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采煤設(shè)計 正文

上傳人:沈*** 文檔編號:160026800 上傳時間:2022-10-10 格式:DOC 頁數(shù):31 大?。?46KB
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1、重慶大學(xué)網(wǎng)絡(luò)教育學(xué)院畢業(yè)論文范本 1.礦井概況 1.1交通位置 該井田位于太原市東北,距市中心約16km,行政區(qū)劃隸屬太原市杏花嶺區(qū)小返鄉(xiāng),其井田地理坐標(biāo)為:東經(jīng)112°37′14″~112°38′59″,北緯37°55′56″~37°57′56″。 礦井交通較為便利,西距北同蒲鐵路皇后園站6km,西距大運高速公路約5km。西南距太原市中心約16km。 1.2地形地貌 礦區(qū)屬低山黃土丘陵地貌,溝谷發(fā)育,多呈“V”字型,大多為黃土覆蓋,基巖只零星出露。本井田總的地勢為東高西低,最高點位于井田南部山梁,高程為1123m,最低點位于井田西北部溝底,高程為925m,高差約198m。 井

2、田內(nèi)無常年性流水,溝谷中平時無水,遇暴雨常發(fā)洪水,但雨后很快水退溝干,水流向西北匯入楊興河,再向西南匯入汾河,屬黃河流域,汾河水系。 1.3氣候特征 礦區(qū)屬暖溫帶大陸性季風(fēng)氣候,春季干旱多風(fēng),夏季炎熱多雨,秋季涼爽晴朗,冬季綿長寒冷。年平均氣溫9.4℃,1月份平均-7℃,7月份平均23. 7℃;年降水量最小172.1mm,最大632.6mm,多年平均降水量457.8mm,冬春兩季降水少,夏末秋初降水較大,降水量集中在7、8、9三個月。無霜期170天,最大凍土層深度為77cm。夏季多東南風(fēng),冬季多西北風(fēng),最大風(fēng)速25m/s。 1.4地震 據(jù)有關(guān)資料,近百年來本區(qū)未發(fā)生過大的破壞性地震,

3、根據(jù)國家《建筑抗震設(shè)計規(guī)范》,本區(qū)地震設(shè)防烈度8度,設(shè)計地震加速度值0.20g。 1.5鄰近礦井 礦井由寨溝煤礦、窯頭煤礦、桃園煤礦兼并重組整合而成,井田內(nèi)寨溝煤礦、窯頭煤礦、桃園煤礦均已關(guān)閉,井田內(nèi)無其它生產(chǎn)、在建、停采的小窯或古窯。井田西為朝陽煤礦(已關(guān)閉)和葫蘆套煤礦(已關(guān)閉)。經(jīng)調(diào)查,各礦與本礦均沒有越界開采的行為,對本礦的開采不會選成危害。 1.6煤田開發(fā)簡史 原寨溝礦為國有企業(yè),于1986年建井,1988年投產(chǎn)。2006年11月山西省國土資源廳頒發(fā)1400000623144號采礦許可證,批準(zhǔn)開采13號15號煤層,井田面積2.3224km2,核實生產(chǎn)能力為150kt/a。該礦

4、原采用兩個斜井開拓,其中主斜井擔(dān)負(fù)礦井全部提升任務(wù),是礦井的進(jìn)風(fēng)井和安全出口;回風(fēng)斜井只擔(dān)負(fù)礦井的回風(fēng)任務(wù),是礦井的另一個安全出口。 原桃園煤礦1980年3月建礦,1982年5月投產(chǎn),主副井均為斜井開拓,生產(chǎn)能力9萬t/a,開采15號煤層,采用中央并列機(jī)械抽出式通風(fēng),屬低瓦斯礦井。 原窯頭煤礦1976年4月建礦,1977年8月投產(chǎn),主副井均為斜井開拓,生產(chǎn)能力9萬t/a,開采15號煤層。1986年井田南部又建設(shè)窯頭二坑,2002年投產(chǎn)開采15號煤層,采用中央并列機(jī)械抽出式通風(fēng),瓦斯相對涌出量為1.91m3/t,屬低瓦斯礦井。 2009年,根據(jù)山西省煤礦企業(yè)兼并重組整合工作領(lǐng)導(dǎo)組辦公室晉煤

5、重組辦發(fā)[2009]28號文件“關(guān)于太原市晉源區(qū)(部分)杏花嶺區(qū)、小店區(qū)、萬柏林區(qū)煤礦企業(yè)兼并重組整合方案的批復(fù)”,太原市杏花嶺區(qū)寨溝煤礦、太原市杏花嶺區(qū)小返鄉(xiāng)窯頭煤礦、太原市杏花嶺區(qū)小返鄉(xiāng)桃園煤礦屬參加兼并重組礦井,由太原東山煤礦有限責(zé)任公司進(jìn)行兼并重組,重組后名稱為太原東山東興煤業(yè)有限公司。重組后井田面積5.65km2,批準(zhǔn)開采15號煤層,生產(chǎn)能力0.90Mt/a。 31 2.采區(qū)地質(zhì)概況 2.1概況 2.1.1采區(qū)位置、范圍及四鄰關(guān)系 一采區(qū)位于井田東部,東以15號煤層露頭煤柱為界,南以煤礦邊界煤柱為界,西以F3斷層和集中軌道大巷煤柱為界,北以原桃園煤礦采空區(qū)煤柱和煤礦

6、邊界煤柱為界。 2.1.2井上下對照關(guān)系 對應(yīng)地表為窯頭與李家山結(jié)合部一帶,地貌為山地,無建筑物和大的水體,回采后,對地表建筑無影響。 2.2采區(qū)地質(zhì)、水文地質(zhì)情況概述 2.2.1地層 井田內(nèi)地層由老到新有奧陶系中統(tǒng)峰峰組(O2f)、石炭系中統(tǒng)本溪組(C2b)、上統(tǒng)太原組(C3t)、二疊系下統(tǒng)山西組(P1s)、下石盒子組(P1x)、上第三系上新統(tǒng)(N2)、第四系中上更新統(tǒng)(Q2+3)?;鶐r大部為黃土覆蓋,只在井田南部有零星出露。 1、上馬家溝組(O2s) 在長溝勘探區(qū)57號鉆孔揭露厚度203.89m。底部為灰色石灰?guī)r,其上呈蜂窩狀,巖溶較發(fā)育。中部為兩層巨厚層狀灰色白云質(zhì)灰?guī)r。上

7、部灰?guī)r呈豹皮狀,下部含泥質(zhì),溶洞較發(fā)育。頂部為泥灰?guī)r或角礫狀泥灰?guī)r含大量脈狀石膏。 2、奧陶系中統(tǒng)峰峰組(O2f) 為含煤地層基底,厚83.68~127.26m,按巖性可分三段 (1)下段:灰色角礫狀石灰?guī)r、泥灰?guī)r。底部泥灰?guī)r含泥質(zhì)較多,具可塑性。其上石灰?guī)r質(zhì)純,溶洞及裂隙較發(fā)育。有時底部呈角礫狀灰?guī)r,上部為灰?guī)r、泥灰?guī)r互層,溶洞發(fā)育時才蜂窩狀。 (2)中段:深灰色角礫狀泥灰?guī)r,棱角狀及次棱角狀,含大量石膏脈,呈纖維狀,泥灰?guī)r中夾透鏡狀的灰白色晶質(zhì)石膏,有的呈厚層狀石膏,含泥質(zhì)。本段厚度變化較大,與有無石膏礦及其多少成正比。 (3)上段:灰、深灰色厚層狀灰?guī)r、泥灰?guī)r、夾白云質(zhì)泥灰?guī)r,

8、裂隙溶洞較發(fā)育,裂隙多被方解石脈填充。本段頂部風(fēng)化面灰?guī)r為灰褐色硅質(zhì)灰?guī)r,由灰色中粗晶鈣質(zhì)團(tuán)塊,綠灰色硅質(zhì)團(tuán)塊,淺褐色菱鐵質(zhì)泥質(zhì)團(tuán)塊組成,含分散狀黃鐵礦。 3、石炭系中統(tǒng)本溪組(C2b) 與下伏峰峰組地層為平行不整合接觸,厚22.37~50.28m,平均厚31.15m。底部為黃鐵礦和鋁土巖,據(jù)長溝勘探區(qū)地質(zhì)報告,黃鐵礦層呈雞窩狀不穩(wěn)定,厚0.71~4.01m,平均1.72m;其上為鋁土泥巖。中部為灰色粉砂巖夾薄層泥巖及煤線,局部夾灰?guī)r。頂部為泥巖夾薄層粉砂巖。 4、石炭系上統(tǒng)太原組(C3t) 以K1砂巖為基底,連續(xù)沉積于本溪組之上,厚度為99.45~119.57m,平均107.61

9、m,為本井田主要含煤地層。 根據(jù)巖性組合分三段: 下段(C3t1):從K1中砂巖底到15號煤層頂,厚27.40~42.50m,平均35.58m。底部為K1中砂巖,以石英砂巖為主,底部有時含礫,分選磨園度差,膠結(jié)較好。其上為泥巖、砂質(zhì)泥巖,局部夾粉細(xì)砂巖,頂部為全區(qū)穩(wěn)定可采的15號煤層。 中段(C3t2):從L1灰?guī)r底至L3灰?guī)r頂,厚32.91~59.20m,平均47.41m。L1灰?guī)r為15號煤層頂板。L1灰?guī)r又名南窯溝灰?guī)r,以泥灰?guī)r為主,含豐富的動物碎屑化石。其上為砂質(zhì)泥巖夾粉砂巖。發(fā)育有K2石灰?guī)r,K2石灰?guī)r又名關(guān)門溝灰?guī)r,質(zhì)較純,富含動物碎屑化石。L3石灰?guī)r位于該段頂部,13號煤層之

10、上,又名石齊凹灰?guī)r,以泥灰?guī)r為主,富含動物碎屑化石。13號煤層厚度薄,不可采。 上段(C3t3):自L3石灰?guī)r頂至L4石灰?guī)r頂,厚度15.10~30.54m,平均24.62m。L3石灰?guī)r之上為窯頭砂巖,窯頭砂巖系中細(xì)砂巖,以石英為主,含噴出巖屑及石英片巖屑,分選性、磨園度差,含大量淺海動物化石,具疊層或疊錐構(gòu)造;L4石灰?guī)r又名瓜地溝灰?guī)r,位于太原組頂部,厚度不穩(wěn)定,在井田東部尖滅;局部發(fā)育11號煤層,不可采。 5、二疊系下統(tǒng)山西組(P1s) 由灰、深灰色泥巖及灰、灰白色砂巖和薄煤層組成,是本井田含煤地層之一。含煤2層:自上而下依次為3、6號煤層,均為不穩(wěn)定不可采煤層,底部以K3砂巖與太原

11、組分界,與下伏太原組呈整合接觸。本組地層在井田東部剝蝕,賦存厚度為66.50~98.86m,平均79.92m。 6、二疊系下統(tǒng)下石盒子組(P1x) 連續(xù)沉積于山西組之上,井田內(nèi)大部遭剝蝕,只殘留于井田西北部向斜軸部,最大殘留厚度>50m左右。由灰、黃綠、灰綠色中粗砂巖、細(xì)砂巖、粉砂巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖組成,下部夾不穩(wěn)定薄煤層,底部為灰色、灰綠色粗-細(xì)粒砂巖(K4砂巖),厚2.46~11.60m,平均7.31m。 7、上第三系上新統(tǒng)(N2) 不整合覆蓋于基巖之上,底部為灰黃色砂礫層,其頂部膠結(jié)甚好,下部膠結(jié)疏散。礫石成分以灰?guī)r為主,其次為碎屑。巖性以棕紅色、紫紅色粘土夾層數(shù)不等的礫石層和礫

12、巖透鏡體組成。厚0~25m,平均15m左右。 8、第四系中上更新統(tǒng)(Q2+3) 為一套紅黃色、棕黃色亞粘土含鈣質(zhì)結(jié)核、古土壤層和底礫石組成。礫石以石灰?guī)r、砂巖為主,次棱角狀,分選不好,局部含較多的砂礫石透鏡體,在砂質(zhì)粘土中可見少量動物殘骸及較多的植物根部印痕,黃土中含砂質(zhì)較多。本組廣泛分布于山脊、山坡上,厚度0~80.00m,平均30m左右。 2.2.2水文地質(zhì) 礦區(qū)近年平均降水量為466.6mm,屬于干旱地區(qū),本井田地形坡度較陡,植被不太發(fā)育,有利于自然排水,入滲補給地下水條件差。 井田15號煤層的直接充水含水層是太原組巖溶裂隙含水層,間接充水含水層主要為山西組砂巖裂隙含水層和奧陶

13、系中統(tǒng)石灰?guī)r巖溶裂隙含水層。 太原組巖溶裂隙含水層富水性中等,山西組、下石盒子組砂巖裂隙含水層富水性弱,奧陶系中統(tǒng)石灰?guī)r巖溶裂隙含水層富水性強(qiáng)。 15號煤層底板標(biāo)高位于奧灰水位之上,奧灰?guī)r溶水對井田生產(chǎn)無影響。 本井田采(古)空積水的主要危害為同層開采,經(jīng)調(diào)查井田內(nèi)現(xiàn)有5處采(古)空積水區(qū),但也不能排除其它采空區(qū)今后會有積水的可能性,因此在今后開采至采空區(qū)附近時要提前打鉆探測,堅持“預(yù)測預(yù)報,有掘必探,先探后掘,先治后采”的方針,以避免水害事故的發(fā)生。因此,井田水文地質(zhì)類型為中等類型。 2.3地質(zhì)構(gòu)造 井田位于沁水煤田東山礦區(qū)東北邊緣,東山向斜西翼的轉(zhuǎn)折部,總體構(gòu)造為一組北西向褶曲構(gòu)

14、造,斷裂構(gòu)造較發(fā)育,井田共揭露斷層8條,除F8斷層為地面填圖而來外,其它均為井下巷道揭露,這些斷層均為正斷層,落差3~15m,走向以北西向為主。其特征如下: F1斷層,位于井田北部,屬于正斷層,走向N66°E,傾向SE,傾角75°,斷層落差3米,斷層在井田內(nèi)延伸長度380米。 F2斷層,位于井田北部,屬于正斷層,走向N86°W,傾向 S,傾角45°,斷層落差6米,斷層在井田內(nèi)延伸長度240米。 F3 斷層,位于井田北中部,屬于正斷層,走向N30°W,傾向SW,傾角70°,斷層落差5米,斷層在井田內(nèi)延伸長度 1550米。 F4 斷層,位于井田西北部,屬于正斷層,走向NS,傾向W ,傾角7

15、0°,斷層落差 15米,斷層在井田內(nèi)延伸長度900米。 F5 斷層,位于井田中部,屬于正斷層,走向N62°W,傾向SW,傾角75°,斷層落差5米,斷層在井田內(nèi)延伸長度650米。 F6 斷層,位于井田中部,屬于正斷層,走向 N57°W,傾向SW,傾角 75°,斷層落差10米,斷層在井田內(nèi)延伸長度1230米。 F7 斷層,位于井田中部,屬于正斷層,走向N59°W,傾向 NE,傾角75°,斷層落差 10米,斷層在井田內(nèi)延伸長度1150米。 F8 斷層,位于井田南部,屬于正斷層,走向N83°E,傾向 N,傾角75°,斷層落差5米,斷層在井田內(nèi)延伸長度570米。 2.4煤層及頂?shù)装迩闆r 1、

16、含煤性 太原組地層厚99.45~119.57m,平均107.61m,含煤3層,分別為11、13、15號煤層,其中15號煤層為全區(qū)穩(wěn)定可采煤層,11、13號煤層為不可采煤層,平均煤層總厚6.97m,其中可采煤層平均厚5.83m,含煤系數(shù)6.48%,可采含煤系數(shù)5.42%。 山西組地層厚66.50~98.86m,平均79.92m,含煤2層,分別為3、6號煤層,均為不可采煤層,平均煤層總厚0.81m,含煤系數(shù)1.01%。 本井田含煤地層總厚187.53m,平均煤層總厚7.78m,其中可采煤層平均厚5.83m,含煤系數(shù)4.15%,可采含煤系數(shù)3.11%。 2、可采煤層 井田唯一的可采煤層為1

17、5號煤層,位于太原組中下部,全區(qū)穩(wěn)定可采,厚度5.10~6.75m,平均5.83m,上距13號煤層33.85米。該煤層結(jié)構(gòu)簡單~較簡單,一般含0~3層夾石,夾石單層最大厚度0.35m。頂板巖性為石灰?guī)r,底板巖性為砂質(zhì)泥巖或粉砂巖。在井田東、南部局部遭剝蝕。15號煤層原寨溝煤礦、桃源煤礦、窯頭煤礦一、二坑均進(jìn)行過開采。 2.5涌水量 由于該區(qū)上部地表無較大水系,水文地質(zhì)條件為中等,根據(jù)一采區(qū)涌水量情況預(yù)計回采最大涌水量150t/h,一般涌水量80t/h. 在開采至采空區(qū)附近時要提前打鉆探測,堅持“預(yù)測預(yù)報,有掘必探,先探后掘,先治后采”的方針,以避免水害事故的發(fā)生。 2.6瓦斯、煤

18、塵、煤的自燃傾向性 1、瓦斯 根據(jù)歷年瓦斯鑒定資料,礦井相對瓦斯涌出量為3.72m3/t,絕對瓦斯涌出量為7.04m3/min。 2、煤塵 在原寨溝煤礦井下取得了15號煤層煤樣,由山西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心測試,測試結(jié)果:火焰長度30mm,巖粉用量60%,有爆炸危險性。 3、自燃 由山西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心對15號煤層煤樣測試,測試結(jié)果:吸氧量0.9758cm3/g,自燃等級為Ⅰ級,自然傾向性為容易自燃。 3.可采儲量、可采期及生產(chǎn)能力 3.1儲量計算 儲量計算為擬定采區(qū)范圍,根據(jù)現(xiàn)有構(gòu)造煤厚資料分區(qū)域、水平、階段和扣除構(gòu)造影響面積為塊段計算地質(zhì)儲量,該區(qū)地

19、質(zhì)儲量為816.4萬t,可采儲量795.9萬噸,其中K3煤層地質(zhì)儲量420.96萬t,可采儲量429.3萬t。K2煤層地質(zhì)儲量280.64萬t,可采儲量286.1萬t。K1煤層地質(zhì)儲量114.8萬t,可采儲量80.5萬t。儲量計算結(jié)果見表3-1。 3.2儲量計算參數(shù)及方法 計算方法采用地質(zhì)塊段法,在煤層地板等高線圖上按地質(zhì)因素的不同,分水平、分勘探線、分儲量等級、分煤類、劃分塊段計算儲量。參數(shù)中:煤層厚度采用鉆探控制和巷道實測煤層厚度并剔除夾矸;煤層傾角直接在煤層地板等高線圖上按儲量計算塊段量取,按公式換算而得;投影面積用求積儀在煤層地板等高線上連續(xù)測定三次,誤差不超過3%,取其算術(shù)平均值

20、。煤層視密度在井下實測取得,其中K1、K2、K3煤層均為1.35t/m3。 采區(qū)可采儲量按下式計算: Zk=(Zs-p)·C 式中:Zk——礦井設(shè)計可采儲量,Mt; Zs——礦井設(shè)計資源/儲量,Mt; P—— 開采時需留設(shè)煤柱損失量的總和。 開采時需留設(shè)的煤柱有:工業(yè)場地及風(fēng)井場地、采區(qū)邊界、開拓大巷等主要巷道需留設(shè)的保護(hù)煤柱。保護(hù)煤柱留設(shè)參數(shù)如下:井田境界20.0m,膠帶大巷、軌道大巷及回風(fēng)大巷等開拓大巷兩側(cè)各留設(shè)30.0m。 C—采區(qū)回采率。 根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》,15號煤層取80%。 經(jīng)計算,礦井設(shè)計可采儲量為795.9萬噸。 3.3采區(qū)服務(wù)年限及可采期 采

21、區(qū)服務(wù)年限按下式計算: T=Z/A·K==6.31(a) 式中: T——采區(qū)服務(wù)年限,a; Z——采區(qū)可采儲量,795.9萬t; A——采區(qū)生產(chǎn)能力,90萬t/a; K——儲量備用系數(shù),取1.4。 則采區(qū)可采期為:6.31×12=75(月) 4.采區(qū)方案設(shè)計 4.1采區(qū)方案設(shè)計應(yīng)考慮的因素 礦井現(xiàn)有+810開采水平的集中膠帶大巷、集中軌道大巷、集中回風(fēng)大巷已經(jīng)形成,考慮一采區(qū)的回風(fēng)系統(tǒng)與集中回風(fēng)大巷相連,運料系統(tǒng)與集中軌道大巷相連,運煤系統(tǒng)與集中膠帶大巷相連形成一采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)。 4.2采區(qū)布置方案 根據(jù)東興煤礦810水平一采區(qū)的地質(zhì)條件,并結(jié)合現(xiàn)有的生產(chǎn)系統(tǒng)等實際情

22、況,提出采區(qū)巷道布置的兩套方案,方案一:延伸集中膠帶大巷、集中軌道大巷、集中回風(fēng)大巷三條大巷,過F3斷層后沿煤層傾向方向布置一采區(qū)三條平行的軌道、膠帶、回風(fēng)上山;方案二:延伸集中膠帶大巷、集中軌道大巷、集中回風(fēng)大巷三條大巷,過F3斷層后沿F3斷層方向布置一采區(qū)膠帶大巷、一采區(qū)軌道大巷、一采區(qū)回風(fēng)大巷三條平行的大巷。兩個方案的具體內(nèi)容如下: 方案一:延伸集中膠帶大巷、集中軌道大巷、集中回風(fēng)大巷三條大巷,過F3斷層后沿煤層傾向方向布置一采區(qū)三條平行的軌道、膠帶、回風(fēng)上山。 (1)回采巷道布置 回采巷道、回采順槽沿三條平行的軌道、膠帶、回風(fēng)上山兩翼進(jìn)行布置。 (2)長壁采煤方法 采用走向長

23、壁采煤方法 方案二:延伸集中膠帶大巷、集中軌道大巷、集中回風(fēng)大巷三條大巷,過F3斷層后沿F3斷層方向布置一采區(qū)膠帶大巷、一采區(qū)軌道大巷、一采區(qū)回風(fēng)大巷三條平行的大巷。 (1)回采巷道布置 回采巷道、回采順槽沿三條平行的軌道、膠帶、回風(fēng)大巷進(jìn)行單翼布置。 (2)長壁采煤方法 采用傾斜長壁采煤方法 4.3采區(qū)方案比較及選擇 4.3.1工程量統(tǒng)計及比較 表4.1 井巷工程量比較表 方案一 方案二 序號 巷道名稱 長度(m) 序號 巷道名稱 長度(m) 1 一采區(qū)膠帶巷 1464 1 一采區(qū)膠帶巷 1350 2 一采區(qū)軌道巷 1483 2

24、一采區(qū)軌道巷 1350 3 一采區(qū)回風(fēng)巷 1445 3 一采區(qū)回風(fēng)巷 1350 4 回采面運輸順槽 963 4 回采面運輸順槽 1300 5 回采面回風(fēng)順槽 963 5 回采面回風(fēng)順槽 1300 6 回采面 140 6 回采面 150 工程量合計 6458 工程量合計 6800 表4.2 井巷工程經(jīng)濟(jì)比較表 項 目 方案一 方案二 比 較 采區(qū)采出煤量(萬噸) 795.9 780.5 -15.4 準(zhǔn)備巷總進(jìn)尺(米) 4392 4050 +342 采區(qū)巷道總進(jìn)尺(米) 6458 68

25、00 -342 萬噸掘進(jìn)率(米/萬噸) 8.11 8.71 -0.60 投入總資金(萬元) 10939.9 11036.8 -96.9 4.3.2綜合比較 表4.3 綜合比較表 方案 優(yōu)點 缺點 方 案 一 1、井巷工程量小 2、經(jīng)濟(jì)投入小 3、采區(qū)運輸距離較方案二短,利于集中生產(chǎn) 4、回采順槽巷道推進(jìn)長度適中,利于防滅火管理 1、兩翼開采煤柱多 2、煤炭資源損失大 3、工作面拆除、安裝搬家次數(shù)多 方 案 二 1、單翼開采煤柱小 2、煤炭資源損失小 3、單翼采區(qū),工作面連續(xù)推進(jìn),工作面拆除、安裝搬家次數(shù)少 1、井巷工程量大

26、 2、經(jīng)濟(jì)投入大, 3、采區(qū)運輸距離較長 4、回采順槽巷道推進(jìn)長度較大,不利于防滅火管理 經(jīng)過比較,雖然方案一兩翼開采具有煤柱多、煤炭資源損失大、搬家次數(shù)多的缺點,但方案一具有井巷工程量小,經(jīng)濟(jì)投入小,利于集中生產(chǎn)的優(yōu)點,更為主要的是15號煤層的自燃傾向性為Ⅰ級容易自燃煤層,方案一回采順槽巷道稍小一些,利于防滅火的管理。從兩個方案系統(tǒng)的全面性、技術(shù)等綜合考慮,方案一巷道布置更符合一采區(qū)總體布局,故采用方案一進(jìn)行巷道布置。 5.采煤工藝 5.1采煤方法及工藝 5.1.1煤層概況 井田唯一的可采煤層為15號煤層,位于太原組中下部,全區(qū)穩(wěn)定可采,厚度5.10~6.75m,平均

27、煤層厚度為5.83m,傾角3~25°。該煤層結(jié)構(gòu)簡單,頂板巖性為石灰?guī)r,底板巖性為砂質(zhì)泥巖或粉砂巖。 5.1.2采煤方法的選擇 1、采煤方法的選擇其依據(jù) 根據(jù)本地區(qū)周邊礦井的開采經(jīng)驗,優(yōu)先選擇的采煤方法為放頂煤綜采工藝。放頂煤綜采工藝的適應(yīng)條件如下: A、適用于煤層厚度大,厚度變化也較大,一般平均厚度應(yīng)在5.0 m以上的煤層; B、適用于煤層裂隙發(fā)育,結(jié)構(gòu)簡單或夾矸強(qiáng)度較低;中硬及以下頂板,易于冒落;埋深較大,有一定的地應(yīng)力。總之,頂煤應(yīng)具備一定的冒放性; C、適用于煤層距離上部強(qiáng)含水層有足夠的間距,不會引起礦井的水害或帶來工作面涌水量大量增加,惡化工作面生產(chǎn)環(huán)境,影響工作面正常生

28、產(chǎn); D、適用于無煤與瓦斯突出危險。 2、采煤方法的確定 根據(jù)本地區(qū)周邊礦井的開采經(jīng)驗,結(jié)合采區(qū)15號煤層的賦存情況,確定采煤方法采用走向長壁綜采放頂煤一次采全高采煤法,頂板采用全部垮落法管理。 工作面回采方式采用后退式,勞動組織方式采用“四·六”制作業(yè)制度,三班生產(chǎn),一班準(zhǔn)備。 5.1.3采煤工藝 工作面長度140m,平均采高5.83m,循環(huán)進(jìn)度0.6m,每天8個循環(huán),日進(jìn)度4.8m。 工藝順序:割煤—移架—推前溜—放頂煤—拉后溜 落煤:采用MG160/375-W采煤機(jī)雙滾筒截割落煤,滾筒截深600mm。 裝煤:采煤機(jī)滾筒配合SGZ-630/220刮板運輸機(jī)裝煤。 運煤:

29、工作面前部刮板輸送機(jī)采用SGZ-630/220刮板輸送機(jī)運煤,后部采用SGZ—730/400刮板輸送機(jī)運煤,膠帶順槽采用1部SZZ—764/110轉(zhuǎn)載機(jī)配合DSJ100-63/2×75皮帶機(jī)運煤。 使用PCM/110破碎機(jī)對工作面產(chǎn)生的大炭進(jìn)行破碎作業(yè)。 5.1.4.采煤工作面主要設(shè)備 根據(jù)采煤工作面所選擇的采煤方法及工藝,配備相應(yīng)的工作面設(shè)備 表5.1 采煤工作面主要設(shè)備表 序號 設(shè)備名稱 規(guī)格型號 數(shù)量 主要技術(shù)特征 1 采煤機(jī) MG-160/375-W 1臺 生產(chǎn)能力:1800T/H,截割速度0-6m/min 2 前部刮板輸送機(jī) SGZ-630

30、/220 1部 運輸能力:600t/h電機(jī)功率:2×110kw鏈速:1.3m/s 3 后部刮板輸送機(jī) SGZ-730/400 1部 運輸能力:700t/h電機(jī)功率:2×200kw鏈速:1.3m/s 4 中部支架 ZF4400/17/28 78架 工作阻力4400KN支撐高度:1.7-2.8m 5 過渡支架 ZFG4800/20/30 4架 工作阻力4800KN支撐高度:2.0-3.0m 6 轉(zhuǎn)載機(jī) SZZ—764/110 1部 運輸能力:1000t/h電機(jī)功率:110KW 鏈速:1.33m/s 7 破碎機(jī) PCM-110 1部 破碎能力:

31、2000t/h電機(jī)功率:110KW 8 皮帶運輸機(jī) DSJ100-63/2×75 1部 運輸能力:2000t/h電機(jī)功率:2×75KW 帶寬:1.0m帶速3.55m/s 9 移動變電站 KBSGZY-1600/6 1臺 輸入電壓:6KV輸出電壓:1140V ,容量:1600kvA 10 乳化液泵 BRW315/31.5 1套 流量:315L/min額定壓力31.5Mpa電機(jī)功率:200kw 11 噴霧泵 WPE320/10 1套 公秤壓力:10Mpa,公秤流量:320L/min 12 組合開關(guān) QJZ-6×400 2臺 額定電壓:1140/6

32、60V,額定電流:4×400A 13 15HP絞車 25HP絞車 40HP絞車 JD-11.4 JD-25 JD-40 5部 2部 2部 14 水泵 2DA-8×4 4臺 15 煤電鉆 MDZ-1.2 2臺 5.1.5.采區(qū)及工作面回采率 按《煤礦安全規(guī)程》及相關(guān)規(guī)范規(guī)定,結(jié)合礦井煤層賦存條件和工作面布置方式,確定采區(qū)回采率為80%,回采工作面采煤機(jī)割煤回采率為95%,放頂煤回采率為75%。 5.2回采工作面頂板管理與支護(hù)設(shè)計 5.2.1 回采工作面頂板管理 工作面采用ZF4400/17/28H型低位放頂煤液壓支架、ZFG4

33、800/20/30型過渡支架,全部垮落法管理頂板。最大控頂距4555mm,最小控頂距3955mm,端面距不大于360mm。 1、支架布置 工作面布置78個基本支架和4個過渡支架 2、支架控頂距 根據(jù)支架、采煤機(jī)、刮板輸送機(jī)配套關(guān)系的支護(hù)長度,求的支架最小和最大控頂距: 最小控頂距:L=L1 +L2 =3595+360=3955mm 最大控頂距:L=L1 +L2+D =3595+360+600=4555mm 式中:L1:綜放支架(中間架)的頂梁長度3595mm L2:端面距,360mm D:采煤機(jī)截深,600mm 5.2.2 回采工作面支護(hù)設(shè)計 參考本礦同煤層礦壓觀測資料,

34、選擇本工作面礦壓參數(shù)。 工作面合理的支護(hù)強(qiáng)度:Pt﹦9.81h ×r×k 式中:Pt—工作面合理的支護(hù)強(qiáng)度,kN/m2; h-采高,2.6m; r-頂板巖石重力密度,2.5 t/m3; k—工作面支柱應(yīng)支護(hù)的上覆的巖層厚度與采高之比,一般為4—8,該處取5。 經(jīng)計算得 Pt =318.82 kN/m2 1.液壓支架實際支撐力 Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R Rt-液壓支架實際支撐力,kN; Kg—支架工作系數(shù),0.99; Kz-支架增阻系數(shù),0.95; Kb-支架不均勻數(shù),0.9;

35、 Kh-采高系數(shù),0.95; Ka-傾角系數(shù),0.95 R-支架額定工作阻力,4400kN。 經(jīng)計算得 R=3361.25kN 2.工作面合理的支護(hù)密度n=Pt/ R=318.82/3361.25=0.09架/米2 工作面支架密度=1/4.255/1.5=0.156架/米2 支架的平均控頂距為4.255m,架與架支架的距離為1.5m。 支護(hù)密度的驗算:0.156架/米2> 0.09架/米2 5.3采區(qū)巷道掘進(jìn)及支護(hù) 一采區(qū)軌道上山沿15號煤層底板布置,巷道坡度0~17°。巷道斷面按通過液壓支架設(shè)計,同時考慮了綜合管線布置和礦井通風(fēng)要求。巷道內(nèi)鋪設(shè)

36、雙軌,軌距600mm,軌型30kg/m,工字鋼軌枕,沙石道床。巷道采用矩型斷面,錨網(wǎng)噴加錨索支護(hù)。凈寬3.40m,凈高3.20m,凈斷面9.64m2。 一采區(qū)膠帶上山均沿15號煤層底板布置,巷道坡度0~22°。巷道斷面按鋪設(shè)一臺帶寬1.0m的帶式輸送機(jī)和一條軌距600mm、軌型15kg/m的膠帶檢修軌設(shè)計,巷道采用矩形斷面,采用錨網(wǎng)噴加錨索支護(hù)。凈寬4.00m,凈高3.5m,凈斷面12.28m2。 一采區(qū)回風(fēng)上山均沿15號煤層頂板布置,巷道坡度0~22°。巷道斷面按礦井通風(fēng)要求設(shè)計。巷道采用矩形斷面,錨網(wǎng)噴加錨索支護(hù),凈寬3.60m,凈高3.30m,凈斷面10.49m2。 工作面軌道順槽

37、巷道斷面規(guī)格為寬3.4 m,凈高2.6m,凈斷面8.84m2,為錨、網(wǎng)、鋼帶聯(lián)合支護(hù)的支護(hù)形式,矩形斷面;膠帶順槽巷道斷面規(guī)格為寬3.8m,凈高2.2m,凈斷面8.36m2,為錨、網(wǎng)、鋼帶聯(lián)合支護(hù)形式,矩形斷面;開切眼斷面規(guī)格為寬5.5m,凈高2.6m,凈斷面14.3m2,采用錨、網(wǎng)、鋼帶聯(lián)合支護(hù),軌道順槽、膠帶順槽鋪設(shè)軌道運料,膠帶順槽鋪設(shè)轉(zhuǎn)載機(jī)和皮帶運煤。 全采區(qū)共配備兩個掘進(jìn)工作面,均為煤巷綜掘工作面掘進(jìn)回采工作面順槽。 煤巷綜掘工作面主要設(shè)備配備為:EBZ-135綜掘機(jī)、JZP-100A轉(zhuǎn)載機(jī)、SSJ—800/90可伸縮膠帶輸送機(jī)、FDB No5.6/2×15局部扇風(fēng)機(jī)、MQT—1

38、30型錨桿打眼安裝機(jī)、JD-11.4型調(diào)度絞車以及煤電鉆、噴霧泵站W(wǎng)PB-50/10、注水探水鉆ZQSJ-90/2.4、巖石電鉆、小水泵等設(shè)備。 5.4采區(qū)生產(chǎn)時采掘比例關(guān)系、巷道掘進(jìn)進(jìn)度指標(biāo) 采區(qū)生產(chǎn)時共布置一個綜采放頂煤工作面, 兩個煤巷綜掘工作面 ,礦井生產(chǎn)時的采掘比為1:2。 根據(jù)目前國內(nèi)掘進(jìn)設(shè)備的性能參照目前大部分礦井的實際進(jìn)度指標(biāo),結(jié)合本礦井的采掘比例關(guān)系、回采工作面的年推進(jìn)度及本礦井的生產(chǎn)技術(shù)管理水平,確定煤巷綜掘工作面回采順槽月掘進(jìn)指標(biāo)為400.0m/月,普掘工作面開拓大巷月掘進(jìn)進(jìn)度指標(biāo)為130.0m/月(巖巷)、200.0m/月(煤巷)。 5.5采區(qū)生產(chǎn)能力 回采工

39、作面生產(chǎn)能力按下式計算: A采=M1·l·L·r·C1+M2·l·L·r·C2 式中: A采——采煤工作面年產(chǎn)量,t/a; M1——采煤工作面機(jī)采高度,M1=2.8m; M2——采煤工作面放煤高度,M2=3.03m; l——采煤工作面長度, l=140m; L——采煤工作面年推進(jìn)度,日推進(jìn)4.8米,則年推進(jìn)L=950.4m; r——煤的容重,r=1.35t/m3; C1——采煤工作面機(jī)采回采率,取0.9; C2——采煤工作面放頂煤回采率,取0.80。 則A采=2.8×140×950.40×1.35×0.93+3.03×140×950.40×1.35×0.80 =8916

40、61(t/a) =89萬t/a (2)掘進(jìn)煤量計算 井下回采巷道均采沿煤層掘進(jìn),故掘進(jìn)煤量按回采煤量的10%計算,則掘進(jìn)煤量為:A掘=89×10% ≈ 8.9(萬t/a) (3)采區(qū)產(chǎn)量計算 采區(qū)產(chǎn)量為:A礦=A采+A掘=89+8.9=98(萬t/a) 6.采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng) 6.1通風(fēng)系統(tǒng) 新鮮風(fēng)流:主斜井(副斜井)→井底車場→集中膠帶大巷(集中軌道大巷)→一采區(qū)膠帶上山→工作面膠帶順槽→回采工作面。 乏風(fēng)流: 回采工作面→工作面軌道順槽→一采區(qū)回風(fēng)上山→集中回風(fēng)大巷→回風(fēng)斜井→地面。 6.1.1風(fēng)量計算與分配 工作面實際需要風(fēng)量根據(jù)瓦斯、工作面溫度、同時工作的最多人數(shù)分別進(jìn)行

41、計算,取其中最大值進(jìn)行風(fēng)速驗算,滿足要求時,該最大值即是工作面實際需要的風(fēng)量。 1、采煤工作面所需風(fēng)量的計算 (1)按瓦斯涌出量計算 Q=100qk 式中 Q——工作面實際需要風(fēng)量,m3/min; q——工作面瓦斯絕對涌出量,4.2m3/min; k——工作面瓦斯涌出不均勻備用風(fēng)量系數(shù),k=1.2 由此計算得Q=504m3/min (2)按二氧化碳涌出量計算 Q=67qk 式中 Q——工作面實際需要風(fēng)量,m3/min; q——工作面二氧化碳絕對涌出量,1.02m3/min; k——工作面二氧化碳涌出不均勻備用風(fēng)量系數(shù),k=1.2 由此計算得Q=82

42、.0m3/min (3)按工作面溫度計算Q=60vsk 式中V —工作面平均風(fēng)速,1.2m/s; S —工作面的平均斷面14m2 K——配風(fēng)調(diào)整系數(shù),1.1。 由此求得 Q=1109m3/min (4)按工作面每班最多工作人數(shù)計算 Q=4×n 式中 n——工作面的最多工作人數(shù),68人。 由此求得 Q=272m3/min (5)按風(fēng)速計算 工作面的最小風(fēng)量 Q>15s=15×14=210m3/min 工作面的最大風(fēng)量 Q<240s=240×14=3360m3/min 根據(jù)以上計算,工作面實際需要風(fēng)量取1200m3/min?!       ?/p>

43、      2、掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量的計算 ①按瓦斯涌出量計算 Q=100q×K 式中:Q——掘進(jìn)工作面實際需要風(fēng)量,m3/min; q——該掘進(jìn)工作面回風(fēng)流中沼氣絕對涌出量(m3/min),取為1.4(m3/min); K——該掘進(jìn)工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù),是指在正常生產(chǎn)條件下,該掘進(jìn)工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中瓦斯最大涌出量與平均絕對涌出量之比,取為1.3 則:Q = 100×1.4×1.3 = 182m3/min ② 按人數(shù)計算 Q=4N 式中:Q——掘進(jìn)工作面實際需要風(fēng)量,m3/min; N——掘進(jìn)工作面同時工作最多人數(shù),煤巷為28人; 4——以

44、人數(shù)為計算單位的供風(fēng)標(biāo)準(zhǔn)。 則:Q煤 = 4×28 = 112m3/min Q巖 = 4×22 = 88m3/min ③ 按局部通風(fēng)機(jī)吸風(fēng)量計算 Q= Qf×K 式中:Q——掘進(jìn)工作面實際需要風(fēng)量,m3/min; Qf——掘進(jìn)工作面局部通風(fēng)機(jī)的供風(fēng)量。煤巷掘進(jìn)選用型號為FDB No5.6/2×11型局扇,吸風(fēng)量為350m3/min。 K——為防止局部通風(fēng)機(jī)吸循環(huán)風(fēng)的風(fēng)量備用系數(shù),取為1.2; 則:Q煤 = 350×1.2 = 420m3/min ④按風(fēng)速進(jìn)行驗算 每個煤巷或者半煤巖巷掘進(jìn)工作面的風(fēng)量為:

45、4×60×S掘≥Q掘 ≥ 0.25×60×S掘 S掘——掘進(jìn)巷道的斷面積,m2;取10.44m2 則:4×60×10.44≥Q掘≥ 0.25×60×10.44 2505m3/min≥Q掘≥ 156.6m3/min 故,一個掘進(jìn)工作面供風(fēng)量按420 m3/min計。 兩個掘進(jìn)工作面供風(fēng)量為2×420=840m3/min。 3、硐室所需風(fēng)量的計算 ①采區(qū)絞車房所需風(fēng)量 根據(jù)實際需要,取為80m3/min; ②采區(qū)變電所所需風(fēng)量 根據(jù)實際需要,取為120 m3/min; 則,∑Q硐 = 80+120 = 300m3/min ⑷、其他巷道

46、所需風(fēng)量的計算 按回采工作面、掘進(jìn)工作面、硐室所需總風(fēng)量的5%來考慮,則有: ∑Q其他 = (1000+420×2+300)×5% =107m3/min ⑸、采區(qū)所需總風(fēng)量的計算 Q=(Q采+Q掘+∑Q硐+∑Q其他)×K 全區(qū)按一個回采工作面、兩個掘進(jìn)工作面考慮。 K——風(fēng)量備用系數(shù),取為1.1。 則:Q = (1000+420×2+300+107)×1.1 = 2471.7m3/min 6.2運輸系統(tǒng) 6.2.1煤炭運輸 15號煤綜采放頂煤工作面(可彎曲刮板輸送機(jī))→膠帶順槽(可伸縮膠帶輸送機(jī)) →一采區(qū)膠帶上山(帶式輸送機(jī))→集中膠帶大巷(帶式輸送機(jī))→井底煤倉(給

47、煤機(jī))→主斜井(帶式輸送機(jī))→地面生產(chǎn)系統(tǒng)。 6.2.2材料、設(shè)備運輸 地面材料設(shè)備車→副斜井(副斜井提升機(jī))→副斜井井底車場→集中軌道大巷→一采區(qū)軌道上山→工作面軌道順槽(無極繩連續(xù)牽引車)、膠帶順槽(調(diào)度絞車)→回采工作面。 排矸:大巷掘進(jìn)頭矸石(調(diào)度絞車牽引礦車)→一采區(qū)軌道上山(無極繩連續(xù)牽引車牽引礦車)→集中軌道大巷(無極繩連續(xù)牽引車牽引礦車)→副斜井井底車場(調(diào)度絞車牽引車牽引礦車)→副斜井(副斜井提升機(jī))→地面排矸系統(tǒng)。 6.2.3運輸設(shè)備的選擇 一采區(qū)膠帶上山采用帶式輸送機(jī)進(jìn)行煤炭運輸。 1、設(shè)計依據(jù) 輸送物料:原煤,粒度0~300mm 散密度:ρ=0.9t/m

48、3 輸送量:Q=650t/h 從尾部至頭部水平輸送距離: Lh=L1+L2+L3+L4+L5=272.04+273.79+201.96+257.74+124.33=1129.86m 從尾部至頭部傾角:α=α1~α2~α3~α4~α5=0°~4.1°~0°~ -8.33°~-4.6° 提升高度:H=-28.115m(其中上運高度Hs=19.626m, 下運高度Hx=-47.741m) 2、設(shè)備選型計算: 一采區(qū)膠帶上山坡度變化較大, 運行分為滿載、空載、上運和水平部分滿載且下運部分空載和下運部分滿載且上運和水平部分空載四種運行工況。其中上運和水平部分滿載且下運部分空載最為不利,按此

49、工況計算。 能力核算:查表帶寬B=1000mm、托輥槽角35°、運行堆積角20°時各參數(shù):S=0.1127,k=0.99,V=3.15m/s, Q=3.6Skvρ=3.6·0.1127·0.99·3.15·900=1138 t/h>650t/h 滿足Q=650t/h生產(chǎn)能力的要求。 帶寬選B=1000mm 帶速選V=3.15m/s 每米物料重量:q=57.32kg/m 每米機(jī)長上托輥轉(zhuǎn)動部分質(zhì)量:q1=18.4kg/m 每米機(jī)長下托輥轉(zhuǎn)動部分質(zhì)量:q2=5.7kg/m 初選帶強(qiáng):ST=1000N/mm 膠帶每米質(zhì)量:q0=27kg/m 托輥阻力系數(shù):ω=0.036(已考慮

50、附加阻力) 重力加速度:g=9.81m/s2 阻力計算: 上分支運行阻力: F1=(q+q0+q1)ωLhg=33253N 下分支運行阻力: F2=(q0+q2)ωLhg =13048N 物料提升阻力: F3=qHsg=11035N 總圓周力:P=F1+F2+F3=57336N 軸功率:N0=PV/1000=180.6kW 電動機(jī)功率:N=KN0=216.7kW, K=1.2(考慮傳動效率) 采用頭部單滾筒單電機(jī),液體粘性軟起動裝置驅(qū)動方式,自動拉緊,起動系數(shù)A=1。 張力計算: 頭部S1=98743.8N,S2=41407.6N 尾部S7=61902.5N, S

51、8=61902.5N S3=45492.9N, S4=58464.9N,S5=60797.2N, S6=58760.9N S7=61902.5N, S8=61902.5N,S9=71771.1N, S10=97936.6N S11=105263N, S12=99399.9N, Smax = S11=105263N 打滑驗算: 傳動滾筒圍包角:α=200°  滾筒摩擦系數(shù):μ=0.25 S1·A/S2=2.38<eμα=2.39,通過 下垂度驗算: 上膠帶1%垂度要求最小張力Smin=15(q0+q)g=12407.6N 下膠帶1%垂度要求最小張力Smin=37.5×q0

52、×g=9932.6N 膠帶最小張力Smin=S2=41407.6N≥12407.6N,通過。 安全系數(shù):m=ST·B/S11=9.5>7滿足要求 經(jīng)防滑驗算、下垂度及安全系數(shù)驗算,三者均滿足要求。 制動力矩::Mt=K·[q·Hx·g-(2q0+q1+q2+q)·Lh·ω·g]·D/2=10409Nm(D=1m, K=1.5,ω=0.012) 3、選型結(jié)果: B=1000mm, V=3.15m/s, Lh=1129.86m, H=-28.115m, α=0~4.1~0~-8.33~-4.6° 電動機(jī)YB400M1-4,N=250kW, 10kV,一臺 減速器:M3PSF70,

53、i=25,飛濺潤滑,風(fēng)冷,一臺 液粘軟起動裝置:YNRQD250,帶油泵電機(jī)及冷卻電機(jī)(防爆),一臺 盤式制動器:KPZ—1200/59 ,M=59kNm,一臺 N=3kW 膠帶:鋼繩芯膠帶,ST=1000N/mm,阻燃、抗靜電,MT668—2008 自控液壓拉緊裝置: ZYJ-500(ZLY-01-160),F(xiàn)=160kN,N=5.5+5.5kw, 660V防爆,一套(頭部設(shè)置) 6.3提升系統(tǒng) 6.3.1提升系統(tǒng)簡述 一采區(qū)軌道上山無極繩連續(xù)牽引車牽引1.0t系列礦車運輸方式為該采區(qū)的提升系統(tǒng),擔(dān)負(fù)一采區(qū)內(nèi)的主要材料、設(shè)備提升任務(wù)等。 6.3.2提升設(shè)備選型設(shè)計 一采區(qū)

54、軌道上山采用無極繩連續(xù)牽引車牽引1.0t系列礦車運輸方式。無極繩連續(xù)牽引車選型計算: 1、計算依據(jù) (1) 軌道上山水平長L=510m,提升高度60m,傾角α=7°; (2) 提升方式:無極繩連續(xù)牽引車; (3) 提升最重件:液壓支架重量Q=15.4t; (4) 提升容器:采用16t、600軌距特制平板車,自重QC=1500kg,每鉤提1輛。 (5) 運行速度:重載V=1.0m/s,空載V=1.67m/s。 2、設(shè)備選型 (1)鋼絲繩選擇 選22NAT6×19S+FC 1570 SZ 251鋼絲繩。 (2)電動機(jī)功率計算 =31.17kN 式中:—梭車重量,3.0t;

55、 —最大載重,15.4+1.50=16.90t; —運行線路最大坡度,7°; —鋼絲繩摩擦阻力系數(shù),0.2; —單位長度鋼絲繩重量,1.74kg/m; —運輸距離,510m; —重力加速度,9.81。 電動機(jī)軸功率計算 =62.23kW 式中:—牽引時速度,取慢速1.0m/s; —絞車傳動效率,0.8。 選用的SQ-1200/75型無極繩連續(xù)牽引車,絞車功率75kW。 (3)鋼絲繩強(qiáng)度驗算 式中:—鋼絲繩安全系數(shù); —鋼絲繩破斷拉力總和; —鋼絲繩最大張力,考慮到加配重前鋼絲繩已經(jīng)收緊,鋼絲繩理論值()增加10kN。 鋼絲繩許用安全系數(shù)為: =3.00

56、式中—由絞車至尾輪的鋼絲繩長度。 根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》中規(guī)定,安全系數(shù)不得小于3.5,同時,,兩者比較取大值。 選用22NAT6×19S+FC 1570 SZ 251型鋼絲繩滿足安全要求。 (4)繩徑比驗算 依據(jù)MT/T988-2006《無極繩連續(xù)牽引車》行業(yè)標(biāo)準(zhǔn)第5.4.7的規(guī)定,絞車滾筒上繩襯直徑應(yīng)滿足以下要求: ① 拋物線滾筒繩襯直徑至少應(yīng)為牽引鋼絲繩直徑的50倍; ② 繩槽式主滾筒繩襯直徑至少應(yīng)為牽引鋼絲繩直徑的40倍,副滾筒直徑至少應(yīng)為牽引鋼絲繩直徑的28倍。 本系統(tǒng)絞車采用拋物線單滾筒形式,牽引鋼絲繩直徑22mm。滾筒直徑1200mm,繩徑比為54.5符合行業(yè)標(biāo)準(zhǔn)要求

57、。 表6.1 SQ-1200/75無極繩連續(xù)牽引車設(shè)備選型參數(shù) 型號 SQ-1200/75 絞車功率 75KW 滾筒直徑 1200mm 最大牽引力 60KN 鋼絲繩規(guī)格 6×19φ21.5 繩速 1m/S,1.7m/S 適用傾角 12° 軌距 600,900mm 最大容繩量 ≈1500m 電機(jī)型號 YB280S-4 絞車體積 (長×寬×高) 3000×1715×1480(mm) 6.4排水系統(tǒng) 工作面軌道順槽、膠帶順槽低處設(shè)置臨時水窩,安設(shè)2臺11kW水泵,1臺工作、1臺備用,工作面排水管直徑2寸。 排水路線為: 回采工作面軌道順

58、槽-→一采區(qū)軌道上山→集中軌道大巷→主水倉 回采工作面膠帶順槽 6.5供電系統(tǒng) 井下主變電所以10kV電源向主排水泵房一對一供電;以兩回10kV向集中膠帶大巷膠帶機(jī)頭變電所和一采區(qū)膠帶上山膠帶機(jī)頭變電所供電, 電源電纜采用 MVV22一8.7/10 3x70,兩回電源電纜一回故障時,另一回能滿足所帶全部負(fù)荷用電;以10kV分別向上山掘進(jìn)面、順槽掘進(jìn)面、工作面及順槽移動變電站供電。 集中膠帶大巷膠帶機(jī)頭變電所兩回10kV電源引自井下主變電所,大巷機(jī)頭變電所高壓配電設(shè)備選用BGP43-10型10kV礦用隔爆型高壓真空配電裝置,變壓器選用一臺KBSG-100/10、10/0.69kV、10

59、0kVA型礦用隔爆干式變壓器,負(fù)擔(dān)集中膠帶大巷供電,低壓饋電開關(guān)選用BKD5型礦用隔爆真空饋電開關(guān)。 一采區(qū)膠帶上山膠帶機(jī)頭變電所兩回10kV電源引自井下主變電所,一采區(qū)膠帶上山機(jī)頭變電所高壓配電設(shè)備選用BGP43-10型10kV礦用隔爆型高壓真空配電裝置,變壓器選用一臺KBSG-50/10、10/0.69kV、50kVA型礦用隔爆干式變壓器,負(fù)擔(dān)一采區(qū)膠帶上山供電,低壓饋電開關(guān)選用BKD5型礦用隔爆真空饋電開關(guān)。 井下主變電所內(nèi)設(shè)兩臺KBSG-200/10 10/0.69kV 200kVA礦用隔爆型干式變壓器作為局扇專用變壓器,通過專用開關(guān)、專用線路向各掘進(jìn)工作面局扇提供雙電源,實現(xiàn)各工

60、作面局部通風(fēng)機(jī)三專供電。局扇電控裝置選用QBZ-4X100/660ZH礦用隔爆型局扇專用真空電磁起動器,實現(xiàn)雙風(fēng)機(jī)、雙電源自動切換。各掘進(jìn)工作面的局扇電控裝置、瓦斯傳感器、各掘進(jìn)工作面饋出線高爆開關(guān)與礦井安全監(jiān)控系統(tǒng)配合實現(xiàn)風(fēng)電、瓦斯電閉鎖。 井下動力設(shè)備用電電壓為~10kV、~1140V、~660V,煤電鉆、巖石電鉆、照明用電電壓為~127V。 集中膠帶機(jī)頭變電所及一采區(qū)膠帶上山機(jī)頭變電所10kV高壓配電裝置選用BGP43-10型礦用隔爆高壓真空配電裝置,KBSG型礦用隔爆干式變壓器及BKD5型礦用隔爆低壓饋電開關(guān),移動變電站選用KBSGZY型礦用隔爆移動變電站。 井下40kW以上用電

61、設(shè)備的控制開關(guān)選用BQD1、QJZ型礦用隔爆真空磁力啟動器,其余660V設(shè)備選用QB型礦用隔爆兼安全火花型磁力啟動器,煤電鉆、巖石電鉆選用ZBM型礦用隔爆電鉆變壓器綜合裝置。 井下電纜選型 10kV高壓電纜采用MVV22-8.7/10型、MYPTJ-8.7/10型,低壓電纜采用MCP-0.66/1.14型及MYP-0.38/0.66型。煤電鉆、巖石電鉆選用MZ型電鉆電纜。 井下照明接地 主斜井、副斜井、機(jī)電硐室、膠帶運輸巷、軌道運輸巷、工作面膠帶順槽、井下主變電所、膠帶及軌道大巷機(jī)頭變電所等設(shè)固定照明,照明電壓~127V,照明變壓器選用ZBX型礦用隔爆照明變壓器綜合裝置,照明燈具選用E

62、XJ-127/18礦用隔爆節(jié)能熒光燈。 井下主變電所、大巷機(jī)頭變電所、一采區(qū)膠帶上山機(jī)頭變電所及各配電點的低壓配電網(wǎng)絡(luò)均設(shè)有檢漏裝置,由地面直接入井的金屬罐道、管路必須在井口處將金屬體進(jìn)行不少于兩處的良好集中接地。 井下主排水泵房水倉中設(shè)主接地極,井下主變電所、膠帶大巷(上山)及軌道大巷(上山)機(jī)頭變電所及各配電點均設(shè)局部接地極,所有局部接地極和電氣設(shè)備的保護(hù)接地裝置同水倉中的主接地極聯(lián)網(wǎng),形成井下總接地網(wǎng),接地網(wǎng)上任何一點測得的接地電阻均應(yīng)小于2Ω;每一移動式和手持式電氣設(shè)備至局部接地極之間的保護(hù)接地用的電纜芯線和接地連接導(dǎo)線的電阻值不超過1Ω。 6.6監(jiān)測系統(tǒng) 東興煤礦屬低瓦斯礦井

63、,煤的自燃傾向性為容易自燃。選用一套KJ70N安全監(jiān)控系統(tǒng),對井下生產(chǎn)環(huán)境以及各主要生產(chǎn)設(shè)備運行狀態(tài)實時監(jiān)測,并將監(jiān)測數(shù)據(jù)傳入上級管理部門瓦斯監(jiān)測監(jiān)控網(wǎng)絡(luò),使相關(guān)人員能夠及時了解井下環(huán)境狀況,做到對各類災(zāi)害的早期預(yù)測,防止事故的發(fā)生。 按照《煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)及檢測儀器使用管理規(guī)范(AQ 1029-2007)》的要求,東興煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)監(jiān)測范圍及設(shè)備配置做如下設(shè)計。 1、系統(tǒng)監(jiān)測范圍 (1)在15101工作面上隅角設(shè)甲烷傳感器1個,在15101工作面軌道順槽距工作面不超過10m處設(shè)甲烷傳感器1個;在15101工作面軌道順槽靠近一采區(qū)回風(fēng)下山10—15m的范圍內(nèi)設(shè)置甲烷、風(fēng)速、溫度、一氧化

64、碳傳感器各1個。 (2)在距15102掘進(jìn)工作面小于5m處設(shè)甲烷傳感器1個,在掘進(jìn)順槽靠近大巷10—15m處設(shè)置甲烷傳感器1個,在局部通風(fēng)機(jī)風(fēng)筒末端設(shè)風(fēng)筒傳感器1個。 (3)在一采區(qū)回風(fēng)上山、集中回風(fēng)大巷及總回風(fēng)巷測風(fēng)站設(shè)置風(fēng)速、甲烷、一氧化碳傳感器。 (4)在通風(fēng)機(jī)風(fēng)硐內(nèi)設(shè)置風(fēng)速及負(fù)壓傳感器各1個。 (5)在井底煤倉上方設(shè)置1個甲烷傳感器。 (6)在帶式輸送機(jī)滾筒下風(fēng)側(cè)10—15m處設(shè)一氧化碳和煙霧傳感器各1個。 (7)在井下機(jī)電硐室內(nèi)設(shè)置溫度傳感器1個。 (8)在采煤機(jī)、掘進(jìn)機(jī)上設(shè)置便攜式甲烷檢測報警儀。 (9)對通風(fēng)機(jī)、井下局扇的運行狀態(tài)和主要負(fù)荷的饋電狀況進(jìn)行連續(xù)監(jiān)測

65、。 6.7壓風(fēng)系統(tǒng) 在地面設(shè)空壓機(jī)站集中供風(fēng)方案。根據(jù)礦井最大計算耗氣量,選用兩臺SA—250A型螺桿式空壓機(jī),一臺工作,一臺備用??諌簷C(jī)額定排氣量40m3/min,額定排氣壓力0.85MPa,配套電動機(jī)10kV,250kW。隨空壓機(jī)配套控制設(shè)備,帶超溫、過壓等安全保護(hù),選用高壓綜合啟動柜控制設(shè)備起停。 壓風(fēng)主管選用φ159×5mm無縫鋼管沿副斜井敷設(shè)至井下,將壓縮空氣送至井下各用風(fēng)地點。 集中軌道大巷、軌道上山干管選用φ159×5mm無縫鋼管壓縮空氣送至井下各用風(fēng)地點。 工作面順槽支管選用φ89×4mm無縫鋼管壓縮空氣送至各用風(fēng)地點。 6.8防塵系統(tǒng) 井下消防灑水水源取自處理后

66、的井下排水和生活污水,不足部分由生活用水水源補足。井下消防灑水給水與地面生產(chǎn)、消防給水共用水源與清水池。井下水處理站設(shè)800m3 清水池兩座,接納處理后的井下排水和生活污水,池水經(jīng)管道自流進(jìn)入井下各用水點使用。管道采用無縫管,用法蘭連接。 井下消火栓及消防支管出水口水壓一般為0.40Mpa,其它用水出水口水壓一般不小于1.00Mpa。 在井底與車場連接處、采區(qū)上下山口、機(jī)電峒室、檢修峒室、材料庫、爆破器材庫等處設(shè)消火栓。膠帶輸送機(jī)設(shè)自動灑水滅火裝置。 在井下煤倉、輸送機(jī)、裝載機(jī)和其它轉(zhuǎn)載點設(shè)置圓錐灑水器;在掘進(jìn)工作面、主運輸巷、主回風(fēng)巷道、回采工作面進(jìn)回風(fēng)順曹中設(shè)水幕;在掘進(jìn)、回采工作面設(shè)鴨嘴噴霧器。在消防灑水主管道上每隔50m或100m設(shè)一DN50的支管,并加裝閘閥、可調(diào)式減壓閥和消防快速接頭各一只。 6.9通訊系統(tǒng) 1、生產(chǎn)調(diào)度通信 兩條下井電纜MHY32-30×2分別沿由主、副斜井引下至交接箱(J120),然后經(jīng)分線盒分線后,引至各調(diào)度用戶。井下調(diào)度電話主要設(shè)置在煤倉上下、各機(jī)電硐室及采掘工作面等處,其中井下主排水泵房、井下中央變電所、地面變電所及地面通風(fēng)機(jī)房的電話能

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