麦地掌煤矿150万吨矿井初步设计毕业论文

./麦地掌煤矿150万吨矿井初步设计毕业论文目录第一章井田概述及井田地质特征1第一节矿区概述1一、井田位置及交通位置1二、工农业生产建设概况2三、电源条件2四、水源条件2五、矿区的地形与气象2六、主要建筑材料供应条件2第二节井田地质特征3一、井田地质层位3二、地质构造5第二章井田境界及储量7第一节井田境界7第二节地质储量的计算7第三节可采储量的计算8第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限10第一节矿井生产制度10第二节矿井生产能力及服务年限10一、矿井生产能力10二、矿井服务年限的计算10第四章井田开拓12第一节井田开拓方式的确定12一、确定开拓方式的主要原则12二、开拓方案的确定12三、开拓方案的比选14四、采区划分及开采顺序15第二节达到设计生产能力时工作面的配备16第三节矿井基本巷道17一、井筒数目及用途17二、井底车场22第五章准备方式23第一节煤层地质特征23一、煤层23二、煤质24三、瓦斯、煤尘和煤的自燃发火性26四、地温26第二节盘区巷道布置及生产系统26一、巷道断面和支护形式26二、掘进工作面个数和掘进面的机械配备26三、矿井采掘比例关系和掘进矸石率27第三节盘区的准备与工作面接替27一、采区巷道布置方案一27二、采区巷道布置方案二28三、工作面接替28第六章采煤方法29第一节采煤方法的选择29一、采煤方法的选择及其依据29二、回采工艺29三、劳动组织形式30第七章井下运输32第一节运输系统和运输方式的确定32第二节运输设备的选择和计算32一、矿车、材料和人车32二、大巷运输设备的选型和计算33第八章矿井提升35第一节主井提升35第二节副井提升方式及设备39一、条件及情况简述40二、设计依据40第三节矿井排水45一、排水系统的确定45二、设计依据45三、选型计算45第九章矿井通风与安全49第一节风量的计算49一、采煤工作面实际需要风量的计算50二、掘进工作面实际需要风量的计算51第二节矿井通风系统和风量分配53一、通风方式53二、风井数目、位置、服务围及服务年限53三、掘进通风及硐室通风53四、通风系统和风量分配53第三节计算负压和等积孔54一、计算原则54二、计算方法55第四节选择矿井通风设备59一、选择主扇60二、选择电动机62第五节安全生产技术措施63一、煤尘爆炸的防止措施63二、煤及瓦斯突出的预防措施64三、矿井突然涌水预防措施64四、火灾预防措施64五、避难硐室和避灾路线64第十章设计矿井基本技术经济指标66第一节矿井设计概算66一、井巷工程概算的编制依据66二、井巷工程概算的编制方法67三、矿建工程费用的计算方法67第二节劳动定员和劳动生产率68一、定员围68二、定员依据68三、定员方法69四、计算劳动生产率70五、设计技术经济指标70专题部分76国际煤矿开采技术76参考文献80致81.第一章井田概述及井田地质特征第一节矿区概述一、井田位置及交通位置麦怡源煤业井田位于省清徐县马峪乡及古交市邢家社乡一带,南距清徐县城约10km,属清徐详查勘探区和邢家社普查区的一部分。行政区划大部分属清徐县马峪乡管辖,北部局部属古交市邢家社乡管辖。地理坐标为：东经112°14′00″～112°18′12″北纬37°42′30″～37°45′45″本井田位于清徐县城北约10km处,其间有清徐～古交公路相通。清徐县城距市约40km矿井交通位置详见图1。本井田位于吕梁山脉中段东翼西山含煤盆地东南角,地势总体西北高、东南低,属低－地形,大部基岩裸露,黄土零星分布于缓坡及低山地区,土层薄、植被少,风化作用强烈,沟谷多呈"V"字形。井田最高点在北部公鸡冒,海拔标高1718.2m,最低点在井田东南部白石沟,海拔标高1100m,最大相对高差618m。井田无大河流,只有较大的沟谷白石沟常年有流水,遇有大雨,山洪爆发、水量急增,向南经清徐县城流入汾河。矿井交通位置图1二、工农业生产建设概况本区以农业为主,主要农作物有谷子、攸麦、豆类及油料等,近年工矿企业发展较快,主要为煤矿、化肥、建材、机械加工及制造业,其中煤矿为该区重要的支柱行业。三、电源条件本矿拟从平泉变电站引两回供电线路,实现双回路供电,平泉变电站电压等级为35kV。距本矿井工业场地17km。四、水源条件井田及其邻近白石沟、峪道川尚有少量地表水,当地居民用水多取自第四系砂砾石层孔隙潜水或基岩裂隙水,但水量有限。矿井用水可取二叠系砂岩裂隙水作为供水水源。五、矿区的地形与气象井田属暖温带大陆性季风气候,一年四季分明,光照充足,冬季寒冷少雪,春季干旱多风,夏季雨量集中,常出现洪水、冰雹灾害,秋季多为晴朗凉爽天气。年平均气温10.2℃,一般一月份气温最低,平均－6℃,七月份气温最高,平均气温24.1℃。初霜期为十月中旬,终霜期为翌年的四月中旬,平均无霜期为184天。最大冻土深度61cm。年平均降雨量465.1mm,日最大降雨量152.5mm。年平均蒸发量1798.3mm。风向多为西北风,年平均风速2.4m据省地震局资料,市区地震基本烈度为7度,设计基本地震加速度值为0.20g。据记载,该区曾发生过多次地震灾害。最烈者为1037年。据宋史记载:宋仁宗、景佑4年12月,忻、代、并三州地震,死亡19742人,伤5655人,牲畜5万余头。代州死亡759人,并州1890人。本井田靠近市区,近期所发生地震最高为5级。清徐、徐沟一带发生过6级地震。六、主要建筑材料供应条件该矿主要建筑材料如钢材、木材等需外购解决,料石、砖、水泥、白灰等可就地解决,建筑材料的供应能够满足矿井建设和生产的需要。第二节井田地质特征一、井田地质层位井田地表出露的地层有上石盒子组、石千峰组、家沟组及第四系,其余地层均为钻孔揭露,现由老至新分述如下:1、奥系中统峰峰组<O2f>据井田外钻孔揭露。下段以浅灰、灰色角砾状泥灰岩、白云质灰岩为主,夹脉状及结晶状石膏层,厚80～97m。上段为深灰、浅灰色厚层状石灰岩夹白云质灰岩,厚37～44m。全组厚117～142m。2、石炭系中统组<C2b>底部以铁铝岩层与下伏峰峰组平行不整合接触。岩性由深灰、浅灰及灰色细—中粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩、石灰岩及煤组成。全组厚20.00～55.00m,平均32.84m。3、石炭系上统组<C3t>底部以K1砂岩连续沉积于组之上。岩性为深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及浅灰色砂岩组成,含煤7层,为井田主要含煤地层之一。全组厚58.26～93.00m,平均74.68m。4、二叠系下统组<P1s>底部以K3砂岩连续沉积于组之上,岩性为浅灰、灰白色含砾细—粗粒砂岩其上由深灰—灰色砂质泥岩、泥岩及6层煤组成,为井田另一主要含煤地层。全组厚42.00～85.00m,平均61.00m。5、二叠系下统下石盒子组<P1x>底部以K4砂岩连续沉积于组之上,下部岩性为灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩互层,夹1～2层薄煤线,中上部为黄绿、灰绿色粉砂岩、细砂岩及砂质泥岩互层。全组厚72.00～136.00m,平均97.33m。6、二叠系上统上石盒子组<P2s>井田大围出露,依据岩性特征分为上下两段:下段<P2s1>:底部以K6砂岩连续沉积于下石盒子组之上,岩性以黄绿、灰绿色泥岩及细砂岩、粉砂岩为主,夹紫色、暗紫色砂质泥岩,中、下部含锰铁质结核。本段厚157.50～223.83m,平均192.04m。上段<P2s2>:K7砂岩底至K8砂岩底,厚224-247m,平均233m,岩性为暗紫、黄灰、灰绿色砂质泥岩和中、粗粒砂岩互层。本段以兰灰色砂质泥岩及砂岩中含肉红色长石为其特征。砂岩中长石含量自下而上增多。K7砂岩以上含有1-2层铁锰质结核,呈透镜状分布,厚0.5m。7、二叠系上统石千峰组<P2sh>K8砂岩底至K9砂岩底。厚124.4～145.0m,平均122.4m。与P2s地层连续沉积。岩性为紫红色泥岩与黄绿色中、粗粒砂岩互层。紫红色泥岩中含2-3层泥灰质或钙质结核。砂岩成分肉红色长石含量更多。K8为紫色含砾粗砂岩。成分为长石石英杂砂岩,长石为肉红色,杂基为灰绿色泥质和粉砂质。厚5～10m,厚层状,分选及磨圆度较差,全区普遍发育。8、三叠系下统家沟组<T1l>底界为K9砂岩,该组地层出露不完整,出露厚226m。与P2sh地层连续沉积。岩性以紫红色薄板状中细粒砂岩为主,间夹少量灰绿、紫红、暗紫色砂质泥岩。砂岩具交错层理。K9为暗紫色含砾粗砂岩,具灰绿色条带。成分含有少量肉红色长石及硅质岩屑较多。厚层状,磨圆度较好。9、第四系中上更新统<Q2＋3>不整合覆盖于下伏岩层之上,中更新统<Q2>为红色土,含钙质结核,上更新统<Q3>为黄土,垂直节理发育。厚1.21～45.00m,平均8.65m。10、第四系全新统〔Q4主要分布于井田北部峪道川及其他沟谷,为近代河床冲积形成的砾石、卵石、及泥沙等,厚0～25m,平均10m左右。二、地质构造西山煤田位于祁吕贺山字型构造东翼及新华夏系的复合部位。清交矿区处于西山煤田东南边缘,矿区总体为一走向北东、向北西倾斜的单斜构造,在此背斜上发育着一系列褶曲和断裂构造。本井田处于清交矿区东北角,井田构造总体表现为走向近南北,向西倾斜的单斜构造,局部受武家崖背斜、家山向斜和峪道川向斜的影响,使地层走向发生了较大的转折,地层倾角一般2～5°,局部可达7～17°。井田断层稀少,有陷落柱及滑波等构造,井田未见岩浆岩,总之,井田构造属简单类。1、褶曲<1>武家崖背斜位于井田东南部武家崖村一带,走向北东55～60°,北翼倾角10°,南翼6～8°,幅度约40m,走向长约1400m,与其南部家山向斜为一组。<2>家山向斜位于武家崖背斜以南家山村一带,与武家崖背斜平行展布,北翼倾角10°左右,走向长约2000m。<3>峪道川向斜位于井田北部边界附近,与杜儿坪断层交叉,平行延伸,北翼较陡,6～23°,南翼较缓10～18°,轴部为家沟组地层。<4>童子川向斜位于井田西部,走向近南北,向东凸出,呈弧形展布,延伸度约2000m左右,东翼地层倾角较大10～15°左右,西翼地层较缓,5～9°,<5>岳家湾背斜位于井田西部边界附近,轴线走向N25°W,延伸长度约1500m左右,西翼地层倾角8～10°2、断层<1>杜儿坪正断层<F1>走向北东53-55°,倾向北西,倾角75-79°,落差25-50m,最大落差150m,构成官地矿和杜儿坪矿的井田边界。<2>F2正断层位于杜儿坪正断层以南100～270m,与其平行延伸构成地垒,走向北东55°,倾向南东,倾角85°,落差10～20m,延伸长度8km左右。3、陷落柱本井田在勘探过程中,地表发现两个陷落柱,钻探过程中有两个钻孔又遇陷落柱,说明本井田陷落柱较发育。本井田东邻官地煤矿,在开采过程中证明本地区陷落柱较发育,且多数未塌陷到地表,单个陷落柱在平面上呈圆形或椭圆型,在剖面上呈倒锥形,对煤层的破坏直径一般50～100m。据官地矿采掘资料平均16个/km2陷落柱,陷落柱面积占开采面积的4.5％。本井田与官地井田地质条件类似。预计井田共有陷落柱250个左右。第二章井田境界及储量第一节井田境界麦怡源煤业井田位于省清徐县马峪乡家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡家社村一带。行政区划大部分属清徐县马峪乡管辖,北部局部属古交市邢家社乡管辖。井田围由以下坐标点连线圈定:1.X=4177764.793Y=19608733.9232.X=4180077.292Y=19608703.4533.X=4180096.783Y=19610172.4774.X=4181946.790Y=19610147.7615.X=4181958.942Y=19611053.4576.X=4178873.633Y=19614000.0007.X=4177764.000Y=19614000.000矿区形态为一不规则多边形,井田东西最长处5260m,南北最宽处约4100m,井田面积14.9km第二节地质储量的计算矿井地质储量包括平衡表储量和平衡表外储量。平衡表储量是指在目前技术条件下煤层的主要质量指标﹙如灰分含量﹑发热量﹚和经济技术指标﹙如煤层厚度﹑赋存条件等﹚都符合工业要求﹑可供开采的储量。平衡表外的储量是指煤层的质量指标或经济技术指标不能满足当前的工业要求,目前暂不能开采,但今后可能利用和开采的储量依据精查地质报告中所提供的可采煤层底板等高线及储量计算图,计算该井田的工业储量：〔2.1式中：M——工业储量tS——水平投影面积m2H——煤层厚度mD——容重t/m3M=14.9×<4.1×1.41+2.25×1.41+2.54×1.41>=186.77Mt第三节可采储量的计算矿井可采储量系指地质储量扣除各种煤柱损失及开采损失后的储量。永久煤柱损失包括井筒及工业场地、村庄、开拓巷道、断层、陷落柱及井田边界和其它永久留在井下煤柱的损失。本井田已算明的工业储量为186.77Mt。根据《矿井设计规》要求,确定本井田的井田边界煤柱取20m,估算本井田保护工业场地、井筒、井田境界、建筑物等留置的永久煤柱损失约占工业储量的10%。矿井的采区回收率,按《煤炭工业煤矿设计规定》的要求,薄煤层采区回收率为85%；中厚煤层采区回收率为80%；厚煤层采区回收率为75%,按矿井设计规要求本井田为厚煤层确定采区采出率为75%,由此可确定本井田的可采储量:〔2.2=<1867700>×0.75=126.07Mt式中:P——保护工业场地、井筒、井田境界、建筑物等留置的永久煤柱损失;C——采区采出率0.75；工业储量.第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限第一节矿井生产制度矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。按照设计规程初步设计工作日数为330天,实行"三八"工作制度,即两采一准,两个采煤班,在采煤班进行"落、装、运、支、移等工序,准备班进行回柱放顶、检修设备、推移机等工作。采煤班工作小时为8小时,每昼夜净提升量为16小时。关于工作制度,按每班完成的循环次数应为整数,即每一个循环不要跨班完成,否则不便于工序之间的衔接,施工管理也比较困难,不利于实现正规循环作业。第二节矿井生产能力及服务年限一、矿井生产能力矿山生产能力是矿山建设最重要的问题之一,生产能力确定的正确与否直接关系企业投资和经济效益的好坏,因此必须认真的深入的调查研究以确定好矿山的生产能力。根据实际情况、井田境界、煤层赋存条件、煤炭需求量及生产的需要和设计任务书,确定本井田年产量为1.5Mt/a。二、矿井服务年限的计算矿井生产能力及服务年限是衡量矿区开拓的主要容,它的大小体现了矿井的开采程度,它不但影响一个矿井的开采技术经济效果,而且影响到整个矿区乃至国民经济的发展。如果矿井生产能力确定过小,其服务年限可能过长,将大量积压已勘探的煤炭资源,反之若生产能力过大,可能造成矿井长期达不到设计产量或生产分散,接替紧以致矿井服务年限过短,矿井很快报废,机械设备不能发挥其应有的能力,造成投资大收益小,且过短的服务年限会影响到其它工业的协调发展。因此《规程》规定了大,中,小型矿井的服务年限以及生产能力与服务年限的关系式：〔2.3式中：P——矿井服务年限,a矿井可采储量,MtA——矿井设计生产能力,Mt/aK——储量备用系数,一般取1.4矿井服务年限：在井田围,根据井田可采储量计算矿井设计服务年限126.07Mt,A=150万t可计算出矿井的设计服务年限T：60年查《设计规》可知,矿井生产能力为150Mt/a时,设计服务年限应该大于60年,故矿井生产能力满足规的要求。表4我国各类井型的矿井和服务年限井型设计生产能力<Mt/a>矿井服务年限特大3.0～5.070大1.2～2.460中0.45～0.950第四章井田开拓第一节井田开拓方式的确定一、确定开拓方式的主要原则1、确定井筒的形式、数目及其配置,合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理地确定开采水平数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序,做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深,深部开拓及技术改造；6、力求简化生产系统,尽量减少井巷工程量；7、尽可能提高机械化程度,提高生产效率,实现安全高效；由于煤层埋深在450～700m之间,埋藏深度较深,固只能考虑用立井开拓。二、开拓方案的确定1、工业场地位置的选择本井田位于井田位于省清徐县及古交市邢家社乡一带,位于清徐县城北10km处,其间有清徐～古交公路相通,本矿井生产原煤直接运往位于清徐县的集团公司焦化厂,本井田位于吕梁山脉中段东翼西山含煤盆地东南角,地势总体西北高、东南低,属低－地形,大部基岩裸露,黄土零星分布于缓坡及低山地区,土层薄、植被少,风化作用强烈,沟谷多呈"V"字形。纵观全井田地势,工业广场选择较困难,根据实地勘查,考虑地形条件结合煤层赋存情况及交通运输情况,工业广场可选择于井田边界,与家坪毗邻且靠近公路。工业广场选择于家坪附近,且靠近公路,工业广场地面开阔,有足够的场地布置主、副井地面生产系统；目前已具备较好的供电条件,地面运输条件良好,供水距离较近,征地费用较便宜。根据上述技术分析,工业广场选择于此各有优缺点,尚需结合井下开拓部署进一步经济比较来确定。2、井筒形式确定工业广场位于9号钻孔附近,该处煤层埋深约500m采用主、副立井及三个专用风井开拓方式,且由于该矿井为高瓦斯矿井,故设立专用回风大巷,主副井均为进风井。主立井X=4177972.964,Y=19612352.28,Z=1405作为主提升井,采用料石砌碹支护方式,主立井设置多绳提煤箕斗。担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为90°,主井井筒兼作进风井。副井X=4177900.25,Y=19612190.4,Z=1413.8.作为运送材料、进风、提升矸石之用、提升工作人员及作为安全出口,井筒方位角为0°,采用料石砌碹支护方式,担负全矿井的矸石、材料、人员。这样布置一是通风能力不受限制；其次,这样布置对于管理水平不高的地方矿来生产干扰小,易于管理。3、开采水平的划分本矿井开采的02、6、8号煤层,各层平均厚度为4.1m、2.25m、2.14m,层间距分别为60m、40m。由于本矿为近水平煤层,但由于02号煤于6、8号煤间距较大,经技术经济比较,综合考虑采用多水平开拓。02号煤单独进行巷道开拓为第一水平,水平标高为+930。第二水平的6、8号煤采用联合布置水平标高为+830。先开采一水平一盘区,然后依次开采二、三、四盘区,接着进行井筒延伸至+830水平,进行第二水平的开拓部署。4、运输大巷、轨道大巷及回风大巷位置的确定由于02号煤有煤层爆炸性且为高瓦斯矿井,故采用三条大巷布置形式,大巷采用集中煤层大巷布置。回风大巷、运输大巷布置在煤层底板,回风大巷位于两条大巷之间。三条大巷在空间上错开一定的距离约30m。5、井田开拓方案根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择、煤层赋存条件和井田的形状,在井筒、开采水平确定的基础上,第一水平开采提出2个开拓方案。方案分述如下：方案一：在02号煤层中布置井底车场后,沿Y=19612400附近由南向北布置一组大巷,大巷由南到北横穿整个井田,大巷数目为3条,位于井底车场东侧。三条大巷分别为东运输大巷、东轨道大巷、东回风大巷；然后再从家坪向西开拓南运输、轨道大巷,再向北掘进西运输大巷、西轨道大巷、西回风大巷,各大巷之间的间距为30m。上述三组大巷将整个井田划分为4个盘区,整个井田划分为38个条带。其中,东大巷服务于1、2、4盘区,西大巷和南大巷为3盘区服务。首采区定为中央一盘区,盘区储量为20.4Mt,只需一个综采面就可达产。开采顺序：首先开采1盘区中的020101工作面；1盘区02号煤采完后由2盘区02号煤接替；2盘区02号煤采完后,开采3盘区02号煤,最后开采4盘区02号煤。开拓方案一平面图见大图,开拓方案一剖面图见大图。方案二：沿着Y=19610200附近由南向北开掘一组大巷,大巷由南到北横穿整个井田,大巷数目为3条,分别为西运输大巷、西轨道大巷、西回风大巷。再由西向东沿着井田边界保护煤柱开拓三条大巷,分别为南运输大巷、南轨道大巷和南回风大巷。各大巷之间的间距为30m。上述两组大巷将整个井田划分为三个盘区,整个井田划分为32个条带。其中,南大巷服务于1盘区,西大巷服务于2、3盘区。首采区为1盘区。开采顺序：初期开采1盘区中的02号煤,1盘区02号煤采完后,开采2盘区02号煤,2盘区02号煤采完后,开采3盘区02号煤。然后开采第二水平。开拓方案二平面图见大图三、开拓方案的比选表5开拓方案技术比较表优点缺点方案一运输系统简单,环节较少,运输成本低；井田反向运输少,生产经营成本低；煤柱损失少；工作面推进距离适中,能充分发挥综采优势；建井工期较长,初期投资较大。工作面个数多,搬家次数多。方案二两大巷大部分呈水平布置,易于掘进及运输；工作面个数少,搬家次数少。初期投资大,建井工期长；西大巷运输环节较多；煤柱损失大；运输环节复杂。表6开拓方案经济比较表方案一方案二初期工程量〔m911010400总工程量〔m3045032800初期投资〔万元52415998总投资〔万元1769419004根据比较可知方案一与方案二的井巷工程量可是为相同,所以从技术上比较由于方案二出现反向运输,且工作面推进方向较长,对设备要求高,所以综合考虑选用第一方案。四、采区划分及开采顺序根据选定的开拓方案,整个矿井划分为两个水平,四个带区。矿井开采顺序首先投产第一水平02号煤层的1带区020101工作面,等1带区采完后,接着开采2带区、3带区、4带区。最后井筒向下延伸100m,开采第二水平6、8号煤层,巷道联合布置,首先开采1带区6号煤层,然后接着开采其他的带区。第二节达到设计生产能力时工作面的配备根据《煤炭工业设计规》规定,矿井设计移交生产标准为150万t以上的矿井：〔1井上,下各生产系统基本建成,并能进行安全生产。〔2"三量"达到标准。〔3回采工作面长度一般不小于设计回采工作面长度的50%〔4工业广场的行政,公共建筑及其设施全部建成。〔5居民区及其设施基本建成。根据这些规定,设计本井田在井田02号煤一带区首先投产,由于02号煤层为中厚煤层,进入正常生产后完全可以达到产量。根据采区工作面生产条件和生产能力,考虑到各采煤设备之间的配套关系,矿井主要采煤设备选型如下：〔1采煤机：选用煤机厂的MXG-300/700D型采煤机,采高2.0-4.5m,装机功率为700kw,供电电压1140v,滚筒直径2000mm,转速28r/min,截深800mm,机身高1600mm。〔2可弯曲刮板输送机：选用SGZ764/500型号刮板输送机,设计长度200m,输送量为1000t/h,链速1.2m/s,功率为.中部槽规格〔3液压支架：选用ZZ5600/23/47型号支撑掩护式支架,支撑高度为2.3-4.7m,宽1418--1580,中心距为1.5m,工作阻力为5600,初撑力为5000,重19.91t。〔4机：选用SGZ764/132型号,出厂长度为41.2m,输送能力为1100t/h.〔5可伸缩胶带输送机：选用SSJ1200/3*200M型号的输送机,输送量为1500t/h,带宽1200mm,速度为3.15m/s最大输送长度为2000m,主机功率为。〔6破碎机：选用PCM132型,生产能力为1200t/h。表7回采工作面主要采煤机械配备表序号设备名称型号单位数量1采煤机MXG-300/700D700KW台12液压支架ZZ5600/23/47架1203端头液压支架ZT1P28000/17/35架64可弯曲刮板输送机SGZ764/500台15机SGZ764/132132KW台16破碎机PCM132132KW台17可伸缩胶带输送机SSJ1200/3*200M台1第三节矿井基本巷道一、井筒数目及用途矿井移交生产至达到设计能力时,先开凿3个井筒,即主立井、副立井、回风立井1,后期再开风井2、3。各井筒用途分述如下:〔一主立井：表土层采用混凝土料石砌碹,基岩段也采用混凝土砌碹,主立井担负全矿主提升任务,采用箕斗提升,并兼作进风井,月进55m,工期为九个月。〔二副立井：表土层采用混凝土料石砌碹,基岩段也采用混凝土砌碹,采用罐笼提升,担任矿井辅助提升任务兼作进风井和安全出口,月进50m,工期10个月。〔三风井：表土层采用混凝土砌碹,基岩段也采用混凝土砌碹,主要用来回风并兼做安全出口,井筒一侧安设梯子间。〔四运输大巷：采用1200mm胶带机,担负全矿主提升任务,整条大巷布置在煤巷中,采用锚喷支护,大巷总长度为2460m.〔五回风大巷：整个矿井回风大巷全长2430m,采用锚杆支护,主要用来回风。〔六轨道大巷：采用600mm轨距1.5吨矿车轨道运输,担任矿井辅助运输任务,并兼作进风井和安全出口,轨道大巷采用锚喷支护,支护长度为2610m。〔七工作面顺槽：工作面顺槽采用双巷掘进,首采工作面掘进两条回风顺槽,一条运输顺槽及开切眼,总计巷道长度4680米,巷道采用矩形锚网支护,月进500m,工期9.36个月。其中：运输顺槽2000m,月进500m,工期4个月；回风顺槽2000m,月进500m,工期4个月开切眼180m,月进500m,工期0.36个月〔八井底煤仓：井底煤仓采用圆柱型垂直煤仓,井底煤仓的有效容积为：〔5.1式中：——井底煤仓的有效容量〔t——矿井设计日产量〔t0.15~0.25——系数,大型矿井取大值,小型矿井取小值。此处取0.22.故=0.22×3840=844.8t图4井田开拓平面图方案一井田开拓剖面图方案一表8井筒特征井筒名称主井副井风井1风井2井口坐标纬距4177972.9644177900.254178107.51544181339.61经距19612352.2819612190.419612344.9319610333.02井口标高井口+1405+1413.8+1413.5+1405井底+930+930+910+890井筒净宽<m>6.55.05.05.0井筒净断面<m2>33.219.62519.62519.625井筒装备箕斗罐笼风机风机井筒用途主运输兼进风辅助运输兼作进风井和安全出口回风井及安全出口回风井及安全出口备注接替接替接替接替.井底车场见图5表9主要巷道断面特征表序号巷道名称断面形状断面尺寸〔m支护方式支护厚度〔mm净断面〔掘进断面〔净宽净高1运输大巷圆弧拱40003275砌碹10013.213.862轨道大巷半圆拱42503725砌碹12015.8317.263回风大巷矩形42003300锚喷10014.215.44工作面运输顺槽矩形40004100锚喷10010.2310.855工作面回风顺槽矩形40004100锚喷10010.2310.856开切眼矩形60004100液压支架19.820.74二、井底车场1、井底车场形式井底车场采用立井折返式﹙梭式﹚车场,采用顶推调车方式。车场巷道采用半圆拱断面,锚喷支护,黄泥灌浆。2、井底车场硐室在副立井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面,锚喷支护。1、井下配电室及水泵房：本设计井下配电室及水泵房布置在副井井底02号煤下的岩层中布置。配电室和泵房底板标高高出井底车场底板0.5m,配电室和泵房净宽3.6m,总长23.5m。其中配电室长11m,泵房长12.5m,中间利用防火门隔开,两硐室各有一条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在泵房掘一个2×1.2m的长方形吸水井,混凝土浇筑。2、水仓：矿井在泵房北侧布置主副水仓,布置在02#煤层底板岩石中。为了减少水仓的泥污量,在水仓入口段设溢水式沉淀池,水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理,沉淀池人工清理。主、副水仓采用联合布置的形式,即在02号煤底板岩石中掘一条巷,中间加隔墙。准备方式第一节煤层地质特征一、煤层1、含煤性井田含煤地层为组及组,含煤地层总厚135.68m,含煤13层,依次为02、03、1、2、3、4、6、7、8上、8、9、10、11号,煤层总厚为11.11m,含煤系数8.19％,其中02、6、8号煤层全井田稳定可采煤层,2号煤层属局部可采的不稳定煤层,其余煤层均不可采,可采煤层总厚为8.89m,可采含煤系数6.55％。组是井田主要的含煤地层之一,总厚74.68m,含煤7层,依次为6、7、8上、8、9、10、11号,煤层总厚5.94m,含煤系数为7.95％。其中6、8号煤层全井田稳定可采,可采煤层总厚组是井田另一主要含煤地层,总厚61.00m,含煤6层,依次为02、03、1、2、3、4号,煤层总厚4.77m,含煤系数为7.82％。02号煤层属稳定可采煤层,其余煤层均不可采,可采煤层总厚4.10m,含煤系数6.2、可采煤层井田可采煤层有组的02号煤层及组的6、8号煤层,现将其分述如下:〔102号煤层位于组上部,煤层厚3.68～4.55m,平均4.1m,本层煤属可采的稳定煤层,结构简单,不含或含一层夹石。可采区占井田全部,可采面积约占井田面积的98%左右。顶板多为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩,底板多为泥岩或砂质泥岩。〔26号煤层位于组上部,七里沟砂岩之上,L5灰岩之下,厚1.85-2.65m,平均2.25m,井田东部较厚,西部较薄。结构中等,含1～2层夹石,属全井田可采的稳定煤层,顶板为炭质泥岩、泥灰岩或砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩或中粒砂岩。〔38号煤层位于组下部,厚1.97～2.79m,平均2.34m,煤层厚度变化不大,煤层结构简单,一般含1层夹石,局部不含或含2～3层夹石。属全井田可采的稳定煤层。顶板岩性多为炭质泥岩,局部为细粒砂岩,底板多为砂质泥岩,局部为细—中粒砂岩。二、煤质1、煤质特征：02号煤层:低中—高灰、特低硫—中硫、特低磷的贫瘦煤和瘦煤;6号煤层:低中－高灰、低－高硫、特低磷的贫瘦煤和贫煤;8号煤层:低中—中灰、低－高硫、特低磷的贫煤。2、工业用途：井田煤层为瘦煤、贫瘦煤、贫煤,其工业用途主要可作动力用煤和民用煤,亦可作气化用煤和炼焦用配煤。作气化用煤时,应加催化剂,提高煤对二氧化碳的反应活性。表1煤层特征表地层煤层号平均层间距〔m厚度〔m结构稳定性可采性夹矸层数顶、底板岩性顶板底板最小-最大平均山组023.68-4.554.10简单稳定可采0～1泥岩、砂质泥岩、粉砂岩泥岩、砂质泥岩1720.67简单稳定全区不可采0～1砂质泥岩、泥岩、粉砂岩细粒砂岩、砂质泥岩43太组62.25中等稳定全区可采1～2炭质泥岩、泥灰岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩4081.97-2.792.54简单稳定全区可采0～1炭质泥岩、细粒砂岩泥岩、砂质泥岩、中-细粒砂岩1390.44简单稳定全区不可采1～2炭质泥岩、砂质泥岩砂质泥岩、细粒砂岩表2煤层煤质特征表煤号项目0268Ad<%>原煤12.10-49.1233.07<8>31.35<13>17.54<13>精煤12.81<9>7.64<13>5.12<12>Vdaf<%>原煤19.73<9>15.60<11>14.56<12>精煤14.01<9>13.81<12>10.61-12.6111.72<11>St,d原煤0.58<9>2.71<13>2.98<12>精煤0.54<9>1.31<1>1.34<12>Pd<%>精煤0.003<3>0.005<6>0.011<5>Qnet,vadMJ/kg原煤5325.017<2>32.825<精>25.807-30.6128.21<2>G精煤33.74<8>0-124.44<7>0-0.020.003<7>Y<mm>精煤5.9<4>0-81.88<8>0-40.8<5>煤类PS、SMPS、PMPM三、瓦斯、煤尘和煤的自燃发火性1、瓦斯据井田外围调查资料,浅部生产矿井多数为高瓦斯矿井,少数为低瓦斯矿井。上煤组矿井瓦斯涌出3.60～27.44m3/t,平均10.24m3/t,下煤组矿井瓦斯涌出12.25～57.48m3／t,平均35.22m3/t。下煤组大于上煤组。据清徐煤管局对碾底煤矿瓦斯鉴定结果,该矿井为高瓦斯矿井。据井田及邻近钻孔02、2、6、8、9号煤层瓦斯含量试验成果,各煤层含量1.07—8.15ml/g。据生产矿井及钻孔瓦斯含量资料预测,本矿井瓦斯涌出大于10m32、煤尘根据相邻矿井资料,本矿井各煤层煤尘均有爆炸危险性。3、煤的自燃发火性据官地矿的测定,煤的自燃倾向等级为不易自燃。四、地温根据清徐详查钻孔测温成果,地温梯度均小于3℃／100m,属地温正常区。盘区巷道布置及生产系统本矿井设计年产量为150万吨,设计一个工作面开采达到设计生产能力,两个掘进工作面满足矿井生产。一、巷道断面和支护形式井底车场巷道、大巷全部采用半圆拱断面,锚喷支护,工作面分带巷道采用锚杆支护,必要时加网和钢带。二、掘进工作面个数和掘进面的机械配备为了保证采煤工作面正常接替,根据回采工作面和掘进工作面的推进速度,全矿配备三个掘进工作面,一个综掘工作面用于02号煤层顺槽巷道掘进,两个综掘工作面用于大巷掘进及有关硐室施工。综掘工作面机械设备配备见下表：表14综掘工作面机械设备配备表序号设备名称型号容量〔KW单位备用数量1掘进机EM1-3030台32带式机QZP-1607部33双向运输皮带SJ-800A100部34湿式除尘器SCF-618.5台35水泵3BA-13B2.2台56局扇JBT51-25.5台237锚杆机MYT-115DⅢ11台38喷浆机2PG-Ⅱ5.5台39搅拌机安Ⅳ5.5台3三、矿井采掘比例关系和掘进矸石率全矿有一个回采工作面,两个掘进工作面,采掘比为1：2。该矿所有巷道均采用煤巷,半煤岩巷,所以该矿井出矸量较少,对副井的提升能力要求也较低。初步设定该矿井的出矸率为3%。四、生产系统1>掘进机割煤——→煤溜运输——→溜煤眼——→带式输送机2排矸：各带区掘进所出的矸石——→工作面回风顺槽——→轨道大巷——→井底车场——→副立井——→地面。第三节盘区的准备与工作面接替一、采区巷道布置方案一根据煤层赋存条件及开拓巷道所在位置,煤层为近水平煤层且整个井田地质构造少,煤层厚度较稳定,所以综合考虑采用倾斜长壁综合机械化采煤工艺。从运输大巷直接在煤层中掘进运输顺槽,从回风大巷直接在煤层中掘进回风顺槽,开切眼布置工作面。垂直运输,把井田划分为38个条带,在条带布置倾斜长壁工作面,条带之间留设宽度为15m的煤柱。回采工作面长度为170m,工作面年推进长度约为二、采区巷道布置方案二根据煤层赋存条件及开拓巷道所在位置,煤层为近水平煤层且整个井田地质构造少,煤层厚度较稳定,所以综合考虑采用倾斜长壁综合机械化采煤工艺。从运输大巷直接在煤层中掘进运输平巷,从轨道大巷直接在煤层中掘进轨道平巷,掘开切眼布置工作面。垂直运输、把井田划分为32个条带,在条带布置倾斜长壁工作面,条带之间留设宽度为15m的煤柱,回采工作面长度为170m,工作面年推进长度约为1584m三、工作面接替二带区工作面推进长度为2000米,年推进度为1584米,即每个条带采煤时间为一年左右。工作面接替采用顺序接替,即先采020101再采020102、020103…….第六章采煤方法第一节采煤方法的选择一、采煤方法的选择及其依据麦地掌煤矿设计生产能力为1.5Mt/a,为大型井。根据02号煤层赋存情况、煤层厚度、开采技术条件和矿井管理水平,本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则,经技术比较后,确定采用倾斜长壁采煤法,条带式布置。二、回采工艺该煤矿井田地质条件较简单,断层少且位于井田边界处,煤层倾角平缓,该煤层平均厚度为4.1m,顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件,确定采用综采回采工艺方式。回采工艺过程如下：〔一采煤机落煤装煤采煤工作面使用双滚筒采煤机,其布置方式为：若面向工作面时,采煤机的右滚筒应为右螺旋,割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋,割煤时逆时针旋转。采煤机运行时,其前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤,这种布置方式司机操作安全,煤尘少,装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀,这种割煤方式效率高,适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀,使用割三角煤进刀方法,其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。然后,将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置,重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换滚筒位置,返程正常割煤。〔二移架液压支架的移架方式采用依次顺序式,支架沿采煤机牵引方向次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,操作安全,工作面环境好。〔三综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式,即：采煤机割煤后,伸直护帮板,输送机逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进行移架,推溜。这种支护方式,推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量,比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时,可在前滚筒割过后将护帮板伸平,护住直接顶,随后推移输送机。〔四综采面端头作业综采面端头支护方式两边都布置3架端头液压支架,超前支护采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚,该方式适应性强,有利于排头液压支架的稳定,保证工作面安全生产。〔五运煤采煤机采下的煤直接装上刮板输送机经装载机后有带式输送机运出。三、劳动组织形式根据工作面情况,采煤司机、移液压支架工、以刮板输送机工、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、泵站司机、顺槽皮带司机、开溜工为专业工种,由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。表13采煤工作面劳动组织表序号工种出勤人数合计一班二班三班1班长兼质量检查11242采煤司机22043工作面开溜工11024运输机司机11025机司机11026泵站司机11027绞车司机11028电工、检修工11249瓦斯员111310回柱工220411综合工种551525合计17172054第七章井下运输第一节运输系统和运输方式的确定根据选定的开拓方案,矿井大巷材料运输采用电机车运输,铺设轨道；运输大巷煤的运输采用胶带输送机运输。轨道大巷采用电机车运输,采用600毫米轨距30kg/m钢轨。盘区平巷辅助运输采用JD-40型调度绞车。〔1运煤：各带区采出的煤——→工作面运输平巷——→运输大巷——→运输斜巷皮带——→井底煤仓——→主立井——→地面。〔2运料：各带区所需的材料和设备——→副立井——→井底车场——→轨道大巷——→回风顺槽——→各工作面。各井巷钢轨类型：轨道大巷30kg/m；工作面轨道平巷24kg各巷道断面见巷道断面图。第二节运输设备的选择和计算一、矿车、材料和人车为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输,布置轨道运输大巷。目前,矿井辅助运输方式正在不断完善与发展中,并向多元化发展,新型的辅助运输设备也各有优缺点及适用条件。一般有以下几种：无轨胶轮车,卡轨车,齿轨车,单轨吊车,连续运输车等。结合本矿特点,由于该矿井为高瓦斯矿井,所以综合考虑采用连续运输车作为辅助运输。连续运输车技术参数见表15表15连续牵引车技术参数型号使用地点绞车功率<kW>绳速<m/s>最大倾角牵引重量<t>适用〔mSQ-1400/110轨道大巷1100.2~2.58°30≤2500〔一矿车选型本矿生产能力为1.5Mt／a,各类矿车均选用600mm轨距/吨系列矿车即能满足要求。运矸采用1t固定箱式矿车,型号MG1.1-6A材料运输选用1.5t材料车,型号MC1-6B；设备运输选用3t平板车,型号MP3-6；运人采用平巷人车,型号PRC8-6/6。〔二矿车数量矿车数量根据《煤炭工业设计规》要求和该矿实际情况,各类矿车数量见表16表16各类矿车数量表单位：辆矿车类型矿车型号矿车数量1.5t材料车MC1-6B203t平板车MP3-628平巷人车PRC8-6/610二、大巷运输设备的选型和计算根据《煤炭工业设计规》,结合当前最新的设计思想及理念,本矿井开拓巷道均采用煤巷,这样井下运输不采用传统的电机车运输方式。布置胶带运输机大巷采用胶带运输,运输能力大,连续性强,易于增产,管理简单,是大中型矿井合理的大巷运输方式。根据运量与运距,运输大巷采用可伸缩胶带输送机：选用SSJ1200/3*200M型号输送机,设计长度2000m,输送量为1000t/h,链速1.2m/s,功率为2*250中部槽规格1500*724*290胶带输送机。第八章矿井提升第一节主井提升本矿井年产量为A=15Mt/a,矿井工作制度为三八制,年提升时间按br=330d/a,日净提升时间按t=16h计。矿井为立井带区开采,提升方式为立井多绳提煤箕斗提升。1、提升箕斗的选型计算提升速度选择研究表明,经验提升速度为〔8.1式中：V——经验提升速度,m/sH——提升高度,m对于箕斗提升,提升高度H=Hs+Hx+Hz式中：Hs——矿井深度,mHx——卸载水平与井口的高差,mHz——装载水平与井下运输水平的高差,m所以主井的提升高度为H=Hs+Hx+Hz=520m由于主井提煤,所以取==11.5m/s按经验提升速度可估算经验提升时间：式中Tj——经验提升时间,sa——提升加速度,可暂取0.7~0.75m/s2,对于箕斗可取0.8mu——提升容器爬行阶段附加时间,可暂取10s——提升容器每次提升终了后的休止时间。初步取为8s一次经验提升量为:式中：——经验提升量,t/次；A——矿井设计生产能力,t/a；C——主提升设备的提升不均衡系数,有井底煤仓为1.10；——富裕系数,主井提升设备对第一水平留有10%~20%的富裕能力；t——提升设备日工作小时数,16h；br——提升设备年工作日数,330天；=7.5t/次所以选取一对8吨的箕斗。故该箕斗的实际提升量为1.1×8.8=9.68t,主提升设备的提升不均衡系数为1.10查手册选取JDS-8/75×4型侧装卸式多绳提煤箕斗,斗箱断面为2200×1100,最大终端载荷为294KN,提升钢丝绳为4根,绳间距为300mm,直径为22.5～28mm,多绳提升机初步选取为JKM2.8×4型。2、提升钢丝绳的选择计算由于该矿井为立井一对6t箕斗提升,采用多绳摩擦式提升,故主绳应采用对称左、右捻的钢丝绳。如图7所示：1．提升钢丝绳的选择钢丝绳图7绳端载荷Qd：Qd=〔Q+QZg〔8.2式中:Qd——钢丝绳端荷重,N；Qz——箕斗质量,kg;Q——一次提升量,kg钢丝绳最大悬垂长度Hc：Hc=HH+Ht+Hk〔8.3式中：Hc——钢丝绳最大垂长,m；HH——尾绳环高度,m；HH=Hg+1.5s；Hg——过卷高度,按《煤矿安全规程》及《煤矿工业矿井设计规》规定,取Hg=10m；所以HH=Hg+1.5s=10+1.5*1.85=2.8+10=12.8mHt——提升高度,m；Ht=Hz+Hs+HxHz——装载水平到井下运输水平的高度,取20m;Hs——井筒深度,取500m；Hx——装载水平到井口的高度,取15m；所以Ht=Hz+Hs+Hx=535mHk——提升容器在卸载位置时,容器底部至主导轮轴线高度,m；Hk、=Hr+Hg+Hf+h1+HZXHr——容器全高,3m；HZX——主导轮中心到导向轮中心的高度,取5m；主导轮直径为2.8mHk、=25m所以Hc=500+12.8+25=537.8确定钢丝绳每米质量pp≥<QZ+Q>/n〔1.1σB/ma-Hc=14260/4<1.1×17000/9-493>=1.67ma=9.2-0.0005Hc=8.9535式中：n——钢丝绳数。选取6×37股钢丝绳,钢丝绳直径：d=22.5mm;钢丝直径为：δ=2.4mm;p=189.91kg/100m;钢丝破断力Qq=验算钢丝绳的安全系数：nQq/〔Qz+Q+npHc=4×316050/10249=9.34＞93.多绳摩擦式提升机的选择：主导轮直径：D/d≥80D≥80×22.5=1800mm选择提升机型号为：JKM2.8*4其参数为：主导轮直径：2.8m；导向轮直径为：5m；钢丝绳最大静力为：300KN；钢丝绳最大静力差为：90KN；最大提升速度为：11.8m/s；减速器型号为：ZHD2R-140；电动机最大转速为：750转/分；传动方式：单电机/双电机；外形尺寸：7200×8500×2800机器总重量为：54.9t适用年产量为：90--150万吨。查煤矿固定机械及运输设备书表7-4,立井多绳提煤箕斗规格表,当选取箕斗型号为JDS-6/75×4时,与其配备的提升机的型号为JKM2.8×4,所以选取型号为JKM2.8×4的多绳摩擦提升机用于主井提升。4．提升电动机的预选：为了对提升设备进行动力学计算,应预选提升电动机。此外,在进行提升设备的方案比较时,也需要粗略地选择提升电动机。提升电动机应满足功率、电压、及转速3个方面的要求。双容器提升用下列计算公式估算：〔8.4式中：N——提升电动机估算功率,kw；Q——一次实际提升量,kg；V——标准速度,m/s；η——减速器的传动效率,一级传动时为0.92,二级传动时为0.85；K——矿井阻力系数,箕斗提升时为k=1.15,罐笼提升时为k=1.2ρ——动力系数,即考虑动负荷影响的系数,一般取1.2-1.4,箕斗提升取小值,罐笼提升取大值；g——重力加速度,取9.8m/s2代入数据有:=提升电动机的旋转速度n〔r/min、减速器的传动比I、提升速度v及卷筒直径D有如下关系：=r/min所以查矿山固定机械及运输设备表8-6,选择YR1600-6/1430型三相交流绕线型异步电动机作为主提升电动机。5．提升机于井筒的相对位置的确定：根据所选的钢丝绳直径选取井上固定天轮,查矿山固定机械及运输设备表8-7选择TSG2000/13.5型固定天轮。井下固定天轮查矿山固定机械及运输设备表8-8选取YXG1600/13型。在选择提升机的相对位置时,最重要的条件是要根据具体条件,因地制宜地去考虑,在初步设计中初步定为提升机位于井筒西侧,即,井筒方位角为90°。第二节副井提升方式及设备一、条件及情况简述辅助提升井为立井,采用单绳3t罐笼提升,负责全矿井提升矸石、升降人员、下放设备和材料等任务。立井多绳罐笼选择GLGY-3/1/1型号,刚性罐道、异侧进出车,罐笼断面尺寸为4000×1470〔mm,罐笼总高4820mm,名义载质量3t,车数1辆,允许乘人数29人,罐笼总载质量6720kg,自重4880kg。二、设计依据1、提升量：矿井年产量A=1.5Mt/a；材料和支架等8车/班；炸药、雷管2车/班；设备2车/班,最大班下井人数为169人。矿井井下除煤层巷道外。最重件为液压支架,为19.91t。2、提升方式：采用立井罐笼提升。提矸时每次提MG1.7—6A矿车1辆；升降人员时每次为20人；升降最重件时采用3t载重平板车；升降材料时采用1.5t材料车。3、井筒：井筒方位角为0,井深为480m4、工作制度：年工作日330d,每天净提升16h。5、提升钢丝绳的选择计算。由于该矿井为立井一对3t罐笼提升,采用多绳摩擦式提升,故主绳应采用对称左、右捻的钢丝绳。图86、提升钢丝绳的选择绳端载荷Qd：Qd=〔QZ+z<G+GO>g〔8.5式中:Qd——钢丝绳端荷重,N；Qz——罐笼质量,kg;Q——一次提升量,kgZ每次提升的矿车数;G——矿车中货载质量,kg；Go——矿车的质量,kg；g重力加速度,m/s2所以：Qd=〔QZ+z<G+GO>g=〔4880+3000*9.8=77224N钢丝绳最大悬垂长度Hc：Hc=HH+Ht+Hk、式中：Hc——钢丝绳最大垂长,m；HH——尾绳环高度,m；HH=Hg+1.5sHg——过卷高度,按《煤矿安全规程》及《煤矿工业矿井设计规》规定,取Hg=10m；所以HH=Hg+1.5s=10+1.5*1.85=2.8+10=12.8mHt——提升高度,m；Ht=Hz+Hs+HxHz——装载水平到井下运输水平的高度,取20m;Hs——井筒深度,取480m；Hx——装载水平到井口的高度,取15m；所以：Ht=Hz+Hs+Hx=515mHk、——提升容器在卸载位置时,容器底部至主导轮轴线高度,m；Hk、=Hr+Hg+Hf+h1+HZXHr——容器全高,3m；HZX——主导轮中心到导向轮中心的高度,取5m；主导轮直径为2.8mHk、=25m所以：Hc=12.8+515+25=552.8确定钢丝绳每米质量pp≥<QZ+z<G+GO>/n〔1.1σB/ma-Hc〔8.6=14260/4<1.1×17000/9-493>=0.923kg/mma=9.2-0.0005Hc=8.9535式中：n——钢丝绳数。选取6×37股钢丝绳,钢丝绳直径：d=17.0mm;钢丝直径为：δ=1.8mm;p=102.00kg/100m;钢丝破断力验算钢丝绳的安全系数：nQq/〔Qz+Q+npHc=4×177870/7880=9.34＞97、多绳摩擦式提升机的选择主导轮直径：D/d≥80D≥80×17=1360mm选择提升机型号为：JKM2.8*4其参数为：主导轮直径：2.8m；导向轮直径为：2.5m钢丝绳最大静力为：300KN；钢丝绳最大静力差为：90KN；最大提升速度为：8m/s；减速器型号为：ZHD2R-140；电动机最大转速为：750转/分；传动方式：单电机/双电机外形尺寸：7200×8500×2800机器总重量为：54.9t适用年产量为：90--120万吨。查煤矿固定机械及运输设备书表7-1,立井多绳普通罐笼规格表,当选取箕斗型号为GLGY-3/1/1时,与其配备的提升机的型号为JKM2.8×4,所以选取型号为JKM2.8×4的多绳摩擦提升机用于副井提升。8、提升电动机的预选为了对提升设备进行动力学计算,应预选提升电动机。此外,在进行提升设备的方案比较时,也需要粗略地选择提升电动机。提升电动机应满足功率、电压、及转速3个方面的要求。双容器提升用下列计算公式估算：〔8.7式中：N——提升电动机估算功率,kw；Q——一次实际提升量,kg；V——标准速度,m/s；η——减速器的传动效率,一级传动时为0.92,二级传动时为0.85；K——矿井阻力系数,箕斗提升时为k=1.15,罐笼提升时为k=1.2ρ——动力系数,即考虑动负荷影响的系数,一般取1.2-1.4,箕斗提升取小值,罐笼提升取大值；g——重力加速度,取9.8m/s2代入数据有:提升电动机的旋转速度n〔r/min、减速器的传动比I、提升速度v及卷筒直径D有如下关系：所以查矿山固定机械及运输设备表8-6,选择YR1600-6/1430型三相交流绕线型异步电动机作为主提升电动机。9、提升机于井筒的相对位置的确定根据所选的钢丝绳直径选取井上固定天轮,查矿山固定机械及运输设备表8-7选择TSG2000/13.5型固定天轮。井下固定天轮查矿山固定机械及运输设备表8-8选取YXG1600/13型。在选择提升机的相对位置时,最重要的条件是要根据具体条件,因地制宜地去考虑,在初步设计中初步定为提升机位于井筒西侧,即,井筒方位角为0°。10、井筒断面的确定初步选定井筒断面布置,罐笼规格以及罐道、罐道梁尺寸型号后,即可计算井筒断面的提升梯子间尺寸。如图示罐道梁中心线的距离可由下式求得：L=a+2<h-⊿>+b1/2+b2/2〔8.8L=a+2<h-⊿>+b1/2+b3/2〔8.9式中：L——1、2号罐道梁中心线间距,mm；L1——1、3号罐道梁中心线间距,mm；a——两侧罐道中间距离,1570mm；h——木罐道厚度,180mm；⊿——刚罐道卡入木罐道深度,20mm；b1、b2、b3——1、2、3号罐道梁的宽度,均取100mm；所以：L=a+2<h-⊿>+b1/2+b2/2=1570+320+100=1990mmL=a+2<h-⊿>+b1/2+b3/2=1570+320+100=1990mm梯子间尺寸M、S、T根据梯子间的不止和结构尺寸,按下列公式计算：M=600+600+m+b2/2〔8.10式中：M——梯子间最长边梁和2号梁中心线距离,mm；600——两梯子的中心距,mm；600——梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离,mm；m——梯子间隔板总厚度,为金属梯子间所以取m=77mm所以：M=600+600+m+b2/2=1327mm梯子孔前后长度一般不小于700mm,加上梯子梁宽度100mm,故一般取S+T=2〔700+100=1600,取T=350mm,因此S=1600-T=1250mm。根据以上求得的提升间和梯子间布置尺寸,用图解法确定井筒近似直径和罐笼再井筒中的位子。副井井筒断面图9如图6所示,井筒直径为6225mm,故取副井井筒直径为6500mm。详见井巷断面图所示。矿井排水矿山排水设备的组成：一般由水泵、电动机、启动设备、管路管路附件和仪表等组成.选型计算要根据《煤矿安全规程》和《煤矿工业矿井设计规》,在保证及时排除矿井涌水的前提下,使排水总费用最少,选择最优方案。一、排水系统的确定在煤矿生产中,单水平开采通常采用集中排水,两个水平同时开采时,应根据矿井的具体情况进行具体分析,综合基建投资、施工、操作和维修管理等因素,经技术和经济比较后确定最合理的排水系统。二、设计依据1.矿井年产量：1.5Mt/a；服务年限为60年。2.矿井正常涌水量Qh=52.3m3/h,涌水天数330d3.矿井最大涌水量Qm=69.2m3/h,涌水天数504.副井井筒垂深：500m；5.矿坑水容重：γ=1.02t/m3。6.矿井开拓为立井多水平开拓。三、选型计算1、水泵的选型计算正常涌水期工作水泵必须的排水能力QB≥1.2qz=78.45m最大涌水期工作和备用水泵必须的排水能力QBm≥1.2qm=103.75m水泵所需扬程的估算：2、初选水泵根据计算的工作水泵排水能力、估算的所需扬程、原始资料给定的矿水物理性质和泥沙含量,选取D280-65型水泵3台,该型水泵额定流量为280m3/h,额定扬程为585m工作泵台数n1==0.224取1备用水泵台数n2≥0.7n1=0.7和0.08取1检修泵台数n3≥0.25n1=0.05取1正常涌水时1台工作,1台备用,1台检修。3、管路的选择计算排水管选用2趟Φ57×3.5型无缝钢管,dp=50mm吸水管选用Φ73×4型无缝钢管,dx=65mm4、水泵的验算选用水泵D280-65型3台,1台工作,1台备用,1台检修。5、管路选择〔1、排水管趟数的确定根据《煤矿设计规》要求,该矿沿副立井敷设2趟管路,1趟工作,1趟备用。〔2、管材的选择选用无缝钢管。〔3、管径的计算排水管选用φ273×11无缝钢管,径dp=250mm,吸水管比排水管大一级,选用φ325×12无缝钢管,径dx=300mm。6、管路阻力损失7、水泵工况点的确定管网特性曲线初期：后期：得工况点：前期：后期：水泵最高效率：水泵工况点合适。8、排水时间及水管中流速的验算<1>、正常涌水时,1台水泵每天工作小时数<2>、最大涌水时,2台水泵工作,每台泵每天工作小时数〔3、排水管的实际流速4、吸水管流速9、电动机容量的计算前期：后期：现有的JSQ158系列4级电动机3台,功率680kW,电压660V,转速1480rpm。10、水泵电耗吨煤电耗为：WT=1.03〔kW·h/t.第九章矿井通风与安全矿井通风设计是整个矿井设计容的重要组成部分,是保证安全生产的重要环节。因此,必须周密考虑精心设计,力现预期效果。第一节风量的计算矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量,必须符合《煤矿安全规程》中有关规定。《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%,采掘工作面的空气温度不得超过26°采掘工作面的进风流中,按体积计算,氧气不得低于20%,二氧化碳不得超过0.5%。根据《煤矿安全规程》,矿井需要的风量按下列要求分别计算,并选取其中的最大值.1、按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供风量不得少于4m3则按井下同时工作的最多人数计算,矿井的总风量为式中：井下同时工作的最多人数,人;每人每分钟供风标准,;矿井通风系数,取1.20.<抽出式取,压入式取1.25--1.30>2、按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算：〔9.1式中：矿井总风量,；采煤工作面实际需要的风量总和,；掘进工作面实际需要风量的总和,；硐室实际需要风量的总和,；其它用风地点所需风量的总和,；矿井通风系数,可取1.15—1.25。一、采煤工作面实际需要风量的计算根据带区巷道布置,矿井达产时,其生产能力为1.5Mt/a,井下布置一个综采工作面,两个掘进工作面,02#煤矿井相对涌出量为10.24,属于高瓦斯矿井。采煤工作面需要的风量应按瓦斯涌出量、回采工作面温度计算,然后按风速验算。1、按瓦斯涌出量计算采煤工作面需要的风量：02号煤层：02号煤层工作面产量按1.5Mt/a设计,根据02号煤层瓦斯相对涌出量,工作面需要进行瓦斯抽放,抽放率按50%考虑,经计算抽放后回采工作面瓦斯相对涌出量为5.12。则回采工作面绝对涌出量按下式计算：=<回采工作面日产量×相对涌出量>／<60×工作面生产时间>02号煤层一个回采工作面日产量为：4387t／d；按每日2班生产,则工作面生产时间按16h考虑；=23.40=100××〔9.2式中：采煤工作面需要风量,；采煤工作面瓦斯绝对涌出量,；采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,机采取1.2~1.6。则：100×23.40×1.2=2807.7≈46.8m3/s2、按回采工作面进风流温度计算采煤工作面需要的风量：〔9.3式中：采煤工作面所需风量,；回采工作面适宜风速,取0.6m/s；回采工作面平均有效断面,为16；