《徐矿庞庄煤矿矿井初设说明书》由会员上传分享，免费在线阅读，更多相关内容在行业资料-天天文库。
庞庄煤矿初步设计摘要本设计井田面积为9.67平方千米,井田内煤层赋存比较稳定,煤层倾角8-10°,平均倾角9°,平均煤厚4.6m,整体地质条件比较简单,瓦斯相对涌出量1.73nr7t,矿井正常涌水量120nr7h,最大涌水量为340m7ho根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计,设计矿井年产量0.9Mt/a,决定采用立井单水平加一辅助水平上下山开拓方式，设计采用综合机械化放顶煤回采エ艺，走向长壁采煤法,用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算,以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化,采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验,实现ー矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词:立井、走向长壁、放顶煤、综合机械化、高产高效
1AbstractThedesignofmineareaof9.67squarekilometreswithinthecoalmineoccurrencerelativelystable,andseamdip8-10°,theaveragedip9°,theaveragecoalthickness4.6m,thegeologicalconditionsarerelativelysimple,relativelygasemissionin1.73m3/t,Minenormaldischarge120m3/h,thelargestChungwater,340m3/h.Accordingtogeologicalinformationontheactualsituationanddevelopaminefieldreadytoformthepreliminarydesign,designannualoutput900,000tonsofmine,decidedtoadopttheshaftonsinglelevelsaddaextralevelexplorewaysdownthemountain,amechanicaldesignofanintegratedwholehigh-miningprocess,tolong-wallmining,Chargedwithalllawsdealingwithcross-mined-outarea.Mineandtransport,upgradingthemine,minedrainageandmineventilationsystem,andotherproductionequipmentselection,aswellasonminesafetytechnologyandenvironmentalprotectionmeasuresrequestedbytheminetocompletethepreliminarydesign.Mineachievefullmechanization,useofadvancedtechnologyandhaveachievedhighyieldandhighefficiencyfrommodemexperienceofmine,aminetoachieveahighyieldandhighefficiencyofminetoachievegoodeconomicreturnsandsocialbenefits.Keywords:shaft,towardlongwall,full-timehigh,comprehensivemechanization,highyieldandhighefficiency
2冃リ百!井田概况及地质特征1.1井田概况21.1.1井田位置、范围及形态特征21.1.2交通条件21.1.3自然地理上].1.4矿井地质41.1.5井田地层51.1.6煤层、煤质及其他有益矿产111.1.7矿井水文地质151.1.8瓦斯、煤尘和煤的自燃1.2井田地质特征1.2.1地层1.2.2构造1.2.3煤层及其顶底板岩性特征1.2.4水文地质特征1.2.5瓦斯、煤尘和自燃1.2.6地温、低压2矿井储・、年产量及服务年限2.1井田境界22井田储量2.1.1矿井工业储量2.1.2矿井设计储量182.1.3矿井设计可采储量!92.3矿井年年产量及服务年限222.3.1矿井工业制度2.3.2矿井服务年限3井田开拓3.1概述233.1.1开拓方式选择3.1.2影响立井开拓的主要因素分析3.2井田开拓233.2.1对井田开拓中若干问题分析3.2.2方案的提出及技术比较3.2.3方案经济比较3.3井筒特征3.3.1主井29
33.1.1副井303.1.2风井323.2井底车场323.2.1选择井底车场的形式333.2.2线路总平面布置设计333.2.3通过能力计算383.2.4确定各井底车场碉室位置403.3开采顺序及盘区回采工作面的配置3.3.1开采顺序3.3.2保证年产量的同采盘区数和工作面数3.4井巷工程量和建井周期3.4.1概述3.4.2井巷工程量和建井周期的各计算图表4采煤方法4.1采煤方法的选择4.2盘区巷道布置及生产系统4.2.1盘区走向长度的计算的确定4.2.2确定区段走向长度及数目4.2.3煤柱尺寸4.2.4盘区上山的布置4.2.5回采巷道的布置4.2.6联络巷的布置494.2.7盘区车场形式选择4.2.8盘区碉室4.2.9盘区千吨掘进率、盘区掘进出煤率及盘区回采率4.2.10确定盘区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数4.2.11盘区生产系统4.3回采エ艺设计554.3.1综采工作面的主要设备554.3.2工作面循环方式和循环作业图表的编制585矿井运输、提升及排水5.!矿井运输601.1.1井下运输系统和运输方式的确定601.1.2盘区运输设备的选型601.1.3大巷运输设备655.2矿井提升5.2.1矿井提升概述675.2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料675.2.3提升设备的选型计算685.3矿井排水5.3.1概述
45.2.1排水设备选型计算6矿井通风与安全技术措施866.1矿井通风系统的选择866.1.1通风设计的基本依据866.1.2矿井通风系统要符合下列要求:866.1.3矿井通风系统的确定876.2风量机算及风量分配876.2.1采煤工作面实际需风量876.2.2掘进工作面所需风量896.2.3恫室实际需风量896.2.4风速验算:906.3全矿通风阻カ计算916.3.1计算原则926.3.2计算方法926.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔966.4扇风机选型966.4.1选择主扇966.4.2选择电动机996.5矿井安全技术措施1016.5.1预防瓦斯爆炸的措施1016.5.2防尘措施1016.5.3预防井下火灾的措施1026.5.4为防止井下水灾的措施1027矿山环保!037.1矿山污染源概述1037.1.1大气污染!037.1.2废水排放1037.1.3固体废弃物排放1037.1.4噪声污染1047.2矿山污染源的防治1047.2.1大气污染防治1047.2.2矿山水污染的防治1047.2.3矿渣利用1057.2.4噪声的控制105结论107
5致辞参考文献
61井田概况及地质资料1.1井田概况1.1.1井田位置、范围及形态特征庞庄煤矿庞庄井位于徐州市九里区境内,距徐州市中心13km。井口标高+36.5m〇庞庄井田范围为:东自矿区铁路专线;西以夹河工业广场及第1?勘探线与夹河矿为界;南部边界分两段:①中段（铁路煤柱至第11勘探线）:以セ断层为界,断层以南隶属拾屯煤矿。②西段（第11至第15勘探线）:各煤层ー270m水平以上急倾斜部分归拾屯煤矿。北以件断层与张小楼井相邻。井田东西长约2.3k〜3.9km、南北宽1.7〜3.4km,面积约9.67km1庞庄井田位于九里山向斜中段,总体上为ー不对称的复式向斜构造,即由2个背斜、3个向斜组成。大、中型断裂亦较为发育,受褶曲构造的影响,地层产状沿走向和倾向上均有变化,倾角一般为8~10°,东南翼较陡,西北翼相对较缓。1.1.2、交通条件徐州市地处京沪、陇海两大铁路动脉的交汇处。本矿井有矿区专用铁路，东与京沪铁路茅村站、西与陇海铁路夹河寨站相联接。徐丰公路从矿门口通过,可与苏北、皖北、鲁南、豫东各县相通。矿区东北有京杭大运河穿过,经徐州煤港贯通南北。因此，庞庄煤矿水、陆交通运输条件极为便利（见图『1）。
7城爆旷芽村乡权台媒”太山・。西山口檢州站厂1I験チ安煤矿学で察图1-!交通示意图1.1.1、自然地理①地形、地貌庞庄井田为古黄河泛滥形成的冲积平原。冲积层东北薄,西北厚,平均厚度76.0m〇区内地势较平坦,略显西北高、东南低的趋势。地表标高+35m~+42m,坡度约为两千分之一。由于几十年的煤炭开采活动,使地表形成大面积塌陷并积水成塘，塌陷区水深可达到5m〜6m。矿区东南有寒武、奥陶纪石灰岩构成的为数不多的低山丘陵，大致呈NE60°方向延展。自西向东有大、小孤山、霸王山、九里山、琵琶山。其中以九里山最高,山顶绝对标高为+173.2m。②水文井田内尚有零星分布的鱼塘和纵横交错的排水沟渠。因此,矿区地表水系较为发育。③气象根据徐州气象资料,本区属南温带鲁南气候区,具有长江流域和黄河流域气候过渡的性质，日照充足,年降水量充沛，冬寒干燥，夏热多雨，
8河南理工大学2008届毕业设计春、秋季短,并有寒潮、霜冻、冰雹、旱风等自然灾害。④降水量由于本区地处中纬度副热带和暖温带的过渡区,因此,降水有集中性高、年变化大的特点,平均年降水量841.9mm,最大1297.0mm（1958年）；最小500.6mm（1988年）。夏季平均雨量（6〜8月）466.03mm,约占全年降水量的55%,其中以7、8月份雨量最多,形成了冬干、春秋旱频繁、盛夏常发生旱涝急转，易涝、易旱的气候特点。⑤蒸发量1440mm/年。6风向、风速全年多偏东风,平均风速3.2m/s,最大风速24.3m/s（1959年6月）。⑦气温年平均气温14.13°。。1月份最低,平均气温ー0.6C;7月份最高,平均气温27.4C。®冻土冻土深度平均为29cm。⑨霜期历年平均初霜期为10月下旬,终霜期4月上旬。口地震徐州地区地震烈度为7度，根据1956年科学出版社资料,徐州地区地震记录始于公元522年,迄于1937年,即!415年间发生地震21次。其中破坏性地震占了3~?次。影响较大的有1502年10月17日地震;1668年7月25日山东莒县郑城&5级地震,1937年8月1日山东満泽7级地震等。本区属华北地震区,距鄕庐断裂约!OOkmo1.1.1矿井地质区域地质构造概况徐州煤田位于中朝准地台山东隆起区的南端,徐州复背斜的西端。若按地质力学划分:是秦岭东西向构造带的北支和新华夏第二隆起带的交汇部位,其东侧紧邻鄕庐大断裂。故本区是几个大构造带的交汇地,构造复杂。区内地层发育,属北方型。中生代印支一燕山运动对本区影响甚大,使本区地层发生褶皱、断裂并伴有岩浆活动。徐州复背斜由多个相间排列的背、向斜组成。自东南向西北分别是:棠张集向斜、大许家背斜、贾汪向斜、徐州背斜、闸河向斜、肖县背斜、河南理工大学2008届毕业设计九里山向斜等。每一个背、向斜由更次一级的背、向斜组成复式背、向斜。就单ー褶曲而言,一般北翼较缓,南翼较陡,局部直立甚至倒转,并伴生有与褶曲轴大致平行的高角度逆断层、逆掩断层出现。
9区域地层沉积缺失奥陶系上统、志留系、泥盆系及石炭系下统。除震旦系与寒武系、奥陶系与石炭系呈假整合接触关系、第四系与其它各时代的地层之间呈不整合接触关系外,其它各地层皆呈整合接触关系。徐州地区的岩浆岩活动大致分为三期:即晚元古代末的辉绿岩类侵入;燕山中〜晚期的中酸性〜中基性岩浆岩活动;燕山晚期〜喜马拉雅山时期的基性〜超基性岩浆岩活动。在徐州复背斜的分布大体沿桃山集一徐州一贾汪ー线以东出露的全为基性岩;该线以西出露的主要为中性〜中酸性〜酸性火成岩,这正是徐州利国铁矿和斑井铜矿的成矿母岩。本井田的太原组地层及邻区的诧城矿太原组地层亦见有煌斑岩、辉绿岩类的岩墙、岩脉侵入,而井田西北部的张集矿则见有大面积的中酸性火成岩。表1-1主要地质构造特征表序号名称断戻性质断层面走向断层面倾向倾角(〇。)落差(m)延伸长度可靠程度1F1正NE〜SWSE78〜8618〜3702500可靠4F2正NE〜SWNW8〇〜852〇〜301000较可靠1.1.1井田地层①地层井田内无基岩出露,现据区外露头及钻孔揭露资料,井田地层自下而上为:a.寒武系(€)井田钻孔未见，仅在矿区外围群山有出露。主要分布于徐州复背斜的轴部，与下伏地层震旦系(Z)呈假整合接触。下部以砂页岩为主,夹薄层
10状灰岩;中、上部由中〜厚层状灰岩组成。b,奥陶系(0)仅见于少数钻孔,是徐州复背斜构造的两翼地层主要组成部分。也是煤系地层的沉积基底。区内只发育有下统和中统,上统缺失。⑧奥陶系下统(01)与下伏地层寒武系呈整合接触关系。下部由中厚层竹叶状白云岩、泥质白云岩、页片状泥质灰岩、钙质白云岩及厚层状灰岩组成。上部的马家沟组则由中厚层〜巨厚层的豹皮状灰岩组成,顶部夹有紫灰色薄层钙质白云岩,厚45〇〜530m,平均484m。@奥陶系中统阁庄组(02g)厚65.2〜70.9m平均68m。由青灰〜黄灰〜灰色薄〜中厚层钙质白云岩、白云质灰岩、白云岩组成。c..石炭系(C)本系地层仅发育有中统和上统,下统缺失。@石炭系中统本溪组(C2b)本组地层厚17.8〜42.7m,平均27.0m,假整合于奥陶系之上。是在奥陶系中统之后地壳整体长期上升、剥蚀夷平的基础上广泛海侵的浅海相沉积。其岩性自下而上为:下部为紫色、灰绿色页岩(相当于华北山西式铁矿层位)，含铁不均匀，厚度较小,一般在6m左右,系本组与下伏奥陶系分界之标志层。中部为浅灰色铝土质页岩,厚度多小于5m。上部为浅灰色厚层状石灰岩,含黄铁矿，夹透镜状页岩,厚约16m。@石炭系上统太原组(C3t)
11河南理工大学2008届毕业设计本组地层厚124.0~208.2m,平均156.0m〇为本区主要含煤地层之ー。整合于本溪组之上,为海陆交互相沉积,主要由灰白〜灰黑色的灰岩、页岩、砂质页岩组成,夹极不稳定〜稳定薄煤7〜10层,不可采。各层石灰岩中常含有丰富的蜓科、腕足类及海百合化石。d.二迭系(P)区内二迭系地层沉积有下统山西组、下石盒子组,上统上石盒子组。⑧二迭系下统山西组(PHS)本组地层厚96.5〜145.4m,平均113.0m。为本区主要含煤地层之ー。整合于太原组地层之上,为近海河湖沼泽相沉积。主要由灰色页岩、砂质页岩、灰色粉砂岩及石英砂岩组成。中、下部以石英砂岩为主,其次为深灰〜灰白色页岩、砂质页岩组成。夹稳定〜极不稳定的薄〜中厚煤层4〜6层,其中7煤为稳定可采煤层，8、9煤为不可采煤层。各煤层上、下的页岩中常含有保存较为完整的植物化石,常见有栉羊齿、楔叶木、轮木、丁氏蕨等。む二迭系下统下石盒子组(P12x)本组地层厚170.7〜299.0m,平均217.0m〇为本区主要含煤地层之ー,整合于山西组地层之上,为内陆湖泊沼泽相沉积。主要由灰绿〜深灰色砂质页岩组成,上部以灰色为主,下部以深灰色为主。自上而下夹数层杂色页岩。含煤6〜9层,不可采。本组下部的煤层附近地层中常保存有较为完整的植物化石:辨轮木、轮木、芦木、大羽羊齿、柯特木和丁氏蕨等。©二迭系上统上石盒子组(P21s)厚3.9〜269.2m,平均250m,整合于下石盒子组之上。为炎热气候下内陆河湖相沉积。以杂色、灰绿色、灰色砂页岩、页岩为主夹灰绿色、浅河南理工大学2008届毕业设计灰色细〜中粒砂岩,中下部时夹有煤线及炭质页岩,底部为灰〜灰白色石英、长石粗粒含砾砂岩,间夹灰色，杂色页岩。为本组与下统下石盒子组分界标志层。产烟叶大羽羊齿、剑形瓣轮木等化石。e.第四系（Q）
12井田范围内厚度52.7-124.0m,平均76.0m,不整合于各系地层之上。主要由砾石、砂個、粘土、亚粘土、粉砂土和腐植土组成。由东南向西北逐渐增厚。②含煤地层本井田含煤地层为石炭、二迭系,有3个含煤组:石炭系上统太原组、二迭系下统山西组和下石盒子组。a.石炭系上统太原组（C3t）本组沉积旋回清楚，标志层明显。沉积有薄层灰岩13层,含煤7〜10层,自下而上为:@浅灰色页岩、灰色页岩、砂岩、砂页岩互层、22煤（个别钻孔见灰色砂岩）、23煤,十三灰（局部缺失）、浅灰〜灰绿色铝土质页岩。本段地层厚约18m。⑥灰色细砂岩、砂页岩、深灰色页岩、21煤、十二灰、灰黑色页岩、十一灰。其中:十二灰含燧石结核,中、下部多含蜓科化石,为本组主要标志层之ー。H—灰为薄层状泥灰岩,局部地段H—灰、十二灰合为ー层。本段地层厚约15m。产:schwagerinasp»希瓦格蜓（未定种）©深灰色砂页岩、灰白色砂岩、20煤、十灰。十灰为灰〜深灰色灰岩,含蜓科化石,本段地层厚约24m。@黑灰色砂页岩,浅灰色砂岩、铝土质页岩、17煤、深灰色页岩、灰
13色砂岩、15煤、九灰。本段地层厚约24m。产:Lepidendronoculus-Felis猫眼磷木⑥灰黑色页岩、14煤、ハ灰、灰色砂页岩、13煤、七灰。有时七灰和13煤均缺失,本段地层厚约8m。①灰黑色砂页岩、12煤,有时夹灰色薄层灰岩、浅灰色页岩、11煤、六灰,本段地层厚约Um。@深灰色砂页岩、灰色砂岩、砂页岩、五灰、本段地层厚约12m。⑪灰色页岩、细砂岩、四灰、灰色页岩、砂页岩、三灰。四灰厚度较大,含动物化石和燧石结核,为本组主要标志层之一,本段地层厚约23m.①灰黑色砂页岩、灰色砂岩、二灰、灰黑色页岩、ー灰。ー、二灰间距平均1m左右,有时合为一层,为浅灰色泥灰岩。属陆棚浅海相沉积,既有细粒石英〜含生物泥晶灰岩混合岩,也有生物碎屑灰岩含大量动物化石,特征明显,是本组与上覆山西组分界标志层。本段地层厚约21m。产:Sinccrinustien中国海百合茎LophocarinophyllumGradau脊板顶柱珊瑚b.二叠系下统山西组(PUS)本组地层厚96.5〜145.4m,平均113.0m〇属滨海相沉积过渡为内陆沉积,沉积旋回明显,可分为3个沉积旋回,含煤4〜5层,其中:7煤为主采煤层,8、9煤为不可采煤层。@第一旋回:灰色砂质页岩、深灰色砂质页岩与灰白色砂页岩互层、砂页岩、10煤、深灰色砂页岩、9煤。底部深灰色砂质页岩、9煤、10煤不太稳定且常被砂岩替代,砂岩中夹泥纹、炭纹和页岩碎块,为河床相沉积物,互层中层理清晰,水平状层理发育。本段地层厚约40m。产:Pecopterisarborenscoppert树形栉羊齿（未定种）Gordaitessp柯达狄木（未定种）⑪第二旋回:由灰白色中〜厚层状、细〜中粒砂岩、灰色砂页岩、深
14灰色页岩、砂页岩、砂页岩互层、灰色砂页岩、8煤、灰黑色页岩、7煤组成。其中,8煤为不稳定煤层,7煤为稳定煤层,局部含有夹肝厚0.1〜1.5m。本段地层厚约20m。产:Neuropterissp,脉羊齿（未定种）产:Pecopterissp.栉羊齿（未定种）©第三旋回:灰白色细〜中粒砂岩、灰色砂页岩、深灰色页岩、灰色薄层状砂岩、杂色页岩,本段底部偶含5、6两层薄煤层,其中,5煤为极不稳定煤层,6煤由于受河流冲刷而造成部分地段缺失。本段地层厚约53m。产:Emplecopteritiumalatumsp,翅状准组羊齿c,二叠系下统下石盒子组（P12X）本组地层厚170.7〜299.0m,平均217.0m。属内陆湖泊沼泽相沉积，含煤4〜8层。按其沉积特征,本组地层可以分为四段,自下而上为：@灰绿〜灰白色中〜粗粒砂岩、灰色砂页岩、杂色铝土质页岩。底部的中〜粗粒砂岩（即分界砂岩）有时相变为页岩,厚度为1.1〜34.2m,平均为13.0m,钙质或泥质胶结,有时含细砾，为本组与山西组分界标志层。其上的杂色铝土页岩相对稳定,可作为层位的对比标志。本段地层厚约36m。む深灰色砂页岩、页岩、灰白色薄层细〜中粒砂岩、灰黑色页岩、砂页岩、灰白色中〜细粒砂岩、夹有薄煤多层,本段地层厚43m。产:Lobtannulariasp.辨轮木pecotrerissp.栉羊齿（未定种）©灰色页岩、杂色页岩、灰绿色砂页岩、灰〜灰白色细〜中粒砂岩。顶部的中粒砂岩厚度为2.87〜31.50m,平均18.Um,该砂岩层位稳定。下距2煤44.17-76.20m,平均约60m,俗称“60m砂岩”，为本组标志层。该段地层约厚78m。产:Sphenepterissp.楔羊齿（未定种）@灰色砂页岩（偶夹煤线）、杂色页岩、灰绿色砂页岩夹薄层细砂岩、杂色页岩。厚约60m
15〇产:Tingiasp.丁氏蕨（未定种）1.1.5煤层、煤质及其他有益矿产①煤层a.含煤概况本区含煤地层为石炭、二迭系,有3个含煤组:二迭系下统下石盒子组（P。、山西组（PJ）及石炭系上统太原组（C3,）。含煤20层,可采和局部可采仅1层,可采煤层的厚度为0.7m。其中:下石盒子组地层平均厚度217.0m,含煤6~9层,山西组地层平均厚度113.0m,含煤4〜6层,可采和局部可采1层,可采煤层平均厚度4.6m〇太原组地层平均厚度156.0m,含煤7-10层,不可采。b.煤层7煤:上距2煤104m,下距分界砂岩58m,距8煤1.5-7.0m,距1灰52m,距20煤为155m。有105个钻孔穿过,全部可采。见煤点厚度0.76 5.75m,平均3.08m,另取巷道见煤点88个,以上总计见煤点193个,平均煤厚3.25m该煤的赋存特点:③7煤属于区域性稳定的中厚煤层,除在一620m中央盘区由于受河流冲刷造成局部缺失和变薄外,其余均可采;@煤层结构简单,少数地段（约20%）含夹肝,厚度为0.2〜1.2m;个别点夹肝厚度可达2.5m。©由浅部到深部煤厚有变薄的趋势（表1-2）〇表1-27煤厚度与深度变化关系表水平点数（个）煤厚（m）变化关系示意-220m以上363.55-370m1833.15厚-520m183.021
16-620m502.96薄总计2803.167煤稳定性评定；范围是ー520m以下至井田边界的未盘区,50个钻孔参加评定。盘区边缘巷道见煤点23个，总计为73个见煤点,全部可采。煤层可采性指数K=73/73=1平均煤厚2.96m〇煤层变异系数丫=23.95%属于稳定型煤层。②煤质a煤的工业指标灰份;山西组的7煤、属低灰煤,其精煤的灰份小于10%,可见易选。硫份:下石盒子组煤层与山西组煤层属特低硫煤。太原组煤层属富硫煤或高硫煤。磷份:下石盒子组煤层与山西组煤层属特低磷煤。太原组煤层未做磷份分析。发热量:除1煤外,其余煤层分析煤样的分析基弹筒发热量(QJ)都在25.0町/Kg以上;可燃基弹筒发热量(QJ)都在33.44MJ/Kg左右,且自上而下有逐步增大趋势。挥发份:各煤层均大于37%,且自上而下有增高趋势。胶质层指数见表1-3(1982年报告)。表!-3煤层胶质层指数表煤层2792021指数71215.522.7225.92元素分析:化验成果中各元素组分的变化规律不甚明显。容重：“东城一庞庄煤矿地质勘探最终报告补充资料”中的容重,均采用分煤层加权平均法确定,较为精确。如下表所示:
17表1-4煤层容重表单位：t/m'煤层号127892021容重值1.351.311.341.321.311.311.28b.煤的物理特征:③1煤:半亮〜半暗型,树脂〜沥青光泽，条带状结构，鳞片状或块状构造,褐黑色,质地较松软,裂隙较发育,裂隙有时被方解石脉充填。⑥2煤:半亮〜半暗型,树脂〜沥青光泽，条带状似均ー结构,鳞片状或块状构造,褐黑色,质地较松软,外生裂隙较多，多为方解石脉充填,并有少量黄铁矿星点。©7煤:半亮〜半暗型,树脂〜玻璃光泽,条带状结构,块状构造,黑色性脆，裂隙较发育,并有方解石脉充填。⑥8煤:半光亮型,树脂〜玻璃光泽,黑色,性脆,内生裂隙发育,条带结构，块状构造。
18河南理工大学2008届毕业设计©9煤:半光亮〜半暗型,玻璃〜树脂状光泽,内生、外生裂隙都较发育,条带状结构,块状构造。020煤:半亮至光亮型,黑色,性脆,玻璃〜树脂光泽,条带状结构,块状构造,内生裂隙发育,含浸染状黄铁矿。021煤：半亮至光亮型，玻璃〜树脂光泽，条带状结构,块状构造,内生裂隙发育,下部含泥砂;质硬,灰分高,俗称砂质煤。c.煤的工业牌号本区各煤层エ业牌号系按1958年4月国家技术委员会规定的分类表划分原则确定的。先后3次地质报告确定的结果相同,见表1-5表1-5煤层エ业牌号表、、嬰号确定ヾ、1煤2煤7煤8煤9煤20煤21煤拾屯报告气气气气气气ー肥气ー肥62年补勘弱粘气气气气气ー气肥气ー气月巴82年补勘气气气气ー肥气ー肥矿上采用气气气气气月巴肥⑶风氧化带原’’拾挑井田地质勘探最终报告（精査）”曾专门取样试验,其结果是随着第四系厚度的增大,自东而西,风氧化带深度逐渐增加,但幅度不大。该报告确定:17线以东,风氧化带深度为ー50m。17线以西,风氧化带深度为ー60m。62年补勘根据实际资料分析,重新确定的风氧化带深度全区均为ー45m。结合多年来矿井生产实际开采上限,经研究确定本区风氧化带的深度为一50m1.1.1矿井水文地质
19①区域水文地质庞庄井田位于徐州复背斜的西北翼、九里山向斜的中部。总体上为ー向南西倾伏的复式向斜构造,由5个次级的向、背斜构成。复向斜两翼分别被B、F3两逆断层切割,使该区构造体系的完整性遭到破坏。本矿区位于黄河冲积平原的东部边缘,与上升区的构造侵蚀低山丘陵区毗邻,煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二迭系煤系地层在区域侵蚀基准面以下,属陆相沉积,为裂隙充水矿床。水文地质条件简单。下部的石炭系煤系地层为海陆交互相沉积,伴有13层薄层岩溶化灰岩,水文地质条件复杂。整个矿区内含水层具有单面充水的特征。矿区地下水补、迳、排条件分析:本区地下水既有山区天然补给的特点,又具备平原区地下水迳流较弱的特征,矿井排水为地下水的主要排泄方式。区内含水层可分为:孔隙潜水〜承压含水层组、裂隙承压含水层组、岩溶〜裂隙承压含水层组。潜水接受大气降水和地表水的直接补给,一般和下伏承压含水层不发生直接水力联系。各基岩含水层均在山区露头处接受大气降水和潜水的入渗补给。各基岩含水层之间仅能通过导水构造发生水力联系,由于含水层属平原区倾斜岩层,承压含水层补给条件差,地下水交替运动迟缓,故在水质上反映了由山麓到平原、由矿区外缘到矿区深部地下水矿化度呈逐渐增高的趋势。地下水赋存受构造影响明显。二迭系砂岩含水层以静储量为主,既有局部垂直渗透、也有越流及侧向缓慢补给。太原组13层灰岩中,以四灰岩溶裂隙最为发育,富水性强,在浅部接受奥灰岩溶裂隙水的越流补给。②矿井水文地质地表水
20井田内地表水体主要为塌陷区积水,积水区常年水位+34.3m,雨季最高水位+36.25m（1982年7月22日）:其次有拾新河及拾屯河,拾新河是1977年12月铜山县在矿区中部自西北向东南人工开挖而成，常年积水，水深5〜6m,河床不连续且与塌陷区积水连成一片。拾屯河从矿区南部露头自西向东入丁万河,全长!3Kmo为季节性河流。区内另有零星的鱼塘和纵横交错的排水沟渠分布。因此,矿区地表水系较为发育。③矿井主要含水层组划分及特征根据含水层岩性特征、空隙性质及地下水埋藏条件,矿井主要含水层组可划分为三种类型:④地下水动カ环境各含水层水力联系a.第四系上部孔隙潜水含水层组直接接受地表水、大气降水的补给，受季节性影响潜水位变幅较大。b.第四系中部砂层孔隙承压含水层组的下部有粘土隔水层,使其与第四系底部粘土砾石含水层水力联系微弱，其补给水源主要为上部的孔隙潜水,补给方式以垂直渗透补给为主。c.第四系底部粘土砾石孔隙承压含水层与煤系地层各含水层组无直接水力联系,补给方式以地表水的侧向迳流及垂直缓慢入渗为主。d.上石盒子组底部奎山砂岩承压含水层与各煤系地层含水层组无直接水力联系,其水源补给方式为第四系底部砂個、砾石孔隙水的缓慢垂直补给、露头区的侧向缓慢补给及煤系外缘浅部高水位的太灰、奥灰溶隙水的侧向越流补给。e.下石盒子组、山西组砂岩裂隙承压含水层组与其它各含水层组无直接水力联系。其富水性受构造控制,矿井涌水量的大小取决于砂岩含水层
21的厚度、胶结成份、颗粒度、裂隙连通性及构造裂隙发育程度等因素。f.太原组灰岩溶隙含水层富水性弱〜强,以四灰富水性最好。十灰、十二灰为开采太原组煤层的直接充水含水层。该含水层组是区内煤系地层各含水层组的间接补给水源,补给方式以导水构造或侧向越流补给为主。g.奥陶系灰岩岩溶含水层在本区B断层上盘浅部区域属富水性中等〜强的含水层;处于F1断层下盘深部区域的属富水性较弱的含水层。Fi断层上盘的奥灰富含水层对下盘煤层开采构成威胁,设计开采时应留设必要的防水煤柱。该含水层是区内煤系地层各含水层组的间接补给水源,补给方式以导水构造或侧向越流补给为主。1.1.1瓦斯、煤尘和煤的自燃①瓦斯本矿（包括原东城井）为低沼气矿井。虽然如此,但今后的采掘工程中,也应继续做到:a.加强通风管理，做到合理安排生产,布局平衡,严格执行以风定产的规定。b.严格瓦斯管理制度,并做到掘进巷道按要求施工,减少盲巷,防止瓦斯积聚。c.加强老空区密闭管理,对老空区要及时、保质、保量进行密封，防止向老空区漏风而引起自燃发火,同时防止老空区有害气体泄出。②煤尘通常以可燃挥发分Vy煤尘爆炸指数的高低作为衡量煤尘爆炸性强弱的标志,一般说:Vy含量越高,爆炸性就强,VY若小于10%,基本上无爆炸危险。本矿井煤层的爆炸指数较高。③煤的自燃
22河南理工大学2008届毕业设计我矿煤层的自燃倾向均为二类,属有可能自燃发火的矿井。因此,在今后的采掘生产过程中,要切实采取有效措施,尽量减少丢煤,严格并及时加强老区的密闭工作。④地温州矿区恒温带的深度约在20〜25m之间,恒温带的温度约为!6.7℃（在本矿所测的钻孔是原东城井工人村Ft号水文观测孔，测试结果为:恒温带的深度在25〜30m之间,恒温带的温度为16.6〜16.7℃）,比徐州地区多年平均地温15.1C略高1〜2C。此恒温值与山东枣庄的恒温带温度17℃和淮南九龙岗恒温带的温度16.8c基本一致。该次测得西部矿区的地温梯度为2.0〜2.5℃/100m,东部矿区的地温梯度为1.5~2.0℃/100m。按照上表所列的15-4孔和15-6孔的测温结果计算,其百米增温率约为1.9C。此值与东部矿区百米增温率的高温值接近，与西部矿区百米增温率的低温值接近。本矿区的增温率选用2.0C/100m2矿井储量、年产量及服务年限2.1井田边界庞庄煤矿庞庄井位于徐州市九里区境内，距徐州市中心13km。主井地理坐标为东经11ブ06’19",北纬34°20'24",井口标高+37.5m。庞庄井田范围为:东自矿区铁路专线;西以夹河工业广场及第1?勘探线与夹河矿为界;南部边界分两段:①中段（铁路煤柱至第11勘探线）:以F47断层为界,断层以南隶属拾屯煤矿。②西段（第11至第15勘探线）:各煤层ー270m水平以上急倾斜部分归拾屯煤矿。北以B断层与张小楼井相邻。
23井田东西长约6.1km、南北宽3km,面积约18.3krr）2。庞庄井田位于九里山向斜中段,总体上为ー不对称的复式向斜构造,即由2个背斜、3个向斜组成。大、中型断裂亦较为发育,受褶曲构造的影响,地层产状沿走向和倾向上均有变化,倾角一般为8~10°；东南翼较陡,西北翼相对较:2.2井田储量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,还表示了煤炭的质量。本井田采用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，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重,平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。2.2.1矿井工业储量矿井エ业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和,其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2—1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汇总表见2—2。2.2.2矿井设计储量矿井设计储量为矿井エ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、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按エ业储量的5%—7%计入,本设计取7%,故:表2-1矿井高级储量比例ヽ'''"、7采条简单中等复杂
24件储量级、、别比例（％）、、大型屮型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040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4030153020不作具体规定不要求表2—2矿井工业储量汇总表煤层名称エ业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C3煤层6446.123566.310012.421560.8711573.29符合Z'=z._p式中:Z,一ー矿井设计储量;Zg—矿井工业储量;P一一永久煤柱损失量,可暂按エ业储量的5%—7%计入,本设计取5%；由此:矿井设计储量Z,=59595054.14X（1-7%）=5542.34万吨2.2.3矿井设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
25主要巷道及上下山保护煤柱后乘以盘区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表2—3;矿井工业广场地保护煤柱留设见图2-1;エ业广场保护煤柱设计计算参数见表2—4。表2-3矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（A+B+C）（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ェ、也广场井下巷道其他I7煤6033.7936.98210.18445786.62561.3435.79485349.5272表2—4エ业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（°）煤厚（m）①(°)Y(°)B(°)6(°)104.645756975
26工业广场保护煤柱计算图I-III-IILn图2—1エ业广场保护煤柱计算图
271_ILnI河南理工大学2008届毕业设计2.3矿井年储量及服务年限根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井工作日为330天,每日三班工作,每日工作8小时,每日净提升时间数为16小时。2.3.1矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为0.90Mt/a,根据公式:式中:T矿井服务年限,年;Z矿井可采储量,万吨;A—ー矿井生产能力,万吨/年;K——储量备用系数，K=1.3~1.5,此处取1.4。由此验算服务年限:5349.527290x1.4=42.46>40a符合要求。
283井田开拓2.1概述2.1.1开拓方式选择本矿井采用立井开拓,矿井采用中央竖井,采用盘区式上、下山联合布置的开拓方式,中央边界式通风,井田设ー个井筒:主井、副井、风井。地面标高+36m。全矿井划分为ー个水平,第一水平标高ー550m（辅助水平-320m）,〇水平运输大巷布置在第7层煤的底板岩石中,距煤层20〜25m,通过水平大巷开拓7层煤的全部上、下山盘区。盘区开拓采用上下山方式,走向长壁开采。2.1.2影响立井开拓的主要因素分析①矿井井田形状不规则,井田倾向长度2.3-3.6km,走向长度1.5-3.2kmo②井田地质条件简单，瓦斯涌出量很小。③涌水量不大,适合采用上下山开采。④煤层倾角小,基本都是近水平煤层。2.2井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析井田开拓方式井田开拓中主要问题有:井田内划分,井筒（胴）形式,数目、位置、开采水平数目和设置、运输大巷及总回风巷布置,井底车场形式等。由于本井田处于平原地区,地形平坦,表土较厚且有流沙层,所以,确定采用立井开拓（主井设箕斗）,由于在井田中央有新9、W-6两条大断层,于是选择在两断层中间布置工业广场,从而使工业广场保护煤柱和断层保护煤柱合二为ー,增加可采储量。
29河南理工大学2008届毕业设计根据井田条件和设计规范,本井田可划分为2个水平;阶段内采用带区式开采,每个阶段沿倾斜布置工作面;由于本井田涌水量不大,所以可以使用上下山开采。大巷设于煤层底板下垂距25m的厚砂岩层内。3.2.2方案的提出及技术比较根据上述各项决定,本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种,如图:图3-1方案1（立井单水加辅助水平上下山盘区式开拓）图3-2方案2（立井单水平加辅助水平上下山带区式开拓）
30图3-3方案3（立井两水平上下山带区式开拓）开拓方案技术比较方案1采用立井单水平加辅助水平上下山开拓,井筒工程量和石门エ程量和方案2相当,两方案均属于技术上可行。水平服务年限等也符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年）。两者相比,技术上都比较合适,因此，两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。方案2和方案3技术上都可行。两方案的生产系统较简单可靠。两方案对比,第2方案更符合要求，因为井田的大部分储量在下部,方案无需延伸井筒，可以利用已有的上山巷道开采辅助水平的煤炭,因此，方案2。2.2.3方案经济比较第1、第2方案有差别的建井工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果,分别计算汇总于表3T〜表3-4.在上述经济比较中需要说明以下几点:①两方案的各盘区均布置两条盘区上、下山,且这些上、下山的开掘单价近似相同。考虑到全井田中盘区上、下山的总开掘长度相同，即两方案的盘区上、下山总开掘费近似相同,故未对比计算。另外，盘区上部、中部、下部车场数目两方案虽略有差别,但基建费的差别很小,故也未予计算。
31河南理工大学2008届毕业设计②立井、大巷、石门及盘区上下山的辅助运输费用均占运输费用的20%进行估算。③井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风巷等均布置在坚硬的岩层中,它们的维护费用低于5元/a•m,故比较中未对比其维护费用的差别。④盘区上、中、下部车场的维护费用均按占盘区上下山维护费用的20%估算。盘区上、下山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。表3—1时期项目方案1方案2早期运输大巷/m17002300轨道大巷/m17002300主石门/m300运输上山1300轨道上山1300煤层运输平巷900煤层运料平巷900后・期运输大巷/m1003300轨道大巷/m1003300主石门/m1500120运输上山1500+1400轨道上山1500+1400煤层运煤平巷4700煤层运料平巷4700表3-2
32、方案方案1方案2工程量/m单价/元OnT费用/万元工程量/m单价/元QnT费用/万元早期运输大巷170023139.27230023153.13轨道大巷170023139.27230023153.13主石门1002312.31100023123.1运输上山130020026轨道上山130020026煤层运煤平巷90015013.5煤层运料平巷90015013.5小计132.85156.3后期运输大巷1002312.31330023153.1轨道大巷1002312.31330023153.1主石门15002313.4651202312.772运输上山140020028轨道上ill140020028运输下山200020040
33轨道下山200020040煤层运煤平巷470015070.5煤层运料平巷470015070.5小计144.085249.972共计276.935406.272表3-3项目方案I生产经营费用/万元项目方案2生产经营费用/万元石门运输2x4691.21x1.921*0.241=4343.7石门运输2x4691.21x0.39x0.241=1031.7上山维护0.9x4691.21x0.6x0.834=2212.73煤层平巷维护1.2x4691.21x1.55x0.324=2792.21.2x4691.21x0.33x0.324=158.28运煤0.9x1.55x27.9x3.05=118.71运煤1.2x1.55x27.9x3.05=158.28排水3942000x27.9x0.35x10'4=3882.36排水4113477x27.9xO.33xlO，=4051.24合计10557.5合计8033.42表3-4方案1方案2费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费276.9100406.2122.7
34生产经营费10557.5131.48033.42100总费用10834.4117.18439.621003.2.4确定方案从前述技术经济比较结果来看:虽然方案1的总费用略高于方案2,但是其基建投资费用则明显低于方案2.由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小的多,所以可以认为方案1相对较优。从建井期来看,虽然方案1要开运输和轨道上、但方案2要掘运煤平巷和运料平巷,工程量相当。因此,方案1的建井期仍大致和方案2相同。方案1的通风方式为中央边界式,是上行式通风,而且通风线路没有折返,通风较容易。综上所述，可认为:方案1和方案2在技术和经济方面均不相上下，但方案1的基建投资较少,。所以,决定盘区方案1,即矿井采用单水平加辅助水平上、下山开采。3.3井筒特征在矿井开拓方式确定以后,还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。3.3.1主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m,采用9t提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料:基岩段采用单层碎结构,冻结段采用双层碎结构;井壁厚度:基岩段350mm,冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道,井深652m。主井井筒断面布置如下:
35主井断面图图3-4主井断面布置图3.3.2副井主要用于升降人员、设备、材料及提升砰石等,并兼作通风、排水。为防止断绳事故,设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料:基岩段采用单层碎结构,冻结段采用双层砂结构;井壁厚度:基岩段400mm,冻结段800mm。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637m。副井井筒断面布置如下:
36图3—5副井断面布置图副井风速校核:V=-Q— 373.3.3风井,井深632m。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。采用碎支护,井壁厚度为风井井筒断面布置如下:srlr二图3—6风井断面布置图3.4井底车场井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的ー组巷道和嗣室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节,为提煤、提肝、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力,并应满足矿井 38河南理工大学2008届毕业设计不断持续增产的需要。为此,井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30〜50%。其次,在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。3.4.1选择井底车场的形式本矿井设计年生产能力为0.90Mt/a,大巷采用皮带运输，辅助运输采用固定式矿车运输，考虑本矿井煤层倾角8~10°,考虑到矿井地质条件比较简单增长潜力很大,井下采用梭式折返井底车场,主井井底车场和副井井底车场采用斜巷连接,组成完整的井4.4.2线路总平面布置设计①井筒相互位置的计算本井田地表地势平坦,井筒位置基本不受地表限制，根据有关规程规定和需要,取两井筒垂直存车线的方向的距离H为35m。②井底车场各存车线长度确定a.副井空、重车线L=mXnXL1+L2+L3L存车线长度,m；m列车数n每列矿车数I,辆矿车长度,m；L2电机车长度,m；し3电机车制动距离，一般取!2~15m代入数据L=l.5X20X2.4+4.49+12=88.5为有富余能力取90m.b.材料车线L=nXLin矿车数II辆矿车长度,m代入数据L=20X2.4=48考虑富裕能力在这里取50m. 39C.调车线L=mXnXLi+L2L调车线长度,m；m列车数n每列矿车数レ辆矿车长度,m；L2电机车长度,m；代入数据L=l.0X12X2.4+4.5=33.3考虑富裕能力在这里取40m.d.计算副井马头门线路及主井卸载站线路长度。参考《矿井设计手册》中的有关章节内容和本矿井实际情况,可以使用通用设计中的线路布置,具体线路布置见下图:图3-7马头门线路布置a—ー复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离通常取2.0mbーー基本轨起点至对称道岔连接系统的末端之间的距离，起长度取决于对称道岔的型号,b=8000mmocーー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两辆矿车。dーー单式阻车器轮挡面至摇臂轴中心线的距离取2.0m。 40河南理工大学2008届毕业设计e、e'摇台的摇臂长度e、e'=1.5m。f——罐笼长度,取4360mm。Jーー出车方向摇台臂轴中心线对称道岔连接系统的末端之间的距离通常2.0-4.0m。h缓和线长度,取2.0m。iーー基本轨起点到单开岔开行线路连接系统终点的长度取1839mm。由此:可计算出Lo=51938mm〇e.选择轨型、弯道曲率半径及道岔,并计算车场各部分道岔及弯道的联接系统尺寸。根据所选用的车辆型号,7t电机车,牵引1.5t矿车,井底车场选用30kg/m的轨道,5,3号道岔,弯道曲率半径为15m。具体选用的道岔型号及参数为:单开道岔:DK624-5-15a=11°25,11,5a=3258b=5848R=15000对称道岔:DC6247-3-15a=18°55'30"a=2064R=150003-8单开道岔平行线路连接 41已知:a=H025,ir,a=3258b=4142R=15000则:L=8158n=6280c=2438Kp=3946.茎本机起点3-9单开道岔非平行线路连接已知:a=ll°25'16"a=3251R=15000则：m=10036n=6955Kp=8791 42基本轨起点3-10对称道岔线路连接已知:a=18°55'30"a=2064b=5848R=15000则:C=851n=3265L=8105Kp=2450 431,主井2、副井、10副井重车线11、副井空车线12、材料车线13、通过线20、调车线3-11井底车场线路总平面布置3.4.3通过能力计算井底车场年通过能力应按下式计算:252000QjdMid=x^-1L15Tjd式中:Mjdーー井底车场年通过能力,t；Qjdーー每ー调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤量,t;Tjd每ー调度循环时间,min〇 44河南理工大学2008届毕业设计井底车场的通过能力应大于矿井设计生产能力的30%〇表3-5列车调车时间区间运行特征运行距离m运行速度m/s运行时间SA-B机车拉列车运行901.560机车摘钩、启动10机车过N110B-A机车运行50225机车过N210B-E机车顶列车运行851.557E—B机车运行85243机车过N210B-C机车运行1702.568机车过N310C-G机车运行85243挂钩、启动10G—D机车拉列车运行851.557机车过N410D—C机车运行50225机车过N310挂钩、启动10总计433w252000QjdMid=xdノL15Tjd25200020x1.5x60=x1.15433=91.It91.14-18=5.06>130%所以设计的井底车场是合理的。 45①井下中央变电所a.嗣室位置中央变电所碉室是全矿井下电カ总配电站,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。b.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値,条件许可也可采用不燃性锚喷支护。胴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,从胴室出口防火门起5m内的巷道应砌値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胴室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。胴室不应有滴水现象,电缆沟应设置ー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,为此在胴室设计尺寸时,应留出相应的位置。②中央水泵房胴室a.水泵房胴室是井下主要胴室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房胴室位置的选择应考虑以下因素:⑤管路敷设最短,不仅节约管路电缆，而且管道阻カ和电压将最小。⑥一旦井下发生水患,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。⑥具有良好的通风条件。根据以上要求,胴室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线ー侧，以便于设备运输,与中央变电所胴室组成联合胴室,即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。b.胴室支护与特殊要求@中央水泵房胴室必须采用不燃性材料支护,如砌料石或混凝土値, 46河南理工大学2008届毕业设计在坚固的岩层中也可采用锚喷支护,但不得有淋水。⑹出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门,从胴室出口防火门起5采煤内的巷道应砌値或用其它不燃性材料支护。。泵房胴室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m,设置流水坡,以防胴室积水。⑥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,当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下,主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知,本设计矿井正常涌水量为120立方米/小时,小于1000立方米/小时。故其容量V=QX8式中:V一—水仓容积,立方米;Qーー矿井正常涌水量,立方米/小时;由此:V=8X120=9600立方米设定设有主副水仓,每个水仓承担一半涌水量,则有9600/2=4800立方米。若用净断面为10平方米的半圆拱形断面,那末一条水仓长度为L=6004-10=60m④水仓的支护形式和特殊要求本设计水仓断面为半圆拱形,用混凝土砌値,考虑到支架间隙亦可储水,水仓净断面应乘以L2的系数,为使淤泥易于沉淀和清理,水仓向配水房方向设立反坡，其坡度常为1%。〜2%。。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝，再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。⑤等候室在副井井筒附近设置等候室,作为工人候车跟休息的场所,等候室和工具房相邻,以便工人领取工具。⑥其它恫室其它恫室主要有其它恫室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门响室、火药库等。河南理工大学2008届毕业设计 473.5开采顺序及盘区回采工作面的配置3.5.1开采顺序在整个井田的范围内,先开采靠近井筒的盘区,再开采远离井筒的盘区,上山阶段采用前进式开采,下山阶段采用后退式。在ー个盘区的范围内,采用下行式开采,先开上区段，依次回采下面的区段。3.5.2保证年产量的同采盘区数和工作面数盘区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的盘区个数一般按表规定:表3-6矿井同时生产的盘区个数矿井设计生产能力(Mt/a)盘区个数2.4〜3.03〜41.5—1.82〜31.2及以下1〜2因为设计矿井年产量为90Mt/a,因此,本矿井生产盘区为ー个,保证年产量的工作面为ー个。①矿井达到设计产量的回采工作面个数a.本设计矿井年产量0.90Mt,在矿井一翼上山盘区布置ー个工作面b.矿井达到设计产量时采煤工作面个数⑤确定达到设计产量时工作面总线长:综采:4rB==^ゝm•y•L•Kコ=0,9x106x0,94.3xl.34x330x6x0.6x0.9x93%=141.37m则取工作面线长150m。 48式中:Bーー采煤工作面总线长,m；A—ー矿井设计年产量,t/a；犬——回采出煤率,可取0.9；2〃，ーー同采煤层总厚度,m；アーー煤层容重,t/m3；ム——工作面采出率,97%、95%、93%；L——年推进度ー=33〇〃ノ。其中:330——矿井年工作日,天;〃ーー日循环数,个;1循环进度,m；0正规循环系数,=0.8〜1〇⑥确定同采工作面个数N=且工（取整数）L式中:N——同采工作面数,个;B工作面总线长,m；nーー同采煤层数;L回采工作面长度,m；由此:N=141.37x1=]个150②盘区工作面配置盘区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征,所确定的回采エ艺等确定,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。盘区内同时生产的综采工作面宜为ー个面；普采工作面宜为两个面,不应超过三个面。因此,在满足矿井服务年限的条件下,由于盘区内同采工作面为1个,所以盘区内同时生产的工作面为1个。③矿井产量的验算:ん=2"，./，,/，・无«（=]式中:An矿井同采工作面产量总和,万t； 49mi第i号工作面采高,m；/,第i号工作面长,m；Li第i号工作面年推进度,m/a；ーー第i号工作面煤的容重,t/m、N——同采工作面数。由此:ん=4.5X150X1069XI.34X0.93=0.899226Mt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1.15Ao全矿井掘进煤A撫=Anx0.06=0.899226x0.06=0.053953Mt实际产煤为ん+A掘=0.899226+0.05395=0.95317Mt因此进行验算有:0.95317/0.9=1.059<1.15故符合设计要求。3.6井巷工程•和建井周期3.6.1概述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5m,副井直径6m,风井直径为4m。断面面积分别为19.63528.27m［和!2.566m2o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、轨道大巷、运输上山、轨道上山、运输平巷、回风平巷、回风石门。 50河南理工大学2008届毕业设计3.6.2井巷工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、井底车场巷道及炯室、主要石门、运输大巷及盘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。各巷道的掘进速度指标见下表（表3—7）表3—7平巷掘进速度表掘进机械化程度煤岩类别月进度综合机械化掘进机组煤500半煤岩350液压凿岩台车机械化作业线|_1_|石250液压钻作业线岩200钻爆法煤300半煤岩200图3-8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（n?）巷道长度（m）工程量（mb净掘净容积掘进容积 51一开拓巷道1主井圆形碎19.626.465212779.217212.82副井圆形碎28.316.363718027.110383.13风井圆形碎12.616.66325443.27171.24井底车场半圆拱形混凝土.13.517.55100013500175505运输大巷半圆拱形混凝土13.517.55250033750438756轨道大巷半圆拱形混凝土13.517.55250033750438757回风石门梯形锚网8.110.5350405526.5二准备巷道1轨道上山梯形锚网8.29.36150012300140402运输上山梯形锚网8.29.36150012300140403盘区运输平巷梯形锚网7.29.36100072000936004回风平巷梯形锚网7.29.36100072000936006工作面矩形锚网10.613.7816016962204.8井巷工程施工进度见下表（表3—9）表3—9井巷施工进度表序じ工程名称工程量（m）施工速度（mZ月）时间（月） 521主井6521205.432副井6371205.313风井6321203.64井底车场100020055回风石门502000.256运输大巷250020012.57轨道大巷250050058进风行人斜巷1002000.59盘区运料斜巷2502001.2510盘区运输上山1500500311盘区轨道上山1500500312开切眼1605000.32调度室、电机车房和电机车修理间、防火门响室、火药库等。 534采煤方法4.1采煤方法的选择7煤层赋存稳定,顶底板条件较好,厚度平均4.5,煤层倾角8〜10°,井田内储量较丰富,地质条件较好,在矿井盘区布置综采工作面，采用走向长壁采煤法。采用全部冒落法处理采空区。4.2盘区巷道布置及生产系统布置盘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、动カ供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。4.2.1盘区走向长度的计算的确定(以第一水平第一阶段内盘区为例)本盘区首盘区为位于矿井一翼,走向分别是!.8倾向为1.3地质条件较简单,坡度变化比较平缓。4.2.2确定区段走向长度及数目工作面长度设计150m,层有自燃性,发火期〈3个月,为了减少发火危险拟选择完全沿空掘巷技术,而且本盘区地质条件也允许采用沿空掘巷,尽量不留煤柱,减少自然发火危险,总共设计8个区段。4.2.3煤柱尺寸盘区内主要煤柱尺寸参考表:表4-1盘区煤层巷道护巷煤柱尺寸巷道类别薄及中厚煤层巷道一侧(m)厚煤层巷道ー侧(m)备注水平大巷2〇〜3025〜50 54主要回风巷20左右2〇〜30盘区上（下）山20左右3〇〜40区段平巷8-2015〜20盘区边界5-105〜10较大断层1〇〜501〇〜50视断层落差情况而.定4.2.4盘区上山的布置盘区上山道的数目可根据盘区生产能力和开采技术条件确定,由于ー、二盘区生产能力不大,且瓦斯涌出量较小,所以布置两条上山。一条轨道上山,一条运输上山。两条上山沿煤层走向方向距离为20m。两条上山均沿煤层底版布置。4.2.5回采巷道的布置由于开采的煤层为单一中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板板岩石比较稳定,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底板布置。4.2.6联络巷的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。4.2.7盘区车场形式选择盘区上部车场常用甩车场和平车场,平车场又可分顺向和逆向二种型式。上部车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件,在阶段回风巷以上为采空区或松软风化带时,往往采用平车场。在联合布置盘区、回风石门较长时,为便于回风石门联系,也多用平车场。其它情况下,可考虑 55采用甩车场，顺向和逆向平车场的选择，主要根据绞车房、上山和回风巷的相互位置决定。顺向平车场的变坡点同绞车房之间的距离比较短,如果绞车房位置受限制，为了便于同总回风巷相联系,可用顺向平车场。联合布置盘区,有盘区回风石门同阶段回风巷相联系时,可以采用逆向平车场。结合本矿情况,拟采用顺向平车场。盘区中部车场一般多为甩车场，按甩入地点不同,可分为绕道式车场、平巷式和石门车场三种。开采单ー薄及中厚煤层,多用绕道式车场，联合布置盘区或有岩石集中巷的盘区,常用甩入平巷或甩入石门式中部车场。结合本矿情况,拟采用绕道式车场。盘区下部车场的基本形式，按装车地点不同分为大巷装车、石门装车和绕道装车三种;按材料车场设置地点不同,又有顶板绕道和底板绕道两种。一般较常用大巷装车的下部车场,当煤层倾角较大时,可用顶板绕道;倾角较小,用底板绕道。在选用顶板或底板绕道时,应注意轨道上山的起坡角,一般以不超过25°为宜。联合布置盘区具有长度较大的盘区石门时,宜采用石门装车的下部车场,但应注意装车点前后要有足够的储车线长度。对于盘区生产能力很大的矿井,如采用大巷装车,但影响大巷运输能力,又不具备石门装车条件,可采用绕道装车式下部车场。结合本矿情况,拟采用大巷装车式,辅助提升采用底板绕道式。4.2.8盘区碉室①盘区煤仓:圆形垂直煤仓,净直径3m,高度为20m。（大巷布置在煤层底板下垂距为30m的岩层中）。煤仓容量为2003煤仓的支护方式采用砌値支护，壁厚300—400mm。②绞车房:盘区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应 56河南理工大学2008届毕业设计避开较大的地质构造、含水层,并不受开采影响。在满足绞车房施工、机械安装和提升运输要求的前提下,绞车房应尽量靠近变坡点,以减少巷道工程量;绞车房和临近巷道应有足够的岩柱,一般情况下不小于!0m,以利绞车房修护。绞车房应有两个安全出口,即钢丝绳道和绞车房的风道。绳道的位置应使绳道中心与上山巷道中心线相重合。根据绞车最大件的运输要求,宽度为2080mm,长度为5m,绳道断面可与连接的巷道断面一致,以便于施工。并使绳道中的人行道位置与上山一致。盘区轨道上山用无极绳运输,下山用绞车运输。绞车型号选JTY1.6/1.5B,左侧人行道600mln,右侧人行道1000mm.净宽3000mm,自地面起壁高1200mm,拱高1500mm,净高2700mm,前面人行道宽800mm,后面人行道1200mm,净长4000mm,断面形状为半圆拱。③变电所:盘区变电所设在两条上山之间,在盘区电カ负荷中心.髙压电气设备与低压设备宜分别集中在ー侧布置,胴室宽度为3.6m,高度为3m,通道为2.5m,变电所采用锚喷支护。底板采用100号混凝土铺底,高出临近巷道200mm,并且具有3%。的坡度,以防矿井水流进变电所。洞室与通道的连接处,装设向外开的防火栅栏两用门。3.2.9盘区千吨掘进率、盘区掘进出煤率及盘区回采率盘区掘进巷道及其煤巷统计见表4-2、表4-3。表4-2盘区掘进巷道统计序号巷道名称围岩形式支护方式巷道断面(m2)巷道长度(m)同类巷道总长度(m)净断面掘断面1区段运输平巷煤巷锚网7.27.5800128002区段回风巷煤巷锚网7.27.580012800 573开切眼煤巷锚网10.610.91582528厶计28128表4-3盘区煤巷统计表序号巷道名称巷道断面面积(m2)每米出煤量(t/m)巷道全长(m)全部出煤量⑴盘区总出煤量⑴盘区千吨掘进率(m/kt)盘区掘进出煤率(%)1区段运输平巷7.56.4412800618200128211200.9984.82区7.56.4412800618200128211200.9984.8 58段回风平巷3丿F切限10.96.442528177455128211200.1970.0138厶计2812814138552.1939.61384.2.10确定盘区巷道掘进方法、设备数・及掘进工作面数根据盘区生产能力,采区巷道布置、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,须把ー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=-tl-t2式中:N一掘进工作面回采工作面头面比;レー机械安装时间,综采ー个月;t2-工作面备用时间,按半月计。th一回采工作面所需时间,月;其中:Lg一区段内回采工作面沿走向全长，m；Vh一回采工作面月速度,向月;tj一掘进工作面所需时间,月; 59其中:レー接替工作面的巷道长度,m；Vjー巷道的掘进速度,m7月;山河800x2+150所以:し=」5001750500=3.5月800116x0.6x30=7.41月又因为[=l,t2=0.5。所以：N=——一7.41-1-0.5=0.594.2.11盘区生产系统盘区生产系统包括盘区内的煤、肝石、材料和设备的运输路线。①煤炭运输系统运煤路线：煤炭：回采工作面区段运输平巷盘区运输上山盘区煤仓运输大巷主要运输石门井底车场煤仓——主井箕斗运送到地面。②辅助运输系统:盘区内以分区轨道斜巷及材料斜巷构成辅助运输系统,担负着设备、材料、砰石和人员的运输任务。辅助运输路线：工作面区段回风平巷盘区轨道上山——盘区下部材料车场盘区运输石门轨道大巷主要运输石门井底车场副井提升到地面。辅助运输系统均采用1.5吨的固定式矿车运输。③通风系统根据盘区巷道布置及生产安排,主要进风巷为进风行人斜巷;主要回风巷为分区轨道巷及总回风巷。通风路线:副井井底车场轨道大巷进风行人斜巷轨道上山一ー运输平巷综采工作面区段回风平巷运输上山运输大巷风井。④排水系统根据盘区巷道布置,工作面污水经水沟流至分区段轨道斜巷,再经运输大巷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,经运输大巷至盘区变电所,经降压后的 60低压电通过进风行人斜巷由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的配电点以及分区运输巷输送机,分区轨道巷绞车等用电地点。⑥供水系统采掘工作面、斜巷及分区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盘区用水地点。4.3回采エ艺设计在确定采煤方法及回采エ艺的类型的基础上,对首盘区首先投产工作面回采エ艺设计,回采エ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。4.3.1综采工作面的主要设备（见表4-4）表4-4综采面主要设备表序号设备名称型号1采煤机MXA-300/3.52刮板输送机SGZ-730/3203可伸缩带式输送机SDJ-150/1063 614顺槽转载机SZZ-730/1105液压支架ZFS5200-17/326顺槽破碎机PCM110II工作面长度为150m,煤层倾角8-10°平均为,顶底板都比较稳定,煤厚为4.6m,故采用一次采3米放1.6米的方法。表4-5MXA-300/3.5型采煤机技术参数机型髙度(mm)适用条件牵引机构开采范围倾角(°)普氏硬度牵引力(kN)速度方式保护方式MXA-300/3.516501.9-3.5<40<44008.35齿销式液压恒功率表4-6支撑掩护式ZT35型液压支架技术参数型号型式高度(mm)中心距(mm)初撑力(kN)工作阻カ(kN)支护强度(kN/m2)比压(105Pa)重量(kg)ZFS5200-17/32四柱支撑掩护式170〇〜320015004552520073018.618000表4-7工作面刮板输送机SGZ-730/320型技术参数表型号机适应运送链速牵引功率电压出厂刮板 62型倾角(°)能力(t/h)(m/s)方式(千瓦)(V)长度(m)间距(mm)SGZ-730/320中双链<157000.93无链2*160140/660154.431104表4-8PCM110H型破碎机技术参数型号最大输入块度(mm)转动质量(kg/m2)最大输岀块质破碎锤数主轴转数(r/min)电动机功率(kW)外形尺寸(长・宽・高)PCM110II700*700890<40044701104560*2065*1808131——采煤机4——破碎机7调度绞车10——煤电钻2刮板机5转载机8-一一乳化液泵11小水泵3ーー液压支架6顺槽输送机9——喷雾泵12——上端头支架 63图4—1机械配备平剖面图4.3.2工作面循环方式和循环作业图表的编制综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个エ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—5。在安排作业方式时,必须把机械设备检修作为综采的ー个エ序,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,ー班准备的三班作业制。表4-9劳动组织表ェ种ー班二班三班合计班长1113采煤机司机3339刮板运输机司机3339电エ2248支架エ2238放煤エ2226 64泵站エ1113端头エ44816运料エ2238转载机司机1135皮带司机2226电钻エ2226浮煤清理工2226送饭エII13合计28283894采生产、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,一般ー班即可顺利完成。循环作业图表见图4—6。5矿井运输、提升及排水 655.1矿井运输5.1.1井下运输系统和运输方式的确定①井下运输方式主井:箕斗提升副井:罐笼提升运输大巷:皮带运输机运输轨道大巷：矿车运输采煤工作面：刮板输送机运输②井下运输系统：煤的运输：采煤工作面一刮板输送机ー转载机一破碎机一区段运输巷ー运输上山一盘区煤仓ー运输大巷一井底车场煤仓ー主井提升到地面。砰石的运输：掘进工作面出的肝石一肝石装载机ー矿车运输ー轨道上山一轨道大巷一井底车场ー副井提升到地面材料的运输:副井下放的材料一井底车场ー轨道大巷一行人斜巷ー轨道上山一区段回风巷ー工作面。5.1.2盘区运输设备的选型根据已知的地质条件：煤层赋存稳定,倾角平均为11°,井田采用立井单水平上下山开拓,盘区法采煤,瓦斯涌出量小,等特点。确定运输设备。①采煤工作面输送能力的确定:采煤工作面每天生产2800t煤，工作15h/d,所以,工作面每小时采煤186to考虑到有增产的可能,所以输送机的小时输送能力应大于工作面小时的输送能力。选用设备：双中链可弯曲刮板输送机：SGZ—730/320型可伸缩胶带输送机:DSP—1080/1000型 66河南理工大学2008届毕业设计转载机:SZZ-730/160型技术参数见下表5-1,表5-2,表5-3表5-1双中链可弯曲刮板输送机型号倾角运输能力功率(kW)电压(V)电机功率%功率因数SGZ-730/320<15°700160660/114093.50.88表5-2可伸缩胶带输送机型号能力长度(m)宽度(mm)速度(m/s)电机功率(kW)重量(t)DSP-1080/1000800100010002.516095SD8040060010002.580表5-3转载机型号机型运输量(t/h)功率(kW)电机效率%功率因数SZZ-730/160中双链70011094.60.85②运输大巷皮带输送机能力计算a.胶带输送机的确定原始资料:输送机长度ム=1000m、斜井倾角"(°),设计运输生产率A(t/h),货载的散集容重r(t/n?),货载在胶带上的堆积角P(°)、货载块度。(mm)〇L=1000mA=600t/h夕=0°r=l.Ot/m30=30°«=250mm胶带宽度:B=K*V・グ・c 67式中:B胶带宽度,mmA——设计运输生产率,t/h；r——货载散集容重,t/m\cーー输送机倾角系数,c=l；kーー货载断面系数,k=458；V——运行速度,m/sK=458（槽形）V=2m/sB=J=809mm取带宽B=1000mm.带宽除满足运输生产能力要求外,还需按物料的块度进行校核。对原煤:B22j+2005か）其中flmax=250mmB=1000>2*250+200=700mm所以,带宽B=1000mm符合物料的块度的要求b.胶带运行阻カ计算胶带输送机运行阻カ计算示意图如图5-1-1所示：图中3-4段为运送货载段，胶带在这一段托辐上所遇的阻カ为重段运行阻カ,用吗ハ表示;1-2段为回空段,胶带在这段的阻カ为空段运行阻力,用以表示。图5T胶带输送机运行阻カ两者表示如下:必人=（り+为+4ルル85ガ±（り+为）人诂ガ 68河南理工大学2008届毕业设计WK=(qd+q；)La)*cos0キqdLsin0式中:ターー输送机的倾角,在该段运行方向向上运输取正,反之取负;L输送机长度,m；が、ーー分别为槽形、平形托辐阻カ系数;qーー单位长度的胶带上的货载重量,kg/m,可由q=A/3.6V求出;q==83.3kg/mら每m长的胶带自重,kg/m；・、・ーー分别为折算到每m长度上、下托辐转动部分的重量,kg/m；ヘマq「下'g(kg/m)g(kg/m)其中:G・、G、ー一分别为每组上、下托辐转动部分重量,kg；4ーー上托細间距,m,取1.5m；g——下托辐间距,m,取2.5m。=17/1.5=11.3たg/mqv-17/2.5=6.8kg/m取口’=0.03=0.025W2h=(83.3+21.45+11.3)*1000*0.03*1*9.8=34118.7NWk=(21.45+6.8)*1000*9.8*0.025*1=6921.25N胶带绕经滚筒也要遇到阻カ。这一阻カ包括由于弯曲时胶带本身的刚性阻カ和滚筒轴承的摩擦阻カ。此阻カ可按下列公式计算。在导向滚筒上所遇到阻カ:％3=905〜0.07电在传动滚筒上的阻カ：即4T段的阻カ：IV,.,=(0.03~0.07)(54+5,)式中：邑、S4、Sーー胶带在相应点上的张カ,kg。 69C.胶带张カ的计算用《逐点计算法》计算各点的张カ的一般步骤是:⑤按逐点计算法找出E与的关系V52-5,=W,S3=S2+W^3S4=Si+W2h54=5+皿2.+叱+あー3即:S4=S2+Wk+Wk+W2h+0.0652=106S2+2Wk+W2h⑥按摩擦传动条件找出鸟与S4的关系cc-IV一叱2一£(*-1)ゝ4-b]一切-•/nn—1・・・§4=，(1+)n式中:〃——摩擦カ备用系数,设计时取〃=L15~L2；〃ーー胶带与滚筒之间的摩擦系数,。S4=(S2-M)(1+-^y-)=1.725(邑—匕)$=8485.15kgS2=9191.4依S3=9742.884依S4=14636.884kg0验算按上述计算法求得5min2A_(q+み)ぐcos夕"max式中:'mia重段胶带最小张カ,kg；ルーー重段两托辐间距,m；万ーー输送机安装倾角,。;q、のーー分别为货载和回空胶带每米重量,kg/m；rmax——胶带最大允许下垂度，计算时可取んax=0.025将上述数值代入,Smin2/I式可得S,nin2/,=5(q+qd)L'gcosガ=5*(83.3+21.45)*1.5 70=785.625kgくS3 71Smin*=5qJ：cosガ=5*21.45*2.5=268.125kgくS2式中:£；イーー分别为重段,空段两托辐间距,mo由以上计算可知满足要求。d.牵引力及功率的计算对于图5-1I所示的胶带输送机传动滚筒的圆周牵引力为式中:Syー胶带与滚筒相遇点的张カ,kg；Slーー胶带与滚筒分离点的张カ,kgo考虑主轴承摩擦阻カ及胶带在传动滚筒上的弯曲阻力,主轴的牵引力为:Wo=SY-SL+(0.03〜0.05)(5丫+5ム)=S4一号+(0.03〜0.05)(S4+S})=S,-，+0.04び4+号)=14636.884-8485.15+0.04*(14636.884+8485.15)=7076.62kg因此，电动机的功率为102/7式中：V——胶带运行速度。Wa*V102・〃1.17*7076.62*20.85=20kw5.1.3大巷运输设备本矿井布置两条大巷,一条轨道大巷,一条运输大巷。轨道大巷辅助运输采用7吨架线式电机车牵引1.5吨固定式矿车.运输大巷采用胶带输送机运输。具体计算过程为:①按粘着力条件计算机车所能输出的最大牵引力为ド=1000Pg。,N机车在运输过程中,拉重列车组在上坡启动时所需要的机车的最大 72牵引力为尸=1000(P+Qzh)g(^h+i+0.11a),N利用上边两式,可得出在满足粘着力条件下机车的牵引质量(及重列车质量)为:Qバ^71I宀10x0,24x9.80.75x0.04+(0.0105+0.003)x9.8=163t其中:F最大牵引力,N4>粘着系数,P机车质量,tQ&重列车质量,tム重列车启动的阻カ系数,i轨道平均坡度,一般取i=3%。,a列车启动加速度，m/s②按温升条件:满足牵引电动机温升条件时,机车的能牵引车组的最大质量为Q 73河南理工大学2008届毕业设计距大于2000m时取1.15,③按制动条件:Qzh<-Pか0.11b-%,+i10?.17?.8,へ101.075x0.1167-(0.0070-0.003)x9.8二66tb为使列车在规定的距离内制动停车,列车应有的减速度,m/s2④矿车数量的确定:上面三个约束条件确定的车组的质量，为能同时满足三者要求，取其中最小Qホmin,由下式确定矿车台数G+G。〇=48.31.5+1.33=17台取20台5.2.1矿井提升概述该矿井设计井型为0.9Mt/a,考虑设置一对井筒进行提升,即主井和副井进行提升。主井采用箕斗提升,主要负责提煤;副井采用罐笼提升,负责提肝、下料、升降设备和人员等各种辅助提升提升为主井和副井提升,大巷运输水平为-560m水平,地面井田标高为+36m,提升高度为632m,故应采用立井多绳摩擦式提升机,副井筒也采用多绳摩擦式提升机进行提升。5.2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料该矿井设计生产能力为每年90万吨,年运输肝石9万t,井下运输大巷中采用皮带运煤，辅助运输通过1.5t固定式矿车、平板车和材料车来完成,煤的散体容重为1.34t/n?,矿井工作制度为：一年工作日为330天,河南理工大学2008届毕业设计 74每天净提升时间!6小时,每天4班作业,每班工作6小时。该矿采用立井开拓,第一水平高度标高ー570m,辅助水平标高ー410m。5.2.3提升设备的选型计算①主立井提升容器确定a.一次合理提升量Q=5,3600I〃ノ式中:Aーー矿井设计生产能力,t；cーー提升不均衡系数,箕斗井为1.1-1.15,MX1.15；afーー提升富裕系数,第一水平取1.20；t日提升小时数,取16h；n——年工作日数,取330d；1次循环时间,s；H匕t,=—I—：—f〃+evja其中:Hーー提升高度,m；箕斗井：H=Hx+Hs+H:其中:乩——矿井开采水平垂直深度,m；Hx——卸载水平至井口水平距离,m,取20m；エーー装载水平至井底车场水平距离,m,取20m：匕——最大提升经济速度,其中匕=0.4J万;a——加速度,取0.756/5-；U一一箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取u=10s；0休止时间，s,取0=10s； 75箕斗规格(t)5及以下5〜9121620休止时间(S)810121620所以:H=乩+”，+H二=632+20+20=672mV.=0.47/7=0.4x4672=10.37m/sH匕tj=—I—f〃+evja=97.7s所以:A-c-af3600tn90xl04xl.15x1.2=X97.73600x16x330—6.38tb.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9t标准箕斗,根据表中斗箱有效容积,计算ー次实际提升量：,r*Qv式中:式中：rーー煤的松散容重,取メ=ユ竺,其中1.34为煤的容重,e为碎(P胀系数,取!.1；ーー箕斗容积;B——满度系数,取0.9；，1.43r=（P1.401.1=1.27t/m3 76所以:q=0.9x1.27x6.38=6.86t根据箕斗实际提升量,选择TDG—9/110X4型多绳摩擦式9t箕斗。箕斗有效容积UW,自重②副立并提升容器的确定副立井主要担负提升人员、材料、设备、肝石的任务。根据辅助运输设备和井下肝石量，初步选择罐笼型号为GDG1.5/6/2/型1.5t矿车双层四车罐笼,其自重为6.56t。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、砰石…）,其中升降工人时间,按工人下井时间的1.5倍,升降其它人员时间,按升降工人的20%,提升砰石按日出肝量的50%;升降坑木、支架按日需量的50%。下井人数的确定因为该矿年产量为90万吨,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:n=330x3=909其中管理人员占10%,为67人。所以下井最大工人数818/3=270人用提升人员进行验算:40x60ゝ1i-11+0a匕式中:nrーー每罐提升人数，24人;〃〇最大作业班下井人数,200人;a——提升加速度,取O.7m/s2；H=H»+Hx=632+20=652其中:Hs——矿井开采水平垂直深度,m；Hx——卸载水平至井口水平距离,取20m； 77ルーー稳罐附加时间,取=5s；0——上下人员休止时间,取36s；所以:40x60-nrV,Hヘ’—dF。a匕40x60へ,64.8+12.5+10+36=310>270人满足要求。以最大班净作业时间5小时验算提砰石每班作业时间（小时）t_研"f2x36OOxqo式中:0v—每日砰石提升量,t；q0ーー每次砰石提升量,t；所以:545x81.4ta=（T2x3600x4=1.5h=90min升降其他人员的时间0.2X以升m）=23.6min0.2X1=0.2X17=4.7min下坑木、支架按日需量的50%计算;取0.3h=18min下炸药2〜4次,取3次;保健车27次,取3次;运送设备5〜10次,取8次；其他5〜10次,取8次;则:总计3+3+8+8=22次22X81.4s=30min 78所以:总作业时间为:90+30+4.7+18+23.6=2.78h<5h满足要求。③提升钢丝绳的选择计算立井多绳摩擦式提升,宜采用同向捻的提升钢丝绳。提升钢丝绳的绳端荷重Qd箕斗提升时:Qd=(Q+Q2)g,N；罐笼提升时:Qa=(Q2+2(G+Go))g,N；式中:Qd钢丝绳绳端荷重，Kg；Q2罐笼的质量,kg； 79河南理工大学2008届毕业设计Q次提升量,kg；2ーー每次提升的矿车数;Gーー矿车中的装载质量,kg；Go矿车的质量,kg；G——重力加速度,9.8N/kg；所以:箕斗提升时:Qd=(Q+QDg=(11.6+9)X1000=20600罐笼提升时：Q产(Q2+2(G+Go))g=(6.56+2X(1.5+1.3))XI〇〇〇=10160钢丝绳最大悬垂长度Hc=%+乩+孔=13.15+632+21.25=666.4m式中:H,,尾绳环的高度,m乩=瓦+1.5S=10+1.5X2.10=13.15mSー提升钢丝绳的中心线距,2.10m；ルー过卷高度,m；式中:Ht——提升高度,m；Ht=Hz+Hs+Hx,mHz一一一装载水平至井下运输水平的高度,罐笼提升时为0m；Hx——卸载水平至井口的高度,罐笼提升时为22m；Hs井筒深度,m；Hk提升容器在卸载位置时,容器底部至主导轮轴的高度,m；其中:Hk=Hr+Hg+h+H2x 80=4.5+10+0.75X3+4.5=21.25m其中:Hr——容器全高,4.5m；h——导向轮中心距楼板层面高度,h=0.75R；R导向轮半径,4.5m；H2x主导轮中心线至导向轮中心的高度,m；(a)(b)图5-2多绳提升系统图a-一有导向轮罐笼提升;b一一有导向轮箕斗提升确定钢丝绳每米质量P箕斗提升时: 81罐笼提升时:Pk=翼-n(2_“,)4x(206001700x10000009.8x9545.45x6.8668=2.01kg/m-666.4)Pk=——n(小メ)=10160“，2000x10000000ハ4x(666.4)9.8x9545.45x8.8668=1.762kg/m式中:ルー钢丝绳公称抗拉强度,Pa；nー钢丝绳数目,4根;mー提升钢丝绳的安全系数，按安全规程规定取值专为升降物料时:て=7.2-0.0005He=7.2-0.0005X666.4=6.8668专为升降人员时:町(=9.2-0.0005He=9.7-0.0005X666.4=8.8668根据计算出的Pk值,从钢丝绳规格表中选出钢丝绳。箕斗井选择钢丝绳为6X19股(1+6+12)绳纤维芯,钢丝绳直径为31.0mm,参考质量P=3.38.30kg/m,钢丝破断拉カ总和Qz=608500N；罐笼井选择钢丝绳为6X19股(1+6+12)绳纤维芯,钢丝绳直径28.0mm,参考质量P=3.380kg/m,钢丝破断カ总和Q,=715500N验算钢丝绳的安全系数箕斗提升时:g[GM+2(G+GO)+nPHJ=4x608500(20600+4x3.3380x632)x9.8 82=8.5531〉6.8668经验算所选的钢丝绳满足要求。罐笼提升时:g[QM+2(G+GO)+nPH.]=4x74500(10160+4x3.3380x616.4)x9.8=15.9>8.8668经验算所选的钢丝绳满足要求。④多绳摩擦提升机的选择提升机的选择是在确定主导轮直径D和钢丝绳最大静张カ、最大静张カ差后,查提升机特征表后确定。a.主导轮直径根据规程规定,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：D/d>90,即箕斗井主导轮直径D290X0.031=2.79m则罐笼井主导轮直径D290X0.011=0.99mb.钢丝绳最大静张カ，对于等尾绳及轻尾绳提升系统箕斗提升时：Ff=[Q2+Q+nq(HK+Hl)+nqHH]g=[11.6X1049+4X3.3830X653.25+4X3,3830X13.15]X9.8=202.14kN罐笼井提升时:り=[Q+2(G+Go)+叩(以+旦)+ル科伙-[10160+4X3.3830X653.25+4X3.3830X13.15]X9.8=187.94kNc.钢丝绳作用在主导轮的最大静张カ差Fc箕斗提升时:エ=[Q+|vHj]g=9X103X9.8=88.2kN 83罐笼提升时：.=[2Q+|vH+l|]g=[2X4.3+1]X9.8=94.08kN式中：〈ー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く=0。根据上面计算的D、F1和F。选择提升机为箕斗井:选择JKM—3.25/4型号提升机,主要参数如下：主导轮直径：3.25m钢丝绳最大静张カ：450kN导向轮直径：3.0m钢丝绳最大静张カ差：140kN罐笼井:选择JKM-2.8/4(I)型提升机,主要参数如下：主导轮直径：2.8m钢丝绳最大静张カ：300kN导向轮直径：2.5m钢丝绳最大静张カ差：95kNd.电动机容量选择箕斗井提升机:仆KQVnN=——--xP102m_1.15x20.6x12x]2102x0.92=308kw罐笼井提升机：1.2x10160x12…=X1.2102x0.92=187kw~式中:N—提升机电动机估算功率,kw；Q-一一次实际提升量,kg；K-ー矿井提升阻カ系数K,箕斗井1.15,罐笼井取1.2；y-ー减速器的传动效率,ー传动级,取0.92;P-ー动负荷影响系数,箕斗提升P=1.2〜1.35,罐笼取1.2；Vー提升速度,根据选用提升机情况而定m/Sog一重力加速度,取9.8m/sL，o 845.3矿井排水5.3.I概述根据煤矿《精查地质报告》中所述,本矿属水文地质条件中等矿井,其矿井涌水量为:矿井预计正常涌水量120mコ/s,矿井最大涌水量340mコ/s。排水高度605m,PH=7.6,弱碱性,本矿井为低瓦斯矿井,井型为0.9Mt/a。依据原始数据,本节将对矿井排水系统作具体设计。矿井排水系统简图如下 85图5-3矿井排水系统简图如下5.3.2排水设备选型计算①水泵型号及台数水泵最小排水量的确定a,正常涌水时Q'b=24Q/20=L2Q式中:Q'b—水泵最小排水量,m7s；Qー矿井预计正常涌水量,m7s；Q'B=l.2X120=144m7s；b,最大涌水量时Q'Br=24Qr/20=l.2Qr 86河南理工大学2008届毕业设计式中:Q'b,一水泵最大排水量,mVs；Qrー矿井最大涌水量,m7s；Q*Br=1.2X340=408m7s；0矿井扬程估算H'b=即+Hx,小4g式中:Hp一排水高度,取井筒深度,636mHx—吸水高度，取5m；・一管道效果,竖井:*=0.89—0.9,取0.9；H+Hx600+5则:Hb===679.77mり30四③水泵型式及台数的确定根据水泵扬程Z/B、矿水的PH值和矿井正常涌水量Q(初步选择D(MD)300-80型多级耐摩离心水泵,其技术参数如下:流量216m：'/h,扬程681m,级数为8,吸程5m,,转速1480rpm；配带电动机容量1050kW。水泵台数的确定:a.正常涌水量工作水泵的台数N尸Q.in/Q0=144/216=0.67台取整数为1台式中:Qn—所选水泵额定流量,280m7h备用水泵台数:N2=7O%N1,取整数为1台b.最大涌水量水泵工作台数:N3=Qt/Qn=408/216=l.89台取整数为2台满足岫・风+岫2W1+1=2检修水泵台数:№=25%Ni=O.25取整数位1台 87河南理工大学2008届毕业设计故,水泵总台数:N=N1+N2+N.i=1+1+1=33④管路的确定a.管路趟数的确定《安全规程》规定主排水管至少敷设两趟。图5-4排水管路布置b.管径计算排水管直径d'4x2163600x3.14x2=0.195m式中:ロ排水管流速,v=L5〜2.2m/s,取v=2m/s；吸水管直径见=%+°・°25,m=0.195+0.025=0.220m选用排水管参数:热轧无缝钢管外径245mm,壁厚10mm,内径225mm；选用吸水管参数：热轧无缝钢管外径273mln,壁厚10mm,内径253mmc.管壁厚度验算（井深大于400m要验算）8=——1+230(K：-0.65)ー。230(Kニー0.65)—尸+C],mm 881r0.11x605x0.195ハ[+111+2x0,11x605230(8-0.65)-0.11x605230(8-0.65)-0.11x605=5mm式中:§排水管壁厚度,mm；P——水管内部工作压カ,kg/cm2,P=0.11Hp；嶋ーー排水高度,m；%一排水管外径,mm.C附加厚度,取C=1mm；K二钢材许用应カ,kg/mm2；K_=0.25。84ーー管材抗拉强度，kg/mm2,可查有关资料。当不知钢号时:无缝钢管:取乩=8〜10,kg/mm2；焊接钢管：取&=6,kg/mm?〇⑤管道特性曲线,确定工况a.最大吸水高度的计算Hs=Hsft-H.x--2g=5-1.59-^^-2x9.8=3.28m式中:也允一产品样本上给出的允许吸上真空度,5m；%ー吸水管中流速;V尸m/s900血」&一所选标准吸水管实际内径,0.253m;h一吸水管中阻カ损失,m；其中:d 890.0263100.253+12.062.392x9.8=1.59m式中:3ー吸水管沿程阻カ系数,查《矿山固定机械手册》得Xx=0.0276；L一吸水管长,一般取L=10m；zaー吸水管上各局部装置的阻カ系数之和,查表可知,这一段装置有底阀过滤器ー个,弯头四个,异位接管ー个;计算得:Vx=l.54m/sH,x=1.59mb.求管道特性方程,绘制管道特性曲线H=Hg+1.7X(H,.)x+Hwp+1)=605+1.7X(1.59+1.66+1)=612.225m式中:Hg=HP+Hx=600+5=605mHlJp-一一排水管阻カ损失,这里H.p=1.66m;其计算公式为:=1.66m式中：3ー排水管沿程阻カ系数;0.0284；Vp一排水管中流速,m,其计算通过式Vp=-^'―=1.95m/s；900成:4ー所选标准排水管内径,0.225m；Z"ー排水管上各管件的局部阻カ系数之和;12.06レー排水管长度,666m其中:lp=li+L+13+14，mLー泵房内最远一台泵算起泵房内排水管长,一般为20~30m；这里取30m；b一斜巷中的排水管长,一般取15〜20m；取20m； 90河南理工大学2008届毕业设计13一地面上排水管长,一般取15〜20m;取16m；L一井筒内管长,取井筒深度,600m；H-H则管道阻力系数:R=-1612.225-6052802=9.21X10-5则管道特性曲线方程为:H=605+9.21X105Q2绘制管道特性曲线:表5-5Q(m3/h)0100200300400500H(m)605605.921608.684613.289619.736628.025⑥确定水泵级数及工况点图5-5D(MD)300-80型多级耐摩离心水泵特性曲线图水泵级数/=—=8.74取整为9式中:Hk所选水泵ー级额定扬程,m。 91⑦校验计算a.检验排水时间及排水管中流速正常涌水时:7；=ユ幽420〃〃ふ代入数据:1也=24x150.64ロ92hW20h符合要求n}QM1x302.568最大涌水时：Tm=4^-<20/Z 926矿井通风与安全技术措施6.1矿井通风系统的选择6.1.1通风设计的基本依据由地质资料所述;矿开CH4的相对涌出量为1.73m3/t;煤层的瓦斯含量不高。总体看,该矿井为低瓦斯矿井,煤尘有爆炸危险性,有然发火倾向。现行矿井投产至今未见煤的自燃现象。从临近的矿井情况来看,邻矿得瓦斯含量也不高,且没有瓦斯突出的倾向;所以本矿井确定为低沼矿井是适合的。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。6.1.2矿井通风系统要符合下列要求:每ー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不得少于30m。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。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6m/s;装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4m/s,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。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。每个矿井必须有完整的独立的通风系统。 93河南理工大学2008届毕业设计采用多台分区主山通风时,总进风道的断面不宜过小。回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。井下火药库,井下充电恫室必须有单独的进风风流。6.1.1矿井通风系统的确定本设计井田倾向约3.5且煤层相对赋存较浅,倾角较小,属于近水平煤层。采用立井单平上下加辅助水平开拓,走向长壁采煤法考虑,拟采用中央边界式通风方式。风进设在煤层露头的中央,采用副井进风,风进回风。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,井下的风流压カ提高,有可能使盘区瓦斯涌出量减少,必须安全。6.2风量计算及风量分配确定矿井总风量:Qkj=（EQcj+£Qjj+£Qtij+£Qej）式中:Qkj矿井总进风量,m3/min；SQej采煤工作面实际需风量总和,m3/min；LQ„ーー掘进工作面实际需要风量总和,m3/min；ZQdj独立通风的胴室实际需要风量总和,m3/min；ZQgjーー矿井中除采煤、掘进和洞室以外其它井巷需在通风量总和,m3/min；Kkjーー矿井中通风系数,（包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取!.15-1.25；6.2.1采煤工作面实际需风・采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算,即:ZQ采=〃。综采+〃。机采+〃。炮采+“。其它+Q备（ガ/min） 94式中:。综采"综采工作面所需要的风量，ガ/min；Q机來般机采工作面所需要的风量,才/min；。炮采炮采工作面所需要的风量,才/min；。共它其它开采工作面所需风量,才/min；。备备用工作面所需风量,为生产工作面风量的一半,加シmin；nーー各种开采法工作面的个数。根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算:本设计单ー工作面开采,采用综采的采煤エ艺。所以上式可简化为モ。采=。综釆+マ备综采工作面所需风量计算:按沼气涌出量计算：Q综采=100Q绿瓦式中:Q综釆综采工作面所需的风量,m3/minQ综k综采工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min；出及24x60m3/min其中:T综采ーー综采工作面平均日产量,t/d；kK瓦斯涌出不均衡系数,取k瓦=1.15；100ーー按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算;qn相对瓦斯涌出量,m3/t；所以:1.73x2900x1.15ふ瓦24x60=4.01才/minQ综采=100Q綜瓦=100X4.01=401，ガ/min2。マノ〇综釆+マ备=1X401+0.5X401=601.5才/min 95河南理工大学2008届毕业设计6.2.2掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量,应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需风量的总和计算,即:ミ。掘=（"。煤掘+〃。岩掘）ん掘备，ガ/min。式中:。煤堀——每个煤巷掘进工作面所需要的风量，一般取150〜200ガ/min；Qざ擬——每个岩石掘进工作面所需要的风量,一般取200〜300才/min；nーー需要独立通风的煤巷、岩巷数;統备ーー掘进工作面备用系数，一般取1.20。由此:X。掘:=（2x200+2x200）x1.20=960ガ/min当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算,并取最大值。6.2.3嵋室实际需风量响室实际需要风量应按矿井各个独立通风唱室实际需风量的总和计算,即：ZQ）«=。充+Q机+。釆耐+Q其它嗣,"ソmin式中:Q火ーー火药库实际需要风量,按每小时4次换气计算,即：。火=0.07V（才/min）Vーー包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（r^）或者按经验值给定风量,此处取1001113/min；Q充——充电胴室实际需要风量,应按回风风流中氢气浓度小于0.5%计算,但不得小于100才/min。或安经验值给定10〇〜200才/min；。机ーー大型机电碉室实际需要风量,应按机电设备运转的发热量计算; 96即:ハ860©.(1-%)3/.。机=!!,/n/min机1.2x0.24x60x加g机电胴室中运转的机电总功率,kw；(1-%)—ー机电胴室的发热系数,应根据实际考查的结果确定,可取下列数值，空气压缩机房取0.20〜0.23,水泵房取0.02〜0.04；8601kw/h的热当量数,卡;ム——机电设备效率;加ーー机电胴室进、回风流的气温差,℃；Q初ーー盘区绞车房或边电胴室实际需要风量,按经验供给风量6〇〜80加シmin；。其它嗣——其它碉室所需风量，根据具体情况供风。所以:Qt860x2x130x0,21.20x0.24x60x4=647ガ/min_860x1x600x0.02"水1.20x0.24x60x4=149ガ/min。机=Q空+Q水=647+149=796ガ/minZ。丽=100+150+796+80+80=1206ガ/min由以上计算所得出矿井总风量:以=(XQ,j+XQパZa+XQ妙)ち=(601.5+1200+1206)XI.20=3609，ガ/min6.2.4风速验算: 97表6-1各巷道风速、断面、风量一览表如下:巷道名称风量ガ/min断面m2风速m/s允许风速m/s副井360928.272.13<8井底车场360913.54.46<8运输大巷256313.53.16<8轨道上山25638.25.21<6区段运输巷19627.24.54<6工作面196210.63.08<4区段回风巷19627.24.54<6掘进煤巷3007.20.69<4掘进岩巷40013.50.49<4回风石门36098.17.43<8风井360912.574.79<156.3全矿通风阻カ计算在扇风机整个服务年限内,矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加,为了扇风机处于整个服务年限内均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻カ和最小可能的总阻カ,前者对应于扇风机服务年限内通风最困难时期矿井总阻カ,后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻カ，同时还考虑到自然风压的作用。 986.3.1计算原则①在进行矿井通风总阻カ计算时,不要计算每ー巷道的通风阻カ,只选择其中一条阻カ最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计产量以后,通风容易时期和通风困难时期的阻カ最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长风量最大的一条线路作为阻カ最大的风路。如果矿井服务年限较长，则只计算头!5-25a的通风容易和困难两个时期的巷道通风总阻カ。设计矿井通风容易时期的通风路线副井ーー井底车场ーー轨道大巷ーー轨道上山ーー区段运输平巷一ー工作面区段回风平巷运输上山运输大巷边界风井通风困难时期通风路线副井ーー井底车场ーー轨道大巷ーー轨道上山ーー区段运输平巷ーー工作面区段回风平巷运输上山运输大巷中央风井②通过主扇的风量Q序必须大于通过风井的矿井总风量Qr,为了计算矿井的阻力必须先计算出Q的:对于抽出式:。扇=(1.05—1.10)。矿，才/min式中:1.05-1.10—ー为外部漏风系数,出风井无提升运输任务时取1.05,有提升运输任务时取1.0所以：Q用=1.05。矿=1.05x3609=3789.45w3/min6.3.2计算方法沿着上述两个时期通风阻カ最大的风路,分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻カ：Q2h卑=a・丄・U*(pa)式中:L、S、U一一分别为各井巷的长度、周长、净断面积(见九m2)； 99表6-2容易时期各区段井巷的摩擦阻カ序号巷道名称支护形式czxlO"/NS巷道长度L(m)巷道周长U(m)4けQ(mVs)断ifti积S(ボ)人摩(Pa)风速m/s1副井井筒混凝31.460015.460.1528.34.632.132井底车场锚喷7010015.160.1513.515.54.463轨道大巷锚喷7080015.142.7213.562.663.164轨道上山型钢180130011.042.728.2851.985.215区段运输巷工字钢10580011.032.77.2264.74.456回采エ作面液压支架24015013.432.710.643.33.087区段回风巷锚喷8580011.732.78.1160.084.049运输大巷锚喷7080015.142.7213.562.723.16 10010风井混凝土39.243010.360.1512.631.44.79合计1496.97表6-3困难时期各区段井巷的摩擦阻カ序号巷道名称支护形式6ZX10/NDS巷道长度L(m)巷道吉小U(m)风量Q(m3/s)断面积S(m2)厶章(Pa)风速m/s1副井井筒混凝土31.460015.460.1528.34.632.132井底车场锚喷7010015.160.1513.515.54.463轨道大巷锚喷7080015.142.7213.562.663.164轨道上山(岩巷)锚喷75130011.042.728.2354.995.215轨道上山(煤巷)“U”型钢18016001142.728.21048.595.216区段运输巷工字钢105100011.032.77.2330.894.547回采エ作面液压支架24015013.432.710.643.33.088区段回风巷工字钢70100011.732.78.1164.794.04 1019运输大巷锚喷7080015.160.1513.5124.354.4610回风石门锚喷7016001660.1515192.14.0110风井混凝土39.2410.360.1512.631.44.77厶计2373.2aーー摩擦阻カ系数;Q——各井巷和胴室所通过的风量分配值,系根据前面计算的各井巷胴室所需要的实际风量值再乘以K矿(即考虑井巷的内部漏风和配风不均等因数)后所求得风量值,才/s；将以上的计算结果填入下表其总和为总摩擦阻カミん摩即是乙如=4一2+〃2.3++--("+l)(P。)式中:也ー3…ー九”(“+1)为各条井巷之摩擦阻カ,Pa；由以上表格中得计算结果,可以得出⑴通风容易时期的总阻カ据易=L2x、勾％=1.2x1496.97=1796.364(Pa)⑵通风困难时期的总阻カ厢难=l15xZ〃摩难=L15x2373.2=2729.18(Pa) 102河南理工大学2008届毕业设计6.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔①矿井总风阻_1496.97f3789.45\I60)=0.3753k//_2373.2<3789,45\[60)=0.595火Z/②等积孔A矿易1.19'——=1.942m2V0.3753ん矿难=1.19,...2~,■=1.5437n,0.595对照《通风安全学》中P49的表341可以知道,本设计所计算出的Z?矿易、A矿易:R矿雄、ル飞均在通风中等的指标之内，所以该设计矿井的通风难易级别为通风中等。6.4扇风机选型6.4.1选择主扇通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低,又要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低,又能保证主扇在困难时期风压够用且能有足够的风量,同时还要考虑自然风压的影响。6.4.1选择主扇①确定主扇的风压本设计采用的是抽出式通风,下面分别求出困难和容易时期的扇风机静压。 103河南理工大学2008届毕业设计容易时期:ん扇静易=厢易ー0=1796.364Pa式中:hM一通风容易时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压,Pa,一般为OPa；困难时期:妬静难=%［维+O=2729.18Pa式中:h自反——通风困难时期反对主扇风压工作的矿井自然风压,Pa②选择主扇根据Q*=6l.3m3/s;、hsi”=1684.01Pa、hw*=2883.7Pa,在扇风机个体特性曲线图表上选择合适的主扇:选用FBCDZ-8-NQ22C型对旋式轴流主扇,其技术参数为:配用电机型号:YBFe450s2-8,功率:220*2KW,风量范围:8O-18OmVs（风压范围1000-3600Pa,共选用两台，其中一台工作,一台备用。a.确定通风机的工况点计算矿井通风网路阻カ系数マ根据H=RQ2得到R=H/Q2则最小负压时，通风网路阻カ系数RI=h“q；1796.36463.162=0.3753k]U最大负压时,通风网路阻カ系数2729.1863.162=0.595k/nb.网路特性曲线根据Z/=RQ2,利用描点法将矿井的最小负压、最小负压通风网路特性曲线分别描绘在FBCDZ-8-NO22C型风机特性曲线上。矿井最小负压网路特性曲线与风机叶片安装角度为46。/38。的性能特性曲线相交于K］点,则マ1点即为所选风机最小负压エ况点,且エ况值。1=73m,/s,"］=1920Pa,功=0.78;矿井最大负压网路特性曲线与风机叶片安装角度为49。/4ド的性能特性曲线相交于K2点,则K2点即为所选风机的最大负压工况点,且エ况值。2=69ルコ/s,H2=2830Pa, 10472=0-83〇从通风系统特性曲线图中可以看出,本设计最小负压、最大负压通风机工况点处的效率均大于0.7;最小负压时风机叶片安装角度为46。/38。;最大负压时风机叶片安装角度为49°/41°,需要调节风机的安装角度，以便于满足通风机的现场调试等要求，故均符合设计规范。通风系统特性曲线如图6-1所示。 105100036002830320028002400192020001600120080040030405060708090100110Q(m/s)FBCDZ-8-NO22C 106河南理工大学2008届毕业设计图6—1扇风机特性曲线由以上的扇风机特性曲线可以看出扇风机在通风容易时期和通风困难时期的工作点《和〇（见表6—4）风量(m3/s)全压pa效率（%）安装角（°）容易时期671796.3640.7839困难时期682729.380.8942表6-4容易时期和困难时期的工作点6.4.2选择电动机（3）电动机功率校核zHxQ,Nj=-xk1000へ则最小负压时所需电机功率:H.xQ.,1796.364x73,ir―-~~xjI=xl.15100071000x0.78=165.59kw 107kーー电动机容量备用系数,这里K=1.15；7ー一通风机在工况点（工作时的效率。根据上述的计算及校核,所选通风机完全能够满足该矿井通风要求。 1086.5矿井安全技术措施6.5.1预防瓦斯爆炸的措施①矿井必须建立瓦斯的个体的回检测和连续检测的双重监测体系②除了专职监察人员外,班,组长合技术人员,管理人员必须携带沼气测定仪或沼气连续指示报警器。③放炮时必须携带沼气测量仪。④测风员除必须根据需要佩带高、中、低风速表外还必须携带温度计和沼气测定仪⑤调度作业人员（如井下电エ，密闭エ,维修工等）和特殊作业人员（如处理溜煤眼堵塞等）均需配沼气报警器。⑥普采面采煤机和会风道、回风流中的绞车房,顺槽煤向掘进头应安设AQJ-9型瓦斯指示报警器。将仪器悬挂在作业区附近的顶板上代替瓦斯稽查员。以仪器连续监测瓦斯浓度的变化。注意放炮时拿走仪器防止炮坏。⑦加强矿井通风设施的维修、管理,减少漏风,提高矿井有效风,确保向采煤面和掘进头输送足够的新鲜空气。⑧长距离掘进,应配备大功率局扇和保质保量的风筒。⑨电气设备应达到防爆要求。。较多盘区是矿井的重点盘区（也是唯一的较多盘区）。因此必须在地面装设瓦斯集中监测系统,以监测沼气为主,当设备落实后还应同时监测ー氧化碳和风速等。瓦斯集中监测系统由ABD-21型数字式甲烷遥测系统组成。井下设备六个ABD-21-T数字式甲烷监测仪,六台ABD-21-K甲烷超限断电仪,地面行政小楼内设有值班室。内设ABD-21-S数字式甲烷遥测仪,对井下综采工作面回风流掘进工作面，盘区回风巷以及上山绞车房等测点瓦斯浓度自动进行连续监测并以数字予以显示。当瓦斯超限时，井上、下之间信号以频分载波方式通过专用电缆传输。7.5.2防尘措施①矿井建立完善的防尘洒水系统,地面设两个1000m：’的水池。（水池同时为防灭火服务）供水系统必须设计过滤装置保证水的清洁。 109河南理工大学2008届毕业设计②防尘水管路达到所有采掘工作面,溜煤眼,翻笼运输机转载点,回采工作面,回风顺槽等,并要进行喷雾除尘。③井下所有主要运输巷道主要回风巷,上下山开口在掘进的巷道中所设防尘洒水管路需每个100米安设ー个三通,并设法们ー共清洗巷道时使用。④所有回采工作面都要进行煤层洒水,并需采用水泡泥,喷雾或其他综合防尘措施。⑤所有巷道掘进即都应配备专用除尘措施。⑥在岩巷工作面积和低沼气的绝境工作面要配备抽出式除尘设备。⑦锚喷支护巷道要采用除尘器等设备。⑧呼吸性粉尘测定仪。6.5.3预防井下火灾的措施①副井上下的两侧,井下主变电所,盘区变电所,井下火药库设易关闭的防火门②井下设消防材料列车库,并备有一定数量的灭火器材。③在下列地点应配有泡沫灭火器。井下火药库4台井底车场4台采掘工作面附近巷道16台。④普采工作面内每个40米要挂设一台泡沫灭火器全工作面共6台。⑤井下移动变电站,盘区变电站,放车房胴室各配置自动泡沫灭火器2台,灭火手雷4个。⑥标有有效期的消防器具必须按期更换。⑦矿井要指定专人携带C0检查器，氧气测定仪和必要的各种气体检定管,按规定定期检测，并在地面建立实验室。6.5.4为防止井下水灾的措施①采面推进过程中,随时注意工作面涌水情况,若有异常情况可采取有效的现场处理措施,并向矿调度室及有关部门汇报。②进、回风巷道设水沟并保持畅通。 1107矿山环保随着经济的发展,环境污染程度的加深,环境保护意识在人们的观念中也逐步得到加强。煤矿企业也也应该根据自身情况,在进行煤炭生产、加工和运输的同时,能够重视环境保护工作,认真贯彻、落实环境保护这一基本国策。6.1矿山污染源概述矿山主要的污染源有大气污染、废水排放、固体废弃物排放与噪声污染。6.1.1大气污染矿山大气污染主要来源于燃煤的锅炉、窑炉、茶炉、食堂炉灶排放的废气以及煤在筛分破碎和转载储运过程中逸散到大气中的煤尘,尤其是露天落地储煤场,遇到大风天气会产生扬尘。矿山主要产生煤尘的部门有选煤厂筛分车间、原煤储存仓、装车仓、露天贮煤场地、主场房等，此外道路也会产生扬尘。6.1.2废水排放矿山污水主要有采矿污水、选煤污水及其它附属工业污水和生活污水。随着矿井的生产,将有大量的矿井水被排出,一部分被处理后返回井下利用了,其他部分如不作处理就外排必定造成水污染。如果选煤厂无专门尾矿水处理系统,悬浮物将大大超过标准,矿井水流过的地方不仅造成环境污染,还将造成农作物的减产,甚至绝收。6.1.3固体废弃物排放矿山在进行煤炭生产和加工过程中带来的固体废弃物主要是煤肝石。这些煤砰石除少量利用外,大部分均堆放在矿井附近,这样不仅占有大片土地，而且肝石山燃烧体热能大,遇水易自燃、冒烟产生二次污染。6.1.4噪声污染矿山噪声主要来自煤炭生产加工和运输过程中,设备所产生的不同程 111度噪声。噪声源主要分为三大类。①空气动カ性噪声主要来自主扇风机、空气压缩机、鼓风机、真空泵等。②机械性噪声主要来自破碎机、振动筛、跳汰机、离心机以及溜槽中物料与槽体撞击声。③电磁性噪声来自发电机、电焊机等。6.1矿山污染源的防治对于煤矿企业来说,应针对矿山的主要污染源,本着预防、控制污染的原则,对矿山污染采取有效而切实的措施，使其得到严格的控制，并不能对人体造成危害。7.2.1大气污染防治煤泥水虽然无毒，但也能对大地产生一定污染。选煤厂选用洗水闭路循环方式,洗水往复循环使用，很少向外排放。如果洗水闭路循环系统发生故障时，系统内煤泥水可进入事故涝坑或第二段浓缩机，,处理后作为新注入的循环水返回再用。特殊情况确需排水时,只要排出压滤机中的ー小部分,每小时排放量不超过20立方米，且水经过压滤后已经达到污水排放标准的要求。选煤厂无论何时不会向外排放煤泥水。7.2.2矿山水污染的防治设计矿井的污水主要来自于两个方面:井下涌水中含煤,洗煤厂里的洗煤水。①井下涌水主要由下列水源组成，即地下水及老窖涌水入道,采矿过程中形成的废水,地表水通过水裂隙,地表土壤及松散岩层或其它井巷相连的通道流入井下。②矿エ业中废水的形成:洗矿、破碎、选矿用水,冷却用水:凿岩防止用水以洗涤和生活用水等。、 112河南理工大学2008届毕业设计③矿山常用的处理方法是采用沉淀法,具体措施是修建两个大型沉淀池,煤等比较重大的污染经过沉淀过虑后,可以从污水中分离出来的达到治理污水的作用。7.2.3矿渣利用庞庄矿的煤砰石由煤电公司土地复垦部拉一部分填塌陷区,开展土地复垦工作;被附近的砖厂拉去一部分,粉碎后掺入粘土中作为内燃材料;矿区周围的群众征得神火煤电公司的同意后,拉一部分砰石铺路、水坑或垫低洼处。煤砰石是机砖作内燃的好材料,也是硫化床锅炉用作发电的好材料。神火煤电公司组织技术人员研究探讨煤砰石开发利用问题,拟建一座12.5万千瓦的砰石电厂,已编制出了可行性报告,向上级主管部门和省计委申请立项,待批准后即开エ建设。煤肝石将由废渣变为ー种燃料,发出电和热,造福人民。6.2.4噪声的控制鉴于目前的技术水平和现有的设备条件,对主要噪声源采用吸声、声等技术进行处理。选煤厂防止噪声污染的主要措施有:一是在满足生产エ艺的情况下尽可能选用低噪声设备;ニ是在总平面、工艺布置上尽可能将高噪声车间与低噪声车间或高噪声设备与低噪声设备分开布置,对于能单独隔离的高噪声设备尽量采取隔离措施;三是利用先进的治理经验,对噪声较大的设备首先从声源上采取措施加以控制,限制声源的扩散距离；四是对工人较集中的岗位进行重点防护,对于难以达到标准的岗位采取个人防护措施；五是在原煤准备车间中的等厚筛司机操作岗位设置隔音值班室,预先把分级筛用隔音墙与手选皮带隔开,使手选エ少受噪声干扰,尽量降低石槽落差,同时在槽内衬耐磨橡胶以降低砰石与钢槽摩擦时所产生的噪声；六是将鼓风机放在主厂房低层且单独隔离,鼓风机进、气口分别设置消声器,同时选用低噪声电机；七是让跳汰机乏气集中排放到室外,并在阀气口设置消声器;八是对控制室进行隔音、震处理,并布置在远离震源处；九是对中河南理工大学2008届毕业设计煤砰石等溜槽内衬耐磨橡胶降低噪声,对脱水筛、脱泥筛尽量采用橡胶弹簧,以降低筛震时所产生的噪声。十是对高噪声岗位工人进行个人防护,带防噪音耳塞,以减少噪声对人体所造成的危害。除对选煤厂主要噪声污染源采取防治措施外,对エ业广场主要噪音 113污染源也采取了防治措施。如副井绞车房、压风机房等高噪声操作室均为在机房内用隔音门、隔声板、隔声窗建立的操作室,这样使操作人员免受设备噪声的侵害。 114河南理工大学2008届毕业设计结论经过两个多月的忙碌,在梁老师的悉心指导以及采矿教研室全体老师的关心和帮助下,我的毕业设计《徐州矿务集团庞庄煤矿初步设计》终于顺利完成了!通过本次毕业设计,使我对所学的采矿工程专业知识有了更全面深刻的了解,在本次设计过程中,我们从ー开始的面对设计任务不知所措到有条不紊的完成设计任务,其间的辛苦自不待言。但是在设计的过程中,一些陌生的课题还是遇到了许多,其实这些课题都不是那么难得不着边际,它们都是源于课本而高于课本，更要把实践经验赋予到里面去。而这三者的有机结合,说起来容易真的做起来却老感到カ不从心。这时真的感觉自己所学、所知、所做的太少太少。但是通本次设计，也确实使我们以前所学的理论知识与生产实践得到了有机结合,使我们真正具备了一个采矿专业大学本科毕业生应有的基本素质,为我们以后的继续深造和参加工作奠定了坚实的基础。在这次设计过程中有的地方要用到以前学过的课本知识,以前自我感觉挺好,吃的挺透的课本,现在又重新拿来品味一遍,オ发现以前所学知识是那么的肤浅。如果遇到以前课本上没有学过或没涉及到的，我们就多方面找资料、查信息，争取找到最好的解决问题的方法,现在每每回想起来,总有几分甘苦涌上心头。众所周知，毕业设计是理论知识与专业知识以及实践经验的融合体。通过毕业设计认识到了自己在各个方面存在的不足，同时也努力对不足的方面做了加强,使这些知识更趋于条理化、系统化。在以后的工作和学习中,若在碰到类似的情况,都能以点带线甚至以点带面,能够举一反三。以前认为只要把理论知识学好就行了，现在オ发现这种认识的错误以及和时代步伐的不符。通过毕业设计，提高了独立思考和动手能力的同时，也认识到了集体力量的伟大,在我搞毕业设计的过程中,经常会出现一些自己解决不了的问题,这时我就和同学们ー起讨论、交流,经过我们的共同努力、取长补短,顺利的解决了很多问题。本次毕业设计是严格按照采矿工程专业《实践教学大纲及指导书》的河南理工大学2008届毕业设计要求进行的。其设计思路为:先了解矿区概况及井田地质特征,根据地质资料计算矿井储量,服务年限,然后分析影响井田开拓方式,在开拓方案确定后,进行矿井运输、提升、排水、通风等细节问题的确定。本次设计只对一水平进行详细设计,对于后期的提升、运输、通风等未做详细设计,因此有待于进一步研究设计。 115本次设计由于本人设计水平及设计时间的限制,设计中的缺点、错误在所难免，恳请老师给予批评、指正。
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