山西太原理工大函授人員采礦工程本科畢業(yè)設計

繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙山西太原理工大函授人員60萬噸/年礦井初步設計繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙畢業(yè)設計大綱要求，本設計內容共分為8部分，即井田概況；井田開拓；大巷運輸及設繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙 山西鄉(xiāng)寧焦煤集團申南凹焦煤有限公司煤礦井田位于山西省鄉(xiāng)寧縣管頭鎮(zhèn)鋪上溝一帶，隸屬鄉(xiāng)寧縣管頭鎮(zhèn)轄區(qū)。礦井始建于1992年，1995年底投產，2000年12月份頒發(fā)了采礦許可證，證號為1400000021308,批準開采2號煤層，開采面積4.9425km2,2005年換發(fā)了采礦許可證，證號為14000000531344,批準開采煤層及面積不變。2006年1月申請擴界，2007年5月山西省國土資源廳頒發(fā)了擴界后采礦許可證，證號為1400000722461,批準開采2號煤層，批準開采面積8.1489km2;于2010年資源整合為單保礦井，采礦許可證號為C1400002009111220045112,批準開采2號至10號煤東西寬約4.6km,井田面積34.66km2。2010年12月山西省煤炭工業(yè)局換發(fā)的煤炭生產許可證，證號為201426310292,證載設計生產能力110萬噸/年，近兩年井下回采至傾角較大區(qū)域，實際生產能力60萬噸/年。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第IV頁 Ⅱ Ⅲ第一章井田概況 1第一節(jié)井田地質特征 1第二節(jié)每層埋藏特征 5 9第一節(jié)井田境界及儲量 9第二節(jié)礦井設計生產能力及服務年限 第三節(jié)井田開拓 第四節(jié)井筒 第五節(jié)井底車場及硐室 第三章大巷運輸及設備 第一節(jié)運輸方式的選擇 第二節(jié)礦車 第三節(jié)運輸設備選型 第四章采區(qū)布置及裝備 第一節(jié)采煤方法 第五章通風和安全 第一節(jié)概況 第四節(jié)災害預防及安全裝備 第六章礦井主要設備 第一節(jié)主斜井提升設備 第二節(jié)副斜井提升設備 繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第三節(jié)通風設備 第四節(jié)排水設備 第五節(jié)壓風設備 第七章建井工期 第一節(jié)建井工期 第二節(jié)產量遞增計劃 第八章技術經濟 第一節(jié)勞動定員及勞動生產率 繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第一章礦井概況山西鄉(xiāng)寧焦煤集團申南凹焦煤有限公司煤礦井田地處山西河東煤田東南部，位于鄉(xiāng)寧縣管頭鎮(zhèn)鋪上溝一帶，其地理坐標為：北緯36°03′27”至36°05′05”,東經公司煤礦工業(yè)場地距鄉(xiāng)寧縣城約22km。鄉(xiāng)寧—臺頭—臨汾一級公路從礦井工業(yè)場地南約2km東西向通過。距襄汾50km,距臨汾80km,向東50km可在臨汾市西與霍州一侯馬一級公路及與國鐵平行的大(同)—運(城)高速公路相接，北上可達太原，南下經侯馬、運城、永濟，過黃河可進入陜西。該區(qū)尚無鐵路通達，礦井工業(yè)場地南約2km為臨汾—吉縣高速公路，礦井距南同蒲鐵路侯馬站60km。山西鄉(xiāng)寧焦煤集團申南凹焦煤有限公司交通位置見圖1-1本設計所依據(jù)的地質報告是在鄉(xiāng)寧礦區(qū)詳查地質報告、臺頭井田精查勘測探及煤況程度較低，應補充勘查。煤礦擴區(qū)東部位于臺頭精查區(qū)西部C級儲量區(qū)內，2號煤層共獲得探明的(111b)、控制的(122b)、推斷的(333)資源量151.849Mt。其中原礦繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙區(qū)獲得探明的儲量(111b)、控制的(122b)34.677Mt、擴區(qū)獲得控制的(122b)儲量28.061Mt,推斷的資源量89.111Mt。三、井田的水文地質情況及主要地質構造的分布情況1)含水層礦區(qū)及周圍地帶含水層，根據(jù)巖層含水性特征劃分的含水層自下而上有：(1)中奧陶統(tǒng)峰峰組石灰?guī)r溶隙含水層孔推斷在本區(qū)水位標高在+500m至+550m左右，因此，一般對開采不會產生影響，但(2)太原組石灰?guī)r溶隙含水層石灰?guī)r為主要含水層，成為9號煤層頂板直接充水含水層，厚度7m左右，由于補給條(3)下石盒子組(K9、K8)砂巖裂隙含水層繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙埋深增加，風化裂隙減弱，含水性而減弱，606號孔抽水試驗，水位標高為+1397.73m,(4)第四系砂礫孔隙含水層2)隔水層具有良好的隔水性能，在無裂隙貫通的情況下，2號煤層不與K2含水層發(fā)生水力聯(lián)系。2號煤層至風化裂隙帶含水層之間的隔水層，主要由具可塑性泥巖、粉砂巖組成，3)水文地質條件類型礦區(qū)為一傾向北西的單斜構造，主要可采2號煤層頂板直接充水含水層為k8砂巖4)礦井充水因素分析(1)主要可采2號煤層以頂板k8砂巖充水為主，其次為開采過程中產生的塌陷裂(2)礦區(qū)下伏區(qū)域主要含水層為奧灰?guī)r溶水，由于該含水層地下水水位絕大部分低(3)地表水對巷道的充水影響，區(qū)內地表水為季節(jié)性沖溝，雨季尚有水流且很小，繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙4)礦井涌水量預測根據(jù)鄰近礦井井下涌水量情況，預計正常涌水量為20m3/h,最大涌水量為30m3/h。2.主要地質構造(斷層、褶曲、陷落柱)的分布情況向斜構造。在礦區(qū)東南部沿北東走向有一急傾向帶，寬度400m左右。在礦區(qū)西南部有第5頁尸中延長恬鎮(zhèn)十里辭東腹尸中延長恬鎮(zhèn)十里辭東腹大召理上大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙3圪臺所派)I)I平垣醉關醉關中濟1重1重明陽洪淌甘亮古愛器西周西周省208載龍亭15榮河離村方勞畈底班預魔@填曲春3姓9689繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙組。其中太原組和山西組為主要含煤地層，太原組含主要可采煤層10號煤層和局部可采煤層7號煤層，山西組含主要可采煤層2號煤層和大部分可采煤層3號煤層，本溪組含局部可采煤層12號煤層，下石盒子組含1～2層薄煤層。山西組共含煤四層(1上、1、2、3號),平均總厚5.70m,平均含煤系數(shù)21.4%;平均可采總厚5.22m,平均可采含煤系數(shù)19.6%。本區(qū)太原組6號、7號、10號及11號煤層均尖滅，所以共含煤2層(8、9號),平均總厚1.0om,平均含煤系數(shù)1.5%;平均可采總厚0.76,平均可采含煤系數(shù)1.1%。山西組1上、3號煤層和太原組8、9號煤層均變化很大。山西組1-2號煤層因層間砂體增厚而間距變大，2-3號煤層間距穩(wěn)定。詳見煤層賦存特征表1-2-1。本區(qū)自上而下的可采煤層(包括局部可采和個別點可采的煤層)為1上、1、2、3、9號等5層煤層。其中主要可采煤層為2號煤層。二、煤層圍巖性質以下所述為2號煤層頂?shù)装鍘r石性質(1)基本頂：厚度為12.8m左右的粉砂巖，深灰色、灰黑色粉沙巖為主，夾灰(2)直接頂：厚度為6.5m左右的砂巖，局部有離層現(xiàn)象。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙(1)直接底：厚度為2.3m左右的炭質泥巖，灰黑色，上部含砂量交小，含植物化據(jù)臨汾市煤炭安全檢測檢驗中心測定結果，相對瓦斯涌出量為2.11m3/t.d,小于10m3/t.d,經計算絕對瓦斯涌出量為3.76m3/min,小于40m3/min,屬低瓦斯礦井。據(jù)礦井2號煤層煤樣測試結果，吸氧量0.5908(cm3/g),自燃等級II級，自燃傾據(jù)礦井2號煤層煤塵爆炸性試驗結果，火焰長度為50mm,最低巖粉用量為60%,2(1)水分：2號煤層原煤空氣干燥基水分含量平均為0.69%,精煤空氣干燥基水分含量平均為0.67%;(2)灰分：2號煤層原煤干燥基灰分16.19—17.45%,平均為16.82%,屬中灰煤。精煤干燥基灰分為6.27—7.13%。平均為6.70%;(3)揮發(fā)分：2號煤層精煤干燥無灰基揮發(fā)分(Vdaf)15.87-17.13%;(4)膠質層厚度：2號煤層原煤干燥基膠質層最大厚度(y)11.9-12.8mm;(5)粘結指數(shù)：2號煤層原煤干燥基粘結指數(shù)(G)40-82;繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙(6)硫磷含量：2號煤層原煤干燥基全硫含量0.28-0.39%,平均為0.29%,屬特低硫煤，精煤干燥基全硫含量0.24-0.27%,平均為0.26%;2號煤層原煤干燥基磷含量平均為0.034%,屬低磷煤。(7)發(fā)熱量：2號煤層干燥無灰基彈筒發(fā)熱量為35.43-35.79MJ/kg,屬高發(fā)熱量煤。(1)煤的牌號：區(qū)內2號煤層煤類有焦煤(優(yōu)質主焦煤)、瘦煤兩種。七、煤層賦存特征表表1-2-1;煤層賦存特征時代煤層編號煤層厚度煤層間距夾石頂板巖性可采性穩(wěn)定性最小-最大平均最小-最大平均底板巖性山西組1上0僅102號不穩(wěn)定10粉砂巖局部開不穩(wěn)定24.74-9.561全區(qū)可30僅102號不穩(wěn)定太原組80石灰?guī)r不可采不穩(wěn)定90石灰?guī)r局部開不穩(wěn)定大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙表1-2-2煤的工業(yè)分析表序號分析成分代碼分析結果1水分原煤—精煤2灰分原煤中灰煤精煤—3揮發(fā)分精煤一4膠質層Y原煤—5粘結指數(shù)G原煤中等粘結6硫磷含量原煤低硫\低磷精煤—7發(fā)熱量原煤高發(fā)熱量第二章井田開拓第一節(jié)井田境界及儲量根據(jù)山西省國土資源廳2009年11月頒發(fā)的《采礦許可證》(證號第10頁大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙C1000002009071110028184),井田范圍由以下7個拐點座標連線圈定：點號80西安坐標系6°帶54北京坐標系6°帶XYXY13994950.673995000.0023993950.673994000.0033992950.663993000.0043991950.643992000.0053990950.633991000.0063987680.573987730.0073989210.563989260.00井田為不規(guī)則多邊形，北南寬約7270m,東西長約5175m,井田面積18.0846km2,(一)資源/儲量根據(jù)山西省煤炭地質公司2011年8月提交的《山西省鄉(xiāng)寧縣臺頭煤焦有限責任公號煤層，其中1上、1、2、3號煤層為穩(wěn)定可采煤層，9號煤層為較穩(wěn)定大部可采煤層，其他均為零星可采或不可采煤層。本次對井田內的1上、1、2、3、9號煤層進行了資源/儲量估算。1上號煤層估算面積為7.361368km2;1號煤層估算面積為18.211295km2;2號煤層估算面積為18.190534km2;3號煤層估算面積為16.427854km2;9號煤層估算面積為11.915452km2。煤層最深處為井田西南部，標高約410m,煤層最高處為井田東第11頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙資源部2002年頒布的DZ/TO215～2002《煤、泥炭地質勘查規(guī)范》,其資源/儲量估算指煤類最低厚度(m)最高灰分(Ad)(%)最高硫分(St.d)3本井田1上、1、2、3號煤層為優(yōu)質煉焦用煤，為了合理利用煤炭資源，本次將1上、1、2、3號煤層最低厚度定為0.60m,9號煤層(高硫煤)最低厚度定為0.70m。1上號煤層：1.45t/m31號煤層：1.45t/m32號煤層：1.45t/m33號煤層：1.51t/m39號煤層：1.42t/m3(二)地質資源/儲量批采的1上、1、2、3號煤層保有資源/儲量(111b+122b+333)12698萬t,其中探明的經濟基礎儲量(111b)6948萬t,占保有資源/儲量的54.72%,控制的經濟基礎儲量(122b)3656萬t,探明的經濟基礎儲量+控制的經濟基礎儲量(111b+122b)10604萬t,占保有資源/儲量的83.51%,推斷的內蘊經濟資源量(333)2094萬t。詳見表2-1-1。先期開采地段批采的1上、1、2、3號煤層保有資源/儲量(111b+122b+333)10997萬t,其中探明的經濟基礎儲量(111b)6948萬t,占保有資源/儲量的63.18%,控制的經濟基礎儲量(122b)2952萬t,探明的經濟基礎儲量+控制的經濟基礎儲量(111b+122b)9900萬t,占保有資源/儲量的90.02%,推斷的內蘊經濟資源量(333)1097萬t。先期開采地段批采的1上、1、2、3號煤層達到勘探程度。詳見表2-1-2。9號煤層(高硫煤)保有資源量(2S11+2S22+333)2862萬t。詳見表2-1-3。資源/儲量估算結果匯總表表2-1-1煤層煤類資源/儲量(萬t)其中蹬空區(qū)第12頁大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙1上小計1小計2小計3小計合計總計先期開采地段資源/儲量估算結果匯總表2-1-2煤層煤類 bb其中蹬空區(qū)bb3上小計15小計1第13頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙26小計3162.7889.703小計661.0689.26合計980總計JM+SM+82763.1890.02高硫煤資源量估算結果匯總表表2-1-3煤層煤類2S22+32S11+2S22+3339合計三)礦井工業(yè)資源/儲量=12488.6萬t(其中可信度系數(shù)k值取0.9)礦井工業(yè)資源/儲量計算匯總表表2-1-4第14頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙煤層號煤類資源/儲量(萬t)111b+122b++333×0.9合計1上JM、SM1JM、SM23合計(四礦井設計資源/儲量礦井設計資源/儲量=礦井工業(yè)資源/儲量-永久煤柱損失；永久煤柱損失=井田境界煤柱+村莊煤柱+斷層煤柱+防水煤柱+地面建(構)筑物煤經計算，礦井設計資源/儲量為10486.6萬t礦井設計資源/儲量匯總表表2-1-5煤層號工業(yè)儲量(萬t)永久煤柱(萬t)設計資源/儲量(萬t)井界煤柱公路煤柱斷層煤柱村莊煤柱合計1上818.543.841.9636.913733.2422.2673.33059.925835.2885.2495032101.7261.9合計289.8263.5采區(qū)回采率按《煤炭工業(yè)設計規(guī)范規(guī)定》,薄煤層取85%,中厚煤層取80%。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第15頁P——永久煤柱損失量，萬t;計算得設計可采儲量為6610.1萬t。礦井可采儲量計算結果見表2-1-6。表2-1-6礦井設計可采儲量匯總表表2-1-6煤層號礦井設計儲量(萬t)開采保護煤柱損失(萬t)開采損失(萬t)可采儲量(萬t)井筒工業(yè)場地主要巷道合計1上636.913059.9492.424950809.43237.63合計6610.11、地面建(構)筑物(公路、村莊等)、工業(yè)場地、井筒安全煤柱的留設按《建角取45°,基巖段巖層水平移動角δ取72°,上山移動角γ取72°,下山移動角β取72°~0.8α(a為煤層傾角)。L——煤柱留設的寬度，m;根據(jù)相關經驗公式計算，最后確定斷層煤柱按50m留設。大巷之間及大巷兩側各留設40m。4、其他煤柱留設寬度：井田境界煤柱留20m,采區(qū)邊界煤柱留設為20m。第二節(jié)礦井設計生產能力及服務年限一、礦井工作制度礦井設計年工作日為330d,每天四班作業(yè)(其中三班生產，一班檢修),每日凈提升時間為16h。二、礦井生產能力的確定礦井設計生產能力的確定主要受下列因素的影響：(1)井田煤層賦存條件、開采技術條件、井田儲量、煤質、地面建井條件；(3)對本礦井而言，礦井地面地形條件、礦井初期投入資金及煤炭地面運輸條件是制約礦井設計生產能力的重要因素。從本礦井煤炭儲量分析，本井田設計可采儲量為66.1Mt,若按1.2Mt/a開采規(guī)模開第17頁 太壓理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙采，其服務年限可達39.3年。因此，從礦井煤炭儲量分析，該礦為資源整合單獨保留礦井，其生產規(guī)模確定為1.20Mt/a是適中的。西省煤炭工業(yè)廳晉煤規(guī)函【2011】1296號文，同意1.2Mt/a。因此，結合礦方委托，確定礦井設計生產能力為1.2Mt/a。第三節(jié)井田開拓一、井田地質構造、老窯范圍、煤層及水文等條件對開采的影響火成巖侵入等地質構造；無老窯；1號煤層頂板為砂質泥巖，中細粒砂巖，底板為砂質泥巖、細砂巖；2號煤層頂板為泥巖、砂質泥巖、砂巖和細砂巖；底板為泥巖、粉砂質繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第18頁二、開拓方案二)井田開拓井田內從上到下賦存的可采煤層依次為1上號煤、1號煤、2號煤層、3號煤、9號煤層，其中：1上號煤層厚0.53～0.90m,平均0.76m,為穩(wěn)定大部可采煤層；1號煤層厚度0.85～2.65m,平均1.84m,為穩(wěn)定全區(qū)可采煤層；2號煤層厚1.68～3.65m,平均厚2.70m,為全區(qū)穩(wěn)定可采煤層；3號煤層厚0.40～1.25m,平均厚0.73m,為屬穩(wěn)定大部可采煤層；9號煤層厚度0.00～3.20m,平均厚度1.79m,為較穩(wěn)定大部可采煤層。1上號煤層下距1號煤層2.92m,1號煤下距2號煤層9.28m,3號煤層上距2號煤層3.07m,3號煤層下距9號煤層45.78m。根據(jù)煤層厚度、間距、賦存范圍等特征，設計考慮兩個水平開拓，1號煤、2號煤、3號煤劃分為上組煤，即一水平，水平標高+790m,主要大巷設在2號煤層，1號煤與2號煤采用采區(qū)聯(lián)合布置開采，1上、1號煤采用工作面聯(lián)合開采；2、3號煤采用工作面聯(lián)合開采；二水平設在9號煤層。由于9號煤為暫不能利用儲量，根據(jù)業(yè)主意見，暫不繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第19頁井開拓，因此，只對井下大巷布置做比較，副斜井落底在2號煤，落底標高+790m,布置1號煤甩車場和2號煤井底平車場及硐室，現(xiàn)均已形成。主斜井井口標高為+1123.309m,井底標高為+758.000m,井筒傾角25°,斜長960m。井筒斷面為直墻半圓拱形，凈寬4.7m,凈高3.45m,凈斷面積13.8m2。副斜井井口標高+1124.181m,(軌面標高),井底標高+790m,井筒傾角23°,斜長855m。井筒斷面為直墻半圓拱形，凈寬3m,凈高3.1m,凈斷面積8.31m2。一號回風立井改做進風井，井口標高+1119.244m,井底標高+822.55m,垂深297m,新掘二號回風立井井口標高+1122.120m,井底標高+796.9m,垂深325m,井筒直徑主斜井井底標高為+758m,設井底煤倉、清理撒煤斜巷與東翼軌道巷連通。井底煤倉采用上倉式，直徑8m,垂深34m,煤倉容量1000t。副斜井在+810m水平布置甩車場；1上、1、2號煤層和3號煤層聯(lián)合開采，主運輸水平設在2號煤層，大巷分煤層布置，即1號煤層布置兩條大巷，分別為1號煤軌道大巷，1號煤回風大巷；2號煤布置三條大巷，分別為2號煤運輸大巷，2號煤軌道大巷，2號煤回風大巷，3號煤層不設大巷和采區(qū)巷，利用2號煤層采區(qū)巷進行開采。1上號煤層利用1號煤層采區(qū)巷道開采。全井田上組煤劃分為七個采區(qū)，即101、102、103、104、105、106、107采區(qū)，首第20頁太召理工大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙采工作面位于101采區(qū)采區(qū)，采區(qū)接替依次為101、102、103、104、105、106、107采個回風立井服務101、102、103、104采區(qū)。后期在井田北部601鉆孔新開鑿三號回風立井，作為礦井的后期回風井及安全出口，服務于105、106、107采區(qū)。本方案井筒形式、水平劃分、2號煤大巷布置等基本與方案一相同，不同之處：方案二1號煤只設回風大巷，主運輸及輔助軌道運輸均利用2號煤大巷；方案二采區(qū)劃分106采區(qū)為單翼采區(qū)。方案二102、104、106采區(qū)為單翼采區(qū)，101、103、105采區(qū)均表2-3-1方案的技術、經濟比較見表2-3-1。表2-3-1井田開拓方案經濟技術比較表方案一方案二方案一比方案二經濟比較開巷開拓工程量投資(萬元)技術比較優(yōu)點1、102采區(qū)下上布置，對井田西南部煤層傾角變化大，比較合適，有利于安全生產。2、開采1煤層，少掘巖石聯(lián)絡斜巷，減少準備工程量，便于施工。3、主要采區(qū)102、103、104采區(qū)順槽長度在1200-1500m能充分發(fā)揮綜采設備效益，減少工作面搬家次數(shù)。4、輔助運輸系統(tǒng)簡單環(huán)節(jié)少，有利于安全生產管理。1、104采區(qū)為雙翼采區(qū)，順槽長度達1900m能充分發(fā)揮綜采設備效益缺點1、103采區(qū)為條帶開采，順槽相對較短，且對周邊后期巷道有影響。1、102采區(qū)煤層傾角變化大，坡度在10-17°,對條帶式工作面布置不合適。2、輔助運輸大巷均設在2號煤層，1煤層回采時，輔助運輸存在反向運輔，多一個環(huán)節(jié)。3、采區(qū)工作面聯(lián)絡巖石斜巷多，不利于采掘準第21頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙備。4、輔助運輸環(huán)節(jié)較復雜，不利于安全生產管理。的原則推薦方案一。主斜井(已有工程):井口坐標X=3989296.093m,Y=19492571.485m,井口標高為+1123.309m,井底標高為+758m,井筒傾角25°,斜長960m。井筒斷面為直墻半圓拱形，井筒凈寬4.7m,凈高3.45m,凈斷面13.84m2,巷道底板鋪設150mm厚的混凝土，其內副斜井(已有工程):井口坐標X=3989362.322m,Y=19492540.497m,井口標高為+1124.181m(軌面標高),井底標高為+790m,井筒斷面為直墻半圓拱形。井筒凈寬3.0m,凈高3.1m,凈斷面8.31m2,傾角23°,其內鋪設600mm軌距單軌，鋼軌為30kg/m。一號進風立井(已有工程):井口坐標X=3989226.303m,Y=19492591.550m,井口二號回風立井(設計工程):井口坐標X=3989182.839m,Y=19492617.085m,井口本礦井初期1號及2號煤同時開采，主運輸水平設在2號煤層，水平標高+790m。即1號煤布置兩條大巷，分別為1號煤軌道大巷、1號煤回風大巷；2號煤布置三條大繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第22頁巷，分別為2號煤運輸大巷、2號煤軌道大巷、2號煤回風大巷。運輸大巷采用半圓拱斷面，錨噴支護，凈斷面為17.8m2,凈寬5.0m,凈高4.1m。軌道大巷采用半圓拱斷面，錨噴支護，凈斷面為17.8m2,凈寬5.0m,凈高4.1m。1號煤回風大巷為已有工程，矩形斷面，錨噴支護，凈斷面為10.5m2,凈寬3.0m,2號煤回風大巷為采用半圓拱斷面，錨噴支護，凈斷面為19.9m2,凈寬5.2m,凈高1、采區(qū)劃分證接續(xù)的原則，根據(jù)煤層賦存條件，煤柱留設等的影響，將井田劃分為7個采區(qū)，1、2號煤采區(qū)劃分相同，即101、102、103、104、105、106、107七個采區(qū)。田邊界推進，由近及遠開采。工作面采用后退式回采。礦井移交生產時，首先開采101采區(qū)。采區(qū)接替依次為101、102、103、104、105、106、107采區(qū)。井田下組的9號煤層上距2號煤層約50m左右，根據(jù)煤層賦存條件，并結合礦井生產能力，設計考慮9號煤層輔助運輸通過在2號煤井底車場作暗斜井至下組9號煤，回風通過延深回風立井進入下組9號煤；主運輸通過9號煤層的帶式輸送機大巷經暗斜井由2號煤帶式輸送機大巷搭接，再進入井底煤倉經主斜井運至地面。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第23頁井田范圍內共有10個村莊。因分布不集中，設計考慮劉家溝前半村與工業(yè)場地煤1、主斜井：井口坐標X=3989296.093m,Y=19492571.485m,井口標高為+1123.309m,井底標高為+758m,落底2號煤。井筒傾角25°,斜長960m。井筒斷面為直墻半圓拱形，井筒凈寬4.7mm,凈高3.45mm,凈斷面13.84m2,采用混泥土砌碹支護，巷道底板鋪設的提升、人員上下、進風和安全出口。主斜井斷面見圖2-4-1。2、副斜井：井口坐標X=3989362.322m,Y=19492540.497m 凈高3.1m,凈斷面8.31m2,采用混泥土砌碹支護，傾角23°,其內鋪設600mm軌距單口。副斜井斷面見圖2-4-2。3、一號回風立井：改做進風井。井口坐標X=3989226.303m,Y=19492591.550m,井第24頁太居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙口標高為+1119.244m,井底標高+822.550m,垂深297m;落底1號煤。井筒凈斷面9.62m2,采用混泥土砌碹支護。進風立井斷面見圖2-4-3。4、二號回風立井：井口坐標X=3989182.839m,Y=19492617.085m,井口標高為+1122.120m,井底標高+796.9m,垂深325m,落底2號煤。井筒凈直徑φ6.0m,凈斷面28.26m2,采用混泥土砌碹支護，敷設瓦斯抽放管路，主要用于礦井回風和安全出口。回風立井斷面見圖2-4-4。5、三號回風立井：井口坐標X=3991486.731m,Y=19493826.430m,井口標高為+1285.000m,井底標高+825.0m,垂深460m。井筒凈直徑φ6.0m,凈斷面28.26m2,采井斷面見圖2-4-5。主斜井基巖段采用錨網噴支護，表土段采用混凝土砌碹支護，支護厚度：表土段表2-4-1稱主斜井副斜井一號進風立井二號回風立井三號回風井(后期)井口緯距3989296.093989362.323989226.303989182.8393991486.731經距19492617.085井口標高(m)提升方位角井筒傾角井筒深度或井筒凈第25頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙掘進筒斷面凈掘進砌壁厚度材料砼碹/錨噴荒料石砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹井筒裝備強力膠帶運輸機檢修單鉤串車梯子間梯子間行人臺階及扶手行人臺階及扶手第五節(jié)井底車場及硐室1號煤設甩車場，兩車場均設高低道，空車線長度為2—3鉤車長，車場內鋪設單軌道型為30kg/m鋼軌，軌距600mm。井下大巷輔助運輸初期由調度絞車牽引1t系列礦車，每列車長按4個礦車考慮。后期選用8t蓄電池電機車牽引1t礦車運輸。井底車場主要硐室如消防材料庫、電機車修理間設在2號煤車場水平，1號煤不設。正常生產期間所使用的材料如消防材料等通過串車提升至1號煤水平甩車場進入1號煤各使用地點。第26頁大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙設甩車場，兩車場均設高低道，空重車線長度為2-3鉤車長，車場內鋪設30kg/m型鋼軌，軌距600mm。低道重車線存放待提矸石車坡度9%,高道空車線存放下井的材料車，坡度11%。調車方式：初期人工推車，后期采用蓄電池電機車調車。2號煤井底車場及附近布置的主要硐室有井底煤倉、等候室、電機車修理間、清理撒煤硐室、管子道、中央水泵房、中央變電所、消防材料庫、井下爆井底煤倉上口位于2號煤車場水平，煤倉直徑8m,有效容量1000t,煤倉上口與大井底水倉有效容量按照可容納礦井8h的正常涌水量(100m3/h)計算，水倉裝滿系數(shù)按照0.9計算。水倉長度約為200m,水倉凈斷約9.1m2,容量為1600m3,水倉采用混凝土四、井底車場主要巷道和硐室的支護及支護材料車場巷道及硐室工程量見表2-5-1。井底車場巷道及硐室工程量表表2-5-1順序巷道或硐室名稱支護方式巷道長度斷面積掘進體積備注凈掘進11號煤甩車場錨網噴2井底車場錨網噴第27頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙3中央變電所砼碹4中央水泵房砼碹5通道砼碹6管子道錨噴7井底水倉砼碹8消防材料庫錨網噴9爆破材料發(fā)放硐室砼碹等候室砼碹井底煤倉砼碹膠帶機頭硐室砼碹清理撒煤斜巷錨網噴電機車修理車間砼碹合計第三章大巷運輸及設備第一節(jié)運輸方式的選擇掘進煤運輸：由掘進機組配套帶式輸送機將煤運至2號煤帶式輸送機大巷進入主煤第28頁大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙礦井大巷輔助運輸采用軌道系統(tǒng)，初期采用調度絞車牽引1t固定式礦車后期采用8t蓄電池電機車牽引1t固定式礦車承擔輔助運輸任務。軌道大巷采用錨噴支護，坡度取3%,設計寬度為3.0m凈斷面積為10.5m2,掘進斷面積為11.52m2,軌道大巷內設單軌鋪設30kg/m鋼軌，軌距為600mm,鋪設鋼筋混凝土軌枕，道碴道床。第二節(jié)礦車選用1t系列礦車，即1t箱式礦車、1t材料車及1t平板車，考慮到運輸大件的需要，配備3t平板車，運送液壓支架時使用15t平板車。運送井下矸石，選用翻斗式礦礦車規(guī)格特征見表3-2-1。礦車參數(shù)表表3-2-1礦車名稱礦車型號容積最大載外形尺寸(mm)軌距軸距質量長寬高固定式礦車材料車1t平板車3t平板車第29頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙15t平板車MPC15-6翻斗式礦車翻斗式礦車119輛13輛50輛20輛20輛20輛20輛1噸固定箱式礦車數(shù)量計算結果見表3-2-2。1t礦車數(shù)量計算表表3-2-2使用地點計算原則礦車數(shù)量井筒運行1鉤6副井空、重車線各1列井底撒煤清理5水倉清理2采區(qū)掘進頭5輛/處地面矸石系統(tǒng)1列副井井口車場1列繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第30頁第三節(jié)運輸設備選型一、主運輸設備選型井底煤倉內(容量Q=1000t)緩沖。煤倉下口給料機將原煤送至主井帶式輸送機運至地面輸送機型號DSJ100/150/2×200,輸送機運量Q=850t/h,輸送機帶寬B=1000mm,輸送機機長L=935.0m,傾角δ=2°,帶速v=2.5m/s。電動機YB315L2-4N=200kW,2臺；減速器M3PSF60-25i=24.898,2臺；輸送帶采用鋼絲繩芯阻燃帶，膠帶強度輸送機型號DSJ100/150/2*200。輸送機運量Q=850t/h,輸送機帶寬B=1000mm,輸送機機長L=935.0m,傾角δ=2°,帶速v=2.5m/s。電動機YB315L2-4N=200kW,2臺；減速器M3PSF60-25i=24.898,2臺；輸送帶采用鋼絲繩芯阻燃帶，膠帶強度St=1250N/mm。頭部液壓自動拉緊裝置。及配套的2臺；制動器BYWZ5-400/121,2臺；逆止器NYD270,2臺。礦井生產能力1.2Mt/a,井下1號煤層裝備一個薄煤層綜采工作面和一個中厚煤層綜采工作面。輔助運輸系統(tǒng)采用軌道運輸系統(tǒng)，由井底車場1、2號煤軌道大巷、101采區(qū)1號煤層軌道上山、101采區(qū)2號煤層軌道上山、各工作面軌道順槽組成。輔運系統(tǒng)中各巷道坡度為0～6°。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第31頁等，其中最大部件(綜采支架)重15t。電機車；101盤區(qū)1號煤層軌道上山、101采盤區(qū)2號煤層軌道上山、各工作面軌道巷選用CDXT2-8(J)型蓄電池機車2臺。根據(jù)投產時，首采區(qū)位置輔助運輸距離短，設計選用JD-1.6型礦用調度絞車，電井下材料運輸因考慮到要整體下放液壓支架的需要，東、西翼軌道大巷運輸選用1東、西翼運輸大巷運人設備選用RJBY-H型懸吊式活動吊椅架空乘人裝置完成全礦第四章采區(qū)布置及裝備第一節(jié)采煤方法2770m,東西長880m,采區(qū)面積2.4km2。首采區(qū)西翼1號煤層合并，平均厚度2.20m,繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第32頁東翼1號煤層分叉，平均厚度僅0.88m?？紤]到回收煤炭資源以及保證礦井生產能力，礦井投產時在一采區(qū)1上號煤層布置一個薄煤層綜采工作面，在1上號、1號煤層合并區(qū)布置一個中厚煤層綜采工作面，待1上號、1號煤層合并區(qū)(一采區(qū)西翼)開采結束后。該工作面搬到一采區(qū)2號煤層接替。1、2號、3號煤層為薄或中厚煤層，煤層頂?shù)装宸€(wěn)定，根據(jù)各煤層賦存條件和開采(5)煤層結構：含有菱鐵礦、砂質巖或黃鐵礦結核、巖漿體的煤層，對截割部有嚴(6)煤層頂板：按頂板類別選用支架，基本上可滿足要求，特別是對堅硬或松軟的礦井開采一采區(qū)東翼1上號煤層(分叉區(qū)，平均0.88m)及一采區(qū)西翼1上號煤層(合并區(qū)，平均2.20m),即分別裝備一個薄煤層和一個中厚煤層長壁機械化綜采工作面，以兩個綜采工作面保證礦井1.2Mt/a生產能力。根據(jù)首采區(qū)煤層賦存情況，在1上號煤一采區(qū)西南翼布置1個中厚煤層綜采工作繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第33頁面，在東南翼布置1個薄煤層綜采工作面來保證年產1.2Mt/a的生產能力。薄煤層綜采工作面按生產能力0.3Mt/a考慮，日產量在909t,每班出煤時間按3h根據(jù)采煤機滾筒直徑系列，取滾筒直徑0.9m。I—采煤機開缺口行程，m;取50m;k—采煤機開機率，%。取35%;Cg—工作面采煤機割煤回收率，%;取97%;大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙kc——采煤機割煤不均衡系數(shù)，取1.4。又Qmax=1.4×148.6=208t/hVmax=1.4×3.2=4.48m/minN=60kb·B·Hg·Vmax·Hwkb——備用系數(shù)，取1.3;則：N=60×1.3×0.6×0.88×4.48×0.75=138.3kW設計選用MG150/350-WDK型滾筒采煤機，可以滿足本礦井初期實際生產需要第35頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙采煤機技術特征表表4-1-1設備性能設備性能采高范圍牽引速度0～5.9/8m/min截割深度滾筒轉數(shù)適應煤層傾角機面高度電機功率滅塵方式內外噴霧滾筒直徑電壓最大牽引力機重選用SGB-630/150C型可彎曲刮板輸送機可以滿足300kt/a的需要。刮板輸送機技術特征表表4-1-2型號鋪設長度輸送能力刮板鏈速中部槽(長×寬×高)電機功率電壓等級備注SGB-630/150C本次設計選用SZZ764/132型順槽刮板轉載機可以滿足300kt/a生產需要，主要技轉載機技術特征表表4-1-3型號出廠長度輸送能力電機功率電壓等級備注表4-1-4表4-1-4破碎機技術特征表破碎能力給料尺寸出料粒度電機功率電壓等級備注第36頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙PLM1000已有5、可伸縮膠帶輸送機可伸縮膠帶輸送機技術特征表表4-1-5輸送能力輸送長度帶寬電機功率電壓等級SJ-801上號煤層東南翼薄煤層厚度為0.86-0.9m,平均為0.88m,直接頂板砂質泥巖屬軟壓強度12.0MPa,抗拉強度1.4MPa,抗剪強度3.77MPa;底板自然抗壓強度20.3MPa,抗拉強度0.65MPa,抗剪強度2.37MPa,根據(jù)生產經驗和有關技術文件和煤層賦存厚度，確定支架支撐高度為0.88m,架間中心距1.5m,頂板載荷計算如下：經計算，1號煤層頂板載荷為0.12—0.15Mpa,液壓支架支護強度為0.34-0.56Mpa,故1號煤層所選ZY2600/04/17型掩護式液壓支架強度滿足要求。液壓支架技術特征表表4-1-6工作阻力初撐力支護高度支護寬度支護強度對底板最大比壓重量ZY2600/07/177、工作面超前支護繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第37頁DW2O-300/100x型單體液壓支柱，配以2.6mπ型頂梁支護。雙排布置，進風順槽內的排與所選支架相適應，工作面配備BRW-200/31.5型乳化液泵站，由三臺乳化液泵和兩個乳化液箱組成，工作壓力31.5Mpa,泵站流量200L/min,功率2×125kW,利用礦方除上述主要設備外，還配備有BPW315/6.3K型噴霧泵站、MAZ-200型探水鉆機、XRB50/12.5型阻化劑發(fā)射泵、小水泵、膠帶輸送機快速推移裝置等設備。礦井達到1.2Mt/a時，1上號煤層西南翼布置一個1102中厚煤層綜采工作面，煤層厚度為1.89-2.65m,待首采區(qū)1101、1102工作面開采完后，在1、2號煤層各布置一個回采工作面。2號煤層厚度為1.68-3.2m,因此，1上號煤層西南翼1102中厚煤層綜采工作面設備選型已考慮2號煤層開采條件需要。中厚煤層綜采工作面按生產能力0.9Mt/a考慮，日產量在2727t,每班出煤時間按件，確定中厚煤層采煤機的采高為2.20m。②滾筒直徑的確定雙滾筒采煤機的滾筒直徑以大于工作面最大采高的0.5倍為宜。1采區(qū)中厚煤層采高為2.20m,所以雙滾筒采煤機的滾筒直徑大于或等于1.10m即可滿足使用要求，根據(jù)采煤機滾筒直徑系列，取滾筒直徑1.6m。大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙④工作面采煤機小時生產能力I—采煤機開缺口行程，m;取50m,k—采煤機開機率，%。取35%,Cg—工作面采煤機割煤回收率，%;取95%,Td—采煤機返向時間，min;取0.5,⑤采煤機平均割煤速度kc——采煤機割煤不均衡系數(shù)，取1.4。第39頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙Vmax=1.4×3.98=5.57m/minN=60kb·B·Hg·Vmax·Hwkb——備用系數(shù)，取1.3;結合本礦井具體條件，設計利用礦方現(xiàn)有MG200/500-AWD型滾筒采煤機，主要采煤機技術特征表表4-1-7設備性能設備性能采高范圍牽引速度0～7.28～12m/min截割深度滾筒轉數(shù)適應煤層傾角機面高度電機功率最大臥底量滾筒直徑滅塵方式內外噴霧最大牽引力電壓滾筒中心距機重第40頁大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙利用礦方現(xiàn)有SGZ-730/400可彎曲刮板輸送機一臺，輸送能力為800t/h。刮板輸送機技術特征表表4-1-8型號鋪設長度輸送能力刮板鏈速中部槽(長×寬×高)電機功率電壓等級備注SGZ-730/400與工作面刮板輸送機配套，設計選用SZZ-730/110型刮板轉載機，主要技術參數(shù)如轉載機技術特征表表4-1-9型號出廠長度輸送能力電機功率電壓等級備注破碎機技術特征表表4-1-10型號破碎能力給料尺寸(mm)出料粒度(mm)電機功率電壓等級表4-1-11設計選用DPJ100/40/2×200型，主要技術參數(shù)如下：表4-1-11可伸縮膠帶輸送機技術特征表輸送能力輸送長度帶寬電機功率電壓等級(V)6、液壓支架1號煤層西南翼中厚煤層厚度為1.89-2.65m,平均為2.20m,直接頂板砂質泥巖屬繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第41頁壓強度12.0MPa,抗拉強度1.4MPa,抗剪強度3.77MPa;底板自然抗壓強度20.3MPa,抗拉強度0.65MPa,抗剪強度2.37MPa,根據(jù)生產經驗和有關技術文件和煤層賦存厚度，確定支架支撐高度為2.20m,架間中心距1.5m,頂板載荷計算如下：P=M·y·n×9.8×10-3/(k-1)/cosa=2.2×2.5×2×9.8×10-3Mpa/(1.4-1)/cos27y一頂板巖體平均容重，取2.5t/m2;n---頂板動載荷系數(shù)，取2;k—頂板巖石碎脹系數(shù)，取1.4。P=9.8K.M.Y×10-3=0.38MpaK—巖體計算高度系數(shù)。K取7。經計算，1號煤層頂板載荷為0.3—0.38Mpa,液壓支架支護強度為0.72-0.78Mpa,第42頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙液壓支架技術特征表表4-1-12工作阻力初撐力支護高度支護寬度支護強度對底板最大比壓重量ZY6000/17/35型單體液壓支柱，配以2.6mπ型頂梁支護。雙排布置，進風順槽內與所選支架相適應，工作面配備BRW-200/31.5型乳化液泵站，由三臺乳化液泵和兩個乳化液箱組成，工作壓力31.5Mpa,泵站流量200L/min,功率2×125kW,利用礦方除上述主要設備外，還配備有BPW315/6.3K型噴霧泵站、MAZ-200型探水鉆機、目前國內綜采工作面長度已達到150～250m。本礦井煤層賦存平緩，裝備先進，有工作面搬家次數(shù)，設計確定初期101采區(qū)兩個綜采工作面長度均為165m。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第43頁2、工作面采高1上號煤101采區(qū)東南翼薄煤層綜采工作面采高在0.8～0.9m,平均0.88m;西南翼中厚煤層綜采工作面采高在1.89～2.65m,平均2.2m。3、工作面推進長度鑒于本井田1號煤層和2號煤層賦存穩(wěn)定，傾角較平緩，構造簡單，具有布置長距長度定為1.2～1.5km,初期投產采區(qū)工作面推進長度為1.0～2.0km左右。深為0.6m。根據(jù)確定的采煤方法，1號煤層回采工作面采用全部垮落法管理頂板。初期礦井生產能力為1.2Mt/a時，1上號煤布置兩個滾筒采煤機綜采面。定采煤機截深為0.6m,即采煤機一個循環(huán)進度為0.6m。工作面長度165m,首采區(qū)平均采高0.88m,煤層容重1.45/m3,工作面回采率為0.97,則循環(huán)產量由下式計算：工作面采用“四六”作業(yè)制，三班生產，每班進3.0刀，日循環(huán)數(shù)9個。第44頁 大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙則：工作面日進度=9×0.6=5.4m/d工作面日產量=122×6=732t/d考慮正規(guī)循環(huán)率，即工作面年推進度=5.4×330×0.8=1426m/ah----開采高度，m,取0.88m;L----年推進長度，m,取1426m;y----煤層容重，t/m3,取1.45t/m3;k-----工作面回采率，取0.97;(二)1號煤中厚煤層綜采工作面設計確定采煤機截深為0.6m,即采煤機一個循環(huán)進度為0.6m。工作面長度165m,首采區(qū)平均采高2.2m,煤層容重1.45/m2,工作面回采率為0.95,則循環(huán)產量由下式計=300t/循環(huán)工作面采用“四六”作業(yè)制，三班生產，每班進3.0刀，日循環(huán)數(shù)9個。則：工作面日進度=9×0.6=5.4m/d工作面日產量=300×9=2700t/d繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第45頁考慮正規(guī)循環(huán)率，即工作面年推進度=5.4×330×0.8=1426m/aQ=1×h×L×y×k×dL----年推進長度，m,取1426m;y----煤層容重，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則礦井總的回采工作面生產能力為：Q采總=Q1+Q2=291+713=1004kt掘進煤量按回采煤量的10%計為1004kt/a×10%=100.4kt/a則全礦井產量=1004+100.4=1104.4kt/a基本達到設計生產能力1.2Mt/a。根據(jù)井田煤層賦存條件及開拓布置，投產采區(qū)為井田南部的101采區(qū)。101采區(qū)面積不大，煤層賦存比較穩(wěn)定，在101采區(qū)1上號煤層布置兩個采煤機綜采工作面，生產能力1.2Mt/a。二、達到設計產量時的工作面數(shù)目及位置繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第46頁炮掘工作面保證礦井年產1.20Mt的生產能力，其中在101采區(qū)1上號煤中布置兩個采煤機綜采工作面，兩個綜掘和一個炮掘工作面。在2號煤層中布置一個炮掘工作面。根據(jù)煤層賦存條件和開拓巷道布置，101采區(qū)分煤層布置采區(qū)上山，采區(qū)巷兩翼布采區(qū)回采率就是采區(qū)實際采出的煤量占動用儲量的百分率，1上號煤層采區(qū)回采率為80%。初期開采一水平1上、1、2號煤層，共劃分為七個采區(qū)開采。由于首采101采區(qū)西南翼中厚煤層實際平均煤層厚度為2.2m,可布置3個正規(guī)工作面且1號煤在采區(qū)東南翼有分叉，分為1上號和1號煤層。因此，初期投產時在1上號煤101采區(qū)分別布置一個薄煤層工作面和一個中厚煤層工作面；待1上號煤層合并區(qū)域的中厚煤層全部采完后移至2號煤層，形成采區(qū)東南翼分叉后的1號煤薄煤層工作面和2號煤中厚煤層工作面配采，保證礦井1.2Mt/a生產能力。采煤工作面的銜接關系見表4-2-1。采煤工作面接替表表4-2-1序號回采工作面可采儲量服務年限起止年限接替工作面第47頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙0.6～0.80.8～1.02.2～2.2.5～2.82.8～3.01號煤工作面→工作面運輸巷→溜煤眼→2號煤帶式輸送機上山→井底煤倉→主斜綜掘工作面來煤，經其配套膠帶輸送機到達溜煤眼到2號煤采區(qū)膠帶運輸機上山，大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙通風系統(tǒng)為：副斜井1號煤采區(qū)軌道巷→2號煤軌道、帶式輸送機大巷→→工作面膠帶巷→綜采工作面→工作面回風順槽→采區(qū)回風上山→回風大巷→1號、2號回風立井3、采區(qū)排水本井田煤層南高北低，東高西低，初期開采101采區(qū)，工作面及工作面巷道中的水一般可自流至2號煤軌道大巷，然后自流至布置于副斜井井底附近的井底水倉。對于工作面巷道中的局部積水，可通過配備的污水泵排出。后期可根據(jù)具體情況，沿大巷或采區(qū)巷每隔一定距離設置臨時水倉，礦井水先自流至臨時水倉，再通過臨時水倉水泵接力排至井下中央水倉，最終由主排水泵房經主斜井排至地面。第三節(jié)巷道掘進一、巷道斷面與支護方式根據(jù)巷道圍巖特性、維護時間及礦區(qū)建設材料的供應情況，設計井下開拓巷道一般采用錨噴支護，局部破碎地段或交岔口可視具體圍巖條件增加鋼筋網；回采工作面運輸巷、回風巷及開切眼采用頂部錨桿支護，開切眼寬度較大時可根據(jù)情況增加錨索或工字鋼梁和木支柱。井下回風大巷、工作面順槽及開切眼采用矩形斷面，其它巷道及井筒采用半圓拱形井下各種巷道斷面尺寸及支護方式見巷道斷面圖冊。C1131-122-01。二、掘進工作面?zhèn)€數(shù)及掘進設備為保證采區(qū)和工作面的正常接續(xù)，礦井配備兩套綜掘設備和兩套炮掘設備，用于工作面巷道的掘進和大巷掘進。礦井采掘面比為2:4。掘進工作面配備有綜掘機、錨桿機、可伸縮帶式輸送機、局部扇風機和濕式除塵風第49頁 大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙序號工程名稱井巷長度(m)已有新掘煤巖半煤巖合計煤巖半煤巖1井筒2井底車場及硐室3主要運輸巷及回風巷4采區(qū)設計選用SJ800C型雙向可伸縮帶式輸送機。半煤巖巷1654m。掘進總體積218562.04m3,萬噸掘進率為96m。利用已有井巷工程8098m,新掘井巷工程6165m。新掘井巷工程中，巖巷318m,煤巷5248m,半煤巖巷599m。礦井移交生產時井巷工程量匯總見表4-3-2。礦井移交生產時井巷工程數(shù)量表表4-3-2第50頁太石理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙5合計大巷(錨噴)150m/月(按炮掘考慮)工作面巷道500m/月(按綜合機械化掘進機組考慮)硐室600m3/月達到設計能力時，采區(qū)工作面設備配備見表4-3-3。主要采掘機械設備配備表表4-3-3序號設備名稱型號電機功率單位數(shù)量備注采煤掘進其它備用小計1采煤機臺112掩護式液壓支架架13中雙鏈轉載機臺114中雙鏈刮板輸送臺115輪式破碎機臺116可伸縮膠帶輸送部2137乳化液泵站臺118噴霧泵站臺119煤層注水泵臺221單體液壓支柱根31注液槍臺3141阻化劑噴射泵臺1121污水泵3臺221調度絞車臺11第51頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙1探水鉆ZYJ270-170臺221濕式除塵風機SCF-6A臺2131掘進機EBJ-120TP臺111風動錨桿機MQT-120臺221局扇FBDNo6.0臺222混凝土噴射機HPC-V臺112裝煤機ZMZ5-40臺11第五章通風和安全一、瓦斯礦井初期采用主、副斜井進風，1、2號回風立井回風，服務101、102、103采區(qū)。后期采用主、副斜井進風，新掘3號回風立井回風，服務104、105、106采區(qū)。首采區(qū)為101采區(qū)。根據(jù)該礦瓦斯預測報告數(shù)據(jù)提供101、105、106采區(qū)為低瓦斯區(qū)，105采綜上所述，本次通風設計計算取值為：通風容易時期(初期低瓦斯區(qū))回采工作面絕對瓦斯涌出量為2.12m3/min,掘進工作面絕對瓦斯涌出量為1.44m3/min;通風困難時期(后期高瓦斯區(qū))回采工作面絕對瓦斯涌出量為7.41m3/min,掘進工作面絕對瓦斯涌出量為2.02m3/min;根據(jù)臨汾市煤炭中心化驗室2009年9月16日提供的1、2號煤層煤塵檢驗報告，1號煤層火焰長度230mm,抑制煤塵爆炸最低巖粉用量為70%。2號煤層火焰長度150mm,抑制煤塵爆炸最低巖粉用量為65%。上述檢驗報告數(shù)據(jù)結論是1、2號煤層的煤塵均具有爆炸危險性。第52頁 大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙三、煤的自燃傾向根據(jù)臨汾市煤炭中心化驗室2009年9月16日提供的1、2號煤層自燃傾向性鑒定報告，1、2號煤層煤的吸氧量均為0.7cm3/g,自燃傾向性等級為Ⅱ級，說明1、2號煤區(qū)內地溫梯度一般小于3℃/100m,屬地溫正常區(qū)。第二節(jié)礦井通風中央并列式通風方式，通風方法為抽出式。主、副井和1號進風立井進風，2號回風立井回風。中后期為主、副井和1號進風立井進風，3號回風立井回風，通風系統(tǒng)為中央二、風井數(shù)目、位置、服務范圍及服務年限該礦井初期投產時布置主、副井和1號進風立井進風，1個回風立井。初期一號、二號回風立井位于工業(yè)場地東南，承擔101、102、103、104采區(qū)的通風任務，前后服106、107采區(qū)回風任務，服務年限9.7a。設計投產時配備2綜掘2炮掘共4個掘進工作面。掘進工作面為獨立通風系統(tǒng)。掘2、硐室通風繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第53頁設計本礦井“一井兩面四個掘進頭”來保證礦井1.2Mt/a生產能力，初期在1號煤布置2個綜采工作面，2個順槽綜掘工作面和1個采區(qū)上山炮掘工作面，并在2號煤布置1個采區(qū)上山炮掘工作面。根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第103條規(guī)定，礦井需要的風量應按下列要求分別計算，并Q=4NKQ=(≥Q采+ZQ掘+≥Q硐+ZQ其它)K礦通(1)低瓦斯區(qū)(101采區(qū))采掘工作面需風量第54頁 大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙①回采工作面實際需要風量q——回采工作面的CH4絕對涌出量，根據(jù)2010年11月委托煤炭科學研究總院沈步設計》取2.12m2/min;SC1——薄煤層(1號煤)工作面控頂距4.69m,煤層采高1.70m,則回采工作面有效斷面積為7.97m2。Ki——工作面長度調整系數(shù)，1.2第55頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙式中Qcf≥60×0.25×5.45=81.8m3/min式中hcf——采煤工作面實際采高，2.20m;Qcf≤60×4.0×6.16=1478m3/min取以上計算的最大值Q采=441.9m3/min,符合投產時共布置2個綜采工作面，故≥Q采=441.9×2=883.8m3/min,考慮到綜采工作低于采煤工作面實際需要風量的50%。則ZQ采=883.8+441.9=1325.7m2/min,礦井投產時共布置4個掘進工作面，即1號煤層布置2個綜掘工作面和1個炮掘工作面，2號煤層布置1個炮掘工作面。根據(jù)2010年11月委托煤炭科學研究總院沈陽研繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第56頁計》提供數(shù)據(jù)，低瓦斯區(qū)掘進工作面絕對瓦斯涌出量1.44m3/min;按綜掘和炮掘分別q——掘進工作面的CH4絕對涌出量，取1.44m2/min,量450—300m2/min,取450m2/min;首采區(qū)101采區(qū)1號煤為煤巷掘進。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第57頁Sj——掘進工作面的斷面積60×4.0S運順j=240×9.52=2285m3/min取以上計算的最大值Q掘=592.8m3/min,符合風速要求。達產時共布置2個綜掘工作面，考慮1個備用工作面風量。達產時綜掘工作面風量為ZQ采=592.8×2+592.8×0.5=1482m3/minq——掘進工作面的CH4絕對涌出量，取1.44m3/min;b、按炸藥量計算Q采=25AA——掘進工作面一次爆炸最大炸藥用量，為3kg。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第58頁量450—300m3/min,取450m3/min;Q回順掘=450×1+60×0.25×9.52=592.8m3/min煤巷掘進：60×0.25Sj<Q掘<60×4.00SjSj——掘進工作面的斷面積則：60×0.25S運順j=15×9.52=143m3/m達產時共布置2個炮掘工作面，考慮1個備用工作面風量。達產時炮掘工作面風量經計算得出，礦井投產時掘進工作面需風量為1482+1482=2964m3/min(2)高瓦斯區(qū)(102采區(qū))采掘工作面需風量q——回采工作面的CH4絕對涌出量，根據(jù)2010年11月委托煤炭科學研究總院沈繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第59頁SC1——薄煤層(1號煤)工作面控頂距4.69m,煤層采高1.60m,則回采工作面有效斷面積為7.50m2。SC2——中厚煤層(2號煤)工作面控頂距4.65m,煤層采高2.20m,則回采工作面有效斷面積為10.23m2。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第60頁Qcf≥60×0.25×5.25=78.8m3/minQcf≤60×4.0×7.16=1718m3/min取以上計算的最大值Q采=1185.6m3/min,符合風速要求。由以上計算得出，礦井初期低瓦斯(101采區(qū))回采工作面需風量為441.9×2=883.8m3/min,備用工作面需風量為441.9×0.5=221m3/min,綜掘工作面需風量為592.8×2=1185.6m3/min,炮掘工作面需風量為592.8×2=1185.6m3/min;硐室實際需要風量Q=(883.8+441.9+1482+1482+900+420)繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第61頁=6731.6m3/min=112.2m3/s,取Q=113m3/s。根據(jù)上述計算，礦井初期低瓦斯區(qū)礦井總風量113m3/s,礦井后期高瓦斯區(qū)礦井總風量145m3/s,風量分配如下：井下整流硐室：3m3/s;經計算，礦井通風初期容易時期等積孔為3.74m2,礦井初期后期通風難易程度均屬第三節(jié)災害預防及安全裝備一、預防瓦斯災害的措施繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第62頁4、對采空區(qū)、盲巷及報廢不用的巷道必須及時封閉，以減少瓦斯的涌出和防止發(fā)5、當巷道掘進到井田周圍小窯附近時，應提前探明小窯巷道是否侵入本井田邊界7、準確確定礦井瓦斯涌出量，有的放矢地保證礦井安全生產，每年對礦井瓦斯涌繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第63頁第一節(jié)主斜井提升設備帶速V=3.5m/s,運量850t/h;斜長973.53m;傾角25°。電動機YKK450-4功率3×500kw,電壓6kV;盤式制動器ST5-SH,1臺，液壓站CPA37,5kW;低速逆止器NJD320-S-280,③電動機YKK400-4,N=400kW;2臺。配電及控制：主斜井為雙回路供電，電源引自工業(yè)場地35/6kV變電所6kV不同母線段，1回工作，1回備用，選用XGN2-7.2Z型高壓配電裝置，選用RGS1-05DG起動裝繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第64頁選擇RJBY-H型懸吊式固定吊椅架空乘人裝置，驅動輪直徑1700mm,乘人間距8m鋼絲繩直徑28mm,運行速度0.92m/s,運輸能力246人/h。配用YB280M-8型電機，功率75kW,電壓380V,轉速730rpm。第二節(jié)副斜井提升設備該礦現(xiàn)有1部JK-3/30E型絞車，配用電機功率為475KW,經計算絞車及電機能力滿3、井筒斜長：855m,傾角23°;其它5次；最重大部件重量為17t。鋼絲繩選用36NAT6×19S+FC,1470ZS,628478GB/T8918-1996型鋼絲繩鋼絲繩公稱直徑繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第65頁最小鋼絲破斷力總和2、提升機的選型選用JK-3/30E型單滾筒礦用提升機一臺，主要技術參數(shù)：減速比30滾筒直徑Dg=3000mm>36×80=2880mm計算滾筒寬度(鋼絲繩在滾筒上纏繞兩層)Bg=2067mm<2200mm計算鋼絲繩最大靜張力Fz=90.05kN<13所選提升機符合要求電壓最大轉矩/額定轉矩繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第66頁副斜井升降材料速度圖、力圖見插圖6-2-1副斜井升降支架速度圖、力圖見插圖6-2-26、最大作業(yè)班提升時間平衡表見表6-2-1。最大作業(yè)班提升時間平衡表6-2-1序號數(shù)量單位每次數(shù)量每班次數(shù)每次提升時間每班提升時間1提升矸石t2下放水泥沙石t13下放錨桿t14下放坑木15運送保健車26其他材料5第三節(jié)通風設備礦井容易時期風量113m3/s,最小負壓1291Pa困難時期風量145m3/s,最大負壓1949Pa。利用現(xiàn)有2臺FBCDZ54-8-Ng23型軸流風機，配用電機功率為185KW×2,現(xiàn)有風機大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第67頁根據(jù)計算的風量及負壓確定利用現(xiàn)有2臺FBCDZ54-8-No23型軸流風機，1臺工作，1臺備用。該風機風量范圍為48～118m3/s;負壓范圍為1220~將網路特性曲線方程置于所選軸流風機性利用現(xiàn)有YBFe400M2-8型電機，功率185kW×2,電壓6kV,轉速740rpm。繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙第68頁第四節(jié)排水設備主井井口標高1123;泵房底板標高795;4、管子道長度170m,其中水平段長130m,斜長40m,傾角23°;5、管子道口至主井井口斜長670.654米；主井筒傾角25°;QB=1.2QZ=1.2×35=42m3/hQBm=1.2Qd=1.2×55=66m2/h2、水泵的型式、級數(shù)及總臺數(shù)的確定第69頁大召理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙其揚程為387m,必需汽蝕余量為4.4m。將該管路特性曲線方程置于所選泵的性能曲線上可得水泵工況點M(見圖6-4-1):第五節(jié)壓風設備壓縮空氣站設于副斜井井口東北側，內設2臺地面用固定式空壓機。1、風動工具種類和使用數(shù)量用氣類別工作臺數(shù)(臺)工作地點每臺耗氣量總耗氣量工作壓力噴射機1大巷掘進66鑿巖機7655型2綜掘面風動錨桿機MQT-1204掘進面礦井最大班下井人數(shù)為99人，其中機采16人，掘進12人。二、壓縮空氣設備選型大居理衛(wèi)大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設計(論文)紙Q1=a1·a2·y·Zmi·qi·k=50.4a1——管道漏風系數(shù)，1.2a2——由于風動工具的磨損耗氣量增加系數(shù)，1.15y——海拔高度修正系數(shù)，1.1mi——同型號風動工具，同時使用臺數(shù)qi——每臺風動工具的耗氣量，m3/mk同型號風動工具，同時使用系數(shù)Q2=a1·y·n·0.3=1.2×1.1×99人×0.3m3/人=39m3α1——管道漏風系數(shù)，1.2n——壓風供氧人數(shù)y——海拔高度修正系數(shù)，1.1根據(jù)以上計算，利用現(xiàn)有2臺LGD