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双鸭山矿务局东荣三矿0.6Mta新矿井设计(采煤毕业设计)【全套10张CAD图纸+毕业论文】

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双鸭山 矿务局 荣三矿 0.6Mta 矿井设计 采煤 毕业设计 全套 新矿井设计 cad图纸 毕业论文
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双鸭山矿务局东荣三矿0.6Mta新矿井设计(采煤毕业设计)
104页 39000字数+说明书+10张CAD图纸【详情如下】
井田开拓方式剖面图.dwg
井田开拓方式平面图.dwg
双鸭山矿务局东荣三矿0.6Mta新矿井设计(采煤毕业设计)论文.doc
工作面布置图.dwg
带区剖面图.dwg
带区工作面布置图.dwg
带区巷道布置及机械配备平面图.dwg
开拓剖面图.dwg
开拓平面图.dwg
采区剖面图.dwg
采区平面图.dwg


摘要
本设计矿井为双鸭山矿务局东荣三矿0.6Mt/a新矿井设计,一共有3层可采煤层,分别为24#、25#、26#, 煤层总厚度为6米。煤层工业牌号为气煤,设计井田的可采储量65.54Mt,设计服务年限为78年,本矿井设计采用以立井为主的综合开拓方式,划分为三个水平,六个采区。一个工作面达产,采用分层布置,24#、25#、26#层集中开采。大巷运输采用10吨架线式电机车牵引3吨底卸式矿车运输,采用普通机械化开采。顶板处理方法为全部跨落法。
关键词:矿井设计  联合开采  联合开拓 Abstract
The design is the shuangyashang coal trade group limited responsibility company`s dongrong mine new well of 0.6Mt/a, possess new well of 0.6Mt/a, having totally 3 layers can adopt the coal seam, distinguishing to 24#、25#、26#, total thickness in coal seam is 6 rice.Coal seam industry card number is 1/3 coal, design the well farmland can adopt to keep the 65.54 Mt of deal, design service time limit as78years, this mineral well design the adoption regard the well of as to synthesize to expand the way mainly, dividing the line to two levels, six adopt the area. One works reaches to produce.The adoption 24#、25#、26#layering concentrates to mine.The big lane conveyance adopts 10 ton a line type electrical engineering cars lead 3 ton bottom unload type mineral cars transport, adopting coal craft as to synthesize the mechanization adopt the coal craft.A plank handles method as to across to fall the method all.
Key Phrase:Mineral well design   Unites to mine   Unites to expand
目录
摘要 I
目录 III
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  地势和河流 2
1.1.3  气象和地震 2
1.1.4  本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况 2
1.1.5  矿区经济概况 2
1.2 地质特征 3
1.2.1  地层 3
1.2.2  构造 3
1.2.3 煤层 4
1.2.4  井田内的岩石性质、厚度 6
1.2.5  水文地质 7
1.2.6  沼气、煤尘及煤的自燃性 7
1.2.7  媒质、牌号及用途 8
1.3   勘探程度及可靠性 9
第2章   井田境界、储量、服务年限 10
2.1    井田境界 10
2.1.1  井田周边状况 10
2.1.2  井田境界确定的依据 10
2.2   井田储量 10
2.2.1  井田储量的计算 10
2.2.2  保安煤柱 11
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 13
2.3.2  矿井设计生产能力及服务年限 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  井硐形式和井口位置 15
3.2.2  开采数目及水平标高 18
3.2.3  开拓巷道的布置 20
3.3     选定开拓方案的系统描述 21
3.3.1  井硐形式和数目 21
3.3.1  井硐位置及坐标 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  井底车场形式的选择 25
3.3.6  煤层群的关系 26
3.3.7  采区划分 26
3.4 井硐布置及施工 27
3.4.1  井硐穿过的岩石性质及井硐支护 27
3.4.2  井硐布置及装备 28
3.4.3  井硐延伸的初步意见 30
3.5 井底车场及硐室 30
3.5.1  井底车场形式的确定及论证 30
3.5.2  井底车场的布置  储车线路  行车线路布置长度 31
3.5.3  井底车场通过能力验算 34
3.5.4  井底车场主要硐室 35
3.6 开采顺序 35
3.6.1  沿井田走向的开采顺序 36
3.6.2  沿井田倾向的开采顺序 36
3.6.3  采区接续计划 36
第4章  采区巷道布置及生产系统 38
4.1 采区概述 38
4.1.1  采区的位置、边界、范围、采区煤柱 38
4.1.3  采区的生产能力、储量及服务年限 38
4.2   采区巷道布置 38
4.2.1  区段划分 38
4.2.2  采区上山布置 39
4.2.3  采区车场布置 40
4.2.4  采区煤仓形式、容量及支护 47
4.2.5  采区硐室简介 48
4.2.6  采区工作面接续 49
4.3 采区准备 51
4.3.1  采区巷道的准备顺序 51
4.3.2  采区巷道的断面图及支护方式 51
第5章 采煤方法 55
5.1 采煤方法的选择 55
5.1.1 采煤方法的选择原则: 55
5.1.2 直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面 55
5.1.3  采煤方法的选择 56
5.2 回采工艺 56
5.2.1  选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 56
5.2.2  选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 57
6.1  矿井井下运输 59
6.1.1  运输方式和运输系统的确定 59
6.1.2  矿车的选型和数量 59
6.1.3  采区运输设备的选择 63
6.2 矿井提升系统 64
6.2.1 矿井主提升设备的选择 64
第7章 矿井通风与安全 66
7.1 矿井通风系统的确定 66
7.2  风量计算与风量分配 67
7.2.1  风量计算 67
7.2.2  风量分配 72
7.2.3  风量的调节方法与措施 72
7.2.4  风速的验算 73
7.3  矿井通风阻力的计算 75
7.3.1  确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力的确定 75
7.3.2  矿井等积空的计算 76
7.4  通风设备的选择 77
7.5  矿井安全技术措施 78
7.5.5  其他事故的预防 80
7.5.6  避灾路线及自救 81
第8章 矿井排水 82
8.1  概述 82
8.1.1   矿井水来源及涌水量 82
8.1.2   对排水设备的要求 82
8.2  矿井主要排水设备 83
8.2.1  排水系统和排水方式简介 83
8.2.2  主排水设备及管路选择计算 83
第9章   采区供电 87
9.1  矿井供电系统概述 87
9.2  采区电器设备的型号及数目 87
9.3  变压器容量选择 88
9.4  电缆选择计算 89
9.4.1  关于采区低压电网的有关规定 89
9.4.2  规定电缆的长度 90
9.4.3  确定电缆的芯线数目 90
9.4.4  选择电缆截面 90
第10章  矿井主要技术经济指标 94
参考文献 97
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
  东荣二矿位于黑龙江省集贤煤田东南端。行政区划属集贤县腰屯公社、升昌公社和二九一国营场管辖。西南距福利屯32km。经福利屯到矿物局所在地—双鸭山市为40km。福利屯至富锦县公路穿过本井田中部,福前铁路在东荣矿区南部边缘外约3km处通过,交通比较方便。详见图1-1。
图1-1 交通示意图
1.1.2 地势和河流
  本井田处于三江平原的西南部,属高河漫滩,地势低平,地面标高-170~-150m,井田东部有双山子,标高+154.7m,西依索利岗山,标高+207.9m,南邻完达山北髡,北面广阔平坦。
  本井田内没有大的河流,只有二道诃子等季节性河流,从西,南两个方向流过本区边缘,雨季二道河子流量为5.9m3/s,近年来,随着农业的发展,在井田内修筑了一些排水渠道,致使湿地面积有所减小,并且对本井田开采影响甚微可以忽略。
  松花江位于本矿区北部,距井田较远,距离为38km。
1.1.3 气象和地震
  本地区属寒温带大陆性气候,冬季寒冷,夏季气温较高,年平均最高气温为20.1。~ 23.7。c年平均最低气温-17.4。~ 23.9。最低气温可达-35。。年降水量325.7~ 692.3mm,年蒸发量1095.5~ 1430.6mm,年平均风速4.1~ 4.7m/s,风向多偏西风,每年十月至次年五月为冻结期。最大冻深度1.55~ 2.08m。
根据国家地震局资料,集贤及其邻区裂度在6°以下,过去无强烈地震记载。
1.1.4 本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况
  本矿区东西宽4~ 5km,南北长4km,面积20km2,且规划用二对井进行开发,总规模为60万t/a,
  双鸭山矿物局距本区约42km,双鸭山现有生产矿井8对,1984年生产能力已达到611万t/a,全局共有职工68171人。
  本井田没有生产,在建及停闭矿井,也没有小煤窑,在井田外15km处有正生产的双鸭山矿物局集贤煤矿,两面约18km处有集贤县升平小煤矿,集贤煤矿采用立井开拓,设计能力60万t/a,一水平标高-150m,目前正开采16.17.18.23号煤层,共布置四个采区,矿井正常涌水量88.88m3/h,最大涌水量278.8m3/h,矿井瓦斯不大,属低沼气矿井。
1.1.5 矿区经济概况
  本区为农业区,工业基础较薄弱,但是双鸭山矿物局距本区较近,可借助老区力量建设新区,人力资源及材料供应条件都是良好的。
  双鸭山地区现有区域变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座,在矿区总体设计阶段,供电电源方案已达成协议,所以,供电电源容易解决。
  本区内第四系地层广泛分布,地下含水量极其丰富,水源充足。
1.2地质特征
1.2.1  地层
本井田的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组,鸡西群穆棱组,在穆棱组上覆有巨厚的第三,第四地层晚侏罗系煤系地层不整合于元古界—古生界基底之上,基底由元生界麻山群泥盆系青龙山组及侵入的花岗岩组成。见下面地层系统表1-1。
表1-1 地层系统表
界 系 统(群) 组 厚度(米)





系 全新统  10~20
 全新统 温全河组 20~40
 上更新统 顾乡屯组 10~40
 中更新统  40~80
 下更新统 白土山组 15~50
第三系 上新统 富锦组 121


界 侏

系 上统
(鸡西群) 穆棱组 >750
  成子河组 930
  东荣组 250
古生界  中统 青龙山组 不清
元古界  麻山群  不清
1.2.2  构造
本井田位于三江盆地的西部。三江盆地是中生代以来的一个断层的—凹陷地。区域构造属新华夏系第二隆起带,北段由一些北展布的次一级隆起带和凹陷带组成。本井田构造属盆地内的绥化—集贤凹陷带。
由于本井田处于区域性三种构造应力场的复合部位,应力集中较为复杂,特别是北部背向斜处,构造对煤层的破坏较大,煤的变质程度也有所增高,断层多为压扭曲性断层,导水性差。
井田内主要构造分述如下:
1.断层
井田内共有断层六条,其中东西向三条,北东向两条,南北向一条。其特征见下表:
表1-2
序号 名称 性质 产状 落差m 断层可靠程度
1 F10 逆 南北 34~~45 不详
2 F29 正 东西 50~~90 可靠
3 F27 正 东西 60~~80 不详
4 F9 逆 北东 40~~130 可靠
5 F65 逆 东西 65~~85 可靠
6 F84 逆 北东 30~~50 可靠
2.岩浆活动
本井田内的岩浆以侵入为主,大多数呈岩脉及岩床侵入于晚侏罗纪煤系地层中,为燕山期产物,以中性石英闪长岩、基性辉绿岩玄武岩为主。岩浆岩主要分布在F9断层与精查17线之间,成岩床侵入煤层中,使煤层局部变质。
1.2.3煤层
本井田具有经济价值的可采煤层均集中在鸡西城子河组,该组地层总厚度为930m,含煤30余层,煤层平均厚度26.29 m。其中大部分为不可采的薄煤层;可采及局部可采的煤层自上而下有:24 、25 、26号共三个煤层,平均总厚度6 m。各煤层的倾角一般为15~30°。
表1-3 各煤层特征见表:
煤层 层间距(m)
最大—最小
平均 可采厚度(m)
最大—最小
平均 结构 稳定性 可采类型
第10章  矿井主要技术经济指标
矿井主要技术经济指标表
序号 名称 单位 数值
1 矿井生产能力 Mt/a 0.6
年产量 Mt/a 0.6
日产量 t 2000
2 储量
工业储量 Mt 87.385
可采储量 Mt 65.539
3 矿井服务年限 a 78
4 煤的容重 t/m3 1.4(平均)
5 煤的用途  配焦和化工精煤
6 煤层情况
可采煤层数 层 3
可采煤层总厚度 m 6
煤层平均倾角 o 23
7 井田范围
走向长度 Km 4
倾斜长度 Km 5
井田面积 Km2 20
8 开拓方式  多水平立井
9 水平标高 m -500,-700,-900
10 达产时采区及工作面
采区数 个 1
工作面数 个 1
矿井主要技术经济指标表(续表)
11 大巷运输方式 3t底卸式矿车
12 提升方式
主井  一对6斗
副井  双层四车(1t)刚性立井多绳罐笼
13 通风方式  中央并列式
14 吨煤成本 t/工 83.3
15 采煤工艺  综放,一次采全厚
16 设计采区号  北一采区
17 设计采区采煤方法  走向长壁采煤法
18 采面主要技术经济指标
工作面长度 m 180
采煤机械  MG170
截深 m 0.6
日进尺 m 3.6
19 采区个数 个 3
20 矿井工作制度  四.六制
年工作天数 d 300
日工作班数 班 4
21 井下大巷运输方式  10t架线式电机车牵引3吨底卸式矿车
22 顶板管理方法  全部跨落法
时间过得好快,经过几个月的努力我终于完成了我的毕业设计。回想起这些天的经历,我感受到了繁忙,感受到了疲惫,与此同时,我感受到了充实。
通过这次系统的设计,使得我对专业知识有了一个较为系统的重温,同时也使得我对矿井全系统有了一个全面的了解。
在这次的设计过程中,我感受很多,收获很多,尤其是各位指导老师的敬业精神,让我更加感动。他们始终如一的陪着我们,不厌其烦的为我们讲解,才能使我的设计得以快速、高效的完成。
这次设计的完成,也意味着我的大学生活即将结束。在我大学的深造中,我得到了许多老师的热心帮助和支持。从我的班主任老师到我的多个辅导员老师,他们都从不同的角度在关心着我。在这里我也向他们表示由衷的敬意。
时光荏苒,光阴如梭。四年的大学生活马上就要结束了。回忆这美好的四年,即将离校的我心里有那么一阵阵的酸楚。但我们即将步入工作的岗位,我们会将我们母校所学到的理论知识和做人的道理,再以后的工作和生活中继续发扬,一我们优异的工作成绩来回报母校以及关心和帮助过我的各位老师
参考文献
1.徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.2000
2.徐永圻.采煤方法图集. 中国矿业大学出版社.1990
3.张荣立等.采矿工程设计手册. 煤炭工业出版社.2003
4.张幼蒂.矿井系统工程. 中国矿业大学出版社.2000
5.国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 煤炭工业出版社.2001
6.于学谦.矿山运输机械. 中国矿业大学出版社.1989
7.北京有色冶金设计研究总院.采矿设计手册.中国建筑工业出版社.1994
8.张国框.通风安全学. 中国矿业大学出版社.2000
9.程居山.矿山机械. 中国矿业大学出版社.1997
10.刘吉昌.矿井设计指南. 中国矿业大学出版社.1994
11.中华人民共和国煤炭工业部.煤矿矿井设计规范.中国计划出版社.1994
12.孙玉蓉.矿井提升机械与设备. 煤炭工业出版社.1989
13.李学诚.中国煤矿通风安全工程图集. 中国矿业大学出版社.1995
14.煤矿工业部设计管理局.煤矿生产经营费指标.1982
15.孙宝铮.矿井开采设计. 中国矿业大学出版社.1986
16.国家煤炭工业局.煤炭建设井巷工程基础定额. 煤炭工业出版社.2000
17.杨孟达.煤矿地质学.煤炭工业出版社.2000

内容简介:
-I摘要摘要本设计矿井为双鸭山矿务局东荣三矿 0.6Mt/a 新矿井设计,一共有 3 层可采煤层,分别为 24#、25#、26#, 煤层总厚度为 6 米。煤层工业牌号为气煤,设计井田的可采储量 65.54Mt,设计服务年限为 78 年,本矿井设计采用以立井为主的综合开拓方式,划分为三个水平,六个采区。一个工作面达产,采用分层布置,24#、25#、26#层集中开采。大巷运输采用 10 吨架线式电机车牵引3 吨底卸式矿车运输,采用普通机械化开采。顶板处理方法为全部跨落法。关键词:矿井设计 联合开采 联合开拓 -IIAbstractThe design is the shuangyashang coal trade group limited responsibility companys dongrong mine new well of 0.6Mt/a, possess new well of 0.6Mt/a, having totally 3 layers can adopt the coal seam, distinguishing to 24#、25#、26#, total thickness in coal seam is 6 rice.Coal seam industry card number is 1/3 coal, design the well farmland can adopt to keep the 65.54 Mt of deal, design service time limit as78years, this mineral well design the adoption regard the well of as to synthesize to expand the way mainly, dividing the line to two levels, six adopt the area. One works reaches to produce.The adoption 24#、25#、26#layering concentrates to mine.The big lane conveyance adopts 10 ton a line type electrical engineering cars lead 3 ton bottom unload type mineral cars transport, adopting coal craft as to synthesize the mechanization adopt the coal craft.A plank handles method as to across to fall the method all.Key Phrase:Mineral well design Unites to mine Unites to expand 目录目录-III摘要摘要.I目录目录.III第第 1 1 章章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征.11.11.1井田概况井田概况.11.1.11.1.1 交通位置交通位置 .11.1.21.1.2 地势和河流地势和河流 .21.1.31.1.3 气象和地震气象和地震 .21.1.41.1.4 本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况 .21.1.51.1.5 矿区经济概况矿区经济概况 .21.21.2地质特征地质特征.31.2.11.2.1 地层地层 .31.2.21.2.2 构造构造 .31.2.31.2.3煤层煤层.41.2.41.2.4 井田内的岩石性质、厚度井田内的岩石性质、厚度 .61.2.51.2.5 水文地质水文地质 .71.2.61.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性沼气、煤尘及煤的自燃性 .71.2.71.2.7 媒质、牌号及用途媒质、牌号及用途 .81.31.3 勘探程度及可靠性勘探程度及可靠性.9第第 2 2 章章 井田境界、储量、服务年限井田境界、储量、服务年限 .102.12.1 井田境界井田境界.102.1.12.1.1 井田周边状况井田周边状况 .102.1.22.1.2 井田境界确定的依据井田境界确定的依据 .102.22.2 井田储量井田储量.102.2.12.2.1 井田储量的计算井田储量的计算 .10-IV2.2.22.2.2 保安煤柱保安煤柱 .112.2.32.2.3 储量计算方法储量计算方法 .112.2.42.2.4 储量计算的评价储量计算的评价 .122.32.3 矿井工作制度矿井工作制度 生产能力生产能力 服务年限服务年限.122.3.12.3.1 矿井工作制度矿井工作制度 .132.3.22.3.2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 .13第第 3 3 章章 井田开拓井田开拓.143.13.1概述概述.143.1.13.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .143.1.23.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 .143.23.2 矿井开拓方案的选择矿井开拓方案的选择.153.2.13.2.1 井硐形式和井口位置井硐形式和井口位置 .153.2.23.2.2 开采数目及水平标高开采数目及水平标高 .183.2.33.2.3 开拓巷道的布置开拓巷道的布置 .203.33.3 选定开拓方案的系统描述选定开拓方案的系统描述.213.3.13.3.1 井硐形式和数目井硐形式和数目 .213.3.13.3.1 井硐位置及坐标井硐位置及坐标 .213.3.33.3.3 水平数目及标高水平数目及标高 .223.3.43.3.4 石门、大巷数目及布置石门、大巷数目及布置 .223.3.53.3.5 井底车场形式的选择井底车场形式的选择 .253.3.63.3.6 煤层群的关系煤层群的关系 .263.3.73.3.7 采区划分采区划分 .263.43.4 井硐布置及施工井硐布置及施工.273.4.13.4.1 井硐穿过的岩石性质及井硐支护井硐穿过的岩石性质及井硐支护 .273.4.23.4.2 井硐布置及装备井硐布置及装备 .283.4.33.4.3 井硐延伸的初步意见井硐延伸的初步意见 .303.53.5 井底车场及硐室井底车场及硐室.30-V3.5.13.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场形式的确定及论证 .303.5.23.5.2 井底车场的布置井底车场的布置 储车线路储车线路 行车线路布置长度行车线路布置长度 .313.5.33.5.3 井底车场通过能力验算井底车场通过能力验算 .343.5.43.5.4 井底车场主要硐室井底车场主要硐室 .353.63.6 开采顺序开采顺序.353.6.13.6.1 沿井田走向的开采顺序沿井田走向的开采顺序 .363.6.23.6.2 沿井田倾向的开采顺序沿井田倾向的开采顺序 .363.6.33.6.3 采区接续计划采区接续计划 .36第第 4 4 章章 采区巷道布置及生产系统采区巷道布置及生产系统.384.14.1 采区概述采区概述.384.1.14.1.1 采区的位置、边界、范围、采区煤柱采区的位置、边界、范围、采区煤柱 .384.1.34.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限采区的生产能力、储量及服务年限 .384.24.2 采区巷道布置采区巷道布置.384.2.14.2.1 区段划分区段划分 .384.2.24.2.2 采区上山布置采区上山布置 .394.2.34.2.3 采区车场布置采区车场布置 .404.2.44.2.4 采区煤仓形式、容量及支护采区煤仓形式、容量及支护 .474.2.54.2.5 采区硐室简介采区硐室简介 .484.2.64.2.6 采区工作面接续采区工作面接续 .494.34.3采区准备采区准备.514.3.14.3.1 采区巷道的准备顺序采区巷道的准备顺序 .514.3.24.3.2 采区巷道的断面图及支护方式采区巷道的断面图及支护方式 .51第第 5 5 章章 采煤方法采煤方法.555.15.1 采煤方法的选择采煤方法的选择.555.1.15.1.1 采煤方法的选择原则:采煤方法的选择原则: .555.1.25.1.2 直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面 .555.1.35.1.3 采煤方法的选择采煤方法的选择 .56-VI5.25.2 回采工艺回采工艺.565.2.15.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 .565.2.25.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 .576.16.1 矿井井下运输矿井井下运输.596.1.16.1.1 运输方式和运输系统的确定运输方式和运输系统的确定 .596.1.26.1.2 矿车的选型和数量矿车的选型和数量 .596.1.36.1.3 采区运输设备的选择采区运输设备的选择 .636.26.2 矿井提升系统矿井提升系统.646.2.16.2.1 矿井主提升设备的选择矿井主提升设备的选择 .64第第 7 7 章章 矿井通风与安全矿井通风与安全 .667.17.1 矿井通风系统的确定矿井通风系统的确定 .667.27.2 风量计算与风量分配风量计算与风量分配.677.2.17.2.1 风量计算风量计算 .677.2.27.2.2 风量分配风量分配 .727.2.37.2.3 风量的调节方法与措施风量的调节方法与措施 .727.2.47.2.4 风速的验算风速的验算 .737.37.3 矿井通风阻力的计算矿井通风阻力的计算.757.3.17.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力的确定确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力的确定 .757.3.27.3.2 矿井等积空的计算矿井等积空的计算 .767.47.4 通风设备的选择通风设备的选择.777.57.5 矿井安全技术措施矿井安全技术措施.787.5.57.5.5 其他事故的预防其他事故的预防 .807.5.67.5.6 避灾路线及自救避灾路线及自救 .81第第 8 8 章章 矿井排水矿井排水.828.18.1 概述概述.828.1.18.1.1 矿井水来源及涌水量矿井水来源及涌水量 .828.1.28.1.2 对排水设备的要求对排水设备的要求 .82-VII8.28.2 矿井主要排水设备矿井主要排水设备.838.2.18.2.1 排水系统和排水方式简介排水系统和排水方式简介 .838.2.28.2.2 主排水设备及管路选择计算主排水设备及管路选择计算 .83第第 9 9 章章 采区供电采区供电.879.19.1 矿井供电系统概述矿井供电系统概述.879.29.2 采区电器设备的型号及数目采区电器设备的型号及数目.879.39.3 变压器容量选择变压器容量选择.889.49.4 电缆选择计算电缆选择计算.899.4.19.4.1 关于采区低压电网的有关规定关于采区低压电网的有关规定 .899.4.29.4.2 规定电缆的长度规定电缆的长度 .909.4.39.4.3 确定电缆的芯线数目确定电缆的芯线数目 .909.4.49.4.4 选择电缆截面选择电缆截面 .90第第 1010 章章 矿井主要技术经济指标矿井主要技术经济指标.94参考文献参考文献 .97-0第第1 1章章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征1.11.1井田概况井田概况1.1.11.1.1 交通位置交通位置 东荣二矿位于黑龙江省集贤煤田东南端。行政区划属集贤县腰屯公社、升昌公社和二九一国营场管辖。西南距福利屯 32km。经福利屯到矿物局所在地双鸭山市为 40km。福利屯至富锦县公路穿过本井田中部,福前铁路在东荣矿区南部边缘外约 3km 处通过,交通比较方便。详见图 1-1。前进镇建三江富锦宝清四方台双鸭山金砂岗东荣矿区集贤桦南佳木斯鹤岗汤原依兰绥滨同江桦川松花江黑龙江东荣三矿交通位置图图 1-1 交通示意图-11.1.21.1.2 地势和河流地势和河流 本井田处于三江平原的西南部,属高河漫滩,地势低平,地面标高-170-150m,井田东部有双山子,标高+154.7m,西依索利岗山,标高+207.9m,南邻完达山北髡,北面广阔平坦。 本井田内没有大的河流,只有二道诃子等季节性河流,从西,南两个方向流过本区边缘,雨季二道河子流量为 5.9m3/s,近年来,随着农业的发展,在井田内修筑了一些排水渠道,致使湿地面积有所减小,并且对本井田开采影响甚微可以忽略。 松花江位于本矿区北部,距井田较远,距离为 38km。1.1.31.1.3 气象和地震气象和地震 本地区属寒温带大陆性气候,冬季寒冷,夏季气温较高,年平均最高气温为 20.1。 23.7。c 年平均最低气温-17.4。 23.9。最低气温可达-35。 。年降水量 325.7 692.3mm,年蒸发量 1095.5 1430.6mm,年平均风速4.1 4.7m/s,风向多偏西风,每年十月至次年五月为冻结期。最大冻深度1.55 2.08m。根据国家地震局资料,集贤及其邻区裂度在 6以下,过去无强烈地震记载。1.1.41.1.4 本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况 本矿区东西宽 4 5km,南北长 4km,面积 20km2,且规划用二对井进行开发,总规模为 60 万 t/a, 双鸭山矿物局距本区约 42km,双鸭山现有生产矿井 8 对,1984 年生产能力已达到 611 万 t/a,全局共有职工 68171 人。 本井田没有生产,在建及停闭矿井,也没有小煤窑,在井田外 15km 处有正生产的双鸭山矿物局集贤煤矿,两面约 18km 处有集贤县升平小煤矿,集贤煤矿采用立井开拓,设计能力 60 万 t/a,一水平标高-150m,目前正开采16.17.18.23 号煤层,共布置四个采区,矿井正常涌水量 88.88m3/h,最大涌水量 278.8m3/h,矿井瓦斯不大,属低沼气矿井。1.1.51.1.5 矿区经济概况矿区经济概况 本区为农业区,工业基础较薄弱,但是双鸭山矿物局距本区较近,可借助-2老区力量建设新区,人力资源及材料供应条件都是良好的。 双鸭山地区现有区域变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座,在矿区总体设计阶段,供电电源方案已达成协议,所以,供电电源容易解决。 本区内第四系地层广泛分布,地下含水量极其丰富,水源充足。1.21.2地质特征地质特征1.2.11.2.1 地层地层本井田的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组,鸡西群穆棱组,在穆棱组上覆有巨厚的第三,第四地层晚侏罗系煤系地层不整合于元古界古生界基底之上,基底由元生界麻山群泥盆系青龙山组及侵入的花岗岩组成。见下面地层系统表 1-1。表 1-1 地层系统表界系统(群)组厚度(米)全新统1020全新统温全河组2040上更新统顾乡屯组1040中更新统4080第四系下更新统白土山组1550新生界第三系上新统富锦组121穆棱组750成子河组930中生界侏罗系上统(鸡西群)东荣组250古生界中统青龙山组不清元古界麻山群不清1.2.21.2.2 构造构造本井田位于三江盆地的西部。三江盆地是中生代以来的一个断层的凹陷地。区域构造属新华夏系第二隆起带,北段由一些北展布的次一级隆起带和凹陷带组成。本井田构造属盆地内的绥化集贤凹陷带。由于本井田处于区域性三种构造应力场的复合部位,应力集中较为复杂,特别是北部背向斜处,构造对煤层的破坏较大,煤的变质程度也有所增高,断层多为压扭曲性断层,导水性差。-3井田内主要构造分述如下:1断层井田内共有断层六条,其中东西向三条,北东向两条,南北向一条。其特征见下表:表 1-2序号名称性质产状落差 m断层可靠程度1F10逆南北3445不详2F29正东西5090可靠3F27正东西6080不详4F9逆北东40130可靠5F65逆东西6585可靠6F84逆北东3050可靠2岩浆活动本井田内的岩浆以侵入为主,大多数呈岩脉及岩床侵入于晚侏罗纪煤系地层中,为燕山期产物,以中性石英闪长岩、基性辉绿岩玄武岩为主。岩浆岩主要分布在 F9 断层与精查 17 线之间,成岩床侵入煤层中,使煤层局部变质。1.2.31.2.3煤层煤层本井田具有经济价值的可采煤层均集中在鸡西城子河组,该组地层总厚度为 930m,含煤 30 余层,煤层平均厚度 26.29 m。其中大部分为不可采的薄煤层;可采及局部可采的煤层自上而下有:24 、25 、26 号共三个煤层,平均总厚度 6 m。各煤层的倾角一般为 1530。表 1-3 各煤层特征见表:煤层层间距(m)最大最小平均可采厚度(m)最大最小平均结构稳定性可采类型2410401.82.4 2.1单一煤层稳定全部可采-425 256201.62.2 1.9单一煤层稳定全部可采26 151.62.42单一煤层稳定全部可采1主要可采煤层24 号煤层,基本全井田发育,可采范围内厚度稳定。结构简单。煤层厚度一般为 1.82.4 m。顶板为粉砂岩、细砂岩、中砂岩;底板为为粉砂岩和细砂岩。25 号和 26 号煤层间距为 25 m,24 号与 25 号煤层间距为 15 m,25 号和 26号层地质情况与 24 号相同。图图 1-21-2 煤层柱状图煤层柱状图-5 岩性描述肥气煤,粉 砂 质 泥 岩细 砂 岩,灰 色粉细砂岩细 中 砂 岩细 砂 岩,灰 -灰 白 色细-粗砂岩粉 砂 岩粉 砂 岩,泥 岩 夹 煤细 -中 砂 岩粗 -中 砂 岩地层厚(煤层(煤层号13.9916.079.4010.927.987.655.9834.444.9615.1815.1711.216.3912.032.12.026柱状地层系统界系 统中生界侏侏罗罗系统上1.92425肥 气 煤,肥气煤,1.2.41.2.4 井田内的岩石性质、厚度井田内的岩石性质、厚度有关岩石性质及厚度特征详见下表 1-4表 1-4 岩石主要物理力学性质指标表名称容重kg/cm3孔隙度%抗压强度102kg/cm3抗拉强度102 kg/cm3变形模量102kg/c3弹性模量kg/cm3砂岩2.02.65252200.50.40.58110砾岩2.32.65151150.21.50.8828泥岩2.7 2.851.65.212.830.62.027 510-6灰岩2.22.75205200.52.018 510页岩2.02.416301100.21.013.528石英2.652.70.120.515351.03.06 20 6201.2.51.2.5 水文地质水文地质1、井田内各地段的水文地质特征各有不同,现分述如下:第四系孔隙含水层,全井田广泛发育,除山坡地区较薄外,其余均很厚,由南向北逐渐增厚,水的主要补给来源是大气降水和山区地下水,涌水量0.7057L/sm。第三系孔隙含水层在井田内广泛分布,其厚度发育规律为由东南向西北逐渐增厚,向东便薄,涌水量为 0.0010.83L/sm。煤系裂隙含水带,本含水带是直接充水含水层,它与第三系有水力联系,但很微弱。基底岩层裂隙水:分布与低山和丘陵地带,由花岗岩安山岩,及变质岩组成,对煤系裂隙水带补给量甚微,而且对矿床水无影响。2、井田内的主要隔水层有第四系顶部黏土,亚黏土,中部黏土,亚黏土层和第三系泥岩,砂岩层。3、地面水及各含水层之间的关系本井田煤系裂隙水补给条件不好,富水性较小,矿井在开采过程中,排水将以疏干煤系风化裂隙带的储水量为主,开采初期,矿井涌水量增大,随着开采的不断进行,水的静储量逐渐消耗,矿井的涌水量会逐渐减小,并趋于相对稳定状态。本井田最大涌水量 450m3/h,正常涌水量 88.88m3/h。1.2.61.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性沼气、煤尘及煤的自燃性 本井田瓦斯取样的控制浓度在 340.5933.2m,在 737.5m 以上,甲烷成分为 0.8536.75,在 800.4933.2m 深为 28.1845.26,平均为34.3137.05,二氧化硫一般为 6.448.95,瓦斯成分及含量均很低,由于地质报告没有明确提出矿井的瓦斯等级所以,本设计只能根据上述数据进行分析,同时参考集贤矿井的煤尘瓦斯情况,初步确定本矿井瓦斯等级为低沼气矿井,并有煤尘爆炸危险和自然发火倾向。-7 本矿井的恒温带温度+5.6。C,深度 20m,-500m 水平的平均地温为19.5。C,-700m 水平为 25.3。C,-900m 水平为 30.9。C煤层顶底板岩石主要为粉沙岩和细砂岩,抗压强度一般在5001100kg/cm2左右。根据资料,预计本矿井各煤层顶板类型均在一级类以上。1.2.71.2.7 媒质、牌号及用途媒质、牌号及用途1、煤种及其变化本矿井煤的挥发分一般大于 40,属低变质煤,个煤层 Y 值平均为 5 9m/m,粘结性较低,煤种主要为气候,长焰煤次之,煤种在垂向上无明显变化。2、煤的有害成分灰分:本井田煤的灰分含量(Ag)为 10.96 24.45,多属中低灰煤层,其中几个主要可采煤层均为低灰煤层。硫:各煤层硫的含量很低,原煤全硫(SgQ)为 0.1 0.41属特低硫煤。磷:各煤层原煤磷的平均含量为 0.003 0.061属特低-低磷煤。3、发热量各煤层煤的平均发热量(QfD)为 6306 6849 大卡/kg。4、元素分析 各煤层碳(Cr)的平均含量为 80.84 82.66(Hr)的平均含量为 5.32-5.86。 (Or)的平均含量为 10.61-12.62 ,说明咩的元素组成稳定,属低变质煤。5、工业用途评述本井田原煤按现行煤炭应用分类法属于气煤,由于本区气煤低灰低磷,低硫,具有一定的胶质层厚度,所以,本矿井原煤经洗选加工后可做为优良的配焦和化工精练,副产品可供动力或民用。1.31.3 勘探程度及可靠性勘探程度及可靠性-8本矿井所在地区先后经过普查,祥查,精查阶段,采用了钻探,测井和地震,相互结合的综合勘探手段,精查地质报告提供的资料比较齐全,精查阶段查明了主要断层和构造及煤层厚度,结构和分布范围,比较可靠地提供了煤层层位的对比资料和测井成果。东煤公司 1984 年 6 月对本区精查地质报告批复认为:黑龙江省集贤煤田东荣勘探一区精查地质报告基本达到煤炭资源地质勘探规范的标准。-9第 2 章 井田境界、储量、服务年限井田境界、储量、服务年限2.12.1 井田境界井田境界2.1.12.1.1 井田周边状况井田周边状况 本井田内煤层均可采,在本井田西面有生产中的集贤煤矿,南面是一矿井田,其余无大的井田、小煤窑等,本区为农业区,工业基础比较薄弱,但距双鸭山矿物局较近,可借助老区力量建设本区,人力资源及材料比较充足,井田周边的其它情况对本井田的建设均很有利,有利于本区的发展。2.1.22.1.2 井田境界确定的依据井田境界确定的依据1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据;2.要适于选择井筒位置,合理安排地面生产系统和各建筑物;3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间;4.井田要有合理的走向长度,以利于机械化程度的不断提高。 根据矿区总体设计,本井田境界南起 F71 断层,北至各煤层露头,西以F23 断层为界,动以各煤层露头为界。本井田煤层发育较好,可采性极高,且媒质较好,储量丰富,一水平开采后,接续也极为容易,发展极为稳定,随着技术的进步和勘探水平的全面提高,井田范围内的储量会越来越精确,可能在更深部发现可采煤层。开采前景十分可佳。2.22.2 井田储量井田储量2.2.12.2.1 井田储量的计算井田储量的计算矿井储量是指矿井内所埋藏的数量,具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量,而且还表示煤炭的质量,反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量是指平衡表内 A+B+C 级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿-10井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。本井田共有三个可采煤层 24#、25#、26#,煤层的平均厚度分别为2.1m、1.9m、2.0m,煤层总厚度 6m,各煤层倾角均在 1530 度左右,容重为1.4t/m3 ,因此根据井田面积可得出本井田的工业储量为 8738.5 万吨。2.2.22.2.2 保安煤柱保安煤柱保护煤柱的设计原则如下:(1)在一般情况下,保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定。(2)地面受护面积包括受护对象及周围的受护带(3)当受护边界与煤层走向斜交时,根据基岩移动角求得垂直与受护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角,然后再确定保护煤柱。(4)立井保护煤柱应按其深度,用途,煤层赋存条件和地形特点留设,立井深度大于或等于 400m 的以边界角圈定,小于 400m 的以移动角圈定。为了安全生产,本设计矿井依据煤矿安全规程 ,留设保安煤柱如下:1.各煤层在露头处留设 20 m 保安煤柱;2.边界断层留设 20m 保安煤柱;3.井田内部断层留设 20m 保安煤柱;4.河流两侧各留设 20m 保安煤柱;5.地面建筑物留设 50m 保安煤柱。设计时要根据实际情况进行留设,但是不能低于以上数据,在本设计中根据实际的地质情况及地质构造,边界断层留设 50m 保安煤柱;井田内部断层留设 20m 保安煤柱;因此,经计算得: 工业广场煤柱损失:592 万吨;保安煤柱损失:1453.8 万吨。2.2.32.2.3 储量计算方法储量计算方法1.工业储量计算计算公式如下:块段储量=块段面积平均倾角余割块段平均厚度容重.根据原东荣三矿立井初步设计储量诸图,通过等高线块段法计算本井田工业储量为 8738.5 万吨,各煤层工业储量见表 2-1 可采煤层储量计算总表,2.可采储量计算 计算公式如下-11 ZK=(ZCP)C (2-1)式中 ZK 可采储量;ZC 工业储量;P 永久煤柱损失;C 采区回采率。回采要求:中厚煤层不应小于 80%,薄煤层不应小于 85%。经各煤层可采储量计算,汇总计算出本设计井田可采储量为 6553.9 万吨。各水平煤层储量及损失如表 2-2 所示。表 2-1 可采煤层储量总表 单位:万吨工业储量(万 t)煤层别ABA+BCA+B+C备注24#948.72856.231804.95488.912293.8624#822.34790.851613.19461.852075.4026#924.95846.741771.69412.942184.63总计2696.012493.825189.831363.56553.92.2.42.2.4 储量计算的评价储量计算的评价本设计井田的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限,储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。2.32.3 矿井工作制度矿井工作制度 生产能力生产能力 服务年限服务年限2.3.12.3.1 矿井工作制度矿井工作制度 该设计矿井年工作日确定为 300d,矿井每日净提升 14h,采用四六工作制制度。2.3.22.3.2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限(一) 、矿井设计生产能力的确定原则应根据地质条件,国民发展需要和国内外市场需求,技术装备和管理水平,充分考虑科学技术进步等因素,依据投资少,出煤快,经济效益好的原则合理-12确定。(二) 、确定矿井生产能力的重要因素a.储量是指基础储量中经济可采部分;b.地质和开采条件技术装备和管理水平。根据本井田的地质资料条件,煤层储量和赋存状况等因素,确定本矿井设计生产能力 60 万 t/a。(三)服务年限矿井服务年限=矿井可采储量/设计生产能力备用系数(1.4) =4681.351.4 万 t/60 万 t/a1.4 =78.02 a一水平服务年限=3616.2万 t(0.6Mt/a1.4)=43.05a;-13第第 3 3 章章 井田开拓井田开拓3.13.1概述概述3.1.13.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述井田内外及附近生产矿井开拓方式概述本井田内没有生产、在建及停闭矿井,也没有小煤窑。但在井田外的西南方约 15km 处有正在生产的双鸭山矿务局集贤煤矿,西面约 18km 处有集贤县升平小煤矿。集贤煤矿采用立井开拓,设计生产能力 60 万 t/a,一水平标高为150m,目前正开采 9 号,15 号和 16 三个煤层,共布置四个采区。本区为农业区,工业基础较薄弱。但是双鸭山矿务局距本区较近,可以借助老区力量建设新区,人力来源及材料供应条件都是良好的。双鸭山地区现有区域变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座,在矿区总体设计阶段,供电电源方案已达成协议。所以供电电源容易解决。本区内第四系地层广泛分布,地下含水量极其丰富,供水水源充足。3.1.23.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素,主要因素包括:(1)井田地质和水文地质条件(特别是表土层情况) ;(2)煤层赋存和开采技术条件;(3)地形地貌和地面外部条件;(4)技术装备和工艺系统条件;(5)施工技术和设备条件;(6)总体设计和矿井生产能力要求等。对以上各种因素要综合研究,通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下:a.煤层赋存情况整个井田的煤层上部标高在-150m,下部标高在-900m,整个矿区共有 3 层可采煤层,即 24#、25#、26#全区发育。煤层走向长度为 5km,倾向4km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层,平均倾角在 23 左右。3.23.2 矿井开拓方案的选择矿井开拓方案的选择-143.2.13.2.1 井硐形式和井口位置井硐形式和井口位置在一定的井田地质条件、开采技术条件下,矿井开拓巷道有多种布置方式,开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式,一般应在技术可行的多种开拓方式中进行技术经济分析比较后,才能确定。开拓方式按照井筒的倾角不同(水平、倾斜、垂直)分为平硐开拓、斜井开拓、立井开拓和综合开拓方式(平、斜、立井中的任何二或三种形式相结合进行开拓)等四种方式。开拓方式依据井筒 (或平硐)与煤层位置的不同又有若干分类。平硐开拓:在侵蚀基准面以上的山岭或丘陵地区的煤层,由地面开凿通向煤层的平硐,可利用平硐开拓煤田的全部或一部分。斜井开拓:对于表土层较薄、煤层赋存较浅、水文地质条件简单的煤田,一般都可以采用斜井开拓。斜井开拓在各种倾角煤层开拓中都得到了广泛的应用。立井开拓:适应性很强,可用于各种地质条件,同时在技术上也成熟可靠。一般在表土层厚、煤层赋存深时,应采用立井开拓。平硐开拓是最简单的开拓方式,有很多突出优点。首先我们应该考虑平硐开拓方式是否可行。参照平硐开拓方式适用条件,结合本设计井田的地形地质及煤层赋存特征可知:平硐开拓方式的条件不具备。因此,平硐开拓方式对本设计井田不适用,排除采用平硐开拓方式。表 3-1 斜井与立井的经济比较:立井 斜井主井(5m)副井(6.5 m)主 井 R=2 H=1.8 =15副井R=1.5H=1.2=22断面积 m2 19.62533.16610.348.03长度(m)37032010801080掘进费元/100m31141910269(中深孔)1139612518维护费元/100m33609536095(700mm)4493146545小计(元)3450110.3254920666.9756290148.75122179.6-15合计(万元)837.7 1141.22 由以上粗略比较可得出斜井建井费用较大,故舍弃,采用立井开拓方式。根据本井田的剖面图, ,对井口位置提出以下三个方案:方案一:井筒位于井田浅部方案二:井筒位于井田中部方案三:井筒位于井田深部-900-850-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-300-250-200 图 3-1 方案 1-16-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900 图 3-1 方案 2 -200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900图 3-2 方案 3经过简单的技术比较后认为:-17井筒位于井田浅部,煤柱尺寸最小,压煤最少,但石门最长;井筒位于井田深部,煤柱尺寸最大,压煤量最大,且初期工程量大,石门也较长,但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利;井筒位于井田中部时,煤柱尺寸稍大,但石门长度较短,且沿石门的运输工程量也小;本井田煤层均为中厚煤层,井田走向长度不大,但受断层的影响以及井筒布置的条件限制,且倾斜长度较大,从有利井下运输和保证初水平合理的服务年限出发,也应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置,由此可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的中部稍靠上方。3.2.23.2.2 开采数目及水平标高开采数目及水平标高开采水平的划分受很多因素的影响,不仅受地址条件的约束,同时也要考虑到现有的机械水平和开采技术水平,综合考虑对矿井进行水平划分。煤层赋存为倾斜状态时,一般由浅部向深部开采,以达到工程量少、建设速度快、早达产、投资省、成本低的效果。根据煤层的赋存条件和倾斜长度,一个井田可以单水平开采,亦可以多水平开采(从上往下逐水平开采) 。每个开采水平设井底车场和运输大巷,供该水平各采区煤的外运、辅助运输和通风用。煤矿科技迅猛发展,在高度机械化的基础上实现高度集中化是主要的发展方向,高产高效矿井要求集中在一个水平,12 个工作面生产。这就要求加大工作面、采区和水平的走向及倾斜尺寸,要求有丰富的资源/储量和较长的服务年限。水平上、下山开采方式是优越的,可保证生产合理集中化,稳定生产,节省总井巷工程量,经济效益好。因此使用上下山开采的意义很大。在条件适宜时,应该优先考虑使用上下山开采。本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素:(1)合理的水平服务年限;(2)煤层赋存条件及地质构造;(3)生产成本;(4)水平接替;(5)井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。根据上述因素,本设计井田设计提出如下两个水平标高划分方案:方案一:井田划分四个阶段,布置三个个开采水平;一水平标高-500 m,垂高 330 m,采用上山开采;二水平标高为-700 m,采用上山开采,三水-18平标高在-900 m,其标高以下有煤可一并开采。方案二:井田划分三个开采水平,一水平标高-400 m,二水平标高-600 m,三水平标高-900 m。各水平均采用上山开采。如果将来探明-900 m 以下还有可采储量,可一并考虑开采。两个方案的优缺点如下: 一方案 优点:各阶段斜长和垂高比较合适,除个别采区偏长或偏短外,大部分都比较合理。缺点:对二水平的开采需要较大的准备工程量。且比方案二上山斜长增加 270320 m,需要对二水平的接续提早准备,以免影响接续。井筒多延伸 100 m,增大了前期建井投资和工期。二方案 优点:一水平的开采同一方案没有大的差别,三个水平的开采,对每个水平的准备工程量较平均,接续简单。建井周期短,基建费用少。缺点:二水平和三水平的开采虽然准备时期工程量较平均,但总的工程量较大,投资大。大部分采区上山的斜长偏小,不能充分发挥上山设备的作用。两方案对比表:序号采区名称可采煤层采区斜长(m)采区可采储量(万t)一方案(-500 m)二方案(-400 m)一方案二方案1北一24、25、268463701171524.32东一24、25、268705501063.9776.23南一24、25、26114483029341807.3表 3-2 综上所述,本设计推荐第一方案。3.2.33.2.3 开拓巷道的布置开拓巷道的布置 开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道,如井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷(或总回风道) 、主要风井等。1.运输大巷的布置-19运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输(人员、矸石、材料、设备等)以及通风、排水和管线敷设,服务年限很长。根据煤层的数目和间距,大巷的布置方式分为单煤层布置(称分煤层运输大巷) ,分煤组布置(称分组集中运输大巷)和全煤组集中布置(称集中运输大巷) 采用集中运输大巷时,各煤层(组)间用采区石门联系当煤层倾角太大时,层间联系也可用溜井或斜巷。(1)分煤层大巷适用条件煤层数不多,层间距大,石门长;井田走向长度短,服务年限不长;井底车场或平硐在煤层顶板;煤质牌号不同,要求分采,分运;产量,风量均大,需要疏解;各煤层底板均有坚硬岩层(2)分组集中大巷适用条件煤层数多,层间距大小悬殊;按煤层的特点根据运输,通风要求组合,经济上有利;多水平生产,容易解决运输,通风的干扰;(3)集中运输大巷适用条件适于煤层层数多,层间距不大的矿井;井田走向长度大,服务年限长;下部煤层底板有坚硬岩层,容易维护;煤质牌号相同,要求分采分运;自然发火严重,便于分区,分段处理事故;采区尺寸大,石门长度短依据本井田的地质条件及煤层赋存状况:本井田共有可采煤层 3 层,24#、25#、26#,其中 24#与 25#平均间距 25m,25#与 26#煤层平均间距 15m。针对上述情况,采用集中大巷布置,将三层分为一组,经济上较为合理。 对井硐形式和数目等的选择已在前面叙述中做了比较,对整个矿井的开拓和回采等工作是否合理需进一步进行比较,本井田地形平坦,表土较厚,确定采用立井开拓,根据井田条件和设计规范的规定,本井田划分为二个水平,阶段内才用采区式准备,综合考虑煤层情况选用集中大巷布置在 26#煤层下方厚岩层内,一水平开采用做运输大巷,二水平开采用做为回风大巷。因此提出以下三个方案:-20一方案:井硐布置在(519300,44459000)附近,储量中心,各方采区运输距离较合理,虽有少量煤柱损失,但相对于整矿来说较经济。 二方案:将井筒布置在(519400,44457500)附近,没有煤柱损失,施工条件好,地质条件稳定;但其距离南一采区较远,运输费用大,不是储量中心,不利于后续的发展。 经以上论述可知一方案较合理。 3.33.3 选定开拓方案的系统描述选定开拓方案的系统描述3.3.13.3.1 井硐形式和数目井硐形式和数目本设计井田采用一对立井开拓,即主井、副井。另外还设有风井。主井用以提升煤炭,副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井,回风井专门用于回风。3.3.13.3.1 井硐位置及坐标井硐位置及坐标井筒位置确定的理由是:(1)地处井田储量中央(2)有较好的地形条件:井口处标高-170 m,地面坡度不足 2,平正土方量小;(3)交通条件好:靠近哈同公路。 确定井筒坐标:主井井口坐标: XA=4445913.74, YA=5192964.8;副井井口坐标: XB=44459829.36 , YB=5192968.48;主井井口标高为-170 m,副井井口标高为-170 m,拟定二水平为井筒最终水平。主井井深 530 m,副井井深 530 m,两井筒中心线间距为 55m,主井井筒直径 5 m,副井井筒直径 6.5 m,均采用整体式混凝土井壁,井壁厚度450 mm。3.3.33.3.3 水平数目及标高水平数目及标高本井田采用多水平开拓,拟定第一标高为-500m,实行上山开采.第二水平拟定标高为 -700 m,实行上山开采。第三水平拟定标高为-900 m。3.3.43.3.4 石门、大巷数目及布置石门、大巷数目及布置1.大巷数目:一条运输大巷、二条回风大巷。-212.大巷布置:大巷布置形式是岩石大巷。 (1)煤层大巷当煤层顶底板较稳定,煤层较坚硬,易维护,煤层起伏和断层、褶皱小时,可保证巷道较为平直,保证运输设备运行;没有瓦斯与煤的突出,无严重自燃发火等情况下,应优先考虑采用煤层大巷。对于新建矿井,在煤层中布置巷道,在建设期间,还有早出煤,早投产,节省投资以及探明地质情况的优点。下列情况宜布置煤层大巷:单独开拓的薄煤层或中厚煤层;煤层群中相距较远的单个薄煤层或中厚煤层,走向不大, 资源/储量有限、服务年限短的;煤层群(组)下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的;煤质坚硬,围岩稳定,维护简单,费用不高的煤层;煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时,不宜布置底板大巷的;煤层坚硬而顶板松软或膨胀,难以维护的。(2)岩石大巷优点很多,如维护条件好,费用低。大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定,而较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱,煤的损失少,安全条件好,受煤和瓦斯突出以及自燃发火影响较小。缺点主要为岩石工程量大,掘进速度慢,投资费用高,建设工期长。在具体条件下是采用岩石大巷还是煤层大巷需要做全面细致的方案比较才能合理的确定。本设计井田对大巷布置提出两种方案:方案一:煤层大巷布置方案二:岩石大巷布置煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点:煤层大巷的巷道维护困难,维护费用高;当煤层起伏褶曲较多时,巷道弯曲转折多,机车运行速度受到限制,运输能力降低;为了便于巷道维护,巷道维护留设保安煤柱增多,煤柱回收困难,资源损失大;煤层有自燃发火危险时,一旦发火就要封闭大巷,导致矿井停产,而且因煤柱受影响破坏,封闭效果不好,处理火灾困难。综上所述,煤层大巷与岩石大巷相比缺点大于优点,岩层大巷的优越性还-22是主要的。在本设计井田中,由于 24#、25#、26煤层间距较小,应布置岩石集中大巷。 有关大巷及石门断面特征详见图 3-4,3-5 所示。 表 3-3 石门断面特征表断面积(m2)设计尺寸(m)巷道形状支护方式净掘顶高底宽净周长(m)喷厚(mm)半圆形锚喷12.9914.801950410013.63150 表 3-4 大巷断面特征表断面积(m2)设计尺寸(m)巷道形状支护方式净掘顶高底宽净周长(m)喷厚(mm)半圆形锚喷12.9914.801950410013.63150图 3-4 石门断面特征图 3-5 大巷断面特征-233.3.53.3.5 井底车场形式的选择井底车场形式的选择井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称,是连接井下运输和提升两个环节的枢纽,是矿井生产的咽喉,因此井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。1.设计依据(1)矿井设计生产能力及工作制度;(2)矿井开拓方式;(3)井筒及数目;(4)矿井主要运输巷道的运输方式;(5)矿井瓦斯等级及通风方式;(6)矿井地面及井下生产系统的布置方式;2.设计要求(1)井底车场富裕通过能力,应大于矿井设计生产能力的 30%;(2)井底车场设计时,应该考虑到增产的可能性;(3)尽可能提高井底车场的机械化水平,简化调车作业,提高井底车场通过能力; (4)应该考虑主、副井之间施工时便于贯通;(5)井底车场线路不止应该结构简单,运行及操作系统安全可靠,管理使用方便,布局合理,注意节省工程量,便于施工和维护;(6)为了保护井底车场的巷道和硐室,在其所在范围内应该留设相应的保安煤柱。3.立井井底车场的基本类型(1)环形式:立式、斜式、卧式;(2)折返式:梭式、尽头式;4.井底车场形式选择:(1)保证矿井生产能力,有足够的富裕系数,有增产的可能性;(2)调车简单,管理方便,弯道及交岔点少;(3)操作安全,符合有关规程、规范;(4)井巷工程量少,建设投资省,便于维护,生产成本低;(5)施工方便,各井筒间、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通,缩短建井工期;(6)当大巷或石门与井筒的距离较大时,能够布置下存车线和调车线,可-24选择立式井底车场;(7)井底车场形式也取决于矿车的类型,当采用定向卸载的底纵卸式、底侧卸式矿车时,其卸载站(即主井车线)可布置折返式,亦可布置环形式。但其装车站的线路布置必须与其相对应。综上所述,根据井底车场所处的地质构造,井筒与大巷的相对位置及地面生产系统的布置,结合本设计矿井的有关设计参数,通过对各种形式井底车场的适 条件及优缺点做简单比较后,初步拟定本设计井田井底车场形式为环行卧式车 。3.3.63.3.6 煤层群的关系煤层群的关系 本设计井田煤层群开采时的联系方式是联合准备,打三条上山,用石门联系。3.3.73.3.7 采区划分采区划分 本设计井田地质构造复杂,势必按技术要求将井田沿走向划分为采区,并按一定的顺序回采,每个采区有一套生产设施,包括上下山提升、运输设备,以便独立进行生产与准备。将井田划分为若干采区时应该考虑如下原则:(1)根据煤炭工业设计规范 ,采区宜双面布置,当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时,可单面布置;(2)采区走向长度不大,两翼均不超过 1500m,可以不划分采区,直接从井田境界后退式回采;(3)采区走向长度根据煤层地质条件、开采机械化水平、采区储量、生产能力及巷道维护等因素综合考虑;(4)初步设计一般负责划分一水平采区,需要沿走向全长统一考虑,作到初后期统筹兼顾,全井合理,更有利于初期生产;(5)采区划分要考虑采区接续关系,使其适应各翼储量及产量分配;(6)采区划分要有意识地缩短大巷,又要充分注意人为境界外延的可能性;(7)煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区,走向长度要适当增大;(8)开采多煤层井田,应尽量联合布置采区,搞集中生产;(9)初期采区尺寸要适应目前输送机长度及电压降的控制范围,后期采区尺寸可适当加大。-26结合上述原则,本设计井田以井田境界内的断层为界,将整个井田划分为3 个采区,详见采区划分示意图。北一采区东一采区南一采区 图 3-6 采区划分示意图3.43.4 井硐布置及施工井硐布置及施工3.4.13.4.1 井硐穿过的岩石性质及井硐支护井硐穿过的岩石性质及井硐支护本设计井田采用双立井开拓方式,布置两个井筒,井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩,有少部分的细砂岩和中砂岩,详见综合柱状图。依据井筒特征及装备情况,参考地质及水文地质资料,对本设计矿井井硐支护形式提出以下两种技术可行方案:方案一:砌筑式(砂浆砌体)方案二:整体灌注式-27经比较,方案二较方案一相比,有如下优点:(1)整体性好,强度较高;(2)防水性能好;(3)便于机械化,施工方便,劳动强度低。所以本设计井筒支护形式为混凝土整体灌注式,主副井井壁厚度均为450 毫米。3.4.23.4.2 井硐布置及装备井硐布置及装备井筒断面布置应综合考虑井筒围岩性质、运输方式、通风安全等因素,具体遵循原则如下:(1)符合煤矿安全规程 煤炭工业设计规范 ,对通风、运输、管线布置的要求,满足施工需要;(2)有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全;(3)当提升容器发生掉道或跑车事故,对井筒中各种管线或其他设备的破坏减小到最低程度;(4)合理使用断面空间,减少井筒工程量。根据设计矿井生产能力、服务年限、提升方式等实际情况,本设计矿井井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施,采用断面尺寸如下图 3-7 所示。 副井井筒断面1:50-28 主井断面图1:50 图 3-7 主副井断面图主井:井筒直径 5m,附有一对 6t 底卸式箕斗,钢丝绳罐道。副井:井筒直径 6.5m,净断面面积 33.2m2,掘进断面积 43m2。井筒深度380m,井筒装备一对 1t 固定式矿车 600mm 轨距,双层四车刚性立井多绳罐笼,担负矿井辅助提升任务,兼作进风井筒。采用 18018010mm 方型空心型钢罐道,端面采用树脂锚杆固定拖架。罐道和井粱,罐道导向层间距均按 6.0m 设计。井筒内设有钢-玻璃钢复合材料梯子间,作为矿井安全出口和井筒检修之用,并敷有排水管路三趟(一趟预备) ,井下消防洒水管路。另外,井筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。3.4.33.4.3 井硐延伸的初步意见井硐延伸的初步意见为了保证采区正常接续和均衡生产,本矿井将延伸原主副井,从-500 水平延伸至-700 水平。井筒延伸方案主要有以下两种:1)方案一:直接延伸原有主副井;优点:可以充分利用原有设备和设施,提升系统简单,转运环节少,经营费用低,管理方便;缺点:原有井筒同时担负生产和延伸任务,施工和生产相互干扰,接井技术难度大,矿井将短期停产;延伸两个井筒的施工组织复杂,延伸后提升长度增加,提升能力下降;2)方案二:暗斜井延伸(即利用暗斜井或暗立井开拓下一水平,原有主副井不延伸)优点:生产与延伸相互干扰小,暗斜井做主井,系统简单,提升能力大,-29可充分利用原有井筒提力;缺点:增加了提升、运输环节和设备;通风系统复杂。通过上述两种方案比较,并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征,初步决定采用立井延伸方案。3.53.5 井底车场及硐室井底车场及硐室3.5.13.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场形式的确定及论证 井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下:(1)该矿井设计生产能力为 0.6Mt/a,年工作日 300d,实行四六工作制,每日净提升 14 小时;(2)矿井采用双立井开拓方式,两个开采水平,集中大巷布置,两翼来煤量基本相等;(3)主要运输大巷采用 10t 架线式电机车牵引 3.0t 底卸式矿车,辅助运输采用 1.0t 固定式矿车;辅助运输采用 1.0t 固定式矿车;掘进煤列车由 37 辆矿车组成,煤矸混合列车由 28 辆矿车组成,其中煤车 9 辆,矸石车 19 辆;井底车场设有卸载坑,1.0t 翻车机处理掘进煤;(4)本设计矿井属于低瓦斯、低等涌水量矿井;综合以上所述,结合设计要求,经分析比较后,本设计矿井拟选用 3 底卸式矿车环形卧式井底车场。3.5.23.5.2 井底车场的布置井底车场的布置 储车线路储车线路 行车线路布置长度行车线路布置长度 1.井底车场线路布置的要求(1)井底车场的线路主要由主井空、重车线,副井进、出车线和回车线组成,由于通过各个井底车场的煤种数量不同,其各线路的数目和长度亦相应不同;(2)井底车场线路布置时,应充分考虑各硐室布置的合理性;(3)井底车场的线路工程量小;(4)为保证运行安全,应尽量避免在曲线巷道顶车,机械推车需布置在直线段上;(5)尽量减少道岔和交岔点;-30(6)线路布置要有利于通风;(7)底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。2.存车线长度的确定确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题,如果存车线长度不足,将会使井下运输和井筒提升彼此牵制,影响矿井生产能力;反之,如果存车线过长,会使列车在车场内的调车时间增加,反而降低了车场通过能力,并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验,各类存车线可以选用下列长度:(1)中小型矿井的主井空、重车线长度各为 1.01.5 列车长;(2)副井空、重车线长度, 中小型矿井按 0.51.0 列车长;(3)材料车线长度,中小型矿井应能容纳 510 个材料车;(4)调车线长度通常为 1.0 列车和电机车长度之和;3.存车线长度的计算主井空、重车线,副井进、出车线长度为L=mnLk+NLj+Lf (3-1)式中 L 主井空、重车线,副井进、出车线有效长度,m;m 列车数目,列;n 每列车的矿车数,按列车组成计算确定;Lk 每辆矿车带缓冲器的长度, m; N 机车数,台;Lj 每台机车的长度,m;Lf 附加长度,取 10 m。a.主井m=1 列,n17 辆,L L1 14m,N=1 台,L L2 24.5m,L L3 310m;则 L1174+14.5+1082.5,取L83mb.副井m=1 列,n28 辆,L L1 12.0m,N=1 台,L L2 24.5m,L L3 315m;则 L1282.0+14.5+1575.5,取L76m材料车线有效长度为L=ncLc+nsLs (3-2)式中 L 材料车线有效长度,m;nc 材料车数,辆;Lc 每辆材料车带缓冲器的长度,m;ns 设备车数,辆;-31Ls 每辆设备车带缓冲器的长度,m;依据公式(3-2)得 L=ncLc+nsLs=102.4=24 m;根据实际需要,开设水泵硐室和变电所,取材料车线长 60m。4.线路道岔的计算表 3-6 道岔技术特征表主要尺寸(mm)序号道岔型号名 称辙叉角 abLTL0质量Kg1DK930/7/40单开80748515680351320026252DX930/4/1522渡线14021039424858166842000900035533DC930/4/20对称1402102300485871221366单开道岔非平行线路联接ZDK930-7-40 :=80748 ;=45 ;a=5165mm ;b=8035mm ; R=25000mm可得,m、n、H、T、K.=-=37 ;T=8364mm ;m= 5156+16399sin/sin=13957mm;M=23359; H=M-Rcos=5682mm ; n=H/sin=8035mm ;Kp=R/180=3.144525000/180=19625mm单开道岔平行线路联接ZDK930-7-40:=80748 ;a=5156mm ;b=8035mm ; R=25000mm;T=1748mm ;m=14370mm; n=m-T=12622mm;渡线道岔线路联接 ZDK930-4-1522:=140210 ;a=3942mm ;b=4858mm ;L=16684mm ;T=2000 mm ;L0=9000mm求:C、SC=S/sin-S0/tan0.5 (3-3)由公式(3-3)得 C=S/sin-S0/tan0.5=3145mm ; S=Ltan (3-4)由公式(3-4)得 S=Ltan=16684tan140210=4159mm ; -325.调车方式3.0t 底卸式列车厢采用通过式调车,1.0t 固定式列车采用顶推调车。各列车运行详见井底车场运行图表 3-7。表 3-7 井底车场运行图表3.5.3 井底车场通过能力验算井底车场通过能力验算1)按运量和净载重计算本设计生产能力为 0.6Mt/a,日产煤 2000t,矸石量占 20%,日运量为200020%=400t;掘进煤占 5%,日运量为 20005%=100t;井底车场线路布置采用 3.0t 底卸矿车运煤,10t 蓄电池电机车牵引,每列车内由 17 辆矿车组成;辅助运输采用 1.0t 固定式矿车, 每日 3.0 t 底卸式列车数=1900/(317)=37.3 列;每日煤矸混合列车数(400100)/(1.719+91)12.1 则列车数为 37.3:12.13:1。每一调度循环内有 3 列 3.0t 底卸式矿车和 1 列1.0t 固定式矿车组成,每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+15=23.68 min;列车进入井底车场的平均间隔时间=23.68/4=5.92 min;列车在井底车场平均运行时间=(3467.4+1170.9)/4=643s=10.72min。2)井底车场通过能力计算N25.2(1733+19)/(1.1523.68)=149.9Mt/a;车场通过能力富裕系数为 K149.9/90=1.671.3井底车场通过能力满足要求。见图 3-8 -33102,7787,05166.5498.6927.2127.2150,4885,2539,52(8)(9)(10)110.78(5)(4)(11)(2)(3)(6)93.05175.89(1)(7)498,05105.9921.874图 3-8 井底车场线路布置图3.5.43.5.4 井底车场主要硐室井底车场主要硐室1.主井系统硐室主井设有 3t 底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理,用绞车提升至车场水平。2.副井系统硐室副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处(马头门) 、主排水泵房(中央水泵房) 、水仓及清理水仓硐室、主变电所(中央变电所)及等候室等。主排水泵房和主变电所应联合布置,以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。为防止进下突然涌水淹没矿井,变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高 0.5m,水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。3.其它硐室其它硐室有调度室、医疗室、电机车车库及修理间、以及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。其位置应根据线路布置和各自要求确定。3.63.6 开采顺序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,做到采-34掘并举,掘进先行,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、合理的开采顺序应满足下列要求: (1)保证开采水平、采区、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;(4)降低掘进率,减少井巷工程量和基建投资。3.6.13.6.1 沿井田走向的开采顺序沿井田走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况,采用井田双翼布置单翼开采,开采顺序是采用后退式,由靠近井筒的采区向井田边界推进,采区内的工作面推进是后退式,由采区边界向采区上下山推进。这样投资省、出煤快、效益好;有利于矿井的均衡生产和合理配采,确定生产的连续性;有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理,依据本设计矿井的采区划分的具体情况,采用走向长壁开采,这样以减少初期工程量和基建投资,并且投产快。3.6.23.6.2 沿井田倾向的开采顺序沿井田倾向的开采顺序 在同一煤层内,沿倾斜煤层的开采顺序,可分为上行式和下行式开采。除近水平煤层外,对于缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层,根据其采动影响关系,一般只采用下行式开采顺序。本矿属于倾斜煤层,考虑到本设计井田内共有三个可采煤层,即 24#、25#、26#煤层。24#、25#和 26#煤层分一组,采用下行开采顺序,煤层联合开采开采。3.6.33.6.3 采区接续计划采区接续计划 根据井田的地质条件,以自然断层为界,将该井田划分为 6 个采区,详见采区分布示意图 3-6。合理的采区接续应有如下要求:1.开采水平、采区的生产正常接续,从而保证矿井持续稳产、高产;2.符合煤层采动影响关系,最大限度采出煤炭资源;3.合理集中生产,充分发挥机械设备的能力,减少巷道维护费;4.便于灾害防治,有利于巷道维护。表 3-6 采区接续表 -35采区名称可采储量生产能力/服务年限北一采区0.622.0313.157.870.60.6东一采区南一采区Mt13.224.727.89a-36第第 4 4 章章 采区巷道布置及生产系统采区巷道布置及生产系统4.14.1 采区概述采区概述4.1.14.1.1 采区的位置、边界、范围、采区煤柱采区的位置、边界、范围、采区煤柱 设计收采区为北一采区,位于井田西北部,西部以井田边界为界,南以 F9 断层为界(500m 等高线) 。浅部以-150m 标高为界,深部以-500m标高为界。走向长 1852m,南北倾斜长 1064m,采区面积为 1.97km2。采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱以及采区边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类。本采区采用集中上山联合开采,采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱、采区边界煤柱、断层煤柱和隔水煤柱等,采区煤柱留设如下:各煤层在采区边界留设 20m 煤柱,井田境界处留设 20m 保护煤柱。4.1.24.1.2 采区内的地质和煤层情况采区内的地质和煤层情况 本区地质条件相对简单,储量大,煤层赋存条件好,适合作为首采区。即 24#、25#、26#。各煤层特征详见井田可采煤层特征表 1-3。4.1.34.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限采区的生产能力、储量及服务年限 采区煤层全部可采,根据几何法求得工业储量为 18.51Mt,可采储量为 13.22Mt,本采区设计生产能力为 0.6Mt/a,则本采区服务年限TnZ/(Ak),经计算得服务年限为 22.03a。4.2 采区巷道布置巷道布置4.2.14.2.1 区段划分区段划分本采区采走向长壁采煤法,划分则以工作面长度为标志。工作面长度为 180m,采区倾斜长度为 1064m 左右,则采区共划分为 6 个区段进行开采。初期投产采用中央并列抽出式通风,设立专门的回风井回风。回风大巷设在-150m 标高处,运输大巷设在-500m 标高处。本采区煤层系典型的缓倾斜中厚煤层,应用综合机械化工艺开采,达产需要一个工作面开采。-37工作面长度的确定确定工作面长度的公式如下:A0=LlMrc (4-1) 式中 A0 工作面年生产能力,t;L 工作面年推进度,m;l 工作面长度,m;M 煤层厚度,m;r 煤的容重,t/ m3;c 回采率,取 0.930.97;本设计采区采用下行式开采顺序,即先采上部煤层,后采下部煤层。采用综合机械化采煤工艺, “四班六小时”工作制,三班采煤一班准备,日进 6 刀。截深取 0.6m,年工作 300d,采区达产需要一个工作面 6000001260l2.11.40.93 , 则 l174.2m 。因此,工作面长度定为 180m.4.2.24.2.2 采区上山布置采区上山布置 采区上山布置,受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响,应综合考虑上述因素,使上山布置方案在技术上可行,在经济上合理。上山位置的选择采区上山的位置,有布置在煤层中或底板岩石中的问题以及相对于煤层群的上部、中部或下部的问题。1)煤层上山优点:掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少。缺点:煤层上山受工作面采动影响较大,生产期间上山的维护困难,需要金属可伸缩支架,煤柱留设多。适用条件:a.开采薄或中厚煤层的单一煤层采区,采区服务年限短。b.煤层顶底板岩石比较稳定,煤质在中硬以上,上山不难维护。c.为部分煤层服务的,维护期限不长的专用通风或运煤上山。2)岩石上山优点:维护状况良好,维护费用低,煤柱留设少。缺点:掘进困难,联络巷道工程量大。-38适用条件:对单一厚煤层采区和联合准备采区,在未采用可伸缩金属支架的情况下,为改善维护条件,将上山布置在煤层底板岩石中。 根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况,结合上述煤层上山和岩石上山的情况,以及考虑巷道的服务年限较长,如打煤层上山,维护费用较高,因此,采用岩石上山,不采用煤层上山。本设计采区选用三条岩石上山布置在 26#煤层底板岩石中。轨道上山与通风上山倾角都为 30,在煤层底板起坡。轨道上山内用串车提升,运输上山内铺设胶带输送机运输,通风上山通达回风大巷,抽出式通风方式。4.2.34.2.3 采区车场布置采区车场布置 采区上、中部车场均采用平车场。优点:摘挂钩操作方便安全;缺点:车辆需反向运行,调车时间长,运输能力小。1.采区车场设计依据与要求(1)煤矿安全规程规定在双轨运输巷道中 2 列列车车场的最突出部分之间的距离采区装车点不得小于 0.7m,矿车摘挂钩地点不得小于 1m。使用绞车提升的倾斜井巷上端,必须有足够的过卷距离。串车提升的各车场必须设有信号硐室及躲避硐。信号硐和躲避硐的尺寸为:净宽 1.4-1.2m,净高 2.0-2.2m,净深 1.4-2.0m。(2)采区车场安设风门的规定根据通风要求,采区上部车场可在存车线进车侧道岔外安设风门,两道风门的间距按需要确定。中部车场内设有风门时,应设在存车线末段道岔以外的单道上,两道风门间的最小距离应符合下列要求:a.单辆矿车运行时,1.0t 矿车取 6m。b.小型机车牵引时,一列车长加 3m。c.其他机械牵引时,一串车长加 3m。设计采区下部车场采用石门装车、顶板绕道甩车场。运输大巷位于煤层底板岩石内,大巷中心线至煤层底板垂直距离 20m,上山与大巷交角 90。大巷、轨道上山均采用 600mm 轨距,大巷用 10t 架线式电机车牵引,列车由17 个矿车组成。上山辅助运输由绞车牵引 1.0t 固定式矿车完成。车场与大巷铺设 24kg/m 钢轨。-392.设计步骤(一)装煤车场设计根据给定条件,装煤车场为石门装车式。 (二)辅助提升车场设计 甩车道计算辅助提升车场在竖曲线以后 25 坡度跨越大巷见煤。斜面线路采用 DC630/3/15 对称道岔,=182606,a=2560,b=2852。车场双道中心线间距为 1600,对称道岔线路联接长度为:(联接半径取 12000) (4-6)4tan2cot2RSaTBaL对134514tan2cot2RSaTBaL对水平投影长度 (4-7)cos对对LL由公式(4-7)得 1219125cos13451cos对对LL竖曲线计算:根据生产经验,竖曲线半径定为:RG=15000(高道,重车线) RD=9000(低道,空车线)存车线取半列车,即 (4-8)lmLLnAO由公式(4-8)得 388404500202017lmLLnAO (4-9)itan1iG取 8(高道动滚行坡,重车道)3027008. 0tan1GiD取 10(低道自动滚行坡,空车道)-40233401. 0tan1D则高道竖曲线回转角 DG303224302725 、图4-2 竖曲线计算图低道竖曲线回转角 DD233425 32622tanGGGRT20422tanDDDRT40882204238840DTAOEO41757sinsinDEOOO967sinsinDEOEO803sinsinGGOOFO42483sinsinGOOFO39221326242483GTFOBO-41382coscosGGABTBOl299020429678033262DGCDTEOFOTl竖曲线投影长度:6218coscosGGGBFDTTl3893coscosDDDAECTTl起坡点位置确定绕道车场起坡后跨越大巷,需保持一定岩柱。根据经验,取运输大巷中心轨道面水平至轨道上山轨面垂直距离 15m。 图 4-3 顶板绕道式车场起坡点位置计算图1大巷、2绕道、3煤层底板、4车场至上山斜巷、e大巷中心线至大巷在上山一侧轨道中心线间距 (4-10)DThlsin21由公式(4-10)得 37534204225sin15000sin21DThl (4-11))sin(sin)2tansin(112DDRlhl由(4-11)得 115489)sin(sin)2tansin(112DDRlhl-42式中 h1=20000+hc=20160hc 轨道上山轨面距煤层底板垂直距离为 160绕道线路计算图 4-4 顶板绕道式车场线路计算图1煤仓、2上山皮带中心线、3轨道上山轨道中心线、4大巷如图 4-4 中所示,R1、R3取 12000,弯道部分轨道中心距为 1600,则 R2=13600 均为 90。21、 (4-12)180RK由公式(4-12)计算得18850180901416. 31200018011RK21363180901416. 31360018022RK值(低道):取 c=3000; 1c=104372136330003884021KcAOc值(高道):1 c173721885038230003884011KlcAOcAB-43N2道岔联接计算:选用 DK630/5/15,=111836,a=3967,b=4333。联接曲线半径为12000。213142tan2cot4RSaTBall2,因列车已进入车场,列车速度控制在 15.m/s,R 取 12000。) (4-13)RVSSlgB22100)(300100(取 4000N3道岔联接计算:选用 DK630/5/15,=111836,a=3967,b=4333。=90,联接曲线半径为 15000。24417836181190122972244178tan150002tanRT2027490sin244178sin)122974333(3967sinsin)(Tbam850sinbd15559sin1555990cos1500015559cos15559cosHnRMHRdMl3的确定: (4-14))100)(300100(223RVSSlqBl3=R1+c+l1-e-n-R3=24125确定绕道车场的开口位置: (4-15)1132412XmSRRllcX由公式(4-15)计算得-44598652500020274216001200012000400021314144772113241XmSRRllcX高低道高差闭合计算设 1、1相对标高为0.000m,2 点标高为:mAOhDD388. 02334cos2334sin8840. 3cossin23 点标高为:mTThhDDD455. 025sin042. 22334sin042. 2388. 0sinsin23 4、4点标高为:mlhhhCD719. 125sin990. 2455. 0sin3 442点标高为:mTThhGGG312. 0)3027sin262. 325sin262. 3(719. 1)sinsin( 4 2 以高道计算 2点标高:mBOhGG312. 03027cos3027sin221.39cossin 2高低道闭合无误。4.2.44.2.4 采区煤仓形式、容量及支护采区煤仓形式、容量及支护1.采区煤仓的形式采区煤仓的形式按倾角分为:垂直式、倾斜式和混合式三种。垂直式煤仓一般为圆形断面,圆形断面利用率高,不易形成死角,便于维护,施工方便,速度快;倾斜式煤仓可分为拱形断面或圆形断面,其倾角应在 60 以上,如果煤仓下口设计合理,也较少发生堵塞现象;混合式煤仓由于曲折多,施工不方便较少采用。通过比较,本设计采区煤仓采用垂直式圆形断面。2.煤仓容量-45采区煤仓的容量取决于采区的生产能力、装车站的通过能力及大巷运输能力等因素。按煤炭工业设计规范规定,采区煤仓容量一般应为采区上山输送机 0.5 小时左右的运量。煤仓容量与采区生产能力的关系可参考下表 4-2 。表 4-2 煤仓容量与采区生产能力的关系表采区生产能力万 t/a30 以下30-4545-6060 以上采区煤仓容量 t30100100-150150250250-300合理的确定煤仓的容量,其方法是把采区高峰时生产持续时间做业计算采区煤仓,即:Q(AG-A)TGKb (4-16)式中 AG 采区高锋时的生产能力 T/h,一般为平时产量的 1.52.0 倍;AT 采区装车站通过能力,一般按下式计算:ATHg60/tjKb(1+kG) (4-17)式中 n 列车个数; G 矿车载重;tj 列车进入车场的平均时间间隔(min),一般取 56min;kb 运输不均衡系数,机采为 1.151.2,炮采为 1.5;Kg 矸石系数取 0.10.25,根据煤赋存情况、采煤方法及巷道布置等条件选取;tG 采区高峰时持续时间,机采取 1.01.5h,炮采取 1.52.0h。根据计算,采区煤仓容量 250 吨。 3.煤仓的支护煤仓的结构包括煤仓上部接口、仓身、下口漏斗及溜门基础、溜口和闸门装置,为了保护煤仓和改善煤仓上口的受力情况需要用混凝土收口注成圆台体,煤仓上口应高出仓道底板,防止水进入煤仓,一般采用锚喷支护,煤仓下口要用混凝土砌注圆台体收口,四周铺设钢梁灌入混凝土并与大仓支护连为一体。预防及处理煤仓、防止人员和物料坠入的常用有效措施如下:(1)在煤仓上口设 300mm300mm 孔眼的铁箅子;(2)在煤仓下口收口侧壁设压风喷嘴,预留钎孔;-46(3)在煤仓内设压气破拱装置,空气炮等;(4)在垂直煤仓中可采用螺旋溜槽,减少煤仓入口处煤的自由落体高度。4.2.5 采区硐室简介采区硐室包括煤仓、变电所、采区绞车房、采区井下空气压缩机硐室等。1.采区煤仓本采区煤仓形式为圆形断面,断面直径为 2m,煤仓高为 20m,容积为250t。2.采区变电所采区变电所的位置应选择在底板稳定,地压小,通风好无淋水的地点,以便硐室维护和机器的正常运转,在满足设备布置的前提下,应尽量减少硐室工程量,降低工程费用,使采区变电所的位置在采区变电所负荷中心,使各翼供电距离相等,保证该区内最远距离的机器设备正常运转。采区变电所所采用喷支护,底板用 100#混凝土铺底,须高出临近巷道 300mm,具有一定的坡度,以防止矿井井水进入变电所,硐室内不设电缆线,电缆线沿墙铺设。3.采区绞车房根据绞车最大的运输要求,宽度应为 2000mm,长度不小于 5000mm,绳道断面与连接的巷道断面一致,便于施工。绞车房的布置原则:在保证安全易于检修的条件下尽可能布置紧凑,以减少硐室施工量。绞车房的平面尺寸一般根据绞车基础尺寸和与四周硐壁的距离确定,绞车基础前面和右侧与硐壁的距离要考虑能进出电机,后面能布置部分电器设备后尚能适应司机活动;并能从后面行人,左侧只考虑行人方便与安全。绞车房的高度确定与绞车的规格、型号及安装要求有关,其高度为 4m,绞车房的断面设计成半圆拱形,用石拱料面来砌筑。条件允许的地方用锚喷支护。4.空气压缩机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。4.2.64.2.6 采区工作面接续采区工作面接续-47采区有 24#、25#、26#三层煤,根据本采区的实际情况,选用走向长壁采煤法,设联络巷。设计首采区为北一采区,首先开采第一区段左翼的 24#煤层,同时掘进 24#煤层右翼巷道,采完第一区段左翼部分,然后开采该区段右翼部分,同时掘进同一区段下一层的左翼采区巷道。表 43 采区工作面接续表:-4920151050.800.780.840.860.830.850.850.670.800.780.840.830.840.860.850.820.810.860.860.850.800.810.810.810.810.800.810.81860845905925905915920720860840910900910930920890880935930920865870875870875865880870五区上左五区中右五区上右 五区中左四区下右四区中右四区上右 四区下左四区中左四区上左三区下右三区中右三区上右 三区下左三区中左三区上左二区下右二区中右二区上右二区下左二区中左二区上左一区下右一区中右一区下右一区下左一区中左一区上左282726252423222120191817161514131211109876543210服务年限(a)日推进度3.6m/d 走向长度(m)采区名称编号-504.34.3采区准备采区准备4.3.14.3.1 采区巷道的准备顺序采区巷道的准备顺序当运输大巷和回风大巷的掘进工作面超过采区沿走向的中央位置一定距离(100m 左右)后,即可开始采区的准备工作。首先,在采区沿走向的中部位置,由运输大巷开掘采区下部车场,并由此在距离煤层底板 1520m 的岩石中开掘轨道上山、行人回风上山及运输上山。当上山掘至采区的上部边界,轨道上山的上部车场与回风大巷相通,运输上山直接与行人回风上山连接,形成通风回路。然后,在第一区段下部掘进中部车场,并由此向采区边界掘进区段运输平巷,与运输上山之间开掘溜煤眼,与此同时,在第一区段的上部掘进回风平巷,掘进回风石门与回风大巷相连通。在掘进上述巷道的过程中,要将下部的采区煤仓、采区变电所、上部的绞车房等硐室及相关联络巷道掘完,并完善车场。这样第一区段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。4.3.24.3.2 采区巷道的断面图及支护方式采区巷道的断面图及支护方式采区的主要巷道包括运输上山、轨道上山、通风上山及上下区段平巷。 ,具体各巷道断面及技术特征详见图 4-5、4-6、4-7 及各上山断面特征表4-4、4-5、4-6。 -51 图 4-5 运输上山断面图表 4-3 运输上山断面特征表断面积(m2)设计尺寸(m)巷道形状支护方式净掘顶高底宽净周长(m)喷厚(mm)半圆锚喷8.019.451500350010.48150 图 4-6 轨道上山断面图表 4-4 轨道上山断面特征表断面积(m2)设计尺寸(m)巷道形状支护方式净掘顶高底宽净周长(m)喷厚(mm)-52半圆锚喷8.019.451500350010.48150 图 4-7 回风上山断面图表 4-5 回风上山断面特征表断面积(m2)设计尺寸(m)巷道形状支护方式净掘顶高底宽净周长(m)喷厚(mm)半圆锚喷8.019.451500350010.48150为了保证采区的安全,节省巷道维护费用,本设计采区主要巷道采用锚喷支护,并随时进行锚喷支护监测,确保巷道安全。-53第第 5 5 章章 采煤方法采煤方法5.15.1 采煤方法的选择采煤方法的选择5.1.15.1.1 采煤方法的选择原则:采煤方法的选择原则:采煤工作是煤矿井下生产的中心环节。选择采煤方法应当结合具体的矿山地质和技术条件,所选择的采煤方法必须符合安全,经济,煤炭采出率高的基本原则。1 生产安全对于所选择的采煤方法,应当仔细检查采煤工艺的各个工序以及采煤系统的各个生产环节,务使其符合煤矿安全规程的各项规定,一般应做到以下个方面:(1) 合理布置巷道,保证巷道维护状态良好,满足采掘接续要求,建立妥善的通风,运煤,行人,及防火,防尘,防瓦斯积累,防水和处理各种灾害的系统和措施,并尽量创造良好的工作条件。(2) 正确确定和安排采煤工艺过程,切实防止冒顶,片帮,支架倾倒机械事故以及避免其他可能危及人身安全和正常生产的各种事故2 经济合理应当符合以下五个方面的要求:(1) 采煤工作面单产高(2)劳动效率高(3) 材料消耗少(4) 煤炭质量好(5) 成本低3 煤炭采出率高减少煤炭损失,是防止煤的自燃, 减少井下火灾,保证和延长采煤工作面和采区的开采期限,降低掘进率,保证正常生产的重要措施。5.1.25.1.2 直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面1.煤层倾角:煤层倾角是影响采煤方法选择的重要因素。倾角的变化不仅直接影响采煤工作面的落煤方法,运煤方法,采场支护和长空区处理等的选择。而且也直接影响巷道布置,运输,通风和采煤方法各种参数的选择-542. 煤层厚度3.煤层的地质构造情况4.煤层及围岩特征5.煤层的含水性,瓦斯涌出量及煤的自燃情况5.1.35.1.3 采煤方法的选择采煤方法的选择 本采区共有 3 层煤, ,煤层倾角 20 度,煤层地质构造简单,煤层稳定,采区正常涌水量为 88.88m3/h,瓦斯涌出量不大,属地瓦斯矿井。煤层有煤尘爆炸的危险及自燃发火倾向,但是发火现象不严重。 根据以上条件及采煤方法的选择原则,现决定采用综合机械化放顶煤进行开采。这种采煤方法具有产量大,效率高,材料消耗少以及生产安全等优点。5.25.2 回采工艺回采工艺5.2.15.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备1. 采工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。根椐本采区地质情况,结果矿井生产系统安排回采作如下;(1)落煤,采用倾斜长壁采煤法,使用双滚筒采煤机割煤,工作面端头割三角煤斜切进刀方式,双向割煤往返一次割两刀,截深 0.6 米。(2)装煤,采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中,浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。(3)运煤,由刮板输道机经转载机胶带输送机运到采区煤仓,然后由市石门或大巷装车站运于井底车场。(4)工作面支护,工作面内部用端头支护,并采用超前支护方式,超前20 米左右,主要原因则由于其对地质条件适应性强,而且有利于机头与架子的稳定。(5)采空区外理方法有全部垮落法、缓冲法、刀柱法和充填法。本采区井田范围内没有铁路、良田及需要保护的特殊建筑物,无须对顶板进行二次处理,故采用全部垮落法处理采空区。2. 回采工艺中使用的机械设备。回采工作面中使用机械设备主要有采煤机,刮板输送机,液压支架,胶带输送机等,主要设备型号见下表。表 5-1 主要设备型号表-55序号设备名称采煤机液压支柱刮板输送机1234型 号单位台架台台DZ22SGB-630/150乳化液泵破碎机56数量序号设备名称型 号位单量数套台台台台台1112112229507891011乳化液箱喷雾泵转载机移动变电站照明设备XRB2XPB250/5.5XRX45/125PEM1000650SZZ-764/132KSGZY-630/6KBY-62MG170台2胶带输送机SSJ1200/3200M12掖压推溜器YQ-100C台 55.2.25.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 采煤工作面循环方式和工作面劳动组织分别见工作面循环方式图表和工作面劳动组织表。表 5-2 工作面劳动组织表10机电维修工胶带司机2破碎机司机采煤机司机222514121小计铲车司机运煤车司机锚杆机司机班长跟班副队长工 种序号12345678910111213辅助工四班三班二班一班1258126合计验收员材料员运料工123302410211112222224422221111226666314支架工66632424621工作面劳动组织表表 5-3 工作面循环方式图表-57图例割煤挂梁移输送机支柱020406080100120140160180回柱放顶检修一班二班三班班别时间工作面长1 23 45 678 910 11 12 13 14 15 16 17 18四班19 20 21 22 23 24-58第第 6 6 章章 井下运输和矿井提升井下运输和矿井提升6.16.1 矿井井下运输矿井井下运输6.1.16.1.1 运输方式和运输系统的确定运输方式和运输系统的确定大巷煤炭运输方式目前有带式输送机运输、轨道运输和水力运输 3 种。根据本矿井的地质情况和井型,宜采用轨道运输方式。1.采煤工作面运输方式:刮板输送机2.工作面运输巷道运输方式:皮带运输3.轨道上山的运输方式:轨道运输4.运输上山的运输方式:轨道运输5.运输大巷的运输方式:轨道运输6.1.26.1.2 矿车的选型和数量矿车的选型和数量1.电机车型号的选择根据本矿井的实际情况,轨道运输采用机式的型号为 ZK10-9/550 型。选择单机牵引。2.大巷运输及辅助运输矿车型号确定大巷运输选用 3t 底卸式矿车运输,辅助运输选用 1 固定箱式矿车运输。3.列车组成计算列车组成计算就是确定列车由多少辆矿车组成。通常按三个条件进行计算,即:按重列车上坡起动,牵引电动机温升和重列车下坡制动。取其中最小者为列车组成。(1)按重列车上坡起动条件:Q2Pzgq/1.075a+(a+i)g2p式中: Q重车组质量,t;Pz电机车粘着重量,t, 取 10t;P电机车质量,t, 取 10t;G重力加速度,取 9.8m/s2;q电机车撒沙起动的粘着系数,取 0.24;a列车起动加速度,取 0.04m/s2;a重列车起动阻力系数,取 0.0090;-59I运输线路平均坡度,I=3。Q2109.80.24/1.0750.04+(0.0090+0.003)9.8-210=272.9t;表 6-1 矿车运行阻力系数表列车起动列车运行矿车名义装载质量(t)重车空车重车空车1.00.01350.01650.00900.0110(2)按牵引电动机允许温升条件Q2Fd/1/2(yid)g2p式中: Fd电机车等值牵引力,KN,可取电机车长时牵引力,Fd=9.6KN;电机车调车时电能消耗系数,=1.25;y重列车运行阻力系数,y=0.006;id等阻坡度, id=2;相对运行时间,= T1/(T1+Q)式中: Q调车及停车时间,min,一般取Q=2030min,取 20 min;T1列车往返一次运行时间,min;T1=2L60/0.75V式中:L加权平均运输距离,;L=1.45,V机车平均速度,取机车长时速度,V=17.7km/h T1=21.4560/0.7517.7=13.1min;=T1/(T1+Q)=13.1/(13.1+20)=0.3958;则:Q29.6/1.250.39581/2(0.0060.002)9.8214=594.8t;表 6-2 调车电能消耗系数表运输距离2.0 值1.401.251.151.10(3)按重列车下坡制动条件在列车组成计算时,只按运送物料下坡制动不超过 40m 计算。列车制动时的速度按机车长时运行速度,则制动减速度为:-60b=0.03858v2/l式中:b列车制动减速度,m/s2;v电机车长时运行速度,m/s;l允许的制动距离,m,运送物料时,取 l=40m; 则:b=0.0385817.72/40=0.302168 m/s2;按重列车下坡制动条件,求重车组的质量Q2Pzgq/1.075b(yi)g2p式中:Pz 电机车的制动质量,t,等于电机车的全部质量;p电机车的质量,t;q制动时的粘着系数,q=0.17;b制动减速度,m/,b=0.302168m/;2s2sy重列车运行阻力系数,取 0.006;Q2149.80.17/1.0750.302168(0.0060.003)9.8214=129.9t;按上述三个条件计算 Q 值,取其小者计算列车组中的列车数,因此,Q=129.9t。当不设制动矿车时,10t 电机车双机牵引 1.5t 固定式矿车的每列数量车组中矿车数可按下式计算:n=Q/(q+q0)式中:Q重车组质量,t ;q矿车装载质量,t;qo矿车质量,t; 则:n=129.9/(1.5+1)=16.2 辆列车中矿车数量太少,应该设置两辆制动矿车,则Pz=2(p+q+q0)=2(10+1.5+1)=44t;此时:Q449.80.17/1.0750.302168(0.0060.003)9.8214=220.1t;列车中矿车数为:n=Q/(q+q0)=220.1/8=27.5 辆。表 6-3 电机车运输粘着系数表撒沙不撒沙工作状态起动制动起动制动运行q值0.240.170.200.090.12-613.机车台数(1)电机车往返一次所需要时间为T=T1+=13.1+20=33.1min;(2)每台电机车每班可能运输次数m=60Tb/T式中:Tb电机车每班工作小时数,h; 则:m=607/33.1=12.7 次(3)每班运煤列车数 m1=k1Ab/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=1.354166/(255)=44.99,取 45 列;(4)单机牵引运煤列车数和台数N=m1/m=45.0/12.7=3.54 台,取 4 台;考虑到备用列车:1.254=5 台,双机牵引的电机车为:52=10 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=2。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 20 辆 3t 底卸式矿车,共 3 组辅助运输列车。材料车取17 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N=10+3+1+2=16 台;即:矿井(水平)需要 16 台电机车矿车总数为:N=254+328+17=201 辆 6.1.36.1.3 采区运输设备的选择采区运输设备的选择1. 工作面运输能力的确定-62机采工作面Q运=QmK1K2K3式中:Q运输送机小时输送能力,t/h;Qm采煤机实际生产能力,t/h ;Qm=60MBV采rk=602.10.68.6271.40.4=365.2t/h;s工作面推进度,m/d,M采高,m;B截深,m;V采给定条件下采煤机最大可能的牵引速度,m/min;r煤的容重,t/m3;k总时间利用系数,约取 0.4;K1采煤机和运输机同方向运行时调整数,K1=V运/(V链-V采) ; V链工作面输送机链速,m/min;K2输送机装载不均匀系数,取 1.5;K3煤层倾角和运输方向的关系系数,取 0.7;则 Q运=365.21.151.50.7=441.0t/h;应选择 550t/h 运输能力的刮板输送机。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;(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(1.1)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。(1.2)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。(1.3)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。根据以上原则及本矿采区输送能力,选择转载机型号为:SZZ764/132 型。(2)可伸缩带式输送机选型原则:-63(2.1)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的能力。(2.2)移动尾装置宜选用液压式。根据以上原则及采区的输送能力,选择 SSJ1200/3200M 型可伸缩带式输送机。6.26.2 矿井提升系统矿井提升系统6.2.16.2.1 矿井主提升设备的选择矿井主提升设备的选择1. 提升方式的选择(1)中型矿井的主立井一般采用箕斗提升,副立井采用罐笼提升,中小型矿井的主副井,均可采用罐笼,无论是采用箕斗或罐笼,一般均应双钩提升。(2)立井绞车提升,开采深度大于 350m 的大、中型矿井,应采用的绳塔式或落地式摩擦软绞车;(3)在立井提升中,一般当年产量在 60 万吨及其以上,井深又在 300-350m 以上时采用多绳提升为好,如果井深更大,即使年产量较小,也以多绳摩擦提升为易综合上述原则及实际情况,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=0.30.5,m/sH式中 :H提升高度,m;H=Hs+Hx+hzHs井筒深度,m;Hx卸载高度,m;hz装载高度,m;0. 30.5系数,一般取平均值,即 0.4;则:H=380+25+22=427m所以: Vm =8.27m/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 0.70.8;-64u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=81.4s(3)一次提升量Q的计算Q=f+CAT/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 1.101.15; A矿井年产量,t/a; br300d; t14h;其余从前。则: Q=11.3t/次3.选择箕斗及其规格立井提升多绳提煤箕斗型号为 JC-6A,名义载煤量 6t,最大提升高度800m,有效容积 13.2m3。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,tT=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=38.135t T153s-65第第 7 7 章章 矿井通风与安全矿井通风与安全7.17.1 矿井通风系统的确定矿井通风系统的确定本设计矿井生产能力为 0.6Mt/a,煤层倾角为 20,赋存条件稳定。本井田属于低瓦斯矿井。1. 选择通风系统的原则总的原则应贯彻“安全第一,预防为主”的方针,并有利于加快矿井的建设速度,技术经济合理。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。选择通风系统主要考虑矿井开采技术和开拓开采设计,同时参考尽可能地减少井巷工程量和通风运营费,设备运输及维修费等经济因素。2. 通风系统的确定选择通风系统主要考虑因素:(1)因素:煤层赋存状态,埋藏深度,冲积层厚度,矿井瓦斯等级,煤尘爆炸性,煤层自燃发火性,矿井地形条件,井田及矿井年生产能力等。(2)经济因素,井巷工程量,设备运营费,设备运转费,维修和管理等。根据掘进、回风井的相对位置分为中央式(包括中央并列式与中央分列式)对角式、混合式及分区式(分区进风和回风的独立通风系统) 。本矿井采用对角式通风方式。3. 主要通风机的工作方式主要通风机的工作方法有抽出式,压入式及混合式。(1)抽出式主要通风机安装在回风井口,在抽出式主要风机的作用下,整个矿井通风系统处在低于当地大气压的负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下风流的压力提高,比较安全。(2)压入式主要通风机安装在入风机口,在压入式主要通风机的作用下,整个矿井通风系统处在高于当地大气压正压状态,当主通风机因故停止时,井下风流的压力降低,采用压入式通风时,须再矿井总统缝线路上设置若干通风构筑物,使通风管理困难,且漏风较大。-66(3)压抽混合式在入风井口设一风机作压入式工作,回风井口设一风机作抽出式工作,通风系统的进风部分处于正压,回风部分处于负压状态,工作面大致处于中间,其正压或负压都不大,采空区通联地表的漏风因而较小。矿井通风方法选择:压抽混合式通风机械设备较多,通风管理困难,不适合新建矿井和高瓦斯矿井,所以此种方法不适合,压入式风阻大,风量调节困难,当通风机停止运转时,分流压降低,有可能使采空区瓦斯涌出量增加,又由于本矿井为高瓦斯矿井,因此,此方法也不适合,综上所述,本设计通风方法选择抽出式。此方法有以下优点:(1)井下风流处于负压状态,当主扇因故停止运转设,井下风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少,比较安全;(2)漏风量小,通风管理较简单。7.27.2 风量计算与风量分配风量计算与风量分配7.2.17.2.1 风量计算风量计算 (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/minQ 掘掘进工作面实妹需风量和;m3/minQ 硐硐室实际需要风量和;m3/minQ 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。(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-67采=kQ采Q1ni式中: Q采 第 i 个采煤工作面实际需要风量,m3/min;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=100q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=4.0m3/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 1.21.6;炮采工作面取 1.42.0。则: Q采 =1004.01.4=560 m3/min2. 按炸药量计算Q采=25Ai式中: Ai掘进工作面一次爆破的最大炸药需用量,;3. 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要求表 7-1 工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度()工作面风速()/m s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.2-1.8采煤工作面的需要风量可按下式计算Q采 =60VaiSaiKi-68式中: Vai第 i 个采煤工作面的风速,m/s; Sai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 7.875m2; Ki工作面长度系数,按下表取。 Q采=601.07.8751.4=661.5m3/min4. 按工作人员数量计算Q采=4Ni式中: Ni第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数,人; 4每个人需要的风量,m3/min。按人数计算,一般风量都偏小,因此不作计算根据以上计算,取最大值工作面为 1144 m3/min,矿井达到设计产量时一水平一个工作面既可达产Q采=11441=661.5m3/min表 7-2 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500.850-800.980-1201.0120-1501.0150-1801.01801.30-1.40 (三) 掘进工作面实际需要风量每个独立通风的绝景工作面实际需要风量,应按瓦斯允许浓度和瓦斯涌出量,炸药用量,局部通风机实际吸风量,风速,人数等规定要求分别进行计算,并必须取最大值。按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际风量的总和计算,即掘=kQ掘Q1ni式中: Q掘各个掘进工作面实际需要风量,m3/min。-691. 按瓦斯涌出量计算 Q掘 =100q掘kd式中: q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,q掘=0.536m3/min; Q掘掘进工作面的需要风量,m3/min;Kd掘进工作面的通风系数,主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素,一般 Kd取 1.22.0。故: Q掘=1000.5362.0=107.2m3/min2. 按炸药量计算Qbi=25Ai式中: Ai第 i 个掘进工作面一次爆破的最大炸药需用量,;Qbi=259.04 =226 m3/min3. 按局部通风机的实际吸风量计算Q掘=QfIkf式中: Q掘掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min,各种通风机的额定风量按下表选取。I第 i 个掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数, 一般取1.21.3;表 7-3 各种局部通风机的额定风量表风机型号额定风量(m3/min)JBT-51(5.5KW)150JBT-52(11KW)200JBT-61(14KW)250JBT-62(28KW)300故: Q掘=25021.2=600m3/min4. 按人数计算Q掘=4Ni-70式中: Ni掘进工作面同时工作的最多人数,人。按炸药量计算和按工作面人数计算,风量偏小,故不作计算。根据以上计算取最大值 720 m3/min,为保证生产接续,安排二个掘进面,全部为岩巷。则: Q 掘=12600=1200m3/min(四) 硐室实际需风量按矿井各个独立通风硐室实际需风量的总和计算,即Q 硐=kQ硐1ni式中: Q硐为第 i 个独立通风的硐室的实际需要风量,m3/min;根据经验,井下变电所取 75m3/min,水泵房取 75m3/min,绞车房取75m3/min,并装设瓦斯监测报警自动断电仪器,加强瓦斯监控保证安全生产。则: Q 硐=kQc= 1(75+75+75)=225m3/min1ni(五) 其他井巷实际需要风量按矿井其他用风量的总和计算Q 它=Q它1ni式中: Q它其他井巷的用风量,m3/min。各其他井巷的实际用风量应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算,并采取其中最大值。按瓦斯涌出量计算Q它-=133qtkt式中: qt井巷的瓦斯绝对涌出量,m3/min;kt其他井巷的通风系数,一般取 1.21.3;新矿井设计其他用风巷道所需风量难以计算时,也可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的 3%5%进行考虑。则 Q它=0.05(661.5+1200+225)=104.325m3/min130m3/min(六)矿井总进风量为:Q(Q采Q 掘Q 硐Q 它它)K=(661.5+661.5+225+226)1=1774m3/min-717.2.27.2.2 风量分配风量分配1. 风量分配原则矿井风量确定后,应将其分配到各用风地点,其分配原则主要是:(1)分配到各用风地点(包括回采面,掘进面,硐室等)的风量,应不低于前面所计算出的风量。(2)为维护巷道,防止坑水腐烂,金属腐蚀,以及行人安全等,所有巷道都应分配一定风量。(3)风量分配后,应保证井下各出瓦斯浓度,有害气体浓度,风速等满足煤矿安全规程的各项要求2. 分配方法(1)当矿井总风量确定后,先按照采区布置图给回采面,掘进面,硐室分配用风量。(2)从总风量减去回采面、掘进面、硐室用风量,余下风量按采区产量,采掘数目,硐室等分配到各个采区,再按一定比例讲这部分风量分配到其他用风地点,用于维护巷道和保证行人安全。3. 风量分配(1)采煤工作面分配风量 661.5m3/min。(2)掘进工作面分配风量 1200m3/min。(3)硐室分配风量为 225 m3/min,其中井下变电所分配风量为 75 m3/min ,水泵房分配风量 75 m3/min,绞车房分配风量 75m3/min。7.2.37.2.3 风量的调节方法与措施风量的调节方法与措施1. 局部风量调节调节的方法有增阻法,减阻法及辅助通风机调节法。增阻法主要是采用调节风扇,临时风帘,空气等调节装置。减阻法主要措施有扩大巷道断面,降低摩擦阻力系数,清除巷道中的局部阻力物,采用并联风路,缩短风流线路的总长度等。2. 矿井总风量的调节调节的方法有改变全通风机工作特性和改变矿井总风阻。采用改变全通风机的叶轮转速,轴流式风机叶片安装角和离心式风机前导器叶片角等,来改变通风机的风压特性,从而达到调节风机所在系统总风量的目的,改变矿井总风阻的措施有:-721. 风硐闸门调节,在风机风硐间内安设调节闸门,通过闸门的开口大小可以改变风机的综工作风限,从而调节分机的工作风量。2. 降低矿井总风阻,当矿井总风量不足时,通过降低矿井总风阻,来增加矿井总风量。7.2.47.2.4 风速的验算风速的验算风量分配到各个用风地点,应结合运输条件选择经济断面,防止巷道内风速过大或过小,尽量使巷道内风速处于适宜风速范围内,如果有困难,也需要满足煤矿安全规程对风速的要求。见各种巷道和采煤工作面适宜风速表。表 7-4 各种巷道和采煤工作面适宜风速表序号巷道名称适宜风速(m/s)1运输大巷、主石门、井底车场4.55.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.56.53采区回风巷、回风上山3.54.54采区进风巷、进风上山4.55.55采区运输机巷、胶带输送机巷3.03.56采煤工作面1.52.51. 工作面风速验算按最低风速验算,每个工作面的最低风量Q采=0.2560S采Sbi采煤工作面的净断面积,m2;故 上巷:Q采=661.5=0.25608.45=126.75m3/min;下巷:Q采=661.5=0.25608.45=126.75m3/min;采面:Q采=661.5=0.25607.875=118.125m3/min;按最高风量验算,每个工作面的最高风量Q采=460S采故 上巷:Q采=1661.5=4608.45=2028m3/min;下巷:Q采=661.5=4608.45=2028m3/min;采面:Q采=661.5=0.1560S掘S掘 掘进工作面的净断面积故 Q掘=720=0.15607.875=70.875m3/min; 按最高风速验算,每个岩巷,煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量为Q掘=460S掘=24 m3/s故 Q掘=720=4607.875=1890m3/min;掘进工作面风量均符合要求。3. 大巷风速验算V大巷=Q/S大巷=1774/(16.860)=1.76m3/sQ矿井总风量,m3/min;S大巷大巷断面积,m2,取 17.8m2。7.37.3 矿井通风阻力的计算矿井通风阻力的计算7.3.17.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力的确定确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力的确定 1. 计算原则-74(1)进行总风阻计算,应考虑主要通风机服务年限内(2025 年)在达到设计产量是,即要克服矿井最大阻力,即通风困难时期,又能保证矿仅在最小阻力(容易时期)的情况下通风机的效率不低于 0.7。(2)确定矿井容易通风和困难通风。(3)确定计算阻力路线,根据所给的两个时期通风系统图,凭直观和经验选择一条风量最大,巷道总长度最长的线路计算最大阻力,不必算出所有航道的阻力。(4)如果矿井服务年限较大,则只计算投产之后 2025 年两个时期的井巷通风阻力。(5)为了计算风硐的阻力,必须先计算主要风机的风量,抽出式用下式计算:Qf =(1.051.10)QQf其中通过主要通风机的风量, m3/minQ矿井总排风量,m3/min;(1.05-1.10)外部漏风系数,风井无提升任务是取 1.05,有提升任务时取 1.10。故 Qf=1.102000=2200m3/min(6)为经济合理,安全地使用通风机,必须使矿井总风阻力不能太大,矿井通风的设计负(正)压,应不超过 2787Pa。2. 计算方法沿上述两个时期通风阻力最大线路分别用下式计算出各段井巷摩檫阻力 hfrhfr=LUQ2/S3 式中: hfr井巷的通风阻力,Pa;L井巷的长度,m;U井巷的周边长,m;S井巷的净断面积,m2;Q井巷的通过风量,m3/min井巷的摩擦阻力系数,Ns2/m4。 总风阻 h=hfri1ni通风容易时期:hr=0.0029440023.679.82/44.23+0.009680013.64.52/16.8+0.008-753100012.90.792/15.6+0.0033015.54(2102+8802+8402) 1.362/15+100=247.34 Pa;hmin=1.2hr=1.2247.34=296.8 Pa;1ni通风困难时期:hr=0.0029440023.629.82/44.22+0.0096195013.64.52/16.8+0.0083100012.90.792/15.6+0.0033015.5439201.362/15+100=418.46 Pa; hmax=1.15 hr =1.15418.46=481.23 Pa;1ni7.3.27.3.2 矿井等积空的计算矿井等积空的计算矿井通风等积孔是衡量矿井通风难易程度和是否经济的重要指标,由于矿井井型和瓦斯等级不同,等积孔不同,等积孔的经济合理值变化较大,不能用一个标准来衡量全矿井的通风难易程度。因此,可以用矿井等积孔表示矿井通风的难易程度,根据矿井总风阻或等积孔,通常把矿井通风难易程度分为三级,如下表所示。表 7-6 矿井通风难易程度表矿井通风难易程度矿井总风阻 Rm/Ns2m-8等积孔 A/m2容易2中等0.3551.42012等积孔的计算方法: 单台通风机的矿井A=1.19/Rm1/2式中: A矿井或通风区的等积孔,m2;则 A=1.19/(481.23/79.82)1/2=1.19/0.0761/2=4.32对照上表可知,该矿井通风难易程度为容易。7.47.4 通风设备的选择通风设备的选择-767.4.1 主扇选择的计算通风机的选择设计步骤:1. 计算通风机的工作风量Qf=1.1Q=14788=4788m3/min2. 计算通风机的工作风压 ftrmvdathhhh式中: hft抽出式通风离心式通风机的全压,Pa; hrm矿井通风容易时期和困难时期的总阻力,Pa; hvd离心式风机出口动压,Pa; hat 通风机附属装置(风硐即扩散器)的阻力,Pa。根据以上计算的数据,代入数据得:hftmin=hrmmin+hva+hat=296.8+196+147=639.8 Pahfmaxt=hrmmax+hva+hat=481.23+196+147=824.23 Pa式中: hva=147 Pahat=196 Pa3. 选择通风机(1)求风机实际工况点离心式通风机的工作风阻Rtmax= hfmaxt/Q2f=639.8/87.782=0.083 Ns2/m8Rtmin= hftmin/Q2f=824.23/87.782=0.107 Ns2/m8(2)根据通风机的工作风阻,选择 G4-73-11No20 型通风机一台。7.4.2 电动机的选择根据通风容易和通风困难两个时期通风机的输入功率计算出电动机的输出功率 ,根据离心式扇风机的实际工况点,求得电动机在困难时期和容易时期所需要的功率,根据电动机技术特征手册的配套设备,选用 JSQ1510-10/12 型异步电动机一台。电动机台数为:转数 580r/min;电压 600V;功率350kw。7.4.3 反风措施当井下发火时,利用反风设备和设施改变火灾烟流方向,以使火源下风侧-77的人员处于火源的“上风侧”的新鲜风流中。具体措施为:短路反风,通过开关风门来完成,全矿井反风通过主要通风机即附属设施实现。7.57.5 矿井安全技术措施矿井安全技术措施本矿井相对瓦斯涌出量为 1.22m3/t ,正常涌水量 278.8m3/h ,有煤尘爆炸危险及自燃倾向。因此,为了保证安全生产必须制定预防措施。7.5.1 预防瓦斯爆炸的措施1. 防止瓦斯积聚(1)搞好通风,瓦斯矿井必须做到风流稳定,有足够的风量和风速,避免循环风,局部风机末端要靠近工作面,放炮时间也不能中断通风,向瓦斯积聚地点加大通风和提高风速等。(2)及时处理局部积存的瓦斯(2.1)采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理,具体做法是工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障。(2.2)顶板附近瓦斯层状积聚的处理,具体做法是:加大巷道平均风速式瓦斯与空气充分混合;加大顶板附近的风速;将瓦斯源封闭隔绝。(3)经常检查瓦斯浓度和通风状况。2. 防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则是对一切非生产必需的热源,要坚决禁止。生产中可能发生的热源,必须加强管理和控制,防止或限定其引燃瓦斯的能力。规程规定,严禁携带烟草和点灯工具下井;井下禁止实用电炉,禁止打开矿灯;井口房,抽放瓦斯泵房以及通风机房 20 米内禁止使用明火;井下需要进行电焊,气焊和喷焊接时,必须严格遵守有关规定;对井下火区必须加强管理,瓦斯检定灯的各个部件必须符合有关规定。采用防爆的电气设备。供电闭锁和超前切断电源的控制设施,必须有延时的风电闭锁装置。在瓦斯或煤尘爆炸危险的煤尘爆炸危险的煤层中,采掘工作面只准使用煤矿安全炸药和瞬发雷管。7.5.2 预防煤尘爆炸的技术措施预防煤尘爆炸的技术措施主要有减,降尘措施,防止煤尘引燃措施及隔绝煤尘爆炸措施1. 减、降尘措施-78煤层注水是回采工作面最重要的防尘措施。2. 防止煤尘引燃措施防止煤尘引燃的措施与防止瓦斯引燃的措施大致相同。同时应注意,瓦斯爆炸往往会引起煤尘爆炸。此外,煤层在特别干燥的条件下可产生静电,放电时产生的火花也能自身引燃。3. 隔绝煤爆炸的措施(1)清除落尘定期清除落尘,防止沉积煤尘参与爆炸可有效降低爆炸威力,使爆炸由于得不到煤尘补充而逐渐熄灭。(2)撒布岩粉定期在巷道内撒布惰性岩粉,增加沉积煤尘的灰分,抑制煤尘爆炸的传播。(3)设置水棚,水棚包括水槽棚和水袋棚两种,设置应符合具体要求。(4)设置岩粉棚(5)设置自动隔爆棚7.5.3 水患的预防措施(一)地面防水根据本矿井的地形,地貌及气侯,应采取以下措施:1.慎重选择井筒位置2.堵截通道3.挖沟排洪水4.排除积水5.加强与雨季前的防汛工作(二)井下防水将威胁型水源全部或部分地疏放掉。利用水闸墙,水闸门和防水煤柱等物体,临时或永久截住涌水。将采掘区与水源隔离,是某一点突水不至于为及其他地区7.5.4 火灾的预防措施1.防止失控的高温热源产生和存在。按规程及其执行说明要求严格对高温热源,明火和潜在火源进行管理。2.尽量不用或少用可燃材料,不得不使用时应与潜在热源保持一定距离。-793.防止发生机电火灾。4.防止摩擦引燃:、防止胶带摩擦起火。胶带输送机应具有可靠的防打滑,放跑偏,超负荷保护和轴承温升控制等综合保护系统。、防止摩擦引燃瓦斯。5.防止高温热源和火花与可燃物相互作用。7.5.57.5.5 其他事故的预防其他事故的预防1.顶板事故的预防由于煤层的顶板较好管理,可依实际情况及通风的要求,适当加大端面距,并严格禁止工作人员在机道上通行,对同期来压和初次来压期间,如果发现煤壁片帮时,应及时组织人员进行安全处理。2.机电方面工作面溜机司机不许正对溜头,如有必要,溜头必须设防溜设施,工作面所有电气设备必须防爆,电缆悬挂必须整齐。3.其他方面(1)各工作面必须保证持证山岗,不许停产。(2)工作面无风或风量不足时,不许生产。(3)打眼时必须掌握好打眼的角度。7.5.67.5.6 避灾路线及自救避灾路线及自救避灾路线及自救规程规定,井下人员必须带自救器,必须熟悉避灾路线,并在必要的地点设躲避硐室。1.人员自救(1)当发生火灾或爆炸时,位于事故地点或附近的工作人员迎着风流撤退,位于回风巷的人员佩带自救器或用湿手巾捂着鼻口,以最大速度通过捷径进入新鲜风流中。(2)如果遇到涌水事故。应避开水头冲击,然后撤到上部水平。(3)遇到事故无法撤退时,应躲进避难硐室,待火灾减轻后再撤至安全地带。井下人员要佩带自救器。2.若发生火灾时,人员撤退的路线为:工作面区段运输平巷石门运-80输大巷井底车场副井地面。若发生水灾时,人员撤退的路线为:工作面区段运输平巷副井地面。-81第第 8 8 章章 矿井排水矿井排水8.18.1 概述概述8.1.18.1.1 矿井水来源及涌水量矿井水来源及涌水量矿井水来源由地面水的补给,断层水。且地下水消耗后没有足够的补给来源。矿井涌水量为 88.88m3/h,最大涌水量为 278.88m3/h。总之,在矿井建设和生产过程中,随时都有各种水源涌如矿井,矿井排水设备不仅要排除各时期涌入矿井的矿水,而且在遭到突然涌水的袭击有可能淹没矿井的情况下,迅速抢险排水。8.1.28.1.2 对排水设备的要求对排水设备的要求1. 工作水泵的能力:应在 20 小时内排出 24 小时正常涌水量,除工作水泵外,还应配备作为备用水泵和轮换维修的水泵,备用水泵的能力不小于工作水泵能力的 70。并且和备用水泵的总能力应在 20 小时内排出矿井 24 小时的最大用水量,检修水泵的能力,应不小于工作水泵能力的 252. 必须有工作和备用水管,其中工作水管的能力,应能配合工作水泵在20 小时内排除正常涌水量。工作和备用水管的总能力,能配合工作和备用水泵,在 20 小时内排出 24 小时的最大涌水量。3. 配电设备应同工作,备用和检修水泵相适应,并能够同时开动工作和备用的水泵,主排水泵房的供电线路不得少于两回路,当回路停止供电时,另一回路应该能担负全部负荷的供电。4. 工作水泵机组必须工作可靠。5. 主排水设备,应有预防用水量突然增加致使设备被淹的措施。6. 水泵除要保证工作可靠外,还要有较高的运输效率。7. 应尽量采用体积小的水泵,以减少水泵室尺寸,结构上应适合井下安装,拆卸,运输和便于维护。8. 采用自动或远距离操作系统。9. 装在需要防爆措施的地区的水泵机组,其电气设备应是防爆的。10. 移动式排水设备,其水力特征应适合流量变化不大而扬程有较大变化的扬程。11. 移动式排水设备在需要倾斜放量时,应能在轴线的情况下正常工作。-828.28.2 矿井主要排水设备矿井主要
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