鼎盛煤业2、3号煤层60万吨矿井初步设计

1 12本井田地处晋西黄土高原，为温带大陆性气干燥，春季干旱无雨，夏季炎热多雨，秋季温度适中。年平均气温9.5℃,最高气温在七月份，平均温度23.7℃,极端最高气温39.4℃,最低气温在一月份，平均温度-7℃,极端最低气温-27.5℃;年降水量在254.5mm-547.4mm之间，多集中于七、八、九三个34角砾状泥灰岩、白云质灰岩为主，夹脉状纤维石膏5组成，夹l～2层煤线。底部K1砂岩(晋祠砂岩)为中、粗粒砂岩，成份以石英为主，含荡频繁的条件下形成的，包括了前海相、泄湖海色砂岩、砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩和煤层组成。本段左右，为深灰色石灰岩，质较纯，致密、坚硬，常具溶庙沟、毛儿沟海侵期，这时期地壳以下沉为主，在毛儿6岩为主。本段岩层层理发育，以水平及微波状层理4）山西组(P1s)11煤层间距最小-最大平均煤层可采情况稳定性夹石层数顶板底板可采情况稳定性夹石层数顶板底板平均泥岩或全区可采细砂岩2.8-3.062泥岩或全区可采细砂岩砂质泥岩砂质泥岩9全区可采砂质泥岩砂质泥岩20.29-35.62全区可采砂质泥岩砂质泥岩20.29-35.622据《西山矿务局官地矿矿井地质报告》，1958年官19号含水层多为中、粗粒砂岩，由于埋藏较深，补局官地矿矿井地质报告》，1958年官19号钻孔该层抽水试验，含水层多为中、粗粒砂岩，井田内大面积出露1958年小井峪勘探区II一5号钻孔抽水试验，K6砂岩3本区平均年降水量为459mm，属于干旱地区，层主要为下石盒子组砂岩裂隙含水层、太原组岩溶裂隙遇断层，遇陷落柱4次，水文观察均无异常。生产矿井4li煤层23煤层厚度（m）2.8-3.06层间距（m）920.29-35.628.7-9.174.9-7.2导水裂隙带最大44.985根据《山西煤炭运销集团鼎盛煤业有限公司采大矿坑涌水量627m3/d。矿井兼并重组后，设计能力623456789现保有煤层2煤类730023筑开采煤柱损失开采煤柱损失大巷采空区边界0.901工业场地设计可采储量0.6584.106损失0.1640.979储量6.419煤层238根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋矿井服务年限按下式计算:式中:9该矿2、3号煤层自燃等级均为Ⅲ,均为不易自燃煤层。井，为满足安全、通风等生产的要求，经现场实根据井田、煤层赋存特征及开采技术特征，在号煤层东西方向布置集中胶带巷，掘至井田中部，经估算，共获得井田范围2、3号煤层资源/储量4.23Mt，探明的经济基础储量岩厚度(表土移动角45°,基岩移动角72°)计算保安煤柱。全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并2.为综采工作面创造快速连续开采的条件进，利用顶板完整，煤层比较坚硬的条件，采用树脂锚杆到3号煤层，垂深170m，倾角90°,井筒123456789井筒特征西安坐标经距(Y)北京坐标北京坐标西安坐标纬距(X)北京坐标方位角(度)井筒倾角(度)落底水平标高(m)井筒垂深或斜长(m)井筒净径或净宽(m)面积掘进表土段表土段断面形状净表土段井筒装备主斜井副斜井19620506.08519620517.27119620575.90319620587.1164176659.8654176631.1214176708.0154176679.271钢筋混凝土钢筋混凝土锚喷锚喷半圆拱半圆拱B=800型带式输架空乘人装置、19620462.04519620531.8904176596.7204176644.870钢筋混凝土混凝土60040016.61梯子间断面积(m2)掘进体积(m3)备注断面积(m2)掘进体积(m3)备注石土土土土土锚喷岩巷室净净掘进21.912342345678主水泵房主变电所通道井底水仓管子道消防材料库437.9煤巷煤巷煤巷煤巷岩巷岩巷煤巷20749237.323266.7硐室450.2608.4220749450.2608.4237.324654.930kg/m22kg/m22kg/m22kg/m22kg/m，：项目名称技术指标EBZ-150Ⅰ采高（m）生产能力（t/min）适应倾角范围(°)总功率（kW）225+10+15其中：截割功率（kW）660/1140外形尺寸长×宽×高（m）9.0×2.28×1.68总重量（t）截割硬度（MPa）全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并进，利用顶板完整，煤层比较坚硬的条件，采用树脂锚杆=1727t；γ——煤的容重，γ=1.34t/m3；Tc——采煤机进刀停顿时间，Td＝2min。2γ——煤的容重，γ=1.34t/m3；Hw——采煤机能耗系数，Hw＝0.6kWN＝194.6kW煤层硬度3；右。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并遵循4MG200-W1采高滚筒直径截深牵引速度0-5.5机面1500×630×222输送能力1500×630×222输送能力2×90刮板链速1SGB630/180PEM1000×650Ⅲ破碎能力最大给料尺寸最大排料尺寸(mm)660/1140输送长度输送能力输送长度输送能力380/660DSJ800-30×2400DSJ800-30×2400确定支架高度Hmax=3.25mHmin=1式中:型号工作初撑力支护支护型号工作初撑力支护支护支护对底板重量最大比压ZZ4000/17/3540001台22部23台24台25台26台27台58个29m台1台1台2台2台2台2台2采Q=0.59Mt/a采矿井掘进出煤按回采工作面生产能力的10%考虑,则:则矿井生产能力为:成为一条直线，然后调整前、后滚筒，牵引采煤机向机割煤时采煤机由正、副司机三人协同操作，正保证工作面采平、采直，副司机两人负责观察前采煤机在割煤过程中，要紧跟煤层顶板、底板。工作面与机头、机尾移溜时，首先检查作业地段周围顶板、），高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作据《煤炭工业矿井设计规范》,结合磁窑沟煤矿技术、管根据井田开拓布置，按照《煤炭工业矿井设计采区名称可采储量(Mt)服务年限(a)采区名称可采储量(Mt)服务年限(a)接替采区2、32、3222倾角δ=1.49°、1.05°,运输能力450t/h。 输送机带宽B=800mm，速度V=2.5m/s，承载分支托辊间距a0=1.2m，回程分支托辊托辊槽角λ=35°,上托辊直径φ=108mm，L=315mm，轴承为6204/C4。下托辊直Q=3.6×0.0717×2.5×0.95×1000=613.04t/h＞450t/hRO=8.83kq/mqRU=2.93kg/mqG=50.0kg/mqB=10.6kg/mε式中：μ2=0.7IV=0.125b3空uF2=8917.29+605.1+1039.86=10562.2F1=F2+Fu=10562.25+5779.90=16342.15Fmax=FU+F2=14697.19(xMZ=(FBmaxr)/i=28.23Nm有堆煤、断带、超温、低速、跑偏、烟雾、沿线急托辊槽角λ=35°,上托辊直径φ=108mm，L=315mm，轴承为6204/C4。下托辊直Q=3.6×0.0717×2.5×0.95×1000=613.04t/h＞450t/hRO=8.83kq/mqRU=2.93kg/mqG=50.0kg/mqB=10.6kg/mε式中：μ2=0.7IV=0.125b3空uFSt2=qBgH=2943.0F2=8917.29+523.95+2943.0=12384.2F1=F2+Fu=12384.24+6668.95=19053.19x有堆煤、断带、超温、低速、跑偏、烟雾、沿线急KFVcc----传动效率，ηc=0.85主斜井净宽4.0m，斜长575.7m，倾角为16.5°,采用带式输送机提煤,单钩串车托辊槽角λ=30°,上托辊直径φ=108mm，L=315mm，轴承为6205/C4。下托辊直径Q=3.6×0.0651×1.6×0.80×1000=300t/h＞130t/hRO=8.83kq/mqRU=2.93kg/mqG=22.57kg/mqB=18.48kg/mε式中：μ2=0.7IV=0.0556b1=0.495L=4.5=1.17×13403.57+97.47+146.传动功率计算PA 序号1234567双传动序号1234567双传动-16028.70-15708.13-15079.8059966.4962365.15不打滑条件-19431.70-19043.07-18281.3456764.9559035.55S2=S1S3=1.02S2S4=S3+fLig(qRU+qB)+1.5Fr-qBgHS6=S5=1.02S6S7=1.04S6S10=S9=1.04S8=36200.81-4016.50=321n PbQ——dB——钢丝的抗拉强度，бB=1670MPa；2——钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。mQQQpcc减速机的传动效率，ηc=0.85等效力计算:等效时间:等效力:FdF2tTdKFVF mmVFtVd作业名称作业名称提升矸石下放设备下放材料保健饭雷管、炸药下放速度为=2.71h＜6h每班时间(min)42.0021.0043.07每次419.96434.96419.96419.96419.962125每班623125t次车次次次每次42-3(0λ,2-3(0λ,3=4-1=35.47kN2-3=22.38kN4-1(0λ,2-3(0λ,4-1(0λ,2-3(0λ,3=4-1=23.16kN2-3=33.38kN重上空下时系统运行工况最为恶劣，据此计算电机功率:v──运输速度，取v=1.0m/s；HQQ排水管直径计算:pppx吸水管流动阻力损失为:xxV2将该管路特性曲线方程置于所选用泵的性能曲线上可8.校验计算px-Δ-Δ=Hz——水泵轴中心线至水仓底板安装高度M1c2WdmAWn前期：0.48kWh/thmHO；后期：0.50kWh/thmHO；吸附常数、煤层孔隙率、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量含量3/t)2.00a3/t43.063b-1)0.644孔隙率含量3/t)残存瓦斯吸附常数运输巷距开口200m处百米钻孔初始瓦斯涌出强百米钻孔初始瓦斯涌出强度3/min.100m)0.4208煤层透气性系数m2/a2.d)0.1683测量地点运输巷距开口200m处钻孔自然瓦斯流量-1)0.4208采区瓦斯含量开采层相对瓦斯涌出量(m3/t)邻近层瓦斯含量瓦斯含量巷长掘进速度瓦斯涌出量(m3/min)掘进工作面名称运输顺槽采区煤层采区瓦斯涌出量采区瓦斯涌出量掘进采空区合生产采区计煤层，％，开采层瓦斯抽采的可行性是指在原始透气性条件抽采难易程度容易抽采可以抽采较难抽采钻孔瓦斯流量衰减系数(α)(d-1)<0.0030.003～0.05煤层透气性系数(λ)2/MPa2.d)现采采空区瓦斯，设计主要采用回风巷长钻种类本煤层预抽半封闭采空区瓦斯抽采方法种类本煤层预抽半封闭采空区瓦斯抽采方法全封闭采空区瓦斯抽采方法解决回采过程式中开采层瓦斯涌出解决回采工作面回风隅角瓦斯超限问题解决3号煤层工作面回采过程中2号煤层已采区域向回采空间涌出回风巷顺层平行钻孔回风巷布置上向长钻孔密闭插管抽采已采采空区封闭抽采密闭插管抽采D=0.1457（Q/V）1/2…)772管径管径77%和真空度（i考虑到井下瓦斯抽采管网较长，阻力轴功率轴功率3/h)2BEC50设计参考生产厂家山东淄博水泵有限公司场，对抽采泵、水泵等供电方便，可以节省大量电缆，根据《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯抽放设计式中:采备掘式中:采，（煤层回采工作面的绝对瓦斯涌出量为10.43m3/min，回采工作面抽放量预计为采采采采采采采cb--采煤工作面最大控顶距，m；60×0.25Scb02=60×0.2采掘式中:掘掘采采式中:掘掘掘掘按《煤矿安全规程》规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足:式中:则:掘3/min式中:3/min。3/min矿井总风量计算:A=A——等积孔，m2Q——矿井总风量，m3/s）， EQ\*jc3\*hps36\o\al(\s\up0(H),M2)M1cM2c吨煤电耗:n风中的风压（负压、静压、动压、全压及其效率温度、主通风机前后轴承温度、运行状态、正反风机性能参数，主通风机设备振动位移、速度、等振动参数，电机三相电压、电流、有功无功电格执行《煤矿安全规程》的有关规定，制定出相应人员，沿迎风方向组织撤离，选最短路线，迅规范》（AQ1029-2007）的要求，建设完善安全化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为煤矿安系统灵敏可靠。健全完善规章制度和事故应急预），），），尘供水系统；除按照《煤矿安全规程》要求设置三应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现建设完善通信联络系统。在主副井绞车房、井底车室（救生舱井下主要水泵房、井下中央变电所和人员集中地点等，必须设有直通矿调度室的电话。7422其中：井下工人地面工人2管理人员原煤生产人员3服务人员4其它人员全矿定员合计9765987600001数序号123456781234561234561234人员类别井下生产人员综采打眼放炮支架装煤端头维护电钳泵站采煤机司机输送机司机班长综掘打眼放炮支架装煤机司机输送机司机班长综掘打眼放炮支架装煤机司机输送机司机电钳班长综采机运队主变电所、主水泵房运转工机电安装维修班长井下安全专职人员06022231903122192302117132106022231903122192302117132106022231903122192302117132102422231600122170302117132104888409488460844484序号12345678123456789123456789人员类别器材发放、保管专职人员瓦斯抽放工程专职人员防灾工程专职人员防灭火工程专职人员井下急救站专职医护人员地面生产人员扇风机司机注浆站绞车司机地面变电站机电维修工原煤系统矸石系统供水排水管理人员矿长生产副矿长安全副矿长机电副矿长技术副矿长（总工程师）综合办调度室财务科生产科安全科机电科技术科32221221910111211181010011111003222122191011121117010100110011322212217101112001400001010000022111221000000000000000000000008774884303336223111111321111在籍系数在籍人数序号人员类别在籍系数在籍人数