安平礦井初步設計煤礦畢業(yè)設計說明書

1摘要本次設計共用時12周，時間較為充足。由于個人水平有限，缺少現(xiàn)場生產經驗，2guidanceofteachersintotheminingareaforamonthofgraduationpracticeinmanagementexperience.Throughtheinternshipmakeusamoreprofoundfoundationforthefutureworkalselection,leveldivision,extensionplan,miningdiv5.minemining,thelayoutoftheminidesignandproductionofminingfaceofinformationextractionpr3teacherhalfayearofhardguidance.method,shaftbottom.河北工程大學畢業(yè)設計4 1 21礦井概述及井田特征 81.1礦井概述 81.1.1礦區(qū)概述 81.1.2礦區(qū)地形 9 1.1.5經濟概況 1.2井田地質特征 1.2.1井田地質 1.3煤層特征 1.3.4瓦斯、煤塵和煤的自燃 1.3.5地溫和地壓 2井田境界和儲量 2.1井田境界 2.2井田工業(yè)儲量 2.2.1資源量計算范圍及工業(yè)指標 2.2.2井田內煤層資源量計算 2.3井田可采儲量 3.1生產能力及服務年限 3.1.1礦井設計生產能力 3.1.2礦井服務年限 3.1.3井型校核 3.2礦井工作制度 4井田開拓 4.1.1煤層埋深對開拓系統(tǒng)的影響 4.1.2斷層分布及產狀對開拓系統(tǒng)的影響 4.1.4通風系統(tǒng)對開拓系統(tǒng)布置的影響 4.1.5井田開拓的基本問題 4.2井筒位置的確定 54.2.1井筒數(shù)目 4.2.2井筒特征 4.2.3確定井筒形式、數(shù)目、位置及坐標 4.2.5開采水平的劃分及采區(qū)的劃分 4.2.6主要開拓巷道 4.2.7方案比較 4.3開采水平的設計 4.3.1確定開采水平的位置 4.3.2設計水平的巷道布置 4.4井底車場 4.4.1概述 4.4.2井底車場的選擇原則 4.4.4井底車場的線路設計 4.4.5馬頭門線路的平面布置 4.4.6通過能力計算 4.4.7井底車場的硐室 4.4.8主要開拓巷道 4.5采區(qū)劃分 4.5.1采區(qū)劃分的原則 4.5.2各系統(tǒng)的綜述 5.1煤層的地質特征 5.2采煤方法和回采工藝 5.2.1采煤方法的選擇 5.2.2回采工藝的確定 5.2.3采煤機械的選用 5.2.4確定工作面長度 5.2.5工作面長度合理性的檢驗 5.2.7各工藝過程的安全注意事項 5.3采區(qū)巷道和生產系統(tǒng) 5.3.1采區(qū)概況 5.3.2采區(qū)布置 5.4采取車場設計及硐室 5.4.1采區(qū)變電所 5.4.2采區(qū)車場 5.4.3采區(qū)煤倉 5.5采區(qū)采掘計劃 6礦井提升與運輸 6.1概述 66.2采區(qū)運輸設備的選擇 806.3主要巷道運輸設備的選擇 6.3.1煤炭運輸方式 6.3.2帶式輸送機的設計計算 6.3.3電機車的選型設計 6.3.4列車組成的驗算 6.4主井提升設備選型設計 866.4.2選擇提升鋼絲繩 886.4.3提升機的選擇 6.4.4提升電動機的預選 6.4.5提升機對井筒的相對位置 6.4.6核算提升能力 6.5副井提升設備選型設計 6.5.1注意事項 926.5.2副井提升選型 927礦井通風與安全 947.1礦井通風方式與通風系統(tǒng)的選擇 947.1.2選擇通風系統(tǒng)的原則 7.1.3礦井通風方式的選擇 7.1.4通風方法的選擇 95 96 7.2.2采區(qū)及全礦所需風量 967.2.3風速驗算 1007.3礦井通風總阻力計算 101 1017.4扇風機選型 1077.4.1礦井通風設備的要求 1077.4.2主要通風機的選擇 7.5防止特殊災害的安全措施 7.5.1瓦斯管理 7.5.2煤塵管理 1107.5.3火災預防 1107.5.4水災預防 1117.5.5頂板管理措施 1118礦井排水系統(tǒng) 8.1概述 8.2排水設備選型 8.2.1初選水泵 8.2.2管路布置 1158.2.3管道特性曲線，確定工況點 7 8.3水倉及水泵 121 8.4技術經濟指標 9技術經濟指標 125感謝 127 1288形鐵路接軌，交通十分便利(見圖1-1)。井田范圍：北以第1地質剖面與郭二莊礦為界；南以第13地質剖面與上泉勘探區(qū)界，地理坐標：北緯36°40′10”～36°43′47”,東徑113°47'09”～113°4832”。井田南北長約6km,東西約1.6km,呈南北近似長條狀，井田面積9.5171km2。9圖1-1交通位置圖標高達355.77m,河床及其以南地勢低緩，最低標高為246.86m,最大高差108.91m。資料統(tǒng)計，年降雨量介于1472mm(1963年)～135mm(1966年),平均降雨量600mm,最多年平均氣溫12.6℃,月平均氣溫最低為-3.4℃(1月份),最高為26.4℃(7月份),極端最低氣溫為-19.9℃(1967年1月5日);極端最高氣溫為42.5℃。多年平均日照時數(shù)為2297,年日照百分率平均為52%,平均無霜期192天，霜凍期一般為每年11月中旬左右至次年3月份，約120余天。積雪最大厚度14.00～16.00cm,凍土最大深度歷年最大降水量為1472.7mm(1963年),最小降水量為135.0mm(1966年),月最大降雨量1026.3mm(1963年8月),最大日降雨量286.3mm(1963年8月4日),降水主要集中在夏季，汛期一般在6～9月份，降水量占全年總量的76%。年最大蒸發(fā)量2792.9mm(1960年),最小1257.(1)、1314年10月5日在涉縣、武安(北緯36°5′,東經113°8′)發(fā)生6級地震，地震烈度8°,壞官民廬舍，涉縣死326人，武安死14人。(2)、1708年10月26日在永年(北緯36°7′,東經114°7′)發(fā)生5.5級地震，(3)、1805年在邢臺(北緯37°1′,東經114°5′)發(fā)生5級地震，地震烈度6°,(4)、1830年6月12日在磁縣(北緯36°4′,東經114°2′)發(fā)生7.5級地震，(5)、1966年3月8日5時29分，在河北省邢臺地區(qū)隆堯縣東的馬蘭、白家寨一帶，發(fā)生6.8級強烈地震，震源深度10公里，震中烈度為9度強。極震區(qū)面積300平一次，地震震源深度9公里，震中烈度為10度，極震區(qū)面積約137平方公里，東汪鎮(zhèn)間，山區(qū)有6處大滑坡，3月26日在老震區(qū)以北的束鹿南發(fā)生了6.2級地震，3月29日在老震區(qū)以東的巨鹿北發(fā)生了6級地震。從3月8日至29日在21天的時間里，邢臺地區(qū)連續(xù)發(fā)生了5次6級以上地震，此次地震一直延續(xù)到5月15日，4.9級以上地震達(6)、1972年10月12日7時在沙河縣西秦莊公社樊下曹一帶(北緯36°57.5′,東經114°18.5′)發(fā)生5.2級地震，地震烈度6°,先聽到爆破聲大的巨響，隨即感1.2.1井田地質歸郭二莊煤礦擴大區(qū)開采，剩余地段(井田南部9線至20線)的儲量少。且勘探程度此次精查補充勘探范圍：北起9線，南至20線；西起煤層露頭或F?斷層，東至一煤巖芯采取質量，原精查報告51個老鉆孔全取芯17個，占老鉆孔33%。精查報告計要求的有3個鉆孔(6606、6607、6413),占取芯孔數(shù)的60%。煤系巖芯采取率達到設計要求有4個鉆孔，占取芯孔的80%。煤芯采取率1975—1978年2月以前取煤12層，采取率大于75%的有10層。1978年2月以后此次設計要求取煤16層，除去2層占57%。鉆孔測斜情況，在補勘的54個鉆孔中，有53個鉆孔進行了測斜工作，僅有6608達到乙級8個孔占15%,甲、乙級鉆孔占83%。采取率都達到了規(guī)程要求，僅粘土類巖芯采取率低于規(guī)程個沖積層測井孔，砂礫石采取率為14-29%,粘土類采取率一般在30—55%。其余的全區(qū)105個鉆孔中，有100個鉆孔都進行了測井。后期補充的54個鉆孔，經鉆孔綜合(一)中統(tǒng)(C?)(二)上統(tǒng)(C?)本組厚度125—150m,一般厚度140m。不可采或零星可采煤層有3、4下、5、5上、6下、7上、7下煤層。本組厚度60-70m,一般厚度65m。煤3層。上部1上煤層不可采，1號煤層局部可采，下部為厚而穩(wěn)定的2號煤層，為本(二)上統(tǒng)(P?)本組厚度200-250m,一般厚220m。本組夾淡水灰?guī)r(泥灰?guī)r)3層，為灰白色，結晶程度不好，局部相變?yōu)殁}質泥巖，物的代物的代社狀社狀票色，告云每片，薄充填博賊,堅碳砂巖氧社巖物砂巖粉砂者中驗的特砂巖1號上做粉砂巖64.碼實慰色石英為主，長石次之官合云母片，具明顯炭線層理灰色，石英為主，長石次之含要化植物碎屬及泥質包裹體底都互層狀灰黑色，否擅物化石，夾爆線廊部含碳感.黑色，煤質院視，塊狀粒漫巖灰屬色，頂部譽根褲化石，下部含植物葉片，中部含菱鐵礦結核粒漫巖1號煤氧發(fā)1號煤氧發(fā)卷砂碧溫署2號煤整管登3號煤據(jù)巖4號爆瀾當6母遵灰色，含石英、長石，具有明墨層理黑色，致密、斷口平整，破碎要色，上部煤質勝駛塊狀，下都煤質疏松，粉末狀灰黑色，富含植物根部化石婷屬及少許云辱片，局部見混質結核灰黑相間層面含云母及黃鐵礦局部含測質包裹體.黑色，富合碳質，可見煤厚，巖石璇酰真、灤灰色，變密、堅額含海生動物化石，表原充填方郵石黑色，頂部煤質欠圍，下部煤質瞧硯塊狀實色，頂部0.6為粗粉砂巖，以下均為中粒石英為主灰要相間，含大量植物化石，水平屋塑發(fā)育，含1.2.2井田水文地質構造6號煤下距伏青灰?guī)r3~7m,巖性為黑色粉砂巖。因厚度小，裂隙發(fā)育，隔水性差，截止到2007年6月底，由于斷層因素導致的突水大小共11次，最小0.05L/s.m,最大為4.67L/s.m,但絕大多數(shù)發(fā)生在建井期間，近年來生產度介于45～150m,加之下段有15～70m的土類隔水層。大煤距覆蓋層底界大于120m。帶高度不大于采高的8～10倍，因此北洺河對位于F4斷層以東地段煤礦生產無影響。而位于F?斷層以西地段，大煤距覆蓋層底界0～50m,覆蓋層厚度10～50m,且底部隔水②礦區(qū)西側八里灣一帶小窯遍布，開采深度50～140m,煤層開采約在+250標高。安平井田基本構造形態(tài)為一單斜構造，以斷裂構造為主，,褶曲次之。此外，尚有雜程度屬中等類型。地層在第10地質剖面線以北近南北走向，傾向東。第10地質剖面線以南走向轉為北東，傾向南東。地層傾角15°~3一、褶曲在南部沿11線有較明顯的向斜，軸向約北70°西。其次，在F410及4地質剖面線附近也具有短軸向斜的特征。安平井田內已發(fā)現(xiàn)斷層共4條。全部為大型斷層，落差均在30m或30m以上。斷層在安平井田內，已揭露大型斷層4條(表3-2)。將各斷層的主要特征及控制情況描表3-2安平井田內大型斷層一覽表斷層產狀(°)區(qū)內長度F正斷層近SN2正斷層近SN3正斷層4正斷層漿巖由東向西侵入，但亦有由西向東侵入的(與F?斷層有關)跡象。另外，在礦區(qū)內個別地點也存在非似層狀巖體，產狀為P型巖蓋或巖墻。如云層總厚度200—240m,平均220m,共含煤16層，煤層總厚13.08m,總含煤系數(shù)5.9%,其中可采煤層7層，可采總厚度10.11m,可采含煤系數(shù)4.6%,其中太原組和山西組為厚4.56m,總含煤系數(shù)7.0%。位于該組下部的2"煤層為主要可采煤層，1#煤層為局部層編號為3#、4#、4下“、5上#、5#、5下、6#、6下、7上#、7#、7下、8上#、8#、9#,其中可采煤層厚度平均0.15m,含煤系數(shù)為0.8%。穩(wěn)定的鐵質泥巖(山西式鐵礦),與奧陶系呈假整合接觸。4、6、7、8、9等7層，煤層總厚度10.90m,可采煤層含煤系數(shù)5.2%,2、4、6等3(一)1號煤(小煤)構簡單，厚度變化不大。區(qū)內穿過1號煤層層位鉆孔61個。其中：斷失點9個；巖漿巖侵入煤層頂板點1個(不可采);正?？刹牲c10個，正常不可采點39個，尖滅點2個。煤層可采性指數(shù)19%,厚度變異系數(shù)37%,屬極不穩(wěn)定煤層。煤層頂?shù)装鍘r性多(二)2號煤(大煤)位于1號煤之下，相距15～20m。為本區(qū)主要可采煤層，基本全區(qū)可采，煤層厚度部含1層粉砂巖夾矸，厚0.08～0.82m,平均夾矸厚0.26m。于第12地質剖面線向南局鉆孔61個。其中：斷失點8個；巖漿巖侵入煤層頂板1個(可采),侵入煤層底板1個 (可采);正?？刹牲c48個，正常不可采點3個。煤層可采性指數(shù)94%,煤層厚度變異系數(shù)33%,屬較穩(wěn)定煤層。煤層頂板巖性為粉砂巖，頂?shù)装鍨榧毩Ｉ皫r。巖漿巖局部侵(三)4號煤(野青煤)位于野青灰?guī)r之下，上距2號煤36.67m,煤層厚度1.12～1.54m,平均厚度1.21m,結構簡單。區(qū)內穿過4號煤層層位鉆孔61個。其中：斷失點6個；巖漿巖吞噬點1個；正?？刹牲c9個，正常不可采點43個，尖滅點2個。煤層可采性指數(shù)74%,煤層厚度變異系數(shù)28%,屬極不穩(wěn)定煤層?？刹煞秶饕挥诘?0地質剖面線以北，另外洺河河床的-150m以深也有可采地段。巖漿巖侵入對煤層影響不大，僅12地質剖面線6511(四)6號煤(山青煤)位于伏青灰?guī)r上部，上距4號煤18.75m,煤層厚度1.65～1.83m,平均厚度1.74m。大部可采，煤層結構簡單。區(qū)內穿過6號煤層層位鉆孔60個，其中：斷失點7個；巖漿巖吞噬點1個，巖漿巖侵入煤層頂板2個(均尚可采);正常可采點37個，不可采點12個，尖滅點1個。煤層可采性指數(shù)74%,煤層厚度變異系數(shù)32%,屬不穩(wěn)定煤層。巖漿巖對煤層影響不大，僅第7地質剖面線的6706孔巖漿巖將煤層吞蝕，9606及云7(五)7號煤(小青煤)位于伏青灰?guī)r之下，中青灰?guī)r上。上距6號煤18m,煤層厚度0.34～1.39m,平均厚度0.77m。大部可采，煤層結構較簡單，區(qū)內穿過7號煤層層位鉆孔55個，其中：斷失點8個；巖漿巖吞噬點3個，侵入煤層頂板4個(2個可采，2個不可采),侵入煤層底板3個(2個可采，1個不可采);正?？刹牲c19個，不可采點15個，尖滅點3個。煤層可采性指數(shù)51%,煤層厚度變異系數(shù)42%,屬極不穩(wěn)定煤層。第6地質剖面線以北較普遍含夾矸1層0.02～0.21m。由第7地質剖面線以南一般不含夾矸。巖漿巖對煤層有干擾破壞，如第4地質剖面線的云48、6903及第6地質剖面線的6706孔煤層被吞蝕。另有巖漿巖侵入煤層頂板的鉆孔4個(6906、6901、6907、云70),侵入煤層底板的鉆孔3個(6611、云23、云49),6907孔煤層被8.48m巖漿巖分隔上下兩層，說明巖(六)8號煤(大青煤)位于大青灰?guī)r之下，上距7號煤30m,煤層厚度0～4.6區(qū)內穿過8號煤層鉆孔46個，其中：斷失點8個，巖漿巖吞噬點10個，巖漿巖侵入煤層頂板5個(均可采),巖漿巖侵入煤層底板11個(9個可采，2個不可采);正?？刹牲c23個，正常不可采點5個，尖滅點1個。對正常點進行統(tǒng)計，煤層可采性指數(shù)83%,煤層厚度變異系數(shù)81%,屬極不穩(wěn)定煤層。(七)9號煤(下架煤)位于8號煤層之下，一般間距小于5m,個別點與8號煤合并為一層。由于巖漿巖的斷失點9個，巖漿巖吞噬點8個，巖漿巖侵入煤層頂板15個(12個可采，3個不可采),巖漿巖侵入煤層底板5個(3個可采，2個不可采);正常見煤點8個，全部可采。對正常點進行統(tǒng)計，煤層可采性指數(shù)100%,煤層厚度變異系數(shù)33%,屬較穩(wěn)定煤層。煤層厚度4.34～4.68m,平均厚度4.51m?？v觀全區(qū)厚度無明顯變化。含夾矸1-2層，通常煤層下部含1層粉砂巖夾矸，厚0.08～0.82m,平均夾矸厚0.26m。于第12地質剖號煤層層位鉆孔61個。其中：斷失點8個；巖漿巖侵入煤層頂板1個(可采),侵入煤層底板1個(可采);正?？刹牲c48個，正常不可采點3個。煤層可采性指數(shù)94%,煤4#煤層：位于野青灰?guī)r之下，上距2號煤36.67m,煤層厚度1.12～1.54m,平均厚度1.21m,結構簡單。區(qū)內穿過4號煤層層位鉆孔61個。其中：斷失點6個；巖漿巖吞噬點1個；正常可采點9個，正常不可采點43個，尖滅點2個。煤層可采性指數(shù)74%,煤層厚度變異系數(shù)28%,屬極不穩(wěn)定煤層?？刹煞秶饕挥诘?0地質剖面線以北，線6511孔煤層被巖漿巖吞噬。頂板為泥巖及砂質泥巖，底板砂質泥巖。6#煤層：位于伏青灰?guī)r上部，上距4號煤18.75m,煤層厚度1.65～1.83m,平均厚度1.74m。大部可采，煤層結構簡單。區(qū)內穿過6號煤層層位鉆孔60個，其中：斷失點7個；巖漿巖吞噬點1個，巖漿巖侵入煤層頂板2個(均尚可采);正常可采點37個，不可采點12個，尖滅點1個。煤層可采性指數(shù)74%,煤層厚度變異系數(shù)32%,屬不穩(wěn)及云7鉆孔侵入煤層頂板。頂?shù)装鍘r性為粉砂巖安平煤田不可采煤層有4層之多，它們的共分別是：1,7,8,9號煤，其中8號煤因各煤層煤質主要特征(見表4-3)。(一)、煤的物理性質由于煤的變質程度高，視密度均大于1.6,用密度1.5的浮選液浮不出浮煤，各項各主要煤層的水分最低為0.56%,最高達8.17%,一般1%～5%,平均值以9號煤為最低(2.41%),6號煤最高(3.81%)(見表4—4)。高于15%,就各煤層灰分平均值而言，1、2、4、6、9等五層煤灰分含量的平均值在20%平均值為13.66%,屬低灰煤(見表4-4)。煤層的灰分含量與成煤的沉積環(huán)境、巖漿侵灰分含量比原煤顯著降低，均降低到10%以下(見表4-3)。這一特點與邯鄲煤田各礦區(qū)不同煤種的原煤和精煤的灰含量變化規(guī)律相一致。如適當提高浮選液密度(1.8),本煤層灰分含量一覽表表4—3煤層原煤灰分(%)浮煤灰分(%)下降百分數(shù)278各煤層主要煤質特征一覽表表4—4煤層44.26-56.00.65-1.212130.42-1.72348649852.37(4).643.50-51.90.23-1.0196070.98-8.150.86-3.50-8.117194849.96-48.165970.28-3.5998各煤層灰成分分析表表4—5煤層1242.37(4).670.98-8.150-8.1189.96-48.1698號煤最低為27.05%。1、2、4、6、9各煤層的三氧化鋁含量30%上下，8號煤最低為16.16%。三氧化二鐵含量在6%至30%之間，以8號煤最高為29.95%。氧化鈣一般在2%至4.5%之間，8號煤為8.14%。各煤層灰成分含量及其變化規(guī)律見表4-5。各主要煤層的全硫含量以1、2號煤為最低，平均值分別為0.59%和0.60%;8號煤根據(jù)煤炭硫分分級標準(GN/T15224.2-2004),若煤層實測原煤干燥基高位發(fā)熱量不等于基準干燥基高位發(fā)熱量(24MJ/kg)時，要對硫分含量進行折算，得到折算后的根據(jù)河北省煤礦安全生產監(jiān)督管理辦公室文件《關于邯鄲礦業(yè)集團公司2005年度結果：礦井瓦斯絕對涌出量4.20m3/min,相對涌出量1.34m3/t。鑒定結果為低瓦斯礦2004年5月至2007年5月，山東省煤田地質局第三勘探隊和第二勘探隊在安平煤礦深部擴大區(qū)進行勘探，分別對2號煤層采取了6孔6個瓦斯樣，現(xiàn)場解吸無氣。分析結果(見表6-6)表明：其瓦斯(CH?)成分和含量最高分別為67.60%和2.493cm3/g,二氧化碳(CO?)成分和含量最高為0.03%和0.206cm3/g,氮氣(N?)成分和含量最高為99.94%和3.703cm3/g。2號煤層屬于瓦斯N?帶，瓦斯含量低，平均含量分別為0.693ml/g。煤層煤層瓦斯成分及含量表表6-6瓦斯成分%兩極值/平均(點數(shù))瓦斯含量ml/g兩極值/平均(點數(shù))N?及其它N?及其它2地段(如背斜軸部)瓦斯可達二級，郭二莊煤礦和賀莊煤礦均為一級瓦斯礦，但局部地(二)、煤塵依據(jù)煤炭科學研究總院撫順分院對安平礦2#煤煤塵爆炸性鑒定報告，煤樣水份Wf4.70%,灰份Af7.08%,揮發(fā)份Vf4.70%,Vr5.35%,無火焰長度，鑒定結果為樣水分0.83%,干基灰分17.87%,干基無灰基揮發(fā)分5.90%,無火焰長度，鑒定結果根據(jù)河北煤田地質研究所對礦井2#煤層煤樣自燃傾向性鑒定報告，干煤吸氧量般不大于31℃,屬于無熱害區(qū)。(二)、地壓市邊界保護煤柱為界。井田走向最大長度8.19km,最短長度7.88km,平均長度8.04km、傾向最大長度3.57km,最小長度3.15km,平均長度3.36km。2.2.1資源量計算范圍及工業(yè)指標4、6號煤層進行計算。由于8號和9號煤層受火成巖侵蝕嚴重且受奧灰水的威脅。本設計將本井田8、90.80m,最高灰分(Ad)不超過40%,最高硫分(St,d)不大于3%,最低發(fā)熱量(Qnet,d)駕嶺井田精查勘探地質報告》提供資料：2號煤層視密度采用1.40;4號煤層視密度采用1.40;6號煤層視密度采用1.40。井田內煤層傾角均介于7～27°之間，平均11°本井田的2#煤為主采煤層4#、6#煤層為輔助煤層，采用地質塊段法對2#和4#.6#地塊內用算術平均法分別求的2#、4#和6#的每個塊段內的儲量，煤層總儲量即為表2-12#、4#和6#煤的總的地質儲量如下總和7容重煤層平由表可知2、4、6#煤的地質儲量Z為269601786.90t。由于地質條件簡單，故K值在0.8以上取值，在這里取0.85.可得：333K=Z×10%×0.85=22916151.89t可采儲量=(工業(yè)資源量一永久性煤柱)×采區(qū)回采率。2.3.1安全煤柱留設原則：(1)工業(yè)場地、井筒留設保護煤柱，對較大的村莊留設保護煤柱，對零星分布的(3)斷層保護煤柱、井田邊界保護煤柱視地質情況而定。(1)井田邊界的斷層邊界保護煤柱留設50m保護煤柱，其余留設15m保護煤柱；(3)工業(yè)場地(4)大巷布置在煤層底板中，故保護煤柱損失為0.(5)主副井井筒保護煤柱在工業(yè)廣場保護煤柱范圍內故井筒保護煤柱損失量為0.Z=(265557760.1-4215625.49-3694362.51-9287086.81)×0.75=18河北工程大學畢業(yè)設計3礦井生產能力、服務年限及工作制度3.1生產能力及服務年限《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》第2.2.1條規(guī)定：礦井設計生產能力應根據(jù)資源條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，多方案比較或者系統(tǒng)優(yōu)化礦區(qū)規(guī)?？筛鶕?jù)以下條件確定：資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區(qū)規(guī)模，建設大型礦井。開發(fā)條件：包括礦區(qū)所處地理位置(是否靠近老礦區(qū)及大城市),交通(鐵路、公路、水運),用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件好這者，應加大開發(fā)強度和礦區(qū)規(guī)模；否則應縮小規(guī)模：國家需求：對國家煤炭需求量的預測是確定礦區(qū)規(guī)模的一個重要依據(jù)：投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區(qū)規(guī)模，反之則縮小規(guī)模。3.1.1礦井設計生產能力安平礦井田儲量豐富，煤層賦存穩(wěn)定，頂?shù)装鍡l件好，斷層褶曲少，傾角不大，厚度變化也不大，開采條件簡單，技術裝備先進，經濟效益好，煤質為優(yōu)質無煙煤，交通運輸便利，市場需求量大，宜建大型礦井。確定安平礦井設計生產能力為1.8Mt/a。3.1.2礦井服務年限礦井服務年限必須與井型相適應。礦井可采儲量Z、設計設計生產能力A與礦井服務年限T三者之間的關系為：本礦2#煤為厚煤層，生產能力較大，4#煤層和6#煤層，生產能力較小，其可采儲量共為186270514t,綜上分析確定礦井設計生產能力為180萬t/a。礦井的服務年限為：=73.9(年)經計算，礦井服務年限73.9年。煤層開采能力井田內煤層賦存條件簡單。輔助生產能力的校核礦井為大型礦井，開拓方式為雙立井三水平開拓，主井采用表3.1.1不同井型第一水平服務年限表礦井設計生產能力(Mt/a)礦井設計服務年限第一開采水平設計服務年限(a)煤層傾角煤層傾角25°~45°煤層傾角6.0及以上一礦井每晝夜提升時間為16小時。4井田開拓4.2.1井筒數(shù)目2,基巖段毛斷面為36.32m2,表土段毛斷面為46.56m2。表土段井壁厚為850mm,混井筒特征提升容器一對16t箕斗井筒支護基巖段毛斷面積表土段毛斷面積凈斷面為46.56m2,基巖段毛斷面為60.82m2,表土段毛斷面為86.提升容器一對3t礦車雙層單車罐籠帶平衡錘井筒支護混凝土砌碹厚500mm充填混凝土厚50mm基巖段毛斷面積表土段毛斷面積面為27.34m2,表土段毛斷面為27.52m2。4OgAQg井筒特征基巖段毛斷面積表土段毛斷面積1.有利于礦井初期開采2.盡量不壓煤或少壓煤4.便于布置地面工業(yè)場地礦井工業(yè)場地占地指標表中型井生產能力(萬噸/年)占地指標(公頃/10萬噸)0.8—1.12.0—2.5井田主采煤層為2#煤煤層傾角為7-27°平均11°,為緩傾斜煤層，故可設計為三2#煤的平均厚度4.51m,4#煤的平大巷布置，開拓大巷布置在6號煤層的底板中。大巷間距為30m,沿走向布置，按3%-5%的坡度布置。方案二：立井三水平加暗斜井開拓數(shù)量基價(元)費用(萬元)費用(萬元)初期基建費用(萬元)主井開鑿表土段基巖段副井開鑿表土段基巖段井底車場巖巷一水平石門巖巷小計后期基建費用(萬元)主井開鑿立井段副井開鑿立井段井底車場巖巷石門開鑿二水平石門主井開鑿斜井段副井開鑿斜井段石門開三水平鑿石門小計生產費用(萬立井提升系數(shù)煤量(萬提升高度基價(元)費用(萬元)第一水平第二水平斜井提升煤量(萬提升距離(km)基價(元)基價(元)費用(萬元)第三水平60.42/1.6排水涌水量時間(h)服務年限基價(元/t)費用(萬元)一水平二水平三水平石門運輸系數(shù)煤量(萬平均運距基價(元)費用(萬元)第一水平第二水平第三水平小計合計方案三：立井兩水平加暗斜井開拓數(shù)量基價(元)費用(萬元)費用(萬初期基建費用(萬主井開鑿表土段基巖段副井開鑿表土段基巖段井底車場巖巷一水平石門巖巷小計后期基建費用(萬主井開鑿立井段副井開鑿立井段井底車場巖巷主井開鑿斜井段副井開鑿斜井段石門開鑿三水平石門小計生產費用(萬元)立井提升系數(shù)煤量(萬提升高度基價(元費用(萬一水平斜井提升煤量(萬提升距離(km)基價(元)基價(元)費用(萬第二水平0.42/1.6排水涌水量(M時間(h)服務年限基價(元/t)費用(萬一水平二水平石門運輸系數(shù)煤量(萬平均運距基價(元費用(萬第一水平第二水平小計合計開拓方案匯總表方案方案二方案三初期基建費用(萬元)后期基建費用(萬元)生產費用(萬元)合計合理的開采水平垂高應以合理的階段垂高(斜長)為前提，并使開采水平有合理的1.主要運輸大巷位置的確定：開采2#煤時，大巷布置在煤層底板巖石中；開采4#和6#煤時，大巷聯(lián)合布置在6#煤的2.風井的布置：4.4井底車場4.4.2井底車場的選擇原則4.4.3井底車場的設計依據(jù)凈提升時間16小時，矸石系數(shù)20%。2.主副井筒距離74米，大巷在底板巖層中。3.主井提升采用兩對16t箕斗，副井采用雙層單車3噸普通罐籠。4.井下運煤采用皮帶運煤，輔助運輸采用3噸固定式礦車，每列車12輛。主副井筒在平行于存車線方向上距離60米主副井筒在垂直于存車線方向上距離85.8米則主副井筒的直線距離為74m副井空、重車線長為1.0～1.5列車長；材料車線長10～15個材料車長；(1)副井空、重車線長度的確定L=N,×n×Lm+L,+Lbw+L取90米河北工程大學畢業(yè)設計N,--列車數(shù)，列；n--每列車的礦車數(shù)；機車選用ZK14-9/250型架線式機車，機車長4.5米。材料車選用MG3.3-9B型3t礦車，Lw--倒茬基本軌點至警沖標的距離，m;L,--電機車停車距離(制動距離),一般取8～15m。(2)材料車線的長度Lma=Nm×L取62m(3)人車線有效長度一般為一列人車長為15～20米，人車用PRC18-9/6,取20米，所以人車線有效長度取35米。井底車場線路布置圖4.4.5馬頭門線路的平面布置計算取43mb:搖臺的搖臂長度。1噸礦車為1.5米左右，3噸礦車為2.0m;別取4輛或取1-2個礦車長度，m。e:搖臺中心至對稱道岔連接的切線交點之間的距離，通常取2.0-4.0m。1)井底車場的形式和布置方式2)調車方式井底車場內設2臺架線式電機車，車場內的材料設備、集裝箱式平板3)硐室1200t。一個煤倉底下設給煤硐室裝載膠<<根據(jù)采礦工程設計手冊>>大型礦井前面系數(shù)可取小值，本設計取0.2,得c.其他硐室4.4.8主要開拓巷道圍巖類別斷面/m2噴射厚度錨桿凈設計掘進寬度高度形式外露長度排列方式間排距長度直徑凈周長樹脂三花圍巖類別斷面/m2噴射厚度錨桿凈設計掘進寬度高度形式外露長度排列方式間排距長度直徑凈周長m樹脂三花4.5采區(qū)劃分4.5.1采區(qū)劃分的原則(1)根據(jù)煤層賦存情況及構造的分布特點，統(tǒng)籌考慮，合理劃分、力求各個采區(qū)(2)有斷層切割時，盡量以斷層作為采區(qū)邊(3)保證采區(qū)有足夠的資源/儲量和合理的服務年限。(4)采區(qū)走向長度本著有利于機械化開采的原則進行考慮。1.開拓系統(tǒng)中的井巷系統(tǒng)(針對第一水平)2.通風系統(tǒng)—上層煤——區(qū)段運輸平巷——工作面——回風平巷——采區(qū)回風石門——回風大巷3.運輸系統(tǒng)5.1煤層的地質特征采區(qū)走向長度平均3350m;傾向平均斜長1335m,面積大約3834458.65m2,2#煤的工業(yè)儲量大約2766.9萬噸，可采儲量大約3645.2萬噸。地面標高+246.86～+253.14米，煤層埋深10～300米。1.32,自燃傾向等級為三類，不易自燃。據(jù)調查，附近礦井及煤堆中未發(fā)現(xiàn)自燃現(xiàn)象。根據(jù)鄰區(qū)資料原樣燃點溫度在370~抗壓強度為36MPa,硬度系數(shù)為3.6。根據(jù)河北省煤礦安全生產監(jiān)督管理辦公室文件《關于邯鄲礦業(yè)集團公司2005年度礦井主要充水含水層為2#煤頂板砂巖含水層，厚度0～19m,一般為6~8m,屬弱富水性含水層。根據(jù)統(tǒng)計2005年1月至2007年4月礦井實際觀測記錄，礦井主要涌水量其中：工作面生產涌水量基本穩(wěn)定在67.42～93.53m3/h,內外水倉涌水量為54.23~86.41m3/h,井底車場涌水量為45.36～66.60m3/h,清撒斜巷涌水量為36～58m3/h,其它地段則相對較小。經統(tǒng)計2001年1月～2007年4月資料，全礦正常涌水量平均值為341.69m3/h,最大涌水量為413.22m3/h。2.一次采全高工藝(3)萬噸掘進率高；(4)工作面搬家次數(shù)少。(3)采高固定，適應條件單一。河北工程大學畢業(yè)設計一次采全高采煤方法具有生產集中、工作面產量大、效率高、效益好、有利于防止煤層自燃發(fā)火等優(yōu)點。雖然這種采煤方法初期投資大，搬家倒面困難，但是采高大，產量大，投資回收快，況且采高3～5米的液壓支架在國內也很普遍，因此采煤工藝采用一次采全高采煤方法。5.2.2回采工藝的確定采煤工作面采用單一厚煤層一次采全高走向長壁后退式全部跨落法的綜合機械化法采煤。工作面采用采煤機采煤、裝煤，刮板輸送機運煤，順槽使用轉載機和破碎機及可伸縮膠帶輸送機，切眼用液壓支架，頂板隨液壓支架的前進而跨落。5.2.3采煤機械的選用采用雙滾筒采煤機，結合可供選擇的采煤機的參數(shù)，暫且選用MXG-500/4.5D型采煤機，滾筒直徑2200mm,截深800mm。MXG-500/4.5D采煤機技術特征表牽引速度牽引力牽引方式煤層傾角功率工作電壓0-7.0電牽引5.2.4確定工作面長度確定達到設計產量時工作面總線長：B—回采工作面總線長，m;A—礦井設計年產量，t/a;X—回采出煤率，可取0.9;河北工程大學畢業(yè)設計φ一正規(guī)循環(huán)系數(shù)，φ=0.8～1;B=1800000×0.9/4.51×1.40×1影響工作面長度的因素有煤層賦存條件、機械裝備及技術特征、巷道布置等?？紤]到礦井設計時是按綜合機械化程度高的現(xiàn)代化礦井設計的，要求工作面有較大生產能日循環(huán)進尺4.8m。1.按采煤機能力校核工作面長度采煤機的最大速度為8.0m/min式中：Q一采煤機日生產能力t/天N一日進刀數(shù)，8刀；B—采煤機截深，0.8m;r—煤的容重1.60t/m3;L≤11637.96/(8×0.6×4.51×1.6×0.95)長度為160米。刮板輸送機選用SGZ-730/320型，長度3(1).初撐力不低于規(guī)定值的80%(25MPa)。單位使用條件煤層厚度m煤層傾角度頂板直接頂類2級抗壓強度不低于4.9MPa。地質構造無影響支架通過斷層?？傮w特征支架高度m工作阻力初撐力對底版最大比壓最大控頂距離4.48米，最小控頂距離3.78米(機道寬1.62米)。5.2.7各工藝過程的安全注意事項2.割煤時，必須嚴格控制采高，支架控制采高在4.5米左右。7.其余未盡事項按新《煤礦安全規(guī)程》第51條、第54條、第57條、第67條、9.各點存放罐，用十字道木設置臨時阻車必須牢固可靠.規(guī)程》執(zhí)行。7.不同型U型肖不得混用，嚴禁用鐵絲代替。(1)常規(guī)要求(2)設備檢修操作特定要求12,運轉中皮帶偶合器的油溫不得超過85度。7.工作面上下巷必須安設防滅火管上巷每100米安設閥門一個，下巷每50米安9.工作面少留浮煤頂?shù)酌骸?1.通風區(qū)每周至少一次對上下巷凡是發(fā)生冒高超過2米或空硐超過6米的地點，和50米滅火水管。4.工作面有作業(yè)圖版及避災路線圖板。5.工作面每5架，上下巷每40米安照明燈一個，工作面每10架安設一臺TK-1009.工作面存放大件(溜槽，護幫板，大千斤頂?shù)?必采用“四六”制作業(yè)，三采一準，即三班(早晚夜)采煤一班(中班)檢修。每班進2刀，三班共進6刀。設備名稱規(guī)格型號采煤機MXG-500/4.5D臺1液壓支架架刮板輸送機架1乳化液泵WRB-200/31.5臺4轉載機架1膠帶輸送機架1回柱機臺2運料絞車臺5運料絞車臺1破碎機臺1噴霧泵臺2煤電鉆臺2水泵臺1移動變電站臺2運順端頭支架組3軌順端頭支架組3班工種早中晚夜班長1111采煤機司機2212支架工1232區(qū)管人員1131輸送機司機2222溜子維護2242轉載機維護1131端頭支護工4484機電維護工811泵站司機1112合計按85.5%出勤率需110人序號單位1工作面平均走向長度米2工作面平均采高米3循環(huán)進尺米4循環(huán)產量噸容重按1.65月正規(guī)循環(huán)數(shù)個按30天計6正規(guī)循環(huán)率%7月進尺米8月產量噸9平均日產噸平均日工數(shù)工回采工效噸/工灰份%含矸率%2回采率%工作面四六制循環(huán)作業(yè)圖表二三四C移支架采煤機割煤設備檢修推溜5.3.1采區(qū)概況本采區(qū)2#煤，傾角11°~12°,變化不大。2#煤瓦斯絕對涌出量4.20m3/min,相對涌出量1.34m3/t,為低瓦斯區(qū)。本采區(qū)煤層干煤吸氧量1.32,自燃傾向等級為三類，不易自燃。主要涉及的含水層為2#煤頂板砂巖含水層，下石盒子底部含水層，均為弱(米)(度)容重平均4.51全部無煙煤單一河北工程大學畢業(yè)設計可采經計算，本采區(qū)的面積為2298679.08m3,煤層的工業(yè)儲量為：1658.73萬噸。其中可采儲量為1550萬噸，按式中Ts----水平內的可采儲量；A-----礦井年產量，萬噸K-----礦井備用系數(shù)，取1.4。按生產能力180萬噸計算，得T=1550/(180×1.4)=8.6年所以本采區(qū)的服務年限為8.6年。5.3.2采區(qū)布置本采區(qū)采用雙翼開采，布置兩條上山，一條為軌道上山，一條為運輸上山。1、運煤系統(tǒng)工作面溜子一區(qū)段運輸平巷—皮帶上山—采區(qū)煤倉—皮帶運輸大巷—井底車場一主井2、運料系統(tǒng)副井—井底車場—軌道大巷—采區(qū)下部車場—軌道上山一采區(qū)上部車場—區(qū)段回風平巷一工作面3、排矸系統(tǒng)與運料系統(tǒng)線路相反4、通風系統(tǒng)新鮮風流——主、副井——井底車場——大巷——采區(qū)下部車場——軌道上山—中部車場——區(qū)段運輸平巷——工作面——區(qū)段回風平巷——回風大巷——風井——地面高壓電纜由井底中央變電所——皮帶大巷——運輸上山——采區(qū)變電所——回采工作面、掘進工作面、上山和區(qū)段平巷的輸送機、移動變電所等處6、壓氣和供水系統(tǒng)掘進巖巷的鑿巖機和錨桿打眼機所用的空氣，采掘工作面、平巷以及運輸上山皮帶機轉載機點所需的防塵噴霧用水，分別由地面(或井下)壓氣機房和地面貯水池(或井尺寸——長×寬×高=15×3.4×3.5米采區(qū)生產能力(萬t)30以下60-100及以上經過計算，選擇煤倉的容量為500t。工作面巷道采用錨梁網(wǎng)支護，上、下順槽斷面寬均為4m,高度為2.5m,切眼斷面每班兩個循環(huán)，每班進尺1.60米，正規(guī)作業(yè)循環(huán)，日進尺4.80米。表5.5采區(qū)巷道掘進統(tǒng)計表號巷道名稱形式式巷道斷面(m2)凈斷面掘斷面1采區(qū)軌道上山煤巷錨網(wǎng)2采區(qū)運輸上山煤巷錨網(wǎng)3開切眼煤巷錨網(wǎng)4區(qū)段運輸平巷煤巷錨網(wǎng)5區(qū)段回風平巷煤巷錨網(wǎng)序號型號及名稱1EBZ-132SH型掘進機上巷使用25臺備用2臺3ZM-145型幫錨桿機5臺備用2臺4SSJ1000/M型皮帶機2部5SGZ-730/320型刮板運輸機2部6JD-11.4KW型調度小絞車4臺7水泵、風泵各2臺序號1采煤機MXG-500/4.5D2液壓支架端頭支架3刮板輸送機5皮帶機6轉載機7調度絞車8小水泵9乳化泵WRB-200/31.56.1概述本礦井設計年生產能力為180萬噸，工作制度為：年工作日為330天，日工作16井人數(shù)為220人。所需設備臺數(shù)刮板輸送機型1轉載機1皮帶運輸機l采區(qū)運輸上山皮帶運輸機1功率為130千瓦。6.3.1煤炭運輸方式目前大中型礦井大巷煤炭運輸有膠帶輸送機和底卸式礦車兩種不同方式：4.易于實現(xiàn)集中管理和自動化；6.適于大巷的起伏變化。其缺點是：初步設備投資高。4.對巷道坡度有一定有一定限制。6.3.2帶式輸送機的設計計算本次設計采用SSJ1000/M型膠帶輸送機。主要技術參數(shù)特征如：輸送能力：1000t/h水平輸送長度：1000米輸送帶規(guī)格：帶速：3.15m/s帶寬：1200mm大巷運輸設備選用ZK14-9/250架線式電機車，牽引電動機為ZQ-21型和MG3.3-9B式3噸固定式礦車。河北工程大學畢業(yè)設計1.列車組成計算一列車應該由多少輛礦車組成，要按機車的牽引能力和制動能力計算。牽引能力受粘著力和牽引電動機溫升條件限制，制動能力指能夠在規(guī)定的距離內停車。因此，列車組成應按粘著力條件、溫升條件及制動條件來確定。(1)粘著力條件計算機車所能輸出的牽引力(單位：牛)為式中F-----電機車為克服列車運行所必須提供的牽引力，N;Pn-----電機車的粘著質量，t;φ-----粘著系數(shù)。電機車粘著系數(shù)φ值表表6·2工作狀態(tài)工作狀態(tài)起動(撒砂)運行(不撒砂)起動(不撒砂)制動(不撒砂)嚴重不良機車在運輸過程中，拉重車組在上坡時所需機車輸出的最大牽引力為W-----重列車起動時的阻力系數(shù)，取0.0105;i。-----運輸路線的平均坡度，一般取3%。g-----重力加速度，取9.8m/s2;a-----起動時的加速度，一般取0.03～0.05m/s2。為使機車在最困難的條件下車輪不打滑，利用(3-3-1)與(3-3-2)兩式可得出在滿足黏著力條件下機車的牽引質量(即重車組質量)為=10×9.8×0.17/[(0.0105+0.0003)×9.8+(2)按牽引電動機的溫升條件計算重車組質量河北工程大學畢業(yè)設計按電動機的溫升條件，實質上是按照電動機的等值電流不超過長時電流的條件。式中Feh-----電機車長時牽引力，N;a-----調車系數(shù)，運距小于1000m,取1.4;運距為1000～2000m,取1.25;運距大于2000m,取1.15。ia-----等阻坡度，一般為2%。式中Ty-----總的運行時間，min;θ-----停車及調車時間，一般可取18～22min;式中L----加權平均運輸距離，km,在本次設計中，取3.04km;vp----列車平均運輸速度，m/s;式中Veh----電機車的長時速度，m/s。(3)按制動條件計算重車組質量式中Pz-----電機車的制動質量，對于礦用電機車，它等于電機車的全部質量，t;ψ-----制動時的粘著系數(shù)，撒砂時可取0.17。計算得1-----制動距離，運料時為40米。河北工程大學畢業(yè)設計根據(jù)以上計算結果，重車組質量應該為43.5t。則礦車數(shù)z為=9輛暫取9輛。6.3.4列車組成的驗算(1)驗算實際電動機溫升牽引重列車達到全速穩(wěn)態(tài)時電機車的牽引力=1000×[10+9×(3+1.315)](0.0牽引空列車達到全速穩(wěn)態(tài)時電機車的牽引力=1000×(10+9×1.315)(0.0ZK14-9/250電機車的長時牽引力為3332N,故需要2臺電機車。每臺牽引電動機的牽引力河北工程大學畢業(yè)設計式中na-----電機車上牽引電動機的臺數(shù)，ZK10-9/250架線式電機車取2。由相關資料得：重車I?=16.7A,V?=16Km/h=4.4m/s,平均速度vz=0.75v?=0.75×4.4=3.3m/s;空車Ik=19.2A,vk=15.6Km/h=4.3m/s,平均速度vp=0.75vx=0.75×重列車及空列車以其平均速度在最長運輸距離上的運行時間為=1000×2.32/60×3.2所以，電動機不會發(fā)熱超過它的允許溫升，故合適。(2)驗算制動距離按重列車運行速度vz及最大制動減速度驗算制動距離。重列車下坡時，電機車必須給出的制動力為B=1000[P+z(G+GO)][1.075b+(ip-wz)g],N再根據(jù)B=1000pzgψ,令B=B得列車的制動距離為即散煤容重1.60噸/米3。6.4.1選擇提升容器(1)經驗提升速度河北工程大學畢業(yè)設計=11.3/0.75加速和減速階段的提升高度為S=1/2×at2×2=170.3(m)勻速運行階段的運行高度為S′=750-S=579.7(m)式中T?----經驗提升時間，s;a----提升加速度，可暫取0.7～0.75m/s2;u----提升容器爬行階段附加時間，可暫取10s(對于箕斗)或5s(對于罐籠);θ----提升容器每次提升終了后的休止時間?；沸葜箷r間表6·3箕斗規(guī)格，t休止時間，s8(3)計算一次提升量Q如能夠滿足提升能力所需箕斗的容量為：=535(次)由上面可知Q<12(t)故JDS-12/110×4能滿足提升需要。式中Q----如能夠滿足提升能力所需箕斗的容量，t16----提升設備日工作小時數(shù)。河北工程大學畢業(yè)設計根據(jù)以上情況，決定選擇JDS-12/110×4型立井鋼絲繩罐道多繩箕斗，其技術規(guī)格如下：箕斗斗箱有效容積Vr=13.2m3,箕斗自重Q=12t,斗箱斷面2300×1300mm。6.4.2選擇提升鋼絲繩(1)提升鋼絲繩的繩端荷重Q根據(jù)已知條件，計算鋼絲繩每米重量p式中σg----鋼絲繩鋼絲的極限抗拉強度，取σg=17000kg/cm2;m。----安全系數(shù)，《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，主井箕斗提升時，ma>=6.5,取H.----鋼絲繩最大懸垂長度。(2)、根據(jù)計算結果，選擇4V×39S+5FC園股鋼絲繩，其規(guī)格是：d=40mm,δ=2mm,P=3.21kg/m,Q?=46844kg.(3)、驗算鋼絲繩安全系數(shù)所選鋼絲繩滿足要求。河北工程大學畢業(yè)設計平衡尾繩選用多層不旋轉圓股鋼絲繩，采用34×7,抗拉強度為1372Mpa的鋼絲繩。此時，為重平衡尾繩系統(tǒng)。重力差為n----提升鋼絲繩的數(shù)量；n?----平衡尾繩的數(shù)量；q----平衡尾繩的每米質量，kg/m。6.4.3提升機的選擇(1)主導輪直徑D《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，摩擦輪式提升機的主導輪直徑D與提升鋼絲繩的直徑d之比應符合以下要求：D≥80d=90×40=3200mm(2)鋼絲繩作用在主導輪上的最大凈張力F=0.25×(12000+12000+最大凈張力差Fe=0.25×(12000+3.01×750)×9.8河北工程大學畢業(yè)設計Fc=55000N以上看出，JKM-4×4提升機的Fj和Fc均大于所要求的最大值，所選提升機強度足夠。6.4.4提升電動機的預選提升電動機功率=1.15×10400×11.3×9.8×1式中N----提升電動機估算功率，kwη----減速器的傳動功率。當一級傳動時為0.92;當二級傳動時為0.85;K----礦井阻力系數(shù)，即考慮提升容器在井筒中運動似的風阻罐道阻力及鋼絲繩彎曲阻力等的阻力系數(shù)：箕斗提升時為1.15;罐籠提升時為1.2。p----動力系數(shù)，即考慮動負荷影響的系數(shù)，一般為1.2-1.4,箕斗提升取最小值；罐籠提升取最大值；g----重力加速度，取9.8m/s2提升電動機的旋轉速度式中n----提升電動機的旋轉速度；i----減速器的傳動比；D----卷筒直徑。根據(jù)計算結果，選YR2000-6/1430三相交流繞線型異步電動機，額定功率2000kW,旋轉速度992r/min,效率93.5%。6.4.5提升機對井筒的相對位置(1)、選擇天輪根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，圍包角大于90°時，天輪直徑Dt(單位mm)應滿足選擇TSH3000/20型天輪；Dt=3000mm,Gt=78(2)、確定井架高度HtHt=Hx+Hr+Hg+Hmd+0.75R?=18+3.3+8.25式中Hx----卸載高度，取18m;Hg----過卷高度過卷高度和過放距離表6·4提升速度(m·s1)468H----摩擦輪與導向輪間的高差，取5m;R?----天輪直徑。6.4.6核算提升能力(1)、年實際提升能力An'河北工程大學畢業(yè)設計=182.9萬噸(2)、富裕系數(shù)6.5副井提升設備選型設計6.5.1注意事項(1)、提升矸石按日出量的50%計算。(2)、升降人員時間：立井不超過40分鐘。升降工人時間：按工人下井時間的1.5倍計算。升降干部和技術人員時間：按升降工人時間的20%計算。提升人員和矸石時，某次循環(huán)提升時間的休止時間：按升降人員考慮。(3)、運送設備時間：每班5—10次，休止時間40—50秒。6.5.2副井提升選型1.罐籠的選擇提升高度H=750m提升速度Vj=11.3m/s經驗提升時間Tj=Vj/a+H/Vj+μ+θ=11.3/0.8+750/11.3+5+30=116.2s一次經濟提升量=(1800000×1.15×1.2×116.2)/(小時提升量河北工程大學畢業(yè)設計A?=(1.15×1800000×0.2)/(330×16)一次提升量故罐籠選用GDG-3/9/1/2型。116條、第117條的有關規(guī)定。(1)中央并列式(2)中央邊界式(3)兩翼對角式(4)分區(qū)對角式抽出式3、向水平過度容易相溝通時，會把小窯積存的有害氣體抽壓入式新舊水平過度時期問題多，管理困河北工程大學畢業(yè)設計(1)按井下同時工作最多人數(shù)計算，供風量不少于4m3。(2)按采煤、掘進、硐室及其他實際需要風量總和進行計算。2.礦井風量計算方法每個回采工作面實際所需風量，應該按照瓦斯、二氧化碳涌出量、適宜風速，以及最大班工作人數(shù)分別計算，然后取其中最大值。(1)按瓦斯涌出量計算按回采工作面風流中瓦斯的濃度不得超過1%的要求計算。即式中Q-----第i個回采工作面實際需要風量，m3/minQ-----第i個回采工作面瓦斯的平均絕對涌出量，本礦為3.66m3/minKg-----第i個回采工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)。它是該工作面絕對涌出量的最大值與平均值之比。通常機采工作面取1.2～1.6。(2)按工作人數(shù)計算4-----以人數(shù)為單位的供風標準，即每人每分鐘供給的最低風量；(3)按最低風速進行驗算按最低風速驗算各回采工作面的最小風量按最高風速驗算各回采工作面的最大風量每個回采工作面風量為439.2m3/min,在本采區(qū)，有兩個工作面(其中一個工作面河北工程大學畢業(yè)設計為備用工作面),所以回采工作面總風量為658.8m3/min。3.煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面所需風量，應該按下列因素分別計算，并取最大值。(1)按瓦斯涌出量計算按瓦斯涌出量計算掘進工作面實際需風量的計算公式為式中Q?-----第i個掘進工作面實際需要風量，m3/min;Q-----第i個掘進工作面瓦斯的平均絕對涌出量，本礦為3.66m3/min;K-----第i個回采工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)。一般取1.5～2.0。(2)按工作人數(shù)計算按人數(shù)計算掘進工作面實際需風量的計算公式為4-----以人數(shù)為單位的供風標準，即每人每分鐘供給的最低風量；(3)按最低風速進行驗算按最低風速驗算各回采工作面的最小風量=236.25m3/min按最高風速驗算各回采工作面的最大風量所以，掘進工作面總的風量為375×2=750m3/min。4.硐室所需風量的計算井下獨立通風的每個硐室所需風量，應該根據(jù)各類硐室風別計算。河北工程大學畢業(yè)設計(1)機電硐室發(fā)熱量大的機電硐室，風量根據(jù)硐室中運行的機電設備發(fā)熱量量進行計算。式中Qri------第i個機電硐室的需風ΣN------機電硐室中運轉的電動機(變壓器)總功率，kW;θ------機電硐室的發(fā)熱系數(shù)；按下表選取機電硐室發(fā)熱系數(shù)表表7·2機電硐室名稱水泵房變電所，絞車房p------空氣密度，一般取1.2kg/m3;C?------空氣的定壓比熱，一般取1kj/(kg·K);△t----機電硐室進、回風流的溫度差，℃。(2)采區(qū)變電所及變電硐室，可根據(jù)經驗值確定風量：5.其他巷道所需風量(1)按瓦斯涌出量計算式中Qgm-----第i個其他巷道的瓦斯絕對涌出量，m3/min;Kgi-----第i個其他巷道的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，一般取1.2～1.3。河北工程大學畢業(yè)設計(2)按最低風速計算按最低風速驗算巷道所需風量S.i-----第i個其他井巷凈斷面積，m2。6.礦井總風量計算式中∑Q-----采煤工作面和備用工作面所需風量之和，m3/min;ZQot-----其他用風點所需風量之和，m3/min;K-----礦井通風系數(shù)，可取1.15～1.25。《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的風速限定值見表風速限定值見表表7·3無提升設備的風井和風硐專為升降物料的井筒風橋升降人員和物料的井筒8主要進、回風巷道8架線電機車巷道8運輸機巷道，采區(qū)進、回風巷道6回采工作面、掘進中的煤巷和半煤巖巷4掘進中的巖巷4其他通風人行巷道河北工程大學畢業(yè)設計《煤礦安全規(guī)程》101條還規(guī)定，綜采工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后，其風速可大于表中的規(guī)定值，但不得超過5m/s。7.3礦井通風總阻力計算1.礦井通風總阻力計算原則(1)礦井通風的總阻力，不應超過2940Pa。(2)礦井井巷的局部阻力，新建礦井宜按井巷摩擦阻力的10%計算。2.礦井通風總阻力計算通風阻力計算公式：her=aLUQ2/S3,Pa;L、U、S分別為井巷的長度、周邊長、凈斷面積。Q—分別通過各井巷的風量。a—摩擦阻力系數(shù)。將以上段井巷的阻力計算結果填表7—4和7—5中。井巷通風困難時風阻計算表見7—4,井巷通風容易時期風阻計算見7—5。通風容易時期總阻力計算表表7·4井巷名稱支護方式αL(m)SRQhV副井砼0035365錨噴569道石道石錨噴54門5運錨噴05625運錨噴5645軌道大巷錨噴5采區(qū)軌道石門錨噴5軌道上山錨網(wǎng)噴51山2山2軌道上錨網(wǎng)噴55.04784區(qū)段運錨網(wǎng)索2平巷工作面支架2區(qū)段回風平巷錨網(wǎng)索2山2山2運輸上錨網(wǎng)噴556運輸上山錨網(wǎng)噴256采區(qū)回風石門錨噴56風井砼365合計井巷名稱支護方式α)R/s)V)副井砼0035365錨噴.95695軌錨噴54錨噴5625運錨噴564道道大5軌錨噴5巷采區(qū)軌道石門錨噴50軌道上山錨網(wǎng)噴5152294山2山2軌道上錨網(wǎng)噴51527914區(qū)段運輸平巷錨網(wǎng)索2工作面支架22區(qū)段回風平巷錨網(wǎng)索2運輸上錨網(wǎng)噴256河北工程大學畢業(yè)設計山采區(qū)回風石門錨噴56風井砼365合計h通=h摩十局h摩一摩擦阻力，Pa;h局一局部阻力，Pa;按h摩的15%計算；通過計算機解算，通風容易時期摩擦阻力為1055.05Pa,通風困難時期的摩擦阻力為1819.85Pa?？紤]局部阻力后，礦井通風容易時期的通風總負壓為1295.05Pa,通風困難時期的礦井通風總負壓為2092.8Pa。礦井通風等積孔礦井的通風等積孔按下式計算：經計算，礦井通風容易和困難時期的等積孔分別為：A易=1.986m2A難=1.562m2從通風等積孔來看，礦井為通風容易礦井。2.選擇通風設備應第一開采水平各個時期工況變化，并使通風設備長期高效率運1.計算通風機風量Qf由于外部漏風(即井口防爆門及主要通風機附近的反風門等處得漏風),風機風量K—漏風損失系數(shù)，風井不做提升用時取1.1;箕斗井兼做回風用時取1.15;回風井兼做升降人員時取1.2。計算得Qf=1.1×3801.6=4181.76m3/min。2.計算通風機風壓進、出風井井深小于400m,且進、出風井井口高差小于150m,因此不計算自然風壓。通風機裝置的阻力hd取96Pa,軸流式通風機大多是靜壓曲線，通風容易和困難時計算通風機的工作風阻：Rsdmin=Hsdmin/Qf2=0.2在通風機特性曲線圖中做通風機工作風阻曲線，與風壓曲線的交點即為實際工況點。最終選擇2K60-No.24軸流式通風機，轉速為n=600r/min,葉片安裝角度為25°。300-300-200-250-65RKsmn5NmaxNmin=63.36×1092/(1000×0.775)=89.28kWNmax=63.36×1486/(1000×0.798)=118.0kW(大型電機取較高值)Htr—傳動效率，電動機與通風機直聯(lián)時取1;皮帶時取0.95。5.通風設施通風設礦井必須在主要進風與回風巷之間設2道正向與2道反向風門；進風與回風巷之2.采掘工作面風流及回風流中瓦斯?jié)舛冗_到1%或二氧化碳濃度達到1.5%時，必須立即停止作業(yè)，撤出人員，切斷電源，進行處理5.由通風區(qū)負責在距掘進工作面迎頭5米范圍內、回采工作面下巷距工作面50～100米范圍內安設瓦斯自動報警斷電裝置，報警濃度為0.75%,斷電濃度為1%,瓦斯探頭每7天進行一次標準氣樣調校，確保儀器靈敏可靠。8.由生產單位負責風筒跟頭，風筒距迎頭距離不超過7米。每50米設一個三通閥門。其他巷道防塵水管每100米設一個三通閥門。4.放炮必須使用炮泥，放炮前后