性质指标见表 1 4 1 2 5 井田水文地质情况 本设计井井田地质构造简单 无河流 湖泊等含水较多的地带 对矿井 涌水量影响不大 无较大的断裂 有 3 条比较小的断层 其含水量比较低 5 深灰色 颗粒分选差 坚硬 层理不明显 灰白色 以石英为主 坚硬 层理明显 黑灰色 坚硬 水平层理 灰色 石英沙砾 硅质胶结 坚硬 灰白色 石英粒粉 坚硬 层理不明显 浅灰色 快状 层理不明显 灰色 水平层理 夹煤线 浅灰色 水平层理 硅质胶结 致密坚硬 灰白色 快状 粒度分选不均匀 灰白色 粒度不均匀 浅灰色 石英颗粒 曾状构造 泥 质胶结 中粗砂岩 累 计 m 岩石名称岩性描述 表土层 厚 度 m 6 0 柱状 煤层 号 层号 2 0 2 05 1 95 中砂岩 中砂岩 中砂岩 粉砂岩 粉砂岩 粉细互层 粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 细砂岩 中砂岩 粗砂岩 粗砂岩 煤 煤 煤 半亮 半暗型 块状23 30 36 黑灰色 半亮型煤 玻璃光泽 黑色 较硬 半亮型 具有玻璃光泽 深灰色 以石英为主 坚硬 层理不明显 灰白色 以石英颗粒为主坚硬 水平层理 黑灰色 坚硬 水平层理 3 09 3 7 4 81 17 97 2 22 2 0 2 43 3 77 25 45 38 21 图 1 2 煤岩层综合柱状图 6 表 1 4 岩石主要物理力学性质指标表 随着井筒深和开采深度增加矿井的涌水量显著减少 矿井正常的涌水量一般为 125 m3 h 最大涌水量为 300m3 h 1 2 6 沼气 煤尘及煤的自燃性 本矿井的相对涌出量为 2 01m3 min1 3 满足设计规范要求 按大于 30 设计能力计算 N 1 0 30 N 1 3 1 3 1 69Mt 附井底车场线路布置图及调度图表 3 8 图 3 10 表 3 8 调度图表 区段 图示 3 吨 底 卸 式 矿 车1 5 吨 固 定 矿 车 0 min 246810121416182022242628 30 3 5 4 井底车场主要硐室 1 主井系统硐室 主井设有 3t 底卸式矿车卸载站硐室 井底煤仓装载硐室 清理散煤硐室 以及修理箕斗硐室 75000 105000 105000 75000 70000 70000 30000 10500015000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 5 4 3 67 9 8 1 主井 1 2 2 副井 3 调车线4 主井重车线 5 主井空车线6 副井重车线 7 副井空车线 8 材料车线9 存车线 图 3 10 井底车场线路布置图 单位 mm 2 副井系统硐室 副井与井底车场连接处设有中央水泵房 中央变电所 水仓及清理水仓硐 室 中央水泵房与中央变电所布置在同一硐室中 使供电距离缩短 水仓用人 工清理 31 3 其它硐室 设有机车调度室 机车维修站 井下医疗室 消防材料室 候车室以及工 具室等 3 6 开采顺序 开采顺序是指矿井采掘工作应有计划 有步骤地按一定顺序进行开采和掘 进 再回采的时候掘进准备巷道 因此 要研究采煤和掘进安排特点 了解有 关政策与规程 规范规定 合理安排开采顺序 合理的开采顺序应满足下列要 求 1 保证开采水平 带区以及采煤工作面的生产正常接替 以保证矿井持 续稳产 高产 2 符合煤层采动影响关系 最大限度地开采煤炭资源 3 合理集中生产 充分发挥机械设备的能力 提高矿井的劳动生产率 简 化巷道布置 并降低掘进率 减少井巷工程量和基建投资 3 6 1 沿井田走向的开采顺序 本设计矿井一水平采用倾斜长壁开采 根据该设计矿井的煤层分布及带区 划分的具体情况 确定本设计矿井的走向上的开采顺序为井田内前进式开采 此开采顺序以利于矿井通风 运输等主要生产系统的管理 为保证生产的连续 性 在回采是掘进准备巷道 由于本设计中采动影响的因素 不能采用岩空留 巷 并且不能在紧挨工作面上下巷的位置进行掘进准备巷道 应采用跳采的方 式进行布置准备巷道 3 6 2 沿煤层垂直方向的开采顺序 本矿井设计总体采用俯斜开采 在开采的时候 为早达产 将首先先开采 23 煤层 依次开采顺序为 23 30 36 3 6 3 带区接续计划 根据井田的地质条件 以自然断层为界 将该井田第一水平划分为八个带 区 见前面带区划分示意图 带区接续计划见表 3 9 表 3 9 带区接续图表 带区名 西二 带区储量 Mt 0 9 一水平带区接续 3 2 6 带区生产能力 Mt 带区服务年限 a 0 9 0 9 0 9 0 9 西三 西一 西四 东一 东二 东三 东四 0 9 0 9 0 9 4 45 5 0 4 53 4 41 3 1 2 8 2 5 7 534 1 3 555 68 6 53 4 04 9 886 27 69121518212427 32 3 6 4 三量 控制情况 1 矿井开拓煤量的确定 开拓煤量是指在井田范围内已完成设计规定的主井 副井 风井 井底车 场 主要石门 集中运输大巷 主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程 所构成的煤储量 并减去开拓区内地质及水文地质损失 设计损失和开拓煤量 可采期内不能回采的临时煤柱及其它煤量后 即为开拓煤量 煤炭工业设计 规范 规定 开拓煤量可采期一般为 3 5 年以上 其计算公式为 Q开 Lh平M平D Q地损 Q呆滞 K 式中 Q开 开拓煤量 Mt L 煤层的走向长度 m h平 带区平均倾斜长 m M平 开拓区煤层的平均厚度 m D 煤的视密度 Q地损 地质损失及水文地质损失 Mt Q呆滞 呆滞煤量 包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不 能开采的临时煤柱及其它煤量 Mt K 带区回采率 本设计井田采用集中大巷和带区石门开拓 开拓煤量指集中大巷掘进过带 区石门 50m 带区石门应掘至上部煤层那部分可采储量 本设计矿井的开拓 煤量计算 Q开 18 9 0 35 8 71 0 8 7 87Mt 2 准备煤量的确定 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须掘进的带区运输巷 带区回风 巷等工程所圈定的煤储量 并减去带区内因地质及水文地质损失 开采损失及 准备煤量可采期内不能开采的煤量后 即为准备煤量 根据 规范 规定 准 备煤量可采期一般为 1 年以上 可按公式计算 Q准 Lh平M平D Q地损 Q呆滞 K 式中 Q准 准备煤量 Mt L 煤层的走向长度 m h平 带区平均倾斜长 m M平 开拓区煤层的平均厚度 m D 煤的视密度 33 Q地损 地质损失及水文地质损失 Mt Q呆滞 呆滞煤量 包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不 能开采的临时煤柱及其它煤量 Mt K 带区回采率 本设计矿井准备煤量 Q准 2 11 0 03 0 8 1 66Mt 3 回采煤量的确定 回采煤量是准备煤量范围内 按采煤设计完成了带区运输巷 回风巷的回 采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量 即只要安装设备后 便可 进行正式回采的储量 煤炭工业矿井设计规范 规定 回采煤量可采期一般应 在 6 个月以上 其计算公式为 Q回 LhMDK 式中 Q回 回采煤量 Mt L 工作面走向可采长度 m h 工作面倾斜可采长度 m M 设计采高或采厚 m D 煤的视密度 K 工作面回采率 本设计矿井首采带区回采煤量 Q回 0 93 0 02 0 95 0 86Mt 根据有关规定 开拓煤量 准备煤量 回采煤量都应该有一定的可采期 4 设计矿井可采期的计算 1 开拓煤量可采期 期未开拓煤量 当年计划或设计生产能力 7 87 1 4 0 9 6 2 年 5 年 满足要求 2 准备煤量可采期 期未准备煤量 当年平均月计划产量或平均月计划 能力 1 66 1 4 0 9 15 84 月 1 年 满足要求 3 回采煤量可采期 期未回采煤量 当年平均月计划回采产量 0 86 1 4 0 9 8 2 月 4 6 月 在一般情况下 矿井三量符合上述规定即能达到平衡 并有一定的合理储 备 但其为概括性指标 三量可能符合要求但不一定满足接续要求 所以三量 只可作采掘关系的参考指标 经过以上计算可 三量 及可采期满足设计规范要求 可以移交生产 34 第 4 章 带区巷道布置及带区生采产系统 4 1 带区概述 4 1 1 设计带区的位置 边界 范围 带区煤柱 本设计带区为东二带区 位于井田东部 北部以 0 标高为界 南部以 250 等高线为界 西部和东部人为划定边界 走向长 376m 南北倾向长 1600m 带区内留设的煤柱宽度为 井田边界留设 30m 煤柱 带区内断层留设 30m 煤柱 岩石大巷留设 20m 煤柱 4 1 2 带区地质及煤层情况 东二带区煤层发育稳定 地质构造简单 倾角在 8 左右 煤层顶底板以 细砂岩为主 顶底板条件稳定 带区内水文地质条件简单 地下水涌出量 125m3 s 瓦斯绝对涌出量为 2 01m3 min 4 1 3 带区生产能力 储量及服务年限 1 带区生产能力是带区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的 总和 影响带区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造 带区类型 矿井 生产能力 带区正常接替和准备时间 掘 运 通风的装备水平及设备能力等 2 带区煤层全部可采 根据几何法计算带区工业储量为 5 0Mt 带区设计 生产能力为 0 9Mt a 采用倾斜长壁采煤法采煤 带区生产能力的基础是采煤工作面生产能力 而采煤工作面的产量取决于 煤层厚度 工作面长度和推进度 一个采煤工作面产量 A Mt a 可由下式计算 A L V M r C 式中 A 个采煤工作面生产能力 L 采煤工作面的长度 m V 工作面年推进度 m a M 煤层厚度或采高 m r 煤的密度 t m3 35 C 采煤工作面采出率 中厚煤层取 95 设计回采工作工艺为综采 日进尺数为 5 4m 所以 V 5 4 330 1782m 即工作面年推进度为 1782 m 因此 一个采煤工作面产量为 A 180 1782 2 1 4 0 95 0 85Mt 带区生产能力与带区内同采工作面的个数有关 为保证带区的正常衔接 在一个带区中同时生产的采煤工作面为 1 2 个 少数可达 3 个 所以 带区 生产能力为 A带 K1K2 Ai n i 1 式中 A带 带区生产能力 Ai 第 i 个采煤工作面生产能力 n 同时生产的采煤工作面数 K1 带区掘进出煤系数 取为 1 07 左右 K2 工作面之间出煤影响系数 n 2 时取 0 95 n 3 时取 0 9 本带区采用 1 个面 A带 0 85 1 07 0 91Mt a 3 带区储量及服务年限 本带区储量丰富 可采储量为 3 91Mt Tn Z AK 式中 Tn 带区服务年限 a Z 带区可采储量 Mt A 带区生产能力 Mt K 为矿井储量备用系数 一般取 1 4 P 3 91 0 91 1 4 3 1a 4 2 带区巷道布置 4 2 1 条带划分 由于本带区采用倾斜长壁采煤法 条带划分则以工作面推进长度为标志 本设计采用中央分列式通风 一水平设在 250m 标高处 阶段垂高 250m 确定 合理工作面长后 将本带区划分为两个条带 4 2 2 带区巷道布置 根据不同的地质条件 运输大巷的布置方式也不同 本矿井设计中 由于 36 23 30 和 36 之间的煤间距比较小 运输大巷布置在 36 下方的岩石中 掘进 大行石门顶板绕道 见煤后一个回头 再掘进带区斜巷 4 2 3 带区车场布置 1 煤炭工业矿井设计规范 中井底车场和硐室的规定 1 带区车场和硐室的设计 应根据带区巷道布置 带区生产能力和服 务年限 运输方式和矿车类型 地质构造和围岩性质 煤尘 瓦斯及水文情况 等因素进行全面考虑确定 2 带区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中 3 带区车场巷道断面应根据围岩情况确定 可为半圆拱形 跨度大时 视围岩情况也可采用三心拱形 应优化选择锚喷支护 当锚喷支护有困难时 也可采用其他支护方式 带区施工 材料 车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成 根据煤 炭装车地点的不同 可分为大巷装车式 石门装车式和绕道装车式 本带区设 计采用顶板绕道大巷装车式车场 2 本带区设计中是顶板绕道利用石门找煤 石门的长度非常大 足够一 辆材料车的长度 所以把石门中设置较长的一段 45m 双轨作为存车线就可以 见图 4 1 45m 材料车线 运输大巷 带区石门 图 4 1 带区车场线路图 4 2 4 带区煤仓形式 容量及支护 1 煤仓形式 煤仓可分为垂直式 倾斜式和垂直 倾斜混合式三种形式 在煤仓容量和 37 断面一定的情况下 当煤仓高度受到限制时 倾斜式和混合式可增加仓体 的长度 当煤仓高度不受限制时 宜采用垂直式 本带区煤仓形式采用垂直式 由于圆形断面利用率高 不易形成死角 便于维护 施工方便 施工速度快 因此 垂直煤仓为圆形断面 自由降落式 2 煤仓容量 带区煤仓的容量大小与带区生产能力 大巷运输设备的型号 带区距井底 车场的距离 每列车装载量 大巷通过能力及运输调度的管理水平有关 煤仓 容量的大小应于带区生产能力和列车装载运行的间隔时间相适应 一般带区煤 仓按下表 4 1 选取 表 4 1 带区煤仓表 带区生产能力 Mt a 煤仓容量 t 0 3 以下50 100 0 3 0 45100 200 0 45 0 6200 300 0 6 1 00300 500 1 00 以上大于 500 如果煤仓容量过小 有不能起到调节生产的作用 往往因矿车周转不及时 使煤仓堆满而造成停产 但是煤仓容量过大 不但其利用率不高 而且经济上 也不合理 布置和施工也比较困难 因此 必须合理地确定煤仓容量 其方法 是按带区生产持续时间计算煤仓容量 Q 1 按采煤机连续作业割一刀的容量计算 Q A L m V r C K1 式中 Q 带区煤仓容量 A 防空仓漏风留煤量 一般取 10 吨 L 工作面长度 m 工作面采高 V 进刀尺度 r 煤的容重 C 工作面的回采率 K1 同时生产工作面系数 综采取 1 Q 10 180 2 0 6 1 4 0 95 1 297 28 298t 2 按运输大巷列车间隔时间内带区高峰期产量计算 38 Q A Qh t1 K2 式中 Qh 带区高峰期生产能力 一般为平均产量的 1 5 2 0 倍 t1 列车进入带区装车站的间隔时间 一般取高线 20 30 分钟 K2 不均衡系数 机采取 1 15 1 2 炮采取 1 5 Q 10 2727 18 2 0 5 1 2 191 8 192t 3 按带区高峰期生产延续时间计算 Qh Ag 时 Q A Qh Ag t2 K2 式中 Qh 带区高峰期生产能力 一般为平均产量的 1 5 2 0 倍 Ag 带区装车站通过能力 t2 带区高峰期生产延续时间 V 列车进入带区装车站的间隔时间 一般取高线 20 30 分钟 K2 不均衡系数 机采取 1 15 1 2 炮采取 1 5 Q 10 2727 18 2 2727 18 1 3 1 5 1 2 200 89 201t 煤仓容量取最大 本带区设计煤仓容量为 400t 3 煤仓支护 煤仓的结构包括煤仓上部收口 仓身 下口漏斗及闸门基础 溜口和闸门 装置 为了防止大块状煤 矸石以及废木料等进入煤仓 造成堵塞现象 可在 收口处设置铁篦 铁篦用旧钢轨或工字钢做成均可 篦孔大小约在 200mm 左 右 当大块状煤较多时 还可安设一台破碎机 为了保证煤仓上口的安全和改 善煤仓上口的受力情况 需要以混凝土坝收口注成圆台体 煤仓的上口应比巷 道底板高 防止有水流入煤仓内 仓身采用锚喷支护 煤仓的下口也要用混凝 土砌筑圆台体的收口 收口斗仓为圆锥形 为了经久耐用 在收口处可采用铁 屑混凝土浇灌或铺设密集的旧钢轨 以增加煤仓下口的康撞击能力 为了大巷 安全 煤仓与大巷连接处必须加强支护 应在煤仓下部收口四周铺设数根钢梁 灌入混凝土 并与大巷支护连为一体 4 2 5 带区硐室简介 带区硐室包括带区变电所和井下空气压缩机硐室 1 带区变电所 带区变电所的位置应考虑在顶板稳定 地压小 通风良好 没有淋水的地 点 以便于硐室的维护和设备正常运转 在满足设备布置要求的前提下 应尽 量减少硐室的工程量 降低工程费用 为了方便快捷的向带区各个用电点供电 在带区内 变电所的位置应设在带区用电负荷的中心位置 使变电所两翼的供 39 电距离基本相等 保证在该区域内最远距离的设备能够正常启动 为了方便设 备的运输 变电所的位置应设在大巷或铺设轨道的巷道附近 因此 变电所一 般是设置在带区石门附近的稳定围岩中 带区变电所的尺寸由硐室内设备的数量 规格 设备间距以及设备与墙壁 间距等因素确定 高压电气设备与低压电气设备分别集中在一侧布置 硐室宽 度一般为 2 5 3m 左右 硐室中主要人行道宽度为 1 6m 带区变电所的高度 是根据人行高度 设备高度及吊挂电灯来确定 其为 2 2m 带区变电所采用 锚喷支护 底板用混凝土铺底 须高出邻近巷道 300mm 且具有 3 的坡度 以防矿井水流进变电所 硐室内不设电缆沟 电缆沿墙敷设 电缆穿过密闭门 处 需要套管保护 硐室与通道的饿连接处 须设向外开的放火栅栏两用门 本设计带区的带区变电所设在大巷装车站左侧 直接给带区内的机械设备供电 2 井下空气压缩硐室 空气压缩机硐室设在维岩稳定 无淋水 有新鲜风流通过的主要巷道内 机电硐室的温度不要超过 30 硐室断面为半圆拱形 用全料 石拱料面砌筑 条件允许的地方用锚喷支护 4 2 6 带区工作面接续 编制采煤工作面接替计划的原则及应注意的问题 1 年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量 必须 确保矿井计划产量的完成 并力求各月采煤工作面产量较均衡 2 为实现合理集中生产 尽量减少同时生产的带区数目及工作面数 避免工作面布置过于散 3 为便于生产管理 各采煤工作面的接替时间尽量不要重合 力求保 持一定的时间间隔 特别是综采工作面要防止两个面同时搬迁接替 本带区共有三个煤层 各煤层采用分条带依次开采 每个煤层采完一个条 带再开采下一煤层的同一条带 见带区工作面接续表 4 2 4 3 带区准备 4 3 1 带区巷道准备顺序 当运输大巷和回风大巷的掘进工作面超过带区运输斜巷沿走向的一定距 离 50m 左右 后 即可开始带区的准备工作 40 首先 由回风大巷开掘石门绕道 见煤后直接沿煤层开掘带区回风斜巷 表 4 2 带区工作面接续图表 工作面编号 1011 1012 接西二带 区中 西二23右 1013 1014 1015 1016 1017 1018 1019 1020 1021 1022 1023 1024 1025 西三23右 西一23左 西二23左 西三23左 西二30右 西三30右 西一30左 西二30左 西三30左 西二36右 西三36右 西一36左 西二36左 西三36左 0246810 生产 带区 然后 由运输大巷开掘石门绕道 见煤后直接沿煤层开掘带区运输斜巷 在掘进上述巷道的过程中 要将下部的带区煤仓 带区变电所及相关联络 巷道掘完 并完善车场 这样第一分带的采煤工作面就准备完毕 各巷道及硐室的规格质量经检验合格后 即可安装机电设备移交生产 4 3 2 主要巷道断面示意图及支护方式 兼于安全生产 回风 运输平巷均采用锚喷支护 然后 由运输大巷开掘石门绕道 见煤后直接沿煤层开掘带区运输斜巷 主要 巷道断面示意图见图 4 2 600 500 2000 800 800 4100 1600 2200 图 4 2 主要巷道断面示意图 41 m1 k1 Ab nq 式中 m1 每班运煤需要的列车数 列 k1 运输不平衡系数 一般为 1 25 综采时为 1 35 Ab 矿井 水平 每班产量 t n 列车中的矿车数 辆 q 矿车装载质量 t m1 1 35 862 15 3 25 86 取 26 列 4 单机牵引运煤列车数和台数 N m1 m 26 11 2 36 台 取 3 台 考虑到备用列车 0 25 3 0 75 台 取 1 台 单机牵引的电机车为 4 台 5 运人及矸石电机车台数 根据 煤矿安全规程 规定 距离超过 1 5km 的主要运输平巷 上下班 时必须采用机械运送人员 矿井每班每翼用电机车牵引平巷人车运人按一次考 虑 因此 如为单翼开采 则运人列车数为一次 m2 1 两翼开采时为两次 m2 2 运输距离小于 1 5km 时 不运送人员 m2 0 则本矿井 m2 1 运 矸石有小吨位矿车组成 亦由单机车牵引 每台电机车牵引 22 辆 1 5t 固定箱式矿车 共 3 组辅助运输列车 材料车 取 15 辆 由一辆机车牵引 备用电机车取 2 台 6 矿井 水平 所需要电机车台数 42 N 4 3 1 2 10 台 即 矿井 水平 需要 10 台电机车 矿车总数为 N 45 22 5 7 79 辆 6 1 3 带区运输设备的选择 1 工作面运输能力的确定 Q A L m V r C K1 2 式中 Qm 采煤机实际生产能力 t h A 防空仓漏风留煤量 一般取 10 吨 L 工作面长度 m 工作面采高 V 进刀尺度 r 煤的容重 C 工作面的回采率 K1 同时生产工作面系数 综采取 1 Q 10 180 2 0 63 1 4 0 95 1 2 155 822 156 吨 2 工作面输送机选型原则 1 刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的 1 2 倍 则 Q刮 156 1 2 187 2t h 式中 Q刮 刮板输送机的输送能力 t h 所以刮板输送机应选择 250t h 运输能力的刮板输送机 2 要根据刮板链的负荷情况 确定链条数目 结合煤质硬度选择链条 的结构形式 煤质较硬块度较大时优先选用双边链 煤质较软时 可选用单链 或双中链 综上所述 刮板输送机选择型号为 SGB 630 150 型 3 工作面运输巷设备选型 1 转载机选型原则 转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力 一般为 1 2 倍 它的溜 槽宽度或链速一般应大于工作面输送机 转载机的机型 好机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型 应尽量和工作面刮板输送机机型一致 以便日常维修和管理 转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度 约 600mm 以避 免工作面输送机底链回煤 43 根据以上原则及本矿带区输送能力 选择转载机型号为 SZQ 80 11 22 型 2 破碎机选型原则 破碎机的类型和破碎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 破碎机的结构与所选转载机结构尺寸相适应 根据以上原则及本矿带区输送能力 选择破碎机型号为 PEM 1000 650 型 3 可伸缩带式输送机选型原则 工作面运输巷带式输送机运输能力 要大于工作面刮板输送机能力 1 2 倍 选择运输能力为 400t h 的 DSP1040 型可伸缩带式输送机 移动尾装置宜选用液压式 6 2 矿井提升系统 6 2 1 矿井提升设备的选择与计算 1 提升方式的选择 根据本设计实际情况 本设计立井采用多绳摩擦箕斗提升 副立井采用罐 笼提升 2 提升设备选择计算步骤 1 最大提升速度 Vm的确定 Vm 0 3 0 5 m sH 式中 H 提升高度 m H Hs Hx hz Hs 井筒深度 m Hx 卸载高度 m hz 装载高度 m 3 0 5 系数 一般取平均值 即 0 4 则 H 350 25 22 397m 所以 Vm 8 00m s 2 一次循环提升时间 T 的计算 T Vm 1 H Vm u Q 式中 1 假定加速度 一般可取 0 7 0 8 44 u 箕斗在曲轨内减速或爬行需要的附加时间 可取 10s Q 装卸载或换车时间 修业时间 s Q 8s 则 T 8 0 8 397 8 10 8 77 6s 3 一次提升量 Q 的计算 Q fCAT 3600brt t 次 式中 f 提升能力富裕系数 主提升仅对第一水平取 1 2 C 提升不均衡系数 主提升有煤仓 1 10 1 15 A 矿井年产量 t a br 330a t 16h 其余从前 则 Q 1 2 1 10 0 9 106 77 6 3600 330 16 4 85t 次 3 选择箕斗及其规格 立井提升多绳提煤箕斗型号为 JDS9 110 4B74 316 6 名义载煤量 9t 有效 容积 10m3 副井提升容器为 GDG319 3 2 型 一次提升量 Q 提升时间 T 的计算 Q Vzr t T 3600Qbrt fCA s 式中 Vz 箕斗的有效容积 m3 r 煤的散集密度 t m3 则 Q 10 1 4 14t T 3600 14 330 16 1 2 1 10 0 9 106 224s 45 第 7 章 矿井通风系统的确定 7 1 矿井通风系统的确定 7 1 1 概述 本设计矿井生产能力为 0 9Mt a 煤层倾角为 12 赋存条件稳定 本井 田相对瓦斯涌出量为 0 84m3 t 属于低瓦斯矿井 1 通风系统选择的原则 通风系统布置总的原则是贯彻 安全第一 预防为主 的方针 并要求对 建设的速度有利 技术和经济上要求合理的布置 同时 必须遵守 煤矿安全 规程 和 煤炭工业矿井设计规范 中的有关规定和规范 2 通风系统的确定 根据掘进与回风井的相对位置关系矿井的通风系统可分为中央式 包括中 央并列式与中央分列式 对角式 混合式和分区式 分区进风和回风的独立通 风系统 以下是对这三种通风系统形式的分析和比较 1 分区式 在不同区域内分别设回风井直贯地面 其优点是风流在井下漏风小 风路 短 阻力小 各带区阻力也较平均 矿井风压也较稳定 工业广场不受回风井 乏风的污染及风机的噪音危害 且安全出口多 缺点是管理起来比较分散 不 易管理 反风也较困难 46 2 中央式 新风与乏风的风路正好相反 其优点是地面建筑物和供电系统集中 管理 起来要更为容易一些 建井周期比较短 缺点是井底车场和采空区漏风大 风 路较长 风阻也相应较大 并且工业广场受风机噪音影响 3 混合式 混合式通风是几种通风方式混合组成的 通常适用于地形比较复杂 温度 高等条件下的矿井 其系统比较复杂 管理相对比较困难 本设计矿井为年产 0 9Mt a 的矿井 井田走向长度短 瓦斯含量低 煤层 赋存深度较浅 地质条件比较简单 适用中央式并列式通风 所以本设计矿井 采用中央并列式通风系统 主要通风机的工作方法为抽出式 7 2 风量计算与风量分配 7 2 1 风量计算 一 矿井风量计算原则 矿井需风量 按下列要求计算 并采用其中最大值 1 按井下同时工作最大人数计算 每人每分钟供给不少于 4m3 2 按采煤 掘进 硐室及其他实际需要风量的总和进行计算 按采煤 掘进 硐室及其他实际需要风量的总和进行计算矿井总进风量为 Q Q采 Q 掘 Q 硐 Q 它 K 式中 Q 矿井总进风量 Q采 采煤工作面实际需风量和 m3 min Q 掘 掘进工作面实际需风量和 m3 min Q 硐 硐室实际需要风量和 m3 min Q 它 矿井除了采煤 掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要 风量和 m3 min K 矿井通风系数 取 1 1 二 采煤工作面实际需要风量 应该按照矿井各采煤工作面实际需要风 采 k Q采Q 1 n i 47 式中 Q采 第 i 个采煤工作面实际需要风量 m3 min n n 采煤工作面个数 个 K 矿井通风系数 每个采煤工作面需要的风量 应该按照瓦斯 二氧化碳涌出量和爆破后的 有害气体产生量以及工作面气温 风速和人数等规定要求分别进行计算 并必 须取其中最大值 1 按瓦斯涌出量计算 Q采 100 q采 ki 式中 Q采 采煤工作面需要风量 m3 min q采 采煤工作面的瓦斯绝对涌出量 m3 min q采 2 01 m3 min ki 采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数 它是该工作面瓦 斯绝对涌出量的最大值与平均值之比 通常机采工作面取 1 2 1 6 炮采工作 面取 1 4 2 0 则 Q采 100 2 01 1 4 281 m3 min 2 按工作面温度计算 采煤工作面应该有量好的劳动气候条件 其温度和风速符合下表 7 1 要求 采煤工作面的需要风量可按下式计算 Q采 60ViSiKi 式中 Vi 第 i 个采煤工作面的风速 m s Si 回采工作面平均有效断面 按最大和最小控顶有效断面的平均 值计算 经计算得 9 63m2 Ki 工作面长度系数 按表 7 1 取 表 7 1 采煤工作面长度风量系数表 采煤工作面长度 m 工作面长度风量系数 50 0 8 50 80 0 9 80 120 1 0 1