山西太原理工大函授人员采矿工程本科毕业设计

继续教育学院毕业设计(论文)纸山西太原理工大函授人员60万吨/年矿井初步设计继续教育学院毕业设计(论文)纸毕业设计大纲要求，本设计内容共分为8部分，即井田概况；井田开拓；大巷运输及设继续教育学院毕业设计(论文)纸 山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司煤矿井田位于山西省乡宁县管头镇铺上沟一带，隶属乡宁县管头镇辖区。矿井始建于1992年，1995年底投产，2000年12月份颁发了采矿许可证，证号为1400000021308,批准开采2号煤层，开采面积4.9425km2,2005年换发了采矿许可证，证号为14000000531344,批准开采煤层及面积不变。2006年1月申请扩界，2007年5月山西省国土资源厅颁发了扩界后采矿许可证，证号为1400000722461,批准开采2号煤层，批准开采面积8.1489km2;于2010年资源整合为单保矿井，采矿许可证号为C1400002009111220045112,批准开采2号至10号煤东西宽约4.6km,井田面积34.66km2。2010年12月山西省煤炭工业局换发的煤炭生产许可证，证号为201426310292,证载设计生产能力110万吨/年，近两年井下回采至倾角较大区域，实际生产能力60万吨/年。继续教育学院毕业设计(论文)纸第IV页 Ⅱ Ⅲ第一章井田概况 1第一节井田地质特征 1第二节每层埋藏特征 5 9第一节井田境界及储量 9第二节矿井设计生产能力及服务年限 第三节井田开拓 第四节井筒 第五节井底车场及硐室 第三章大巷运输及设备 第一节运输方式的选择 第二节矿车 第三节运输设备选型 第四章采区布置及装备 第一节采煤方法 第五章通风和安全 第一节概况 第四节灾害预防及安全装备 第六章矿井主要设备 第一节主斜井提升设备 第二节副斜井提升设备 继续教育学院毕业设计(论文)纸第三节通风设备 第四节排水设备 第五节压风设备 第七章建井工期 第一节建井工期 第二节产量递增计划 第八章技术经济 第一节劳动定员及劳动生产率 继续教育学院毕业设计(论文)纸第一章矿井概况山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司煤矿井田地处山西河东煤田东南部，位于乡宁县管头镇铺上沟一带，其地理坐标为：北纬36°03′27”至36°05′05”,东经公司煤矿工业场地距乡宁县城约22km。乡宁—台头—临汾一级公路从矿井工业场地南约2km东西向通过。距襄汾50km,距临汾80km,向东50km可在临汾市西与霍州一侯马一级公路及与国铁平行的大(同)—运(城)高速公路相接，北上可达太原，南下经侯马、运城、永济，过黄河可进入陕西。该区尚无铁路通达，矿井工业场地南约2km为临汾—吉县高速公路，矿井距南同蒲铁路侯马站60km。山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司交通位置见图1-1本设计所依据的地质报告是在乡宁矿区详查地质报告、台头井田精查勘测探及煤况程度较低，应补充勘查。煤矿扩区东部位于台头精查区西部C级储量区内，2号煤层共获得探明的(111b)、控制的(122b)、推断的(333)资源量151.849Mt。其中原矿继续教育学院毕业设计(论文)纸区获得探明的储量(111b)、控制的(122b)34.677Mt、扩区获得控制的(122b)储量28.061Mt,推断的资源量89.111Mt。三、井田的水文地质情况及主要地质构造的分布情况1)含水层矿区及周围地带含水层，根据岩层含水性特征划分的含水层自下而上有：(1)中奥陶统峰峰组石灰岩溶隙含水层孔推断在本区水位标高在+500m至+550m左右，因此，一般对开采不会产生影响，但(2)太原组石灰岩溶隙含水层石灰岩为主要含水层，成为9号煤层顶板直接充水含水层，厚度7m左右，由于补给条(3)下石盒子组(K9、K8)砂岩裂隙含水层继续教育学院毕业设计(论文)纸埋深增加，风化裂隙减弱，含水性而减弱，606号孔抽水试验，水位标高为+1397.73m,(4)第四系砂砾孔隙含水层2)隔水层具有良好的隔水性能，在无裂隙贯通的情况下，2号煤层不与K2含水层发生水力联系。2号煤层至风化裂隙带含水层之间的隔水层，主要由具可塑性泥岩、粉砂岩组成，3)水文地质条件类型矿区为一倾向北西的单斜构造，主要可采2号煤层顶板直接充水含水层为k8砂岩4)矿井充水因素分析(1)主要可采2号煤层以顶板k8砂岩充水为主，其次为开采过程中产生的塌陷裂(2)矿区下伏区域主要含水层为奥灰岩溶水，由于该含水层地下水水位绝大部分低(3)地表水对巷道的充水影响，区内地表水为季节性冲沟，雨季尚有水流且很小，继续教育学院毕业设计(论文)纸4)矿井涌水量预测根据邻近矿井井下涌水量情况，预计正常涌水量为20m3/h,最大涌水量为30m3/h。2.主要地质构造(断层、褶曲、陷落柱)的分布情况向斜构造。在矿区东南部沿北东走向有一急倾向带，宽度400m左右。在矿区西南部有第5页尸中延长恬镇十里辞东腹尸中延长恬镇十里辞东腹大召理上大学继续教育学院毕业设计(论文)纸3圪台所派)I)I平垣醉关醉关中济1重1重明阳洪淌甘亮古爱器西周西周省208载龙亭15荣河离村方劳畈底班预魔@填曲春3姓9689继续教育学院毕业设计(论文)纸组。其中太原组和山西组为主要含煤地层，太原组含主要可采煤层10号煤层和局部可采煤层7号煤层，山西组含主要可采煤层2号煤层和大部分可采煤层3号煤层，本溪组含局部可采煤层12号煤层，下石盒子组含1～2层薄煤层。山西组共含煤四层(1上、1、2、3号),平均总厚5.70m,平均含煤系数21.4%;平均可采总厚5.22m,平均可采含煤系数19.6%。本区太原组6号、7号、10号及11号煤层均尖灭，所以共含煤2层(8、9号),平均总厚1.0om,平均含煤系数1.5%;平均可采总厚0.76,平均可采含煤系数1.1%。山西组1上、3号煤层和太原组8、9号煤层均变化很大。山西组1-2号煤层因层间砂体增厚而间距变大，2-3号煤层间距稳定。详见煤层赋存特征表1-2-1。本区自上而下的可采煤层(包括局部可采和个别点可采的煤层)为1上、1、2、3、9号等5层煤层。其中主要可采煤层为2号煤层。二、煤层围岩性质以下所述为2号煤层顶底板岩石性质(1)基本顶：厚度为12.8m左右的粉砂岩，深灰色、灰黑色粉沙岩为主，夹灰(2)直接顶：厚度为6.5m左右的砂岩，局部有离层现象。继续教育学院毕业设计(论文)纸(1)直接底：厚度为2.3m左右的炭质泥岩，灰黑色，上部含砂量交小，含植物化据临汾市煤炭安全检测检验中心测定结果，相对瓦斯涌出量为2.11m3/t.d,小于10m3/t.d,经计算绝对瓦斯涌出量为3.76m3/min,小于40m3/min,属低瓦斯矿井。据矿井2号煤层煤样测试结果，吸氧量0.5908(cm3/g),自燃等级II级，自燃倾据矿井2号煤层煤尘爆炸性试验结果，火焰长度为50mm,最低岩粉用量为60%,2(1)水分：2号煤层原煤空气干燥基水分含量平均为0.69%,精煤空气干燥基水分含量平均为0.67%;(2)灰分：2号煤层原煤干燥基灰分16.19—17.45%,平均为16.82%,属中灰煤。精煤干燥基灰分为6.27—7.13%。平均为6.70%;(3)挥发分：2号煤层精煤干燥无灰基挥发分(Vdaf)15.87-17.13%;(4)胶质层厚度：2号煤层原煤干燥基胶质层最大厚度(y)11.9-12.8mm;(5)粘结指数：2号煤层原煤干燥基粘结指数(G)40-82;继续教育学院毕业设计(论文)纸(6)硫磷含量：2号煤层原煤干燥基全硫含量0.28-0.39%,平均为0.29%,属特低硫煤，精煤干燥基全硫含量0.24-0.27%,平均为0.26%;2号煤层原煤干燥基磷含量平均为0.034%,属低磷煤。(7)发热量：2号煤层干燥无灰基弹筒发热量为35.43-35.79MJ/kg,属高发热量煤。(1)煤的牌号：区内2号煤层煤类有焦煤(优质主焦煤)、瘦煤两种。七、煤层赋存特征表表1-2-1;煤层赋存特征时代煤层编号煤层厚度煤层间距夹石顶板岩性可采性稳定性最小-最大平均最小-最大平均底板岩性山西组1上0仅102号不稳定10粉砂岩局部开不稳定24.74-9.561全区可30仅102号不稳定太原组80石灰岩不可采不稳定90石灰岩局部开不稳定大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸表1-2-2煤的工业分析表序号分析成分代码分析结果1水分原煤—精煤2灰分原煤中灰煤精煤—3挥发分精煤一4胶质层Y原煤—5粘结指数G原煤中等粘结6硫磷含量原煤低硫\低磷精煤—7发热量原煤高发热量第二章井田开拓第一节井田境界及储量根据山西省国土资源厅2009年11月颁发的《采矿许可证》(证号第10页大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸C1000002009071110028184),井田范围由以下7个拐点座标连线圈定：点号80西安坐标系6°带54北京坐标系6°带XYXY13994950.673995000.0023993950.673994000.0033992950.663993000.0043991950.643992000.0053990950.633991000.0063987680.573987730.0073989210.563989260.00井田为不规则多边形，北南宽约7270m,东西长约5175m,井田面积18.0846km2,(一)资源/储量根据山西省煤炭地质公司2011年8月提交的《山西省乡宁县台头煤焦有限责任公号煤层，其中1上、1、2、3号煤层为稳定可采煤层，9号煤层为较稳定大部可采煤层，其他均为零星可采或不可采煤层。本次对井田内的1上、1、2、3、9号煤层进行了资源/储量估算。1上号煤层估算面积为7.361368km2;1号煤层估算面积为18.211295km2;2号煤层估算面积为18.190534km2;3号煤层估算面积为16.427854km2;9号煤层估算面积为11.915452km2。煤层最深处为井田西南部，标高约410m,煤层最高处为井田东第11页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸资源部2002年颁布的DZ/TO215～2002《煤、泥炭地质勘查规范》,其资源/储量估算指煤类最低厚度(m)最高灰分(Ad)(%)最高硫分(St.d)3本井田1上、1、2、3号煤层为优质炼焦用煤，为了合理利用煤炭资源，本次将1上、1、2、3号煤层最低厚度定为0.60m,9号煤层(高硫煤)最低厚度定为0.70m。1上号煤层：1.45t/m31号煤层：1.45t/m32号煤层：1.45t/m33号煤层：1.51t/m39号煤层：1.42t/m3(二)地质资源/储量批采的1上、1、2、3号煤层保有资源/储量(111b+122b+333)12698万t,其中探明的经济基础储量(111b)6948万t,占保有资源/储量的54.72%,控制的经济基础储量(122b)3656万t,探明的经济基础储量+控制的经济基础储量(111b+122b)10604万t,占保有资源/储量的83.51%,推断的内蕴经济资源量(333)2094万t。详见表2-1-1。先期开采地段批采的1上、1、2、3号煤层保有资源/储量(111b+122b+333)10997万t,其中探明的经济基础储量(111b)6948万t,占保有资源/储量的63.18%,控制的经济基础储量(122b)2952万t,探明的经济基础储量+控制的经济基础储量(111b+122b)9900万t,占保有资源/储量的90.02%,推断的内蕴经济资源量(333)1097万t。先期开采地段批采的1上、1、2、3号煤层达到勘探程度。详见表2-1-2。9号煤层(高硫煤)保有资源量(2S11+2S22+333)2862万t。详见表2-1-3。资源/储量估算结果汇总表表2-1-1煤层煤类资源/储量(万t)其中蹬空区第12页大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸1上小计1小计2小计3小计合计总计先期开采地段资源/储量估算结果汇总表2-1-2煤层煤类 bb其中蹬空区bb3上小计15小计1第13页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸26小计3162.7889.703小计661.0689.26合计980总计JM+SM+82763.1890.02高硫煤资源量估算结果汇总表表2-1-3煤层煤类2S22+32S11+2S22+3339合计三)矿井工业资源/储量=12488.6万t(其中可信度系数k值取0.9)矿井工业资源/储量计算汇总表表2-1-4第14页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸煤层号煤类资源/储量(万t)111b+122b++333×0.9合计1上JM、SM1JM、SM23合计(四矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失；永久煤柱损失=井田境界煤柱+村庄煤柱+断层煤柱+防水煤柱+地面建(构)筑物煤经计算，矿井设计资源/储量为10486.6万t矿井设计资源/储量汇总表表2-1-5煤层号工业储量(万t)永久煤柱(万t)设计资源/储量(万t)井界煤柱公路煤柱断层煤柱村庄煤柱合计1上818.543.841.9636.913733.2422.2673.33059.925835.2885.2495032101.7261.9合计289.8263.5采区回采率按《煤炭工业设计规范规定》,薄煤层取85%,中厚煤层取80%。继续教育学院毕业设计(论文)纸第15页P——永久煤柱损失量，万t;计算得设计可采储量为6610.1万t。矿井可采储量计算结果见表2-1-6。表2-1-6矿井设计可采储量汇总表表2-1-6煤层号矿井设计储量(万t)开采保护煤柱损失(万t)开采损失(万t)可采储量(万t)井筒工业场地主要巷道合计1上636.913059.9492.424950809.43237.63合计6610.11、地面建(构)筑物(公路、村庄等)、工业场地、井筒安全煤柱的留设按《建角取45°,基岩段岩层水平移动角δ取72°,上山移动角γ取72°,下山移动角β取72°~0.8α(a为煤层倾角)。L——煤柱留设的宽度，m;根据相关经验公式计算，最后确定断层煤柱按50m留设。大巷之间及大巷两侧各留设40m。4、其他煤柱留设宽度：井田境界煤柱留20m,采区边界煤柱留设为20m。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330d,每天四班作业(其中三班生产，一班检修),每日净提升时间为16h。二、矿井生产能力的确定矿井设计生产能力的确定主要受下列因素的影响：(1)井田煤层赋存条件、开采技术条件、井田储量、煤质、地面建井条件；(3)对本矿井而言，矿井地面地形条件、矿井初期投入资金及煤炭地面运输条件是制约矿井设计生产能力的重要因素。从本矿井煤炭储量分析，本井田设计可采储量为66.1Mt,若按1.2Mt/a开采规模开第17页 太压理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸采，其服务年限可达39.3年。因此，从矿井煤炭储量分析，该矿为资源整合单独保留矿井，其生产规模确定为1.20Mt/a是适中的。西省煤炭工业厅晋煤规函【2011】1296号文，同意1.2Mt/a。因此，结合矿方委托，确定矿井设计生产能力为1.2Mt/a。第三节井田开拓一、井田地质构造、老窑范围、煤层及水文等条件对开采的影响火成岩侵入等地质构造；无老窑；1号煤层顶板为砂质泥岩，中细粒砂岩，底板为砂质泥岩、细砂岩；2号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、砂岩和细砂岩；底板为泥岩、粉砂质继续教育学院毕业设计(论文)纸第18页二、开拓方案二)井田开拓井田内从上到下赋存的可采煤层依次为1上号煤、1号煤、2号煤层、3号煤、9号煤层，其中：1上号煤层厚0.53～0.90m,平均0.76m,为稳定大部可采煤层；1号煤层厚度0.85～2.65m,平均1.84m,为稳定全区可采煤层；2号煤层厚1.68～3.65m,平均厚2.70m,为全区稳定可采煤层；3号煤层厚0.40～1.25m,平均厚0.73m,为属稳定大部可采煤层；9号煤层厚度0.00～3.20m,平均厚度1.79m,为较稳定大部可采煤层。1上号煤层下距1号煤层2.92m,1号煤下距2号煤层9.28m,3号煤层上距2号煤层3.07m,3号煤层下距9号煤层45.78m。根据煤层厚度、间距、赋存范围等特征，设计考虑两个水平开拓，1号煤、2号煤、3号煤划分为上组煤，即一水平，水平标高+790m,主要大巷设在2号煤层，1号煤与2号煤采用采区联合布置开采，1上、1号煤采用工作面联合开采；2、3号煤采用工作面联合开采；二水平设在9号煤层。由于9号煤为暂不能利用储量，根据业主意见，暂不继续教育学院毕业设计(论文)纸第19页井开拓，因此，只对井下大巷布置做比较，副斜井落底在2号煤，落底标高+790m,布置1号煤甩车场和2号煤井底平车场及硐室，现均已形成。主斜井井口标高为+1123.309m,井底标高为+758.000m,井筒倾角25°,斜长960m。井筒断面为直墙半圆拱形，净宽4.7m,净高3.45m,净断面积13.8m2。副斜井井口标高+1124.181m,(轨面标高),井底标高+790m,井筒倾角23°,斜长855m。井筒断面为直墙半圆拱形，净宽3m,净高3.1m,净断面积8.31m2。一号回风立井改做进风井，井口标高+1119.244m,井底标高+822.55m,垂深297m,新掘二号回风立井井口标高+1122.120m,井底标高+796.9m,垂深325m,井筒直径主斜井井底标高为+758m,设井底煤仓、清理撒煤斜巷与东翼轨道巷连通。井底煤仓采用上仓式，直径8m,垂深34m,煤仓容量1000t。副斜井在+810m水平布置甩车场；1上、1、2号煤层和3号煤层联合开采，主运输水平设在2号煤层，大巷分煤层布置，即1号煤层布置两条大巷，分别为1号煤轨道大巷，1号煤回风大巷；2号煤布置三条大巷，分别为2号煤运输大巷，2号煤轨道大巷，2号煤回风大巷，3号煤层不设大巷和采区巷，利用2号煤层采区巷进行开采。1上号煤层利用1号煤层采区巷道开采。全井田上组煤划分为七个采区，即101、102、103、104、105、106、107采区，首第20页太召理工大学继续教育学院毕业设计(论文)纸采工作面位于101采区采区，采区接替依次为101、102、103、104、105、106、107采个回风立井服务101、102、103、104采区。后期在井田北部601钻孔新开凿三号回风立井，作为矿井的后期回风井及安全出口，服务于105、106、107采区。本方案井筒形式、水平划分、2号煤大巷布置等基本与方案一相同，不同之处：方案二1号煤只设回风大巷，主运输及辅助轨道运输均利用2号煤大巷；方案二采区划分106采区为单翼采区。方案二102、104、106采区为单翼采区，101、103、105采区均表2-3-1方案的技术、经济比较见表2-3-1。表2-3-1井田开拓方案经济技术比较表方案一方案二方案一比方案二经济比较开巷开拓工程量投资(万元)技术比较优点1、102采区下上布置，对井田西南部煤层倾角变化大，比较合适，有利于安全生产。2、开采1煤层，少掘岩石联络斜巷，减少准备工程量，便于施工。3、主要采区102、103、104采区顺槽长度在1200-1500m能充分发挥综采设备效益，减少工作面搬家次数。4、辅助运输系统简单环节少，有利于安全生产管理。1、104采区为双翼采区，顺槽长度达1900m能充分发挥综采设备效益缺点1、103采区为条带开采，顺槽相对较短，且对周边后期巷道有影响。1、102采区煤层倾角变化大，坡度在10-17°,对条带式工作面布置不合适。2、辅助运输大巷均设在2号煤层，1煤层回采时，辅助运输存在反向运辅，多一个环节。3、采区工作面联络岩石斜巷多，不利于采掘准第21页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸备。4、辅助运输环节较复杂，不利于安全生产管理。的原则推荐方案一。主斜井(已有工程):井口坐标X=3989296.093m,Y=19492571.485m,井口标高为+1123.309m,井底标高为+758m,井筒倾角25°,斜长960m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽4.7m,净高3.45m,净断面13.84m2,巷道底板铺设150mm厚的混凝土，其内副斜井(已有工程):井口坐标X=3989362.322m,Y=19492540.497m,井口标高为+1124.181m(轨面标高),井底标高为+790m,井筒断面为直墙半圆拱形。井筒净宽3.0m,净高3.1m,净断面8.31m2,倾角23°,其内铺设600mm轨距单轨，钢轨为30kg/m。一号进风立井(已有工程):井口坐标X=3989226.303m,Y=19492591.550m,井口二号回风立井(设计工程):井口坐标X=3989182.839m,Y=19492617.085m,井口本矿井初期1号及2号煤同时开采，主运输水平设在2号煤层，水平标高+790m。即1号煤布置两条大巷，分别为1号煤轨道大巷、1号煤回风大巷；2号煤布置三条大继续教育学院毕业设计(论文)纸第22页巷，分别为2号煤运输大巷、2号煤轨道大巷、2号煤回风大巷。运输大巷采用半圆拱断面，锚喷支护，净断面为17.8m2,净宽5.0m,净高4.1m。轨道大巷采用半圆拱断面，锚喷支护，净断面为17.8m2,净宽5.0m,净高4.1m。1号煤回风大巷为已有工程，矩形断面，锚喷支护，净断面为10.5m2,净宽3.0m,2号煤回风大巷为采用半圆拱断面，锚喷支护，净断面为19.9m2,净宽5.2m,净高1、采区划分证接续的原则，根据煤层赋存条件，煤柱留设等的影响，将井田划分为7个采区，1、2号煤采区划分相同，即101、102、103、104、105、106、107七个采区。田边界推进，由近及远开采。工作面采用后退式回采。矿井移交生产时，首先开采101采区。采区接替依次为101、102、103、104、105、106、107采区。井田下组的9号煤层上距2号煤层约50m左右，根据煤层赋存条件，并结合矿井生产能力，设计考虑9号煤层辅助运输通过在2号煤井底车场作暗斜井至下组9号煤，回风通过延深回风立井进入下组9号煤；主运输通过9号煤层的带式输送机大巷经暗斜井由2号煤带式输送机大巷搭接，再进入井底煤仓经主斜井运至地面。继续教育学院毕业设计(论文)纸第23页井田范围内共有10个村庄。因分布不集中，设计考虑刘家沟前半村与工业场地煤1、主斜井：井口坐标X=3989296.093m,Y=19492571.485m,井口标高为+1123.309m,井底标高为+758m,落底2号煤。井筒倾角25°,斜长960m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽4.7mm,净高3.45mm,净断面13.84m2,采用混泥土砌碹支护，巷道底板铺设的提升、人员上下、进风和安全出口。主斜井断面见图2-4-1。2、副斜井：井口坐标X=3989362.322m,Y=19492540.497m 净高3.1m,净断面8.31m2,采用混泥土砌碹支护，倾角23°,其内铺设600mm轨距单口。副斜井断面见图2-4-2。3、一号回风立井：改做进风井。井口坐标X=3989226.303m,Y=19492591.550m,井第24页太居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸口标高为+1119.244m,井底标高+822.550m,垂深297m;落底1号煤。井筒净断面9.62m2,采用混泥土砌碹支护。进风立井断面见图2-4-3。4、二号回风立井：井口坐标X=3989182.839m,Y=19492617.085m,井口标高为+1122.120m,井底标高+796.9m,垂深325m,落底2号煤。井筒净直径φ6.0m,净断面28.26m2,采用混泥土砌碹支护，敷设瓦斯抽放管路，主要用于矿井回风和安全出口。回风立井断面见图2-4-4。5、三号回风立井：井口坐标X=3991486.731m,Y=19493826.430m,井口标高为+1285.000m,井底标高+825.0m,垂深460m。井筒净直径φ6.0m,净断面28.26m2,采井断面见图2-4-5。主斜井基岩段采用锚网喷支护，表土段采用混凝土砌碹支护，支护厚度：表土段表2-4-1称主斜井副斜井一号进风立井二号回风立井三号回风井(后期)井口纬距3989296.093989362.323989226.303989182.8393991486.731经距19492617.085井口标高(m)提升方位角井筒倾角井筒深度或井筒净第25页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸掘进筒断面净掘进砌壁厚度材料砼碹/锚喷荒料石砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹井筒装备强力胶带运输机检修单钩串车梯子间梯子间行人台阶及扶手行人台阶及扶手第五节井底车场及硐室1号煤设甩车场，两车场均设高低道，空车线长度为2—3钩车长，车场内铺设单轨道型为30kg/m钢轨，轨距600mm。井下大巷辅助运输初期由调度绞车牵引1t系列矿车，每列车长按4个矿车考虑。后期选用8t蓄电池电机车牵引1t矿车运输。井底车场主要硐室如消防材料库、电机车修理间设在2号煤车场水平，1号煤不设。正常生产期间所使用的材料如消防材料等通过串车提升至1号煤水平甩车场进入1号煤各使用地点。第26页大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸设甩车场，两车场均设高低道，空重车线长度为2-3钩车长，车场内铺设30kg/m型钢轨，轨距600mm。低道重车线存放待提矸石车坡度9%,高道空车线存放下井的材料车，坡度11%。调车方式：初期人工推车，后期采用蓄电池电机车调车。2号煤井底车场及附近布置的主要硐室有井底煤仓、等候室、电机车修理间、清理撒煤硐室、管子道、中央水泵房、中央变电所、消防材料库、井下爆井底煤仓上口位于2号煤车场水平，煤仓直径8m,有效容量1000t,煤仓上口与大井底水仓有效容量按照可容纳矿井8h的正常涌水量(100m3/h)计算，水仓装满系数按照0.9计算。水仓长度约为200m,水仓净断约9.1m2,容量为1600m3,水仓采用混凝土四、井底车场主要巷道和硐室的支护及支护材料车场巷道及硐室工程量见表2-5-1。井底车场巷道及硐室工程量表表2-5-1顺序巷道或硐室名称支护方式巷道长度断面积掘进体积备注净掘进11号煤甩车场锚网喷2井底车场锚网喷第27页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸3中央变电所砼碹4中央水泵房砼碹5通道砼碹6管子道锚喷7井底水仓砼碹8消防材料库锚网喷9爆破材料发放硐室砼碹等候室砼碹井底煤仓砼碹胶带机头硐室砼碹清理撒煤斜巷锚网喷电机车修理车间砼碹合计第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择掘进煤运输：由掘进机组配套带式输送机将煤运至2号煤带式输送机大巷进入主煤第28页大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸矿井大巷辅助运输采用轨道系统，初期采用调度绞车牵引1t固定式矿车后期采用8t蓄电池电机车牵引1t固定式矿车承担辅助运输任务。轨道大巷采用锚喷支护，坡度取3%,设计宽度为3.0m净断面积为10.5m2,掘进断面积为11.52m2,轨道大巷内设单轨铺设30kg/m钢轨，轨距为600mm,铺设钢筋混凝土轨枕，道碴道床。第二节矿车选用1t系列矿车，即1t箱式矿车、1t材料车及1t平板车，考虑到运输大件的需要，配备3t平板车，运送液压支架时使用15t平板车。运送井下矸石，选用翻斗式矿矿车规格特征见表3-2-1。矿车参数表表3-2-1矿车名称矿车型号容积最大载外形尺寸(mm)轨距轴距质量长宽高固定式矿车材料车1t平板车3t平板车第29页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸15t平板车MPC15-6翻斗式矿车翻斗式矿车119辆13辆50辆20辆20辆20辆20辆1吨固定箱式矿车数量计算结果见表3-2-2。1t矿车数量计算表表3-2-2使用地点计算原则矿车数量井筒运行1钩6副井空、重车线各1列井底撒煤清理5水仓清理2采区掘进头5辆/处地面矸石系统1列副井井口车场1列继续教育学院毕业设计(论文)纸第30页第三节运输设备选型一、主运输设备选型井底煤仓内(容量Q=1000t)缓冲。煤仓下口给料机将原煤送至主井带式输送机运至地面输送机型号DSJ100/150/2×200,输送机运量Q=850t/h,输送机带宽B=1000mm,输送机机长L=935.0m,倾角δ=2°,带速v=2.5m/s。电动机YB315L2-4N=200kW,2台；减速器M3PSF60-25i=24.898,2台；输送带采用钢丝绳芯阻燃带，胶带强度输送机型号DSJ100/150/2*200。输送机运量Q=850t/h,输送机带宽B=1000mm,输送机机长L=935.0m,倾角δ=2°,带速v=2.5m/s。电动机YB315L2-4N=200kW,2台；减速器M3PSF60-25i=24.898,2台；输送带采用钢丝绳芯阻燃带，胶带强度St=1250N/mm。头部液压自动拉紧装置。及配套的2台；制动器BYWZ5-400/121,2台；逆止器NYD270,2台。矿井生产能力1.2Mt/a,井下1号煤层装备一个薄煤层综采工作面和一个中厚煤层综采工作面。辅助运输系统采用轨道运输系统，由井底车场1、2号煤轨道大巷、101采区1号煤层轨道上山、101采区2号煤层轨道上山、各工作面轨道顺槽组成。辅运系统中各巷道坡度为0～6°。继续教育学院毕业设计(论文)纸第31页等，其中最大部件(综采支架)重15t。电机车；101盘区1号煤层轨道上山、101采盘区2号煤层轨道上山、各工作面轨道巷选用CDXT2-8(J)型蓄电池机车2台。根据投产时，首采区位置辅助运输距离短，设计选用JD-1.6型矿用调度绞车，电井下材料运输因考虑到要整体下放液压支架的需要，东、西翼轨道大巷运输选用1东、西翼运输大巷运人设备选用RJBY-H型悬吊式活动吊椅架空乘人装置完成全矿第四章采区布置及装备第一节采煤方法2770m,东西长880m,采区面积2.4km²。首采区西翼1号煤层合并，平均厚度2.20m,继续教育学院毕业设计(论文)纸第32页东翼1号煤层分叉，平均厚度仅0.88m。考虑到回收煤炭资源以及保证矿井生产能力，矿井投产时在一采区1上号煤层布置一个薄煤层综采工作面，在1上号、1号煤层合并区布置一个中厚煤层综采工作面，待1上号、1号煤层合并区(一采区西翼)开采结束后。该工作面搬到一采区2号煤层接替。1、2号、3号煤层为薄或中厚煤层，煤层顶底板稳定，根据各煤层赋存条件和开采(5)煤层结构：含有菱铁矿、砂质岩或黄铁矿结核、岩浆体的煤层，对截割部有严(6)煤层顶板：按顶板类别选用支架，基本上可满足要求，特别是对坚硬或松软的矿井开采一采区东翼1上号煤层(分叉区，平均0.88m)及一采区西翼1上号煤层(合并区，平均2.20m),即分别装备一个薄煤层和一个中厚煤层长壁机械化综采工作面，以两个综采工作面保证矿井1.2Mt/a生产能力。根据首采区煤层赋存情况，在1上号煤一采区西南翼布置1个中厚煤层综采工作继续教育学院毕业设计(论文)纸第33页面，在东南翼布置1个薄煤层综采工作面来保证年产1.2Mt/a的生产能力。薄煤层综采工作面按生产能力0.3Mt/a考虑，日产量在909t,每班出煤时间按3h根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径0.9m。I—采煤机开缺口行程，m;取50m;k—采煤机开机率，%。取35%;Cg—工作面采煤机割煤回收率，%;取97%;大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸kc——采煤机割煤不均衡系数，取1.4。又Qmax=1.4×148.6=208t/hVmax=1.4×3.2=4.48m/minN=60kb·B·Hg·Vmax·Hwkb——备用系数，取1.3;则：N=60×1.3×0.6×0.88×4.48×0.75=138.3kW设计选用MG150/350-WDK型滚筒采煤机，可以满足本矿井初期实际生产需要第35页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸采煤机技术特征表表4-1-1设备性能设备性能采高范围牵引速度0～5.9/8m/min截割深度滚筒转数适应煤层倾角机面高度电机功率灭尘方式内外喷雾滚筒直径电压最大牵引力机重选用SGB-630/150C型可弯曲刮板输送机可以满足300kt/a的需要。刮板输送机技术特征表表4-1-2型号铺设长度输送能力刮板链速中部槽(长×宽×高)电机功率电压等级备注SGB-630/150C本次设计选用SZZ764/132型顺槽刮板转载机可以满足300kt/a生产需要，主要技转载机技术特征表表4-1-3型号出厂长度输送能力电机功率电压等级备注表4-1-4表4-1-4破碎机技术特征表破碎能力给料尺寸出料粒度电机功率电压等级备注第36页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸PLM1000已有5、可伸缩胶带输送机可伸缩胶带输送机技术特征表表4-1-5输送能力输送长度带宽电机功率电压等级SJ-801上号煤层东南翼薄煤层厚度为0.86-0.9m,平均为0.88m,直接顶板砂质泥岩属软压强度12.0MPa,抗拉强度1.4MPa,抗剪强度3.77MPa;底板自然抗压强度20.3MPa,抗拉强度0.65MPa,抗剪强度2.37MPa,根据生产经验和有关技术文件和煤层赋存厚度，确定支架支撑高度为0.88m,架间中心距1.5m,顶板载荷计算如下：经计算，1号煤层顶板载荷为0.12—0.15Mpa,液压支架支护强度为0.34-0.56Mpa,故1号煤层所选ZY2600/04/17型掩护式液压支架强度满足要求。液压支架技术特征表表4-1-6工作阻力初撑力支护高度支护宽度支护强度对底板最大比压重量ZY2600/07/177、工作面超前支护继续教育学院毕业设计(论文)纸第37页DW2O-300/100x型单体液压支柱，配以2.6mπ型顶梁支护。双排布置，进风顺槽内的排与所选支架相适应，工作面配备BRW-200/31.5型乳化液泵站，由三台乳化液泵和两个乳化液箱组成，工作压力31.5Mpa,泵站流量200L/min,功率2×125kW,利用矿方除上述主要设备外，还配备有BPW315/6.3K型喷雾泵站、MAZ-200型探水钻机、XRB50/12.5型阻化剂发射泵、小水泵、胶带输送机快速推移装置等设备。矿井达到1.2Mt/a时，1上号煤层西南翼布置一个1102中厚煤层综采工作面，煤层厚度为1.89-2.65m,待首采区1101、1102工作面开采完后，在1、2号煤层各布置一个回采工作面。2号煤层厚度为1.68-3.2m,因此，1上号煤层西南翼1102中厚煤层综采工作面设备选型已考虑2号煤层开采条件需要。中厚煤层综采工作面按生产能力0.9Mt/a考虑，日产量在2727t,每班出煤时间按件，确定中厚煤层采煤机的采高为2.20m。②滚筒直径的确定双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。1采区中厚煤层采高为2.20m,所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于1.10m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径1.6m。大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸④工作面采煤机小时生产能力I—采煤机开缺口行程，m;取50m,k—采煤机开机率，%。取35%,Cg—工作面采煤机割煤回收率，%;取95%,Td—采煤机返向时间，min;取0.5,⑤采煤机平均割煤速度kc——采煤机割煤不均衡系数，取1.4。第39页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸Vmax=1.4×3.98=5.57m/minN=60kb·B·Hg·Vmax·Hwkb——备用系数，取1.3;结合本矿井具体条件，设计利用矿方现有MG200/500-AWD型滚筒采煤机，主要采煤机技术特征表表4-1-7设备性能设备性能采高范围牵引速度0～7.28～12m/min截割深度滚筒转数适应煤层倾角机面高度电机功率最大卧底量滚筒直径灭尘方式内外喷雾最大牵引力电压滚筒中心距机重第40页大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸利用矿方现有SGZ-730/400可弯曲刮板输送机一台，输送能力为800t/h。刮板输送机技术特征表表4-1-8型号铺设长度输送能力刮板链速中部槽(长×宽×高)电机功率电压等级备注SGZ-730/400与工作面刮板输送机配套，设计选用SZZ-730/110型刮板转载机，主要技术参数如转载机技术特征表表4-1-9型号出厂长度输送能力电机功率电压等级备注破碎机技术特征表表4-1-10型号破碎能力给料尺寸(mm)出料粒度(mm)电机功率电压等级表4-1-11设计选用DPJ100/40/2×200型，主要技术参数如下：表4-1-11可伸缩胶带输送机技术特征表输送能力输送长度带宽电机功率电压等级(V)6、液压支架1号煤层西南翼中厚煤层厚度为1.89-2.65m,平均为2.20m,直接顶板砂质泥岩属继续教育学院毕业设计(论文)纸第41页压强度12.0MPa,抗拉强度1.4MPa,抗剪强度3.77MPa;底板自然抗压强度20.3MPa,抗拉强度0.65MPa,抗剪强度2.37MPa,根据生产经验和有关技术文件和煤层赋存厚度，确定支架支撑高度为2.20m,架间中心距1.5m,顶板载荷计算如下：P=M·y·n×9.8×10-3/(k-1)/cosa=2.2×2.5×2×9.8×10-3Mpa/(1.4-1)/cos27y一顶板岩体平均容重，取2.5t/m²;n---顶板动载荷系数，取2;k—顶板岩石碎胀系数，取1.4。P=9.8K.M.Y×10-3=0.38MpaK—岩体计算高度系数。K取7。经计算，1号煤层顶板载荷为0.3—0.38Mpa,液压支架支护强度为0.72-0.78Mpa,第42页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸液压支架技术特征表表4-1-12工作阻力初撑力支护高度支护宽度支护强度对底板最大比压重量ZY6000/17/35型单体液压支柱，配以2.6mπ型顶梁支护。双排布置，进风顺槽内与所选支架相适应，工作面配备BRW-200/31.5型乳化液泵站，由三台乳化液泵和两个乳化液箱组成，工作压力31.5Mpa,泵站流量200L/min,功率2×125kW,利用矿方除上述主要设备外，还配备有BPW315/6.3K型喷雾泵站、MAZ-200型探水钻机、目前国内综采工作面长度已达到150～250m。本矿井煤层赋存平缓，装备先进，有工作面搬家次数，设计确定初期101采区两个综采工作面长度均为165m。继续教育学院毕业设计(论文)纸第43页2、工作面采高1上号煤101采区东南翼薄煤层综采工作面采高在0.8～0.9m,平均0.88m;西南翼中厚煤层综采工作面采高在1.89～2.65m,平均2.2m。3、工作面推进长度鉴于本井田1号煤层和2号煤层赋存稳定，倾角较平缓，构造简单，具有布置长距长度定为1.2～1.5km,初期投产采区工作面推进长度为1.0～2.0km左右。深为0.6m。根据确定的采煤方法，1号煤层回采工作面采用全部垮落法管理顶板。初期矿井生产能力为1.2Mt/a时，1上号煤布置两个滚筒采煤机综采面。定采煤机截深为0.6m,即采煤机一个循环进度为0.6m。工作面长度165m,首采区平均采高0.88m,煤层容重1.45/m3,工作面回采率为0.97,则循环产量由下式计算：工作面采用“四六”作业制，三班生产，每班进3.0刀，日循环数9个。第44页 大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸则：工作面日进度=9×0.6=5.4m/d工作面日产量=122×6=732t/d考虑正规循环率，即工作面年推进度=5.4×330×0.8=1426m/ah----开采高度，m,取0.88m;L----年推进长度，m,取1426m;y----煤层容重，t/m3,取1.45t/m3;k-----工作面回采率，取0.97;(二)1号煤中厚煤层综采工作面设计确定采煤机截深为0.6m,即采煤机一个循环进度为0.6m。工作面长度165m,首采区平均采高2.2m,煤层容重1.45/m²,工作面回采率为0.95,则循环产量由下式计=300t/循环工作面采用“四六”作业制，三班生产，每班进3.0刀，日循环数9个。则：工作面日进度=9×0.6=5.4m/d工作面日产量=300×9=2700t/d继续教育学院毕业设计(论文)纸第45页考虑正规循环率，即工作面年推进度=5.4×330×0.8=1426m/aQ=1×h×L×y×k×dL----年推进长度，m,取1426m;y----煤层容重，t/m3,取1.45t/m3;k-----工作面回采率，取0.95;Q2=165×2.2×1426×1.45×0.95=71则矿井总的回采工作面生产能力为：Q采总=Q1+Q2=291+713=1004kt掘进煤量按回采煤量的10%计为1004kt/a×10%=100.4kt/a则全矿井产量=1004+100.4=1104.4kt/a基本达到设计生产能力1.2Mt/a。根据井田煤层赋存条件及开拓布置，投产采区为井田南部的101采区。101采区面积不大，煤层赋存比较稳定，在101采区1上号煤层布置两个采煤机综采工作面，生产能力1.2Mt/a。二、达到设计产量时的工作面数目及位置继续教育学院毕业设计(论文)纸第46页炮掘工作面保证矿井年产1.20Mt的生产能力，其中在101采区1上号煤中布置两个采煤机综采工作面，两个综掘和一个炮掘工作面。在2号煤层中布置一个炮掘工作面。根据煤层赋存条件和开拓巷道布置，101采区分煤层布置采区上山，采区巷两翼布采区回采率就是采区实际采出的煤量占动用储量的百分率，1上号煤层采区回采率为80%。初期开采一水平1上、1、2号煤层，共划分为七个采区开采。由于首采101采区西南翼中厚煤层实际平均煤层厚度为2.2m,可布置3个正规工作面且1号煤在采区东南翼有分叉，分为1上号和1号煤层。因此，初期投产时在1上号煤101采区分别布置一个薄煤层工作面和一个中厚煤层工作面；待1上号煤层合并区域的中厚煤层全部采完后移至2号煤层，形成采区东南翼分叉后的1号煤薄煤层工作面和2号煤中厚煤层工作面配采，保证矿井1.2Mt/a生产能力。采煤工作面的衔接关系见表4-2-1。采煤工作面接替表表4-2-1序号回采工作面可采储量服务年限起止年限接替工作面第47页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸0.6～0.80.8～1.02.2～2.2.5～2.82.8～3.01号煤工作面→工作面运输巷→溜煤眼→2号煤带式输送机上山→井底煤仓→主斜综掘工作面来煤，经其配套胶带输送机到达溜煤眼到2号煤采区胶带运输机上山，大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸通风系统为：副斜井1号煤采区轨道巷→2号煤轨道、带式输送机大巷→→工作面胶带巷→综采工作面→工作面回风顺槽→采区回风上山→回风大巷→1号、2号回风立井3、采区排水本井田煤层南高北低，东高西低，初期开采101采区，工作面及工作面巷道中的水一般可自流至2号煤轨道大巷，然后自流至布置于副斜井井底附近的井底水仓。对于工作面巷道中的局部积水，可通过配备的污水泵排出。后期可根据具体情况，沿大巷或采区巷每隔一定距离设置临时水仓，矿井水先自流至临时水仓，再通过临时水仓水泵接力排至井下中央水仓，最终由主排水泵房经主斜井排至地面。第三节巷道掘进一、巷道断面与支护方式根据巷道围岩特性、维护时间及矿区建设材料的供应情况，设计井下开拓巷道一般采用锚喷支护，局部破碎地段或交岔口可视具体围岩条件增加钢筋网；回采工作面运输巷、回风巷及开切眼采用顶部锚杆支护，开切眼宽度较大时可根据情况增加锚索或工字钢梁和木支柱。井下回风大巷、工作面顺槽及开切眼采用矩形断面，其它巷道及井筒采用半圆拱形井下各种巷道断面尺寸及支护方式见巷道断面图册。C1131-122-01。二、掘进工作面个数及掘进设备为保证采区和工作面的正常接续，矿井配备两套综掘设备和两套炮掘设备，用于工作面巷道的掘进和大巷掘进。矿井采掘面比为2:4。掘进工作面配备有综掘机、锚杆机、可伸缩带式输送机、局部扇风机和湿式除尘风第49页 大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸序号工程名称井巷长度(m)已有新掘煤岩半煤岩合计煤岩半煤岩1井筒2井底车场及硐室3主要运输巷及回风巷4采区设计选用SJ800C型双向可伸缩带式输送机。半煤岩巷1654m。掘进总体积218562.04m3,万吨掘进率为96m。利用已有井巷工程8098m,新掘井巷工程6165m。新掘井巷工程中，岩巷318m,煤巷5248m,半煤岩巷599m。矿井移交生产时井巷工程量汇总见表4-3-2。矿井移交生产时井巷工程数量表表4-3-2第50页太石理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸5合计大巷(锚喷)150m/月(按炮掘考虑)工作面巷道500m/月(按综合机械化掘进机组考虑)硐室600m3/月达到设计能力时，采区工作面设备配备见表4-3-3。主要采掘机械设备配备表表4-3-3序号设备名称型号电机功率单位数量备注采煤掘进其它备用小计1采煤机台112掩护式液压支架架13中双链转载机台114中双链刮板输送台115轮式破碎机台116可伸缩胶带输送部2137乳化液泵站台118喷雾泵站台119煤层注水泵台221单体液压支柱根31注液枪台3141阻化剂喷射泵台1121污水泵3台221调度绞车台11第51页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸1探水钻ZYJ270-170台221湿式除尘风机SCF-6A台2131掘进机EBJ-120TP台111风动锚杆机MQT-120台221局扇FBDNo6.0台222混凝土喷射机HPC-V台112装煤机ZMZ5-40台11第五章通风和安全一、瓦斯矿井初期采用主、副斜井进风，1、2号回风立井回风，服务101、102、103采区。后期采用主、副斜井进风，新掘3号回风立井回风，服务104、105、106采区。首采区为101采区。根据该矿瓦斯预测报告数据提供101、105、106采区为低瓦斯区，105采综上所述，本次通风设计计算取值为：通风容易时期(初期低瓦斯区)回采工作面绝对瓦斯涌出量为2.12m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.44m3/min;通风困难时期(后期高瓦斯区)回采工作面绝对瓦斯涌出量为7.41m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2.02m3/min;根据临汾市煤炭中心化验室2009年9月16日提供的1、2号煤层煤尘检验报告，1号煤层火焰长度230mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为70%。2号煤层火焰长度150mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为65%。上述检验报告数据结论是1、2号煤层的煤尘均具有爆炸危险性。第52页 大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸三、煤的自燃倾向根据临汾市煤炭中心化验室2009年9月16日提供的1、2号煤层自燃倾向性鉴定报告，1、2号煤层煤的吸氧量均为0.7cm3/g,自燃倾向性等级为Ⅱ级，说明1、2号煤区内地温梯度一般小于3℃/100m,属地温正常区。第二节矿井通风中央并列式通风方式，通风方法为抽出式。主、副井和1号进风立井进风，2号回风立井回风。中后期为主、副井和1号进风立井进风，3号回风立井回风，通风系统为中央二、风井数目、位置、服务范围及服务年限该矿井初期投产时布置主、副井和1号进风立井进风，1个回风立井。初期一号、二号回风立井位于工业场地东南，承担101、102、103、104采区的通风任务，前后服106、107采区回风任务，服务年限9.7a。设计投产时配备2综掘2炮掘共4个掘进工作面。掘进工作面为独立通风系统。掘2、硐室通风继续教育学院毕业设计(论文)纸第53页设计本矿井“一井两面四个掘进头”来保证矿井1.2Mt/a生产能力，初期在1号煤布置2个综采工作面，2个顺槽综掘工作面和1个采区上山炮掘工作面，并在2号煤布置1个采区上山炮掘工作面。根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并Q=4NKQ=(≥Q采+ZQ掘+≥Q硐+ZQ其它)K矿通(1)低瓦斯区(101采区)采掘工作面需风量第54页 大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸①回采工作面实际需要风量q——回采工作面的CH4绝对涌出量，根据2010年11月委托煤炭科学研究总院沈步设计》取2.12m²/min;SC1——薄煤层(1号煤)工作面控顶距4.69m,煤层采高1.70m,则回采工作面有效断面积为7.97m2。Ki——工作面长度调整系数，1.2第55页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸式中Qcf≥60×0.25×5.45=81.8m³/min式中hcf——采煤工作面实际采高，2.20m;Qcf≤60×4.0×6.16=1478m³/min取以上计算的最大值Q采=441.9m³/min,符合投产时共布置2个综采工作面，故≥Q采=441.9×2=883.8m³/min,考虑到综采工作低于采煤工作面实际需要风量的50%。则ZQ采=883.8+441.9=1325.7m²/min,矿井投产时共布置4个掘进工作面，即1号煤层布置2个综掘工作面和1个炮掘工作面，2号煤层布置1个炮掘工作面。根据2010年11月委托煤炭科学研究总院沈阳研继续教育学院毕业设计(论文)纸第56页计》提供数据，低瓦斯区掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.44m3/min;按综掘和炮掘分别q——掘进工作面的CH4绝对涌出量，取1.44m²/min,量450—300m²/min,取450m²/min;首采区101采区1号煤为煤巷掘进。继续教育学院毕业设计(论文)纸第57页Sj——掘进工作面的断面积60×4.0S运顺j=240×9.52=2285m³/min取以上计算的最大值Q掘=592.8m³/min,符合风速要求。达产时共布置2个综掘工作面，考虑1个备用工作面风量。达产时综掘工作面风量为ZQ采=592.8×2+592.8×0.5=1482m³/minq——掘进工作面的CH4绝对涌出量，取1.44m³/min;b、按炸药量计算Q采=25AA——掘进工作面一次爆炸最大炸药用量，为3kg。继续教育学院毕业设计(论文)纸第58页量450—300m3/min,取450m3/min;Q回顺掘=450×1+60×0.25×9.52=592.8m3/min煤巷掘进：60×0.25Sj<Q掘<60×4.00SjSj——掘进工作面的断面积则：60×0.25S运顺j=15×9.52=143m3/m达产时共布置2个炮掘工作面，考虑1个备用工作面风量。达产时炮掘工作面风量经计算得出，矿井投产时掘进工作面需风量为1482+1482=2964m3/min(2)高瓦斯区(102采区)采掘工作面需风量q——回采工作面的CH4绝对涌出量，根据2010年11月委托煤炭科学研究总院沈继续教育学院毕业设计(论文)纸第59页SC1——薄煤层(1号煤)工作面控顶距4.69m,煤层采高1.60m,则回采工作面有效断面积为7.50m2。SC2——中厚煤层(2号煤)工作面控顶距4.65m,煤层采高2.20m,则回采工作面有效断面积为10.23m2。继续教育学院毕业设计(论文)纸第60页Qcf≥60×0.25×5.25=78.8m3/minQcf≤60×4.0×7.16=1718m3/min取以上计算的最大值Q采=1185.6m3/min,符合风速要求。由以上计算得出，矿井初期低瓦斯(101采区)回采工作面需风量为441.9×2=883.8m3/min,备用工作面需风量为441.9×0.5=221m3/min,综掘工作面需风量为592.8×2=1185.6m3/min,炮掘工作面需风量为592.8×2=1185.6m3/min;硐室实际需要风量Q=(883.8+441.9+1482+1482+900+420)继续教育学院毕业设计(论文)纸第61页=6731.6m3/min=112.2m3/s,取Q=113m3/s。根据上述计算，矿井初期低瓦斯区矿井总风量113m3/s,矿井后期高瓦斯区矿井总风量145m3/s,风量分配如下：井下整流硐室：3m3/s;经计算，矿井通风初期容易时期等积孔为3.74m²,矿井初期后期通风难易程度均属第三节灾害预防及安全装备一、预防瓦斯灾害的措施继续教育学院毕业设计(论文)纸第62页4、对采空区、盲巷及报废不用的巷道必须及时封闭，以减少瓦斯的涌出和防止发5、当巷道掘进到井田周围小窑附近时，应提前探明小窑巷道是否侵入本井田边界7、准确确定矿井瓦斯涌出量，有的放矢地保证矿井安全生产，每年对矿井瓦斯涌继续教育学院毕业设计(论文)纸第63页第一节主斜井提升设备带速V=3.5m/s,运量850t/h;斜长973.53m;倾角25°。电动机YKK450-4功率3×500kw,电压6kV;盘式制动器ST5-SH,1台，液压站CPA37,5kW;低速逆止器NJD320-S-280,③电动机YKK400-4,N=400kW;2台。配电及控制：主斜井为双回路供电，电源引自工业场地35/6kV变电所6kV不同母线段，1回工作，1回备用，选用XGN2-7.2Z型高压配电装置，选用RGS1-05DG起动装继续教育学院毕业设计(论文)纸第64页选择RJBY-H型悬吊式固定吊椅架空乘人装置，驱动轮直径1700mm,乘人间距8m钢丝绳直径28mm,运行速度0.92m/s,运输能力246人/h。配用YB280M-8型电机，功率75kW,电压380V,转速730rpm。第二节副斜井提升设备该矿现有1部JK-3/30E型绞车，配用电机功率为475KW,经计算绞车及电机能力满3、井筒斜长：855m,倾角23°;其它5次；最重大部件重量为17t。钢丝绳选用36NAT6×19S+FC,1470ZS,628478GB/T8918-1996型钢丝绳钢丝绳公称直径继续教育学院毕业设计(论文)纸第65页最小钢丝破断力总和2、提升机的选型选用JK-3/30E型单滚筒矿用提升机一台，主要技术参数：减速比30滚筒直径Dg=3000mm>36×80=2880mm计算滚筒宽度(钢丝绳在滚筒上缠绕两层)Bg=2067mm<2200mm计算钢丝绳最大静张力Fz=90.05kN<13所选提升机符合要求电压最大转矩/额定转矩继续教育学院毕业设计(论文)纸第66页副斜井升降材料速度图、力图见插图6-2-1副斜井升降支架速度图、力图见插图6-2-26、最大作业班提升时间平衡表见表6-2-1。最大作业班提升时间平衡表6-2-1序号数量单位每次数量每班次数每次提升时间每班提升时间1提升矸石t2下放水泥沙石t13下放锚杆t14下放坑木15运送保健车26其他材料5第三节通风设备矿井容易时期风量113m3/s,最小负压1291Pa困难时期风量145m3/s,最大负压1949Pa。利用现有2台FBCDZ54-8-Ng23型轴流风机，配用电机功率为185KW×2,现有风机大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸第67页根据计算的风量及负压确定利用现有2台FBCDZ54-8-No23型轴流风机，1台工作，1台备用。该风机风量范围为48～118m3/s;负压范围为1220~将网路特性曲线方程置于所选轴流风机性利用现有YBFe400M2-8型电机，功率185kW×2,电压6kV,转速740rpm。继续教育学院毕业设计(论文)纸第68页第四节排水设备主井井口标高1123;泵房底板标高795;4、管子道长度170m,其中水平段长130m,斜长40m,倾角23°;5、管子道口至主井井口斜长670.654米；主井筒倾角25°;QB=1.2QZ=1.2×35=42m³/hQBm=1.2Qd=1.2×55=66m²/h2、水泵的型式、级数及总台数的确定第69页大召理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸其扬程为387m,必需汽蚀余量为4.4m。将该管路特性曲线方程置于所选泵的性能曲线上可得水泵工况点M(见图6-4-1):第五节压风设备压缩空气站设于副斜井井口东北侧，内设2台地面用固定式空压机。1、风动工具种类和使用数量用气类别工作台数(台)工作地点每台耗气量总耗气量工作压力喷射机1大巷掘进66凿岩机7655型2综掘面风动锚杆机MQT-1204掘进面矿井最大班下井人数为99人，其中机采16人，掘进12人。二、压缩空气设备选型大居理卫大学继续教育学院毕业设计(论文)纸Q1=a1·a2·y·Zmi·qi·k=50.4a1——管道漏风系数，1.2a2——由于风动工具的磨损耗气量增加系数，1.15y——海拔高度修正系数，1.1mi——同型号风动工具，同时使用台数qi——每台风动工具的耗气量，m3/mk同型号风动工具，同时使用系数Q2=a1·y·n·0.3=1.2×1.1×99人×0.3m3/人=39m3α1——管道漏风系数，1.2n——压风供氧人数y——海拔高度修正系数，1.1根据以上计算，利用现有2台LGD