I年產量60萬噸煤礦開采方案初步設計摘要本設計的井田面積為9.7平方千米，年產量60萬噸。井田內煤層賦存平緩且穩定，煤層傾角7~20°,平均煤厚3.5m,地質條件相對簡單，在井田的西部和中央均有斷層發育。沼氣和二氧化碳含量相對不高，涌水量也不大。根據實際的地質資料情況進行井田開拓和準設計采用綜合機械化一次采全高回采工藝，走向長壁采煤法，用全部跨落法處理采空區。對礦井運輸、礦井提升、和礦井通風等各個生產系統的設備選型計算，以及對礦井安全技術措施和環境作出保護，礦井全部實現機械化，采用先進技術和借鑒已實現高產高效現代化礦井關鍵詞：立井走向長壁一次采全高綜合機械化高產高效 I第一章礦區概述及井田地質特征 1.1礦區概述 錯誤!未定義書簽。 1.1.3交通………錯誤!未定義書1.2井田地質特征……………………錯誤!未定義書簽。1.3煤層特征…………錯誤!未定義書簽。Ⅱ1.3.2煤的物理性質及煤巖特征………………錯誤!未定義書簽。1.3.4工業用途評價……………錯誤!未定義書簽。1.3.5瓦斯 1.3.6煤塵爆炸性 錯誤!未定義書簽。1.3.7煤的自燃傾向 錯誤!未定義書簽。第二章井田境界和儲量 62.1井田境界 62.1.1煤田范圍劃分的原則 62.1.2井田特征 62.2.3礦井工業資源儲量 62.3礦井可采儲量 72.3.1邊界煤柱 72.3.2斷層保護煤柱 72.3.4保護煤柱總量 8第三章礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 83.1礦井工作制度 83.2礦井設計生產能力及服務年限 93.2.1礦井設計生產能力的確定 9第四章井田開拓 4.1井田開拓的基本問題 4.1.1開拓方式 4.1.2井筒形式、數目及其位置選擇 4.1.3工業廣場的位置、形狀和面積的確定 4.2井田開拓的方案的確定 4.2.1開采水平的確定 4.2.2井田開拓的方案比較 4.3井筒特征 4.4井底車場 4.4.1道岔的選型 Ⅲ 20 215.7.1采區生產系統 5.7.2確定采區生產能力 5.8采區硐室 22 6.1采煤工藝方式 6.2回采工藝設計 6.2.3綜采工作面的主要設備 7.3.1電機車的選擇 30 7.3.3列車組成的計算 7.3.4電機車臺數的計算 8.1礦井提升設計的主要依據和原始資料 8.2提升設備的選型計算 8.2.1主立井提升容器確定 8.2.2副立井提升容器的確定 8.3提升鋼絲繩的選擇計算 8.4多繩摩擦式提升機的選擇 478.5電動機容量選擇 48第九章礦井通風及安全技術 9.1礦井通風系統選擇 49 9.2采區及全礦所需風量 9.2.2掘進工作面所需風量 9.2.3硐室需風量計算 9.2.4其他井巷需風量計算 549.3全礦通風阻力的計算 9.3.2計算礦井的總風阻及總等積孔 9.4扇風機選型 9.4.1選擇主扇 9.4.2選擇電動機 9.5礦井安全技術措施 9.5.1預防瓦斯爆炸的措施 9.5.2防塵措施 9.5.3預防井下火災的措施 9.5.4為防止井下水災的措施 第十章礦山環?！e誤!未定義書簽。10.1礦山污染源概述……………10.1.1大氣污染………V 10.2.3礦渣利用 參考文獻 6第二章井田境界和儲量2.1井田境界2.1.1煤田范圍劃分的原則在煤田劃分為井田時，要保證各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的開發。煤田范圍劃分為井田的原則有：(1)井田范圍內的儲量，煤層賦存情況及開采條件要與礦井生產能力相適應；(3)充分利用自然條件進行劃分，如地質構造(斷層)等；(4)合理規劃礦井開采范圍，處理好相鄰礦井間的關系。根據以上原則，礦井井田北以超化斷層為界，南部陽臺斷層，龜山斷層，崔莊層為界，東，西方向均以人為邊界為界。井田由超化斷層，陽臺斷層，龜山斷層，及崔莊層四條斷層將井田隔斷，南北寬約0.1～3.3km,東西長約0.3～7.3km,整個井田面積約9.7km2,由于井田被斷層隔開，故無擴大的可能。井田中有崔拐斷層，它將對采區回采工作產生一定影響。井田走向較長，平均走向長度約為5km;井田傾向長度平均約為3km,井田大致呈梯形分布。煤層上部較平緩，近水平分布，平均約為7°下部煤層傾角增大，約為20°。本礦井設計對二1煤層進行開采設計，二1煤層厚3.5m。本次儲量計算是在精查地質報告提供的1:5000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。井田范圍內的煤炭儲量是礦井設計的基本依據，煤炭工業儲量是由煤層面積、容重及厚度相乘所得，其公式一般為：7Zg=S·M·R式(2.1)S——井田的傾斜面積，km2;2.3.1邊界煤柱邊界煤柱可按下列公式計算Zi=L·B·M·R式(2.2)其中：Z1——邊界煤柱損失量，m;L——邊界保護煤柱寬度，m;B——邊界長度，m;井田邊界煤柱按一側40m的寬度留置，總長度為13235m。則井田的邊界煤柱為：2.3.2斷層保護煤柱斷層兩側保護煤柱由于水大以及落差較大，可按每側40m寬度留置，井田內有斷層一條，周長為1865m,因此斷層保護煤柱損失量為：2.3.3工業廣場煤柱8根據《煤炭工業設計規范》第5-22條規定：工業廣場的面積為12~13公頃/百萬噸。本礦井設計生產能力為60萬噸/年，則0.6×(12~13)=7.2~7.8,在此取工業廣場占地面積為7.5公頃，即7.5萬m2。所以取工業廣場的尺寸為274m×274m的正方形。在計算礦井可采儲量時，工業廣場保護煤柱可按井田工業儲量的7%留置，因此工業廣場的煤柱量為：Z?=53104651×7%=3717326t=371.7326合計煤柱為P=Z?+Z?+Z?式(2.3)=268.6705+75.7190+37=716萬t綜合以上計算，則礦井的可采儲量按下式計算：Z=(Zg-P)·C式(2.4)永久煤柱損失量，t;礦井的設計可采儲量為：所以礦井設計的可采儲量是3675萬t。3.1礦井工作制度按照《煤炭工業礦井設計規范》中規定，確定本礦井設計生產能力按年工作9日330天計算，“三八”制作業(二班生產，一班檢修),每日二班出煤，凈提升時間為16小時。3.2礦井設計生產能力及服務年限3.2.1礦井設計生產能力的確定礦井生產能力是通過地質條件、煤層的賦存情況、開采條件、各種需要的設備供應等條件來進行確定的。按鄭煤集團超化礦的實際情況來看：主采的是二1煤層，煤層的平均厚度為3.5m;是高瓦斯礦井，所以瓦斯的涌出量較高，采用綜合機械化的開采方法。所以根據以上條件，確定本礦井的年設計生產能力為60萬t/年。井田的設計生產能力應于礦井的可采儲量相適應，以保證礦井有足夠的服務年限。礦井服務年限的公式為：T=Z/(A·K)式(3.1)A——礦井的設計生產能力，60萬t/a;K——礦井儲量備用系數，取1.4。第一水平服務年限第一水平可采儲量計算出的結果是2352萬t,所以其計算公式為：t=Z?/(A·K)式(3.2)其中：t——礦井第一水平的服務年限，a;A——礦井的設計生產能力，60萬t/a;K——礦井儲量備用系數，取1.4。礦井設計生產能力礦井設計服務年限第一水平設計服務年限煤層傾角緩斜急斜開采水平工業儲量(萬t)可采儲量(萬t)服務年限(a)合計綜合上面的兩表來看，第一水平服務年限為28年，大于所要求的25年，所以能滿足該礦井第一水平服務年限。第四章井田開拓井田開拓是在總體設計已經劃定的井田范圍內，根據精查地質報告和其它補充資料，具體體現在總體設計合理原則，將主要巷道由地表進入煤層，為開采水平服務所進行的井巷布置和開掘工程。其中包括確定，主、副井和風井的井筒形式、深度、數量、位置、階段高度、大巷位置、采區劃分以及開采順序與通風運輸系統。因為該礦井屬于高瓦斯礦井，二1煤層在礦區內為穩定煤層，且水文與地質情況較為復雜，立井的井筒比較短且開拓適應性顯著根據鄭煤集團超化煤礦賦存條件和設計規范的有關規(1)井筒形式根據礦井的實際情況，得知鄭煤集團超化礦二1(2)井筒數目(3)井筒位置選擇井筒名稱主井副井東風井西風井4.1.3工業廣場的位置、形狀和面積的確定工業場地的選擇：(1)工業廣場在儲量中心是最好的，因為能使井下的布局合理有序；(2)做到占地少，且盡量讓村莊不搬遷；(3)工業廣場要在地質條件較好的區域進行布置，且它的標高要高于該礦井的最高洪水位；(4)要使工業廣場的壓煤損失盡可能的達到最小。根據本礦井的實際情況，工業廣場要與主副井筒位置布置在一起最好，且面積約為7.5公頃，可視為一個274m×274m的正方形。4.2井田開拓的方案的確定本礦井煤層最高出標高100m,煤層埋藏最深處達-600m,垂直高度達700m,而-450以下煤的儲量較少。本礦井可劃分為兩個水平。第一水平標高為-150m,第二水平標高為-450m。因為該礦井井筒斷面和提升能力滿足延深水平生產要求，且有利于深部開采，所以選擇立井延深和暗斜井延深。4.2.2井田開拓的方案比較根據實際情況，該礦井是立井開拓有三種方案方案一：立井兩水平，一水平-150m,二水平-450m,直接延深方案二：立井兩水平，一水平-150m,二水平-450m,暗斜井延深方案三：立井三水平，一水平-100m,二水平-300m,三水平-500m直接延深三種開拓方案的開拓示意圖如圖4.2.2所示。A2方案二方案三圖4—2—2從以上方案的簡圖對方案一和方案三進行比較，方案三多開設了立井井筒，階段石門和立井井底車場，所以要增加了井筒和石門的運輸，提升等，綜合考慮下來決定選擇方案一。一，二方案對于該礦井都可行，兩個方案水平服務年限也都符合要求，所以兩者就需要在經濟上進行比較，來確定選擇方案。時期方案一方案二早期00后期0表4.2.2b基建費用表方案一方案二筒筒場石門巷計筒井井0筒場石門巷40540計項方案一方案二目石0門運輸提升排水合計方案一費用/萬元百分率/%方案二費用/萬元百分率/%費用生產經營費用總費用從上面的表格中的計算可以看出，方案二的總費用要比方案一的高出11%,很明顯方案一要比方案二優越的多，所以決定采用方案一4.3井筒特征主井用于提煤。井筒的直徑為5.0m,可以用6t多繩摩擦式提煤箕斗來對煤厚度：基巖段350mm,凍結段700mm。井筒裝備有鋼絲繩罐道，井深390m。排水。為了防止斷繩事故的發生，需要設置防墜器。井筒凈直徑6.0m。支護材料：基巖段采用單層砼結構，凍結段采用雙層砼結構；井壁的厚度：基巖段400mm,凍結段800mm。井筒還裝有鋼絲繩罐道、電纜線和水管管道等設備。井深375m。護，井壁厚度為300mm,井深120m。用途主井(提副井(提料、回風矸、人、進風)提升設備6t箕斗1t雙層單車罐籠梯子間井筒傾角(°)斷面形狀井筒深度(m)凈混凝土砌混凝土砌碹壁混凝土砌井底車場是由線路、布置線路的巷道、完成特定功能的裝備和硐室組成。井底車場要讓礦井生產所需要的運輸能力得到保證，并且滿足礦井增產的需要。所以，井底車場的設計通過能力要大于礦井生產能力30～50%,該礦井利用主要運輸巷道做主井空，重車線和調車線，簡化線路結構，減少開拓工程量等，則采用立井折返式井底車場中的梭式車場。在一定的地質開采技術條件下，準備巷道的布置會直接的關系到礦井和工作面生產的效益，將準備巷道的布置方式成合理的準備方式，在多種允許的準備方式中進行比較然后再進行確定。合理準備方式的確定需要遵循以下幾點：(1)為了提高采區的生產能力和增產能力，應讓礦井集中合理生產；(2)遵循《煤礦安全規程》相關規定，保證安全生產；(3)完善生產系統，充分發揮機電設備的效能，為實現新技術、科學發展綜合機械化和自動化創造條件；(4)做到技術先進、經濟合理的同時，簡化巷道系統，減少設備占用率和生(5)減少煤的損失，提高采出率。1、技術上，主要考慮本段巷道的運輸、掘進和供電。該路段巷道采用帶式輸送機輸煤，一臺輸送機鋪設長度可達500～1500m。2、如果要使礦區的方向長度合理，不僅在技術上是可行的，而且在經濟上也是合理的，這樣可以降低每噸煤的成本。緩傾斜煤層的機翼一般不小于1000m,則礦區采用綜合機械化，礦區罷工可達2500m以上。依據該礦的實際情況，該礦第一采區的罷工長度為2000m。《安全規范》規定，綜采工作面長度一般不小于160m,但結合礦山實際情況來看，當礦區工作面長度為170m時，可以滿足該礦區產量的要求。首采區設有三條上山，運輸上山層位較高，軌道上山和回風上山層位較低，運輸采用膠帶輸送機，每條上山走向距離25m,運輸上山比其它二條上山高10m由于礦井第一水平采用對角式通風，副井進風，兩風井回風。開拓巷道布置二條巖石上山(軌道上山和回風上山)和一條煤層上山(運輸上山),軌道上山主要用于進風、運料、運矸和行人，運輸上山主要用于運煤，回風上山專用于回風。它們通過采區車場和采區進風平巷及回風平巷進行連接，再和工作面相連接。綜合考慮煤層開采條件、開采順序、運輸能力、機械化程度、管理水平、采掘接替等因素，當采用綜采時，采區內布置一個工作面。即“一礦一面”,一面本井田主采煤層為二1煤，采用上山布置，進風圖5—8所示，它的接替順序為：1,2,5,6,9,10……3,4,7,8……1234568圖5.55.6確定采區各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式(1)尺寸槽的尺寸為4800mm×3100mm。5.7采區生產系統、生產能力、通風和通風設備采區內開采用的是后退式開采，通風方式采用U型通風的方式。這種通風主井運料系統：副井→井底車場→大巷→軌道上山運矸系統：綜采工作面→軌道平巷→軌道上山針對超化礦的實際情況：主采二1煤層，平均厚度為3.5m;瓦斯涌出量較大能力為60萬t/年；按照《煤炭工業礦井設計規范》中規定，確定本礦井設計生產能力按年工作日330天計算，“三八”制作業，每日二班出煤，凈提升時間為16小時。進刀方式為工作面端部斜切進刀，雙向割煤，往返一次割一刀，每刀進尺0.6m。C——工作面回采率，95%;則Q=330×4×0.6×170×3.5×1.4Ab=K?K?∑Ai式(5.2)式中：Ab——采區生產能力，萬t/a;K?——采區掘進出煤量系數，取1.1;K?——工作面之間出煤影響系數，取1;ZAi——同時生產的采煤工作面生產能力之和；5.7.3通風和通風設備礦井通風在第一水平初期掘進時采用并列式通風，通風系統簡單。通風系統貫通后，通過風井回風，可以滿足通風的要求。通風機型號為FBDCZ-6NO.21。其性能參數如表5.7.3所示。風機型號風量靜壓~100.5~457665.8采區硐室絞車房：設在軌道上山頂部用于提升。變電所：設在軌道上山中部，用于采區供電降壓。第六章采煤方法采煤方法的技術分析：煤層，厚度平均3.5m,煤層傾角7~20°,井田內儲量豐富，地質條件較好。因為本井田的煤層賦存穩定且平緩，構造較為簡單，所以有兩種采煤方案以供選擇。方案一：傾斜長壁采煤方案方案二：走向長壁采煤方案結合本礦的實際情況，選擇方案二走向長壁采煤法。綜上所述，采用走向長壁一次采全高的綜合機械化開采方法，全部跨落法管理頂板。6.2.1回采工作面參數選擇一、工作面長度根據《規范》規定：綜采面長度一般不小于160m。結合本礦井的實際情況，采區工作面的長度為170m可以滿足產量的要求，確定采區工作面的長度為二、工作面的年推進度為：式(6.1)N——每天進刀數，取4;式(6.1)S——滾筒截深，取0.8米；T——年工作日，取330天；X——循環率，取0.9;故Vo=4×0.8×330×0.9=950.4米，滿足《設計規范》的要求。采煤機工作方式和進刀方式采區內煤層賦存穩定，所以采用采煤機雙向割煤；前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤；采用割三角煤工作面端部斜切進刀方式，上行下行均割煤，往返一次進一刀；采煤機過后邊移架后邊推移刮板運輸機。圖6.2.1采煤機進刀方式圖6.2.2工作面循環方式、晝夜循環數、循環進度及作業形式循環方式：采煤機在端部壓入進刀→破煤→裝煤→運煤→人工支護→采空區處理晝夜循環數：4;循環進度為0.8m?；夭晒ぷ髅鎰趧咏M織形式表如表6.2.2勞動組織圖表。勞動組織圖表班長采煤機司機刮板輸送轉載機司機支架工推溜工運輸機司機端頭支護工泵站司機工工工具保管員巷道支護工出勤人數一班121194241212二班121194241212檢修班38412合計422436進刀過程如下：當采煤機割至工作面端頭時，其后的運輸機槽已移近煤壁，采煤機機身處沿留有一段下部煤(見圖(a));調換滾位置，前滾筒降下、后滾筒升起、并沿運輸機彎曲段返向割入煤壁，直至運輸機直線段為止。然后將運輸機移直(見圖(b));再調換兩個滾筒上、下位置，重新返回割煤至運輸機機頭處(見圖(c));采煤機割煤——移架——推移刮板運輸機——清理浮煤——采煤機割煤采用雙滾筒液壓牽引采煤機割煤，采煤機往返一次進一刀，進刀采用端部斜切割三角煤方式。裝煤及運煤方式：采煤機組截割落煤，刮板運輸機配合裝煤。移架采用滯后煤機后滾筒3-5架追機順序移架，移架步距為600mm,追機移架速度趕不上煤機運行時，為了便于頂板的管理，以保證工作面的安全，必須停采煤機移架，移完架后再繼續采煤。推移刮板運輸機：刮板運輸機的推移在移架后依次進行，滯后移架距離20m,其彎曲段不能小于5m,推移步距為一個截深，即0.6m,推移時必須保證運輸機的平、穩、直。工作面采出的煤可由刮板運輸機經轉載機轉載到到膠帶輸送機上。(4)工作面支護采用追機移架的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，再移運輸機，即割煤一移架一移運輸機；正常移架要滯后采煤機滾筒3—5架，不得超過6架。頂板破碎時要緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架.6.2.3綜采工作面的主要設備序號設備名稱型號數量11213液壓支架4乳化液泵臺15端頭支架627移動變電站18噴霧泵站1第七章井下運輸根據礦井井下開拓系統和帶區回采工作面的布置，確定煤炭矸石材料設備和人員在內的運輸系統如下：1.煤炭運輸系統：綜采工作面的煤炭——區段運輸平巷——運輸上山——溜煤眼——運輸大巷井底中央煤倉經主井提升至地面2.設備材料和人員的運輸系統：副井罐籠中的設備——井底車場——運輸大巷——軌道上山——運料斜巷 區段軌道巷——綜采工作面。3.矸石運輸系統：工作面出的矸石區段軌道巷運料斜巷軌道上山運輸大巷——井底車場——由副井提至地面。采區設備主要包括回采工作面、運料及其矸石的運輸設備和分帶斜巷的主要運煤設備。這些設備是靠著開拓系統、地質情況特征、開采方法、瓦斯的濃度以及運輸的傾角，距離和運量等條件所決定的。各設備選型特征如下表所示：型號能力t/h長度(m)型號SGD一0表7.2.b可伸縮膠帶輸送機特征表型號能力t/h出廠輸送帶(mm)m/S與轉載機接頭(m)儲帶長度(m)電動機功數(Kw)(V)因數3鋼繩蕊式3鋼0型號機型出廠長度小時運電壓(V)功率鏈電機車的選擇包括電機車型號，電機車牽引列車組成計算和電機車臺數而確架線式(t)配套礦車(t)說明7及以下8及以下固定式礦車8固定或底卸式8底卸式或側卸式1.8以上1.8以上底卸式或側卸式本礦是60萬噸的高瓦斯礦井，所以不能選用架線式，須用8噸的蓄電池式大巷一般采用軌道運輸，并選用標準礦車，牽引設備一般采用電機車，小型礦井亦可采用無機繩運輸。采區生產集中礦井一翼走向長度小于3Km,條件適合，技術經濟比較優越時，可采用膠帶輸送機。該礦井的年生產能力小于90萬噸的礦井，選用一噸固定式礦車和與之相一致的輔助車輛，同時參考《礦山固定機械》有關內容，確定選用以下固定設備。型號粘著質量(mm)(mm)Km/S配套電機號(Kw)(V)外形尺寸A8軌距軸外形尺寸(mm)固單定C列箱彈式簧式/單材列料12彈車簧式7.3.2運輸方案的選擇采出的煤要從刮板輸送機運到區段運輸巷，然后膠帶輸送機和轉載機再將其運到運輸大巷，用GX3鋼蕊式膠帶輸送機把運輸大巷的煤運到煤倉。結合實際大巷輔助運輸用1t噸固定礦車運矸石，材料車運材料和人車運人。7.3.3列車組成的計算確定電機車粘著質量及礦車形式以后，可根據運輸條件計算列車組成，計算按三個條件來確定，分別為按電機車的粘著質量、按牽引電動機的允許溫升以及按列車的制動條件。(1)按電機車的粘著力條件計算以電機車在最困難啟動條件下啟動且車輪不打滑為計算的依據。P——機車粘著重量，t;ψ——機車粘著系數，啟動φ=0.24;Wq——重列車起動時的阻力系數，取0.0105;I軌道線路平均坡度，i=3‰;(2)按牽引電動機允許溫升的條件計算式(7.1)式(7.2)Fch——電機車長時牽引力，N;a——電機車調車時的電能消耗系數，取1.25;T——機車往返一次的運行時間，min;0列車往返一次的運行時間，min;Wzh——重列車運行阻力系數，取0.007;id——等阻力坡度，取2%;g——重力加速度，取9.8m/s2;式(7.3)式(7.4)T——列車往返一次的運行時間，min;L——加權平均運距，Km,取1.5Km;0_列車往返一個循環中的休止時間，mi(3)按列車制動條件計算根據《煤礦安全規程》,列車制動距離，制動時不得超過40m。在車組重量計算時，一般只按運送物料下坡制動不超過40m計算。列車開始制動時速度等于長時速度，則制動時的減速度為：式(7.5)Vh——機車長時制運行速度，取Vh=10.5Km/h;L,——制動距離，運送物料時取40m;按制動條件計算車組重量的最大值是：0.1063式(7.6)Q——重車組質量，t;Wh——重列車運行的阻力系數，取0.007;i——軌道的平均坡度，取i=3‰; 列車制動時的加速度m/s2(4)列車中礦車數量的確定式(7.7)=37.6輛取Z=30輛T,——一個工作班內的運輸工作時間，運人取T?=7.5h;=15次/班(3)班產量因為只有一個采區生產，所以：(4)每班所需運送貨載總次數,次/班A,——每班矸石產量，t/班；K——生產不均勻系數，取K=1.45;Z——一列礦車的礦車數，取30輛；所以：=9次/班(5)每班運送總次數Y人取2Y總=9+2=11次/班(6)工作機車臺數式(7.10)式(7.11)式(7.12)=0.25臺按1臺算。7.3.5帶式輸送機的計算目前，新型高強度帶式輸送機已普遍使用，其帶強大大超過普通膠帶，帶速由2m/s增至5m/s,運輸量提高2倍以上。(1)帶寬的計算a,按設計運輸生產能力計算式(7.15)v——膠帶的速度，m/s;y——被運物料的堆積密度，t/m;c——輸送機的傾角系數，取c=1;B——輸送機的帶寬，m;滿足要求。b,按塊度要求計算帶寬式(7.16)B≥2×300+200=800mm也滿足要求。(2)帶寬的運輸能力計算式(7.17)v——膠帶的速度，m/s;y——被運物料的堆積密度，t/m;k——斷面系數，取c=0.0906;B——輸送機的帶寬，m;A=3600×2×0.9×1×0.0906×(0.9×0.8-0=264t/h>180t/h能滿足每班產煤要求。第八章礦井提升該礦井設計生產能力每年60萬噸，年運輸矸石12萬t,井下運輸大巷中采用膠帶運輸機運煤，輔助運輸通過It固定式礦車、人車和材料車來完成。超化升時間14小時，每天3班作業，每班工作8小時。該礦采用立井直接延伸開拓，第一水平井深370m,第二水平井深670m。8.2提升設備的選型計算8.2.1主立井提升容器確定n——年工作日數，取330d;H——提升高度，m;H?——礦井開采水平垂直深度，m;H——卸載水平至井口距離，m,取20m;H?——裝載水平至井底車場水平距離，m,取20m;v,——最大提升經濟速度，其中V,=0.4√H;a——加速度，取0.75m/s2;U——箕斗在曲軌上減速與爬行所需的附加時間，取u=10s;式(8.1)式(8.2)式(8.3)表8.2.1箕斗休止時間下6及以8H=H+H,+H?(2)選擇提升容器規格尺寸根據Q值及煤的松散容重即可選用6t標準箕斗，根據表中斗箱有效容積，計算一次實際提升量：式(8.4)β——滿度系數，取0.9;式(8.5)根據箕斗實際提升量，選擇JDS-6/75×4型多繩摩擦式6t箕斗。箕斗有效容積6.6m3,自重7.5t。8.2.2副立井提升容器的確定副立井主要擔負提升人員、材料、設備、矸石的任務。根據輔助運輸設備和井下矸石量，初步選擇罐籠型號為GDG1/6/2/2型1t礦車雙層單車罐籠，其自重為4.3t,最大載重4.3t。要求最大班工人下井時間一般不超過40min,最大班凈作業時間，一般不超過5h(包括提人、材料、矸石…),其中升降工人時間，按工人下井時間的1.5倍，升降其它人員時間，按升降工人的20%,提升矸石按日出矸量的50%;升降坑木、支架按日需量的50%。式(8.6)n,——每罐提升人數，20人；n?——最大作業班下井人數，取n?=100人；a——提升加速度，取0.7m/s2;H=H,+HH?——礦井開采水平垂直深度，m;H——卸載水平至井口水平距離，取20m;μ——穩罐附加時間，取=5s;θ——上下人員休止時間，取36s;=480≥100人滿足要求。(2)以最大班凈作業時間5小時驗算①提矸石每班作業時間(小時)式(8.7)式(8.8)qo——每次研石提升量，t;T?——循環時間，t;②升降其他人員的時間0.2×t人(min)③下坑木、支架按日需量的50%計算；取0.3h=18min式(8.9)式(8.10)④下炸藥2~4次，取3次；保健車2~4次，取3次；運送設備5~10次，取8次；其他5~10次，取8次；則：總計3+3+8+8=22次所以：滿足要求。8.3提升鋼絲繩的選擇計算立井多繩摩擦式提升，宜采用同向捻的提升鋼絲繩。Qd——鋼絲繩繩端荷重，N;(2)鋼絲繩最大懸垂度式中：式(8.11)式(8.12)式(8.13)He——尾繩環的高度，m;s——提升鋼絲繩的中心距，m;Hg——過卷高度，取6.5m;H——提升高度，m;Ht=Hz+Hs+Hx式(8.14)Hz——裝載水平至井下運輸水平的高度，取20m;Hx——卸載水平至井口的高度，取20m;Hs——井筒深度，m;Hk′——提升容器在卸載位置時，容器底部至主導輪軸的高度；Hk′=Hr+Hg+h+H?x式(8.15)Hr——容器全高，m;h——導向輪中心距樓板層面高度，h=0.75R;R——導向輪半徑，m;H?x——主導輪中心至導向輪中心的高度，m;根據所選提升容器查表得箕斗全高為12m,罐籠全高為10m。按《煤礦安全規程》第397條表6規定，取v=6m/s時，過卷高度取6.5m,即Hg=6.5m。根據井筒斷面布置和所選容器得外形尺寸可知，罐籠提升得提升鋼絲繩的中心距為1740mm,箕斗提升的提升鋼絲繩的中心距為1600mm。根據主導輪直徑為2.8m查表可知H?x=5m,且主導輪半徑為R=1.4m。①對于箕斗井：HH=Hg+1.5s式(8.16)Ht=Hz+Hs+HxHk′=Hr+Hg+h+H2x(3)確定鋼絲繩每米質量P箕斗提升：σB——鋼絲繩公稱抗拉強度，Pa;r?——鋼絲繩密度，Kg/m3;n——鋼絲繩數目；g——重力加速度，m/s2;ma——提升鋼絲繩的安全系數；《煤礦安全規程》規定當鋼絲繩懸垂長度H。不大于1200m時，按下列公式人員和物料混合提升時：ma=9.2-0.0005H。同時鑒于我國立井多采用抗拉強度為1550N/mm2和1700N/mm2兩種鋼絲繩，不妨取鋼絲繩的公稱抗拉強度σg=1550N/mm2=1550×106Pa。查表并計算可得鋼絲繩密度為9350Kg/m3。①對于主井(箕斗井)②對于副井(罐籠井)ma=9.2-0.0005H.根據計算出的P值，主井提升鋼絲繩決定選用繩6×7股(1+6)繩纖維芯，直徑為24.5mm的鋼絲繩，其參考質量為212.90Kg/100m,鋼絲破斷拉力總和為345000N。副井提升鋼絲繩決定選用繩6×19股(1+6+12)繩纖維芯，直徑為23.0mm的鋼絲繩，其參考質量為190.30Kg/100m,鋼絲破斷拉力總和為312000N。(4)驗算鋼絲繩的安全系數式(8.23)式(8.24)所以鋼絲繩的安全系數均能滿足《煤礦安全規程》的要求。8.4多繩摩擦式提升機的選擇提升機的選擇是在確定主導輪直徑口和鋼絲繩最大凈張力差Fe后，查提升機特征表確定的。根據《安全規程》規定，摩擦式提升機的主導輪直徑D與鋼絲繩直徑d之(2)鋼絲繩最大靜張力Ff的計算，對于等重尾繩及輕尾繩提升系統的Ff?；诽嵘龝r：Fe=(Q?+Q+np(Hk'+Ht)+nqH=〔7500+7700+4×1.92×(24.44+410)+4×1.92罐籠提升時：Ff=〔Q?+2(G+Go)+np(Hk'+Ht)+niqHH〕gN=〔4300+2×(1000+592)+4×1.77×(22.44+410)+4×1.77×9.11〕×(3)鋼絲繩作用在主導輪上的最大靜張力差Fc箕斗提升時：罐籠提升時：式中：△——提升鋼絲繩與平衡尾繩總單位質量之差，對于等重尾繩的提升系統△=0,上式中△取其絕對值；8.5電動機容量選擇取值近似計算表達式為：式(8.25)K——礦井提升阻力系數，箕斗井取1.15,罐籠井取1.2;μ——減速器傳動效率，取0.92;根據計算功率選定提升機型號為：JKM-2.8/4(I),其性能特征如下：主導輪直徑2.8m,導向輪直徑2.5m,鋼絲繩最大凈張力差為90KN,鋼絲繩允許最大直徑為28mm,最大提升速度11.8m/s,減速器的速比11.5,最大扭距為133KN/m,電動機功率為1000Kw,最大允許功率計算值為720Kw,電動機轉數為630r/min,最大轉數750r/min,傳動方式為單電機傳動。9.1.1符合通風系統的要求：1、每一個生產礦井必須至少有兩個能行人的通達地面的安全出口，各個出口之間的距離不得少于30m。2、進風井口必須布置在不受粉塵、灰塵、有害和高溫氣體浸入的地方。3、箕斗提升或裝有皮帶運輸機的井筒不應兼作回風井，若為回風井則需注意相關事項。4、所有礦井都必須采用機械通風，主要扇風機必須安裝在地面。同一井口不宜選用幾臺主扇并聯運轉，主扇要用符合要求的防爆門。5、每個礦井必須有完整的獨立的通風系統。6、采用多臺分區主山通風時，總進風道的斷面不宜過小。7、回采工作面的掘進工作面都應采用獨立通風。8、井下火藥庫，井下充電峒室必須有單獨的進風風流。9.1.2礦井通風系統的確定本設計井田傾向長度約4.5km,煤層相對賦存平緩且穩定，傾角在7~20°,是近水平煤層。采用立井二水平上下山開拓，傾斜長壁采煤法，采用中央邊界式通風方式。風井設在煤層露頭的中央，采用副井進風，風井回風。結合設計礦井的實際情況，該礦井通風系統是抽出式通風方式，抽出式主扇使井下風流處于副壓狀態，若主扇停止運轉時，井下的風壓提高，可能使采區的瓦斯涌出量減少。Qm=(∑Qct+EQbt+EQat+∑Qgt)Km式(9.1)Qm——礦井總進風量，m3/min;∑Qct——采煤工作面和備用工作面需風量總和，m3/min;∑Qbt——掘進工作面需要風量總和，m3/min;∑Qat——獨立通風的硐室需要風量總和，m3/min;∑Qgt——礦井中除采煤、掘進和硐室以外其它井巷需在通風量總和，Km——礦井中通風系數，(包括礦井內部漏風和配風不均等因素)宜取式(9.2)k瓦—瓦斯涌出不均衡系數，取k瓦=1.15;100——按回采工作面的沼氣濃度不超過1/100計算；q瓦——相對瓦斯涌出量，m3/t;1、按井下同時工作的最多人數計算風量Qm=4NKm式(9.3)式中Qm——礦井總需風量(m3/min)N——井下同時工作的最多人數(人)Km——礦井通風系數，取1.15Qb=100K?Qz式(9.4)Q?——采煤(礦)工作面CH?或CO?平均絕對涌出量(m3/s);K?——CH?或CO?涌出不均衡系數(即該工作面CH?或CO?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,炮采工作面取1.4~2.0,水采工作面取2.0~3.0,生產礦井可在各個工作面正常生產條件時連續觀測1個月取日CH?或CO?最大絕對涌出量和月CH?或CO?平均絕對涌出量的比值。3、按工作面進風流溫度計算，其計算式為Qs=voSoKo式中Qs——按采煤(礦)工作面進風流溫度計算的需風量；vo——采煤(礦)工作面的適宜風速(m/s),按其進風流溫度從表9-1中選取，按20℃取1.0;So——采煤(礦)工作面平均有效通風斷面積m2,按最大和最小控頂時有效斷面積的平均值計算；Ko——采煤(礦)工作面的長度風量系數，按表9-2選取。采煤(礦)工作面進風流溫度/℃采煤(礦)工作面的適宜風速(m/s)工作面長度風量系數K0按風速進行驗算根據《礦井安全規程》規定，采煤工作面最小風速為0.25(m/s),最大的風速為4(m/s)的條件來驗算，則：式(9.6)式(9.7)所以驗算得知Qm=1152m3/min符合風速要求4、備用面需風量計算式(9.8)9.2.2掘進工作面所需風量掘進工作面所需風量Q煤掘——每個煤巷掘進工作面所需要的風量，取150m3/min;Q巖掘——每個巖石掘進工作面所需要的風量，取250m3/min;n——需要獨立通風的煤巷、巖巷數；k掘備——掘進工作面備用系數，一般取1.20。∑Q掘=(3×150+1×250)×1.2=840m3/min式(9.9)9.2.3硐室需風量計算采區變電所及變電硐室，可按經驗值確實需風量。一般為60~80m3/min。這里取采區變電所需風量：70m3/min機電硐室需風量：70m3/min充電硐室需風量：60m3/min其他硐室需風量：80m3/min則Qat=280m3/min9.2.4其他井巷需風量計算新建礦井其他井巷的總需風量難以計算時也可按采煤(礦)工作面、掘進工作面和硐室的需風量總和的3%~5%估算。Qm——礦井總進風量，m3/min;∑Qct——采煤工作面和備用工作面需風量總和，m3/min;∑Qbt——掘進工作面需要風量總和，m3/min;∑Qat——獨立通風的硐室需要風量總和，m3/min;Km——礦井中通風系數，(包括礦井內部漏風和配風不均等因素)宜取1.15～1.25,這里取1.2;Qm=(840+1415.5+68.2+280)×1.2=9.2.5確定采區及全礦的風量分配主井風量為總風量的三分之一：采區工作面風量為：1.2×1152=1382.4m3/min備用工作面風量：1.2×263.5=316.2m3/min掘進工作面風量：1.2×840=1008m3/min其他巷道的風量：1.2×68.2=81.8m3/min容易時期風量：3124.4-81.8=3042.6m3/min困難時期風量：3124.4m3/min9.2.5風速驗算各巷道風速、斷面、風量一覽表如下：巷道名稱風量m3/min斷面m2副井回風大巷主井以上可知所校核的風量，分配均滿足最高風速和最低風速。9.3全礦通風阻力的計算在扇風機的整個服務年限內，礦井通風總阻力會隨著開采深度的增加以及走向范圍的擴大、產量提高而增加，為了使扇風機在整個服務年限內，能夠在合理的效率范圍內運轉，在所以選擇扇風機時，要考慮到最大、小可能的總阻力，前者對應于扇風機服務年限內通風最困難時期礦井總阻力，后者對應于通風量最容易時期的礦井總阻力，同時也考慮到自然風壓的作用。在礦井通風總阻力計算時，不要計算每一巷道的通風阻力，選擇其中阻力最大的一條風路計算即可，但要是選擇礦井達到設計產量以后，通風容易時期和通風困難時期的阻力最大風路。通過風扇的風量要大于通過礦井的總風量，所以想要計算阻力就需要算出風扇的風量。設計礦井通風容易時期的通風阻力副井——井底車場——運輸大巷——進風行人斜巷——分帶運輸斜巷——回風大巷——回風石門——風井通風困難時期通風路線副井——井底車場——運輸大巷——進風行人斜巷——分帶運輸斜巷——分帶回風斜巷——回風大巷——回風石門——風井1.05-1.10——為外部漏風系數，出風井無提升運輸任務時取1.05,有提升運輸任務時取1.10沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式算出各區段井巷的摩擦式(9.12)V、S——分別為各井巷的長度、周長、凈斷面積(m,m,m2);a——摩擦阻力系數；Q——各井巷和硐室所通過的風量分配值，系根據前面計算的各井巷硐室所需要的實際風量值再乘以K礦(即考慮井巷的內部漏風和配風不均等因數)后所求得風量值，m3/s;表9.3.1容易時期各區段井巷的摩擦阻力支號名稱形/N.S2m?式巷道巷道周長度L長U風風副井井筒噴凝膠運0支