采矿专业毕业论文河南煤化焦煤集团演马庄矿1号矿井初步设计

采矿专业毕业论文--河南煤化焦煤集团演马庄矿1号矿井初步设计目录引言 11矿区概况及井田地质特征 211井田概况 2com置 2com理 2com发历史 2com厂矿企业和农业情况 4com电源劳动力及建材来源 412井田地质特征 4com 4com造 5com其顶地板岩性特征 5com质特征 7com煤尘与自然 8com煤的牌号与用途 1113井田勘探程度 122矿井储量年产量及服务年限 1421井田境界 1422井田储量 14com业储量 14com计储量 15com计可采储量 1623矿井年产量及服务年限 16com作制度 16com务年限 173井田开拓 1931概述 19com井的开拓方式概述及评价 19com井开拓的主要因素分析 1932井田开拓 19com开拓中若干问题分析 19com提出及技术比较 20com济比较 22com案 2433井筒特征 24com 25com 25com 2734井底车场 27com 27com平面布置设计 28com场各存车线长度的确定 31com场线路总平面布置如下图 36com场通过能力计算 37com底车场主要巷道断面 41com井底车场硐室位置 4135开采顺序及带区采煤工作面的配置 44com序 44com产量的同采采区数和工作面数 4436井巷工程量和建井周期 46com 46com程量和建井周期的各计算图表 474采煤方法 5041采煤方法的选择 5042采区巷道布置及生产系统 50com向长度的计算的确定以第一水平第一阶段内带区为例 50com带走向长度及分带数目 50com道的布置分带斜巷的布置 50com的布置 50com室 51com吨掘进率带区掘进出煤率及带区回采率 52com区巷道掘进方法设备数量及掘进工作面数 53com产系统 5443回采工艺设计 55com作面的主要设备见表4-3 55com循环方式和循环作业图表的编制 575矿井运输提升及排水 6051矿井运输 60com输系统和运输方式的确定 60com输设备的选型 60com输设备 61com成的计算 61com台数的计算 6552矿井提升 67com据 67com备的选型计算 6853矿井排水 79com 79com备选型计算 806矿井通风与安全技术措施 8961矿井通风系统的选择 89com计的基本依据 89com风系统要符合下列要求 89com风系统的确定 9062风量机算及风量分配 90com作面实际需风量 90com作面所需风量 92com际需风量 92com算 9363全矿通风阻力计算 94com则 94com法 95com井的总风阻及总等积孔 9864扇风机选型 99com扇 99com动机 10165矿井安全技术措施 102com斯爆炸的措施 102com施 103com下火灾的措施 103com井下水灾的措施 1047矿山环保 10571矿山污染源概述 105com染 105com放 105com弃物排放 105com染 10572矿山污染源的防治 106com染防治 106com污染的防治 106com用 107com控制 107结论 109致谢 110参考文献 111附录A 112附录B 117引言采矿毕业设计是采矿专业全部教学进程中的最后一个环节它是在我们完成本专业教学计划规定的学习内容之后通过综合运用各学科的理论知识根据某一矿井的实际情况对其进行的系统化设计这对提高我们理论分析和解决采矿工程技术问题的能力有着现实的实践意义所以这也是采矿专业的核心本次毕业设计是根据在河南煤化焦煤集团演马庄煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料并作了一些改动以后对矿井进行的初步设计设计是在我们搜集整理和运用资料的基础上通过贯彻执行《矿产资源法》《煤炭法》《煤炭工业技术政策》《煤矿安全规程》《煤炭工业矿业设计规范》之后再进行井田开拓准备方式及采煤方法的选择和矿山运输提升排水及通风的设计计算所有这些都能培养我们分析问题解决问题的综合能力和撰写技术文件绘制工程图件的基本技能衷心感谢院领导和采矿教研室的老师的帮助和辅导尤其要感谢我的导师XX老师在这三个月里正是他认真耐心详细的辅导才使我能按时按质的完成毕业设计由于本人知识水平和知识范围的限制设计中难免有不当和错误之处恳请批评指正

1矿区概况及井田地质特征11井田概况com置演马庄矿位于焦作市东北部约20公里隶属焦作市管辖地理座标东经113°21′～113°24′北纬35°15′～35°17′区内有煤矿专用铁路南距新乡～焦作铁路待王车站4公里东连京广线西接焦枝线二级公路及乡村油路相互连通交通极为方便见演马庄矿交通位置示意图图1-1com理一地形地貌本区属太行山山前平原和冲积洪积扇的边缘地带地势平坦海拔83123m一般在100m左右全区地势北西高南东低最大坡度±2°25′由于浅部煤层开采后地面塌陷而局部形成低洼带二水系该区属海河流域卫河水系东部有石门河西部有山门河均发源于太行山且为间歇性河流据近年资料表明除雨季外平时河床干枯河流上游建了不少中小型水库已无洪泛危害三气象本区属大陆性半干燥气候夏季炎热冬季寒冷四季分明最低气温-199℃1971年最高气温433℃1966年降雨多集中在79月份年降雨量33339087mm平均6249mm日最大降雨量达1518mm63年8月8日年蒸发量为139362313mm平均20223mm蒸发量大于降雨量常年以北和东北风较多一般风速23级最大11级78年6月30日晚最大冻土厚为190mm77年元月四地震据焦作市地震办公室汇集的资料自1038年1978年6月发生的较大地震且对焦作有影响的共有35次本区地震基本烈度为7度com发历史一演马庄矿生产建设概况演马庄矿是由武汉煤矿设计院于1958年8月提交的水力采煤设计年产60万吨1959年8月改为旱采1961年正式投产年产45万吨1958年9月开工建斜井因出水报废同年12月1日建竖井1961年4月移交生产另外该矿依据省煤炭厅73豫煤革第2号文批复生产能力扩大到90万吨年并于同年进行了扩建工程1979年和1985年两次突水淹井本矿现开采二1煤层截止2005年末累计产原煤18771万吨累计损失量13178万吨原设计生产能力45万吨2005年核定生产能力为100万吨现实际生产能力90万吨演马庄矿主付井均为竖井建在该井田西部4-3孔附近井筒直径均为6m主井深218m坐落在C3L9灰岩之下的砂质泥岩中付井深189m座落在二1煤顶板大占砂岩中主井坐标X390471035Y3844136987付井坐标X390466701Y3844131213开拓方式为竖井开拓采区前进采面后退倾斜分层走向长臂式分层采煤全部陷落法管理顶板分层开采厚度一般为200m通风方式为中央边界混合式通风局部为局扇压入式通风排水泵房现有4座排水能力241m3min供电由马村和九里山区域变电站供电全矿总设备容量42112KW工作容量25006KW全矿井自北向南东划分三个水平一水平范围浅部由煤层露头2544m防水煤柱线深止于东一轨道下山下延F143断层F137断层1107工作面北缘F39断层F102断层1901工作面北缘井田东边界一线标高在40-180m之间二水平范围浅部起于一水平底界深部到西边界F218断层F212断层F204断层东边界一线标高在-80-280m之间二水平底界以下为二水平下山范围标高在-160-480m之间目前一水平已基本采完一水平面积约369km2探明储量38337万t平均煤厚660m煤层稳定二水平现主要在22采区25采区和27采区等开采本矿是多灾多难的矿井曾发生瓦斯倾出一次中型突出一次特大型突出爆炸一次发生1m3min以上突水事故47次淹地区2次淹井2次该矿既是大水矿井又是煤与瓦斯突出矿井这两灾害是直接影响煤矿安全生产经济效益不佳生产进度缓慢水平接替紧张的重要因素com厂矿企业和农业情况1．东韩王煤矿东韩王煤矿位于本矿区内北西部边缘属本矿一水平地段其范围由前面表1-1需扣除的5个拐点坐标圈定该矿1994年建井2003年停产开采二1煤层现已采空因本矿一水平基本采空故其对本矿井以后生产无甚影响2．九里山煤矿位于本矿东边与本矿接壤隶属于焦作煤业公司主管1972年7月建井1983年投产设计能力为90万t年现实际生产能力为90万t年开采二1煤层分水平开拓现已开拓121113等三个采区1988年矿井涌水量89m3min含水系数7340m3T1982年以来突水24以上次涌水量025～5376m3min大于35m3min的突水有８次１２采区排水后水力坡度较大漏斗扩展慢在突水点附近40～300米范围石炭系八灰含水层水位保持21～60米露头保持在50～60米与本井田有水力联系现有排水能力达到3375m3min另外瓦斯突出也是该矿生产不安全的因素19801987年间瓦斯突出达21次之多最大突出量94t瓦斯涌出量最大27928m3该矿与本矿之间留设了约80米宽的煤柱一般不会对本矿生产造成不利影响3．韩王矿位于本矿东邻面积约3６km21958年10月1日建成投产原设计生产能力为30万吨1997年核定生产能力为21万吨2004年核定生产能力为16万吨开采二1煤层采煤方法为走向长壁下行垮落采煤方法分两个水平十个采区目前一水平已经采完二水平也即将采完全矿资源近于枯竭图11演马庄矿交通位置图com其顶底板岩性特征二1煤层为本区主要可采煤层现正开采赋存于山西组底部上距砂锅窑砂岩78m左右下距山西组底界L9顶10m左右距L8灰岩18m左右煤层厚1701060m平均658m属厚煤层煤厚变化不大薄煤带170m仅在72孔及11-9孔附近小范围分布其它煤厚均在600m左右变化煤层赋存良好无分叉尖灭现象仅局部含有1层泥岩或砂岩夹矸夹矸厚度010070m煤层直接顶板大部为砂质泥岩和泥岩厚度一般3m左右少数钻孔为细中粒砂岩大占砂岩厚度一般18m左右仅局部有小面积炭质泥岩伪顶直接底板为泥岩砂质泥岩和粉砂岩一顶板二1煤层直接顶板多为层状灰黑色砂质泥岩层理明显致密性脆硬度25～4级厚103～105m易维护其次为层状或板状泥岩与锈结能力差的砂岩泥岩与砂质泥岩为相变关系厚07～637m硬度2～3级易碎易冒落锈结力强局部存在有炭质泥岩伪顶老顶为灰色大占砂岩厚15～245m泥硅质胶结较坚硬厚层状硬度6级左右以中～细为主局部直接覆于二1煤层上不易放顶冒落该矿在煤层露头附近曾发生过较大冒顶如老西总回风巷12011工作面等发生的冒顶事故总的来讲二1煤层上各类顶板均较完整见图6-1易于管理属一类顶板二底板二1煤层底板多为厚7m左右的砂质泥岩或泥岩次为厚03～15m含炭质较高的泥岩局部有厚01～07m炭质泥岩伪底炭质泥岩质软易碎强度极低支撑力差底鼓现象较严重对巷道维护不利总体应属I类底板

井田断层情况统计表表3-2落差米 条数 代号 说明1．本表对演马庄矿全区进行统计并按落差大小分了9档总计断层156条2．本次断层编号以矿方提供的采掘工程平面图为主以矿方提供的二1煤层底板等高线图为辅而后再进行补缺或改号3．为了资料的衔接和利用本次编号的原则是尽量保留图上原有编号原编号有重的去重改号原无编号的补上因此本次总的编号无重复但不完全连续4．地震解释的可靠断层均予以利用可靠性较差的断点仅供参考5．对地震可靠性较差的断点在断层表中也给予说明以便今后勘探中验证6．一水平断层均为巷道揭露本次不再详细说明以简表进行统计断层描述及素描可详见原始断层台帐7．本表将详述断层优先排列简述断层排列在后 100 3 F212F216F218 50～100 2 F217捉1 30～50 3 F204F209F210 20～30 3 F3F219F07 10～20 9 F1F3-1F3-2F39F75F102F137F213西三1 5～10 13 F2F4F35F57F97F126F148F204-1F207F208F214F215F220 3～5 9 F11F66F99F100F139F140F143F150F153 15～3 39 F3-3F3-5F4-2F4-4F6F7F15F16F17F19F26F33F36F47F48F49F51F52F53F64F65F67F70F77F80F85F94F95F96F101F102-5F106F110F111F119F122F128F146F147 15 75 F1-1F1-2F3-4F4-1F4-3F4-5F5F8F9F10F11-1F11-2F12F13F14F18F20F21F22F23F24F25F27F28F29F30F31F32F34F37F40F42F43F44F45F45-1F50F55F58F59F62F63F68F69F71F74F76F81F82F84F89F91F92F93F102-1F102-2F102-3F102-4F107F108F109F112F114F115F116F118F120F123F127F128-1F141F142F144西三3西三4 合计 156

com质特征焦作煤田地处太行山复背斜隆起带南段东翼山前倾斜平原地带地层走向N60°E倾向SE倾角8～12°呈地堑地垒掀斜断块等组合形式以断裂构造为主区内寒武系奥陶系灰岩中岩溶裂隙发育为地下水提供了良好的储水空间和迳流通道地下水总体流主要含煤地层含煤性统计表表4-1

向受构造控制如峪河断裂以北为SESW方向以南为SE向局部受断层阻水影响流向稍有变化另外在断裂带附近岩溶裂隙相对发育常常形成强富水导水带如凤凰岭断层强径流带朱村断层强径流带方庄断层强径流带马坊泉断层强径流带和百泉断层强径流带等成为焦作煤田内诸矿区勘查区的补给边界com煤尘与自燃一矿区瓦斯地质概况本矿区位于九里山韩王矿中部为一倾向SE倾角4～15°的单斜构造其浅部的煤层露头和深部的凤凰岭断层和王毋泉断层构成了本区的瓦斯逸散边界而其东西边界虽亦有小断裂破坏了煤层的连续性但不利于瓦斯逸散上述边界条件决定了该区瓦斯成分含量及其运移和分布规律20022005年的瓦斯鉴定结果矿井绝对瓦斯涌出量26054693m3min相对瓦斯涌出量20402818m3t其中2005年瓦斯最大矿井绝对瓦斯涌出量4693m3min相对瓦斯涌出量2818m3t二氧化碳绝对涌出量1391m3min二氧化碳相对涌出量826m3t二矿井瓦斯等级据20022005年度瓦斯鉴定结果见表6-3瓦斯相对涌出量多大于20m3t·d按煤矿安全规程第133条属高瓦斯矿井该矿多次发生过煤与瓦斯突出其中1975年8月4日发生过特大型煤与瓦斯突出事故2004年河南省煤炭工业厅瓦斯防治小组定为该矿煤与瓦斯突出矿井20022005年瓦斯等级鉴定表6-4瓦斯鉴定结果表表6-4时间年 瓦斯 二氧化碳 瓦斯绝对涌出量m3min 瓦斯相对涌出量m3t·d 采区最大相对量m3t·d 鉴定等级 绝对涌出量m3min 相对涌出量m3t·d 采区最大相对量m3t·d 鉴定等级 2002 3516 2313 3342 瓦斯突出矿井 1719 1131 748 高CO2矿井 2003 2605 2040 11688 瓦斯突出矿井 1376 1007 8847 高CO2矿井 2004 3851 2247 15428 瓦斯突出矿井 1534 895 10095 高CO2矿井 2005 4693 2818 511 瓦斯突出矿井 1391 826 145 低CO2矿井 一煤尘爆炸煤尘爆炸煤尘爆炸煤尘煤尘爆炸性及自燃倾向性鉴定表表6-5采样地点时间 样品编号 煤尘爆炸性 燃点℃ 煤尘爆炸性指数 结论 原样 氧化 还原 自燃倾向性 1989年9月 9-13分1 无爆炸危险性 387 383 402 不易自燃 9-13分9 无爆炸危险性 不易自燃 9-13分10 无爆炸危险性 392 389 400 不易自燃 2002年8月 二1煤层 754 无爆炸危险性 不易自燃 2003年8月 二1煤层 754 无爆炸危险性 不易自燃 2004年12月 二1煤层 无爆炸危险性 不易自燃 二煤的自燃倾向性在钻探过程中对9-13孔取样进行煤 浮煤 质量分级 水分Mad 灰分Ad 挥发分Vdaf 水分Mad 灰分Ad 挥发分Vdaf 二1 浮煤 发热量QgrvdMJkg 质量分级 发热量QgrvdMJkg 二1 煤层 原煤分析 浮煤分析 碳Cdaf 氢Hdaf 氮Ndaf 氧硫OdafStdaf 碳Cdaf 氢Hdaf 氮Ndaf 氧硫OdafStdaf 二1 井田境界应根据地质构造储量水文煤层赋存情况开采技术条件开拓方式及地貌地物等因素进行技术分析后确定一般以下列情况为界1．以大断层褶曲和煤层露头老窑采空区为界2．以山谷河流铁路较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界3．以相邻的矿井井田境界为界4．人为划分井田境界根据井田地质勘探资料结合构造确定井田境界如下二煤－m底板等高线为界井田东西走向长约3km倾斜长约km井田面积约km2矿井储量是指矿井井田边界范围内通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量又称矿井总储量它不仅反映了煤炭资源的埋藏量还表达了煤炭的质量本井田采用的块段法计算的各级储量块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一块段法是根据井田内钻孔勘探情况由几个厚度相近的钻孔连成块段根据此段的面积煤的容重平均厚度计算此块段的煤的储量再把各个计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量矿井工业储量是勘探精查地质报告的能利用储量中的ABC三级储量之和其中高级储量AB之和所占比例应符合表21的规定由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量见表22矿井工业储量汇总表表21矿井高级储量比例地质开采条件储量级别比例％ 简单 中等 复杂 大型 中型 小型 大型 中型 小型 中型 小型 井田内AB级储量占总储量的比例 40 35 25 35 40 20 25 15 一水平内AB级储量占本水平储量的比例 70 60 40 60 50 30 40 不作具体规定 第一水平内A级储量占本水平内储量的比例 40 30 15 30 20 不作具体规定 不要求 表22矿井工业储量汇总表煤层名称 工业储量万吨 备注 A B AB C ABC 二煤层 符合 总计 符合 矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱防水煤柱井田境界煤柱和已有的地面建筑物构造物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量P永久煤柱损失量图2－1矿西南水泥厂保护煤柱计算图注表土层厚约30米由上图可算得水泥厂保护煤柱量约为209万吨com计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量可暂按工业储量的5％－7％计入本设计取5％各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表23井可采储量汇总表工业广场保护煤柱计算参数见表24业广场保护煤柱设计参数表煤层名称 工业储量ABC万吨 矿井设计储量万吨 矿井可采储量万吨 永久性煤柱损失 设计储量 设计煤柱损失 可采储量 断层 境界 工业广场 井下巷道 其他 二×5202 2415 表24工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角° 煤厚m Φ° γ° β° δ° 埋深m 10 65 45 70 60 70 262

23矿井年产量及服务年限com作制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况规定该设计矿井年工作日为330d每天净提升16h每天三班工作com务年限初步设计该矿井设计年产量为0Mta根据公式T矿井服务年限Zk矿井可采储量万吨A矿井生产能力万吨年K储量备用系数K13～15此处取1由此验算服务年限如下矿区内生产矿井采用的是立井开拓方式暗斜井延伸由于本矿井表土冲层厚含水丰富并有流沙层矿井走向短等特点所以井筒施工方式采用立井开拓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的限制立井的井筒短提升能力大对辅助提升特别有利对于表土层厚水文情况比较复杂井筒需要特殊法施工的矿井一般都应该采用立井开拓影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告所确定的煤层自然产状构造要素顶底板条件冲积层结构地形以及水文地质条件等其中以冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大⑴井田开拓方式由于本井田地势平坦表土层厚且有流沙层所以确定采用立井开拓方式并按照工业广场少压煤至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主副井筒位于井田偏南部的井田走向中央风井位于部这样风井就不需要留设保护煤柱减少了煤柱的损失根据井二煤层赋存条件和设计规范的有关规定本井田可以划分为－个水平即－个阶段阶段内采用带区式或采区式准备水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明⑵井硐形式数目及其配置①井硐形式选择由于矿区地势平坦表土层较厚流沙层较多井筒需要特殊凿岩法施工从而确定采用立井开拓方式立井开拓井筒短提升速度快提升能力大通风有效断面大能够满足矿井通风的需要②井筒数目因为井田走向长度不大为矿井前面已经确定采用立井开拓方式故开凿一对提升井筒和③井筒位置选择根据井田地形和地质条件从首先满足第一水平的开采缩短贯通距离减少井巷工程量考虑将主副井筒设置在井田走向的中央处运输大巷和总回风巷的布置为了将运输大巷布置在距离二煤层0m左右的煤层板砂岩或砂岩中布置岩石大巷时应避免在松软吸水膨胀易风化的岩石中布置考虑到二煤层将巷道布置在煤层中维护困难所以将回风大巷布置在二煤层的部根据前述各项决定本井田在技术上可行的开拓方案有下列种见图3－1图31立井加暗斜井多水平上山式开拓单位米方案二立井加暗斜井多水平上山及上下山混合式见图3－图32立井加暗斜井多水平上山及上下山混合式单位米从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较方案比方案多开设井井筒m且本矿区含水层丰富由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时一些相同的部分可以不进行比较于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时可以只将两个方案中有差别的基建工程量基建费用生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表3－1表3－2表3－3和表3－4通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优

项目 方案方案早期 主井井筒m 副井井筒m 25420 井底车场m 主石门m 运输大巷m 2 2494 后期 m 962 734 副井筒m 633 470 暗斜风井回风下山m 703 633 井底车场m 主石门m 运输大巷m 项目 方案一 方案二 工程量m 单价 费用万元 工程量m 单价 费用万元 后期 主暗斜井井筒皮带下山 962 1050 10101 734 1050 7707 副井筒生产经营费用中只有方案二中二水平下山部分的排水费用有较明显差别仅需对其比较即可表3－生产经营费用×24×13×0122×732×017×10-4＝×24×13×0122×024×732×10-4＝项目 方案一 方案二 费用万元 百分率％ 费用万元 百分率％ 基建工程费 24761 100 19767 80 生产经营费 173 100 244 141 总费用 26491 100 22207 84 从前面表格中的计算可以看出方案总费用要比方案的高出％很明显方案要比方案优越的多故决定采用方案图3－4主井断面布置图com井筒直径60m用作全矿井升降人员下材料设备及作为辅助提升亦作为全矿井新鲜风流入口井筒装备一对一吨双层四车罐笼并兼作排水为防止断绳事故设有防坠器支护材料基岩段采用单层砼结构冻结段采用双层砼结构井壁厚度基岩段400mm冻结段1000mm井筒内装备有钢丝绳罐道梯子间电缆线和水管管道等井深为254m副井井筒断面布置如下式中通过井筒的风速ms通过井筒的风量m3s井筒净断面积m2井筒的有效断面系数圆形井取08《安全规程》规定的允许最大风速由此＝25ms8ms所以井筒选择符合要求com风井主要用于回风兼作矿井的安全出口配备有梯子间及管路电缆等采用砼支护井壁厚度为mm井深m风井井筒断面布置如下井底车场是连接矿井主要提升井和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称它联系着井提升和井下运输两大生产环节为提煤提矸石下物料通风排水供电和升降人员等各项工作务它是井下运输的总枢纽表3－5井筒特征表井筒名称 主井 副井 风井 井口坐标 Xm 38441475428 38441416091 38441318263 Ym 3904370600 3904361368 3905074779 Zm 10702 10712 11262 用途 提煤 提料矸人进风 回风 提升设备 4t箕斗 1t双层四车罐笼 井筒倾角° 90 90 90 断面形状 圆 圆 圆 支护方式 混凝土砌碹壁 混凝土砌碹壁 混凝土砌碹壁 井筒壁厚mm 基岩段300冻结段1000 基岩段400冻结段1000 300 提升方位角° 97 97 ---- 井筒深度m 25420 25420 163 断面积 净 159 283 196 掘 2043 3632 2463 com平面布置设计1井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦井筒位置不受地面限制主井中心坐标为3副井中心坐标为339两井筒垂直于存车线方向的距离H为m平行于存车线方向的距离L为m如图3－所示图3-4-2井筒相互位置示意图1主井中心线2副井中心线3副井储车线设计依据⑴设计矿井基本概况见表3－⑵主副井的提升概况提升设备主井t箕斗一对副井1t矿车双层车普通罐笼表3－设计矿井基本概况2地面布置及生产系统地面工业场地比较平坦时车场形式的选择主要取决于井下的条件表3－7设备型号及外形尺寸运送载体 运输方式 运输设备 型号 外形尺寸长×宽×高mm 质量kg 运材料 1t材料车 MC1--6A 2000×880×1150 494 运矸石 1t固定矿车 MGC11--6A 2000×880×1150 592 运设备 1t平板车 MC11--6A 2000×880×1150 464 牵引电车 架线电机车 ZK10--6250 4500×1060×1550 根据以上车场形式选择的原则和本设计矿井的实际情况确定矿井的井底车场形式为立井刀式环形井底车场车场形式见图3－所示

com本参数主井净直径45m装备有一对4t箕斗副井净直径6m装备一对1t双层四车罐笼井下主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤8t蓄电池式电机车牵引每列车由10辆矿车组成辅助运输采用1t固定式矿车组成煤矸混合列车由20辆矿车组成其中煤车5辆矸石车15辆井底车场设1t翻车机处理掘进煤矸石辆占矿井产量的20％由副井提升掘进煤辆占5％由翻车机翻入井底煤仓从主井提升矿井总进风量797m3s主副井进风风井回风com本问题的确定1车场形式初步设计已确定为立井刀式环形东西两翼来车均由主石门进入井底车场2井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线存车线为存放空重车辆的线路它由主井重车线主井空车线副井重车线副井空车线及材料车线组成行车线为调度空重车辆的线路如连接主副井空重车线的绕道和调车线副井马头门线路也用于行车线除上述主要线路外在井底车场内还有一些辅助线路如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路井底车场线路由直线线路和连接部分所组成连接部分包括曲线线路和道岔直线线路就是指存车线和行车线以及调车线本矿井主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤当运输大巷采用列车运行时主副井空重车线长度应符合《设计规范》规定主井空重车线长度应能够容纳15～2列车副井进出车线长度应能够容纳1～15列车材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车主要计算公式主井重空车线的长度计算副井进出车线的长度计算调车线有效长度计算L主井空重车线副井进出车线有效长度m列车数目n每列车的矿车数每辆矿车带缓冲器的长度N机车数每台机车的长度附加长度一般取100003材料车线长度L10L材式中L材料车线长度mL材一辆材料车长度2000mm本矿井选用1t材料车型号为MC1--6AA外形尺寸2000×880×1150L10L材10×200020000mm取L20m3马头门线路长度马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路路布置图如下图3－4－3所示图3－4－2马头门线路布置马头门线路L0可有下式进行计算确定L0＝a＋2b＋c＋d＋e＋f＋e′＋g＋h＋i＝Ls＋Ln式中L0马头门线长度mLs马头门重车线长度mLn马头门空车线长度ma从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离取30mb基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离其长度取决于对称道岔的型号c对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离取两辆矿车长40md单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离一般取20～30m取30mee′摇台的摇臂长度600mm轨距摇臂长度e＝23me′＝28mf罐笼长度取28mg出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离取30mh缓和线长度取20mi基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度从《窄轨道岔线路连接手册》中查得i＝60m计算得L0＝34783232828326376m取L038m4设计采用30Kgm的钢轨主井系统采用5号道岔副井采用4号道岔曲线半径为20m道岔1为ZDK630\5\20单开非平行道岔道岔2为ZDC630\3\20对称道岔道岔三为ZDX630\5\2014渡线道岔5双轨巷道断面171m2单轨巷道断面144m2巷道采用锚喷支护主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹6底卸式矿车卸载站与翻车机硐室联合布置com接计算1单开道岔非平行线路联接已知道岔ZDK630\5\20a＝3967mmb＝4333mmα＝1131单开道岔非平行线路联接如图3－4－2图3－4－3单开道岔非平行线路联接主要公式及计算方法对上述数据依次取整得T8284mmm20461mmH9367mmh47764mmf4294mmKp3946mm2单开道岔平行线路联接已知道岔ZDC630\3\20a＝2560mmb＝2852mmα＝1845主要公式及计算方法单开道岔平行线路联接如图3－4－3图3－4－4单开道岔平行线路联接对上述数据依次取整得B320mmm8158mmT1980mmn6178mmL13947mmC1845mmKp3946mm3渡线道岔线路联接已知道岔ZDX630\5\2014a＝3967mmb＝4333mmα＝1131S＝1600mmL14934mmT1400mm渡线道岔线路联接如图3－4－4图3－4－5渡线道岔线路联接com力计算1区段划分见下图图3－4－6区段划分Ⅰ1-2Ⅱ2-3Ⅲ3-5-4Ⅳ3-5-62调车作业程序及时间表3－4－1表3－4－2表3－4－13t底卸式煤列车调车作业程序及时间区段 运行状况 运行距离m 运行速度ms 运行时间s Ⅰ 牵引列车 54 20 27 Ⅱ 摘钩 10 Ⅱ 机车过道岔2 145 20 725 Ⅲ 单机运行 208 25 832 Ⅲ 机车挂钩拉空车 208 20 10410 Ⅱ 拉空车过道岔2 185 10 185 Ⅰ 牵引空车出车场 54 2 27 总计 287 表3－4－21t煤矸混合列车调车作业程序及时间区段 运行状况 运行距离m 运行速度ms 运行时间s Ⅰ 牵引列车 54 20 27 Ⅰ 摘钩机车换向 20 Ⅰ 单机运行 54 20 27 Ⅱ 顶列车过道岔2 185 10 185 Ⅳ 顶推列车煤车与矸石车摘钩 90 15 60100 Ⅲ 单机运行 208 25 832 Ⅲ 机车换向挂钩 1010 Ⅲ 拉空车 208 20 104 Ⅱ 过道岔2 185 1 185 Ⅰ 牵引空车出车场 54 20 27 总计 415 3每一循环进入井底车场得列车数比每一调度循环进入井底车场得列车数比可用两种方法计算⑴按运量和净载重计算矿井日产煤1364t矸石量占20％日产矸石量273t掘进煤占5％日运量682t3t底卸式列车日运量占95％为1296t每日3t底卸式列车数＝12963×10＝432列每日1t煤矸混合列车数＝6822735×115×1＝171列列车数比＝432171＝251通过能力计算通过能力富裕系数＝7845＝174满足设计规范要求com算如前所述本车场采用后进车前出车的方式底卸式矿车的列车卸载站翻车机硐室联合布置翻车机硐室设链式推车机副井进车线设绳式推车机主井空车线和副井出车线均设较长的自动滑行段并在9点开始设合股道岔为使主井两股空车线在12点会合翻车机轨面高出卸载站轨面295mm翻车机前设2‰上坡因受主排水泵吸水高度的影响将水仓入口设在车场外主石门内本车场以停在车场内的副井罐笼轨面标高为±0进行标高闭合计算空车从摇台出车以24‰的下坡滑过对称道岔到基本轨起点末速度为142mscom井底车场硐室位置1井下中央变电所⑴硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站为了节约输入输出电缆线配电均衡安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近其断面按所选的具体变压器型号确定同时应满足有关规定的要求不得违反有关规程⑵支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性材料支护如选用混凝土或料石砌碹条件许可也可采用不燃性锚喷支护硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门门内可设向外开的铁珊门但不能妨碍门的关闭从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护变电所的地坪应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出05m硐室不应有滴水现象电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外中央变电所应根据规定设置灭火器材如配置灭火设备和充足的砂箱为此在硐室设计尺寸时应留出相应的位置2中央水泵房硐室⑴水泵房硐室是井下主要硐室之一能否正常安全运行关系重大故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素①管路敷设最短不仅节约管路电缆而且管道阻力和电压将最小②一旦井下发生水患人员设备便于撤出同时便于下放排水设备增加排水能力迅速排除事故恢复生产③具有良好的通风条件根据以上要求硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧以便于设备运输与中央变电所硐室组成联合硐室即使有特殊原因也要尽可能靠近副井⑵硐室支护与特殊要求①中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护如砌料石或混凝土碹在坚固的岩层中也可采用锚喷支护但不得有淋水②出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门从硐室出口防火门起五米内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护③泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板05m设置流水坡以防硐室积水④水泵工作的总能力应能满足20小时内排出框架24小时的正常用水量3水仓容量与数量水仓是按矿井正常涌水量计算的《煤矿安全规程》规定当正常涌水量大于1000m3h的矿井主要水仓有效容量可按下式计算

Ｖ＝2Q3000

式中V--主要水仓的有效容量m3

Q--矿井每小时正常涌水量m3

但主要水仓的总有效容量不得小于4h的矿井正常涌水量

采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量

式中B回采工作面总线长mA矿井设计年产量taX回采出煤率可取095∑m同采煤层总厚度m煤层容重K3工作面采出率97％95％93％L年推进度L＝330×n×I×Ф其中330矿井年工作日天n日循环数4I循环进度06mФ正规循环系数Ф＝08～1取1由此L＝330×4×06×10＝792m⑵确定同采工作面数式中N同采工作面数个B工作面总线长mn同采煤层数L回采工作面长度m由此com2采区工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征所确定的回采工艺等确定同时还应符合合理的开采顺序保证安全生产提高工作面单产为原则采区内同时生产的综采工作面宜为一个面普采工作面宜为一个面不应超过2个面因此在满足矿井服务年限的条件下由于采区内同采工作面为1个所以才采区内同时生产的工作面为1个com3矿井产量的验算式中矿井同采工作面产量总和万吨第i号工作面采高m第i号工作面长m第i号工作面年推进度ma第i号工作面煤的容重tN同采工作面数由此＝32×115×792×147×1＝4284万吨计算结果加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A但不宜超过115A全矿井掘进煤＝×01＝4284×01＝428万吨实际产煤为＝4284428＝4711万吨因此进行验算有471145＝105115故符合设计要求36井巷工程量和建井周期com根据以上各章节计算的结果计算统计达到设计产量时的井巷工程量设计中的井筒有主井副井风井主井直径为45m副井直径6m风井直径为5m掘进断面面积分别为204m2363m2和246m2采用普通法施工月进度为50m设计中的巷道有井底车场运输大巷回风大巷回风石门分带运输斜巷分带回风斜巷进风行人斜巷工作面开切眼com程量和建井周期的各计算图表矿井建设主要工程包括井筒井底车场巷道及峒室主要石门运输大巷及采区回采巷道等全部工艺本设计中矿井的主要巷道由井底车场运输大巷轨道大巷及工作面巷道断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计矿井达到设计产量时井巷工程量见下表表3－6－1表3－6－1矿井达到设计产量时井巷工程量表序号 巷道名称 断面形状 支护材料 巷道断面m3 巷道长度m 工程量m3 净 掘 净容积 掘进容积 1 主井 圆形 砼 159 204 25420 43566 55896 2 副井 圆形 砼 283 363 25420 77542 99462 3 风井 圆形 砼 196 246 163 31948 40098 4 井底车场 半圆拱形 混凝土 144 192 951 136944 182592 5 运输大巷 半圆拱形 混凝土 144 192 40 576 768 6 轨道上山 半圆拱形 混凝土 108 147 594 64152 87318 7 运输上山 半圆拱形 混凝土 108 147 740 7992 10878 8 回风上山 半圆拱形 混凝土 144 192 594 85536 114048 9 运输平巷 梯形 锚网 75 94 586 4395 55084 10 回风平巷 梯形 锚网 75 94 612 4590 57528 11 工作面 矩形 锚网 85 116 112 952 12992 井巷工程施工进度见下表表3－6－2表3－6－2井巷施工进度表序号 工程名称 工程量m 施工速度m月 时间月 1 主井 25420 80 34 2 副井 25420 80 34 3 风井 163 80 20 4 井底车场 951 120 79 5 运输大巷 40 120 03 6 轨道上山 594 250 24 7 皮带上山 740 250 30 8 回风上山 594 250 24 9 运输平巷 586 400 15 10 回风平巷 612 400 15 11 开切眼 112 400 03 总计 28 4采煤方法41采煤方法的选择为了选择合理的采煤方法必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征并考虑实习矿井实际使用经验庄矿区结合设计矿井实际情况以及现有的生产技术条件设计采用机械化回采工艺倾斜长壁采煤法用全部跨落法处理采空区布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来构成运输通风动力供应材料供应等系统保证工作面联续不断的生产本区位于井田中央至井田部边界之间区内划分为个倾向长度m走向长1125m具前所述工作面长度定为1m回采巷道宽m本区划分为个每个走向长度为m采用煤柱护巷技术由于开采的煤层为厚煤层且回采巷道的服务年限较短根据煤层赋存条件可以知道顶底板岩石比较稳定维护条件较好所以决定将回采巷道布置在煤层中为了减少煤层厚度的损失回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层板布置回风巷用斜巷与回风大巷联接运输巷用进风行人斜巷与大巷联接绞车房应选择在围岩稳定无淋水矿压小和容易维护的地点在满足施工机械安装和提升运输要求前提下绞车房应尽量靠近变坡点以减少工程量绞车房采用三角架进行安装绞车房的高度一般在3～45m断面形状和支护设计为半圆拱型采用锚喷支护喷厚100mm工作面辅助运输采用绞车牵引变电所区变电所是采区供电的枢纽由于低压输电的电压降较大故合理的确定采区变电所位置及尺寸是保证采区正常生产减少工程费用的重要措施采区变电所应设在岩层稳定无淋水矿压小及通风良好的地点并位于采区电负荷中心布置在回风大巷和运输大巷之间间故变电所形式采用形布置同时采区工作面考虑采用移动变电站变电所应采用不可燃材料支护煮好采用锚喷支护底板应采用100号混泥土铺地并高出临近的巷道200-300和具有3‰的坡度同时在通道5范围内应采用不可燃材料支护硐室内一般不设电缆沟电缆沿墙敷设电缆穿过密闭处需要套管保护在硐室和通道的连接处必须装设向外开的防火栅栏两用门区掘进巷道及其煤巷统计见表4－1表4－2表4－1区掘进巷道统计表4－2区煤巷统计表根据区生产能力区巷道布置煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方法为综掘当某一回采工作面将要采完时须把一个接替回采工作面准备好以确保工作面的正常生产故需要配置足够的巷道掘进队并安排好掘进工作面的接替采掘工作面的比例关系头面比计算方法如下N掘进工作面回采工作面头面比t1机械安装时间采个月t2工作面备用时间按半月计th回采工作面所需时间月Lg区段内回采工作面沿走向全长mVh回采工作面月速度m月tj掘进工作面所需时间月In接替工作面的巷道长度mVj巷道的掘进速度m月又因为t1＝t2＝05com产系统采区生产系统包括区内的煤矸石材料和设备的运输路线1煤炭运输系统采工作面的煤炭皮带巷井底中央煤仓主井提升至地面2运料排矸系统区内以轨道巷及材料斜巷构成辅助运输系统担负着设备材料矸石和人员的运输任务工作面所需材料副井井底车场轨道采区上部车场区段轨道巷采工作面矸石运输由岩巷掘进工作面往外运的方向与上述方向刚好相反运料排矸系统均采用1t的固定式矿车运输3通风系统根据区巷道布置及生产安排主要进风巷巷主要回风巷为轨道巷通风路线副井井底车场轨道区段运输巷采工作面轨道巷风井4排水系统根据区巷道布置工作面污水经水沟流至再经由井下中央泵房排至地面5供电系统高压电缆由井底中央变电所经运输大巷至区变电所经降压后的低压电通过由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的配电点以及运输巷输送机轨道巷绞车等用电地点6供水系统采掘工作面及运输巷输送机转载点所需的防尘喷雾用水由地面储水池以专用管道送至采区用水地点在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上对首采区首先投产工作面回采工艺设计回采工艺设计主要包括机械设备选型确定作业方式确定支护方式和采空区处理方法绘制机械配备平剖面图编制循环图表及工作面技术经济指标表表4－3采面主要设备表序号 设备名称 型号 数量 1 采煤机 1 2 刮板输送机 1 3 液压支架 140 4 乳化液泵台 1 5 端头支架 ZT9001838 200 6 顺槽转载机 SZD-73075 2 7 移动变电站 KSGZY 1 8 喷雾泵站 XPB-25055 1 工作面长度为1m煤层倾角平均为°顶底板都比较稳定向长度为m煤厚为m故采用全部垮落法管理顶板机械配备平剖面图见下图图－图4－机械配备平剖面图采工作面一般以割煤移架推溜三个主要工序为主线完成这三个工序即为完成一个循环故常布置多循环方式组织作业在册人数为100人劳动组织表见表4－在安排作业方式时必须把机械设备检修作为综采的一个工序适当安排保证检修时间根据实际情况和设备检修能力组织两班采煤一班准备的三班作业制表4－劳动组织表高档普采工作面生产割煤和移架平行作业无须单独回柱放顶时间因此准备班的工作量不是太大主要是检修设备更换易损零部件前移转载机回收运输和回风巷支架平巷超前支护工作在工作面还有如加固煤壁扶正支架整理工作面端头等但这些工作可以平行进行一般一班即可顺利完成循环作业图表见图4－35矿井运输提升及排水51矿井运输com输系统和运输方式的确定1井下运输系统根据矿井井下开拓系统和区回采工作面的布置确定煤炭矸石材料设备和人员在内的运输系统如下⑴煤炭运输系统采工作面的煤炭巷井底中央煤仓主井提升至地面⑵设备材料和人员的运输系统副井罐笼中的设备材料人员井底车场大巷区段回风平巷采工作面⑶矸石运输系统掘进工作面出的矸石轨道巷轨道井底车场由副井提至地面2井下运输方式大巷矿车运煤辅助运输区巷运输顺槽皮带工作面可弯曲刮板机com输设备的选型采区主要设备主要包括回采工作面的主要运煤设备矸石运料运输设备其设备类型主要由地质特征开拓系统开采方法运输倾角运距运量和瓦斯等条件来决定对于区运输设备原则上不必进行设计计算直接从有关设备技术特征表中选用即可区设备选型时运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯曲刮板输送机小时运输能力应大于回采工作面采煤机设计的小时生产能力同时不应小于回采工作面的小时运输能力考虑到实际情况所选择的采区工作面的刮板输送机型号为胶带输送机的型号为com输设备大巷一般采用轨道运输并选用标准矿车牵引设备一般采用电机车小型矿井亦可采用无机绳运输大型矿井采区生产集中矿井一翼走向长度小于2Km条件适合技术经济比较优越时可采用胶带输送机矿车类型应根据矿井设计生产能力选择考虑将来的增产因素决定选用底卸式矿车辅助运输可选用1吨固定矿车和平板车材料车和人车等辅助车辆com成的计算在确定电机车粘着质量及矿车形式之后可以根据运输条件计算列车组成列车组成的计算按三个条件来确定分别为⑴按电机车的粘着质量⑵按牵引电动机的允许温升⑶按列车的制动条件分别计算如下⒈按电机车的粘着力条件计算式中P机车粘着重量tQzh重车组质量tψ机车粘着系数启动ψ024Wzh重列车起动时的阻力系数取00105I轨道线路平均坡度i3‰列车起动时的加速度004ms2表5－1架线式电机车主要技术特征表型号 粘着质量t 轨距mm 轴距mm 速度Kms 配套电机 外形尺寸 型号 功率Kw 电压V ZK106250 10 600 1100 11 ZQ21 21 250 4500×1060×1550 表5－2矿车主要技术特征表名称 型号 名义载重t 最大载重t 轨距mm 轴距mm 缓冲器 外形尺寸mm 自重Kg 3t底卸式矿车 MD336 3 600 1100 双列弹簧式 3450×1400×1200 1800 1t固定箱式矿车 MGC116A 1 600 550 单列弹簧式 2000×880×1150 592 1t平板车 MP16A 1 2 600 550 单列弹簧式 2000×880×1150 464 1t材料车 MC16A 1 2 600 550 单列弹簧式 2000×880×1150 494 ＝134-10＝124t⒉按牵引电动机允许温升条件计算Fch电机车长时牵引力NP机车重量α电机车调车时的电能消耗系数取125T机车往返一次的运行时间minθ列车往返一次的运行时间minWzh重列车运行阻力系数取0007id等阻力坡度一般为2‰3‰取2‰g重力加速度取98ms2其中式中列车往返一次的运行时间min加权平均运距Km取1Km重列车的运行速度Kmh取6Kmh空列车的运行速度Kmh取8Kmh＝23minθ列车往返一个循环中的休止时间min取θ＝5min＝331t⒊按列车制动条件计算根据《煤矿安全规程》列车制动距离制动时不得超过40m在车组重量计算时一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算列车开始制动时速度等于长时速度则制动时的减速度为机车长时制运行速度取10Kms制动距离运送物料时取40m按制动条件计算车组重量的最大值是重车组质量tP机车重量tψ机车制动时粘着系数取ψ024重列车运行的阻力系数取0007I轨道的平均坡度取i＝3‰b列车制动时的加速度ms2＝249t⒋列车中矿车数量的确定式中距三个约束条件确定的车组质量中最小者tGG0分别为矿车的载重或自重t＝24台com台数的计算⒈机车的加权平均周期运行时间加权平均运距Km取1Km重列车的运行速度Kmh取6Kmh空列车的运行速度Kmh取8Kmhθ列车运行一个循环中休止时间min取5min＝133105＝29min⒉每台机车每班可能运行次数次班式中一个工作班内的运输工作时间运人取时取75h机车的加权平均周期运行时间min＝16次班⒊班产量Ab＝A1A2Ant班式中A1A2An各带区的班产量t班⒋每班所需运送货载总次数每班矸石产量t班生产不均匀系数取＝135一列矿车的矿车数取2辆矿车载重取3t＝02＝02×1565＝313t班所以＝36次班⒌每班运送总次数取1所以＝361＝37次班⒍工作机车台数＝3716＝23台取3台⒎备用与检修台数＝025×3＝075台取1台⒏所需机车总台数＝31＝4台52矿井提升com据根据本矿井的实际情况主井作为矿井的提升井担负全矿井煤的提升升系统能力0Mta矿井工作制度三八制年工作日330d日提升小时16h井口标高10702m大巷标高-140m箕斗装载点标高-146m箕斗卸载点标高122m提升高度m型号JDS9110×4载荷9000kg质量11600kgcom备的选型计算⒈主立井提升容器确定⑴一次合理提升式中A矿井设计生产能力tc提升不均衡系数箕斗井为11～115取115提升富裕系数第一水平取120t日提升小时数取16hn年工作日数取330d一次循环时间sH提升高度m箕斗井矿井开采水平垂直深度m卸载水平至井口水平距离m取m装载水平至井底车场水平距离m取m最大提升经济速度其中加速度取075U箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间取u10s休止时间s取θ＝s表5－箕斗休止时间箕斗规格t 5及以下 5～9 12 16 20 休止时间s 8 10 12 16 20 ＝152476＝268m＝＝655ms＝＝696s所以＝23t⑵选择提升容器规格尺寸根据Q值及煤的松散容重即可选用t标准箕斗根据表中斗箱有效容积计算一次实际提升量式中式中煤的松散容重取其中147为煤的容重为碎胀系数取11箕斗容积满度系数取09＝＝134tm3所以Q09＝531t根据箕斗实际提升量选副立井主要担负提升人员材料设备矸石的任务根据辅助运输设备和井下矸石量初步选择罐笼型号为GDS－1×275×4型1t矿车双层四车罐笼其自重为7t要求最大班工人下井时间一般不超过40min最大班净作业时间一般不超过5h包括提人材料矸石其中升降工人时间按工人下井时间的15倍升降其它人员时间按升降工人的20％提升矸石按日出矸量的50％升降坑木支架按日需量的50％⑴下井人数的确定因为该矿年产量为万吨且工作制度为三八制二班半采煤半班准备所以该矿总工作人员为＝455其中管理人员占10％为人井下工人为人所以下井最大工人数人⑵用提升人员进行验算单层罐笼每次升降5人及以下时其休止时间为20s超过5人每增加1人增加1s双层罐笼升降人员如两层中的人员可同时进出罐笼时休止时间比单层罐笼增加2s信号练习时间当人员由一个水平出罐时休止时间比单层增加一倍另加6s换置罐笼时间式中每罐提升人数24人最大作业班下井人数人提升加速度取07ms2＝25415＝269m其中矿井开采水平垂直深度m卸载水平至井口水平距离取m稳罐附加时间取＝5sθ上下人员休止时间取s＝413137人满足要求⑶以最大班净作业时间6小时验算式中每日矸石提升量每次矸石提升量t＝865min②升降其他人员的时间02×min＝22min02×＝02×22＝44min③下坑木支架按日需量的50计算取05h＝30min④下炸药24次取3次保健车24次取3次运送设备510次取8次其他510次取8次则总计3388＝22次22×15201s＝558min总作业时间为4430558＝177min＝295h6h满足要求⒊提升钢丝绳的选择计算⑴提升钢丝绳的绳端荷重Qd箕斗提升时Qd＝2gN罐笼提升时Qd＝〔Q22GG0〕gNQd钢丝绳绳端荷重NQ2提升容器箕斗或罐笼的质量kgQ一次提升量kg2每次提升的矿车数G矿车中的装载质量kgG0矿车的质量kgG重力加速度98Nkg⑵钢丝绳最大悬垂度Hc＝H＋Ht＋HkˊmHc尾绳环的高度mH＝Hg＋15ss提升钢丝绳的中心距mHg过卷高度取mHt提升高度mHt＝Hz＋Hs＋HxHz装载水平至井下运输水平的高度取mHx卸载水平至井口的高度取mHs井筒深度mHkˊ提升容器在卸载位置时容器底部至主导轮轴的高度Hk′Hr＋Hg＋h＋H2xHr容器全高mh导向轮中心距楼板层面高度h＝075RR导向轮半径mH2x主导轮中心至导向轮中心的高度m根据所选提升容器查表得箕斗全高为1m罐笼全高为10m按《煤矿安全规程》第397条表6规定过卷高度取m即Hg＝m根据井筒断面布置和所选容器的外形尺寸可知罐笼提升的提升钢丝绳的中心距为0mm箕斗提升的提升钢丝绳的中心距为1mm根据主导轮直径为28m查表可知H2x＝5m且主导轮半径为R＝14m①对于箕斗井H＝Hg＋15s＝15×165＝mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝25415＝mHk′Hr＋Hg＋h＋H2x＝65075×145＝2m所以Hc＝H＋Ht＋Hkˊ＝275235＝m②对于罐笼井Hh＝Hg＋15s＝1015×174＝1261mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝25415＝mHk′Hr＋Hg＋h＋H2x＝10075×145＝m所以Hc＝H＋Ht＋Hk＝126123＝⑶确定钢丝绳每米质量PKgm罐笼提升PKgm式中钢丝绳公称抗拉强度Pa钢丝绳密度Kgm3n钢丝绳数目g重力加速度ms2ma提升钢丝绳的安全系数《煤矿安全规程》规定当钢丝绳悬垂长度不大于1200m时按下列公式计算ma专为升降物料时ma＝72-00005人员和物料混合提升时ma＝92-00005同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为1550Nmm2和1700Nmm2两种钢丝绳不妨取钢丝绳的公称抗拉强度＝1700Nmm2＝1700×106Pa查表并计算可得钢丝绳密度为9350Kgm3①对于主井箕斗井＝72-00005×308＝705所以＝Kgm②对于副井罐笼井ma＝92-00005＝92-00005×311＝904＝15Kgm根据计算出的P值主井提升钢丝绳决定选用绳6×19股16绳纤维芯直径为245mm的钢丝绳其参考质量为2165Kg100m钢丝破断拉力总和为355000N副井提升钢丝绳决定选用绳18×7股16绳纤维芯直径为280mm的钢丝绳其参考质量为2996Kg100m钢丝破断拉力总和为496500N⑷验算钢丝绳的安全系数箕斗提升时1083705罐笼提升时1682904所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的要求提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差Fe后查提升机特征表确定的根据《安全规程》规定摩擦式提升机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之比应符合下列要求有导向轮时D≥90d⑵钢丝绳最大静张力Ff的计算对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的FfFf＝〔Q2QnpHk′HtnHh〕×gN〔53104×2165×22754×2×9〕×98＝N罐笼提升时Ff＝〔Q22GG0npHk′HtnHh〕gN＝〔70002×10005924××22754××1261〕×98＝13N⑶钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差FcFc＝〔Q｜ΔHt｜〕g＝0×98＝N罐笼提升时Fc〔4GΔH1〕g＝4×10001×98＝39210NΔ提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差对于等重尾绳的提升系统Δ＝0上式中Δ取其绝对值⒌电动机容量选择式中K矿井提升阻力系数箕斗井取115罐笼井取12减速器传动效率取092P动负荷影响系数P＝12－14V提升速度V＝04＝594Kw 根据计算功率选定提升机型号为JKM－284I其性能特征如下主导轮直径28m导向轮直径25m钢丝绳最大净张力差为90KN钢丝绳允许最大直径为28mm最大提升速度118ms减速器的速比115最大扭距为133KNm电动机功率为1000Kw最大允许功率计算值为720Kw电动机转数为630rmin最大转数750rmin传动方式为单电机传动·m矿井充水方式为直接充水目前矿井年平均正常涌水量在65m3min上下取60m3min预算―330m以浅水平正常涌水量为77m3min充水后采掘工程受水害影响较严重矿井安全受水害威胁防治水工程量较大难度较高防治水的经济技术效果一般比照煤矿矿井水文地质类型划分标准矿井水文地质类型宜定为复杂偏极复杂本矿属于没与瓦斯突出矿井矿井排水系统见图5－1图5－1矿井排水系统简图QB′＝＝12Qm3h式中QB′水泵最小排水量m3hQ矿井正常涌水量m3h12×60×60＝m3h最大涌水量时QBr′＝＝12QBr′m3h式中Qr矿井最大涌水量m3hQBr′＝12××60＝m3h⑵水泵扬程的计算式中排水高度取井筒垂深m吸水高度取5m管道效果竖井取089－09⑵水泵形式及台数的确定《设计规范》规定主排水泵的选择必须能使水泵总能力在20小时内排出矿井24小时的正常涌出量备用水泵不少于工作水泵的70并且工作水泵和备用水泵的总能能在20小时排出24小时最大涌出量检修水泵台数按工作水泵台数25设置取偏上整数水泵型号的确定本矿井正常涌出量为m3h水泵最小排水量为420m3h矿井水的PH7由《矿山固定机械》查得本矿井可选用水泵型号为DS450100×6见水泵特征表5－3表5－3DS450100×7水泵特征表型号 流量m3h 扬程 转速rpm 吸程m 放率 配带电动机 口径mm 重量 型号 功率 吸入 吐出 DS450-100×6 600 504 2980 5 71 JKZ-1250 1250 300 250 3500 《安全规程》规定必须由工作和备用的水管其中工作水管的能力应配合工作水泵在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量工作和备用水管的总能力且能配合工作和备用水泵在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量因此设计中主排水管敷设两趟一趟工作一趟备用dp′m式中v排水管流速v＝15－22ms取v＝2ms所以dp′＝0282m查表选用外径为299mm的标准无缝钢管壁厚15mm内径284mmm由此＝0307m查表选用外径为325mm的标准无缝钢管壁厚15mm内径310mmdp排水管内径取284mmC附加厚度取1mmKz钢材许用应力kgmm2m式中产品样本上给出的允许吸上真空度m取额定工况时的吸水管中流速msms所选标准吸水管的内径m吸水管的阻力损失mm查表可知因＝310mm故＝205＝0028取＝10m＝＝181m最大吸水高度＝＝305m⑵求管道特性方程绘制管道特性曲线式中排水管阻力损失m排水管沿程阻力系数排水管中流速所选标准排水管内径m排水管上各管件局部阻力系数之和排水管长度m泵房里最远一台泵排水管长取20m斜巷内排水管长取20m井管内管长取井筒深地面上排水管长取20m＝2020412320＝4723m＝284mm故＝0027＝205又因为＝197ms所以＝1295mH＝417317×18112951＝44348m管道阻力系数式中所选泵的额定流量m3h所以＝1293×则管道特性方程为取不同的Q值求得相应的值列表如下Qm3h 0 100 200 300 400 500 Hm 4173 4186 4225 4289 438 4496 i＝HHk＝44348100＝443取i＝5＝520m3h＝072＝1308Kw520m5－3－3＝161520h图5－2水泵管道特性曲线＝115420h＝191ms式中水泵额定工况时的效率稳定性式中H水泵流量为零时一级扬程⑶验算电动机功率Kw式中传动效率直连时＝111～115富裕系数当Q＞300m3h取11＝1138Kw1380Kw

6矿井通风与安全技术措施61矿井通风系统的选择com计的基本依据由地质资料所述煤层的瓦斯含量高该矿井瓦斯矿井煤尘没有爆炸危险性无自然发火倾向现行矿井投产至今未见煤的自燃现象选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费设备运输及维修费等经济问题同时还要根据上述问题思考是否要灌浆煤层注水及抽放瓦斯等⑴每一个生产矿井必须有至少两个能行人的通达地面的安全出口各个出口之间的距离不得少于30m⑵进风井口必须布置在不受粉尘灰尘有害和高温气体浸入的地方⑶箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井如果兼作回风井使用时必须遵循下列规定①箕斗提升兼作回风井时井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施其漏风率不超过15％并应有可靠的降尘措施但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时箕斗提升井筒中的风速不得超过6ms装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4ms并都有可靠的防尘措施保证粉尘浓度符合工业卫生标准皮带运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路⑷所有矿井都必须采用机械通风主要扇风机必须安装在地面同一井口不宜选用几台主扇并联运转主扇要用符合要求的防爆门⑸每个矿井必须有完整的独立的通风系统⑹采用多台分区主扇通风时总进风道的断面不宜过小⑺回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风⑻井下火药库井下充电峒室必须有单独的进风风流本设计井田倾向约km且煤层相对赋存较浅倾角较小属于近水平煤层采用立井一水平上山加暗斜井二水平上山开拓倾斜长壁采煤法经济技术上综合考虑拟采用中央边界式通风方式采用副井进风风回风结合设计矿井的情况通风系统采用抽出式通风方式抽出式主扇使井下风流处于副压状态但一旦主扇因故停止运转时井下的风流压力提高有可能使采区瓦斯涌出量减少比较安全Qkj∑Qcj∑Qjj∑Qdj∑QgjKkjQkj矿井总进风量m3min∑Qcj采煤工作面实际需风量总和m3min∑Qjj掘进工作面实际需要风量总和m3min∑Qdj独立通风的硐室实际需要风量总和m3min∑Qgj矿井中除采煤掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和m3min