煤矿巷道回采设计说明书

1 第一章第一章采区概况采区概况 第一节第一节采区地理位置 境界 尺寸和面积采区地理位置 境界 尺寸和面积 大雁煤田位于内蒙古呼伦贝尔市境内 其地理坐标为东经 120 度 30 分 56 秒 120 度 37 分 18 秒 北纬 49 度 13 分 11 秒 49 度 15 分 00 秒 本设计以大雁煤田第一煤矿的西六采区为设计对象 它距地表 400m 600m 地表无建筑物 但有 301 国道及一趟高压 线路穿过本区 无河 流 无塌陷积水坑 采区平均走向长 2400 米 平均倾向宽 460 米 面积 1 104 平方公里 大雁煤田的煤层为白垩系下统扎赉诺尔群大磨拐河组中部含煤岩段 煤层走向 30 度 70 度东向西北倾斜 倾角变化较大 浅部 16 度 22 度 深部 17 度 31 度 呈单斜构造 西六采区为褐煤层 一般可作生活及动力用煤 是低瓦斯矿井 但由于煤 层节理裂隙发育 局部瓦斯含量偏高 瓦斯涌出量为 0 2m3 min 煤层走向方位 角 270 度 300 度 倾向方位角 180 度 210 度 煤层倾角平均 18 度 煤层厚 度平均 12m 煤质硬度 1 3 第二节第二节采区瓦斯采区瓦斯 由于本矿属低沼气矿井 据已开采的采区实际情况 瓦斯涌出量不高 故 该采区也按低沼气管理 本区的通风瓦斯工作重点是局部瓦斯积聚的处理 局部瓦斯积聚的地点有 回采工作面隅角和采空区边界 采煤机附近 顶板冒落的空洞内 低风速 巷道的顶板附近以及停风的盲巷中 1 采面的上隅角和采空区边界沼气积聚瓣处理 在其附近设置挡负帘 引导风流从上隅角通过 从而将沼气带增 如图 8 3 2 采煤机附近沼气积聚的处理 2 处理前发浓度过高 应由救护队检查盲巷中沼气浓度 并估算出沼气 积存量 3 处理工作至少有二人进行 4 局扇要距回风口 10 米以外 排除时要控制风流逐段进行防止将高浓度 沼气一下吹出 2 第三节第三节 采区储量及回采率采区储量及回采率 一 工业储量 5124 05 万吨 不包括主石门及井底车场的保护煤柱量 二 采区实际设计使用工业储量为 4434 8 万吨 主要由于 28 煤层薄 1 09 米 夹 矸多 储量少 19 82 万吨 属非经济可采煤层 32 35 层可采部分主要分布 在 12 勘探线和 13 勘探线之间 在本区开采困难 36 层主要在 12 14 线可采 在本区开采过程中为不破坏 32 层 35 层储量 均不作开采考虑 等开采主 石门以东时再考虑开采 33 层仅在 16 线附近可开采 其开采影响不到 32 层 35 层储量 32 35 层的工业储量分别为 197 67 万吨和 213 88 万吨 36 层工业储量 257 88 万吨 这样使用本设计采区的实际设计工业储量为 4434 8 万吨 三 可采储量为 3258 5 万吨 其计算公式为 Q采 Q1 P 1 n K 4434 8 147 29 1 0 05 80 3258 5 万吨 式中 Q采 可采储量 Q1 工业储量 P 永久煤柱损失量 n 地质及水文地质损失系数 取 0 05 K 设计采区回采率取 80 采区储量见附表 1 煤柱损失见附表 2 四 采区的回采率为 80 本区可采煤层的平均厚度为 3 69 米 属于厚煤层 根据国家规定 厚煤层采区回采率不小于 75 的规定 该采区回采率设计 符合采区设计规范 第四节第四节 工作面组织管理工作面组织管理 循环方式 昼夜多循环 作业制度 三八制 两班半采煤 半班检修 劳动组织形式 综采面为追 机作业 高档面为分段追机作业 第五节第五节 采区巷道布置采区巷道布置 3 该采区为下山采区 采用煤层群联合开采 区段石门布置 为了减少开采 过程中三角煤的损失和避免采区巷道穿进铁路保护煤柱 下山布置在与 15 勘 探 4 线偏西有 13 夹角的位置 三条下山 一条运煤上山 倾角 14 布置在 岩层主要负责采区运煤 一条是轨道下山 倾角 21 布置在 31 煤层中 主要 负责采区运料 进风 一条是通风行人下山倾角 21 布置在 30 煤层中 主要 负责行人和回风 布置三条下山的理由 1 下山采区 采区生产能力大 且经常出现上 下区段同时生产的情况 需简化通风系统 2 增加一条行人上山 且沿煤层布置 起到探明煤层情况的作用 同 时行人上山设置猴车 便于使用和安全管理 该采区下山位置基本在采区的储量中心 工作面的走向长度均为 1100 1500 米之间 该采区的最低可采标高为 250 米水平 最高可采标高为 500 米水平 因 此阶段垂高为 250 米 经方案比较将该采区划分为四个区段开采 区段标高为 250 310 370 和 430 并在 490 水平布置一条回风石门用做上区段回风 该采区煤仓高度为 50 米 三条下山间距均大于 32 米左右 分别设在 31 30 和穿层中 采区下山车场采用顺向平车场 中部及下部车场均为甩车 场 区段划分比较表 比较内容方案一 三区段 方案二 四个区段 方案三 五个区段 区段斜长276 0 米197 4 米166 3 米 区段垂高83 3 米60 米50 米 区段石门长1280 米1106 米1970 米 优点1 巷道工程最小 投资 少 1 工段斜长适且布置 综全机械化开采 且能 保证开作面 最优长度 值 1 区段斜长适宜布置高 档工作面开采 缺点1 区段斜长太长 不适 宜布置单一工作面开采 不绕道及溜煤眼工程量 太大 1 区段石门工程量 比 方案一高 1 区段斜长短不适宜布 置综上所述采工作面开 采 2 区段石门工程量投资 高 5 第二章第二章采区地质概况采区地质概况 大雁煤田的煤层为白垩系下统扎赉诺尔群大磨拐河组中部含煤岩段 煤层走向 30 度 70 度东向西北倾斜 倾角变化较大 浅部 16 度 22 度 深部 17 度 31 度 呈单斜构造 西六采区为褐煤层 一般可作生活及动力用煤 是低瓦斯矿井 但由于煤 层节理裂隙发育 局部瓦斯含量偏高 瓦斯涌出量为 0 2m3 min 煤层走向方位 角 270 度 300 度 倾向方位角 180 度 210 度 煤层倾角平均 18 度 煤层厚 度平均 12m 煤质硬度 1 3 该采区地质构造复杂 煤岩层起伏变化较大 采区内按国家政策规定共有可采煤层共 11 层 不包括浅部煤层 见第四 节 即 25 27 28 28 29 30 31 32 33 35 和 36 煤层 均为 侏罗系 扎赉诺尔群 大磨拐河组中下部含煤段 其中全区可采的煤层为 25 27 28 29 30 煤层 局部不可采的煤层为 3 层 即 31 33 36 煤层 局部可开采的煤层为 3 层 28 32 35 煤层 以上各层特征 详见附表 3 及煤岩层综合柱状图 区内顶底板多为松软的泥岩及粉砂质泥岩 岩性由西向东粒度变粗 由浅 部向深部粒度变细 均为内陆相岩性 煤层间距的总体变化规律 沿走向变化不大 沿倾向变化较大 即浅部向 深部 层间距变大 呈马尾状 以上项底板岩性及煤层层间距详见附表 3 本区内水文地质简单 属于煤岩层局部裂隙地段含水 没有突水的危险性 预计最大涌水量为 50 80M h 正常涌水量为 20 50 M h 本区内没有岩浆侵 入体及古河床冲刷 区内各煤层的煤种牌号 均为褐煤 呈黑褐色 煤层多为木质结构 条带 状构造 块状属半暗或暗淡煤 煤的硬度 f 1 3 煤层易自燃 自燃发火 期为 3 6 个月 煤层属低沼气煤层 煤质特征详见附表 4 由于本设计采区范围内浅部煤层主要有 16 17 18 层其可采储量 3789 1 万吨 具体赋存情况见附表 5 由附表 5 中可知浅部煤层的赋存有下列特点 一 层间距大 如要开采 石门距离长 约 2 300 米石门 工程量大 二 煤层结构复杂 夹矸多 6 三 走向块段短 不利于综采开采 如划规西六开采 则势必造成矿井采 7 区接续紧张 特别做为首采区 采区达产困难 四 储量不大 且个别地段已被小井破坏 不利于大矿开采 结合以上几点 建议本采区范围内的浅部煤层 即 16 17 18 层 划规为小井开采 8 第三章第三章 设计工作面的原回采工艺情况设计工作面的原回采工艺情况 一 高档普采 简称高档 它是在普采基础上使用单体液压支柱取代金属摩擦支柱与铰接 顶梁配合来控制顶板 能够适应复杂地质构造的薄及中厚煤层的回采 具有投 资少适应性强等优点 但是工人劳动强度较大 二 综合机械化开采 简称综采 它采用自移液压支架控制顶板 从而使工作面的整个采煤工序 破 装 运 支 处实现机械化 具有安全 高产高效的特点 为矿井降 低成本 实现百万吨死亡率为零 创造了良好条件 但具有初期投资大 不适 应地质构造复杂的煤层条件下的回采 三 综合机械化放顶煤开采 该工艺实质是在开采煤层底部布置一个综采工作面 工作面上方顶煤利用 矿山压力作用辅助以人工松动的方法使其破碎 并随工作面的推进在后方放出 因此简称综放 放项煤工艺优点明显 经济效益显著 是开采特厚煤层的一种有前途的采 煤方法 但是在提高工作面回采率 降尘防火等安全方面技术要求较高 目前 矿井形成了综采为主 高档普采为辅助生产的形式 而且 放顶煤 也在东其他采区 27 煤层工作面中采用 并取得了放煤的成功 这些将成为本 设计采区采煤工艺选择的主要依据 主设计工作面为 27 煤层一段 其工艺过程为 采煤机割煤 移后部运输 机 移前部运输机 移架 从而完成一个割煤循环 待完成两个 或三个 循 环后 即工作面推进 1 2 米 或 1 8 米 后 停机开始放出松碎的顶煤 到见矸为 止 关闭放煤口 完成上述全部工序即为一个放煤循环 根据该矿其它采区 27 煤层综放面的开采经验循环进度选取 1 2 米 即两 采一放 同时为使顶板均匀下沉 最大限度地减少混矸量 提高顶煤的回收率 选取顺序多轮次放煤 该工作面支架选用 ZFS4000 1 5 3 2L 型尾梁插板式 低位放煤 由以往 放煤经验知 采高越小 放煤越少其放顶煤效果越不好 因此综放面的采高定 为 3 0 米 这样采放比 H 放 6 5 3 0 1 17 H 采 3 0 9 第四章第四章 采煤方法及回采工艺采煤方法及回采工艺 第一节第一节采煤方法的确定采煤方法的确定 根据矿井地质和生产技术条件 及以往开采经验和保证安全生产 该采 区采煤方法选为走向长壁后退式 第二节第二节采煤方法中几个要素的确定采煤方法中几个要素的确定 一 采区走向长和倾向长 采区平均走向长为 2400 米 平均倾向宽为 460 米 二 主要设计煤层工作面诸要素确定 采区初期投产煤层 25 煤层 首采工作面为该煤层一区段 工作面的长度 为 130 米 另外 27 煤层也是初期投产煤层 还是本采区设计中的主要设计煤 层之一 首采工作面为该煤层一区段 煤层倾角 19 平均煤厚 6 5 米 赋存稳 定全区可采 下面就 27 层工作面条件做以下论述 1 27 层煤层综放工作面长度确定 V q1 t0 b t q1 q2 1 2 工作面最优长度 L q 式中 V 采煤机平均牵引速度 取 3 5 m min q 工作面液压支架和输送机中部槽每米每日折旧费和大修费取 155 元 dm t0 采煤机进刀在端部停留时间取 35min b 采煤机截深取 0 6m t 采煤机日时间取 960min d q1 采煤机 输送机 泵站和电器设备每日折旧费和大修费取 150 元 d q2 q3 工作面运输和回风巷每米掘进费取 2507 元 m 综上代入数据 3 5 X 150 X 35 0 6 X 960 X 2507 1 2 L 180 9 米 155 于是取 L 180 米作为工作面设计长度最优值 2 区段斜长的确定 10 区段斜长 H L h1 h2 H 180 5 5 3 4 4 0 197 40 米 式中 L 工作面长度 米 h1 区段保护煤柱沿倾向的总长度 米 h2 区段巷道总宽度 米 3 工作面日产量 该工作面的机械设备采用 MG 2X300W 型双滚筒采煤机落煤 其日产量可按 下式进行计算 A N L S M R C 6 180 0 6 6 5 1 25 80 4212 吨 式中 A 工作面日产量 吨 N 采煤机日进刀数 取 6 刀 L 工作面长度 180 米 M 煤的采出厚度 6 5 米 R 煤的容重 1 25 吨 米 C 工作面的回采率取 80 综放 4 作面的推进度及服务年限 工作面月拉进度 0 6 6 30 108 米 月 工作面年推进度 108 12 1296 米 年 工作面服务年限 1200 1296 0 925 年 工作面走向长取 1200 米 第三节第三节 回采工艺的选择回采工艺的选择 全区内共有十一个可采煤层 但本区内实际设计可采煤层仅 7 层 即 25 27 28 29 30 31 和 33 层 其它层如 28 层属非经济可采层 32 35 和 36 层在本区内开采不经济 不合理 划规到主石门以东采区开采 25 27 煤层一区段工作面为首采工作面 且 27 层和 30 层为本区主要设 计煤层 同时 27 和 30 煤层均属于缓斜特厚煤层 下面先就其综放和分层综采 工艺做经济性与技术性比较 综放工艺具有以下优点 1 煤巷掘进量小 缓和了采掘关系 7 米左右厚的煤层 可节省工程量 30 50 两条顺槽和一条开切眼 2 减少了搬家倒面次数 节省采面的安装工程量及费用 11 3 减少铺网工序 材料费 工资费及巷道维护费 4 采放平行作业 工作面推进度在 90 110 米 月 年产超百万吨 效率 达 60 吨 工 直接成本降低 2 3 元 吨 但缺点是 此工艺的回采率在 80 85 左右 较综采低 10 15 且易于自燃发 火 综上根据 27 煤层西翼夹矸较少 煤层厚度变化较大 不利于分层开采 确定该层 27 工作面采用综放工艺回采 其它采用分层综采 自然分层明显 中间夹矸厚约 1 2 米 另外 30 层中间有一层夹矸 0 5 米左右厚全区发育软 如采用综放 则该夹矸起到释放压力的作用 因而上分层煤难以破碎放出 同 时由于夹矸厚 采用综放开采将会影响煤质 故采用分层综采 第四节第四节 机械设备选择机械设备选择 一 采煤设备 1 高档面设备选型见表 6 2 综采面设备选型见表 7 二 掘进设备 综掘设备与炮掘设备集中汇编于表 8 中 第五节第五节 顶板管理及支护密度的验算顶板管理及支护密度的验算 一 高档工作面 1 顶板采用 DZ 2 2 型单体液压支柱配合 HOJA 1200 型金属铰接顶梁 三 四排管理控制顶板 柱距 0 75 米 排距 0 6 米 最大控制顶距 3 50 米 最小控顶距 2 90 米 2 支护密度的验算 按工作面顶板压力的一般估算方法 在控顶范围内支架上单位面积的载荷 P 2 4 Mr 即每平方米最大载荷 Pmax 4 2 0 2 6 20 8 吨 米 2 式中 M 工作面采高 米 r 岩石容重 吨 米 3 四根支柱所支撑顶板面积为 S 0 6 0 75 0 45 米 2 四根支柱所随的载荷为 20 8 0 45 9 36 吨 则每根支柱所支撑的载荷为 9 36 4 2 24 吨 12 因为 DZ 2 2 型单体液压支柱的初撑力为 7 8 吨 工作阻力为 30 吨 所以 该支柱满足要求 2 综放工作面 顶板管理选择 ZFS4000 1 5 3 2L 型液压支架控制顶板 支架的载荷验算 如下 单位面积的载荷 P 2 4 Mr 即 最大载荷 Pmax 4 3 0 2 6 31 2 吨 式中 M 工作面的采高 米 r 岩石的容重 吨 米 3 单位支架支撑面积 S 5 45 米 单位支架随载满 P 31 2 5 45 170 04 吨 因为单位支架的工作阻力为 400 吨 所以能够满足生产要求 13 第五章第五章 采区生产系统采区生产系统 第一节第一节 采区运输采区运输 一 运输设备的选型 根据采区煤层特征 采区巷道联合布置及采煤机械设备相配套的原则 对 区内运输设备型号作如下确定 见表 7 采区所需材料的运输及工作面煤和矸石的运输 其运输路线 见运输系统 图 二 工作面运输设备的验算 其原则是根据落煤方式 计算出工作面小时生产能力 所选取的设备小时 运输能力大于工作面生产能力即可 计算公式如下 Q 60M S VK R 式中 M 工作面采高 综放煤厚 6 5 米 取采高 3 米 一般采放不平行 作业 高档取采高 2 米 S 采煤机截深 0 6m VK 采机牵引速度综采取 3 5m min 高档取 3m min R 实体煤的容重 27 层取 1 25t m3 25 取 1 24t m3 代入数据 Q 60 3 0 0 6 3 5 1 25 472 5 t h 经验算工作面的生产能力小于工作面刮板机的运输能力 900t h 小于运输 巷输送机的输送能力 1000t h 也小于转载机的运输能力 1100t h 小于破碎机 的破碎能力 600t h 同样计算高档工作面生产能力 26 为例 Q高 60 2 0 0 6 3 1 24 268 t h 则 Q综 Q高 472 5 268 740 5 t h 同样小于区段石门皮带 900t h 的运输能力 也小于采区运煤上山皮带的 输送能力为 750t h 故满足需求 第二节第二节 采区通风采区通风 一 通风系统的选择 该矿井的通风方式是分区抽出式 五采区为该矿井的一个采区 该采区的 14 主要入风井为主 付井 该采区的回风利用原四采区风井 如待本区开采时 四采区风井损坏严惩而不能使用或维护费用高的情况下可将该下山采区的通风 行人下山直接掘出地面 巷道工程量 380 米 用做采区回风 五采区的各煤层相对瓦斯涌出量无实验数据 据邻区情况按低沼气管理 煤尘具有爆炸性 爆炸指数为 59 70 煤层都具有自燃倾向性 发火期在 3 6 个月 据以上分析 决定该采区的通风方式为分区抽出式 二 采区所需风量的计算与分配 1 采区所需总风量 Q 采进 是采区各用风地点所需风量之和 按下列要求 分别计算 并取其中最大值 1 按采区同时工作的最多人数计算 即 Q 采进 4 N K 矿道 4 240 1 22 1171 2m3 min 式中 N 井下同时工作的最多人数 人数取 240 人 K矿通 矿井通风系数 取 1 22 2 按采煤 掘进 峒室及其他地点实际需要风量总和计算 即 Q采进 Q采 Q掘 Q峒 Q其它 K矿通 m3 min 式中 Q采 采煤实际需风量总和 m3 min Q掘 掘进实际需风量总和 m3 min Q峒 峒室实际需风量总和 m3 min Q其它 除了采煤掘进和峒室地点外的其它巷道需进行通风的 风量总和 m3 min 2 采煤实际需要风量 应按采区各个回采工作面实际需要风量总和计算 即 Q采 Q采 1 Q采 2 Q采 n K 采备 m3 min 式中 Q采 1 Q采 2 为各个回采面实际需要风量 m3 min K采备 备用工作面系数 本次设计备用工作面已单独计算风量 则 K 采备 1 0 1 回采工作面的风量应按下列要求分别计算 并取最大值 1 按沼气或二氧化碳涌出量计算 Q采 100Q沼采 K采通 100 1 5 1 7 255 m3 min 式中 Q采 第 I 个回采工作面实际需要风量 m3 min 15 Q沼采 第 I 个回采工作面沼气 或二氧化碳 的绝对涌出量 m3 min 由已采区取 1 5 m3 min K采通 第 I 个回采工作面通风系数 取 1 7 2 按炸药量计算 Q采 25A采 25 10 250 m3 min 式中 A采 第 I 个回采工作面一次爆破最大炸药用量 kg 25 每公斤炸药爆破后应供给的最少风量 m3 min kg 3 按人数计算 Q 4N采 m3 min 式中 N采 第 I 个回采工作面同时工作最多人数 人 取 N综采 50 人 N高档 80 人 则 Q综采 4 50 200 m3 min Q高档 4 80 320 m3 min 4 按工作面气温计算 Q采 60V采 S采 m3 min 式中 S采 第 I 个回采工作面的平均断面积 按平均控顶距计算的工 作面平均断面积 m2 高档为 6 8 m2 综采 10 4 m2 V采 回采工作面风速 m s 取 0 7 查工作面温度与适宜风速对 应表 则 Q综采 60 10 4 0 7 436 8 m3 min Q高档 60 6 8 0 7 286 m3 min 综上 取 Q综采 437 m3 min Q高档 320 m3 min 5 按风速进行校核 工作面允许风速是 15 240 m min 则高档工作面的允许风量为 102 m3 min Q高档 1632 m3 min 综采工作面的允许风量为 156 m3 min Q综采档 2496 m3 min 16 Q高档取 320 m3 min 适合 备用工作面的供风量为综采工作面供风量的一半 取 219 m3 min 则全区所有回采工作面所需风量为 Q采区 Q综采 Q备用 437 320 219 976 m3 min 2 掘进工作面所需风量按下列要求分别计算 并取得最大值 1 按沼气 或二氧化碳 涌出量计算 Q掘 100Q沼 K掘通 m3 min 100 0 5 1 6 80 m3 min 式中 Q掘 掘进工作面实际需风量 m3 min Q沼 掘进工作面沼气绝对涌出量 m3 min 取 0 5 K掘通 掘进工作面通风系数 取 1 6 2 按炸药量计算 Q掘 25 A掘 25 2 25 2 25 56 25 m3 min 式中 A掘 掘进工作面一次爆破最大炸药用量 取 2 25kg 3 按人数计算 Q掘 4N掘 4 12 48 m3 min 式中 N掘 掘进工作面同时工作最多人数 取 12 人 4 按局扇的实际吸风量计算 Q掘 Q扇 I 式中 Q扇 掘进工作面局扇实际吸风量 m3 min I 掘进工作面同时通风的局扇台数 取 1 台 掘局部通风机的技术特征 和该矿实际情况 28KJ N05 对旋式风机已在 28 层前顺槽应用 决定取 2BKJ N05 局部通风机的吸风量 230 m3 min 为掘进 风量 并考虑局部通风机不产生循环风 取 1 2 的系数 则掘进风量为 230 1 2 280 m3 min 5 按风速进行验算 工作面允许风速为 15 240 m3 min 据掘进最大断面积 10 4 m2和最小断 面积 4 9 m2 其掘进工作面风量范围是 17 73 5 m3 min Q掘 2496 m3 min 则 Q掘 280 m3 min 符合要求 据该采区巷道实际情况及规程第 119 条规定 采煤工作面可与其相连接的 掘进工作面一次串联 本区设计 2 个独立掘进面 2 个串联掘进面 则该采区 掘进总需风量为 280 2 560 m3 min 3 峒室及其它风量计算 本采区共设有一个绞车房 一个变电峒室 一个水泵房 其供风量可按经验值 确定 取 80 m3 min 则 Q掘 3 80 240 m3 min 其它用风地点风量按采煤 掘进 峒室用风量的总和的 5 计算 Q其它 Q 采 Q 掘 Q 峒 5 976 560 240 5 1175 5 88 8 m3 min 综上所述 Q采区 Q采 Q掘 Q峒 Q其它 K矿通 1865 1 22 2275 m3 min 37 9 m3 s 3 各井巷中风速的验算 Q V S 式中 V 某巷道中的平均风速 m s Q 巷道某断面的过风量 m s S 某巷道断面 m2 各巷道允许风速 0 25 6m s 经验算 采区各巷道配风的满足设计风速要求 三 采区通风总阻力计算 计算原则 计算采区通风总阻力时 不考虑沿途的漏风和局部阻力 1 计算通风容易和困难时期的最小和最大磨擦阻力 路线如图 用下式 计算两个时期的磨擦阻力 alp h Q2 毫米水柱 S2 18 式中 h 井巷磨擦阻力 毫米水柱 a 井巷磨擦阻力系数 l 井巷长度 m p 井巷周长 m s 井巷净断面积 m Q 通过井巷某断面风量 m3 s 据表中计算结果 h摩大 162 毫米水柱 困难时期 h摩小 130 毫米水柱 容易时期 2 计算两个时期最大和最小总阻力 矿井总阻力等于磨擦阻力 局部阻力与风硐阻力之和 h h摩大 1 15 困难时期 162 1 15 186 毫米水柱 h h摩小 1 2 容易时期 1 2 130 156 毫米水柱 式中 1 15 1 2 考虑计算路线上的局部阻力所设系数 3 矿井等积孔和风阻 a 等积孔计算 b Q采区 A阻大 0 38 H阻大 37 9 0 38 1 06 m2 186 Q采区 A阻小 0 38 H阻小 37 9 0 38 1 15 m2 156 据以上计算 本矿通风难易程度为中等 A 1 2 b 风阻计算 H阻大 H阻小 R 千缪 R 千缪 Q扇 Q扇 式中 Q扇 两个时期的扇风机风量 19 Q扇可用下式计算 Q 扇 K外Q总 m3 s 式中 Q总 不包括外部漏风的矿井总风量取 37 9 m3 s K外 外部漏风系数 缺陷出式通风 取 外 05 所以 扇 1 05 37 9 39 8 m3 s 186 大 4 67 千缪 39 8 156 小 3 92 千缪 39 8 4 主扇所需风压的计算 因抽出式主扇与静风压和矿井自然风压的综合作用来克服矿井的通风阻力 和扇风机装置的通风阻力 扇风机装置的通风阻力包括风硐和扩散器的通风阻 力 依据经验值 其通风阻力取 15 毫米水柱 另外 经测算 风井的自然风压为 5 5 毫米水柱 是和主扇作用方向相反 则主扇所需的风压为 h扇静大 h阴大 h自然 h扇装 186 5 5 15 207 毫米水柱 h扇静小 h阻小 h自然 h扇装 156 5 5 15 177 毫米水柱 5 核定上一采区主扇及电动机 因该采区利用原四采区风井进行回风 故对现上一采区主扇能力进行核定 是否更换主扇 1 主扇的输入功率 1 通风容易时期主扇输入功率 Q扇H扇大 39 8 177 入小 76 7KW 102 扇小 102 0 9 2 通风困难时期主扇输入功率 20 Q扇H扇大 39 8 207 入大 89 7KW 102 扇小 102 0 9 据以上计算和原采区主扇参数 N八 115KW 负压 122 154mm 水柱 风量 103700 120000m3 h 转速为 630 转 分 相比较 可知 上一采区主扇不能满 足本设计采区的风量要求 应更换主扇 2 电动机的输出功率 因 N入小 0 6N 应按 N入大之值核定电功机 1 输出功率 N入大 N 传 89 7传 94 5KW 0 95 式中 传 电动机与扇 风机间传动效率 因四采区主扇用皮带传动机 传 0 95 1 输入功率 N电出 N电入 K电 电 94 5 1 15 121kw 0 9 式中 电 电动机效率 取 0 9 K电 电动机容量系数 离心式风机取 1 15 据以上计算和主扇现有电机功率 55KW 相比 应将主扇电机进行更换 3 选择主扇及电机 由主扇所需风量和风压两组数据 M 39 8 177 M 39 8 207 进行 选择主扇 根据该矿现有的实际情况 考虑重新购置主扇费用较高 基础设施将做大 的修改 结合其他采区将报废 其主扇将停止运转的情况 经过各方面的经济 比较 二采区主扇 4 72 11N020B 型 风量 13400 162000m3 h 负压为 242 228 毫米水柱 功率 130KW 可满足该采区的通风要求 但必须对主扇基 础结构进行改造 21 第三节第三节 采区排水采区排水 根据地质部门提供 该采区最大涌水量为 50 80 m3 h 正常涌水量为 20 50 m3 h 考虑充砂 灌浆涌水量为 73 m3 h 为此 生产后该采区政党涌 水量为 123 m3 h 50 73 为此 需对该采区排水系统进行计算及核校 一 水仓容量的确定 现设计该采区水仓为 主仓 80 米 付仓 50 米 断面 7 1 见附图 水 仓容积为 920 m3 现校核其容量如下 一 主要水仓的有效容量应能满足 8 小时的正常涌水量 即 50 m3 h 8 小时 400 m3 二 采用水砂充填 黄泥灌浆的矿井 还要加 4 小时的昼夜平均充填水量或 灌浆水量 即 4 小时 73 m3 h 292 m3 因此 采区水仓的容量应满足 400 292 692 m3 设计水仓容量为 920 m3 大于计算涌水量 692 m3 满足要求 二 排水设备的选择 本着采区主要排水设备必须有工作 备用 检修的原则进行排水设备的选择与计算 一 按正常涌水量确定排水设备所必须的排水能力 Qr 123 24 m3 日 2952 Q 147 6 m3 h 20 20 20 排水高度 H1 K HK 5 5 1 2 250 5 5 256 6 M 根据 Q1和 H1的选水泵为 1500M30 10 其流量为 155 190 m3 h 扬程 310 327M 吸程 7 5M 效率 75 电机容量 225KW 吸入 吐出口径为 150mm 外形尺寸 3737 1120 1155mm 式中 Qr 矿井正常涌水量 m3 日 K 扬程损失系数 K 取 1 20 Hh 排水井筒深度 M 二 正常涌水量其间所需水泵的工作台数 22 N Q1 Q 147 6 155 0 95 台 取 n 1 台 则正常涌水量期间所需水泵为一台工作 式中 Q 一台水泵的排水能力 m3 h 三 正常涌水量期间一昼夜内水泵工作时间 Tr Qr nQ 2952 1 155 19 小时 四 排水管直径选择 4 155 由公式 Dg 4Q Va 3600 3 14 2 2 3600 0 158 M 取标准管径为 150MM 式中 Va 排水管中水流速度 m s 取 Va 2 2m s 五 排水管中实际水流速度 4Q 4 155 Va 2 197 m s 3600 Dg2 3600 3 14 0 158 2 实际水流速度和流量小于规定限制值 2 45m s 和 154m3 s 符合要求 实际排量 140m h 六 吸水管直径 吸水管直径一般比排水管直径大一级 ds Dg 25 mm 150 25 175 mm 七 吸水管的实际流速 40 4 155 V 1 8 m s 3600 d2 3600 3 14 0 175 2 八 管路中扬程损失 1 排水管中的扬程损失 用查表法 排水管长度为 750M 150 1 直排水管 查表每 100 米损失扬程为 2 3M 750M 水管损失扬程为 750 100 2 3 17 25M 2 闸阀二个全开 查表 150 闸阀等值长度为 1 31M 则 闸阀损失扬程为 2 1 31 100 2 3 0 06 M 23 3 逆止阀全开一个 查表 150MM 逆止阀等值长度为 43M 则 43M 损失扬程 1M 4 标准弯头 4 个 150MM 查表 弯头等值长度为 3 1 31 3 93M 则扬程损失为 0 1M 总扬程损失为 故 Hal 17 25 0 06 1 0 1 1 5 18 41M 1 5 27 6M 式中 1 5 为排水管中淤泥阻力系数 九 计算水泵总扬程为 H Ha hal 250 27 6 277 6M 式中 Ha 水泵轴中心至排水管出水口之差 M Hal 排水管扬程损失 M 十 校验 按照水泵扬程应比计算值大 5 8 则所选水泵扬程为 277 6 1 0 08 302 M 150DM30 10 水泵扬程为 310M 302M 满足要求 该水泵房设在 250 水平 排水泵所排水通过 150MM 水管 750M 排至 500 水平大巷排水沟 三 水沟 水量的校核 A 对现有水沟的校核 取大巷或主石门水沟进行校核 大巷水沟断面大于西翼大巷和主石门水沟 断面 其计算净断面积 F 0 4 0 4 0 16M2 过水断面积 F 0 75F 0 12 M2 0 75F 0 12 过水深度 H 0 3M B1 0 4 流量 Q F V 按谢基公式 V C R I 式中 C 谢基系数 C 1 n R9 F 0 12 R 0 12 M P 0 4 2 0 3 查表得 n 0 017 普通块石砌体 粗糙的湿凝土面 由于该水沟现已使用多 年局部变形较严重 故校核时以降低 2 个系数等级计算 n 取 0 02 则查表得 24 C 值为 32 05 V C R I 32 05 0 12 5 0 79m s 流量 Q 0 12 0 79 0 095 m3 s 342m3 h 同理 可求出西五大巷水沟容纳水流量为 825 6 m3 h 主石门水沟现流量 为 200 m3 h 该采区一台泵的排量为 140 m3 h 正常涌水时的涌水量为 50 73 123 m3 h 则主石门水沟满足一台泵工作时流量 200 140 340 m3 h 342 m3 h 200 2 140 480 m3 且一台泵的排量 能满足正常涌水时的排量 123 m3 h 但不满足采区最大涌水时 80 73 15 m3 h 140 m3 h 故需 另设一趟排水管路或加高大巷主石门及车场巷道有水沟 经比较 加一趟 150 水管 2320 米 需费用约 30 万元 加高一米水沟费用以 200 元计算则加 高水沟总费用为 1500 米 200 元 米 30 万元 另外 每年还需投入维护水沟 费用约 1 5 万元 因此采用加一趟排水管 以满足本采区最大涌水时的排水需 要 第四节第四节 采区煤仓的选择采区煤仓的选择 一 煤仓形式 为便于采区煤仓的布置和防止堵塞 以及放煤速度快的原则 煤仓为垂直 式 其圆形断面直径为 5M 断面积 S 19 6 其相应的煤仓高度 H 46M 考虑煤仓高度较大 不易施工的情况 在采区轨道下山处掘一条煤仓施工 绕道 分两段施工 煤仓的巷道断面图参见巷道断面图册 二 煤仓的支护形式 采区煤仓的服务年限 T 17 4 年 为永久支护 因而采用砌碹 壁厚 200 400MM 三 煤仓容量 V D 2 2HrC 式中 V 煤仓的容量 吨 D 煤仓直径 米 H 煤仓高度 米 R 煤的容重 0 85T M3 松散煤体 C 煤仓的有效利用率 90 代入数据 则 V 3 14 5 2 46 0 85 90 690 6 吨 25 四 煤仓容量与生产能力校核 按采区高峰生产延续时间计算 高峰期的小时产量一般为平均产量的 1 5 2 0 倍 采区高峰生产延续时间一般取 3 4 小时 根据采区日生产能力 5514 6 吨 日 即 230 吨 小时 则采区高峰生产能力 Ab 230 3 690 吨 小于煤仓高峰 生产储存能力 符合设计要求 五 区段煤仓 根据 煤炭工业设计规范 第 2 96 条规定 采区运输机上山应设煤仓 其容量一般为该上山 0 5 小时左右的运输量 故设计三个区段煤仓分别在 430 区段 370 区段和 310 区段 高度均为 20 米 直径为 5 米 其容量为 300 吨 由于 250 区段受铁路煤柱影响 难以布置 煤仓 经方案比较布置煤仓也不经济 运输通过皮带直接搭接运煤 方案比较 见下表 运输巷施工一览表 布置 250 区段煤仓方案 项目进入国铁煤柱不进入国铁煤柱 不布置 250 区段煤仓 施工 工程量 600 米岩巷340 米岩巷0 投资及 费用 约 180 万元约 100 万元约 60 万元 以每米皮带增加 50 元 电机增 10 万元 250 区段生产时 每日增加 4 小时空载运载的电耗计算 优 点 1 巷道不进入国铁煤柱 2 所需上山皮带运输能力 小 DX4 GX3000 型皮带机 500T H 1 所需上山皮带运输 能力小 DX4 GX3000 型皮带机 500T H 1 投资少 皮带运输能力大 2 巷道不进入国铁煤柱 3 310 区段以下储量小 约 300 万 吨 区段服务时间短 2 年 不 会由于不设 250 区段煤仓而影响 采区生产能力 4 由于 370 区 430 区段有煤仓缓 冲 上山皮带可使用双电机 2 400KW 等 310 区段和 250 区段生产时再使用三个电机 26 3 400KW 缺 点 1 工程量大 投资高 1 巷道进入国铁煤柱 2 投资较高 1 所需上山皮带的运输能力大 需 DX4 GX4000 型皮带机 750T H 西 六 采 区 储 量 表 附表 1 地 质 储 量 煤层号 ABC 合计 可采储量 万吨 采区实际设 计可采量万 吨 备 注 25164 4933 5254 68252 69182 8182 8 27754 22163 30917 60670 9670 9 2819 0219 0215 860 28561 21117 85679 06496 8496 8 29344 1413 1989 51446 84329 2329 2 301220 4854 48134 731409 691041 51041 5 31152 46176 1897 11425 75315 1315 1 32126 7770 90197 67158 140 33162 85140 32303 17221 3221 3 35162 2051 68213 88171 100 36182 3975 49257 88191 10 1 合计 3379 39729 191015 475124 053793 83258 5 28 32 35 均在 11 12 线局部可 采 本采 区不予考 虑 等在 石门以东 开采时再 考虑 另 外 36 层为 不破坏 32 35 储量 本 区内也不 采 等在 主石门以 东采区开 采时再考 虑开采 27 煤 柱 损 失 量 一览 表 表 2 矿 井 煤 柱 损 失西 六 采 区 煤 柱 损 失 17 边界 线 F2 断层主石门 区段隔离 煤柱 下山保护煤 层 号 倾 角 度 煤层 碍度 M 容重 T M 3 走 向 长 倾 斜 宽 走向 长 倾 斜 宽 走 向 长 倾 斜 宽 储量 万 吨 走向 长 倾 斜 宽 走 向 长 倾 斜 宽 储坦 万吨 27166 51 252052010803014554098 42400404040091189 4 28184 721 242055010803016564087 22400406060077 3164 5 29192 61 242050010803017070052 02400407075047 999 9 30197 31 2420550108030185800173 324004090760148 8322 1 注 地测提供的工业储量 5124 05 万吨 不包括主石门及井底车场保护煤柱 372 01 万吨 故本采区中计 算矿井煤柱损失量仅职 519 8 372 01 147 29 万吨 28 西六采区各煤层特征表 附表 3 纯煤厚层间距煤层结构情况煤层变化情况 煤 层 号 最大 最 小 平 均 最 大 最 小 结构 夹 矸 层 数 岩性 煤层 灰份 可采储 量占本 区总可 采储量 百分比 顶板 岩性 底板岩性 煤层 稳定 程度 煤层控 制程度 沿倾向由 浅至深 沿倾向由 东往南 可采程度 252 561 402 37134复杂0 3泥岩16 245 06细砂岩泥岩稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 全区可采 277 855 226 53012复杂2 6泥岩19 2917 21粉砂岩砂质泥岩稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 全区可采 281 422泥岩14 930 39稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 局部可采 285 132 664 72387复杂1 4泥岩20 5413 59泥岩砂质泥岩较稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 全区可采 292 700 822 60368复杂0 4泥岩19 958 94粉砂岩砂质泥岩稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 全区可采 308 595 407 33641 2泥岩4 3726 44粉砂岩砂质泥岩稳定可靠稳定发育稳定发育全区可采 3130291 502 001260 1泥岩18 038 52砂质泥岩砂质泥岩稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 局部不可采 3250300 272 17192复杂0 4泥岩23 203 96砂质泥岩含粒泥岩稳定可靠由厚变薄由厚变薄局部可采 333 930 662 004420复杂0 2泥岩23 006 44含粒泥岩细砂岩稳定可靠 较稳定发 育 由薄变厚局部不可采 34全区不可采 351 931 011 5286复杂1 2泥岩24 714 28砂质泥岩砂质泥岩较稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 局部可采 362 141 051 61266复杂0 1泥岩20 035 17砂质泥岩砂质泥岩较稳定可靠 较稳定发 育 较稳定发 育 局部不可采 29 西六采区各可采煤层煤质特征一览表 附表 4 原 煤 分 析发 热 量煤层编号指 标 煤种编号 W A R 粘接性Q 卡 克 Q 卡 克 焦 油 T 比重 t m3 容重 t m3 25HM1347154246991700032005 411 521 24 27HM1257192946811290032005 551 591 25 28HM1327205447071200032005 041 561 24 28HM1321205447071200032005 041 561 24 29HM1419199547461260032005 891 571 25 30HM1316143745641320036006 551 521 20 31HM1351100344621290031005 711 501 23 32HM1417232045451290032005 321 551 29 33HM1279230045651290032005 721 431 29 35HM1226247146541280031005 021 641 29 36HM1222200346661280030005 961 521 24 30 西 六 采 区 浅 部 煤 层 情 况 表 附表 5 纯煤厚层间距煤层结构情况储量 万吨 顶底板岩性 煤 层 号 最 大 最 小 平 均 最 大 最 小 结构 夹矸 层数 岩性 地质 量 可采量顶板底板 可采范围 162 11 41 770 87 0 19 0 250 1泥岩51 2341 06泥岩 粉砂 岩 走向 13 线至 15 线 倾向铁路煤柱至煤层露头 175 81 062 006 42 0 861 8 0 2 0 36 0 36 2 0 6 0 32 0 44 0 4