平煤四矿毕业设计的说明书-共享资料网
平煤四矿毕业设计的说明书
河南理工大学 2007 届本科生毕业设计摘要本设计的井田面积为 12 平方千米，年产量 90 万吨。井田内煤层赋存比较 稳定，煤层倾角 8－12°，平均煤厚 4m，整体地质条件比较简单，沼气和二氧 化碳含量相对较高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和 准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上下山开采，煤层采用采区上下 山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，倾斜长壁 采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿 井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护 提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和 借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到 良好的经济效益和社会效益。 关键词：立井、倾斜长壁、一次采全高、综合机械化、高产高效河南理工大学 2007 届本科生毕业设计AbstractThese designed allotment area for 12 square kilometers ， Yearly Output ninty trillion. Allotment intrinsically ocurrence of coal seam compare stabilize， coal seam pitch eight－twelty acid， average coal thick 4m，integrally nature condition compare simplicity， Both methane and carbon dioxide content relatively high, and neither do inflow of water no large either. On the basis of Preliminary Design，said shaft opt in adopt three vertical shaft fluctuate mountain exploitation，coal seam grouping band region fluctuate mountain co- disposal 'mode of opening， design adopt comprehensive mechanization full-seam mining stopper art， incline longwall method，treat goaf with whole straddle alight law from actual geologic information instance proceed allotment exploit and stand-by mode. The Preliminary Design of the both both combine versus mine haul, shaft exaltation, shaft drain and ventilation of mines isopuant systemic equipment lectotype count，as well as versus shaft technical safety measures and environmental protection claim，complete wholly shaft. Both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft 'experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit and social benefit. Keyword： Vertical shaft, incline length wall, full-seam mining, comprehensive mechanization, high yield highly active河南理工大学 2007 届本科生毕业设计目录目 录 ............................................................................................... 1 1 矿区概况及井田地质特性 ......................................................... 21-1 矿区概况.................................................................................. 2 1.2 井田地质特征 ............................................................................ 6 1.3 水文地质 .................................................................................... 10 1.4 其它开采技术条件： ................................................................ 132 矿井储量、年产量及年限 ......................................................... 152.1 井田境界 .................................................................................. 15 2.2 井田储量 .................................................................................. 15 2.3 矿井年储量及服务年限 .......................................................... 203井田开拓 ................................................................................. 213.1 概述 ............................................................................................. 21 3.2 井田开拓 .................................................................................. 21 3.3 井筒特征 .................................................................................. 27 3.4 井底车场 .................................................................................. 30 3.5 开采顺序及采区回采工作面的配置 ...................................... 41 3.6 井巷工程量和建井周期 .......................................................... 444 采煤方法 ................................................................................... 474.1 采煤方法的选择 ...................................................................... 47 4.2 采区巷道布置及生产系统 ...................................................... 47 4.3 回采工艺设计 .......................................................................... 545 矿井运输、提升及排水 ........................................................... 605.1 矿井运输 .................................................................................. 60 5.2 矿井提升 .................................................................................. 68 5.3 矿井排水 .................................................................................. 816 矿井通风与安全技术措施 ....................................................... 906.1 6.2 6.3 6.4 矿井通风系统的选择 .............................................................. 90 风量机算及风量分配 .............................................................. 91 全矿通风阻力计算 .................................................................. 95 扇风机选型 ............................................................................ 100河南理工大学 2007 届本科生毕业设计6.5 矿井安全技术措施 ................................................................ 1037矿山环保 ................................................................................. 1067.1 矿山污染源概述 .................................................................... 106 7.2 矿山污染源的防治 ................................................................ 107结论 ............................................................................................... 110 致谢 ............................................................................................... 112 参考文献 ....................................................................................... 113河南理工大学 2007 届本科生毕业设计前言本次毕业设计是在河南平顶山煤业集团四矿进行的毕业实习中所收集的矿 井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。 采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为 对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年 来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在 设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论 知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。 设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯 彻《矿产资源法》《煤炭法煤炭工业技术政策》《煤炭安全规程》《煤炭工业 、 、 、 矿井设计规范》以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高 产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。 本设计以《实践教学大纲及指导书》为依据，严格按照《安全规程》的要 求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各 个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之 处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！1河南理工大学 2007 届本科生毕业设计1矿区概况及井田地质特性1-1矿区概况1.1.1 交通位置四矿位于平顶山矿区中部，在一、二矿以西，三矿以北，六矿、五矿以东， 北侧丁戊组为一、 六矿， 己组为五矿。 其地理位置坐标， 东经： 113°14?34?～ 113°17?12?，北纬：33°46?08?～33°48?28?。范围为 32 线至 40 线和 40 线至 42?线西南方的一部分，矿区走向长约 3KM，倾向长约 4KM，总面积约 13.2 平方公里。 四矿距平顶山市区约六公里，市内有七路公共汽车直通矿部，并有一、八 路公共汽车经过四矿口。平顶山火车站向东有漯宝线与京广线相接，往西经宝 丰与焦枝线相连，区内还有平韩线、平午线；公路北通郑州，南达南阳，与临 近市、区的长途汽车，均为全天候公路，交通十分便利。 通位置图： 如下图 1-1-1 交2河南理工大学 2007 届本科生毕业设计图 1-1-1交通位置图3河南理工大学 2007 届本科生毕业设计1.1.2气象据平顶山气象站资料，平顶山地区平均年降雨量为 810.8mm，雨季一般在 6～9 月份，年蒸发量为 960.8～1361.5mm。干旱指数在 1.5 以上，属干旱性大 陆季风气候， 平均绝对湿度为 13.5mb， 平均相对湿度为 67%， 年平均气温 150C， 最高气温为 42.60C(1960 年 8 月 19 日),最低气温－15.30C(1958 年元月 16 日)。 从 12 月至来年 2 月气温最低,风向多为北西和北东方向，以北西方向风速最大， 可达 24m/s，相当于九级大风，降雪时间一般在 11 月至来年 3 月，最大积雪厚 度 30cm,历年最早初冻时间为 10 月 4 日(1962 年)， 最晚解冻时间为 4 月 18 日(1962 年)；冻土最大深度为 22cm。1.1.3自然地理平顶山煤田位于沙河和汝河之间的低山和丘陵地带，四周均为平原，四矿 位于煤田中段南部。 井田内最高点为擂鼓台， 标高 505.6 米， 最低点在褚庄附近， 标高 150.4 米。井田中部高，南北低，擂鼓台、小擂鼓台及 407.7 米高地一线为 近东西向分水岭，分水岭以南坡度较陡，以北坡度较缓，基本呈单面山地形。 井田内无大的河流，只有季节性小溪和冲沟，分水岭以北的小溪和冲沟在 雨季有水北流，属汝河水系，分水岭以南的小溪和冲沟有水流出井田入湛河至 沙河。 平顶山地区属大陆性半干旱气候，年均降雨量 742.6mm，平均气温 14?， 夏季炎热，冬季寒冷，四季分明。 本区属地震烈度区Ⅵ度区，按《中国地震动参数区划图》 （GB） ， 本区所属地震动峰值加速度分区为 0.05g。 本区经济由于受交通条件影响，在山北由于交通不便，经济较为落后；在 矿区南部，经济条件较好。平顶山市以煤炭生产为主产业，其原煤产量居全国 前几位，为缓解南方煤炭馈缺起着不容忽视的作用；并以其为中心形成了铁路、 公路网络，交通运输极为便利；同时，还有平高电器、神马集团、姚孟电厂等 大型企业，工业较为发达。平顶山市的农业生产以小麦、玉米为主，并发展畜 牧业养殖多种经营模式，在向现代农业过渡。4河南理工大学 2007 届本科生毕业设计1.1.4 矿井及小窑四矿东与一、二矿相邻，西与五、六矿相邻；南与三矿相邻。相邻矿井基 本情况如下： 一矿：位于平顶山市区以北 3.0 公里处，井田面积为 27.5 平方公里。该矿 于是 1959 年开始生产，到了 2001 年底该矿拥有可采储量 1.14 亿吨。该矿 2001 年煤炭产量为 334.4 万吨，一矿有五个采煤工作面，全部采用机械化开采；该矿 的主要煤种为 1/3 焦煤、焦煤和肥煤。是煤炭部特级质量标准化矿井，煤炭部 首批建设的十五个现代化样板矿之一， 国家一级计量单位， 曾被煤炭部授予 “大 庆式企业”称号。 二矿：位于平顶山市区北 0.5 公里处,1957 年 10 月 1 日投产,原设计生产能 力 21 万吨/年， 现核定生产能力 40 万吨/年,井田面积 10 平方公里,主要煤种为肥 煤。 三矿：位于平顶山市区西 3 公里处，1957 年 12 月 31 日建成投产，原设计 生产能力 30 万吨/年，现核定生产能力 35 万吨/年，井田面积 5.88 平方公里,主 要煤种为肥煤。 五矿：位于平顶山市西北 8 公里处，1958 年 12 月 31 日建成 投产，原设计生产能力 120 万吨/年，现核定生产能力 120 万吨/年，井田面 积 11.8 平方公里,主要煤种为 1/3JM。 六矿：位于平顶山市区西北 9.0 公里处,井田面积为 30.1 平方公里。该矿于 是 1970 年投产， 2001 年底该矿拥有可采储量 1.196 亿吨,该矿 2001 年煤炭产 到 量为 275 万吨。六矿有二个采煤工作面，全部采用机械化开采。该矿的主要煤 种为 1/3 焦煤。 井田内共有小井 8 座，即褚庄一矿、祖平煤矿、顺达煤矿、神鹰煤矿、广 武新兴二矿、湛河区张庄煤矿、刘沟村煤矿、胜利煤矿。1.1.5 矿井附近工农业情况平顶山地区以煤及农业为主，市区及周边煤化工比较多，因此工业相对较发 达，其它地方以农业为主，劳动力资源丰富，具有较好的开采优势。5河南理工大学 2007 届本科生毕业设计1.2井田地质特征1.2.1 区域地质简况平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部位，淮阳山字型构造的西翼反射 弧顶部，为纬向构造与山字型构造的复合部位，由于二者的共同影响，使得整 个煤田形成了一系列北西向的复式褶皱（李口向斜、灵武向斜、郭庄背斜、牛 庄向斜、诸葛庙背斜等）和大断层（白石沟逆断层、锅底山正断层、山庄逆断 层等） 总体构造线为北西向。 ， 追溯区域地质历史， 平顶山煤田曾受到中岳运动、 少林运动、怀远运动、加里东运动、印支燕山运动和喜山运动六期构造运动的 影响，在Ｃ－Ｐ煤系沉积以后，燕山运动最为重要，使区内中生代及其以前地 层（包括前震旦纪）卷入了这次运动，形成了北西向的褶皱和断裂，并拌有中 酸性岩浆侵入。喜山运动在本区主要表现为差异升降运动，并使先期断裂再次 活动，形成了一幅复杂的构造图案。 井田地表多被第四系地层覆盖，依据钻探工程揭露地层从老到 新依次有：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子 组、上石盒子组、石千峰组和第四系。1.2.2 矿井地质1.2.2.1 地层本井田内地层层序由老至新依次为：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原 组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。 寒武系崮山组系石炭、二叠系含煤地层的沉积基底，厚度大于 68 米，为灰 色厚～巨厚层状白云质灰岩。 石炭系本溪组上界为太原组Ｌ7 灰岩底面，?下界为崮山组白云质灰岩的顶 面，厚度平均为 5.6 米，?主要为浅灰色～灰白色铝土质泥岩和深灰色、灰黑色6河南理工大学 2007 届本科生毕业设计炭质泥岩。 石炭系太原组上界为Ｌ1 灰岩的顶面，?或为山西组底部砂质泥岩的底面， 下界为本溪组铝土质泥岩的顶面，或Ｌ7 灰岩的底面，厚度为 53～86 米，平均 62.5 米，?由深色生物碎屑灰岩、燧石灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤组成， 间夹菱镁质泥岩薄层，庚组煤位于本组下部灰岩的上部。 二叠系山西组上界为下石盒子组砂锅窑砂岩底面，下界为太原组顶部灰岩 顶面，厚 87～114 米，平均为 105.3 米，由浅灰绿、深灰色中～细粒砂岩、泥岩 和煤组成。含煤 2～5 层，为己组煤。 二叠系下石盒子组上界为田家沟砂岩的底面，下界至砂锅窑砂岩的底面， 厚度 284～311 米， 平均 304.4 米， ?由灰黄色、 深灰色中～细粒砂岩、 砂质泥岩、 泥岩所组成。依据岩性和含煤性，自下而上分为戊组煤、丁组煤和丙组煤。 二叠系上石盒子组上界至平顶山砂岩底面，下界至田家沟砂岩顶面，厚 294～331 米， 平均 314.5 米。?主要由灰白色、灰黄色泥岩、砂质泥岩、粉砂 岩、中～细粒砂岩及劣质煤层组成。自下而上分为乙组煤和甲组煤。 二叠系石千峰组在井田内出露不全，厚度 0～255 米，平均 137.8 米。主要 由平顶山砂岩等组成。 第四系厚 0～33 米，平均为 11.93 米。主要为黄土沙砾滚石（平顶山砂岩和 石千峰组砂岩）之山坡残积物分布于低洼处，厚度不大，表土平均 2 米厚。1.2.2.2 构造受区域构造的控制，特别是李口向斜及锅底山正断层的影响井田构造总体 上为一北北东向缓倾斜的单斜构造，地层走向 100°，倾向 10°，倾角 6?°～ 18°。在此单斜构造之上发育有一条大中型断层和少量小断层，褶皱构造不发 育（见图 1-1“矿区构造纲要表图） 。7河南理工大学 2007 届本科生毕业设计图 1-2-1 平顶山矿区构造纲要图（一）褶曲井田内的褶曲构造有两种表现形式，一种是断层面附近的拖曳小褶皱及挤 压揉皱现象，它是断层的伴生褶曲，不具独立的构造意义，因此，将其放在断 层构造中论述；另一种是宽缓的小褶皱，规模较小，它对巷道的布置和岩层产 状及矿井生产有一定的影响。 井田内褶皱主要为晋沟向斜，该向斜在井田内的南东部较为明显，向北西 方向在 39-18 孔北约 150 米处消失，延伸长度 2000 米左右，它对井田内各煤层 的产状，巷道布置均有一定影响，但由于甚为开阔，故伴生构造少见，对煤层 厚度影响也不明显，仅局部对生产影响较大。 井田内背斜不发育，揭露较少，控制程度较差。（二） 、断层井田范围内的大中型断层共有二条（见主断层一览表 1-1） ，其主要特征如 下：8河南理工大学 2007 届本科生毕业设计F1 锅底山正断层 该断层走向 N25°～50°W，倾向南西，倾角 60°～70°，落差 110～200 米，位置在四矿西南，三矿西北部，在一、四、六扩勘区内有六个钻孔控制， 地表有零星露头控制。 （三）矿井小断层 矿井小断层在煤田地质勘探中一般不能控制，?只能在矿井地质及巷道掘进 或煤层开采过程中才能发现，这些小断层数量不多，具有一定的随机性等特点， 给矿井地质工作带来些许不便，成为影响煤矿生产的地质因素之一.表 1-2-1 主断层一览表 产 编 号 名称 及性 质 走 向 倾 向 状 倾 角 延展 落差 长度 （m） （m） 控制工程 简要描述 控制程度F1锅底 山正 断层350 ° 310 ° 南 西60 ° 70 °100 20046-6 孔 46-7 孔 46-8 孔 47-14 孔 47-7 孔 42-12 孔 39-17 孔 39-8 孔等矿区外控制 工程很多，区 内无控制工 程，其小山北 分支断层为 该井田二水 平南部边界可靠9河南理工大学 2007 届本科生毕业设计1.3 水文地质平顶山煤田是以李口向斜为主体的向斜含煤盆地，其北西、南东、北东及 南部边缘分别受落差数百米至上千米的郏县断层、落岗断层、襄郏断层及鲁叶 断层等构造的切割，形成相对独立的水文地质单元。平顶山矿区于李口向斜南 翼，北部以红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、马棚山、平顶山等低山组成地表 分水岭，标高 300～500m，坡度 8°～50°，以北渡山、九里山、扣皂山等残 丘组成西南部地表分水岭，标高 130～160m，坡度 15°～30°，?震旦系石英 岩与寒武系灰岩在西部零星出露，大气降水可直接补给地下水。南北分水岭之 间为西窄东宽的槽形谷地，其间多被第四系坡积冲积物覆盖。地势西高东低， 地层倾向北北东，倾角 12°左右。（一） 、含水层井田内按地层由老到新的顺序分为 4 个含水层，?据井田及邻区资料将含水 层叙述如下： ①、寒武系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层 主要为中厚层状白云质灰岩、鲕状灰岩、泥质条带灰岩、泥岩、砂质泥岩， 井田内厚度大于 200m?，?埋深大于 239m。主要含水层段为寒武系中统张夏组 鲕状灰岩和上统崮山组白云质灰岩，两组灰岩厚度为 200m 左右，为含煤地层 基底，己 16-17 煤层底板间接充水含水层。据《河南省平顶山煤田一、四、六 矿井深部扩勘地质报告》和邻区资料，??该含水层在-150m 以上的浅部岩溶裂 隙较发育，深部岩溶裂隙不发育，地下水补给和迳流条件差，灰岩含水层富水 性明显弱于浅部。 ② 二叠系己煤组顶板砂岩裂隙含水层 本含水层共有两层砂岩含水层，自下而上为大占砂岩、香炭砂岩，大占砂 岩距己 16-17 煤层 5～15m， 一般为 7m?， 为己 16-17 煤层顶板直接充水含水层， ?主要为中粗粒长石石英砂岩， 硅质和钙质胶结。 香炭砂岩下距己 16-17 煤层 5～ 30m，一般为 20m，为己 16-17?煤层的间接充水含水层。水质类型ＨCO3-Na。10河南理工大学 2007 届本科生毕业设计本含水层属砂岩裂隙弱含水层。 ③、二叠系平顶山砂岩裂隙含水层 平顶山砂岩位于煤系顶部，总厚 109.23～134.95m?，上部中粗粒砂岩，中 部中粒砂岩，下部中粗粒砂岩，底部有 5～10m 含砾粗砂岩。平顶山砂岩埋藏 浅，在分水岭有出露，厚度大，节理裂隙发育，岩石较破碎，主要接受大气降 水补给，但由于该含水层补给区地形较陡，不利于裂隙水的补给，故含水性较 差，水质类型ＨCO3-Na 型，本含水层属砂岩裂隙弱～中等含水层。 ④、第四系松散孔隙含水层 第四系厚度 0～43m，?系出露地表岩层经风化后堆积于山麓，主要由砂砾 石组成，在沟谷地带有季节性下降泉出露，泉流量 0.5～3L／s，水质类型Ｈ CO3-Ca 型。 （二）涌水量及综合地质柱状图 矿井正常涌水量 120 立方米/小时，最大为 253 立方米/小时,涌水量较小,水 文地质条件较简单。地质综合柱状图见图 1-3-1：11河南理工大学 2007 届本科生毕业设计由深灰色砂质泥岩、粉砂岩、泥岩及细～中粒石英岩 屑砂岩和煤层组成。含煤２～５层，其中己 15、己16、香炭砂岩己17为本区可采煤层、己 16、己17煤层在井田内绝大区 域合层。富含动植物化石。 香炭砂岩(K3)灰～灰白色细～粗粒砂岩、中厚层状，中 部常出现大型板状交错层理，硅质和少量碳酸盐胶结， 碎屑颗粒分选磨圆较好，为石英砂岩。西煤K3大占砂岩K2己14统组段0.25-3.7 1.38 2.42-4.99 3.98 87-104 873.83 105.3 13-31.5 19.5己15大占砂岩(K2)灰色细～中粒砂岩，分选磨圆中等，层 面富含大量白云母片，及炭质，为其突出特征，故得 名油毡砂岩。厚底12.38m,一般21.7m。己16、17 波浪带砂岩87-114 105.3P11由L1～L3灰岩组成，夹薄层细砂岩，粉砂质泥岩及不 稳定煤层，灰岩中含蜓科、海百合茎、介形虫、砂质 泥岩及细砂岩中含植物化石。上 石上 太 中 原 炭 下 组 系统53-68 62.53L2 893.33 L3段4 C3段C314-29 913.93 20.6灰～深灰色，黑色砂质泥岩，细砂岩， L4灰岩，2～3 层极不稳定煤层组成。砂岩层面上富白母碎片，砂质L4泥岩中含完整植物化石和海百合茎等。庚20.212 C3段 底 部18-28 936.43 22.5L6 L7由L5～L7三层浅灰～深灰色生物碎屑泥晶灰岩及砂质泥 岩和煤层组成含煤２～ 5层，其中庚20为可采煤层。C310-9.5 942.03 5.6K1浅灰～乳白色铝土质泥岩，块状，具豆状及鲕粒 状结构，致密，细腻，具滑感，大部具紫褐色斑块，含K1黄铁矿集合体及大量黄铁矿结核。图 1-3-1 综合地质柱状图12河南理工大学 2007 届本科生毕业设计1.4 其它开采技术条件：煤具有自燃发火期，发火期为 4-6 个月，相对瓦斯涌出量为 11.24 立方米/ 吨，为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。表 1-4-1 主要地质构造煤层厚度 序 号 最 大最小 平均 厚度 煤 层 间 距 倾 角围岩性质煤 硬 牌 度 重 容 煤层结构 及稳定性顶 板底 板号12345678191011己 16-173.8-4.2 0 4 10大占 砂岩波浪 带砂 岩JM1.4稳定13河南理工大学 2007 届本科生毕业设计表 1-4-2 序号 煤 牌 号煤的工业分析表煤层 名称水分 （）灰分 （）挥发 分 （）含磷 （）含硫 （）胶质 层厚 MM发 热 量 MJ/ KG 10备注123456789121JM己 16-170.7％15.91 ％26.44 ％0.005 ％0.51％24.527.9 1低灰 低硫 高发 热量 优质 炼焦 用煤14河南理工大学 2007 届本科生毕业设计2 矿井储量、年产量及年限2.1井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。一般情况下以下列情况 为界： 1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界： 2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保安煤柱为界： 3、以相邻矿井井田境界煤柱为界： 4、人为的划分井田境界： 平煤四矿二号井位于平顶山矿区中部，在一、二矿以西，三矿以北，六矿、 五矿以东， 北侧丁戊组为一、 六矿， 己组为五矿。其地理位置坐标，东经：113° 14?34?～113°17?12?，北纬：33°46?08?～33°48?28?。范围为 32 线至 40 线和 40 线至 42?线西南方的一部分， 矿区走向长约 3KM， 倾向长约 4KM， 总面积约 13.2 平方公里。2.2井田储量矿井储量是指矿井边界范围里，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表 示煤炭的质量。 本井田采用等高线法计算储量，该方法是目前我国所用比较广泛的方法之 一。 等高线法根据煤层底板等高线 间距相近的以等高线为边界划分为一块， 如 此把井田划分为几块，在 CAD 图上算出每一块面积及平均倾角，再算出其倾斜 面积，依据各块煤厚及容重算出储量，再后相加既的矿井的工业储量。15河南理工大学 2007 届本科生毕业设计2．2.1矿井的工业储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的 A、B、 C 三级储量之和，其中高级储量 A、B 级之和所占比例应符合表 2－2－1 的规 定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储 量汇总表见 2－2－2。表 2－2－1 地质开采条件 储量级 别比例（％） 井田内 A+B 级储量占总储量的 比例 大 型 40 简单 中 型 35 小 型 25 大 型 35 矿井高级储量比例 中等 中 型 40 小型 中型 复杂 小型202515第一水平内 A+B 级储量占本水 平储量的比例70604060503040不作具体 规定第一水平内 A 级储量占本水平内 储量的比例4030153020不作具体规 定不要求16河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 2－2－2 煤层名称 A 煤层 4572 B 3048 A+B 7620 C 0 A+B+C 7620 符合 矿井工业储量汇总表 工业储量（万吨） 备注总计45723048762007620符合2.2.2 矿井设计储量矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田 境界煤柱和已有的地面建筑物、 构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。 而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的 5％－ 7％计入，本设计取 5％，故：Z s ＝ Z g －P式中： Z s ――矿井设计储量； Z g ――矿井工业储量； P ――永久煤柱损失量，由于没有大断层、建筑物河流等，只有边界煤柱。 边界煤柱=192.5 万吨 由此： 矿井设计储量 Z s ＝7427 万吨2.2.3 矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要 巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护 煤柱及可采储量见表 2－2－3；矿井工业广场地保护煤柱留设见图 2－2－1；工 业广场保护煤柱设计计算参数见表 2－2－4。17河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 2－2－3 矿井可采储量汇总表 矿井可采储量（万吨） 设计煤柱损失 工业 广场 234 井下巷 道 147 其 他 无矿井设计储量（万吨） 开采 水平 煤层 名称 工业储量 (A+B+C) (万吨) 永久性煤柱 损失 断层 Ⅰ 7620 0 境界 192.5 7427设计储 量可采储 量5292表 2－2－4 煤层倾角（°） 煤厚（m） 10 4.0工业广场保护煤柱设计参数表 γ （°） 60 β （°） 75 δ （°） 75 埋深（m） 470Φ （°） 4518河南理工大学 2007 届本科生毕业设计工业广场保护煤柱计算图Ⅰ－Ⅰ Ⅱ－ⅡⅡⅠⅠⅡ图 2-2-1工业广场保护煤柱计算图19河南理工大学 2007 届本科生毕业设计2.3矿井年储量及服务年限2.3.1 矿井工业制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。 规定该设计矿井年工作日为 330 天，每日三班工作，每日工作 8 小时，每日净提升时间数为 16 小时。2.3.2 矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为 0.90Mt/a，根据公式： Z T? A?K 式中： T――矿井服务年限，年； Z――矿井可采储量，万吨； A――矿井生产能力，万吨/年； K――储量备用系数，K=1.3～1.5，此处取 1.4。 由此验算服务年限如下： T=.3=45.2 年 符合要求。20河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3井田开拓3.1 概述3.1.1开拓方式的选择由于煤层埋藏比较深，井田范围里没有煤层露头，采用斜井开拓井筒过长， 以至初期建井时间过长，斜井不能打在煤层底下，况且要给它留较多煤柱，所 以选择用立井开拓。立井开拓适应性较强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、 水文等地质条件的影响。立井开拓井筒短，提升能力大，对辅助提升特别有利。 对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多 水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。3.1.2 影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然 产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中 以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。3.2井田开拓3.2.1 对井田开拓中若干问题分析 3.2.1.1 井田开拓方式由于本井田的埋藏较深，倾斜长度较长，固采用立井多水平开拓。并按照 工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒 位于井田偏南部的井田走向中央。 为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越表土层，初期决定开21河南理工大学 2007 届本科生毕业设计凿一个风井。并采取中央边界式通风，风井位于南部边界处，这样由于边界留 有边界煤柱，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少 煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下 30m 处， 根据平煤四矿井田走向及倾向长度及设计规范的有关规定，本井田可以划 分三个水平，采用立井或暗斜井开拓，具体方案见下面说明书。3.2.1.2 井硐形式、数目及其配置 ⑴.井硐形式选择由于平煤四矿矿区南北走向一直为上坡，但坡度不大，井田靠北为山丘， 煤藏较深，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升 能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。⑵井筒数目因为平煤四矿走向长度大，且为高瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓 方式，故只需开凿一对立井井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平边界开 设一个风井用于第二水平的回风。 ⑶井筒位置选择 根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离， 减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处偏南处。该处的 地质构造清楚、简单、开采条件好。3.2.1.3 运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层 30m 处的 己组煤层底板岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的 岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。 考虑到该煤层具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的焦煤，将巷道布置 在煤层中维护较困难。所以将回风大巷布置在煤层的南端煤层上部的岩石中。3.2.2 方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列二种：22河南理工大学 2007 届本科生毕业设计⑴立井一水平暗斜井二三水平，图 3－2－1立井一水平暗斜井二三延伸开拓⑵立井一二水平暗斜井三水平，见图 3－2－2；图 3－2－2立井一二水平暗斜井三水平开拓从以上方案的简图可以对方案Ⅰ和方案Ⅱ进行比较，二方案的生产系统均 简单可靠，两个方案均属技术上可行的方案。水平服务年限也均符合要求（中 型矿井第一水平服务年限应大于 20 年） ，初期采用的开拓方案一样，一个立井23河南理工大学 2007 届本科生毕业设计延深，一个暗斜井延伸，从表面上很难看出两方案的优劣，因此两方案要通过 经济比较才能够确定其优劣。3.2.3 方案经济比较由于方案Ⅰ和方案Ⅱ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方 案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较， 于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅱ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差表 3－2－1 时期 项目 主井井筒/m 基建工程量 方案Ⅰ 立井 465+20 暗斜井 600 立井 465+5 暗斜井 600
150 方案Ⅱ 立井 465+20 暗斜井 600 立井 465+5 暗斜井 600
150 立井 220 2300 暗斜井 700 立井 205 2300 暗斜井 700副井井筒/m 早期 井底车场/m 运输大巷/m主井井筒/m副井井筒/m后期井底车场/m主石门/m01400运输大巷/m15015024河南理工大学 2007 届本科生毕业设计表 3－2－2 方案Ⅰ 方案 项目 主井井筒 副井井筒 早 期 井底车场 风井 运输大巷 小计 主井井筒 后 期 副井井筒 井底车场 主石门 小计 共计 570 0 工程量 /m 485 470 0 单价/基建费用表 方案Ⅱ费用/万 元 289.30 316.98 690.42 125.6 23.10工程量 /m 485 470 0单价/费用/万 元 289.30 316.98 690.42 125.6 23.10元?m?14.2 281 7.1 4.45
0 0.38元?m?14.2 280 7.1 1445.06217.45 217.45 690.42 0220 205 4.2 281 5.1 2620.16131.23 138.26 690.42 215.19别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表 3 －2－1、表 3－2－2、表 3－2－3 和表 3－2－4。通过费用汇总表在经济上来比 较两方案的优越。25河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 3－2－3 生产经营费用项目方案Ⅰ生产经营费用/万元项目方案Ⅱ生产经营费用/万元石门 运输 0石门 运输1.2× 3121.8× 1.4× 0.381=1998.21.2× 5291.8× 0.485× 0.85=2617.8 提升 1.2× 3128.3× 1.6× 0.48=× 365× 37× 24× 0.35× -4＝ 123× 365× 24× 18.5× 0.16× -4=318.90 10 7209 提升1.2× 5291.8× 0.705× 0.85＝2120.33123× 365× 24× 18.5× 0.35× -4=697. 10 排水 6 123× 365× 24× 18.5排水× 0.49× -4=976.7 10 合计 7477.8合计表 3－2－4 方案 项目 基建工程费 生产经营费 总费用 方案Ⅰ 费用/万元 9 977938费用汇总表 方案Ⅱ百分率/％ 100 100 100费用/万元 7.8 10097.96百分率/％ 101.9 103.8 103.2从前面表格中的计算可以看出，方案Ⅰ的总费用要比方Ⅱ案的高出 3.2， 由于方案Ⅰ暗斜井可以当作上山， 由此可以减少 434.9 万元的费用， 节约了 2000 米左右的岩石巷道，故决定采用方案Ⅰ。确定方案综上比较可知方案Ⅱ的总费用超过了方案Ⅰ，故决定采用方案Ⅰ。即采用26河南理工大学 2007 届本科生毕业设计立井一水平加暗斜井延伸。第一水平位于-250m，采用上下山开采；第二水平位 于-495m,采用上下山开采，第三水平位于-585 米，采用下山开采。3.3井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。3.3.1 主井主井主要用于提煤。井筒直径 5.0m，采用 9t 多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭 提升。支护材料：基岩段采用混泥土砌壁，表土层不厚不需特殊施工，井壁厚 度：基岩段 350mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深 485m。 主井井筒断面布置如下：230020101300560145035050005702100主井断面图图 3－3－1 主井断面布置图27河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.3.2 副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防 止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径 6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结 构，井壁厚度：基岩段 400mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和 水管管道等。井深为 470m。 副井井筒断面布置如下：4006000300120416504004120副井断面图 图 3-3-2副井风速校核： Q V? ? Vmax M ?S 式中：V ――通过井筒的风速，m/s；Q ――通过井筒的风量，m3/s；S ――井筒净断面积，m2；M ――井筒的有效断面系数，圆形井取 0.8；Vmax ――《安全规程》规定的允许最大风速；由此：2816501650河南理工大学 2007 届本科生毕业设计V? ? 28.27 ? 60＝2.72m/s&8m/s所以井筒选择符合要求。3.3.3 风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。 采用砼支护，井壁厚度为 300mm，井深 150.3m。 风井井筒断面布置如下：1156127811980 500376 360568 3840568350风井断面图图 3－3－3 风井断面布置图29河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 3－3－1 井筒名称 X（m） 井口坐标 Y（m） Z（m） 用途 提升设备 井筒倾角（°） 断面形状 支护方式 井筒壁厚（mm） 提升方位角（°） 井筒深度（m） 净（ m ） 断面积 掘（ m ）2 2井筒特征 副井 风井
156 回风 ―― 90 圆 混凝土砌碹壁 350 ―― 210 19.6 22.5主井
184 提煤 9t 箕斗 90 圆 混凝土砌碹壁 350 209 485 19.6 22.5
185 提料、矸、人、进风 1.5t 双层双车罐笼 90 圆 混凝土砌碹壁 400 119 470 28.3 32.23.4井底车场井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、 供电和升降人员等各项工作服务。 井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持 续增产的需要。 为此， 井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力 30～50。 其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车 场应便于管理和安全操车。 井底车场设计示意图如图 3-4-1 井底车场示意图：30河南理工大学 2007 届本科生毕业设计图 3-4-1井底车场示意图3.4.1 设计基本参数主井净直径 5.0m，装备有一对 9t 箕斗，副井净直径 6.0m，装备一对 1.5t 双层双车罐笼。 井下主要运输大巷采用皮带运煤，辅助运输采用 1.5t 固定式矿车（掘进煤 列车由 18 辆矿车组成） ，煤矸混合列车由 18 辆矿车组成，其中煤车 4 辆，矸石 车 14 辆。8t 蓄电池式电机车牵引，掘进煤由副井提升运出。矸石辆占矿井产量 的 20％，由副井提升。掘进煤辆占 5％。矿井为高沼气矿井，最大沼气相对涌 出量 11.24m3/t，副井进风，风井回风。3.4.2 一些基本问题的确定⑴车场形式，初步设计已确定为刀式车场，东西两翼来车均由主石门进入 井底车场。 ⑵车线长度，主井线路长由于采用皮带运煤，由副井确认，副井进车线按 1.5 列车计算，材料车线按 10 辆 1.5t 材料车考虑。 ⑶主、副井中心线间距离，Y 方向为 35 米，X 方向为 36 米，主井卸载站 的长度为 13 米。 ⑷设计采用 22Kg/m 的钢轨。副井单开道岔采用 5 号道岔。对称道岔选 331河南理工大学 2007 届本科生毕业设计号曲线半径为 20m。 ⑸巷道断面 18.43m2，运输巷道断面 16.37 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐 室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。 副井车线长度：L=m×n×L1+L3+L2 L―为储车线的长度； m―为列车数； n―每列车的矿车数； L1―一辆矿车长度； L2―电机车的长度； L3―电机车的制动距离。 L=1.5×18×2.4+4.8+12 =81.6 材料车线的长度： L=2.4×10 =243.4.3 线路联接计算3.4.3.1 单开道岔非平行线路联接 已知：道岔 ZDK622-5-15，a＝3768mm，b＝4232mm，α ＝11°18?36?， R＝20000mm，δ ＝45°。 查表得：m＝11838mm，n＝8908mm，H＝6299mm，T＝6056mm，Kp＝ 11760mm。32河南理工大学 2007 届本科生毕业设计单开道岔非平行线路联接如图 3－4－2。基 本 起 轨 点图 3－4－2单开道岔非平行线路联接3.4.3.2 单开道岔平行线路联接 已知：道岔 DK622-5-15，a＝3768mm，b＝4232mm，α ＝11°18?36?， R＝20000mm，S＝1600mm。 查表得：L＝13748mm，c＝1946mm，n＝6178mm，D＝11642mm。 单开道岔平行线路联接如图 3－4－3。基 本 轨 起 点图 3－4－3单开道岔平行线路联接3.4.3.3 对称道岔线路联接 已知：道岔 DK622-3-15，a＝2460mm，b＝2800mm，α ＝18°26?06//，S33河南理工大学 2007 届本科生毕业设计＝1600mm。 查表得：c＝1794mm， L＝10234mm。 对称道岔线路联接如图 3－4－4。基 本 轨 起 点a对称道岔线路联接m nTb B Lcs3.4.3.4 马头门线路的确认：图 3-4-3马头门线路布置由上图可以看出：马头门的空、重车线的长度计算为： LO=LS＋LN =（a/2＋b＋c＋e＋f）＋（f＋e'＋bA@＋a/2）34河南理工大学 2007 届本科生毕业设计=（3.01/2＋3＋3＋9.6＋10.243）＋（10.243＋3.5＋3＋3.01/2） =27.345＋18.245 =45.596m 取 LO=49.6m..................................? 式中： a―罐笼长度 取 3.01； f―基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离， 其长度取决于对 称道岔的型号，取 f=10.234m； e―对称道岔连接系统末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取 9.6m。 c―单式阻车器轮挡面至摇臂中心线之间的距离。 一般取 2～3m； 3m。 取 b、b'―摇台摇臂长。600 L轨距摇臂长，取 e'=3.5m，e=3m。 e,―出车方向摇台摇臂轴中心至对称道岔连接系统末端之间的距离， 通 常取 3m；3.4.4 轨道线路平面布置3.4.4.1 已知条件 ⑴主、副井中间线距离，石门方向 36000mm，垂直石门方向 35000mm。 ⑵副井井筒中线与提升中线相距 200mm，主井井筒中线与煤仓中线相距 13000mm，卸载站中线与煤仓中线相距 400mm，双轨直线轨心距 1600mm。 故井筒的相互位置见下图：图 3－4－5井筒相互位置图35河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.4.4.2 线路闭合计算 根据副井出车线布置要求,副井空车线为： EF＝748++3 AD＝50/sin60° ＝70711mm B 点弯道长度：31416 mm 两弯道之间应留：10000 mm CD＝++2×1 ＝131814mm AB=++2×1 BC=300 =728323.4.5 通过能力计算36河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.4.5.1 区段划分见下图图 3－4－6表 3－4－1 区 段 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ Ⅵ Ⅴ Ⅳ 运行状况 牵引列车 摘钩、掉头、机车运行 掉头、挂钩、顶列车 机车运行 掉头、过道岔、机车运行 机车运行 机车运行过弯道 牵引空列车过弯道、挂钩 牵引空列车 牵引空列车过弯道 小计 表 3－4－2区段划分3.4.5.2 调车作业程序及时间（表 3－4－1，表 3－4－2）1.5t 煤列车调车作业程序及时间 运行距离（m） 运行速度（m/s） 运行时间（s） 61.8 51.8 43.2 43.2 70.7 131.7 73.2 73.2 131.7 70.7 1.5 2.0 1 2.5 2.0 2.5 2 1.5 2 2 41.2 25.9+30 43.2+30.0 17.3 35.4+10 52.7 36.6 49.1+30 65.9 35.4 503 1t 煤矸混合列车调车作业程序及时间37河南理工大学 2007 届本科生毕业设计调度图表见下图（图 3-4-2）3.4.5.3 每一循环进入井底车场列车数 每一调度循环进入井底车场得列车数比可用两种方法计算： ⑴按运量和净载重计算 矿井日产煤 2727t；矸石量占 20％，日运量 545t；掘进煤占 5％，日运量煤 136t；每日 1.5t 煤矸混合列车数＝（136+545）/（18×1.5）＝25.2 列 每一调度循环时间＝41.2+55.9+17.3+35.4+10+52.7+36.6+79.1+65.9+35.4 ＝503s 列车进入井底车场的平均时间间隔＝8.4/2 ＝4.2min 列车在井底车场平均运行时间＝4.2×60 ＝252s 3.4.5.4 通过能力计算38区 段 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ Ⅶ Ⅷ Ⅺ Ⅹ图 3-4-2 井底车场调度表河南理工大学 2007 届本科生毕业设计N=.15×Q/T =65.7 M―井底车场的通过能力； Q―每一调度循环进入井底车场的所有煤矸石重； T―没一调度循环时间。 通过能力富裕系数＝65.7/90×0.2＝3.65 满足设计规范要求。3.4.6 坡度井车场应留一定的坡度，重车线留 5?的下坡，以让列车自行进入.3.4.7 确定各井底车场硐室位置3.4.7.1 井下中央变电所 ⑴硐室位置 中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配 电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井 底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关 规定的要求，不得违反有关规程。 ⑵支护形式和特殊要求 变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也 可采用不燃性锚喷支护。 硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门， 门内可设向外开的铁珊门， 但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不燃 性材料支护。 变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高 出 0.5m。 硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。 中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱， 为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。39河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.4.7.2 中央水泵房硐室 ⑴水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵 房硐室位置的选择应考虑以下因素： ①管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。 ②一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增 加排水能力，迅速排除事故恢复生产。 ③具有良好的通风条件。 根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧， 以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可 能靠近副井。 ⑵硐室支护与特殊要求 ①中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚 固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。 ②出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门 起 5 采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。 ③泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板 0.5m，设置流水坡，以防 硐室积水。 ④水泵工作的总能力应能满足 20 小时内排出框架 24 小时的正常用水量。 3.4.7.3 水仓容量与数量 水仓是按矿井正常涌水量计算的， 《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水 量在 1000 立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳 8 小时的正常涌水量。 同时主要水仓必须含有主仓和副仓。 据以上可知，本设计矿井正常涌水量为 123 立方米/小时，小于 1000 立方 米/小时。故其容量 V=Q×8 式中： V――水仓容积，立方米； Q――矿井正常涌水量，立方米/小时； 由此：V=8×123=984 立方米 设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有 982/2=492 立方米。 若用净断面为 10 平方米的半圆拱形断面，那末一条水仓长度为 L=492÷10=49.2m40河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.4.7.4 水仓的支护形式和特殊要求 本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水， 水仓净断面应乘以 1.2 的系数，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向 设立反坡，其坡度常为 1?～2?。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝， 再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。 3.4.7.5 等候室 在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，等候室和工具 房相邻，以便工人领取工具。 3.4.7.6 其它峒室 其它峒室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库 等。3.5开采顺序及采区回采工作面的配置3.5.1 开采顺序上、下山采区均采用前进式的开采方式，即上山采区采用仰斜开采，下山 采区采用俯斜开采。3.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工 作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表 规定：表 3-5-1 矿井同时生产的采区个数 矿井设计生产能力（Mt/a） 采区个数 2.4～3.0 3～4 1.5～1.8 2～3 1.2 及以下 1～2因为设计矿井年产量为 90Mt/a,因此， 本矿井生产采区为一个， 保证年产量 的工作面为一个。41河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.5.2.1 矿井达到设计产量的回采工作面个数 ⑴确定达到设计产量时工作面总线长： A?X B? ?m? ?L?K3 ? 式中： B―回采工作面总线长, m； A―矿井设计年产量, t/a； X―回采出煤率，可取 0.9； Σ m―同采煤层总厚度, m；? ―煤层容重, t / m 3 ；K3―工作面采出率，97％、95％、93％； L―年推进度，L＝330× I× ； n× Ф 其中： 300―矿井年工作日，天； n―日循环数； I―循环进度，m； Ф ―正规循环系数，Ф ＝0.8～1； 由此： L＝330×4×0.61×1 ＝792m B=90×0.9/4×1.4×792×0.93 =196 ⑵确定同采工作面数 B?n （取整数） N? L 式中： N――同采工作面数，个； B――工作面总线长，m； n――同采煤层数； L――回采工作面长度，m； 由此: N=196/200 =1 个42河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.5.2.2 采区工作面配置 采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定， 同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内 同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。 因此，在满足矿井服务年限的条件下，由于采区内同采工作面为 1 个，所以采 区内同时生产的工作面为 1 个。 3.5.2.3 矿井产量的验算：An ? ? mi ? I i ? li ? ? i ? K ii ?1 n式中：An ――矿井同采工作面产量总和，万 t； mi ――第 i 号工作面采高，m；I i ――第 i 号工作面长，m； Li ――第 i 号工作面年推进度，m/a；? i ――第 i 号工作面煤的容重，t/ m 3 ；N――同采工作面数。 由此： An ＝4× 200× 792× 1.40× 1 ＝88.7 万 t 计算结果 An 加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量 A，但不宜超过 1.15A。 全矿井掘进煤 A掘 ＝ An × 0.06 ＝59.3× 0.06 ＝5.322 万 t 实际产煤为 An + A掘 ＝88.7+5.322 ＝94.022 万 t 因此进行验算有：94.022/90＝1.05&1.15 故符合设计要求。43河南理工大学 2007 届本科生毕业设计3.6井巷工程量和建井周期3.6.1 概述根据以上各章节计算的结果，计算统计达到设计产量时的井巷工程量。 设计中的井筒有：主井、副井、风井。主井直径为 5m，副井直径 6m，风井 2 2 2 直径为 4m。断面面积分别为 19.635 m 、28.27 m 和 19.635 m 。采用普通法施 工,月进度为 50m。 设计中的巷道有：井底车场、运输大巷、回风大巷、回风石门、采区运输 平巷、采区回平巷、运输上山、轨道上山、回风上山、工作面开切眼。3.6.2 井巷工程量和建井周期的各计算图表矿井建设主要工程包括井筒、井底车场巷道及峒室、主要石门、运输大巷 及采区回采巷道等全部工艺。 本设计中矿井的主要巷道由：井底车场、运输大巷、轨道大巷及工作面巷 道。断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计。 各巷道的掘进速度指标见下表（表 3－6－1）表 3－6－1 掘进机械化程度 平巷掘进速度表 月进度 400 250 120 80 250 150 煤岩类别 煤 综合机械化掘进机组 半煤岩 液压凿岩台车机械化作业线 液压钻作业线 岩 岩 煤 钻爆法 半煤岩44河南理工大学 2007 届本科生毕业设计矿井达到设计产量时井巷工程量见下表（表 3－6－2）表 3－6－2 序 号 断面形 状 矿井达到设计产量时井巷工程量表 巷道断面（m ） 净 一 开拓巷道 主井 圆形 混泥土 砌壁 混泥土 砌壁 混泥土 砌壁 锚喷 锚喷 锚网 锚网 掘3巷道名称支护材 料巷道长度 （m）工程量（m ） 净容积 掘进容 积3119.622.5485950610912.52 3 4 5 6 7 二 1 2 3 4 5 6副井 风井 井底车场 运输大巷 回风大巷 回风石门 准备巷道 回风上山 运输上山 轨道上山 区段运输 巷 区段回风 道巷 工作面圆形 圆形 半圆拱 形 半圆拱 形 梯形 梯形28.3 19.6 18.43 16.37 16.37 13.9332.2 22.5 20.34 18.43 18.43 14.41470 210 0 20 .5 .65 .5 .5梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 矩形锚喷 锚喷 锚喷 锚网 锚网 锚网13.93 13.93 13.93 13.93 13.93 1514.41 14.41 14.41 14.41 14.41 15.8600 0 .5 0 .5 245河南理工大学 2007 届本科生毕业设计井巷工程施工进度见下表（表 3－6－3）表 3－6－3 序号 工程名称 工程量（m） 井巷施工进度表 施工速度（m/月） 时间（月）1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12主井 副井 风井 井底车场 回风石门 运输大巷 回风大巷 区段运输巷 采区回风上山 采区运输上山 采区轨道上山 开切眼485 470 210
00 050 50 50 180 180 180 400 120 120 400 400 4009.7 9.4 4.2 5.6 0.1 0.8 3.9 3.9 5.56 5.56 5.56 0.546河南理工大学 2007 届本科生毕业设计4采煤方法4.1采煤方法的选择为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。平煤四矿煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为己16-17煤层，己16-17煤层属于近水平煤层，平均倾角 8°-12°。煤层平均厚度为4.0m。煤尘无爆炸性，煤层有自燃发火倾向；发火期 4-6 个月，为高瓦斯矿， 相对瓦斯涌出量为 11.24 立方米每吨，煤硬度不大，煤层直接顶为大占砂岩，岩 厚度变化在 8-15m 之间，中等稳定，不易容易冒落。底板为波浪带砂岩。地质 构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综 合机械化一次采全高回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。4.2采区巷道布置及生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。为了布置采 区巷道，需要确认采区走向长度，区段斜长和数目，以及采区里各种煤柱尺寸， 然后确认采区上下山、区段平巷、区段集中巷的位置、条数以及它们之间的联 络巷的形式。4.2.1 采区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段上山为例）本采区位于井田的南部，采用双翼开采，倾向长度 1000m，一翼走向长度 1550m，一共布置 10 个工作面，采用一个工作面生产，年产量为 90 万吨。47河南理工大学 2007 届本科生毕业设计4.2.2 确定区段斜长和区段数目具前所述，工作面长度定为 200m，回采巷道宽 4m，区段斜长为 208 米， 分 5 个区段，采用无煤柱护巷技术。4.2.3 煤柱尺寸由于采用无煤柱护巷，没有区段煤柱，上下留 30 米的煤柱，采区边界留 25 米煤柱。4.2.4 采区上下山的布置由于煤层瓦斯涌出量较大，按照《煤矿安全规程》规定，必须布置三条上 山，考虑到第一水平服务时间较长，且有自然发火危险，将上山布置在煤层底 板下的岩层中，以煤的间距为 25 米左右。运输上山布置在轨道上山三米下，回 风上山在最上，距轨道上山 3 米.4.2.5 回采巷道的布置（分带斜巷的布置）由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存 条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置 在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤 层底板布置。4.2.6 联络巷的布置回风巷用斜巷与回风大巷联接，运输巷用进风行人斜巷与大巷联接，上山 以各区段用斜巷联系。48河南理工大学 2007 届本科生毕业设计4.2.7 采区车场形式的选择4.2.7.1 采区上部车场：结合该处具体情况，上部车场采用甩车场。具体形 式见下图。4.2.7.1 采区上部车场：图 4-2-1上部车场1―风窗2―轨道上山 8―绕道3―回风上山 9―风门5―绞车房6―甩车道7―回风大巷? 4.2.7.1 采区中部车场：该车场为绕道式甩车场，具体形式见图 4-2-2：49河南理工大学 2007 届本科生毕业设计图 4-2-2中部车场1―轨道上山 5―石门2―回风上山 6―车场绕道3―运输上山 7―回风斜巷4―区段运输平巷4.2.8 采区硐室4.2.8.1 采区煤仓： 圆形垂直煤仓，净直径 2m，高度为 10m。 （大巷布置在煤层底板下垂距为 30m 的岩层中）支护方式采用砌碹支护，壁厚 300－400mm。 4.2.8.2 绞车房： 绞车房布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的 地质构造、含水层，支护采用锚网。 4.2.8.3 变电所： 由于采用上下山开采，并且采用采区式布置，将变电所设在轨道运输巷道 的一侧（采区用电荷中心处） ，支护方式采用料石支护。主要尺存高度为 2.5 米， 长度为 16 米，3?的坡度，宽度为 3.6 米50河南理工大学 2007 届本科生毕业设计4.2.9 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率采区掘进巷道及其煤巷统计见表 4-2-1、表 4-2-2。表 4-2-1 序 号 围岩形 式 支护方 式 采掘进巷道统计 巷道断面(m2) 净断 面 13.93 掘断 面 14.41 巷道长度 (m) 同类巷道总长度 (m)巷道名称1运输上山砂岩锚喷100010002回风上山砂岩锚喷13.9314.41100010003轨道上山 区段运输上砂岩锚喷13.9314.41100010004山 区段回风上煤锚网13.9314.4115503×15505山 开切眼煤锚网13.9314.4115503×15506 合 计煤支架1515.8620010×200 岩巷 3000 煤巷 1130051河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 4-2-2 采煤巷统计表 序 号 巷道 名称 区段 1 运输 平巷 区段 2 回风 平巷 开切 3 合 计 .8 眼 15.86 22.204
－ 234 0.952 1.54 0.952 1.54 14.41 20.174
1.54 14.41 20.174 .1
1.54 巷道断 面面积 (m2) 每米出煤 量(t/m) 巷道全 长(m) 全部出煤 量(t) 采总出煤 量〔wt〕 采千吨掘 进率 (m/kt) 采掘进 出煤率 (％)4.2.7 确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数根据采区生产能力，采区巷道布置、煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方 法为综掘。当某一回采工作面将要采完时，须把一个接替回采工作面准备好， 以确保工作面的正常生产。故需要配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作 面的接替。 采掘工作面的比例关系(头、面比)计算方法如下：tj t h ? t1 ? t 2N＝式中：N ― 掘进工作面回采工作面头面比； t1― 机械安装时间，综采一个月； t2― 工作面备用时间，按半月计。 th― 回采工作面所需时间，月； Lg t h＝ Vh52河南理工大学 2007 届本科生毕业设计其中：Lg―区段内回采工作面沿走向全长，m； Vh―回采工作面月速度，m/月； tj―掘进工作面所需时间，月； I t j＝ n Vj 其中：In―接替工作面的巷道长度，m；Vj―巷道的掘进速度，m/月；3300 所以： 400 =8.25 1550 t h＝ 4 ? 0.6 ? 30 ＝21.5 月 t j＝又因为 t1＝1，t2＝0.5。 8.25 所以： N＝ 21.5-1-0.5 ＝0.41254.2.8 采区生产系统采区生产系统包括采区内的煤、矸石、材料和设备的运输路线。 4.2.8.1 煤炭运输系统 分带运输斜巷采用 SDJ-150 型胶带输送机配 75KW 的电机两台。 运煤路线： 综采工作面的煤炭――区段运输平巷――溜煤眼――运输上山――采区煤 仓――运输大巷――井底车场――主井到地面 4.2.8.2 辅助运输系统： 采区内以轨道上山及区段回风平巷构成辅助运输系统，担负着设备、材料、 矸石和人员的运输任务。 辅助运输路线： 副井――井底车场――运输大巷――轨道上山――区段回风平巷――综采 工作面 矸石运输由岩巷掘进工作面往外运的方向与上述方向刚好相反。53河南理工大学 2007 届本科生毕业设计辅助运输系统均采用 1.5t 的固定式矿车运输。 4.2.8.3 通风系统 根据采区巷道布置及生产安排，主要进风巷为轨道上山；主要回风巷为回 风上山及回风平巷。 通风路线： 副井――井底车场――运输大巷――轨道上山――区段运输上山――综采 工作面――区段回风平巷――回风上山――回风石门――风井。 4.2.8.4 排水系统 根据采区巷道布置，工作面污水经水沟流至区段运输上山至运输上山，再 经运输大巷由井下中央泵房排至地面。 4.2.8.5 供电系统 高压电缆由井底中央变电所，经运输大巷至采区变电所，经降压后的低压 电通过轨道上山由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的配电点以及运输平巷 输送机，区段回风巷绞车等用电地点。 4.2.8.6 供水系统 采掘工作面、斜巷及采区运输巷输送机转载点所需的防尘喷雾用水，由地 面储水池以专用管道送至采区用水地点。4.3回采工艺设计在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计主要包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护 方式和采空区处理方法、绘制机械配备平剖面图、编制循环图表及工作面技术 经济指标表。4.3.1 综采工作面的主要设备(见表 4-3-1)54河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 4-3-1 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 设备名称 采煤机 刮板输送机 液压支架 乳化液泵台 端头支架 转载机 移动变电站 喷雾泵站 综采面主要设备表 型号 MXA-300/45 SGZ-764/264 BC480-22/42 MRB-125/320 ZT900/18/38 SZB730/40 KSGZY XPB-250/55 数量 1 1 133 1 200 2 1 1工作面长度为 200m,煤层倾角平均为 8.6°,顶底板都比较稳定。 走向长度为 1550m，煤厚为 4m，故采用一次采全高、全部垮落法管理顶板。55河南理工大学 2007 届本科生毕业设计机械配备平剖面图见下图（图 3－4－1） 。12 10 7 8 92 1 A A 3A A10 11 4 756图 13 3－4－1机械配备平面图1----采煤机 4----破碎机 7----调度绞车 10----煤电钻 13----下端头支架2----刮板机 5----转载机 8----乳化液泵 11----小水泵3----液压支架 6----顺槽输送机 9----喷雾泵 12----上端头支架4.3.2 工作面循环方式和循环作业图表的编制综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个工 序即为完成一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为 104 人，劳 动组织表见表 4－3－2。 在安排作业方式时， 必须把机械设备检修作为综采的一 个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班 采煤，一班准备的三班作业制。56河南理工大学 2007 届本科生毕业设计表 4－3－2 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 工种 一班 支架 机组司机 移溜工 泵站司机 电工 溜子司机 机组检修 支架检修 泵站检修 电检修 端头工 溜子检修 破煤工 修护工 记录员 送料工 班长 井下保管 材料员 队长 合计 1 26 1 1 1 2 6 8 2 3 1 1 1劳动组织表 班次 合计 二班 8 2 3 1 1 1 4 4 4 5 6 3 2 15 1 2 4 1 1 1 2 3 1 26 1 48 检修 16 4 6 2 2 2 4 4 4 5 12 3 4 15 4 4 3 4 3 3 10457河南理工大学 2007 届本科生毕业设计综采生产、割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间。因此，准备班 的工作量不是太大，主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、回收运 输和回风巷支架、平巷超前支护工作。在工作面还有如加固煤壁、扶正支架、 整理工作面端头等。但这些工作可以平行进行，一般一班即可顺利完成。循环 作业图表： 见图 4－3－2。58河南理工大学 2007 届本科生毕业设计三一班时面长/图 4－3－2循环作业图表59图例移支架采煤机割煤移输送机二设备检修河南理工大学 2007 届本科生毕业设计5矿井运输、提升及排水5.1矿井运输5.1.1 井下运输系统和运输方式的确定根据矿井井下开拓系统和采区回采工作面的布置，确定煤炭矸石材料设备 和人员在内的运输系统如下： 1．煤炭运输系统： 综采工作面的煤炭――区段运输平巷――运输上山――采区煤仓―――运 输大巷――井底中央煤仓经主井提升至地面 2．设备材料和人员的运输系统： 副井罐笼中的设备（材料、人员）――井底车场――运输大巷――采区轨 道上山――区段运输平巷―――综采工作面。 3．矸石运输系统： 掘进工作面出的矸石――区段回风平巷――轨道上山――运输大巷――井 底车场――由副井提至地面。5.1.2 采区运输设备的选型采区主要设备主要包括回采工作面、顺槽、采区上下山的主要运煤设备、 矸石、运料运输设备。其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运 输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定，对于采区运输设备，原则上不必进 行设计计算，直接从有关设备技术特征表中选用即可。 带区设备选型时，运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯 曲刮板输送机小时运输能力，应大于回采工作面采煤机设计的小时生产能力， 同时不应小于回采工作面的小时运输能力。 各种设备选型特征如表 5－1－1、 表 5－2－2、表 5－1－3 所示。60河南理工大学 2007 届本科生毕业设计表 5－1－1 出厂长度 （m）可弯曲刮板输送机 电动机 型号 功率（Kw） 电压（V）型号运输能力 t/hSGD－ 700 764/264 150 YSB－160 160× 2 660/1140表 5－1－2可伸缩胶带输送机特征表 电动机 与转 速 载机 接头 （m） 储带 长度 （m） 台 功率 电压 （V）运 输 型号 能 力 t/h 出厂 长度 （m） 台 数输送带功 率 因 数宽度度（mm） m/ s数 （Kw）SSD800、 40 2× 40SJ －80 0 800 2 800 2.0 12 80 2 40× 2 0 6 660/114 0.8表 5－1－3上下山带式输送机型号带宽 （mm）带速 (m/s) 2运量 (t) 400主机功 率(kw) 40×2整机载重 (t) 114.57最大倾 角(°) 18生产厂 家 淮南煤 机厂SD―80X （下山） STJ― 800/75S80080024007533.15216淮南煤 机厂61河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 5－1－4 顺槽转载机特征表 型号 机型 双边 SZZ-730/132 链 43 630 132 出厂长度 （m） 小时运量 t/h 型号 KBY550－ 132 1140 电动机 功率（Kw） 电压（V）5.1.3 大巷运输设备大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车， 小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井，采区生产集中矿井一翼走向长度小 于 3Km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。 矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于 90 万吨的矿井， 应选用底卸式矿车， 辅助运输可选用 1.5 吨固定矿车和平板车， 材料车和人车等 辅助车辆。年生产能力小于 90 万吨的矿井，选用一吨固定式矿车和与之相一致 的辅助车辆。根据以上原则，同时参考《矿山固定机械》有关内容，确定选用 以下固定设备。 （见表 5－1－5 表 5－1－6）表 5－1－5 蓄电池式电机车主要技术特征表 粘着 型号 质量 （t） 配套电机 轨距 （mm） 轴距 （mm） 速度 Km/s 型号 功率 （Kw） 电压 （V） 4490 × XK8― 8 6/140KBT 600
DZQB ―7.5 2×7.5 140 1044 × 1600 外形 尺寸62河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 5－1－6 名义 名称 型号 载重 （t） 1.5t 固 定式 矿车 1t 平板 车 MG1. 7― 6A MP1. 5― 6A 1t 材料 车 MC1. 5― 6A 1.5 2.9 600 750 单列弹簧 式 2400× 105 0×.5 2.9 600 750 单列弹簧 式 2400× 105 0×.5 / 600 750 最大 载重 （t） 轨距 （mm） 矿车主要技术特征表 轴距 （m m） 单列弹簧 式 2400× 105 0× 缓冲器 外形尺寸 （mm） 自重 （Kg）表 5－1－7大巷胶带运煤特征表 带宽 800 运距 300 整机载重 28898.5型号 DP340/800运量 4005.1.4 列车组成的计算在确定电机车粘着质量及矿车形式之后， 可以根据运输条件计算列车组成。 列车组成的计算按三个条件来确定，分别为：⑴按电机车的粘着质量。⑵按牵 引电动机的允许温升。⑶按列车的制动条件。分别计算如下： 5.1.4.1、按电机车的粘着力条件计算 以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。 P? ?p Qzh ≤ ｀ W zh ? i ? 0.11a 式中： P――机车粘着重量，t；63河南理工大学 2007 届本科生毕业设计Qzh――重车组质量，t； ψ ――机车粘着系数，启动ψ = 0.24； Wzh――重列车起动时的阻力系数，取 0.0105； I――轨道线路平均坡度 ，i = 3?；a ――列车起动时的加速度 ， a = 0.04m/s2；所以：Qzh＝ 8 ? 0.24 ? 10 0.0105 ? 0.03 ? 0.11? 0.04 ＝107 ＝97）5.1.4.2 按牵引电动机允许温升条件计算 Fch Qzh＝ ?P T 1000? （Wzh ? i d） ?g T ?? 式中： Fch――电机车长时牵引力，N； P ――机车重量 α ――电机车调车时的电能消耗系数，取 1.25； T――机车往返一次的运行时间，min； θ ――列车往返一次的运行时间，min； Wzh――重列车运行阻力系数，取 0.007； id――等阻力坡度 一般为 2? ~ 3?，取 2?； g――重力加速度，取 9.8 m/s2； 所以：Qzh＝
15000 ? 10 T （0.07 ? 0.02） 9.8 ? T ??其中： T ? t z h? t k 60 Lp 60 Lp ＝ ? 0.75Vzh 0.75Vk 式中：64河南理工大学 2007 届本科生毕业设计T ――列车往返一次的运行时间，min；Lp ――加权平均运距，Km，取 1Km；Vzh ――重列车的运行速度，Km/h，取 6 Km/h； Vk ――空列车的运行速度，Km/h，取 8 Km/h；所以：T＝ 6 0? 1 ? 0 . 7? 6 5 6?0 1 0? 7 5 8 .＝23min θ ――列车往返一个循环中的休止时间，min，取θ ＝5min； 所以：Qzh＝
15000 ? 10 ＝260t 23 （0.007 ? 0.002） 9.8 ? 23 ? 55.1.4.3 按列车制动条件计算 根据《煤矿安全规程》 ，列车制动距离，制动时不得超过 40m。在车组重量 计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过 40m 计算。 列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为： V 2 1 b＝（ ch ）? 3.6 2 LT 式中： Vch ――机车长时制运行速度，取 Vch =10Km/s；LT ――制动距离 ，运送物料时取 40m；所以：b＝（ 7 . 82 1 =0.06 ）? 3.6 ? 40 2按制动条件计算车组重量的最大值是： P? Qzh＝ ?P 0.11b ? Wzh ? i 式中：Qzh ――重车组质量，t；P――机车重量，t； ψ ――机车制动时粘着系数,取ψ = 0.17;65河南理工大学 2007 届本科生毕业设计Wzh ――重列车运行的阻力系数，取 0.007；I――轨道的平均坡度，取 i＝3?； b――列车制动时的加速度 m/s2 由此：Qzh＝ 8 ? 0.17 ? 10 0.11? 0.1 ? 0.007 ? 0.003＝842 5.1.4.4 列车中矿车数量的确定 Q Z＝ zh min G ? G0 式中： Qzh min ――距三个约束条件确定的车组质量中最小者，t； G、G0――分别为矿车的载重或自重，t； 所以：97 Z＝ 1.5 ? 1.80.0974＝39 辆&18 辆 前面选的符合要求5.1.5 电机车台数的计算5.1.5.1 机车的加权平均周期运行时间 60 LP 60 LP T＝ ? ? ?， min 0.75Vzh 0.75Vk 式中： LP ――加权平均运距，Km，取 1Km；Vzh ――重列车的运行速度，Km/h，取 6 Km/h； Vk ――空列车的运行速度，Km/h，取 8 Km/h；θ ――列车运行一个循环中休止时间，min，取 5min； 所以：T＝ 60 ?1 60 ?1 ? ?5 0.75 ? 6 0.75 ? 866河南理工大学 2007 届本科生毕业设计＝13.3+10+5 ＝28min 5.1.5.2 每台机车每班可能运行次数： 60Tb γ ＝ 次/班 T 式中： Tb ――一个工作班内的运输工作时间，不运人取 Tb ＝7h；T ―机车的加权平均周期运行时间，min；所以： γ ＝60 ? 7 28＝15 次/班 5.1.5.3 班产量 Ab＝A1 + A2 +?+ An ， t/班 式中：A1，A2，?，An――各采区的班产量，t/班； 因为只有一个采区生产，所以： Ab＝A1 ＝2×0.6×4×200×1.4 ＝1344t/班 5.1.5.4 每班所需运送货载总次数 K（Ab ? Aa） ? ? b＝ ，次/班 Z? G 式中：Aa ――每班矸石产量，t/班；K ――生产不均匀系数，取 K ＝1.35； Z ――一列矿车的矿车数，取 18 辆；G ――矿车载重，取 1.5t；又因为： Aa ＝0.2 Ab ＝0.2×1344 ＝268.8t/班 所以：67河南理工大学 2007 届本科生毕业设计? b＝1.35 ? 268.8 18 ?1.5＝14 次/班 5.1.5.5 工作机车台数 ? N＝ 总 ＝14/15 ? ＝0.93 台 取 1 台。 5.1.5.7 备用与检修台数｀ N ＝0.25 N＝0.25×1 ＝0.25 台 取 1 台。 5.1.5.8 所需机车总台数｀ N总＝N ? N＝1+1 ＝2 台5.2矿井提升5.2.1 矿井提升概述该矿井设计井型为 90 万吨/年，考虑设置一对井筒进行提升，即主井和副 井进行提升。主井采用箕斗提升，主要负责提煤；副井采用罐笼提升，负责提 矸、下料、升降设备和人员等各种辅助提升 提升为主井和副井提升，大巷运输水平为-285m 水平，地面井田标高为 +190m，提升高度为 485m，故应采用立井多绳摩擦式提升机，副井筒也采用多 绳摩擦式提升机进行提升。68河南理工大学 2007 届本科生毕业设计5.2.2 矿井提升设计的主要依据和原始资料该矿井设计生产能力为每年 90 万吨，年运输矸石 18 万 t，井下运输大巷中 采用皮带运煤，辅助运输通过 1.5t 固定式矿车、平板车和材料车来完成。平煤 四矿的煤质为优质焦煤，煤的散体容重为 1.3t/m3，矿井工作制度为：一年工作 日为 330 天，每天净提升时间 16 小时，每天 3 班作业，每班工作 8 小时。 该矿采用立井开拓，第一水平标高-250m，第二水平高度深-495m。5.2.3 提升设备的选型计算5.2.3.1 主立井提升容器确定 ⑴一次合理提升量Q? A?c ?af 3600 ? t ? n Tj式中：A ―― 矿井设计生产能力,t；c ―― 提升不均衡系数,箕斗井为 1.1～1.15,取 1.15；a f ―― 提升富裕系数,第一水平取 1.20；t ―― 日提升小时数,取 16h； n ―― 年工作日数,取 330d；T j ―― 一次循环时间,s； H Vj Tj ? ? ? u ?? Vj a其中： H――提升高度，m； 箕斗井： H ? H x ? H s ? H z 其中： H s ――矿井开采水平垂直深度，m；H x ――卸载水平至井口水平距离，m，取 20m；H z ――装载水平至井底车场水平距离，m，取 20m；V j ――最大提升经济速度，其中 V j ? 0.4 H ；69河南理工大学 2007 届本科生毕业设计a ――加速度，取 0.75 m s 2 ；U――箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取 u=10s；? ――休止时间，s，取θ ＝10s；表 5-2-2 箕斗规格 （t） 休止时间 （s） 5 及以下 8 5～9 10 箕斗休止时间 12 12 16 16 20 20所以：H ? Hx ? Hs ? Hz＝465+20+20 ＝505mV j ? 0.4 H＝ 0.4 ? 505 ＝8.99m/s H Vj Tj ? ? ? u ?? Vj a ＝505 8.99 ? ? 10 ? 10 8.99 0.75＝88.2s 所以：Q? Tj 3600 ? t ? n 90 ?104 ?1.15 ?1.2 ? ? 88.2 3600 ?14 ? 300 A?c ?af＝7.2t ⑵选择提升容器规格尺寸 根据 Q 值及煤的松散容重即可选用 9t 标准箕斗，根据表中斗箱有效容积， 计算一次实际提升量： Q= ? ? r ' ? QV 式中：70河南理工大学 2007 届本科生毕业设计式中： r ' ――煤的松散容重,取 r ' ? 取 1.1； QV ――箕斗容积； β ――满度系数，取 0.9； 1.4 r' ? ? 1.4 ＝ 1.1 ＝1.27t/m3 所以： Q= 0.9 ?1.27 ? 10 ＝11.4t1.4?,其中 1.4 为煤的容重, ? 为碎胀系数,根据箕斗实际提升量，选择 JDS－9/110×4 型多绳摩擦式 9t 箕斗。箕斗有 效容积 10m3，自重 10.7t。 5.2.3.2 副立井提升容器的确定 副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备 和井下矸石量， 初步选择罐笼型号为 GDG－1.5/6/2/2 型 1.5t 矿车双层双车罐 笼，其自重为 6.56t。 要求最大班工人下井时间一般不超过 40min，最大班净作业时间，一般不 超过 5h（包括提人、材料、矸石?） ，其中升降工人时间，按工人下井时间的 1.5 倍，升降其它人员时间，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％。 ⑴下井人数的确定 因为该矿年产量为 90 万吨，且工作制度为“三、八制” ，二班采煤一班准 备。所以该矿总工作人员为： 900000 n＝ 300 ? 3＝1000其中管理人员占 10％，为 100 人。井下工人为 0 人 所以下井最大工人数 900/3＝300 人 ⑵用提升人员进行验算：71河南理工大学 2007 届本科生毕业设计40 ? 60 nr ? n0 Vj H ? ? ? ?? a Vj式中：nr ――每罐提升人数，32 人； n0 ――最大作业班下井人数，300 人；a ――提升加速度，取 0.7m/s2；H ? Hs ? Hx＝465+20 ＝485 其中：H s ――矿井开采水平垂直深度，m； H x ――卸载水平至井口水平距离，取 20m；? ――稳罐附加时间，取＝5s；θ ――上下人员休止时间，取 36s； 所以：4 0? 6 0 nr Vj H ? ? ? ?? a Vj＝40 ? 60 ? 32 0.4 ? 485 485 ? ? 5 ? 36 0.7 0.4 ? 485＝705&200 人 满足要求。 ⑶以最大班净作业时间 6 小时验算 ①提矸石每班作业时间（小时） Q0 ? q T t矸＝ 2 ? 3600 ? q 0 式中：Q0 ――每日矸石提升量，545t；q 0 ――每次矸石提升量，3t；所以：72河南理工大学 2007 届本科生毕业设计t矸＝545 105 ? 2 ? 3 6 0?0 3＝2.65h ＝159min ②升降其他人员的时间 0.2× t 人 （min）?1.5 （ ? 60min） 60?n r 105 ? 300 t 人＝ ?1.5 60 ? 24 t 人＝ Tq ?n 0＝25min 0.2× t 人 ＝0.2×25 ＝5min ③下坑木、支架按日需量的 50%计算； 取 0.3h＝18min ④下炸药 2~4 次，取 3 次；保健车 2~4 次，取 3 次；运送设备 5~10 次，取 8 次；其他 5~10 次，取 8 次； 则：总计 3+3+8+8＝22 次 22×105s＝38.5min 所以： 总作业时间为：159+25+5+18+38.5 ＝245.5min ＝4.09h&6h 满足要求。 5.2.3.3 提升钢丝绳的选择计算 立井多绳摩擦式提升，宜采用同向捻的提升钢丝绳。 ⑴提升钢丝绳的绳端荷重 Qd 箕斗提升时：Qd＝（Q+Q2）g，N； 罐笼提升时：Qd＝〔Q2+2（G+G0） 〕g，N； 式中： Qd ―― 钢丝绳绳端荷重，N； Q2 ―― 罐笼的质量，kg； Q―― 一次提升量，kg；73河南理工大学 2007 届本科生毕业设计2――每次提升的矿车数； G―― 矿车中的装载质量，kg； G0――矿车的质量，kg； G――重力加速度，9.8N/kg； 所以： 箕斗提升时：Qd＝（Q+Q2）g ＝（）×9.8 ＝216580，N 罐笼提升时：Qd＝〔Q2+2（G+G0） 〕g ＝〔6840+2×（） 〕×9.8 ＝，N ⑵钢丝绳最大悬垂度 Hc＝HH＋Ht＋Hk@，m 式中： Hc――尾绳环的高度，m； HH＝Hg＋1.5s s――提升钢丝绳的中心距，m； Hg――过卷高度，取 6.5m； Ht――提升高度，m； Ht＝Hz＋Hs＋Hx Hz――装载水平至井下运输水平的高度，取 20m； Hx――卸载水平至井口的高度，取 20m； Hs――井筒深度，465m； Hk@――提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴的高度； Hk?=Hr＋Hg＋h＋H2x Hr――容器全高，m； h――导向轮中心距楼板层面高度，h＝0.75R； R――导向轮半径，m； H2x――主导轮中心至导向轮中心的高度，m； 根据所选提升容器查表得箕斗全高为 12m，罐笼全高为 10m。按《煤矿安全 规程》第 397 条表 6 规定，取 v＝8m/s 时，过卷高度取 8.25m，即 Hg＝8.25m。 根据井筒断面布置和所选容器得外形尺寸可知，罐笼提升得提升钢丝绳的74河南理工大学 2007 届本科生毕业设计中心距为 1740mm，箕斗提升的提升钢丝绳的中心距为 1600mm。 根据主导轮直径为 2.8m 查表可知 H2x＝5m，且主导轮半径为 R＝1.4m。 ①对于箕斗井： HH＝Hg＋1.5s ＝8.25+1.5×1.6 ＝10.65m Ht＝Hz＋Hs＋Hx ＝20+465+20 ＝505m Hk?=Hr＋Hg＋h＋H2x ＝13.35+8.25+0.75×1.25+5 ＝27.5m 所以： Hc＝HH＋Ht＋Hk@ ＝10.65+505+27.5 ＝543.15m ②对于罐笼井： HH＝Hg＋1.5s ＝8.25+1.5×1.74 ＝10.86m Ht＝Hz＋Hs＋Hx ＝20+465+20 ＝505m Hk?=Hr＋Hg＋h＋H2x ＝7.25+8.25+0.75×1.25+5 ＝21.4m 所以： Hc＝HH＋Ht＋Hk@ ＝10.86+505+21.4 ＝537.26m ⑶确定钢丝绳每米质量 P75河南理工大学 2007 届本科生毕业设计箕斗提升： P?n(?BQ ? Q2 ? Hc )，Kg/mgr0 ma罐笼提升： P?Q2 ? 2(G ? G0 ) n(?B，Kg/mgr0 ma? Hc )式中：? B ――钢丝绳公称抗拉强度，1550Pa；r0 ――钢丝绳密度，9349Kg/m ；3n――钢丝绳数目；4 g――重力加速度，9.8m/s2； ma――提升钢丝绳的安全系数； 《煤矿安全规程》规定当钢丝绳悬垂长度 H c 不大于 1200m 时，按下列公式 计算 ma： 专为升降物料时：ma＝7.2-0.0005 H c 人员和物料混合提升时：ma＝9.2-0.0005 H c 同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为 1550N/mm2 和 1700 N/mm2 两种钢丝绳， 不妨取钢丝绳的公称抗拉强度 ? B ＝1550N/mm2＝Pa。查表并计算可得 钢丝绳密度为 9350Kg/m3。 ①对于主井（箕斗井） ma＝7.2-0.0005 H c ＝7.2-0. ＝6.73 所以：11400 ?
?106 4?( ? 543.15) 9.8 ? 9350 ? 6.73 ＝2.8 Kg ②对于副井（罐笼井）P?ma＝9.2-0.0005 H c ＝9.2-0.76河南理工大学 2007 届本科生毕业设计＝8.93 6840 ? 2 ? (1500 ? 718) P? ?( ? 537.26) 9.8 ? 9350 ? 8.93 ＝5.08 Kg 根据计算出的 P 值， 主井提升钢丝绳决定选用绳 18×7 股 （1+6） 绳纤维芯， 直径为 28mm 的钢丝绳，其参考质量为 299.60Kg/100m，钢丝破断拉力总和为 496500N。副井提升钢丝绳决定选用绳 6×19 股（1+6+12）绳纤维芯，直径为 24.5mm 的钢丝绳， 其参考质量为 216.5Kg/100m， 钢丝破断拉力总和为 355000N。 ⑷验算钢丝绳的安全系数 箕斗提升时： n? z Q ma ? g ?(Q ? Q2 ? n?P ?H t ) 4 ? 496500 ? 9.8 ? (11400 ? 10700 ? 4 ? 2.996 ? 505)? 7.198&6.73罐笼提升时：ma ? ? n? z Q g ??Q2 ? 2 ? G ? G0 ? ? n?P ?H c ? ? ? 4 ? .8 ? ?6840 ? 2 ? ?1500 ? 718 ? ? 4 ? 2.08 ? 537.44 ? ? ?? 9.2&8.98所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的要求。 5.2.3.4 多绳摩擦式提升机的选择 提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差 Fe 后， 查提升 机特征表确定的。 ⑴主导轮直径 根据《安全规程》规定，摩擦式提升机的主导轮直径 D 与钢丝绳直径 d 之 比应符合下列要求： 有导向轮时：D≥90d 对箕斗井：D/d＝6&90 对罐笼井：D/d＝＝114&90 所以主导轮直径选 D＝2.8m，主、副井均能满足《安全规程》的要求。77河南理工大学 2007 届本科生毕业设计⑵ 钢丝绳最大静张力 Ff 的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的 Ff。 箕斗提升时： Ff＝〔Q2+Q+np（Hk?+Ht）+nqHH〕×g ＝ N 罐笼提升时： Ff＝〔Q2+2（G+G0）+np（Hk?+Ht）+n1qHH〕g ×9.8 ＝ N ⑶钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差 Fc 箕斗提升时： Fc＝〔Q+Δ Ht〕g ＝（10700+0）×9.8 ＝104860 N 罐笼提升时： Fc=〔2G+(Δ H+1)〕g ＝（2×1500+1）×9.8 ＝29409.8 N 式中： Δ ――提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提升系统 Δ ＝0，上式中Δ 取其绝对值； 根据上述最大静张力差和主导轮直径口，查表得： 箕斗井： JKM3.25/4（Ⅰ） 罐笼井： JKM2.8/4（Ⅰ） N ＝〔6840+2×（）+4×2.165×（21.4+505）+4×2.165×10.88〕 N ＝〔+4×2.996×（27.5+505）+4×2.996×10.65〕×9.878河南理工大学 2007 届本科生毕业设计 表 5-2-3 提升机特征表：减速器 提 升 机 型 号 主导轮 直径(m) 钢丝绳最 大静张力 (kN) 钢丝绳 直径 (mm) 最大提升 速度 (m/s) 扭距质量t 最大 最 小JKM3.25/4 （Ⅰ） 3.25 450 32.5 12 390 225 23JKM2.8/4 （Ⅰ） 2.8 300 28 11.8 190 133 17.25.2.3.5 电动机容量选择 本部分内容，不进行运的学和动力学的计算，只进行近似计算： K? ? QV N? ?P 102? 式中： K――矿井提升阻力系数，箕斗井取 1.15，罐笼井取 1.2；? ――减速器传动效率，取 0.92；P――动负荷影响系数，P＝1.2－1.4； V――提升速度，V＝0.4 H ； P＝1.15 ?11400 ? 0.4 505 ?1.2 102 ? 0.92＝1507 Kw79河南理工大学 2007 届本科生毕业设计P＝1.2 ? 3000 ? 0.4 505 ?1.2 102 ? 0.92=344.8 Kw 根据计算功率选定电动机型号为：主井选用 2 台 JR1510-14，副井选用一台 JR158―8， 起特征见下表：表 5-2-4 型号 容量 Kw JR 电压 v 6000 转速 rpm 1458 电动机特征表 功 率 因 素 0.89 转 子 转 动惯量 210 自重 kg 5100 效率
93JR158-8380600073891.50.8427543005.2.3.6 提升机与井筒的相对位置： （1）计算井架的高度 HJ=Hx+HR+Hg+0.75T 试中： Hx―井口到卸载位置的容器底部的距离（罐笼 10 米，箕斗 20 米） Hr―容器全长， Hg―过卷高度 0.75RT―附加距离，RT 为天轮半径 计算后取整数。 对箕斗： HJ=20+3.104+8.25+0.75×3.25×0.5 =32.6 =22.4 取 30 米 取 23 米 HJ=10+3.104+8.25+0.75×2.8×0.5 （2）井筒中心线与提升机卷筒中心线间的水平距离： 按提升机房基础与井架斜撑不相接： LS≥0.6HJ+DJ+3.580河南理工大学 2007 届本科生毕业设计对箕斗 LS=0.6×33+3.25+3.5 =26.55 对罐笼 LS=0.6×23+2.8+3.5 =20.15.3矿井排水5.3.1 概述平顶山煤田是以李口向斜为主体的向斜含煤盆地，其北西、南东、北东及南 部边缘分别受落差数百米至上千米的郏县断层、 落岗断}