煤矿采区毕业设计

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1、第一章 矿井概况一、矿井的交通位置、开采范围及周边情况。湘东八矿矿井位于永兴县马田镇内。东西走向长3.53km,南北倾 向宽1.56km,面积约5.06 km2o开采上限标高为+236m,下限标高为 -400,现已开采至-180水平。地理坐标:东经 117” ,北纬27” 。铁路有京广线、公路有107 国道、矿区内有矿用窄轨铁路,往西经马田矿业公司矿部直抵马田煤 业公司集中煤仓,往东经高泉塘可达新星,湘东八矿距京珠高速公路 马田出口只有2km,距107国道有5km,本井田交通十分方便。二、矿区自然地理、水源和电源、区域经济和建设材料 矿井地形属丘陵地形北高南低, 地表水系较发育,从北流向南,

2、矿井涌水量随季节变化而变化,雨季增大,旱季减少,大气降水和老 窑水是矿井涌水的主要补给源。区内四季分明,气候温和,年降雨量最大为1870.90m m,最小为 906.9mm历年最高气温41.5C,最低气温-7.7C,年平均气温+16.1 18.2C,适宜植物、农作物生长。矿井水源、电源条件满足矿井生产需要,生产建设用材料供应方 便,当地社会经济条件良好。三、矿井开拓部署概述矿井采用底板斜井开拓。在井田中央布置一条主井和一条副井, 采用中央边界式通风系统,抽出式通信网方式。矿井共划分为三个水 平,一水平开采标高为+236m土0,共布置11、12、13三个采区;二水平开采标高为土0-200m,共布

3、置21、22、23三个采区;三水 平开采标高为-200-400m,共布置31、32两个采区。一水平已开采 完毕,二水平已采至-180m。三水平为接替水平,目前正在开拓准备 中。四、矿井储量、生产能力及服务年限1、 矿井储量汇总表(单位:万 t):水平煤层地质八4 口 储里煤柱损失开采损失可米八4 口 储里备注B+C+D工业广场及井筒井田边界断层煤柱一水平530528.43020.626.4199.6二水平533531.230.321.730.7221.1三水平554047.16428.538.6361.8合计1180106.7124.370.895.7782.52、生产能力及服务年限矿井生产能

4、力15万t/a,服务年限37年。第二章 采区位置、范围、煤层及开采技术条件一、采区名称与位置本设计采区为湘东八矿三水平的第一个采区,即 32 采区。该采区位于湘东八矿第三水平西端,采区边界坐标由4 个拐点构成,拐点 坐标如下表:二、采区范围,走向边界及走向长度,上下部边界标高及垂高32采区东以Fl断层为界,与32采区彼邻;南至矿井下部边界; 西以矿井西部井田边界煤柱线为界,与湘东七矿彼邻;上以水平隔离 煤柱线为界。采区走向长度1300m,倾斜长度798m,采区真面积约 1.04km2。采区上部边界标高-200m,下部边界标高-400m,采区垂高 200m。三、采区范围内的地面地物、地貌31采区

5、地面处于平均标高+320m左右的丘陵地带,地面山坡坡 度平缓,平均坡度 12左右,植被茂蜜,有少量耕地,无水田;无 村庄及其他建筑物。四、含煤地层及煤层特征1 、矿井地质特征及构造天水井田位于源头冲背斜倾伏端,马田推覆体中部的马矿“入” 字型构造中,基本呈一单斜构造,但地表次级褶皱发育。由东向西地 层走向由北西转为东西到东北,倾角1020度,倾向南西至南东。天 水井田内地表断裂不甚发育,在井田的北部边界地表中出露有马田推 覆大断裂、马矿逆断层;西部边界有爱和山正断层;东部边界有寨岭 断层及高泉塘走向断层。井田内仅发育一条龙塘正断层,对生产造成 一定的影响2、含煤地层井田内含煤地层为二迭系(P2

6、):上统和下统出露完整。二迭系上统:大隆组(P2d):灰色、深灰色薄至中厚层状灰岩,顶部为黑色硅 质灰岩夹钙质泥岩,底部为硅质泥岩、钙质泥岩夹粉砂岩。厚60 150m,平均 110m。元冲组(P2X):上部为紫灰色至深灰色薄层状硅质泥岩,下部为 黑色薄至中厚层状灰岩夹燧石层,厚30-110m,平均52m。二叠系下统:按岩性和生物组合不同,可分成斗岭组、当冲组及 栖霞组。、斗岭组(Pldo):又分为上、中、下三段。上段(Pldo3):主要以灰黑色钙质泥岩夹石灰岩组成。偶夹钙质 砾岩、粉砂岩及砂质泥岩,厚3-62m,平均为15m。中段(Pdo2):为主要含煤段,共含煤三层。上部含大量菱铁矿 结构的

7、泥岩、粉砂质泥岩、煤及厚层状中细砂岩组成;中上部主要为 细砂岩、粉砂岩夹煤;下部为泥岩、砂岩夹煤组成。厚41-250m,平 均 133m。下段(Pldo1):以薄至中厚层状砂质泥岩、粉砂岩为主,上部夹 条带状细砂岩;中部夹厚层状石英砂岩;底部主要为含卵形结核的泥 岩。厚 175-200m,般为 180m。、当冲组(Pid):铁灰色薄层状硅质灰岩夹黑色薄层状铁、锰、 硅质泥岩。厚10-14 m,平均12m。、栖霞组(Plg):灰至深灰色厚层状灰岩,上部夹钙质泥岩或 泥灰岩,偶含遂石结核。厚8-25m,平均为15m。3、煤层及顶底板岩性、2煤直接顶为黑色泥岩及粉砂质泥岩,岩性比较破啐,随采 随落。

8、厚度2-50m,平均19m.老顶为薄层状石英细砂岩,层理极发育, 厚0-20m, 一般厚7m。底板以泥岩及粉砂质泥岩为主,厚0-12m, 岩性松软,巷道有底鼓现象。、5煤直接顶为粉砂质泥岩及粉砂岩,厚度0.3-47.5m,平均 5.51m,开采后较易垮落,属于二级顶板。老顶为厚层状中至细粒砂 岩,硅质或泥质胶结,厚3-48m,平均20m,普氏系数f=7-12。直接 底板为粉砂岩及薄层细砂岩,厚0-16m,平均3m,普氏系数f=3-5。 老底为细至中粒砂岩,岩性坚硬。、6煤直接顶板为泥岩或粉砂质泥岩,厚0.3-52m,平均10.08m。 岩层破碎,开采中极易垮落,属一级顶板。老顶为细至中粒岩砂岩

9、, 一般不显层理,厚0-36m,平均5m,普氏系数f=610。直接底为粉 砂岩,厚0-10m,般3-4m,老底为细至中粒砂岩,岩性坚硬。4、煤层特征井田内含煤三层,主要可采煤层为V煤,11煤、可煤为局部可采 煤层,但在31 采区内不可采。 5 煤层特征如下:5煤:位于斗岭组中段的中部,上距II煤约19102m,般40m。 顶底板属软性至中硬性岩石。煤厚013m,平均2.2m。夹石不连续 成层。煤层形态为层状或似层状,连续性较好,但厚度变化幅度大, 对煤层开采有一定影响。煤呈粉末状或碎片状,易于落煤。为比较稳 定的主要可采煤层。可采煤层特征表煤 层 名 称厚度(m)S容重 (t/m) 3硬性加

10、工 性 能煤层结构稳定程度顶底板最小最 大平均夹矸 层数 (层)夹矸厚度(m)顶板底板V0132.214.51.45特低 强度粉末状或碎片状简单0.10.5比 较 稳 定粉砂质泥 岩、粉砂 岩或细砂岩细砂 岩、粉砂岩5、煤质、牌号及用途5 煤煤质牌号为变质程度较轻的无烟煤,低灰、低硫;5 煤块煤 少,机械强度低,需把煤粉制成炭化煤球,才能作为氮肥厂的原料。 煤中有害杂质低,发热量高,为良好的动力用煤。煤质化验参数表煤层名称原精 煤工业分析容重(t /m3)Wf (%)Ag (%)Vr (%)Sg (%)Pg (%)GDTg 卡/克GDTr 卡/克5原2.1910.487.930.820.014

11、763685101.45精1.892.617.220.810.005五、开采技术条件1、矿井瓦斯2005 年 8 月,经马田矿业公司测定,湘东八矿井瓦斯绝对涌 出量为6.78m3/min,相对涌出量为27.15m3/t,为高瓦斯矿井。2、尘爆炸性经湖南煤矿煤炭质量监督检验站鉴定,煤层无煤尘爆炸危险性。3、煤层自燃倾向性在开采过程中,煤层自燃过,曾在 1154 工作面发生过一氧化碳 超标和高温现象,煤层具有自燃倾向性。4、煤层顶、底板5煤直接顶为粉砂质泥岩及粉砂岩,厚度0.3-47.5m,平均5.51m, 开采后较易垮落,属于二级顶板。老顶为厚层状中至细粒砂岩,硅质 或泥质胶结,厚3-48m,平

12、均20m,普氏系数f=7-12。直接底板为粉 砂岩及薄层细砂岩,厚0-16m,平均3m,普氏系数f=3-5。老底为细 至中粒砂岩,岩性坚硬。5、地质构造采区内地质构造简单,为单斜构造,无断层,褶皱。6、水文地质条件及涌水量 矿井水文地质条件简单,根据二水平生产情况,预测 31 采区最大涌水量50m3/h,最小涌水量12m3/h, 一般涌23 m3/h。第三章 采区储量一、采区参数1、根据矿井开拓部署,矿井共划分为 8 个采区,本设计采区为 三水平的第一个采区,即 31 采区,按照既定的的采区边界范围,采 区走向长度1300m。采区上标高为-200m,采区下标高为-400m,煤 层倾角 14.5

13、。2、根据采区地质说明书已知31采区5煤层倾角0=14.5,采区 垂高 H=H H (m) = (-200) - (-400) =200 (m),采区的倾斜长上下度近下式计算:H2001=-=798 (m)sin asin14.5二、储量计算1、地质储量Z =LlMr (万t)地=1300X798X2.2X1.45=330.93(万 t)式中:L采区走向长(m)l采区斜长(m)M煤厚(m)r煤的容重(t/m3)2、工业储量Z =Z -P工地=Z -LbMr (万t)地=3309300-(1300X20X2.2X1.45)=322.63(万 t)式中:b阶段隔水煤柱宽度,一般取2030m,因本采

14、区为缓倾斜煤层,取 b=20m3、设计储量m2.2Z =Z X=322.63 (万 t)设 工 M2.2式中:m采高(m)采高应随煤层倾角a增大而降低,一般规定是:a=0 m 为 2.6ma=10 m 为 2.4ma=20 m 为 2.2ma=30 m 为 2.0m设计采区煤层倾角为 14.5,取采高为 2.2m。4、可采储量Z =Z C (万 t)可设=322.63 X 80%=258.11(万 t)式中:C采区回采率(),规范规定中厚煤层80%。第四章 采区布置形式设计采区的走向长度为1300m,煤层倾角14.5,地质构造简 单,矿井投产以来一直采炮采。因此根据采区的走向长度,地质条件 和

15、采煤工艺确定 31 采区的布置形式为对称式双面采区布置。第五章 区段划分一、区段划分原则1、确定的采面斜长,区段平巷宽度、区段煤柱宽度及沿空送巷 的煤皮宽度等应符合有关规定或符合本矿实际。所取参数均应为整 数,其中采面斜长应等于 5 的倍数。2、各区段采煤面的实际采煤长度应相等或相近。3、区段煤柱的回采率应不低于 80%。二、区段划分方法1、计算采区可供划分区段的斜长 ll=l-b=798-20=778(m)式中:b-区段隔水煤柱宽度2、初步确定:一区段采面斜长 l =100m 上面设计采区为中厚煤层,一般是中厚煤层取80100m,本设计取100m。区段平巷宽度B=2m (炮采面一般取2m)下

16、的区段煤柱宽度1 =20m (一般取1020m,煤薄取下限,煤 柱厚取上限),沿空送巷的煤皮宽 1 皮(一般取 23m)3、计算上区段的斜长1上1=1 +1 +2B (m)上面 面 柱=100+20+ (2X2)=124( m)4、计算区段数n1778N=6.3(个)1124上面5、计算中、下区段的斜长1 、 1中下1 = 1+ 1 + 2B( m)中 中面 柱=108+20+(2X2)=132(m)l =1 +B (m)下 中面=108+2=110( m)式中:l = l l( m)中面 上面 回柱=124-16=108( m)l = l l B( m)回柱 柱 皮=20-2-2=16( m

17、)l 中部采煤面斜长( m) 中面1区段煤柱带采宽度(m)B煤柱补充风巷宽度(m)6、根据1=1 上+n 1中+1下的原则,对上述各参数进行调整平衡,并最后确定 1 、 1 、 1 、 1 、 1、 1 等参数如下:上 中 下 面 回柱 皮1 =125( m)上1 =130( m)中1 =133( m)下1 =100( m)面1=16( m)回柱1 =2 ( m)皮n=47、经过计算和作图,得出各区段的段高及区段平巷的标高,加 上有关参数列表如下:区段编 号段高(m)斜长(m)面长(m)风巷标咼(m)机巷标咼(m)运巷标咼(m)I30125100-206-232-236II33130124-2

18、36-265-269III33130124-269-298-302W33130124-302-330-335V33130124-335-363-36832133147-368-400第六章 采区巷道布置1) 采区上山应提出2 个不同方案,经技术对比后,选定一个较优方案。方案对比的内容: 巷道的掘进和维修量;巷道施工的难易和进度快慢;上山煤柱的宽窄; 上山设备的多少;通风安全状况的好差;采区生产能力的大小。 上山条数:应根据煤矿安全规程的相关规定及上山运输方式确定:a. 凡采用运输机或溜槽运输方式时,对于有煤与CH4突出或CH4高或煤易 自燃或产量大(15 万吨/年以上)的采区,应布置 3 条上

19、山,即 1条轨道上山运 料运矸兼进风, 1 条运煤上山兼行人, 1 条专用回风上山;对于其他条件下的采 区可布置2条上山,即1条轨道上山运料运矸兼进风; 1条运煤上山兼行人、回 风。b. 凡采用矿车运输方式时,对于有煤与CH4突出或CH4高或煤易自燃或产 量大的采区,应布置3条上山,即1条轨道上山, 1 条行人上山, 1 条专用回风 上山;产量小时,也可只布置2条上山,即1条全能上山, 1条专用回风上山。 上山的层位:应根据煤岩性质和煤层倾角确定:a. 上山坡度与煤层倾角一致时,应采用顺层方式布置;b. 上山应布置在稳定、坚硬、厚度适中的同一煤层或同一底板岩层中。 上山的坡度:应根据上山用途和

20、运输方式确定:a. 采用矿车运输方式时,主提升aW25 ;辅提升28;b. 米用搪瓷溜槽运输时:a=3035;c. 采用皮带机运输时,上山a15,下山a17;d. 采用刮板机运输时,a25;e. 采用上链式刮板运输时,a=25。28。 上山的位置,应根据有利于通风、运输和行人确定:a. 采用 3 条上山布置时,运煤(或行人)上山应位于采区走向中央,专用 回风上山应位于靠井田边界侧,轨道上山应位于靠井底侧;b. 采用 2 条上山布置时,应根据上山的运输方式,确定其上山的位置,采 用运输机、溜槽运煤时,运煤上山应位于靠井底侧,而轨道上山应位于采区走向 中央;采用矿车运煤时,轨道上山应位于靠井底侧,

21、而回风上山应位于采区走向 中央。 上山的断面形状和支护方式应根据煤岩类别确定(其原则也适用于采区 其他巷)a. 凡位于煤层中的上山,可根据煤岩的软硬分别采用梯形断面,矿用工字 钢棚支护或矩形断面,锚杆支护;b. 凡位于岩层中的上山,应一律采用拱形断面,其中位于坚硬的茅口灰岩或石英砂岩的上山可采用裸体不支护,位于其他岩层的应采用锚喷支护。 布置参数a. 上山净高:岩石上山和中厚煤层上山不小于2.0m,薄厚落煤层上山不小 于 1.8m;b. 上山净宽一般为22.4m;c. 上山间距一般为 20m;d. 岩石上山距煤层底板法线距不小于 10m;e. 岩上山应位于硬岩层中部,其上下部硬岩厚度应不小于巷

22、高。2)采区车场 上车场,一般采用平车场; 中车场,一般采用甩车场。其中,煤层轨上山布置时,应采用顶板绕道 式甩车式甩车场,岩石轨上山布置时,应采用石门底板绕道式甩车场。 下车场,应根据采区轨上山和运输大巷的煤岩层及采区运输方式及采区 位置确定:a. 凡采用煤大巷和煤上山布置时,应采用平车场;b. 凡采用岩大巷和岩上山布置时,也应采用平车场;c. 凡采用岩大巷和煤上山布置时,应采用甩车场;d. 凡中部采区轨上山下车场一律采用顺向车场;e. 凡边界采区轨上山下车场,应视采区运输方式而定,采用矿车运输时应 采用顺向车场,采用采区煤装车时,则应采用反向车场,以解决装车站的通风。 采区中、下车场的起坡

23、方式:凡属主提升应采用双道起坡高低道布置方 式,凡属辅提升应采用单道起坡方式。采区装车站,应根据底板岩石大巷距煤层 法线距确定:a. 岩石大巷距煤层法线距20m时,多采用石门装车方式;b. 岩石大巷距煤层法线距V20m时,多采用大巷装车方式。 布置参数a. 平曲线半径 机车运输12.15m,串车运输6.9m,人力推车4.6m;b. 竖曲线半径 9, 12, 15m;c. 插入直径段长23m (指平、竖向曲线间,道岔与平、竖曲线间的直线)d. 存车场长 大巷(石门)装车站空重车线长不少于1 列车长,区段平巷车 场长不少于 1.5 个列车长(主提升)或1 列车(辅提升)轨道上山上、中、下车 场长

24、34 个串车长(主提升)或 23 个串车长(辅提升)e. 绕道岩柱高度 顶板绕道不小于2m,底板绕道不小于3m。3)区段平巷 区段中巷 应根据采区上山布置类型确定:a. 凡采用煤上山布置时,区段中巷必须采用双煤巷布置;b. 凡采用一煤一岩或二煤一岩上山布置时,区段中巷可采用双煤巷布置, 也可采用单煤巷沿空留巷或沿空掘巷方式布置;c. 凡采用岩石上山或二岩一煤上山布置时,区段运输中巷必须采用底板岩 石平巷和单煤巷分段掘进方式布置。 采区上、下平巷一律为单煤巷布置 布置参数a. 区段岩石中巷距煤层底板法线距不小于 8m;b. 岩巷应位于硬岩层中部,且上、下部硬岩厚度不小于巷高;c. 沿空掘巷的煤皮

25、宽23m;d. 巷道高度岩石中巷不小于2m;煤层轨道中巷不小于2m,机、风巷不 小于1.8m (中厚煤层);落煤层的煤巷高度可降低0.2m。4)区段石门(巷高不小于 2m) 石门数:应与岩石上山条数相同; 相互位置:布置 2 条区段石门时,运输(回风)石门应高于轨道石门 3 4 m;布置3条区段石门时,运输(回风)石门应高于轨道石门34m和回风石 门 34m。5)采区石门(巷高不小于 2m) 采区回风石门 1 条,应利用运输上山或回风上山上部连通总回风巷的石 门,再补掘一段连通煤层回风巷的石门即可。不需要另掘 1 条全长的石门巷; 采区运输(进风)石门 1 条,应布置在采区煤的上风侧。6)煤柱

26、尺寸 阶段煤柱 2030m; 煤上山煤柱每侧各为 20m; 区段煤柱 1020m; 采区边界煤柱 10m。7)采区硐室 绞车房a. 应根据设计的绞车型号设计其尺寸;b. 根据上车场长度设计其位置。 变电站a. 根据供电设计确定的变压器,高爆和低爆开关的型号和数量设计其尺寸;b. 根据采区用电的中心确定其位置。 采区煤仓a. 根据上山运输机能力或大巷机车一列车的运革量计算煤仓容量 Q。0=上山运输机的小时运量(t)02=大巷机车2列车运量(t)从中取其大值。b. 根据煤仓容量Q,计算煤仓体积V。V=Q(m3)K K12式中:K煤仓有效系数,取0.9;K2松散煤的容量,取0.9t/m3。c. 根据

27、煤仓体积V和选定的煤仓断面积S,计算煤仓长度LVL= 一 +1 (m)S式中:I为煤仓下部漏斗长度(m) 下山采区的泵房水泵选型a.工作泵能力F?=1.2Q (m3/h); b.备用泵能力F片的2正备 Ic.Ft+F 1.2q大(m3/h)式中:Q正、Q大分别为采 I 备 Q区正常,最大涌水量 水泵参数:a.当Q正50 m3/h,且Q 100 m3/h时,可选用2台泵,一台工作,一台备用。大b.当Q正50 m3/h,应按规程规定,选用3台及以上水泵。 即要有工作,备用,检修三种泵。 泵房长度L=nL+ (n+1) l(m)宽度 B=B+b1+b2(m)高度 H=3.04.5(m)水泵工作轮直径

28、V350mm取3.0m350mm,取4.5m式中:n水泵台数(台)1水泵机组间距,取1.5mL水泵机组总长度(m),可查产品样本bl水泵基础边到水井侧墙壁距离,取0.8m。B水泵基础宽度(m),可查产品图纸b2水泵基础边到轨道道侧墙壁距离,取1.5m。 水仓 有数容量 V=4Q正(m3)净面积S4m2 (单轨巷道)(应分内、外水仓)长度L = K水仓有效利用系数,取0.9S K 吸水井 直径一般为1.2m,个数应根据水泵排水量和台数设计,排水 量100m3/h的泵,采用一泵一小井设计,排水量V100m3/h的泵,可采用二泵 一小井设计。第七章 采煤方法及回采工艺1)、采煤方法名称2)回采工艺

29、采面炮眼布置形式,爆破说明书及爆破三视图(1: 100); 采面支护方式、材料、支护密度计算及采场支护平剖面图(1: 200) 采面装运煤方式及设备选型计算,确定采面和机巷需用运输机台数; 采面移溜及机巷缩机尾的方法; 回柱放顶及特殊支架; 采面作业方式及循环方式; 采面正规循环作业图表。第八章 采区设计生产能力及服务年限1)、以采面循环产量A级为基础,计算采煤面班产A班、日产A日、月产 A 月及年产 A 年。A班=A循(t)A月=30A日K (t)A 日=3A 班(t)A=12A 月 X 10-4(万 t)式中K月正规循环率,一般取80%。2)、根据采掘出煤矿量计算采区生产能力 ABAb7=

30、Kl K2Ea (万吨/年)Bi=1式中:Kl掘进出煤系数,一般取l.l;K2工作面同时生产影响系数,1个面取1,工作面取0.95, 3个面取 0.93)、本着采区生产能力应为整数且应等于或略低于计算能力的原则,确定采 区设计生产能力ab,即AbWA B (万吨/年)4)、根据采区可采储量的设计生产能力,计算采区服务年限 TT =巴 (年)AB第九章 采区主要生产安全系统1)、运输系统 运煤系统A、上山采用运输机连续运输方式时a. 根据上山班最大小时出煤量进行运输机选型计算 Q机三Q大 (t/h)Q大=0均(t/h)Y A班Q 均=4(t/h)5.5式中:Q机运输机的额定生产能力(t/h)Q大

31、、Q均上山班最大和班平均小时出煤量(t/h)5.5上山班运煤时间(h)K上山出其不意煤不均衡系数炮采K=1.3机采K=1N采区内同时生产的采面数(个)b. 根据上山需铺设运输机的长工度和每台运输机的设计铺设长度,确定上山 运输机台数。c. 进行轨道上山辅助提升绞车的选型计算(采用1t固定标准矿车)L 绞三L +L +L(m)上山 上车 其他F 额三F=n(Q+Qm)(sin a +f1cos a )+mpL (sin a +f2cos a ) (kg) 式中:L绞绞车的容绳量(m)L其他其他绳之和(包括滚筒至绞车房前壁长3圈绳长及检验绳长)0.8m绞车取10m; 1.2m绞车取15m; 1.6

32、m绞车 取 20mL上山一一轨道上山斜长(m)L上车场一一上车场长度(m)40指包括上车场长和滚筒上不少于3个摩擦圈绳长之和(m) F额绞车额定最大牵引力(kg) F计算的绞车最大牵引力n串车数,一般为煤车2个,矸石车1个Q矿车载重煤车0.850.9t,矸石车1.41.5 (t) Qm一吨矿车自重取0.6tf1矿车滚动轴承阻力系数,取0.015; f2钢丝绳滑动阻力系数,取0.02; mp钢丝绳自重,查绞车技术特征得到(kg/m3)a上山的坡度(度)B、上山采用矿车运煤间隔运输方式时,可根据下述进行绞车选型的粗略计a.根据采区设计生产能力,计算一次提升的煤车串车数;AK1K 2n=3600T1

33、T 2T 3辆)式中:A采区设计生产能力(万t/a); 匕一一提升不均衡系数,取1.2; k2提升设备富裕系数,取1.1; T年工作日数,取330天; T2日工作时数,取16小时;上山一次提升循环时间,对于单钩提升T 3 =2 L上山2.5+ 25(s)双钩提升T 3 = 上山+ 50( s)2.52.5绞车提升速度m/s25,501次和2次摘挂钩时间(s)b. 根据一次提升的煤车串车数及重量,进行绞车选型:F 额三 F=n(Q+Q )(sin a +flcos a )+mpL(sin a +f2cos a)(kg)m上山c. 根据上山提升的需绳量,验算绞车的容绳量:L绞三L +L +L式中各

34、符上号山 同上上车场 其他 运矸系统采用 1t 固定矿车,自掘进头装矸后经区段运巷运至各上中车场,自由采区 轨道上山绞车放至采区下车场后运出。 运料系统采用 1t 材料车或平板车装运材料及设备,经区段运巷、采区轨道上山及各 车场运进或运出。2、通风系统A、采区风量计算a. 根据采煤面的CH4涌出量计算采煤面的风量Q面 Q面=0.1q相对AK1(m3/分) Q面=100q绝对K2(m3/分)式中:q相对、q绝对采煤面的相对和绝对CH4涌出量(m3/t、m3/分) 0.1计算系数A采煤面的平均日产量(t)K1,K2通风系数,低CH4面,K1取1.3,变CH4面,K2取1.5 2.0。b. 根据局扇

35、额定吸风量计算掘进头的风量Q头Q头= Q局K(m3/分)i =1式中:Q局局扇额定吸风量JBT-51 (5.5kW)取150 m3/分JBT-52 (11kW) 取 200 m3/分 n局扇同时运输台数(即需供风的掘进头数)k供风系数,岩巷1.2,半煤岩巷1.25,煤巷1.3c. 根据经验数据确定硐室风量Q硐 采区变电所 6080 m3/分 采区绞车房 100200 m3/分 采区水泵房 100200 m3/分d. 根据上述参数计算采区总进风量Q采Q采=(刀Q面+EQ头+EQ硐)K式中:刀Q面、刀Q头、刀Q硐一一采区内所有采煤面、掘进头、硐室风量 之和K采区通风系数,取1.051.1B、通风系

36、统1)、采区进风一律由轨道上山进风,采区回风应根据下述条件确定: 凡属有煤与 CH4 突出危险或 CH4 高,或煤层及自燃应采用未用回风上 (下)山回风; 其他的可采用兼用回风上(下)山回风;2)、采掘工作面应尽量采用并联通风,不用或少用串联通风,有 CH4 突出 危险的采掘面严禁串联通风。采用串联通风时,必须符合下述规定: 只允许掘串掘、掘串米、米串米,不允许米串掘,且只能串1次; 只允许同一区段同一翼、同一煤层上下2个采面串联; 只允许同一煤层上下 2 个采面串联; 只允许为构成新区段通风系统的掘进巷道的回风串入进风中,构成独立通 风系统后,必须立即停止串联; 被串联工作面(硐室)风流中的

37、CH4和CO2浓度都不得超过0.5%。c. 通风设施的设置1)、为保证风流不短路、不串联,保证用风地点的风量,应在必要的地点设 置风的风窗、风帘、风桥、密闭等构筑物。2)、每组风门必须有两道(包括正向风门和反向风门),一般应设在平巷内, 而不设在倾斜巷道中。3)、调节采掘工作面风量的风窗,一般应设在进风侧,开采突出煤层采掘面 时,严禁将风窗设在回风侧。3、排水系统 上山采区 采掘工作面的涌水应由区段轨道平巷水沟流入采区轨道上山(或回风上山)水沟,采区运输石门水沟,再经矿井水平运输大巷水沟流入井底水仓; 下山采区 采掘工作面的涌水应由区段轨道平巷流入采区轨道上山(或回风上山)水沟经下车场水沟流入

38、采区水仓,再由采区泵房的水泵经运输机下的(或回风下山) 的排水管将水排至采区进风石门水沟,最后经矿井水平运输大巷水沟流入井底水 沟流入井底水仓。4、供电系统(由机电技术人员设计)5、防尘系统采区主防尘水管一般可选用 23 寸钢管,且多铺设在运输上山或回风上 山; 采煤面的风、机巷及掘进巷道的防尘支管一般可选用7分或1寸钢管; 采区进风石门前2030m,掘进垱头后3070m,采煤面上出口外20 30m 处应设置一道净化风流水幕; 运输机头应至少设 1 个喷嘴喷雾。6、安全监控系统1)、必须按煤矿安全规程的有关规定设计;2)、安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能;3)、各种传

39、感器的设置规定CH4 传感器监控地点数量监测风流安设位置备注采 煤 面低CH4区1工作面风流距上出口煤壁10m内的回风 巷1、传感器应悬 挂在距顶板上 300mm,距巷帮 200mm的元 淋水,无风筒漏 风口,不是风筒 出风口的安全 地点。2、掘进头指煤 巷,半煤岩巷和 有CH4涌出的 UU卄岩巷。3、报警,断电 和复出的CH4 浓度应严格执 行煤矿安全规 程168条的规 定。高CH4区2工作面风流 工作面回风 流距上出口煤壁10m内的回风 巷距出风口 1015m处回风巷CH4突出区3工作面风流 工作面回风 流工作面进风 流距上出口煤壁10m内的回风 巷距出风口 1015m处回风巷 距进口煤壁

40、35m处机巷掘 进 头低CH4区1工作面风流距垱头5m内元直接风流的空 间高CH4区及CH4突出区2工作面风流 工作面回风 流距垱头5m内元直接风流的空 间距回风口 1015m处本巷内串 联 风采串采1被串联面的 进风距进口机巷上35m处采面掘串米1被串联面的 进风距进口煤壁35m处机巷掘串掘1被串联头的 进风距该巷局扇35m处进风巷B、其它传感器 温度传感器:应设在温度26。的采掘面及温度30的机电硐室; 风速传感器:应设在采区回风巷及总回风巷的测风站; CO传感器,应设在非自燃煤层采煤工作面回风巷放顶线以外1-2m处; 设备开停传感器,应设在每台局扇处; 风门开关传感器,应设在采区主要风门

41、处;第十章 采区准备方式1)、上山贯通方式: 一般是先贯通采区轨道上山,以便为后掘的其他上山或平巷的煤矸运输创 造条件; 为此,需安排2个掘进头分别自上(矿井回风水平)而下(矿井运输水平) 和自下而上相向掘进采区回风、运输石门、绞车房,并在轨道上山的中部贯通, 以形成采区的负压通风系统。2)、一区段投产采煤面及其他工程的安排 轨道上山贯通后,应增加一个掘进头的力量,可安排3个头施工,1个头 掘进首先投产采煤面的回风平巷;1个头掘运输(回风)上山,采区煤仓、变电 所、1 个头掘一中车场及投产面的运巷、机巷和切眼; 投产面的巷道投产后,可立即转掘一区段另一个采煤面相对应的巷道。3)、其他区段接替采

42、煤面工程的安排 采区安排1个面生产时,可安排12个头力量分别掘下区段采煤面的运 巷、机巷、切眼和生产面的补充巷及下区段采煤面的回风巷(二期工程); 采区安排2个面生产时,可安排2-3个头力量分别掘下区段2个面的运巷、 机巷、切眼和2个生产面的补充巷及下区段采煤面的回风巷(二期工程)。第十一章 安全技术措施(应从实际条件出发制定,有针对性的安技措施,不限于下述内容)1)、防瓦斯事故措施;2)、防尘措施;3)、防顶板事故的措施;4)、提高采区回采率措施;5)、提高煤质和工程质量措施。10、采区主要技术经济指标表 内容:采区走向长度、倾斜长度、区段数、有采煤层数、煤厚、倾角、容重、 硬度、采煤方法、采面数,同时生产面数、采石斜片、采场支护方式、上山运输 方式、采区工业储量、可采储量、采区设计生产能力、服务年限、采区巷道总进 尺、采区掘进度、采区回采率等。

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