博文矿矿井设计煤矿设计说明

前言这次毕业设计我们所做的是河北邢台矿业集团下属的博文矿矿井设计。在这次毕业设计之前，我们在杨永辰，王同杰，刘富明老师的带领下到邢台矿进行了为期一个月的生产实习。在这次生产实习中，我们收集了大量的设计资料并结合生产中现场工作的经验，完成了对邢台矿矿井的初步设计。并且在这次生产实习中，更加深了我们对今后所从事的工作的了解；同时，我们也获得了先进的设计思想及设计中所涉及到的在学校里所学不到的现场工作经验，为毕业设计的顺利进行打下了坚实的基础。本次毕业设计是我们毕业设计小组所有成员共同努力的成果。是小组成员经过共同的研讨，反复计算并比较后共同确定的，是我在四年大学学习的结晶。博文矿矿井设计共包括以下几部分：1、矿井的水文、地质等基本情况的概述。2、矿井井田内的可采储量，矿井生产能力及服务年限的确定。3、矿井井田的总体开拓的设计，包括水平的划分，井筒位置的确定，经济比较部分，矿井延深方案的确定，采区的划分，井底车场线路计算，硐室布置及井底车场的通过能力计算等部分。4、工作面生产机械的参数，工作面生产程序的确定以及采区车场的设计计算等部分。5、矿井生产中的提升、运输、通风、排水方式的确定及其所用设备额选型计由于本人水平有限，又没有长时间的生产和工作经验，所以在设计中必定有很多不理想的地方，希望各位老师与同学多transportation,haulage,ventilationanddrainage,among2.Minedevelopment.Thischapterextrapolates3.Designofminin4.Operationalsystemofthetransportation,haulage,velementaryscientificresearch.What'smore,itheaidofAutoCADdramaticallyandlessenedt关键词地质、井田、储量、矿井年产量、开拓、采煤方法、通风、提升、瓦斯、排水。第一章矿区概述及井田特征 41.1交通位置 4 1.1.2矿区地势地形及河流 51.1.3矿区气象 6 6 61.2地质特征 7 7 1.6.1煤层稳定性评价 2.2井田工业储量 2.3井田可采储量 2.3.2矿井设计可采储量 3.1.3井型校核 3.2矿井工作制度 21 4.1.1井田开拓的基本问题 22 234.2.4地形因素 24 4.3.3井筒数目的确定 4.4工业场地的位置 4.7方案比较 精选资料4.9水平高度的确定 4.10井底车场 4.10.1确定井底车场的形式 5.1.1采区概况 5.1.2采区煤层特征 5.1.3采区瓦斯 5.1.4煤尘爆炸性和自然发火倾向 5.2.1采煤方法的选择 5.2.2回采工艺的确定 5.2.8循环作业方式及经济技术指标 6.1概述 6.1.4矿井提升概述 6.2采区运输设备的选择 6.2.1设备选型原则 6.2.3胶带运输机选型 6.2.4电机车选型 6.3.2辅助运输大巷设备选择 656.4.3钢丝绳的选择 6.4.4提升机的选择 精选资料6.4.5提升电动机的选择 6.4.6提升机相对井筒的位置 6.5.2罐笼的选择 6.5.3钢丝绳的选择 6.5.4提升机的选择 7.1.2选择通风系统的原则 7.1.3矿井通风方式及通风系统 7.2采区及全矿所需风量 7.2.1配风的原则和方法 7.3矿井通风阻力计算 7.3.1计算方法 83 7.4扇风机选型 7.4.1选择风机的基本原则 7.4.2通风机选型设计的基本要求 7.4.3通风机的选型计算 867.5防止特殊灾害的安全措施 89 7.5.3火灾预防 907.5.4水灾预防 7.5.5防突管理 928.1.1概况 8.1.2排水系统概述 8.2排水设备选型 8.2.1初选水泵 精达资料 8.4排水技术经济指标 8.4.2排1m3水电耗 第一章矿区概述及井田特征博文矿位于邢台市西南部35km处，邢台地区沙河市与邯郸地区武安市的主要公路邢(邢台)—渡(口)、邢(邢台)—都(都党)及通向各村的简易公路，交通极为方便。博文矿区位于太行山东麓山前地带，呈山前台地地形，并被北西向次一级分水岭分割，最高标高339.6m,位于孟石岗附近，最低标高194.10m,位于按地貌成因类型划分，本区为冰碛台地地形而上依次为：漫滩及一级台地、二级台地和三级台地。漫滩及一级台地由全新统冲洪积物覆盖；二级台地由上更新统黄土及洪冲积卵石层组成，具二元结构；三级为扇形台地，全区标高在300~320m左右，上部台地由中更新统红粘土卵砾石层组成，其下为下更新统间冰期的冰水泥积井田内地表水系不发育，仅有季节性小溪共三条，雨季有水，旱季断流，中关小溪：源起刘石岗以北，SEE向横穿井田北部地段，河床底部第四系地层厚50m以上，冰碛泥砾发育，无渗漏的威胁。栾卸小溪：以刘石岗西冲沟与显德汪冲沟为主，并汇集王窑北冲沟及王窑但在栾卸附近通过井田浅部地段，第四系地层厚度较薄，煤层开采后塌陷裂隙第四系地层厚100m以上，无渗漏的威胁。本区属大陆性季风气候，四季分明，春季干旱多风沙，夏季炎热雨水多，根据沙河赵泗气象站1982~1992年资料，多年平均降水量497.0mm,雨季多集中在7、8月份，年平均气温13℃,多年平均蒸发量1719mm。风向以北北东及南为主。1963年8月1日—10日连续10天降雨为1264.5mm,造成百年以来的特大洪水。邢台地区蒸发量为1453—2172mm,蒸发量远大于降水量冻结期从11月至翌年2月，冻土深度约0.44m。全年最多的风向为南风，最大风速为16.7m/s。据历史记载，涉县1314年十月5日发审过六级地震，磁县1830年6月12日发生过7.5级地震，邢台地区于1966年3月8,在隆尧县白家寨发生6.8级地震，余震不断，东庞矿区距隆尧县45公里，有三级震感。同年3月22日在宁晋县发生了7.2级大地震。根据国家地震局、建设部发办[1992]160号文“关于发布《中国地震烈度区划图》和《中国地震烈度区划图使用规范》的通知”,邢台地区地震烈度为7度矿区范围内曾有干旱、冰雹及强降水等自然不畅可能引起的灾害。合接触。根据钻孔及矿井开采掘进揭露的地层情况，本区发育的地层自下而上依次为奥陶系中统马家沟组(O2m)、峰峰组(O2f),石炭系中统本溪组(C2b)、石炭系上统太原组(C3t),二叠系下统山西组(P1s)、二叠系下统下石地层由老至新描述如下：分为三段。由浅黄、浅红色白云质角砾状灰岩，蜂窝状灰岩，灰色致密块状灰岩及泥质由厚层状致密灰岩、结晶灰岩、角砾状灰岩、白云质灰岩组成。本区钻孔揭露总厚度平均167m。按其岩性特征全组可分为三段。与上覆中石炭统本溪组呈平行不整合接触。(二)石炭系(C)主要由深灰色泥岩、粉砂岩及石灰岩组成，夹不稳定薄煤层及薄层中细粒砂岩。泥岩富含铝质，具鲷状结构。泥岩、粉砂岩富含黄铁矿结核与微晶，并含植物根化石。石灰岩含蜓科动物化石。本组厚6.98~30.50m,平均厚17.56m。该组以顶部一层本溪灰岩或晋祠砂岩与上石炭统太原组为界。与下伏奥陶系中统峰峰组呈平行不整合接触。该组含大量蜓类、小有孔虫及牙形刺化石：Pseudostaffella为一套海陆交互相沉积，井田主要含煤地层之一。由深灰色、灰色粉砂岩，砂岩)作为与二叠系下统山西组的分界。总厚120.53~186.44m,平均厚135.50m。以整合接触关系沉积于本溪组之上。富含黄铁矿、菱铁矿及动植物化石。本组含蜓小有孔虫腕足类、牙形刺、珊瑚等动物化石，在泥岩粉砂岩中含植物化层。该组厚50.68~116.7m,平均厚83.8m。上界为下石盒子组底部的“骆驼为陆相沉积。岩性以灰、灰绿色、紫斑色粉砂岩和含铝土质的砂质泥岩为主，包体，全区普遍发育，是一辅助对比标志。该组顶界为一层沉积稳定的富含菱铁质鲷粒及豆状铝土质的泥岩，俗称“桃花”泥岩，是下石盒子组与上石盒子组系。本组含植物化石：Cf.Sphenopteridiumpseudogerm为冰碛及间冰期沉积物，总厚10~150m,一般厚40m左右。下部为冰碛为冰碛红粘土砾石层，中夹透镜状砂层，上覆厚2~6m的坡洪积相红色亚等冰碛物特征。该组总厚8.0~81.64m,一般厚30m。全区大面积出露，多组成三级台地。孔隙。厚2~10m,含鹿、豺、蜗牛等化石。底部具有砾石透镜体。为洪冲积相卵石层，成分以石英砂岩为主，砾径10~20cm,夹红色细砂，上述地层划分，主要沿用了原精查地质报告和生产矿井地质报告的划分结的标志层古生物化石及测井曲线(视电阻率及自然伽玛)等作为划分与对比的1.3含煤地层矿区内主要含煤地层为近海型海陆交互相含煤岩系的石炭系上统太原组和层。煤层总厚度17.3米。主采2#煤层最薄处6.14m最厚处约8.31m,平均详见显德汪井田煤系地层综合柱状图(附图2)。现分述如下：为本区次要含煤地层，属一种在凹凸不平的古剥蚀面上填平补齐性质的沉积建造。厚度6.98～30.50m,平均厚17.56m。因沉积基底起伏不平，厚度变化灰岩称之为本溪灰岩，一般分为二层，全区稳定分布，所夹10#煤层属不稳定为井田主要含煤地层之一，厚102.53~186.44m,平均135.50m。属滨海平原上形成的海陆交互相含煤建造。含海相灰岩4~6层，含煤6~9层。根据岩(1)太原组下部从本溪灰岩顶界至8#煤层顶面。平均厚32.62m,为太原组中的主要含煤9#、8#两层煤。9#煤层为井田较稳定的主要可采煤层，在井田南部存在岩浆岩侵入现象；8#煤层为极不稳定的局部可采煤层。(2)太原组中部从8#煤层顶面(即大青灰岩底面)至野青灰岩顶面。厚度平均80.3m。为积和浅海相沉积。岩性主要由粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩组成，夹4~5层石灰岩上依次为顶部4#、5#煤层；中部的6#、6下#及7#煤层4#、6#、7#层为不稳定6#煤层往下，有岩浆岩局部穿层侵入现象。(3)太原组上部从野青灰岩底界至一座灰岩顶面。厚度平均14.73m。为太原组次要含煤层分布很不稳定，常相变为海相泥岩。所夹3#煤层，层位较稳定，但厚度薄且变本组为典型的海陆交互相沉积，由浅海相和陆海过渡相组成，标志层多且稳定。含煤地层厚度变化较大，但在井田内有规律可层总体表现为栾卸向斜及显德汪向斜轴部沉积厚度较大，一般在140~150m间，其余大部分地段厚度在120~130m左右。为主要含煤地层。该组厚度50.68~116.7m,平均83.80m,形成于滨海冲积平原环境。共含煤2~4层。根据岩性岩相及含煤性特征，可分为上下两本矿主采煤层2#煤就在此组下部。(1)山西组下部自一座灰岩顶界或2#煤层底板砂岩底界到1#煤层顶面。平均厚45.1m,为理，底部常有冲刷现象存在本层段所夹1#、2#煤层分布稳定，为主要可采煤层2下煤仅局部可采。(2)山西组上部自1#煤层顶面至下石盒子组底部“骆驼脖”砂岩底面。以湖泊相沉积为主，1~2层煤线，极不稳定。本组含煤地层厚度总体变化规律是由西向东逐渐变薄。井田西部沉积厚度一般为90~110m,中部一般为80~90m,东部一般为70~80m。1.4标志层特征本矿区含煤地层厚度变化较大，岩性也有变化，但仍有规律可寻。各煤层间岩、中青灰岩、伏青灰岩和野青灰岩，其特征如此标志层全区基本发育。一般厚4~8m,局部相变为铝土质粉砂岩，上距本溪灰岩8.5m左右。位于本溪组上部。岩性为灰至深灰色中厚层的蜓科动物化石。全区分布稳定，厚度0.39~8.61m,平均2.97m,中夹10#煤层为其一大特征，上距9#煤层平均15.93m。中厚层状，具方解石脉及燧石结核，含海相动物化石。厚0.53~9.71m,平均467m,为8#煤层直接顶板，上距中青灰岩11m左右。4、中青灰岩上距伏青灰岩平均13.28m。位于太原组中部灰及深灰色薄层~中厚层状，显晶质结构，质纯，具方解含有较多蜓科动物化石。厚度0.39~3.40m,平均1.86m,层位稳定，为6co煤层直接顶板。上距3#煤层0~21.30m,平均13.59m。上距野青灰岩平均44.解石细脉穿插，含腕足类动物化石。厚0.70~3.76m,平均2.31m,为4#煤层直接或间接顶板，上距3#煤层3.27~12.14m,平均6.54m。1.5断层博文矿断裂构造特点：绝大部分为正断层，探测阶段共发现落差大于25m的断层4条。窑破坏区出井田。出井田。(3)F3断层井田中部，落差25m,倾角55°,区内2000m由北部延伸出井田。(4)F4断层也就是井田东部边界，落差123m,倾角68°穿井田而过。1.6煤层情况或局部可采煤层，2下#煤层是2#煤层的分叉煤层，仅小块可采，3#煤层仅个1#煤层1#煤层位于山西组中部，为井田最上一层间。煤层一般含矸1~2层，夹矸平均厚0.15m,煤层平均厚：上分层0.78m,下分层0.58m。1#煤层厚度变异系数(Y)分别为31.3%、22.9%、35.7%,可采指数(Km)分别为0.94、1.00、0.94,应属较稳定煤层。2#煤层是井田内主要可采煤层之一，位于山西组底部，1#煤层之下3.50~30.50m,平均17.90m。3#煤层位于太原组顶部，一座灰岩之下1.17~20.34m,平均7.17m处。下距野青灰岩3.27~12.14m,平均6.54m。3#煤层真厚度0~2.04m,平均0.56m。煤层厚度多集中在0.5~0.7m之间区内仅个别点煤厚达到可采厚度，且零星分布，不能成片，绝大部分地区煤4#煤层位于太原组上部，野青灰岩之下0~2.16m,平均1.30m处，上距3#煤层5.04~15.03m,平均10.26m,下距6#煤层平均29.84m。煤层真厚0~1.97m,平均0.74m。煤层厚度多集中在0.5~1.1m之间。煤定煤层。6#煤层6#煤层位于太原组中部，上距4#煤层19.62~43.67m,平均29.84m。下距伏青灰岩0~21.30m,平均13.59m。6#煤层厚度0~2.84m,平均0.81m。煤层结构较复杂，含矸1~2层，单层夹矸厚0.30m左右。煤层厚度多集中在0.9～1.6m之间，煤厚变化较大，常有尖灭和相变为炭质泥岩的地方。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极煤层结构简单，一般不含夹矸。井田北部、西部煤厚变化较大，大部分地区可采且煤厚变化不大。井田东部及南部煤层较薄，不可采面积较大。用煤层厚度变异系数、可采指数评价均，属极不稳定煤层。8#煤层7#煤层17.54~31.36m,平均24.85m,下距9#煤层平均12.43m。8#煤层真厚0~2.61m,平均0.82m。含矸0~3层，一般含一层夹矸，夹9#煤层42.58m,平均12.43m,下距本溪灰岩7.31~23.50m,平均15.93m。9#煤层真厚0.45~14.71m,平均6.25m,全区可采。煤层厚度多集中在3.受火成岩和断层影响，煤厚多在3.0m以下。9#煤层结构复杂，含矸0~7层，煤层愈厚，夹矸层数愈多，夹矸总厚度在12勘探线以北大于0.5m,12勘探稳定煤层。10#煤层10#煤层位于本溪组顶部的灰岩之下或夹于其中，上距9#煤层10.58~31.05m,平均18.48m,下距奥陶纪灰岩顶面1.32~22.92m,平均15.42m。10#煤层真厚度0~1.94m,平均0.88m,煤层厚度多集中在0.5~1.3m之间，煤层结构简单，煤层沉积不稳定，有尖灭或变2.1井田境界博文矿井田面积近似于矩形，西北部因小煤窑破坏区造成一个缺角，走向长度7560m,倾向长度3100m。井田境界七个点来确定。2.2井田工业储量博文矿煤田为掩盖式煤田，从上到下共有七层煤，主采2#号煤层，最薄处6.14m最厚处约8.31m,平均7m。井田水平面积s1=23725526.75平方米，煤层倾角大约9度。S——煤层水平投影面积(m²);M——煤层平均厚度(m);2.3井田可采储量2.3.1矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量：矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量，称矿井设计资源/储量由于勘测本井田范围内断层落差较大，两侧各留50m保护煤柱井田边界保护煤柱：按15m留设。Q1——断层煤柱损失(t);Q=268409999.60-3589846.06-(89矿井设计可采储量：矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的下表确定工业广场面积为550×450=247500m2,井田范围内的松散层为80m,φ=45°,经过计算，得工业广场保护煤柱的质量为8962658.812t。大型井中型井小型井占地指标(公0.8—1.1K——设计采区回采率，2#煤取75%。第三章矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1矿井生产能力及服务年限3.1.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。(1)资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设精选资料大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不(2)开发条件：包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市)、交通(铁路公路、水运)、用户、供电、供水建筑材料及劳动力来源等。条件好者，(3)国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤种、煤质、产量等)的预测是博文矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。显得汪一矿的可采储量为190059827.97t,除去1.4储量备用系数，按设计生产能力计算矿井服务年限按设计生产能力240万t/a计算，式中Zk-----矿井可采储量(万t)K-----储量备用系数，取1.4按《新建矿井设计服务年限》,本矿井设计服务年限为57年，符合规定。我国煤矿目前有向大型矿井发展的趋势，设计240万t的井型，达产后，当技术产240万t是符合要求的。3.1.3井型校核(1)煤层开发能力。井田内2号煤层平均7m,为特厚煤层，赋存稳定，(2)辅助生产环节的能力校核。矿井设计为大型矿井，开拓方式为双立井多水平开拓，主立井采用箕斗提升，副立井采用罐笼提升和下放材料，运煤能送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井箕斗提升到地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、3.2矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330d,工作制度采用“四六制”,每天四班作业，三班生产，一班准备，每班生产6h。矿井每昼夜净提升时间为16h。第四章井田开拓4.1井田开拓井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进井田开拓主要研究如何不知开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真(1)确定井筒的形式、数目和配置，合理学则井筒及工业场地的位置。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：(7)贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高(8)合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中(10)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好(11)要适合当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。(12)根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其博文矿井田位于太行山隆起带与山前大断层之间的过渡地带，即武安断陷向斜。该向斜宽缓开阔，略显波状起伏，向斜形态较清晰完整。在第12勘探线以南，发育一轴向NWW向的向斜，与NWW向栾卸向斜相70～80°,以NNE及NS为主，断层面一般不宽。北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的小构造比较发育，走向与其该井田含煤5~6层，煤层总厚度约15m,其中以2号煤层为矿井主采煤层井田内含水层自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度5~6m,为较强含水层；伏青灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层；野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m,虽含般50~60m,富水性较强。矿井正常涌水量192m³/h,最大211m3/h。本井田位于太行山东麓山前丘陵地带，武安盆地的西部，呈山前过渡平原地形特征。井田地面海拔标高在+246.87～+355.77m。层厚，不具备斜井开拓的条件。且水文地质条件属中等类型。故采用立井开拓。符合立井开拓的适用条件及优点：立井开拓的适用条件一般为：(1)煤层赋存较深或冲击层较厚。(2)适用于水文复杂，多水平开采的倾斜煤层。(3)立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制，技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下：(1)能通过复杂的地质条件，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制；(2)井筒为圆形断面、结构合理维护费用低有效断面大通风条件好、管线短、人员升降速度快。井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形及埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺施工设备与工序比较简单，掘进硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。前辛安矿井煤层倾角小，平均15.15°,为缓倾斜煤层；表土层较厚，无流沙层；水文地质情况比较简单，矿井涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓，经后面比较确定井筒形式为立井单水平开拓加暗斜井延伸(位于井田中央)。有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田西部边界距侯月铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。经后面方案比较确定主副井筒位置在井田中央。根据目前的技术经济条件，采用立井开拓时，立井的数目至少在两个以上。同时根据本井田具体的条件，两个立井可以满足井田运输的要求，在本矿井设计中，将中央北部边界风井和主、副井作为矿井的初期工程。因此，本矿井设计为三个井筒即：主井、副井和回风立井。4.4工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为550m,宽为450m。4.5盘区划分井田主采煤层为2#煤层，其它煤层均不可采设计中针对2#煤层。2#煤层倾角不大，为5°~13°,平均9°,为缓倾斜煤层，故设计为立井两水平开拓加暗斜井延伸。一水平标高-80m,主要开采方式为采区式开采，二水平标高-250m,主要开采方式为采区式开采，。2#生产能力：可采储量为263Mt,服务年限为57a。2号煤层平均厚度为7.00m,赋存稳定，底板起伏不大，为水平煤层，煤层厚度变化较大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，大巷间距15m。布置一条主运物，大巷沿底部岩层中掘进，大巷沿走向布置，由于煤层较缓，巷道坡度不随4.7方案比较(1)提出方案根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分述如下方案一：立井两水平开拓(井筒位于井田中央)电机车运输。轨道大巷和运输大巷分别布置在岩层和煤层中。图4-1方案一：立井两水平开拓方案二：立井单水平加暗斜井延伸(井筒位于中部边界)主副井井筒一水平均为立井，二水平为暗斜井延伸，轨道大巷采用电机车图4-2方案二：立井单水平加暗斜井延伸方案三：立井两水平暗斜井延伸(井筒位于井田中央)轨道大巷采用电机车运输，轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进，(2)技术比较以上所提三个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒方案一、二的主副井井筒形式不同。方案一主副井两水平均为立井，立井的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利方案二主副井一水平为立井，二水平为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果，在方案一、二中选择方案二：立井两水平开拓(井筒位于中部边界)。方案三主、副井井筒形式也不同。方案三主、副井两水平均为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小。表3-1方案一：立井两水平开拓方案一：立井两水平开拓数基价/元费用/万元费用/万元费用/万元主井开凿段04段副井开凿段段井底车场岩巷一水平石门岩巷7二水平石门岩巷小计费用/万元立井提升系数煤煤量/万t提升高度/Km基价/元费用/万元第一5第二水平5排水量/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元0石门运输系数煤量/万t平均基价/元费用/万元第一水平小计合计表3-2方案二：立井单水平开拓加暗斜井延伸方案二：立井单水平开拓加暗斜井延伸数基价/元费用/万元费用/万元费用/万元主井开凿段0副井开凿0段段6井底车场岩巷一4一水平石门岩巷表3-4方案三：立井两水平开拓加暗斜井延伸方案三：立井两水平开拓加暗斜井延伸数量/10m基费价/元用/万元万元基建费用/万元主凿表土段1651基岩段74斜井段34凿凿副表土段1751基856斜井段34井场岩巷4444石门岩巷4115小计3后期基建费用/万元主凿斜井段副凿斜井段石凿二水平石门一小计生产费用/万元立升系数煤量/万t提基价/元费万元m平264第第平2656暗暗提升24排水涌水量/时间/h服服基价/元费545石输系数煤量/万t平平m基价/元费费万元第平246第241小计77合计一7表3-5开拓方案汇总方案方案方案三方案三名称立井立井三立井两水平开2合计/万元比954.8井筒井做回风用。主立井位于矿井工业场地，担负全矿井2.4Mt/a的煤炭运输兼进风任务。井筒内(2)副立井口，井筒净直径6.6m,井筒断面形状为圆形，净断面面积为34.21m2,表土层掘进断面面积为62.21-65.04m2,基岩掘进毛断面面积为49.02m2,井筒断面布置如图4.9水平高度的确定根据《煤炭工业矿井设计规范》第3.2.4条规定：矿井开采水平划分应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术与装备水平、资源/储量和生产能力等因素1当矿井划分为阶段开采时，其阶段垂高宜为：缓倾斜、倾斜煤层200~350m;2)急倾斜煤层100~250m。2条件适宜的缓倾斜煤层，瓦斯含量低、涌水量不大时，宜采用上、下山开3近水平多煤层开采，当层间距不大时，宜采用单一水平开拓；当层间距经方案比较后确定矿井划分为两个水平，一水平标高为-80m,二水平标高为-340m,水平垂高为260m,地面标高为+250m,一水平垂高为330m,二水平垂高为590m,将整个矿井划分为两个水平，三个阶段，第一阶段斜长约1000m第二段斜长约为1300m。第三阶段为下山开采阶段斜长大约800m左右根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划分为两个水平，考虑到本主副井筒都设于井田倾向浅部，打到第一水平井底车场，立井延伸至第二设计水平为-80水平，布置两条运输大巷，一条总回风大巷，为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，轨道运输大巷设2#煤层底板内，运煤使用，阶段内煤层。回风大巷布置在井田浅部边界保护煤柱中。每采区划分为五个区段，分别布置区段运输平巷和回风平巷，2#采用沿空掘巷方式布置下区段回风平巷。1、轨道运输大巷确定运输大巷在煤组中的具体位置是与选择运输大巷的布置方式密切联系的。由于轨道运输大巷不仅要为上水平开采服务，还将作为开采下水平的回风巷其总的使用期限达十余年至数十年，为便于维护和使用，应不受开采各煤层的采动影响，故将轨道运输大巷设在煤层的底板岩层中。岩层大巷具有以下特点：岩石大巷能适应地质构造的变化，便于保持一定的坡度和方向。可在较长距离内直线布置，弯曲转折少，利于提高列车的运行速度和通过能力；巷道维护条件好，维护费用低，并可少留或不留煤柱，对预防火灾及安全也是有利的；另外岩石大巷布置比较灵活，有利于设置采区煤仓。岩石大巷的主要问题是岩石为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，轨道大巷设于2#煤层底板下垂距为20m的厚层砂岩内，上阶段煤层采完后留作下阶段回风巷使用。2、皮带运输大巷由于皮带运输大巷只作某一水平运输巷道使用，当水平煤层采完后便可报废，其服务年限不是太长，将其布置在岩层中。大巷设在岩层内。①煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高。②当煤层起伏，褶曲较多时，如大巷沿一定坡度沿煤层掘进，则巷道弯曲转折多，机车运行速度受到限制，将降底运行能力。③为便于巷道维护，须在煤层大巷上下两侧各留40-50m煤柱，煤柱回收④当煤层自然发火危险时，一旦发火就必须封闭大巷，导致矿井停产，而且因煤柱受采动影响破坏，密闭效果不好，处理火灾更感困难。从世界各国技术发展来看，煤层大巷是发展趋势。就我国目前情况而言，在某些条件适合的情况下，可考虑使用煤层大巷：①煤层赋存不稳定、地质构造复杂的小型矿井，尤其是地方小煤矿或生产勘探井，煤层大巷对探明地质情况、及早布置和准备采区有重要意义；②井田走向长度不大或煤组中距其它煤层甚远的单个薄或中厚煤层，储量③煤系基底有近距离富含溶洞水的岩层，不宜布置底板岩石大巷，而该煤层又有较坚硬的顶板，有设置大巷的条件；④煤组底部有媒质坚硬、围岩稳定无自然发火的薄或中厚煤层，也可在该煤层中布置运输大巷皮带运输大巷只作某一阶段运煤使用，阶段内煤层采完后便可报废，所以将其设于煤层中。3、回风大巷在井田内第一水平设一条总回风大巷，布置在井田浅部边界保护煤柱中。因第一水平仅划分为四个采区，即北翼南翼和中央两采区，两翼回风大巷只负责两翼采区的回风，随采随废，服务年限较短，故设计在煤层中，采用锚网支护。上阶段的轨道大巷留作下阶段回风巷使用，并将中央采区轨道上山加以维护，留作下阶段回风大巷及安全出口。表4-2第一阶段巷道特征表井巷名称用途巷道性支护方断面形质式状辅助运输兼进风岩巷锚喷半圆拱形运输煤炭兼进风煤巷锚喷半圆拱形轨道上山采区辅助运输兼进风岩巷锚喷半圆拱形运输上山采区煤炭运输兼回风岩巷锚喷半圆拱形工作面煤炭运输兼进风煤巷锚网矩形工作面辅助运输兼回风煤巷锚网矩形回风大巷回风煤巷锚喷半圆拱形联络斜巷通风、行人岩巷锚喷梯形4.10井底车场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。井底车场设计合理与否要看其运输通过能力是否满足矿井生产需要，列车运行是否安全，施工是否方便和车场绕道工程是否节省等。井底车场型式的选择应考虑以下因素：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，弯道及交叉点少；3、操作安全，符合煤矿安全规程及矿井设计规范；4、井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；5、施工方便，主、副井筒间以及井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，6、当大巷或石门与井筒距离较远时，能够布置下存车线和调车线，可选择A.线路布置的要求井底车场线路平面布置要满足以以下要求：1.修滚2.井底车场线路布置应尽量减少弯道，增加B.选择原则副井筒与主要运输大巷的位置、以及地面生产系统布置等因素选择；3、井底车场设计通过能力，应满足矿井设计所需通过的货载运量要求，并应留有大于30%的富裕能力。C.设计依据1.立井开拓方式，年生产能力240万吨，年工作日330天，三班生产，一班准备，每天净提升时间16小时，矸石系数20%。2.主副井筒距离120m,轨道大巷与胶带大巷布置在煤层中。3.主井提升采用一对16t箕斗，副井采用GLGY-1.5×1/1型单绳普通单层罐笼为提升容器，一侧进，一侧出。00mm轨距1.5t固定式矿车运输，每列车19辆。综合以上情况，决定采用环行卧式井底车场。副井存车线与轨道大巷平行，利用轨道大巷作为绕道回车线及调车线，从而节约了车场的开拓工程量。这种车场调车方便，但电机车在弯道上顶推调车安全性较差，需慢速运行。(1)根据《煤炭工业设计规范》确定存车线长度如下：(2)大型矿井的主井空重车线长度各为1.5~2.0列车长；(3)副井空重车线长度大型矿井按1.0~1.5列车长；(4)材料车线长度，大型矿井应容纳10个以上材料车，一般为10~15个材料车长；(5)调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。5.1煤层的地质特征本采区走向长度大约3500m,倾向斜长大约1000m,划分为五个区段。(1)大煤(2#)7~25.33m,平均厚度10m左右，质地坚硬，不易垮落，在断层带附近节理裂隙发育。底板为深灰~黑色砂质泥岩，厚度4~12.03m,平均6m左右，个矿井瓦斯绝对量5.57m3/min,相对瓦斯涌出量为1.47m3/t,为低瓦斯矿2005年11月经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定：煤尘爆炸指数为28.56%,煤尘具有爆炸性。5.2采煤方法和回采工艺于井田内，F1断层落差25m,角度60度。F2断层落差30m。角度55度。F3断层落差25m角度55度。可采煤层2#煤层厚6.14~8.31m,平均厚度为7.0m,煤厚变异系数为11%,可采性指数(Km)为1,为稳定的可采厚煤层，全落。间接顶板(老顶)为中细粉沙岩，厚度2.7~25.33m,平均厚度10m左右煤层倾角大约9°左右，属于缓倾斜煤层。结合煤层上述特点，可设计放顶煤采煤法一次采全高和分层开采三种回采工艺，放顶煤和一次采全高都具有高产、高效、安全可靠经济效益好、掘进率低等优点。但是一次采全高采煤法以煤层厚度不超过5m为宜，且大采高液压支架稳定性较差，易倾倒；分层开采需在顶层开采后加以铺网，工艺相应增多效率降低，所以设计采用放顶煤采煤法。放顶煤采煤法具有以下优点：1、单产高，工作面内具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作业，即在不同地段采煤和放煤同时进行，因而易于实现高产。2、效率高，由于放顶煤工作面的一次采出厚度大，生产集中，放煤工艺劳动量小以及出煤点增多等原因，其生产效率和经济效益大幅度提高。3、成本低，放顶煤采煤法比分层开采减少了分层数目和铺网工序，由此节省了铺网费用。此外，其他材料、电力消耗、工资费用等也都相应减少。4、巷道掘进量小，掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替。5、减少搬家倒面次数，节省了采煤工作面的安装和搬迁费用。6、对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。面采用采煤机采煤装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩进刀方法：机组割透机头(机尾)煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒段且两个滚筒的截深全部达到0.600米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头(机尾)后调换上、下滚筒位置向机头(机尾)割煤；采煤机再次割透机头(机尾)煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾(机头)割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头(机尾)、移溜。机组进刀总长度控制在50m左右。(进刀方式如图5-1)图5.1工作面端部割三角煤斜切进刀示意图2、落煤方法采用MLS3-340型双滚筒采煤机割煤，选取低位放顶煤支架，支架尾梁摆动插板伸缩放顶煤采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀，两刀放一次顶煤，其中割煤高度2.5m,放煤高度平均4.5m,采放比为1:1.8。进刀方式见图5.14、利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。后部刮板输送机运顶煤。前后两部刮板输送机平行运煤集中到顺槽运输机外运。6、工作面采用SGZ764/264型刮板输送机运煤。SZZ730/132型转载机转载，运输平巷采用STJ1000/2×160输送带运煤。8、工作面采用ZFSB3200/16/28型放顶煤液压支架跟机移架支护方式支9、6、放煤10、顶煤由顶板压力，支架反复支撑，尾梁上下摆动等综合方式进行松动采用两刀一放。放煤时，从工作面一端开放煤口，一次放出顶煤。11、工作面推采出切眼，架后顶煤冒落即开始放煤，放煤要从工作面一端面推采出切眼后15m,顶板不落，必须采用放震动炮的方式崩顶，迫使顶板下12、7、工艺流程5.2.3采煤设备选型采煤机1)、采煤机选型计算(1)采煤机平均割煤速度2#煤煤厚为7m,采用放顶煤工艺，采2.5m,放4.5m,采放比为1:1.8.Qd——工作面日产量，7273t,因其是放顶煤，故为7273/3=2424.3t;T——每班工作时间，取6h;B——采煤机截深，取0.6m;则2#煤采煤机的平均割煤速度V=5455(240+50)/(60×3×6×0.6×240×2×0.6(2)采煤机生产能力2#煤正常开机时理论生产率Q则2#煤的正常开机时的理论生产率Q=203.89t/h(3)采煤机最大割煤速度Vmax:2#煤采煤机最大割煤速度Vmax:(4)采煤机割煤功率N2#煤：根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机割煤功率。则2#煤的采煤机割煤功率N=176.4~205.8kw深600mm。其参数见表5-1表5-1采煤机技术特征型号-1.6~3.0倾角/°硬度/f0~9.3外形尺寸/mm功率/KW电压/V2、刮板输送机1)、刮板输送机选型计算(1)前刮板输送机选型。2#煤工作面刮板输送机运输能力取1.2倍采煤机平均生产能力，即考虑设备可靠性，刮板输送机运输距离要接近工作面设计长度240m,故设计确定运输能力为600t/h。配选用SGZ764/264型输送机。4#煤工作面刮板输送机运输能力取1.2倍采煤机平均生产能力，即考虑设备可靠性，刮板输送机运输距离要接近工作面设计长度240m,故设计确定运输能力为600t/h。配选用SGZ7刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相量的2倍所以后刮板输送机运输能力至少是前刮板输送机的2倍，可知分别为K——系数2考虑设备可靠性，刮板输送机运输距离要接近工作面设计长度240m,故设计确定运输能力为600t/h。配选用SGZ764/264型输送机。表5-2刮板输送机的技术特征输送机型号设计长度/m200m(可加长)电动机额定电压/V刮板链型式中双链中部槽长×宽×高/(mm×mm链条规格中d×t转载机转载机型号选取SZZ730/132,其具体参数特征见表5-3表5-3转载机技术特征型号输送量设计长度m装机功率/KW中部槽内宽mm刮板链型式中双链带式输送机带式输送机型号选取STJ1000/2×160,其技术特征见表5-4表5-4带式输送机技术特征型号输送量(t/h)带最大输送主电机功率倾角范围1液压支架选型选用ZFSB3200/16/28放顶煤液压支架，其技术特征见表5-5表5-5放顶煤支架技术特征型号煤层倾角(°)支护高度(mm)支架工作阻力初撑力支护强度对底板最大比压外形尺寸(长×宽×高)mm简短说明：适用于煤质松软、受挤压严重、极易冒落的煤层。煤层厚度6-15米。型号平均绳速m/s牵引力KN传动比电机型号电机功率KW电压/V外形尺寸乳化液泵表5-7乳化液泵技术特征表乳化液泵型号BRW200/31.5公称流量L/min工作压力MPa柱塞数5往返次数次/min电机功率KW液箱容积L本地区采区倾斜长度约为1000m,整个斜长划分为5个区段，每个区段倾斜长度为185m,共925,在采区有关部分要留一定量的边界和保护煤柱，以确保巷道的安全，考虑顺槽的宽度，所以设计采区185m,正好划分5个区段，5.2.5工作面长度合理性的检验(1)根据通风条件验算工作面的长度越长，瓦斯涌出量越大，所需风量越大，而工作面的断面积一定，风量太大会导致工作面的风速加大，引起煤尘飞扬，出于对工作环境的S——工作面最小空顶距，取3.55m;M——采高2m;P——煤层产出率，即单位面积上出煤量，P=MyC,t/m2;因当矿井为高瓦斯时需要根据通风验算，博文矿为低瓦斯矿井，在此不予2、按采煤机能力计算MLS3-340型采煤机的实际生产能力，按开机率60%计算，为工作面日计划生产能力为所以工作面长度190m时，采煤机生产能力足够。工作面每小时生产能力精选资料C——采区采出率，93%。代入各值，得Q=6.0×240×3.6×1.45×0.93=350t/h满足带式输送机800t/h的输送要求。综上，工作面确定为185m是满足要求的。1、支架选择(1)支架规格质量要求：①初撑力不低于规定值的80%(25MPa)。②支架排成一条直线，其偏差不超过正负50mm。中心距不超过正负100③支架与运输机垂直，偏差小于±5o,支架与顶板接触严密，与顶板平行④及时移架，端面距≤340mm,前梁前端至煤壁顶板冒落高度不大于3002#直接顶板多为一层0~8.26m的粉沙岩，厚度变化大，不稳定，开采时易冒落。间接顶板(老顶)为中细粉沙岩，厚度2.7~25.33m,平均厚度10m砂岩，厚度16m;抗压强度24~30MPa;类别为Ⅱ级。底板为深灰色粉砂岩，层理发育，含植物化石与菱铁质结核，厚度9.6m;抗压强度18~20MPa;类别为Ⅱ类。顶板压力计算：考虑本采区的条件，ZFSB3200/16/28型放顶煤支架基本适应本矿的条件，2支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的八倍进式中：H——工作面采高，最高为3.20m;R——上覆岩层密度，2.3×103kg/m3;根据支架说明书提供的支架工作阻力为5000KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由BRW200/31.5型乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa。追机及时移架支护，片帮时超前支护。工作面采用全部跨落法管理顶板。单架依次顺序式移架方式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，该液压支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式：(1)支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；煤机和支架联动移架；手动移架。(2)工作面可实现的四种推溜方式：双向邻架推溜；双向成组推溜；采煤机割煤后自动拉架并推溜；手动推溜。根据本煤层地质条件，底板平整，起伏不大，及为减轻工人劳动强度，拉架采用邻架自动顺序移架，每次移一架；推溜采用双向成组推溜，每组设置为机拉架(滞后上滚筒3-5架),以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板。机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m,柱距1.0m,帮要背实；当机支架侧护板距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm。并且迎山有从煤壁线向外20m超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧1米打20m一排单体柱，柱距1m;另一侧距煤柱1米打20m一排单体柱，柱距1m。从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右(人行道侧),柱距1m。1.修滚1)超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。2)超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道3)当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须距工作面70m以外.最大控顶距离7.2m,最小控顶距离5.7m,放顶步距1.2m(机道宽1.625.2.8循环作业方式及经济技术指标1、作业方式采用“四六”制作业，三采一准，即三班(早、晚、夜)采煤一班(中班)检修。每班进2刀，三班共进6刀。循环作业方式见图5-2二三四长47劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工面为轻型放顶煤，设计采高为2m,工作面沿底板推进，机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.6m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业(一个班检修，三个班生产),均执行现场交接班制，每班有效工时为六个小时。循环方式为生产班进1个循环，日进3个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表5-8表5-8劳动组织配备表班次生产一班生产二班班检修班司机22223333精选资料溜工1111司机1111机1111司机222护工444浮煤请理工222工111班长2222验收员111电工1115库工3共计96人第六章矿井运输与提升6.1概述矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一般检修，每天净提升时间为16h,矿井设计年工作日为330d。采区所采煤层为2号煤层，其煤层特征：黑色，亮煤为主，具有金属玻璃光泽，煤层平均厚度7m,煤层倾角59~139,平均倾角9°。煤层局部夹矸，坚硬、性脆，局部煤质疏松，煤的硬度为2.5,煤的体积质量为1.6t/m³。主井装备一对16t箕斗，安装JKM2.8×6(Ⅱ)多绳摩擦提升机，担负提煤任务。副井装备一对1.5吨GLGY-1.5×1/1型多绳普通罐笼，作为提矸，下料，上下人员及进风用。矿井的矸石量系数为20%,最大班下井人数为385人(1)运输方式人员乘副井罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车，由其送达各个工作材料及一般设备由副井罐笼装运(砂石等散料用集装箱盛放)下井，在井底车场换装站用起吊设备集装到大巷运输胶轮平板车(载重15t)上，由电机件设备和支架由副井罐笼下井，在井底车场用车运输专用。爆破材料和油品等轻型货物由专用容器由副井罐笼下井后，采用轻便客货车运送。(1)运输系统①运煤系统：放顶煤工作面→胶带顺槽→采区煤仓→主运输大巷→主运输石门→主井井底煤仓→主井→地面连采机工作面→连采面胶带顺槽→主运输大巷→主运输石门→主井井底煤仓→主井→地面地面→副井→井底车场→换装站→辅助运输石门→辅助运输大巷→辅助运输顺槽→放顶煤工作面地面→副井→井底车场→换装站→辅助运输石门→辅助运输大巷→连采面辅助运输顺槽→连采机工作面地面→主井→井底车场换乘站→辅助运输大巷→各个工作地点由于巷道基本沿煤层底板掘进，上下山沿煤层掘进，矿井投产后，基本不矸石，采用矿车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此不专门设排矸筒提运煤炭、矸石，下放材料、升降人员和设备，其性能和提升能力是决定生产矿井提升设备的特点是较短的距离内，以很控制设备和相应的保护装置。因此，其设计同时，矿井提升设备又是一个动力消耗很大的较为复杂的大型固定设备，本矿井设计年产量为240万吨，工作制度概述为：年工作日330天，采用“四六”制工作，煤层倾角约为5°~13°,瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤的散集容重为1.6t/m³,矸石的散集容重为0.97t/m³。井下采用胶带运输机运输煤炭，主井装备一对16吨箕斗，安装JKM2.8×6(Ⅱ)多绳摩擦提升机提升，担负提煤任务。副井装备一对3吨单层双车罐笼，安装3.25m单绳绞车，作为提矸，下料，上下人员及进风用。矿井最大班下井人数为385人。6.2采区运输设备的选择(1)必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一。(2)必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的不均匀性(3)必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机——轨道——输送机——轨道的情况。(4)必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供(5)必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。(1)运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备的技术特征，采区运输设备配套选型如下：刮板运输机型号为SGZ764/264;转载机型号为SZZ730/132;顺槽胶带型号为STJ1000/2×160。工作面与运输顺槽中的运输设备采用转载机连接，为使煤块有合理的在转(2)运输能力验算设计长壁采煤工作面采煤机最大顺槽出煤能力为450t/h,工作面刮板运输机生产能力为600t/h,转载机的生产能力为1100t/h,破碎机通过能力为1200t/h,顺槽胶带通过能力为1200t/h,采区运输系统各设备生产、通过能力6.2.3胶带运输机选型为了保证运输工作的可靠性，胶带与主动滚筒之间产生的摩擦力应有15~20%的备用。根据货载最大块度amax(mm)初步计算带宽B所以初步选定宽度为1000mm的胶带。ZQi=Q1+Q2+….+Qn—一回采工作面高峰小时生产能力总和，本矿井经计算为377t/h;K₁——回采工作面设备利用系数，一般取0.4;K₂——工作面同时生产系数，当一个工作面时取1;K3——掘进煤量系数，K3=6%～13%,煤巷多时取高值，岩巷多时0.5——采区煤仓容量为上(下)山运输机0.5h的运量。代入以上各数值，得出大巷输送机输送能力大于302t/h即可。式中v——胶带速度，m/s;k——货载断面系数，取300;c——输送机倾角系数，取0.88;Y——货载的散集密度，对于本矿井煤为0.85t/m³;代入以上各值，得出带速v为2.10m/s。根据以上条件，选择带宽为1000mm、带速为2.5m/s、输送能力为1.电机车选择本矿井属于低瓦斯矿井，主运输采用胶带输送机运输煤炭，其辅助运输采用ZK7-6/250型架线式电机车牵引1.5t矿车运输矸石及材料。列车组成计算，就是确定列车应由多少辆矿车组成，通常按重列车上坡启车下坡制动条件最为严重，所以本设计列车组成只按重列车下坡制动进行计算。根据《煤矿安全规程》第三百五十一条，列过40m;运送人员时不得超过20m。在列车组成计算时，一般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1——允许的制动距离，m,运送物料时，取，=40m。按重列车下坡制组的质量：式中Pz——电机车的制动质量，10t,等于电机车的全部质量(包括制动矿车φ——制动时的粘着系数，撒沙时取9=0.17;经计算1=32.14m<40m,所以列车组成合格。设计长壁采煤工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为1.8Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一台型号为式输送机，输送能力1000~1500t/h。大巷带式输送机的主要技术参数见下表表6.6大巷带式输送机的主要技术参数项目单位数量带宽mm续表6.6机尾搭接长度m传动滚筒直径驱动滚筒直径电压V电机台数及功率设计矿井大巷采用掘进机掘进，顺槽巷道采用连续采煤机掘进，大巷和顺快捷的运输方式与之相配套，胶轮车运输时在全世界广泛使用和长期证明与连续采煤机掘进、回采面快速推进相配套的有效辅次投资高和设备维护量较大外，系统敷设于维护工作量极少，且很少收到中间站。井下运输车辆特征及用量见表6.7。表6.7井下运输车辆特征及用量名称型号量/t量/t量/辆功率/马力使用地点长宽高大巷运输牵引车场调度牵引60802材料短途运输就位井下人力运输机4工人运输轻便货车24人员、长材运送吊车20002轻货快送续表6.7名称型号载重量数量辆功率/马力使用地点长宽高长材车20061人员、长材运送维修车20001管线检修材料平板拖车0材料运送支架拖车2采煤机1连采机、梭车拖车1连采机、梭车运送工具拖车4工具运送(1)主运输设备设计长壁采煤工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为(2)辅助运输设备—16型14座人员运送车四辆，TY-2/4FB型轻便货车4人座轻便货车4辆。一次运送能力72人，可以满足人员运送要求。正常生产期间材料、设备运量为每班52t,根据运距5030m、平均行车速度10km/h、装卸载调车等车时间0.5h/次、牵引车每班可运行5次，所选15t牵引车2辆，每班运输能力为75t,大于每班运量，可以满足材料、设备运输要6.4主井提升升原始数据矿井年产量240万t,井筒深度350m,装载水平与井下运输水平与井口的高差25m,年时间16h。提升方式：双箕斗主井提升系统示意图如图6.2。6.4.2提升容器的确定提升高度H=Hs+Hx+Hz=350+25+25=400m(6.1)式中T₉——一次提升时间；u——容器启动初加速度爬行延续的时间，10s;θ-—提升容器在每次提升终了后的休止时间，16s。C——提升设备不均衡系数，1.15;b,——年工作日数，330d。按Q;的计算值选用16吨箕斗，故选用JDG-16/150×4标准底卸式四绳16吨箕斗，其载重Q=16吨，自重Qc=17.81吨。1一次所需要的提升时间一次实际提升量：Q=r×Vr=1×16=16t2所需的提升速度4.3钢丝绳的选择1.绳端荷重2.钢丝绳悬垂长度式中Hs——矿井深度，400m;Hz——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线的高度；箕斗井取18-25m;H;——井架高度，箕斗井取30-35m3.钢丝绳单位长度重量计算式中δB——钢丝绳公称抗拉强度，1666×10⁶Paro——钢丝绳平均密度，9000kg/m³g——重力加速度，10m/s²。故选用绳6×37股(1+6+12+18)绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两4.验算钢丝绳的安全系数)故所选钢丝绳符合要求。5.平衡尾绳单位长度计算故选用绳6×37股(1+6+12+18)绳纤维芯三角股钢丝绳，查钢丝绳规6.4.4提升机的选择F=(Q+Qz+PH)g=(16000+17810+4.73×700)×10故选用JKM——3.5/6(Ⅱ)型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据：主导轮直径Dm=3.5mm,最大净张力784kN,最大净张力差225.4kN,导向轮直Fe=(Q+PH)g=(16000+4.73×700)×9.8=1936.4.5提升电动机的选择1.修滚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，0.92;k——矿井阻力系数，1.15;p——动力系数，1.2;按N、n及电压等级，选用YR2500-16/2150三相交流绕线型异步电动机，其中技术数据如下：额定功率Ne=2500kw,转数n=375r/min,过负荷系数入=2.32,转子飞转力矩提升实际速度：Vm=3.14×3.5×264.8/60×10.56.4.6提升机相对井筒的位置(1)由于采用多绳摩擦提升，故提升机安装在井塔上部。井塔高度=25+14.5+10+5+0.75×1.H₉——过卷高度，10m;(2)确定主导轮与导向轮的水平间距6.4.7提升系统的总变位质量1.电动机转子变位质量2.提升系统总变位质量=16000+17810×2+(2×4.73×798.96+5.52×730)+1133+13920+835Qz——容器质量，kg;n₁——提升钢丝绳数；m;——提升机变位质量Lp——705+20+3×3.14×3.5+30+①按减速器的能力确定主加速度=[2×666400/3.5-(1.15×16000×9式中Mmax——减速器轴输出端允许的最大力矩，查表的ZHD²R-180减速器最大输出转矩为666.4Kn·mm'-—不包括电动机变位质量的提升系统的变位质量②按电动机过负荷能力计算最大加速度《煤矿安全规程》规定：主井提升物料时，加速度a≤1.2m/s²,所以主加速度为0.76m/s².4.提升速度图参数的计算h₀=1/2×Vo×to=1/2×1.(2)主加速阶段t₁=(Vm-Vo)/a₁=(13-1.5)/0mS(3)正常减速阶段t₃=(Vm-V₄)/a₃=(13-0.5)/0.85=14.7S(4)爬行阶段休止时间θ规程规定：对于12t到30t的箕斗，每一吨1s,故本矿为16s=2899135(t/a)>18000005.提升动力学计算=(1.15×16000+4.73×705)×9.8+161838.初加速终了主加速开始=298057.2+161838.56×(0.76-0.主加速终了等速开始=209731.52等速终了减速终了(5)爬行阶段爬行终了(6)抱闸停车阶段图6.3提升系统提升速度和力学图根据以上各阶段的提升力，提升时间，提升距离，绘制提升速度图和力图，(1)静防滑：双容器提升货载，采用等重尾绳系统，故以一侧提升货载，另一侧下放空容器最为不利，最容易产生滑动点为等尾绳提升过程的任意点。(2)动防滑：双容器提升时，以提升重物，下放空容器时加速阶段，且导向轮侧位于下放时，对防滑不利，最容易产生滑动的点为最大加速阶段的任意工作制度：330d/a井筒深度：560m轨道中心距：1900mm轨距：900mm大件：放顶煤液压支架(28t整体运输，特制平板车，质量2.93t);连续采煤机成套设备不可拆最重件——连续采煤机主机底盘质量32.8t(特制重型33t平板车，自重5.49t)。=(1600000×1.15×1.2×106.86.5.3钢丝绳的选择根据罐笼规格选用绳6×37股(