红岩煤矿10煤一采区设计说明书

红岩煤矿10#煤一采区 设 计 说 明 书 编 制 人: 审 核 人: 负 责 人: 日 期: 前 言 红岩煤矿10#煤一采区是红岩煤矿7#煤采区的接续区～采区工程量7100m,三条大巷和首采面巷道,～目前正在准备7#煤首采工作面～预计2014年四 煤一采区设计～该采区可月开始回采。为保证采区正常接续～现提前编制10# 采储量1750.8kt～按年产450kt计算～服务年限2.8年。 目 录 第一章 采区概况及地质特征 ................................................................................. 1 第一节 概 况 ................................................................................................. 1 第二节 地质特征 ............................................................................................. 1 第三节 水文地质 ............................................................................................. 3 第四节 储量计算 ............................................................................................. 8 第二章 井下开采 ................................................................................................. 12 第一节 采区布臵 ........................................................................................... 12 第二节 采煤方法及采煤工艺 ....................................................................... 13 第三章 主要生产系统及设备能力计算 ............................................................ 23 第一节 主要生产系统 .................................................................................. 23 第二节 采区通风 .......................................................................................... 24 第三节 提升运输设备选择与能力计算 ...................................................... 32 第四章 采区主要技术经济指标 ......................................................................... 35 第五章 特殊安全技术措施 ................................................................................. 36 第一节 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 .......................................................... 36 第二节 预防井下火灾的措施 ......................................................................... 40 第三节 粉尘的综合防治措施 ....................................................................... 42 第四节 预防井下水灾的措施 ....................................................................... 43 第五节 工作面顶板管理措施 ....................................................................... 44 第一章 采区概况及地质特征 第一节 概 况 红岩煤矿10#煤一采区位于矿井南翼～西部至井田边界～采区西南部地面有沟西村～南部为原永红煤矿采空区～现已关闭～东南部地面有庄立村～采区中北部有10煤破坏区～采区东部至井田边界。10煤厚度0-0.5/3.7m,平均1.86m。可采储量175.1wt。 采区内共施工地质钻孔5个～分别为: kZ1孔、KZ2孔、KZ4孔、KZ5孔、KZ8孔 第二节 地质特征 一、煤系地层 10#煤层位于太原组下部～上距7#煤层25.15，29.30m～平均27.36m。煤层厚度0.50，3.70m～平均1.86m～结构中等～含0，3层夹矸。顶板岩性多为泥岩～少数为砂质泥岩、粉砂岩,底板多为泥岩、少数为粉砂岩、细砂岩。10#煤层为井田内稳定发育的大部可采煤层。井田内北东部存在10#煤层露头线。参与整合的原红岩煤矿及已关闭的寨头村办煤矿、永红煤矿均开采10#煤层。井田北东部、中部及南部10#煤层已有不同程度采空。 二、煤质 10#煤层: 物理性质:煤层均表现为黑色～条痕为棕黑色～沥青玻璃—油脂光泽～硬度一般为2—3～有一定韧性～内生裂隙发育～断口多参差状、贝壳状～性脆易碎。 宏观煤岩组分以亮煤、镜煤为主～少量暗煤、丝炭。宏观煤岩类 1 型以半光亮型、光亮型煤为主～部分半暗型煤～暗淡型煤少见 10煤工业指标 A(%) V(%) M(%) S(%) Q(MJ/Kg) G ddafadt.dgr.dR.I 14.25 27.68 0.30 1.87 29.70 70 三、煤层顶底板 顶板岩性多为泥岩～少数为砂质泥岩、粉砂岩,底板多为泥岩、少数为粉砂岩、细砂岩。 四、采区地质构造 采区内构造总体呈现舒缓的波状起伏～采区南部发育一次生小背斜及一次生小向斜～南部发育有2个陷落柱。地层走向多为北西—南东向～地层倾角较小～3，6?左右。 次生背斜:位于井田南东部～轴迹走向北西—南东～轴迹井田内长约1650～影响宽度约600m。两翼对称～倾角3，4?。 次生向斜～位于井田南西部～轴迹走向北西—南东～轴迹井田内长约1400m～影响宽度约650m。两翼产状相近～倾角3，4?。 根据原永红煤矿井下揭露～井田南部发育2个陷落柱,X1、X2,。陷落柱平面形态呈椭圆形～X1长轴约105m～短轴约65m,X2长轴约108m～短轴约80m。 综上所述～采区内构造复杂程度为简单。 采区内无岩浆岩侵入。 综合柱状图 2 综合柱状图1:500 累厚 层厚柱状 岩性描述岩石名称序号 1:500 m m 粉砂岩灰-灰白色，厚层状，成分以石英、 1 6.00 6.00长石为主，北部可相变为砂质泥岩。 泥 岩 1.60 7.60 2灰黑色，薄层状，含少量植物化石。 细砂岩灰-灰白色，厚层状，成分以石英、 3 2.70 10.30 长石为主。砂质泥岩 4 2.00 12.30 深灰色，薄层状，顶部含砂质多。 2.15-3.85 石灰岩灰-青灰色，致密，含海相动物碎屑 5 15.30 3.00化石。 2.40-2.75 泥 岩 617.90 2.60灰黑色，薄层状，含植物根部化石。 1.20-1.45 7 7号煤层 19.20 黑色，节理发育，有0.1-0.3m的夹 1.30矸。 8 2.20 21.40 泥 岩灰黑色，薄层状，下部含炭质。 9 4.90 26.30 石灰岩青灰色，致密坚硬，含海相动物化石及方解石脉。 1.20-2.00 27.90 10 1.60 泥 岩灰黑色，薄层状，下部含炭质。灰色，致密坚硬，含海相动物化石。 6.70 灰 岩 34.6 11 0.00-0.50 12 9号煤层 38.85 0.25 黑色，节理发育，北部变薄尖灭。 13 砂质泥岩 7.60 42.45 深灰色，北部含泥质多，局部相变为粉砂岩。0.5-3.7 10号煤层 44.31 14黑色，破碎，节理发育，含动物化 1.86石。深灰色，砂质泥岩、泥岩互层，中 4.30 砂质泥岩 48.61 15上部夹煤线。 1.00 11号煤层黑色，破碎，节理发育，含动物化 49.61 16石。 4.30 砂质泥岩 53.91 17 灰色-深灰色，薄层状。 第三节 水文地质 水文地质条件: ,一,主要含水层和隔水层 3 1,含水层 井田地势总体为中部高而西周低～最高点位于井田北中部山梁上～海拔1065.1m～最低点位于井田西南部～海拔806m～最大相对高差为259.1m。 井田内无常年性河流～仅有季节性河谷～雨季在沟谷中有短暂山洪流过～分别向北东汇入小河～南西汇入段纯河。 井田含水层自下而上有奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系上统太原组碎屑岩类夹石灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层组及风化裂隙含水层、第四系孔隙含水层。 2,隔水层 井田内的隔水层主要为本溪组粘土岩隔水层及各含水层间的泥岩、砂质泥岩隔水层。 井田内各含水层之间的泥岩、砂质泥岩、粘土岩等成为各含水层间的主要隔水层～但由于采空塌陷的影响而产生垂直裂隙～成为各含水层间的水力联系通道。 含煤地层底部的本溪组厚约16.24m～岩性由铝土质泥岩、砂质泥岩、粘土岩组成～岩性致密、细腻～隔水性能好～为井田内含煤地层与奥灰水间良好的隔水层。 3,地下水的补给、迳流、排泄条件 ?岩溶地下水 井田属岩溶水径流区～奥陶系岩溶水自西北向东南从井田流过～向郭庄泉排泄。 ?碎屑岩类裂隙水 裂隙水的补给主要是基岩裸露区接受大气降水的补给～与地表水接触地带～可接受其侧向补给～另外还可接受上覆松散层含水层的下渗补给～该地下水接受补给后一般沿岩层倾斜方向运动～在地层切割 4 深处往往以泉的形式排出地表～另外人工开采和矿坑排水也是其排泄方式。 ?松散岩类孔隙水 其主要补给来源是大气降水～接受补给后～一般沿沟谷向下游运动～流向与地表水基本一致～其排泄方式除蒸发排泄外～主要是人工开采或补给下伏基岩裂隙含水层～局部以泉的形式排泄出地表。 ,二,矿井充水因素分析及水害防治措施 1,地表水对开采的影响 井田内无常年性河流～仅有季节性河谷～雨季在沟谷中有短暂山洪流过～对开采影响较小。 2,煤系含水层 、11号煤层。本采区10#煤层充水含水井田内可采煤层为7、10 层为砂岩裂隙含水层及K2灰岩岩溶裂隙含水层。根据补勘资料～太原组岩溶裂隙含水层富水性较弱。 3,本采区及周边矿井采空区分布范围及积水、积气情况 采区内10#煤层存在采空区4处～分别为位于井田中部原红岩煤 2矿破坏区1处～面积约47118m,位于井田南部原永红煤矿采空区2 2处～采空面积约111820m。井田南部界外存在原永红煤矿采空区1 2处～采空面积14438m。原永红煤矿已关闭。 井田南部存在永红煤矿开采11号煤层形成的采空破坏区1处～ 2位于ZK2号钻孔周围～采空破坏区面积约65765m。 10#煤层厚度为0.50，3.70m。按煤层厚度3.70m进行计算～开采10#煤层导水裂隙带平均高度为30m。求得开采10#煤层导水裂隙带高度为48m。而10#煤层上距7#煤层25.15，29.30m。所以今后煤矿开采10#煤层将会沟通7#煤层采空区积水。开采煤层时一定要沿采空影响区留足防隔水煤柱～穿越古空或采空区时一定要先做探放水,气,工作～严防事故的发生。严格遵守“预测预报～有掘必探～有采必探～ 5 先探后掘～先探后采”方针～以免造成透水及瓦斯积聚～酿成事故危险。 4,构造对开采煤层的影响 采区内发育一主向斜及一次生背斜、向斜。向斜槽部有利于地下水汇集。今后在生产过程中应重视对隐伏断层以及其它构造形迹的发现与研究。以防断层导水造成淹矿事故。 5,奥灰水对开采煤层影响 井田内奥灰水标高在539，544m之间～而可采煤层赋存标高在760，910m之间。各煤层不存在带压开采问题。 6,水害防治措施 ?地表水的防治措施 a挖建防洪排水渠沟～工业广场要挖建排水渠道拦截地表水以及浅层地下水～以防雨季洪水涌入矿井造成水害～对防洪排水渠道～每年雨季前要进行清淤工作～以防堵塞。 b做好防水堵漏工作～井田东部煤层埋藏浅～煤层开采后导水裂隙带将会沟通地表～会造成地裂缝及地面塌陷。开采过程中对发现的地面裂缝要采用粘土或水泥等进行及时回填堵漏。 ?井下水的防治措施 a做好探放水工作。采掘前要做好超前探放水工作～以查明采掘工作面、侧帮或顶底板水情～这是确保安全生产的一项重要防水措施。采掘前一定要坚持“预测预报～有掘必探～有采必探～先探后掘～先探后采”的原则。进一步查明井田采空区积水情况～接近采古空区时做好应急措施。 b留设防水煤柱～防水煤柱留设在充分考虑“安全可靠与资源充分利用～开采方法和构造与岩性的关系～开拓、采掘布局与煤柱的协调关系”的同时～在不宜采取疏放措施的突水区域～设臵防水煤柱。沿采空区应留设防隔水煤柱,在接近断层、陷落柱时应留设防隔水煤 6 柱。 c合理设计开采布局～采用正确的开采方法。煤层开采顺序和井巷布臵应首先考虑水文地质条件。井筒及井底车场都应布臵在地层完整而且不易透水部位。应监控向斜槽部涌水量的变化情况。 d随时检查、维修煤矿使用、备用的探放水设备～以充分应对突发水害。 e加强安全教育～经常进行安全知识培训～牢固掌握井下放探水知识技能～将水害事故消灭在萌芽状态。 7,矿床水文地质类型 采区内含水层为受采掘破坏或影响的孔隙、裂隙、岩溶含水层～直接充水含水层单位涌水量小～有一定的补给水源～补给条件一般,矿井内采,古,空区存在积水～位臵、范围、积水量清楚,矿井涌水量较小,防水治水工作易于进行。综上所述～矿井水文地质类型为中等。 8,矿井涌水量预算 预计矿井、水平和采区的涌水量～对合理选择开拓 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 、采煤方法～制定排水疏干措施～确定排水设备意义重大。 根据原碾则焉煤矿开采10号煤层年产量为60kt时正常涌水量 3320m/d～最大涌水量30 m/d。现用水文地质比拟法预算本矿井开采太原组10号煤层生产能力达450kt/a时的矿井涌水量,按每年生产时间330天计,。 计算公式: Q=Ks×P 式中: 3Q-矿井涌水量,m/d, 3Ks-富水系数,m/t, P-设计生产能力,t/d, 计算结果见表2—3—5～煤矿开采太原组10号煤层生产能力达 7 33450kt/a时的矿井正常涌水量为150 m/d～最大涌水量为225 m/d。 表2—3—5 矿井涌水量计算表 设计生产能力富水系数矿井涌水量 开采煤层 涌水量类型 33,t/d, ,m/t, ,m/d, 正常涌水量 1363 0.110 150 10 最大涌水量 1363 0.165 225 第四节 储量计算 一、井田勘探程度及开采条件评价 1.对勘探类型和勘探基本网度的评价 根据地质报告提供～本采区共施工钻孔5个～结合以往钻孔资料及现生产矿井巷道揭露～井田内采区达到勘探程度～可作为采区设计的地质依据。 采区构造简单～ 10#煤层为稳定可采煤层～以不大于1000m工程见煤点连线和实际连线之外1/2的全部范围划定探明的经济基础储量,111b,～断层两侧及陷落柱外侧均留50m、风氧化带内推50m为推断的资源量,333,。 2.对地质资料的评价、存在的问题及应补充勘探的建议 ,1,本采区10#煤层具有爆炸危险性～煤的自燃倾向性为10#为容易自燃煤层～生产过程中要做好防火防尘工作。 ,2,本采区及周边矿井采空区积水是一大隐患～建议在临近采空区开采时～应进行探测和疏排, ,3,建议对采区内煤层瓦斯含量、涌出量做进一步预测鉴定。 ,4,本采区不存在带压开采问题～但采区南部陷落柱比较发育～需加强对陷落柱及隐伏构造的探测工作, ,5,注意隐伏构造的存在～并进行详细观察陷落柱的导水性～并 8 对陷落柱的导水能力进行定期检查～且预留保安煤柱,对于揭露钻孔～注意钻孔封闭完好～并预留保安煤柱, ,6,补充10#煤层导水裂隙带高度的观察资料。 二、资源/储量和可采储量 根据山西地宝能源有限公司2011年4月提交的《山西灵石国泰红岩煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》～按照《煤、泥炭地质勘查 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 》～国务院函(1998)5号《关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复》及《煤炭工业矿井 设计规范 民用建筑抗震设计规范配电网设计规范10kv变电所设计规范220kv变电站通用竖流式沉淀池设计 》等有关文件规定～矿井资源/储量遵循下列原则计算: 最低可采厚度:炼焦用煤 0.70m(倾角小于25?) , 最高灰分(Ad): 40%, 全硫分(St.d) : ?3%: 根据《山西灵石国泰红岩煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报 3告》: 10#煤层视密度分别为: 1.35t/m。 一采区内10#煤层现保有资源/储量,111b+122b+333,为3805kt～其中 111b为2450kt～122b为685kt～333为670kt。 矿井保有能利用资源/储量汇总见表3—1—2。 一采区工业储量为111b+122b+333×k,3738kt～可信度系数k,0.9。扣除村庄、断层、井田边界及永久煤柱后～一采区设计储量为3018kt。扣除矿井开采煤柱和开采损失后～一采区设计开采储量为1750.8kt。 矿井设计储量汇总表见表3—1—3。矿井设计可采储量汇总表见表3—1—4。 表3—1—2 井田保有能利用资源/储量计算汇总表 单位: kt 煤 资源储量(kt) 111b 111b+122b 层 煤类 111b 122b 333 现保其中 111b+122b+333 111b+122b+333 号 9 有 蹬空区 10 JM 2450 685 670 3805 64.3% 82.4% 表3—1—3 矿井设计储量计算表 单位: kt 设计储永久煤柱损失 量 工业资源/储量 煤层 采煤111b+122b+333 采、蹬 编号 区 层井田 陷落×0.9 村庄 断层 空区边小计 露边界 柱 界 头 10 1 3738 370 170 180 720 3018 表3—1—4 矿井设计可采储量计算表 单位: kt 开采煤柱损失 煤层 开采 采区 设计储量 设计可采储量 编号 损失 井筒 大巷 小计 10 1 3018 168 670 838 429.2 1750.8 三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算 1(巷道煤柱 ，H(2.50.6M)S, 1f 式中: S—巷道保护煤柱的水平宽度～m, 1 H—巷道的最大垂深～m, M—煤层厚度～m, f—煤的强度系数～ 10#煤层f,0.110Rc,1.0MPa 。 Rc—煤的单向抗压强度～ 10#煤层均为10MPa 。 10号煤层: H(2.5，0.6M)100(2.5，0.6，3.70)S,,,21.73m 2f1.0 10 经以上计算～设计10#煤层大巷巷道煤柱取30m。 2(断层煤柱 断层煤柱按下式计算: 3PL0.5KM, Kp 式中: P—防水煤柱所承受的压力～ 10号煤层最大静水压力1.6MPa, L—防隔水煤柱的宽度～m, K—安全系数,一般取2，5,取5, M—煤层厚度或采高～ 3.70m,10号煤层,, Kp—煤的抗张强度～1.6MPa。 经计算～ 10#断层防水隔离煤柱L=16.02m～设计取L=20m。 当矿井报废时～预计护巷煤柱可回收50%左右。 11 第二章 井下开采 第一节 采区布臵 一、采区巷道布臵 在集中轨道巷与总回风巷之间联巷平巷段东西向布臵10#煤一采区回风巷1057m,延11#煤底板,～调向施工10#煤一采区首采面回风顺槽(延10#煤),延集中轨道巷布臵10#煤一采区轨道大巷1080m,东西延11#煤底板,～调向施工10#煤一采区首采面中顺槽,延集中运输巷布臵10#煤一采区运输巷1048m,东西延11#煤底板,～调向施工10#煤一采区首采面运输顺槽 详见采区巷道布臵平面图附后。 二、移交生产时的工作面生产能力的计算 1.移交生产及达到生产能力时～在一采区10#煤层布臵1个高档普采工作面～工作面长度为160m～采高平均1.86m。 2.回采工作能力计算 ,1,工作面生产能力由下式计算 Q采1,labMγΦc×10—6 式中: l—工作面长度～160m, a—工作面日推进度～7.2m/d, b—年工作日～330d/a, M—工作面平均采高～1.86m, 3γ—煤的容重～1.35t/m, Φ—正规循环率～0.80, c—工作面回采率～0.95。 -3Q采,160×7.2×330×1.86×1.35×0.80×0.95×10,702 kt ,2,矿井掘进出煤量按下式计算 ,3Q,10,S,L～kt ,ii掘i,1 12 式中: Q掘—掘进工作面平均生产能力～kt/a, 3r—原煤视密度～1.35t/m, 2Si—i巷道纯煤面积～10#煤层掘进巷道为10m, Li—I巷道满足接替要求进尺～10#煤层为1732m。 ×72,×1.35=16.8(kt); Q掘,1732×10 则矿井生产能力为: Q矿,Q采总+Q掘,702+16.8,718.8kt 满足矿井的设计生产能力要求。 第二节 采煤方法及采煤工艺 一、采煤方法 设计10#煤层采用一次采全高的高档普采采煤方法～顶板管理采用全部垮落法。 二、采煤工艺和主要采煤设备的选择 1.采煤工艺 采煤机采用端头斜切进刀方式～双向割煤。液压支架支护方式为及时支护。 其工艺流程为:采煤机割煤、运煤、移架、推移刮板输送机～采空区顶板自行垮落。采煤机采用两端头斜切进刀～进刀距离约30m。 2.采煤工作面的主要设备的选择 ,1,采煤机 矿井年产450kt/a～年工作日330d～设计工作面日产量1364t/d左右。 采煤机的选择应与工作面生产能力相适应～可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算～对于端头斜切进刀～单向割煤～采煤机的平均落煤能力由下式计算: ALLL60(，2，)smQ, mTA3dKCL1440,BH, 13 式中: Qm—采煤机落煤能力～t/h A—回采工作面日产量～1364t/d L—工作面长度～160m Ls—刮板输送机弯曲段长度～20m Lm—采煤机两滚筒中心距～取10m K—采煤机日开机率～根据经验取50% C—工作面回收率～95% Td—采煤机反向时间～取5min B—采煤机滚筒截深～0.6m H—工作面平均采高～1.86m γ—煤的容重～1.35t/m3 则: 60A(L，2L，L)60，1364(160，2，20，10)smQ,,,180t/h)m3TA3，5，1364d1440KCL,1440，0.5，0.95，160,,BH0.6，1.8，1.35 根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度～公式如下: QmV,c60BH, 式中: Vc—采煤机的平均割煤速度～m/min Qm—采煤机落煤能力～t/h B—采煤机滚筒截深～0.6m H—工作面平均采高～1.86m 3γ—煤的容重～1.35t/m Q180mV,,,2.05m/minc60BH60，0.61，.81，.35, 14 在采煤过程中～采煤机实际落煤量和割煤量速度是一个随机值～因此～采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。 V,KVmaxc 式中: Vmax—采煤机的最大割煤速度～m/min Vc—采煤机的平均割煤速度～m/min K—采煤机不均衡系数～取1.15 V,KV,1.15，2.05,2.36m/minmaxc 采煤机最大割煤能力: Q,60BH,V,60，0.6，1.86，1.35，2.36,206.4t/hmaxmax 采煤机截割功率: N,60HVHKmaxW 式中: N—采煤机截割功率～kW Vmax—采煤机的最大割煤速度～m/min HW—采煤机能耗指数～取0.8kWh/m K—考虑采煤机功率系数～取0.9 N,60HVHK,60，1.86，2.36，0.9，0.8,183.5kWmaxW 根据以上计算～并考虑煤层的硬度及夹矸情况～结合目前国内高产高效采煤工作面设备配臵～采煤机选用MG180/420-WD型采煤机～其主要技术参数见表4-2-1。 表4-2-1 采煤机技术特征表 设备性能 数据 设备性能 参数 采高范围 1.4，3.0m 牵引速度 0，7.5/10m/min 截割深度 0.6m 滚筒转数 39.4r/min 适应煤层倾角 ?25? 机面高度 1180mm 电机功率 420kW 最小卧底量 145mm 15 滚筒直径 Ф1400mm 灭尘方式 内外喷雾 最大牵引力 360kN 电压 1140V 牵引方式 齿轮销轨 机重 31t ,2,可弯曲刮板输送机 工作面可弯曲刮板输送机的选型应满足三个方面的要求: ?工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出～并留有一定的富裕～刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。 Q,KQccm 式中: Qc—刮板输送机能力～t/h, Kc—采煤机与刮板输送机同向运输时修正系数～1.1, Qm—采煤机最大落煤能力～180t/h。 Q,KQ,1.1，180,198ccm t/h ?刮板输送机的外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。 ?刮板输送机长度与工作面长度相一致～回采工作面的设计长度为160m。 根据计算并综合考虑煤层赋存情况～刮板输送机选用SGZ630/264型可弯曲输送机～其主要技术特征见表4-2-2。 表4-2-2 刮 板 输 送 机 技 术 特 征 表 铺设长输送能刮板链速 中部槽(mm) 电机功电压等级型号 备注 度(m) 力(t/h) (m/s) (长×宽×高) 率(kW) (v) SGZ630/264 160 450 1.13 1500×590×252 2×132 660/1140 ,3,顺槽转载机 顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应～并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套～根据公式计算: Q,KQzzc 式中: Qz—转载机输送能力～t/h, Kz—转载机富裕系数～1.1, 16 Qc—刮板输送机能力～198t/h。 Q,KQ,1.1，198,217.8ccc 为此转载机选用SZB630/90型刮板转载机～其主要技术参数见表4-2-3。 表4-2-3 转 载 机 技 术 特 征 表 出厂长度 输送能力 电机功率备型号 链速(m/s) 电压等级(v) (m) (t/h) (kW) 注 SZB630/90 25 600 1.07 90 660 ,4,顺槽可伸缩带式输送机 顺槽带式输送机要与工作面推进长度相适应～小时运量应与工作面生产能力相匹配。10#煤层工作面运输能力为Q=198t/h～取输送机带速为2.0m/s～则: Q234.5B,,,0.57,KVc400，2.0，0.9，1 式中: B—带式输送机宽度～m, Q—带式输送机的运输能力～t/h, K—货载截面系数～取400, V—带式输送机的运输速度～2.0m/min, 3γ—货载散集容重～取0.9t/m, C—输送机倾角系数～α,0，10?时～C=1。 根据计算顺槽可伸缩带式输送机选用DSJ800/2×75型带式输送机～其技术特征见表4-2-4。 表4-2-4 可伸缩带式输送机技术特征表 输送能力输送长度带速带宽机电功率电压等级 型号 备注 (t/h) (m) (m/s) (mm) (kW) (V) DSJ800/2×75 200 600 2 800 2×75 660/1140 ,5,工作面支护设备的选择 设计推荐10#煤层工作面采用高档普采一次性采全高的采煤方法,顶板 17 管理采用全部垮落法。高档普采工作面支护设备重新选型。 1,10#煤层高档普采工作面支护的选择: 10#煤层厚度0.5，3.70m～平均1.86m～顶板为泥岩～老顶为石灰岩～局部地段直接顶板即为石灰岩～多为五类顶板～局部为一类。设计工作面采用单体液压支柱配铰接梁顶梁支护～全部垮落法管理顶板。 根据生产经验和有关技术文件～顶板选用DZ25-1.8×100型单体液压支柱配合DJB-600型铰接梁支护～一梁三柱支护～采用“三、四”排管理顶板～最后一排在两梁之间支设一根点柱～最大控顶距4.0m～最小控顶距3.4m～柱距、梁间距0.3、0.8m～支柱排距0.8m～移梁步距为1.6m。 表4-2-5 DZ25-1.8×100单体液压支柱主要技术参数 序号 名称 单位 数量 备注 1 支撑高度 mm 1110,1800 2 伸缩行程 mm 690 3 额定工作阻力 M 300 4 初撑力 kN 118,157 5 油缸直径 mm 100 6 底座面积 cm2 109 7 额定工作液压 MPa 38.2 8 泵站工作压力 MPa 15-20 ?体液压支柱高度选择 Hmax=Mmax -b+e =2200-140+100=2160mm Hmin=Mmin -S-b-a=1150-50-140-10=950mm 式中: Hmax、Hmin—支架的最大、最小高度～mm, Mmax、Mmin—工作面的最大、最小采高～mm, b—顶梁或柱帽厚度～顶梁取140mm, e—高度富余量～一般取c=100mm, S—顶板最大控顶距时最大下沉量～50mm, a—卸载高度～取10mm。 18 支柱选取DZ25-1.8×100型单体液压支柱～支撑高度为1.11-1.8m～所选支柱合理～满足支护要求。 ?排距、柱距的确定 工作面支护方式为顶板选用DZ25-1.8×100型单体液压支柱配合DJB-600型铰接梁支护～铰接梁成对布臵～交错迈步移梁～一梁三柱支护～最后一排在两梁之间支设一根点柱～采用“三、四”排管理顶板～最大控顶距4.0m～最小控顶距3.4m～循环进度 0.6m～确定排距0.6m。柱距、梁间距按下式计算: 单位面积顶板压力按下式计算: 2P=8×9.8γM cosα,362.6KN/m 式中: 8—煤层采高8倍的岩柱, 2P—单位面积顶板压力～kN/m, 3γ—顶板岩石视密度,取2.5kg/cm M—煤层平均采高,1.86m～ α—煤层倾角～ 6?, 柱距、梁间距计算:设工作面顶板压力与工作面支柱的支撑力相等柱距、梁距计算:设工作面顶板压力与工作面支柱的支撑力相等 L〃;〃P,L〃N〃 Pe/, 式中: L―工作面长度,160m, ;―最大控顶距～4.0m ,—柱距、梁距 Pe—支柱额定工作阻力～Pe =300KN, 2P—单位面积顶板压力～362.6KN/m, N―最大控顶距时支柱排数～4, 柱距、梁距:,=N〃Pe/P〃;=(4×300)?(362.6×4)=0.8m～ 实际对梁间距取0.3 m～相邻对梁间距取0.6m。 19 顶板所需支护密度 n1=P,Pe=362.6?300=1.2 Pe—支柱额定工作阻力～Pe =300KN, 实际支护密度n2= N2/(,〃;)=8?(1.1×4)=1.82 式中: N2—最大控顶距时一行支柱数 n2 ,n1 柱距、梁距取0.3m、0.6m合理。工作面支护方式满足支护要求。 ?工作面需要支柱数量 N,K•P•b〃L/Pe =1.2×362.6×160×4/300,928.2 式中: 2P―单位面积顶板压力～230KN/m, K―为支柱承受荷载不均匀系数～1.2 L―工作面长,160m, c―最大控顶距～4 m Pe―支柱工作阻力～Pe =300KN, 实际支柱数为120?1.1×8,1164根～铰接梁数为160?1.1×2,291 根～满足支护要求。 ,6,破碎机 设计破碎机选用PLM800破碎机～其主要技术参数见表4-2-6。 表4-2-6 破碎机主要技术特征表 过煤能力 破碎能力出料粒口 最大输入块机电功率电压等级 型 号 (t/h) (t/h) (mm) 度(mm) (kW) (V) PLM800 800 800 350 700×600 90 660 ,7,乳化液泵站 设计选用MRB200/31.5A型乳化液泵站～公称压力31.5Mpa～泵站流量 200L,min～功率125kW。其主要技术参数见表4-2-7。 20 表4-2-7 乳化液泵站主要技术特征表 公称压力 公称流量 转速 电压等级 型 号 机电功率(kW) (MPa) (L/min) (r/min) (V) MRB200/31.5A 31.5 200 1470 125 660 10#煤层回采工作面机械设备配备详见下表: 数 量 序功率 单设备名称 设备型号 备注 号 (kW) 位 使用 备用 合计 1 采煤机 MG180/420-WD 420 台 1 1 2 可弯曲刮板输送机 SGZ630/264 2×132 部 1 1 3 转载机 SZB630/90 90 部 1 1 4 可伸缩带式输送机 DSJ800/2×75 2×75 部 1 1 5 破碎机 PLM800 90 台 1 1 6 乳化液泵站 MRB200/31.5A 125 套 1 1 2 7 乳化液箱 GRX—1500 个 1 1 2 8 喷雾泵站 KPB250/10 55 台 1 1 2 9 单体液压支柱 DZ25-1.8×100 根 900 90 990 10 铰接梁 DJB-600 根 200 20 220 11 π型梁 DFB-2400 根 400 40 440 12 单体液压支柱 DZ25-25/100 根 120 30 150 13 π型梁 DFB-3800 根 20 5 25 14 小水泵 KWQB12-45-4 4 台 2 2 4 15 注水泵 5D—2/150 12 台 1 1 2 16 注水钻 MYZ—150 15 台 1 1 17 探水钻 MAZ-200 11.0 台 1 1 2 18 岩石电钻 EZ2—2.0 2 台 2 2 19 调度绞车 JD—11.4 11.4 台 3 1 4 20 回柱绞车 JH—14 18.5 台 2 2 21 阻化剂喷射泵 WJ—24 2.2 台 2 2 四、端头支护与超前支护 设计10#煤层首采工作面采用高档普采一次性采全高的采煤方法,顶板管理采用全部垮落法。10#煤层高档普采工作面端头支护和超前支护设备重新选型。 回采工作面上、下端头采用DZ25-25/100型单体液压配合3.8m的π型长钢梁四对八梁、一梁四柱交替掩护支护～端尾采用3.8m的π型长钢梁二对四梁、一梁四柱交替掩护支护。 21 超前支护为DZ25-25/100型单体液压支柱配合DFB-2400π型顶梁支护,超前支护长度为20m。 五、工作面循环数、月进度和年进度及工作面长度 根据《煤炭工业矿井设计规范》～并结合10#煤层赋存条件～考虑井型、工作面产量等因素～确定回采工作面长度为160m～工作面采用“四六”工作制～每天三班生产～一班准备～每个生产班割四刀煤完成四个循环～采煤机截深0.6m～循环进度0.6m～日进度7.2m～正规循环率80%～年推进度1900.8m。 六、采区及工作面回采率 根据《煤炭工业矿井设计规范》～10#煤层采区回采率为80,～工作面回采率为95,。 22 第三章 主要生产系统及设备能力计算 第一节 主要生产系统 1、运煤系统 采煤工作面:采煤机落煤装煤?刮板运输机运煤?转载机转载?顺槽带式输送机运煤?11号煤集中运输巷带式输送机运煤?主斜井?地面。 掘进工作面:掘进煤?掘进带式输送机?11号煤集中运输巷带式输送机运煤?主斜井?地面。 2、运料排矸系统 运料:地面? 副斜井?11号煤集中轨道巷?回风顺槽?回采工作面。 矸石运输:采掘工作面?11号煤集中轨道巷?副斜井?地面。 3、通风系统 新鲜风流?副斜井,主斜井,?11号煤集中轨道巷,11号煤集中运输巷,?工作面运输顺槽?回采工作面?回风顺槽?总回风巷?回风平硐?地面。 4、排水系统 采掘工作面小水泵?主水仓?中央水泵房?副斜井?地面水处理站。 5、防尘供水系统 主斜井?集中运输?各主要大巷?各采掘工作地点。 6、压风系统 地面?副斜井?各采掘工作地点。 7、供电系统 设计井下1个主要配电点:井下中央变电所。井下主变电所的双回电源引自矿井10kV变电所的10kV不同母线侧～中央变电所主要负责井下主排水泵和其变电所附近的大巷用电设备用电。井下动力电压为1140V、660V、127V。中央变电所和中央排水泵房比邻～故中央变电所设有2台KBSG,200kVA矿用隔爆型干式变压器～主供主排水泵用电。1台KBSG,400kVA矿用隔爆型干式变压器～主供大巷运输用电～2台KBSG,100kVA 23 局扇变压器～经专用开关～专用电缆主供掘进面局扇用电。各掘进面局部通风机采用“三专两闭锁”、“双风机、双电源自动切换”的供电方式。设计选用QBZ-4×80FZ型风机专用切换开关做为局部通风机的起动器。能对双电源供电的双局部通风机起到主、辅机相互切换的功能～保证了工作的可靠性。主变电所以10kV电压向回采工作面,1000+500kVA,、一个运输顺槽掘进面,630kVA,、一个回风顺槽掘面,630kVA,的移动变电站供电～以660V电压向轨道巷调度绞车及小水泵等低压用电设备供电 第二节 采区通风 一、风量计算及风量确定 采煤工作面实际需要风量的计算 ?按工作面气象条件选择适宜的风速计算: Q=60×70%×V×S×K×K 采采风采面采高采面长 式中: 3Q—采煤工作面实际需要的风量～m/min, 采 V—采煤工作面的风速～按采煤工作面进风流的温度取～当工作采风 面温度调节为20?时～取1.0m/s。 2S—采煤工作面的平均有效断面积～4.0×1.5=6.0m, 采面 K—采煤工作面采高调整系数～回采工作面采高小于2m取1.0。 采高 K—采煤工作面长度调整系数～工作面长度160m～取1.1。 采面长 3Q=60×70%×1.0×6.0×1.0×1.1=277.2m/min。 采 ?按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算 Q=100×q×KC 采采 式中: 24 q—采煤工作面瓦斯绝对涌出量～取1.37m3/min, 采 ,根据晋中市煤炭工业局市煤办瓦发[2012]77号《晋中市煤炭工业局关于山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复》～该矿井生产能力为450kt/a～开采7号煤层时回采工作面最大绝对CH4 3涌出量为1.16m/min～开采10号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出 3量为1.37m/min～开采11号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为 31.96m/min。上述预测结果相近～取最大值计算)。 KC—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数～取1.6。 3Q= 100×1.37×1.6=219.2m/min 采 ?按工作面适宜温度计算 Q=60VC〃SC〃Ki 采 式中: VC—回采工作面适宜风速～1.0m/s, SC—回采工作面有效断面积～工作面最大空顶距6.05m最小空顶距 25.45m～采高度1.5m～则回采工作面有效断面面积为6.0×70,=4.2m Ki—工作面长度系数～1.1。 3Q=60×1.0×4.2×1.1=277.2m/min 采 ?按工作面人数实际需风量 Q=4N 采 式中: N—回采工作面同时工作最多人数～40人。 3Q=4×40=160m/min 采 3设计选取按以上四种方法计算结果中的最大值277.2m/min。 ?按风速验算 a.验算最小风量 Q?60×0.25Scb 采 25 Scb=lcb×hcf×70, 3Q采?60×0.25Scb=60×0.25×6.35=95.25m /min b.验算最大风量 Q?60×4.0Scs 采 Scs=lcs×hcf×70, 3Q?60×4.0Scs=60×4.0×5.72=1372.8m /min 采 式中: 2Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积～m, lcb—采煤工作面最大控顶距～m, hcf—采煤工作面实际采高～m, 2Scs—采煤工作面最小控顶距有效断面积～m, lcs—采煤工作面最小控顶距, 0.25—采煤工作面允许的最小风速～m/s, 70,—有效通风断面系数, 4.0—采煤工作面允许的最大风速, 333经验算:95.25m/min,Q=277.2m/min,1372.8m/min满足风速要采 求。 根据上述计算得知,按工作面瓦斯涌出量计算的风量最大,故该采煤 3工作面需要风量取277.2m/min。 备用工作面实际需要风量～应满足瓦斯、二氧化碳等规定计算的风 量～且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。 3则回采工作面需总风量?Q=277.2,1，50%,,415.8m/s 采 2,掘进工作面实际需要风量的计算 ?按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算 Q=100×q×K 掘掘 式中: 26 3q?掘进工作面瓦斯绝对涌出量～取0.18m/min, 掘 (根据晋中市煤炭工业局市煤办瓦发[2012]77号《晋中市煤炭工业局 关于山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复》～该 3矿井7号煤层每个掘进工作面最大绝对CH4涌出量为0.19m/min～ 10号 3煤层每个掘进工作面最大绝对CH4涌出量为0.18m/min～11号煤层每个掘 3进工作面最大绝对CH4涌出量为0.12m/min。上述预测结果相近～取最大 值计算)。 K?掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数～取2.0, 3Q—掘进工作面实际风量～m/min。 掘 3Q=100×0.18×2.0=36m/min 掘 ?按人数计算 Q=4×N 掘 式中: N—掘进工作面内同时工作的最多人数～为20人。 3Q=4×20=80m/min 掘 ?按局部通风机吸风量计算 Q=Qf×I+60×0.25×S 掘 式中: 3Qf—局部通风机额定风量～m/min。掘进工作面选用FBD-?5.6/2× 3315KW局部通风机～吸风量358-238m/min～取358m/min, I—掘进面同时运转的局部通风机台数～1台, 2S—掘进工作面断面积～m取10。 3 Q=358×1+60×0.25×10=508m/min。 掘 ?按风速验算 按最低风速验算时断面取大值 3Q?15Sj=15×10.92=163.8m/min。 掘 27 最高风速验算时断面取小值 3Q?240Sj=240×10=2400m/min。 掘 式中: 22Sj—掘进工作面巷道过风断面～m。取10m 333经验算:163.8m/min,Q=508m/min,2400m/min～满足风速要求。 掘 根据上述计算得知～按局部通风机吸入量计算的风量最大。 采区掘进配备两个综掘工作面,另外考虑配备一个备用掘进工作面。 因此～掘进工作面总风量为: 3?Q=508+80×2=668m/min。 掘 3,硐室需风量 各个独立通风硐室的供风量～应根据不同类型的硐室分别进行计算。 ?采区变电所 33采区变电所～配风量120 m/min～Q=120 m/min。 采变 ?充电硐室 33机电硐室～配风量120 m/min～Q=120 m/min。 机电 3ΣQ硐室,Q采变+Q充电=120+120=240 m/min 4,其他用风巷道实际需风量计算 按总风量的10%计算: ΣQ=(ΣQ+ΣQ+ΣQ)×10% 其它采掘硐 3?Q,,415.8，668，240,×10%,132.38 m/min 其它 故由以上计算可得矿井总风量为: 3Q,,415.8，668，240，132.38,×1.25,1820.2m/min。 矿井 风量分配: 根据上述计算～进风、回风井筒风量分配如下: 主斜井进风量: 25 m3/s, 28 3副斜井进风量: 35 m/s, 3回风平硐回风量:60 m/s。 根据上述计算～风量分配如下: 3回采工作面:14 m/s, 3综掘工作面:2×10,20 m/s, 3备用工作面:7 m/s, 3采区变电所:3 m/s, 3充电硐室:3 m/s, 3其它用风地点:13m/s。 二、 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1.通风设施和防止漏风的措施 通风设施分为两类。一类为引导风流的设施～包括风硐、风桥、调节风门、测风站,另一类为隔断风流设施～包括防爆门,盖,、风门、密闭墙。 ,1,风硐:连接地面通风机装臵和风井的一段巷道。修筑风硐时应符合下列要求: 1,因为通过风硐的风量很大～而且风硐内外的压力较大～又由于风硐的服务年限长～设计采用混凝土材料砌碹建筑。 32,要求风硐内风速不超过15m/s。矿井总风量为46m/s～风硐净断 2面积不得小于5.4m。设计断面形状为园形～直径3.0m。 3,风硐不宜过长～与井筒连接处要平缓。设计风硐与井筒连接处距离地面不小于5m～风硐倾角45?～长度8m。 ,2,风桥:将两股平面交叉的新、污风流隔成立体交叉的一种通风设施～污风从桥上通过、新风从桥下通过。根据结构特点不同～分为绕道式风桥、混凝土风桥和铁筒式风桥。依据服务年限及通过的风量～设计采 29 用绕道跨顶式风桥。掘进风桥时应符合下列要求: 1,采用不燃性材料支护～风桥两端掘进成流线性～坡度不大于25?。 2,风桥断面积不小于原巷道断面积的80%～区段回风巷风桥断面积 22不小于7.0m～采区及集中回风巷风桥断面积不小于10m。 ,3,调节风门:用以增加局部阻力的方式来调节各工作面、通风巷道的风量。安装调节风门时应符合下列要求: 1,调节风门至少设臵两道～间距不小于5m。避免在弯道或倾斜巷道中设臵风门。 2,风门采用金属材料制做。风门的门扇安设在档风墙垛的门框上～墙垛可用砖、料石或水泥砌筑～墙垛厚不小于0.45m～四周掏槽深0.2，0.3m～掏到实处～结构严密～漏风少。 3,风门前后5m内支护完好。 ,85?。 4,风门应迎风开启～倾角80 ,4,测风站:用以测量全矿井总进风量和回风量～以及各采区各采掘工作面的进风量和回风量。测风站时应符合下列要求: 1,测风站必须设在直线巷道中。 2,测风站长度不小于4.0m～附近至少要有10，15m断面没有变化。 3,测风站不得设在风流汇合处附近～站内不得有障碍。 ,5,防爆门:在装有通风机的回风平硐井口～为防止瓦斯爆炸时毁坏通风机的安全设施。安装防爆盖时应符合下列要求: 1,防爆门用钢板焊接制做。 2,防爆门四周用四条钢丝绳～绕过滑轮～用挂有配重的平衡锤牵住。 3,防爆门下端放入井口圈的凹槽中。凹槽深不小于300mm～槽内夏秋季放满水～春冬季放满油。 ,6,风门:在不允许风流通过～但需行人或行车的巷道内～设臵风门。设臵风门应符合下列要求: 30 1,必须安设2道连锁的正向风门和2道反向风门～建议安设无压风门。风门间距行人时不小于5m～行车时不小于一列车的长度。 2,避免在弯道或倾斜巷道中设臵风门。风门前后5m内支护完好。 3,风门采用金属材料制做。风门的门扇安设在档风墙垛的门框上～墙垛可用砖、料石或水泥砌筑～墙垛厚不小于0.45m～四周掏槽深0.2，0.3m～掏到实处～结构严密～漏风少。 ,85?。 4,风门应迎风开启～倾角80 5,主要风门应设臵风门开关传感器～ ,7,密闭墙:在不允许风流通过～也不允许行人行车的巷道～如采空区、旧巷、火区以及进风与回风巷之间的联络巷～均必须设臵密闭墙～将风流截断～以免造成漏风、风流短路以及引起自然发火或火区内火势扩大、有害气体扩散等。设臵密闭墙时应符合下列要求: 1,密闭墙两帮、顶、底需掏槽～槽深在煤中不得小于1m～岩石中不小于0.5m。 2,每道密闭墙设臵里外两道砖墙或石墙～中间用砂土充填。墙内外5m内支护完好。 3,为了便于检查密闭区内的气体成份及密闭区内发火时便于灌浆灭火～密闭墙上应设观测孔和注浆孔,密闭区内如有水时～应设U型放水管或反水沟以排出积水。 2.降低风阻的措施 矿井通风阻力较大的地方～一般在回采工作面以后的回风系统中。降低风阻～从减少摩擦阻力和局部阻力采取措施。 ,1,减少摩擦阻力的措施 1,扩大巷道的断面积是减少摩擦阻力的主要措施。在日常通风管理工作中～要经常修复巷道～使巷道清洁、完整～并保持足够的断面。 2,在采掘工作面巷道布臵时～在满足开采需要的条件下～尽量缩短 31 风路的长度～在断面积相等的情况下～优先选用圆形或拱形。 3,选用粗糙度较小的材料支护巷道。掘进岩巷优先采用喷射混凝土支护,掘进煤巷或半煤岩巷～优先采用锚网或锚网喷支护,在顶板比较坚硬不需支护的裸体巷道中～要注意把顶板、两帮和底板修整好～以减少摩擦阻力系数。 ,2,减少局部阻力的措施 1,当连接不同断面的巷道时～要把连接的边缘做成斜线形或圆弧形。 2,在巷道拐弯时～转角愈小愈好～在拐弯的内侧或内外两侧做成斜线形或圆弧形。 3,减少产生局部阻力地点的风速及巷道的粗糙度。 4,在通风机的进风口安装集风器～在出风口安装扩散器。 5,及时清理巷道中的堆积物～并在可能的情况下尽量不使成串的矿车长时间地停留在主要通风巷道内～以免阻挡风流～使通风情况恶化。 第三节 提升运输设备选择与能力计算 一、煤炭运输方式: 井下原煤运输布臵一条带式输送机～顺槽输送机将原煤转至11#煤集中运输巷带式输送机上～然后送入井底煤仓。带式输送机输送能力Q,300t/h～电机功率不变～还为75kW～ 二、设备计算: 1.设计依据 井下带式输送机的初步设定基本参数: 3?煤的松散容重:ρ,950kg/m ?煤的最大粒度:α,0-300mm ?输送带型号:PVG800S 整体带芯阻燃抗静电输送带 ?带速V=2.0m/s 32 ?主要设计参数的确定 工作制度:年工作日br=330d～每天净运行时间t=7.2h～运输不均匀系数C1=1.2。 依据矿井设计输送能力计算带式输送机的小时输送能力: Q1=C1•An,br•t=1.2×450000,330×7.2=236.74t/h 核算输送能力:Q= 496t/h Q,Q1满足矿井生产输送能力 取带式输送机运输能力为300t/h计算。 带宽的确定:依据煤的最大粒度α,300mm～带宽B?2α+200=800mm～故选用B,800mm的带式输送机。 三、辅助运输方式及设备 11号煤集中轨道巷辅助运输设备选用蓄电池式胶套轮电机车,型号CXJ8～轨距600mm。 材料斜巷选用一部JD-4型调度绞车。 材料斜巷辅助运输设备选型计算 1.设计依据: 材料斜巷参数:斜长97m,倾角18? 最大件重6030kg,含承载车重,, 矸石重量6825kg(3辆矿车) ,1,选型计算 1,钢丝绳选择 绳端荷重Q值计算 提矸时:Qd,n(Qg+Qk),sinα+f1cosα,=2238.9kg 最大件Qz=(Qp3+Qm),sinα+f1cosα,=1978kg 2,钢丝绳单位长度重量mp 矸石:mp,Qz /[11×10-6δB/ma,Lo,sinα，f2cosα,],0.93kg/m 最大件:mp,Qz /[11×10-6δB/ma,Lo,sinα，f2cosα,],0.82kg/m 设计选用20NAT6×19V，FC—1670—ZZ—250—162型钢丝绳,纤维芯,～单位重量mp=1.62kg/m～其最小破段拉力总和为Σf=1.156×250=289kN 33 3)钢丝绳安全系数校验 Qpm,,12.47aQmL,f,，(sin，cos)zpo2矸石:,6.5 Qpm,,14.05aQmL,f,，(sin，cos)zpo2最大件:,6.5 ,2,提升机选型 根据计算选用JD-4型调度绞车。其技术参数如下:滚筒尺寸580×600 i,33.75～Fm,40kN。配套电机YBK2-280M-6～功率55KW。 3)钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力及最大静张力差验算: Fjmax=Fcmax=Qz+mpLo,sinα+f2cosα,=2570.9kg=25.2kN,40kN 提升机最大静张力及最大静张力差满足要求。 34 第四章 采区主要技术经济指标 采区主要技术经济指标表 项目 单位 指标 东西长 m 1986 采区尺寸 南北宽 m 1025 上限 m +880 采区上下限 下限 m +800 煤层厚度 10煤 m 0.5，3.70 煤层倾角 ? 3，6? 工作面个数 10煤 个 6 采煤方法 10煤 高档普采 采区生产能力 月 万t 2.8 采区可采储量 kt 1750.8 采区服务年限 年 2.8 采区总工程量 半煤 m 6258 采掘比 / 1/3 采区回采率 % 80 准备时间 天 210 投产时间 年月日 14.8.1 结束时间 年月日 17.5.20 35 第五章 特殊安全技术措施 第一节 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 1、在矿井的掘进工作面(包括有瓦斯释放的岩石巷道)～要装备便携式瓦斯指示报警仪。 2、对井下从事易发生火花的放炮、机电、通风等工作人员～要配备报警矿灯或矿灯报警装臵。 3、制定完善的通风管理体制～井下设专职瓦斯检查员～三班定时对各采掘工作面等场所进行瓦斯检查。 4、加强通风管理～各采掘场所要有足够的新鲜风量。 5、制定有效防止瓦斯爆炸的措施～井下各采掘工作面设臵瓦斯指示警报仪和采煤机瓦斯断电仪。 6、报废巷道和采空区要及时封闭。 7、对瓦斯积聚的局部地点要及时处理。 8、放炮、低压供电等其它安全管理～要严格执行保安规程和技术操作规程等规章制度。 9、下井人员必须携带自救器～熟悉矿井避灾路线。 10、对井下的通风设施要定期检查、维修～保证井下发生火灾反风时能及时使用。 11、采掘工作面、采掘运输装卸载点等处的电气设备要选用矿用隔爆型～相应设臵要有保护接地、短路、过电流、过负荷、断相、漏电等保护～其控制回路为本质安全型回路。 12、凡有煤尘沉积的巷道～要定期清扫～并必须将煤尘运出。清扫时尽量勿使煤尘飞扬。 13、冲洗巷壁:用水将沉积于巷道周边的煤尘冲掉并运出～防止爆炸 36 时沉积的煤尘被扬起参与爆炸。 14、巷壁刷浆:用石灰水或水泥石灰水喷洒在巷道周壁～使煤尘固结起来不能飞扬至空气中参加爆炸～巷道刷浆后～还能改善井下环境～并有利于冲洗煤尘。 15、撒布岩粉:在巷道内撒布岩粉～增加沉积煤尘的灰分～能抑制煤尘的爆炸～也能起到隔爆作用。 16、喷雾洒水:湿润煤尘～起到降尘作用～而且由于水分能吸收大量的热以及隔绝火焰～所以也能起到阻止引燃的防爆作用。 17、消除火源～即使空气中煤尘达到爆炸浓度～也不致被引燃爆炸。 18、按照《煤矿安全规程》有关规定设臵隔爆水棚。水棚的水槽或水袋应采用横向(长边垂直于巷道走向方向)嵌入式安装。水棚应设臵在巷道的直线段内～与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离不得小于50m。首列(排)水棚与工作面的距离必须保持在60，200m范围内。 水棚距离顶梁(无支架时为顶板)、两帮(支柱)的间隙不得小于100mm～距巷道轨面不得小于1.8m,棚组内的各排水棚的安装高度应保持一致,棚区处的巷道需要挑顶时～其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致。水棚的排间距应为1.2，3.0m～主要隔爆棚的棚区长度不得小于30m～辅助隔爆棚的棚区长度不得小于20m。 19、工作面回采前应采取煤样进行水分化验～如果煤的自然水分小于4%时进行煤体注水～煤体注水后自然水分大于4%。 20、掘进供风巷道中严禁再开掘其它巷道～不得出现长度超过3m的盲巷。一条巷道不得一段作为进风一段作为回风用。 21 、掘进采用压入式通风～局扇及其开关安放在进风侧～距开窝地点10，15m～局扇距底板高度大于0.3m～严禁局扇喝循环风。局扇高压部位有衬垫～吸风口有风罩和整流器。风筒直径不小于600 mm。 22、风筒吊挂平直～逢环必挂～无破口、无死弯～不得倒接和花接～ 37 新风筒不得接在迎头～风筒出口距迎头不得大于5m。风筒距底板高度不小于1.2m～或与轨道的水平距离不小于0.5m。 23、任何人不得随意弄破风筒乘凉。严格执行测风制度～发现风量不足时～立即停产处理～所有通防设施要确保完好并正常使用。有备用风筒～并上架挂牌管理～新风筒不得接在迎头。 24、局扇必须安装风电闭锁装臵和瓦斯电闭锁系统。安装“双风机、双电源”、自动切换装臵和双瓦斯探头。严禁无 计划 项目进度计划表范例计划下载计划下载计划下载课程教学计划下载 停电停风。 25、局扇停止运转时立即撤人～严格执行“停电、撤人、设臵栅栏警标”的规定～并汇报通风值班室。恢复通风前必须按规定检查瓦斯和二氧化碳浓度～只有停风区中瓦斯浓度不超过0.75%～二氧化碳浓度不超过1.5%～且局扇及其开关地点附近10米内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时～方可人工启动局扇恢复通风～并汇报通风值班室。如果瓦斯浓度超过0.75%或二氧化碳浓度超过1.5%时～要汇报通风值班室～按有关规定～采取措施进行处理。 26、瓦安员要严格执行“一炮三检”、“三人联锁放炮制”和现场交接班制度～有人工作时每班检查2次瓦斯～无人工作时每班检查1次瓦斯～瓦斯检查记录要符合“三对口”原则。发现瓦斯超限时立即停产处理。瓦安员每班用光学瓦斯检定器对进风瓦斯传感器、回风瓦斯传感器、工作面瓦斯传感器和回风隅角瓦斯传感器校对3次～两者有误差时以高者为准～误差大于0.2%时要汇报处理。并做好记录。 27、若工作面需要放炮～严格按规定使用水炮泥～严禁放明炮、糊炮～当工作面任意一处瓦斯浓度达到0.75%时～20m范围停止用电钻打眼～并严禁放炮。严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”等制度。特别是割煤期间～瓦安员要加强工作面上口及煤机处的瓦斯检查～煤机附近20m内瓦斯达到0.5%停止割煤～待瓦斯充分稀释后方可继续割煤。 28、加强相关通风设施的维护工作～爱护通防设施～严禁破坏通防设 38 施～严禁同时打开同一地点两道风门。 28、采煤区队要加强工作面两道的维护工作～防止片帮、冒顶影响通风或造成采空区气体泄露。工作面及其两道的通风断面不得小于设计断面的80%～以保证工作面正常供风～严禁风速超过4m/s。 29、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工、瓦斯检查工入井时必须携带便携式甲烷检测报警仪。 30、加强做好上隅角的风障吊挂工作～减少采空区漏风～按要求拆除上、下隅角锚杆托盘、剪网。工作面初放期间工作面风速不得小于0.5m/s。 31、加强所有电气设备的管理～杜绝失爆。严格实行瓦斯电闭锁。要确保“瓦斯电闭锁”装臵的完好及正常使用。加强安全监控系统的管理～探头严格按 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 要求校验、吊挂～保证系统正常、可靠。当回风隅角瓦斯浓度达到0.5%时瓦安员要汇报通风值班室和矿调度室。 32、当发生瓦斯(煤尘)爆炸事故时～灾区人员要立即戴好自救器沿避灾路线撤离灾区～并及时汇报矿调度室。矿值班调度和在现场的区(队)长、班组长～应依照灾害预防和处理计划的规定～将所有受灾区威胁的人员撤离到安全地点～并组织救灾。 39 第二节 预防井下火灾的措施 1、该区域的煤层为易自燃煤层～主扇风压不大～易造成采空区漏风自燃,同时该区域的煤尘爆炸指数较高～因此各采区须建立防尘、注浆系统～利用防尘管对采区各主要巷道进行防尘～利用注浆管将注浆材料送至采区回采工作面材料顺槽进行注浆。防尘水池和注浆池均布臵-500m水平西翼井下。 2、在该区域主要巷道和硐室设有防火门、水棚和反风装臵。对于报废并有可能发火的地区～应封闭注浆。 3、所有胶带机巷都要敷设,,100mm的防尘管路～并每隔50m设臵一个三通。 4、一旦发生井下火灾～应立即组织人员利用现场的一切可能工具和器材进行灭火～并迅速报告矿调度室。对井下火灾不能直接灭火时～必须按避灾路线撤离人员～并组织专业人员封闭火区或灌浆灭火。 5、加强机电设备管理和放炮管理～选用防火、防爆机电设备～杜绝明火与各种火化的产生～确保井下安全生产。 6、防尘管路兼作消防管路～必须保证供水系统稳定可靠～水压、供水能力符合要求。 7、液压泵站、油脂库、皮带机头等地点按规定配备2台灭火器、不少 3于0.2m的砂子～8个装好砂子的塑料袋～并在采煤工作面两道出口防尘管末端分别安装2寸消防栓～同时各配臵不少于工作面长度的消防水龙带～在煤巷掘进工作面迎头防尘管末端安装2寸消防栓～同时配臵不少于25m的消防水龙带。 皮带机头按标准安装堆煤保护、超温保护和烟雾保护装臵～并经常检查保证完好。 所有的电器设备要达到“三无”～杜绝失爆。 40 8、煤巷掘进工作面内和采煤工作面两道一旦出现片帮、冒顶～应采用不燃性材料接实顶～必要时采取喷浆封堵、注防灭火剂等方法进行防火处理。查火员按规定设点检查～挂牌管理。 9、所有下井人员必须带自救器～自救器要按规定进行校验～保证完好～超期的自救器不得使用。 10、尽可能提高煤炭回收率～减少采空区浮煤量。工作面回采前期一次采全高时～支架紧跟顶板走,后期放顶煤回采时～瓦安员现场加强监督放顶煤工作。 11、上、下隅角及时回料～及时拆除顶板锚杆托盘、剪除锚网～不得滞后于切顶线。 12、工作面回风隅角和回风巷～由查火员每周检查一次～发现异常及时汇报处理～并根据实际增加检查点数、次数。 13、工作面月推进度不小于30m～工作面正常回采期间～如遇断层等地质变化带时～应通知通风工区～通风工区应采取措施～加强检查。 14、任何人发现工作面特别是回风隅角有煤油味、松香味或有烟雾或温度异常时～必须立即向调度室汇报～以便及时处理。 15、工作面回采结束后～必须在40天内回收完毕～45天内进行永久封闭～并向采空区注浆或注阻化剂等防止自燃。 16、任何人发现火灾时～应立即采取一切可能的办法灭火～并立即将火灾地点、火灾性质、人员位臵等情况汇报矿调度室。矿值班调度和在现场的区、队、班组长～应依照灾害预防和处理计划的规定～将所有受灾区威胁的人员撤离到安全地点～并组织灭火。 17、明火的灭火方法为:用水、沙子、灭火器等。电器设备失火时～必须先断开电源以后再用水灭火。要充分考虑火风压的作用～防止风流逆转。必要时采取封闭办法减少事故扩大范围。 41 第三节 粉尘的综合防治措施 1、建立健全防尘、喷雾洒水和定期清扫巷道壁上浮煤的制度～并严格执行,采煤机、掘进机均配有内外喷雾降尘装臵。掘进工作面按规定安装放炮喷雾、耙装喷雾(若无耙装机就不安装耙装喷雾)和风流净化装臵～水头上要设有消防“三通”阀门。各种喷雾装臵正常使用～严格实行水打眼、水炮泥、炮前炮后洒水等综合防尘措施。防尘设施齐全可靠～各运输转载点附近要设臵防尘水阀(其中皮带输送机机头要另设消防“三通”阀门)。 2、煤层注水:在采掘之前～利用钻孔向煤层注入压力水～从而使水渗到煤的孔隙中～增加煤的水分～使煤体得到湿润～因而减少采掘时浮游煤尘的产生量。 3、建立一套完整的防尘洒水系统～确保洒水系统有2h以上的正常备用水量。防尘洒水管路敷设要到达所有的采掘工作面、溜煤眼、运输转载点、回采工作面回风道和中间巷道。主要进回风巷道每15天至少洒水防尘1次～采区进回风巷道每5天至少洒水防尘1次～距迎头50m以内的巷道～每班洒水防尘1次～由施工单位负责～距迎头50m以外的巷道～经常洒水防尘(由通风工区负责)～保证无积尘。采煤工作面两道50米以内每班洒水防尘1次～由施工单位负责～50m以外的巷道～经常洒水防尘(由通风工区负责)～保证无积尘。 4、井下主要运输大巷、主要回风道、车场、上下山、装卸点、正在掘进的巷道等易产生煤尘积聚地点所敷设的防尘洒水管路～每隔100m安装一个三通～并设阀门～以便定期进行清扫、冲洗巷道壁上的沉积粉尘。对采掘工作面、煤炭转载点、溜煤眼、运输机、装煤机及其他转载点等易产生煤尘积聚的地点～都要进行喷雾洒水或设臵捕尘器～并定期清扫巷道。 煤仓、溜煤眼要保持一定存煤～不得放空。 6、井下风速必须严格控制～增大风量或改变通风系统时～必须相应调 42 节风速～防止粉尘飞扬。同时应对风流通过设计水幕等方法进行净化。 7、使用湿式打眼～放炮喷雾～并使用水封放炮或水炮泥的方法来减少粉尘产生量。 8、选用合理的采煤机、适宜的采煤方法和生产工艺～使破落的煤粒度加大～从而减少粉尘的产生量。 9、利用湿式捕尘器对井下粉尘进行捕捉～降低井下空气中的浮尘。 10、在各粉尘产生源处工作的工人～应配备相应的劳动保护装备(防尘口罩、防尘面罩和防尘矿帽等)～以尽可能地减少粉尘对工人身体健康的侵害。 第四节 预防井下水灾的措施 1、每次降大到暴雨时和降雨后～应及时观测井下水文变化情况～并及时向矿调度室报告。 2、开采7、9煤时的直接充水含水层主要为7、9煤顶底板砂岩裂隙水～开采过程中要加强观测～并建立疏排水系统。 3、井下生产过程中坚持“有疑必探～先探后掘～不探不掘”的方针。经常对矿井生产过程中的水害进行分析～及时发出预报。 4、在-750m水平和-1000m水平西翼建立泵房及水仓～将水排至-750m水平集中水仓～再经-750m水平泵房排至地面。 6、建立健全水害预报制度～矿井要有水害避灾路线图～并使每一位下井人员熟悉避灾路线。遇有水害发生～有关人员要及时汇报调度室～以便采取应急措施。 7、采掘工作面或其它地点发现透水预兆(挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水、水色发挥有臭味等其它异状)时～必须停止作业～采取措施～并报告矿调度室～如情况紧急～须立即发出警报～撤出所有受水威胁地点的人员。 43 第五节 工作面顶板管理措施 采煤采用全部垮落法管理顶板～在工作面回风巷安装掩护支架时～要辅好阻燃风筒布～竹帘并用钢丝绳扎牢～以避免回采时垮落的顶板矸石混入煤中～交岔口要求加强支护～加强巷道维护工作。 工作面采用掩护支架控制顶板管理 ?下煤斜巷与掩护支架地沟相切时～斜巷下面应用单体液压支柱控顶～防止下煤打垮斜巷口。 ?掩护支架工作面若遇有大块的矸石～要用风镐或其它金属工具打碎下放～防止打倒点柱或堵塞下出口。 ?若回风巷安架需要扩巷时～首先要榴中树加固～使棚子连成整体。 ?上下出口、溜子道、回风巷20米范围内要用单体与绞接顶粱超前双边榴树加固～确保上下出口畅通。 44