采矿工程毕业设计1

3246勘查线的某某断层和崔庄断层交汇处，1煤层限采标高+100～-600m，1煤层矿区范围现由2001年河南省国土资源厅核发的32个拐点圈定（采矿许可证号41000001401550.1～3.3km0.3～7.3km9.7KM2。还有本矿专用铁路—宋（寨）大（冶）3km处还15km0440～45km107国道、图 某某煤矿交通位置300.4m155.5m144.9m。9.1～14.6ˊ44.6ˊ，最低为–18.2ˊ381.3～1059.6mm606.2mm7、8、9908～1976.2mm60-70%23cm（1964.12.3120cm（1966.12.30111212没有地震威协。下元古界嵩山群:主要为紫红色、灰白色绢云母石英片岩和灰白色石英岩，厚278～287m283m。上元古界震旦系:92m部为含磷砂砾岩，厚约160m；中统多为暗紫红色粉砂岩、页岩和鲕状、竹叶状灰岩等，厚340m260m。下古生界奥陶系:25.33～79.95m,55m33m,10.47m。1煤层。粒砂岩，厚约615m；中统主要为黄绿色细砂岩和砂质泥岩互层，厚约190～500m，平均200m；上统主要为土黄色、紫红色、黄绿色、青灰色砂质泥岩，厚约330～600m，平均370m14～21º12采5～30°不等，上陡下缓。16.39m、砂锅窑60mL7-812.07m。因张沟向斜的存在，煤层沿走向和倾向均存4～45°，龟山断14～19º9312149kh13.5m，全区可采。该煤层大部分不含夹矸，偶含一层夹矸，局部结构复杂（2～4层夹矸，总体应为简单结构煤层；含结构的见42244421孔夹矸岩性主要为细粒砂岩甚至中粒砂岩。顶板岩性多为砂质泥1191.3％；底板岩性几乎全为泥岩和砂质泥岩，偶有炭质泥岩、粉砂岩和石灰岩等。11煤层赋存标高为+100～-600m标高。1煤层钻孔和巷道揭露见煤点较多，煤层厚度、结构及其可采范围等查明1煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为1.45t/m380～315Ω/cm之间。10.01～16.00％、16.01～29.00GB/T15224.1-2004标准（动力用煤，应属低－挥发分（VDAF）：1煤浮煤干燥无灰基挥发分（VDAF）两极值为10.47～15.26%12.90（64点）%10.00～20.00％之间。200652122两采区所采煤层煤样测试结果为浮煤挥发分(VDAF)12.10～12.40%,平均12.25%。据MT/T849-2000标准，应属低挥发分煤。4.290.047（5-5发热量（QGR，V，D）：1煤原煤干基恒容高位发热量（QGR，V，D）两极29.601（GB5751-861（VDAF）两极值为10.47～15.26%，平均12.90%，胶质层最大厚度Y值为10mm，焦渣特征为1～4111煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。寒武、奥陶系长山组和马家沟组（ˊ3CH+O2M）C3TL1-4C3TL7-81煤层间接底板充水含水太原组下段灰岩（C3TL1-4）1C3TL7-8灰岩发生水力联系，1煤层底板间接充水含水层。11煤层顶板直接充水含水层，因富水性较弱，补给条件差，对采煤影响不73.45m111本溪组（C2B）O2M127个钻孔穿过该层，厚度太原组（C3T）L4L728个钻孔穿过该层，厚10.65（4420孔）-41.79m（4孔22m。距二1煤层距离平均为99个废弃矿矿井附近主要地表水体双洎河自西向东流经北部区外，1985311日于某某和樊寨附近分别实测了双洎河流量，上游某某附近流入量为2.0295s，下游樊寨附近流出量为s，出入基本平衡，说明了双洎河没有渗透现象，对矿井充水的可能性不大。区内仅有的一条季节性河流－麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河1煤层矿井。11煤层底板岩溶裂隙承压水和断裂断1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水是矿床充水水源之一，但其富水性弱，补给条件差，煤矿瓦斯包括煤层瓦斯和其围岩瓦斯。本报告暂不讨论围岩中瓦斯含量。该矿系统的瓦1965-1966125队提交的《平陌-某某勘探区最终（精查通过大量的采样化验和测试分析，该报告认为某某井田+50mCO2～N气带，+50～-100mN～CH4带，-100mCH4带，总体是-100m以浅为瓦斯风化带，瓦斯含1煤层瓦斯含量具有随煤层埋深增加而增大某某煤矿目前开采水平-200m标高，20046.48m3/t；2005年在总之，矿井瓦斯赋存具有不均衡性。建议矿井在采掘生产过程中，在地压大、煤厚及产涌出、突出的现象和事故发生，防患于未然。3804115cm，抑制45％。200558日煤炭科学研究总院重庆分院所作爆炸性试验为：20cm501煤尘具有爆炸性。建议本矿1煤全硫（ST，D）0.14-2.050.45％（22点0.30％，20060.36～0.38%,0.37%，其含量均不是很高，总体属特低硫煤。200251T氧＝372ˊ，T原＝378ˊ，T还＝380ˊ，ΔT＝8ˊ，＜25ˊ，鉴定结果为ˊ级不自燃，最短自燃发火期为72天。本矿现在-200m122～25ˊ左右，未发1729.78～914.65m时底板温21.6～28.6ˊ25～90m55m13.8～18.4ˊ，平均16.2ˊ；地温梯度在0.9～1.4ˊ/100m之间，平均1.2ˊ/100m。所以，初步认为该区为地7°20°113.5m1ˊ5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算其中：Zg——S井田的倾斜面积，km2；R煤的容重，t/m3R=1.45t/m3则：Zg=66969441×3.5×1.45/cos7°+3767029×3.5×1.45/=53104651t=5310其中：Z1——边界煤柱损失量，m；M——40m13235m=2686705t=268.67051865m，因此断层保护煤柱损失量为：=757190t=75.719060万吨/0.6×（12~13）=7.2~7.87.57.5m2274m×274m的正方形。在计算矿井可采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的7%留置，因此工业广场的煤柱量为：Z3=53104651×7%=3717326t=371.7326tP=268.6705+75.7190=716Zk=(Zg-P)其中 矿井的可采储量 Zk=(Zg-P)=(5310-716)=36753675330天计“三八”制作业（二班生产，一班检修16小时。矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。针对某某矿的实际情况：主采二1煤层，平均厚度为3.5m；瓦斯涌出量较大等，采用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，确定本矿井的年设计生产能力为60万t/年。1煤煤层较厚，可布置一个综采工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。16t提升箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用胶带运输机运煤，运输能力很大，原煤外运矿井瓦斯涌出量为15m3/t，属于高瓦斯突出性矿井。煤尘有爆炸性危险。水文地质条件简单，正常涌水量为380m3/h。矿井通风在第一水平初期掘进时采用并列式通风，其中：T矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量,t；A矿井的设计生产能力，60t/a；K——1.4。则：T2352t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：其中：t——矿井第一水平的服务年限，a；Zk1——矿井第一水平的可采储量,tA矿井的设计生产能力，60t/a；K——1.4。则：t2—5—2—a表2—5—2— 不同矿井设计生产能力时矿井服务年2—5—2—表2—5—2— 矿井分水平储量分配工业储量（可采储量（服务年限-150-45028年>2560万吨矿井第一水平服务年井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：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，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田一般可采用斜井开拓。表3—1— 井筒位置坐7.5274m×274m的正方形。100m，煤层埋藏最深处达-600m700m，而-450以方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深3—2—2所表示。

-----图3—2— 方案比较主井井筒副井井筒井底车场/主石门运输大巷主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷工程量单价元*m-费用工程量单价元*m-费用380×24×365×16×0.1525×10-×10-费用/百分率费用/百分率基建工程费生产经营费11%，很明显方案5.0m6t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材350mm390m。

400mm800mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水375m。VVM£V——通过井筒的风速，m/s；S——井筒净断面积，m2；M——Vmax——《安全规程》规定的允许最大风速；V

28.27´300mm120m。表 井筒特6t1t—井筒倾角井筒深度30～50﹪。其次，在满足井底车场通过单开道岔：DK630/5/15a=3967b=4333l=830011°18'36"对称道岔：DC630/3/15a=2560b=2852l=537518°26'06"渡线道岔：DK630/5/1514a=3967b=4333l=14934辙叉角为断面特征表断面特征表断面特征表准备方式—500～1500m。2000米。25m10m左右。当采用综采时，采区内布置一个工作面。即“一矿一面”，一面生产，一面备用。4—6所示，它的接替顺序为：1，2，3，图4- 工作面接替顺(1)(3)U型通风方式。这种通风方式有风流系统供水系统为：由地面储水池→专用管道→采区用水地点（主要用于防尘喷雾双向割煤，往返一次割一刀,0.6m。综采工作面生产能力QQ式中：n——工作面日循环数，4个；L——工作面长度，m170m；B——截深，m0.6m；M——煤厚，mγ——煤容重，t/m31.45t/m3；C——工作面回采率，95%。330则Q=330×4×170×0.6×3.5×1.45×95%=65ABK1K2AB——万taK1——K2——Ai——万taAB=1.1×1×65=71t/a>60t/a年推进度为：2.4×330=792m（1）A-(a(a

A-(b(bA-(c(cA-(d图5— 采煤机进刀方式再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图（d）)（2采煤机割煤——移架——推移刮板运输机——清理浮煤——（4）架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤—移运输机。5.5综采工作面的主要设备(见5-5)MXA-SGWL-MRB-XPB-表5-5 机械配备平剖面图见下图（图5－5）AA5111475

78 5.6表 劳动组织图 综采工作面的煤炭——区段运输平巷——运输上山——溜煤眼——运输大巷——井底中央煤仓经主井提升至地面工作面出的矸石——区段轨道巷——运料斜巷——轨道上山——运输大巷————6－2－a6－2－b6－2－c表 可弯曲刮板输送运输能t/h出厂长度电压 表 可伸缩胶带输送机特征运输功宽度3钢表 顺槽转载机特征小时运t/h SZZ-6－3－1－a架线式78固定式或底底卸式或侧1.81.8底卸式或侧60万吨的矿井，并且瓦斯含量很大，不能用架线式，所以应8吨蓄电池式电机车。901.5吨固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。年生产能力小（见下表6－3－1－b粘着质量（m（m电压XK－表 矿车主要技术特征名义载重最大载重轨 外形尺寸自重 定箱单列弹4 单列弹ˊ按电机车的粘着质量。ˊ按牵引电动机的允许温升。ˊ车的制动条件。分别计算如下：

1.075a

i)gQzh——ψ——机车粘着系数，启动ψ=I——轨道线路平均坡度，i=3‰；a——a0.04m/s2；Q 80.24 1.0750.04(0.010530) T（Wi T（WiT P——机车重量θ——列车往返一次的运行时间，min；Wzh——0.007；id——2‰~3‰，取2‰；g——9.8m/s2；1000 1000 T

T——Lp——加权平均运距，KmV——列车的运行速度，Km/h10.5Km/h；T＝601.521000 1000 23

840m。在车组重量计算时，一般40m计算。b＝（Vch2g Vch——机车长时制运行速度，取VchLT——40m； 10.5 2Q 0.11bWzhQzh——重车组质量，t；ψ——机车制动时粘着系数,取ψ=I——i＝3‰；b——列车制动时的加速度Q 8 0.110.1060.007Z＝1＝37.6辆Z=30辆LP——加权平均运距，KmVzh——重列车的运行速度，Km/h6Vk——空列车的运行速度，Km/h8T＝601.5215γ＝

次/Tb——一个工作班内的运输工作时间，运人取TbT—机车的加权平均周期运行时间，min；

γ＝60＝11次/Ab＝A1+A2+…+ t/＝984t/ZK——KZ——30G——1t； 1.350.2 ＝9次/

次/＝9+2＝11次/ 总＝γ＝1台1台。＝0.25台1台。N＝N＝22m/s5m/s2（1）式中：Q——B

v——式中，a——B≥2×300+200=800A=3600vyck(0.9B-式中：A——v——k——c=0.0906;A=3600×2×0.9×1×0.0906×(0.9×0.8-=264t/h>1806012t，井下运输大巷中采用胶带运输机运煤，辅助运输通过1t固定式矿车、人车和材料车来完成。某某矿煤的散体容重为8小时。370m670m(1)QAcaf3600tnA——矿井设计生产能力c——提升不均衡系数,1.1～1.15,af——提升富裕系数,1.20；t——日提升小时数,14h；n——年工作日数,Tj——一次循环时间Tj

uH——HHxHsHzHs——Hx——卸载水平至井口距离，mHz——装载水平至井底车场水平距离，mVj——最大提升经济速度，其中Vj a——0.75ms2U——表5-2- 箕斗休止时箕斗规格6休止时间HHxHsHzVjTj

u410

QAcaf3600tn601041.151.2360014＝4

(2)

QV——β——＝Q=0.91.3JDS－6/75×46t6.6m3，7.5t。GDG1/6/2/21t4.3t4.3t。…205050％。

nrj nr——每罐提升人数，20n0——最大作业班下井人数，取n0=100a——提升加速度，取0.7ms2HHsHxHs——Hx—— j 40

0.4390

5

＝480100人5ˊ提矸石每班作业时间（小时t

Q023600q0Tq——THu 0.4T0.4

5360.4

t

400100ˊ0.2×t人Tqt人

60

1.5（ 100100 600.2×tˊ50%计算；0.3h＝18minˊ2~432~435~10883+3+8+8＝22次Q2+2（G+G0Qd——钢丝绳绳端荷重，N；Q2——罐笼的质量，kg；Q——一次提升量，kg；2G——Q2+2（G+G04300+2×（1000+592Hg——6.5m；Hx——20m；Hs——Hr——H2x——6v＝6m/s6.5mHg＝6.5m根据井筒断面布置和所选容器得外形尺寸可知，罐笼提升得提升钢丝绳的中心距为2.8mH2x＝5mR＝1.4mˊˊP Q

n(gr

Hc0PQ22(GG0

n(gr

Hc0g——重力加速度，m/s2；maHc1200m专为升降物料时：ma＝7.2-0.0005人员和物料混合提升时：ma＝9.2-0.00051550N/mm21700N/mm2两种钢丝绳，不妨取钢丝绳的公称抗拉强度σB＝1550N/mm2＝1550106Pa。查表并计算可得钢丝绳密度为ˊ对于主井（箕斗井ma＝7.2-0.0005＝7.2-P4

770015509.89350 ˊ对于副井（罐笼井ma＝9.2-0.0005＝9.2-p 15504

9.89350

=1.3212.90Kg/100m345000N。副井提升钢丝绳决定选用绳619股（1+6+12）23.0mm的钢丝绳，其参考质量为190.30Kg/100m312000N。m g(QQnpH 9.8(7700750041.92ma

ngQ22GG0npHcma

4Fe(1)Dd之比应符合下列D＝2.8m，主、副井均能满足《安全规程》的要求。(2)FfFf。 ＝〔7500+7700+4×1.92×（24.44+410）+4×1.92×8.9〕 ＝〔4300+2×（1000+592）+4×1.77×（22.44+410）+4×1.77×9.11〕＝103980(3) NKQVK——1.15 P＝1.1577000.4410 JKM－2.8/4（I某某井田含水层组主要有寒武、奥陶系长山组和马家沟组灰岩岩溶裂隙承压含水层（ˊ，（ˊ（ˊ）,q＝0.0013～28.42l/段灰岩岩溶裂隙承压含水层（ˊ）,0.411～6.079l/s.m4.884m/d，地下380m3/h500m3/h60万吨的中型矿QB′＝24Q＝1.2Q＝456QBr′＝

＝1.2QBr′＝600H'HPHXHP——HX——ηg——0.89－0.9；H'370 根据水泵扬程和矿井正常涌水量，从产品样本中选择额定值接近所需值的水泵，水泵型250D60×7420m3/h420m1480rpm5.5mJKZ－12501250KW2620×1200×12103500kg。20h24h20h24h的最大涌水量。Qn1Qn——所选水泵的额定流量，420n 取n1＝2台。取n2＝1n1 取n＝2并且n＝2nn＝3 取n3＝1台。n＝n1n2n3＝42024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，v—排水管流速，v＝1.5－2.2m/sv＝2m/s；4436003.14273mm7mm259mm。'd

0.025'0.2730.025299mm8mm283mm400mVHx允＝Hs

Hwxx Hs——产品样本上给出的允许吸上真空度，m（HxVx——VX

900d

dx——Hwx—— (λxξ)x 查表可知，因dx＝283mm，故ξ＝19.3，λx＝0.0270LxVX

900d

9003.14

1.75m/ (λxξ) ＝ VHx允＝Hs

Hwx

H＝Hg

HwxHwpHwp—— VH＝（λpξ）p

pVp——

900d

dp——Lp——查表，因dp＝259mm，故λp＝0.0276

900d＝9003.14 H＝（λpξ）

p 2R＝HQn——所选泵的额定流量，m3/h；HHgRQ2375QQHηQM＝412m3/h，ηM＝0.73NM＝93KwHM=435m。5－3－3。η图 水泵管道特性曲Tn

n124T24Qr 124Vp

900d

0.70.90.73Hg0.9iH3750.9760N

HM102

—～1.15—Q≤300m3/h

148041210236000.72CH43.33/mn该矿井为低瓦斯矿井，且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。ˊ每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离30m。ˊˊ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：ˊˊˊˊˊ4.5km，且煤层相对赋存较浅，倾角较小，属于近水平煤层。采用立——∑Qjj——∑Qdj——（Q采nQ

Q

——

min

——

min

————

min；minQ——n——

minQ综采＝100QQ综采——Q综瓦——

综 24T综采——k瓦——k瓦＝1.15；100——1/100计算；q瓦3.32000 综 ＝5.27m3Q综采＝100Q综瓦

m3＝791m3

，

min

——150～200——200～300

minminn——k

——1.20=1080m3Q硐Q充Q机

，

Q——0.5﹪m3min100～200m3minQ机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算； 0.2460

，

(1ui机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，可取下列数值，空气压缩机0.20～0.230.02～0.04；860——1kw/hui——t——

——采区绞车房或边电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80

min

——Q86021300.2647m3空1.200.2460 86016000.02149m3水1.200.2460 Q ＝796m3Q＝1206m3

(QcjQjjQdjQgj=3692m3m3m2mm