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澳门葡京开采学毕业设计说明书

澳门葡京开采学毕业设计说明书
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第一章 矿井概况
§1—1 井田地质特征
       一矿位于阳泉市东,其地理地理坐标为东经。井田东部为荫营澳门葡京,西部为七元矿,南部与三矿井田相邻,北部程庄澳门葡京。井田走向长大约为八千米,倾长约七千八百米,面积为62.4168平方千米,由九十四个坐标点圈定。其地理坐标为东经113°25′17″~113°33′07″,北纬37°46′44″~37°52′19″。井田走向长为约8km,倾向长约7.8km,面积为62.4186km2,由94个坐标点圈定。
§1—2 煤层的埋藏特征
    本矿15#煤层总厚6.18-6.78米,平均为6.48米,层平均间距为47.61米。煤层结构复杂,主要含三层夹石:距顶板1.05米左右的夹石,层位稳定,厚度平均0.13米;煤层中部发育一层稳定性较差的夹石,厚约0.10米;距煤层底板0.70米的连岩石,层位较稳定,厚约0.15米,另外,本矿中部2—79钻孔附近距底板约0.3米处发育薄层煤与夹石互层现象(俗称驴石),属原生冲积所致。
    煤层老顶为细粒砂岩,厚度3.48米,,主岩性特征为深灰色,具条带状层理。含水性一般。
    直接顶为泥岩、砂质泥岩,厚度为6.75米,主要岩性特征为黑灰色,岩性致密,含黄铁矿结核。
    煤层直接底为泥岩、砂质泥岩,厚度为6.95米,主要岩性特征为黑色,含砂粒不等,富含植物化石。
   老底为细粒砂岩,厚度为4.00米,主要岩性特征为灰色,成分以石英、长石为主,胶结致密,分选性中等。
煤 层 顶 底 板
煤层 类 别 岩石名称 厚度 主要岩性特征(含水性)
15# 顶板 老  顶 细粒砂岩 3.48 深灰色,具条带状层理。含水性一般。
    直接顶 泥   岩
砂质泥岩 6.75 黑色,岩性致密,含黄铁矿结核。
    伪  顶  ——  ——  
  
底板 伪  底  ——  ——  
    直接底 泥   岩
砂质泥岩 6.95 灰黑色,含砂粒不等,富含植物化石。
    老  底 细粒砂岩
  4.00 灰色,成分以石英、长石为主,胶结致密,分选性中等。
    其内变化是15#煤直接顶为黑色泥岩及砂质泥岩,厚6.33—7.13m,平均6.75m,采区北部较薄(2-10钻孔最薄为0.74m)、中部和南部较厚(2-43钻孔最厚为13.8m)。老顶为细粒砂岩,厚2.95—4.12m,平均3.48m,较稳定发育,南部较厚,东部较薄。直接底为泥岩、砂质泥岩,厚5.61—8.15m,平均6.95m。老底为细粒砂岩,厚2.2—8.5m,平均4.00m。
   

煤质:
    15#呈黑色,有似金属光泽,硬度为3-5,容重1.41,呈光亮、半光亮型。其主要工业指标为:
煤层 Mt
(%) Ad
(%) Vdug
(%) FC Std
(%) P Qgrd
(MJ/kg) Y  工业牌号
15# 1.67 13.18 7.45 — 1.31 — 35.3 —  WY3
§1—3 井田境界与储量
一、井田计算范围
   东部为荫营澳门葡京划煤柱,西部为七元矿井田边界,南部与三矿井田相邻,北部程庄澳门葡京,其走向最长2189米,倾斜最长1007米,采区面积为2204300平方米,储量计算采用地质块段法,煤厚采用块段内各见煤点煤厚的平均值,容重选用1.41,块段界线为勘探工程连线,煤层视密度值:15煤为1.41t/m3。
二储量计算的依据
   利用地质块段法分别计算各块段储量,资源计算方法及有关参数确定如下:
   1.资源储量计算方法
   由于井田内地层产状平缓,地层倾角多为2~10°,因此采用地质块段法计算资源储量,即采用煤层水平投影面积及煤层伪厚计算资源储量。其公式如下:
   储量(万吨)=厚度(m)×面积(m2)×视密度(m3)×10-4
   2.资源储量计算主要参数的确定
   ⑴ 计算面积的确定
   利用计算机,在各煤层底板等高线及储量计算图上,对各个块段的面积进行圈定测量。
   ⑵ 煤层厚度的确定
   采用块段内所利用的勘探工程见煤厚度的算数平均值,当其块段内有最低可采边界时,加入适当的1.00m点参入计算,各见煤点资源储量计算厚度确定如下:
   ①煤层中单层厚度小于0.05m的夹矸,与煤分层合并计算采用厚度,并入夹矸以后全层的灰分、硫分符合计算指标的规定。
   ②煤层中夹层厚度等于或大于煤层最低可采厚度时,煤分层应分别视为独立煤层;夹矸厚度小于煤层最低可采厚度,且煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时,可将上下煤分层厚度相加,作为采用厚度。
   ③结构复杂煤层和无法进行煤分层对比的复煤层,当夹矸的总厚度不大于煤分层总厚的1/2时,以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。
   ⑶ 视密度的确定
   采用区内钻孔各煤层视密度测定值的算数平均值。
   15号煤层视密度为1.41(t/m3)。
   ⑷ 几种边界线的确定
   ①煤层零点边界线
   以见煤钻孔与无煤钻孔间的1/2为零点,其连线即为零点边界线。
   ②最低可采边界线
   采用内插法求出最低可采边界。
   ③煤层分叉合并线
   采用内插法求出夹矸为0.07m点,相连即为煤层分叉合并线。
   ④风、氧化煤边界线
   区内局部地段4号煤层风、氧化严重,根据钻孔煤芯煤样化验资料,确定钻孔内见煤点煤层风化或氧化。以见煤钻孔与风化、氧化煤钻孔间的1/2连线为风、氧化煤边界线。
 三、储量计算
   1.澳门葡京地质储量
   根据新颁布的《煤炭工业设计规范》(GB50215-2005),地质储量为详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。
   通过采用地质块段法计算的地质储量,本矿15#煤内的地质储量为64946.3万吨,其中A级储量:0万吨,B级储量:30339.7万吨,C级储量:6354.4万吨,D级储量28252.2万吨。
    2.澳门葡京工业储量
   根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005),工业储量为地质资源矿井工业储量为37624.7万吨。
   3.井区设计储量
   工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建(构)筑物等永久煤柱损失量后的储量即为矿井设计储量。
   按15号储量核实报告提供的资源量,减去区内需要留设的永久保护煤柱,即境界煤柱、断层煤柱和村庄保护煤柱。经计算,本采区设计储量为3620.1万吨。
   4.采区设计可采储量
   设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱的量后乘以回采率的资源储量即为矿井设计可采储量。
   ⑴ 保护煤柱的留设方法
   ①根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005)、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定留设各类保护煤柱。
   ②地面建筑、构筑物下伏各煤层按表土层移动角φ=45°,岩层移动角δ=γ=72°计算保护煤柱范围。
   ③盘区边界煤柱两侧各留20m,主要大巷煤柱两侧各留50m。
   ④井田境界煤柱,根据有关规程规范的要求,在井田范围内留设井田境界安全煤柱,煤柱宽度为20m。
   ⑵ 回采率
   ①根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005)的要求,厚煤层回采率不小于75%,中厚煤层回采率不小于80%。因此,本采区15号煤层回采率取78.4%。
   ⑶ 开采损失
   开采损失=(矿井设计储量-保护煤柱)×(1-采区回采率)。
依据上述确定的原则,经计算,采区设计可采储量3444.2万吨,  
§1—4 矿井开拓
   一矿现有井筒23个:主斜井3个:1#主斜井、2#主斜井、北头嘴皮带斜井;副立井1个;行人斜井1个;材料暗斜井3个:130材料暗斜井、560水平材料暗斜井、560水平猴车暗斜井;排矸井2个:排矸斜井,排矸通道;其它专用风井13个:北翼回风井、南翼回风井、S2进风井、吴家掌进回风井、阳坡堰进回风井、四尺张华沟进回风井、七尺张华沟进回风井、高家沟进回风井。
   生产井筒17个,进风井12个:1#主斜井、2#主斜井、北头嘴皮带斜井、副立井、行人斜井、材料暗斜井、S2进风井、吴家掌进风井、阳坡堰进风井、四尺张华沟进风井、七尺张华沟进风井、高家沟进风井;回风井5个:北翼回风井,吴家掌回风井,阳坡堰回风井,四尺张华沟回风井,高家沟回风井。
第二章 采区地质特征
§2—1 采区范围
一、地表:
   本采区位于脑盖梁以东,狼窝沟以南,石家山村以西,常家山村以北的山梁沟谷地带。
二、井下:
   位于北丈八井南条带七采区以东,北翼十三采区以南,南条带三采区以西,+560水平大巷以北。
三、盖山厚度:
   本采区地面标高在1135.8~1369.3米之间,井下煤层上限标高660米,下限标高514米,埋藏深度在589.9~756.3米之间。
四、采掘情况:
  本采区东部为南条带三采区S8301工作面(正在掘进),南部为+560水平大巷,西部为南条带七采区(未掘进),北部为十三采区1302工作面(正在掘进)。上方为北头嘴井3#煤八下山1903工作面、北丈八井七尺一采区7105工作面采空区。
§2—2 采区地质情况
一、地质及水文地质简述:
   本采区上方3#煤层呈一鞍状构造,共揭露陷落柱2个。水文地质情况主要为临近地表河流、含水层水及上方3#煤层北丈八井七尺一采区7105工作面有约1000m³的采空区积水。上方3#煤层北头嘴井八下山1903工作面、北丈八井七尺一采区7105工作面已采多年,在局部低凹处可能有零星积水。
二、煤层及顶底板情况:
   1、煤层:
   本采区煤层赋存稳定,煤层厚度变化较大,采区西部较厚,东部较薄,总厚度最大8.74米,最小厚度6.40米,平均厚度7.19米,有益厚度平均值为6.95米。煤层最小倾角3°,最大倾角10°,平均5°。煤层中含夹石0~2层,赋存于煤层中下部,分布极不稳定,且厚度变化大,仅个别钻孔揭露。
   2、顶板:
   15#煤层直接顶为黑色泥岩,平均厚度1.11米,层状构造,致密坚硬。老顶为深灰色石灰岩,平均厚度16.64米,块状构造,坚硬,含动物化石,夹有两层泥岩。
   3、底板:
   直接底为黑色泥岩,厚度6.02米,水平层理,块状构造,含大量植物化石和黄铁矿结核。老底为灰色细砂岩,厚度6.80米,以石英为主,斜层理发育,钙质胶结,含大量植物化石和黄铁矿结核。
三、水文情况:
  本采区水文地质条件比较复杂,地表有狼窝沟河,芦湖沟河,六六沟河,大王庙沟河,保安沟河等季节性河流。此外还有15#煤层上方的四节石灰岩、怪砂岩、钱石灰岩、猴石灰岩等局部裂隙含水层水及3#煤层采空区低洼处零星积水。
四、其它地质因素:
  1、瓦斯:
   预计采区掘进期间绝对瓦斯涌出量1.6m³/min;相对瓦斯涌出量16 m³/t。
  2、煤尘:
  无煤尘爆炸危险性。
  3、煤层自燃:
  具有自燃倾向性。
  4、地温:
     地温为15℃~21℃,属正常状态。
§2—3采区储量和生产能力
一、地质储量:
  本采区范围内储量计算采用地质块段法,即平面积乘块段平均煤厚再乘以煤层容重,平面积用求积仪在图上直接圈定,容重1.4吨/m3,地质储量为4620.1万吨。
二、采区走向、倾斜长度、面积及工作面推进度确定:
  1、采区走向、倾斜长度、面积:
       走向长度3459.3——4067.5米
       倾斜长度1302.6米
       采区面积4815503.8平方米
  2、工作面推进度确定:
  工作面长度220米时,采用高产高效设备,月推进度按120米,年推进1440米左右。
三、采区储量:
  1、地质储量:4620.1万吨
  2、各类损失:
   顺槽煤柱损失:312.3万吨
   大巷保护煤柱损失:441.4万吨
    停采线和准备巷煤柱损失:121.9万吨(按50%回收)
    放煤损失:514.6万吨(工作面按87%回收)
    3、可采储量:
    工作面可采储量3444.2万吨,掘进煤250.4万吨,煤柱回收121.9万吨,采区预计可采储量3816.5万吨。
四、年设计生产能力:
   本区安排一个综放队,两个综掘队,回采每班截两刀半煤,截深按0.8米计算,工作面采长按220米计算,回采日产量为7706.5吨,综掘队每天按10米进度计算,日出煤量为336吨,其详细计算如下:
   1、回采工作面生产能力:(以S8501工作面为例)
   日产量:A日=L·m·h·r·c
           =220×4×7.19×1.4×0.87
           ≈7706.5吨
   年产量:A年= A日·t
           =7706.5×300
           ≈231万吨
   2、掘进工作面生产能力:
   日出煤量:A日=n·m·q
                  =2×10×16.8
                  =336吨
   年出煤量:A年=A日·t
                  =336×300
                  =10万吨
   3、采区设计能力:
   A采=综A年+掘A年
        =231+10
        =241万吨
   取A采=250万吨
   式中: L =工作面采长220米;
           M =工作面日推进度4米;
        r =煤层容量1.4吨/立方米;
        c =工作面回收率 取87%;
        t =回采面年工作日数300天;
        n =掘进头数2个;
           m =掘进单头日进度10米;
           q =掘进每米进尺平均出煤量16.8吨/米;
           t =掘进年工作日数300天。
五、采区回采率:
    采区回采率=                      ×100%
              =82.6%
六、采区服务年限:
   T=               =   ≈15.2年
第三章 采煤方法及采区巷道布置
§3—1采煤方法的选择
一、本采区选用采煤方法的依据:
  因本采区工作面地质构造较为简单,煤层赋存稳定,走向及工作面长度都较大,有利于实现高产高效,故本采区按照综采低位放顶煤而进行设计。
   1、方案叙述:
  考虑到该采区走向较长,储量丰富,地质构造比较复杂,陷落柱密集且发育较多,为使采区的生产准备灵活多变,并兼顾采区的通风、瓦斯问题处理,以及防止煤层自燃发火,因而在采区的巷道布置上必须具备生产系统灵活可靠,对开采设备适应,在技术上可行,经济上合理的条件,为此我们在采区巷道布置上考虑了两种方案:
   方案一:采区巷道沿采区倾向布置,工作面采用走向长壁开采,准备巷垂直于大巷布置,分别布置采区东副巷、轨道巷、皮带巷、西副巷,该方案的优缺点如下:
   优点: 1、采区准备巷位置合理,系统灵活可靠。
          2、采区运输距离较小。
          3、工作面走向较长,适应高产高效的要求。
    缺点:大巷保护煤柱的影响较大,受陷落柱影响,工作面布置受限,煤炭损失严重,采区采出煤量要减少。
   方案二:采区巷道沿采区走向布置,工作面采用倾向布置,准备巷道平行大巷布置,分别布置采区皮带巷、轨道巷、回风巷,该方案的优缺点如下:
   优点:采区系统简单,工作面布置比较灵活。
   缺点:1、工作面推进长度较短,不利于高产高效;
         2、工作面布置个数多,安装、拆除工作量大。
   2、方案工程量比较:
项目 方案一 方案二 比较
采区采出煤量(万吨) 3816.5 3790 36.5
岩巷(米) 386 450 -64
准备巷煤巷(米) 5608 5880 -272
准备巷总进尺(米) 5994 6330 -336
万吨掘进率(米/万吨) 22.7 30 -7.3
   3、方案确定:
   通过比较,方案二明显不适应实现高产高效的要求。方案一工作面走向较长,有利于实现高产高效,且采区准备巷掘进岩巷工程量小,准备周期短,经矿领导研究决定后,确定方案一为该采区的布置方案。
§3—2矿压观测情况
   1、工作面矿压观测站布置:沿工作面自上而下布置三个测区,共安设YHY-60型矿压观测表9块:2#、20#、40#、60#、80# 、100#、120#、140#、147#架。
   2、队组技术员用FCH64/0.5型手持采集器每7天采集一次数据,每采集一次分析一次,发现异常应及时采取措施。
   3、顶板动态监测由支架中心组长负责设备的安装及维护。
   4、过构造期间,构造区域每4架支架必须配备一组矿压观测表。
   5、对顶板动态监测每月进行一次书面分析总结,由技术员负责填写。
   6、由矿压组定期提供顶板来压预报资料,预测工作面下次来压步距。
   两巷顺槽顶板来压监测(观测锚索、锚杆测力仪、顶板离层仪及回、进风超前支护中单体柱上的压力观测仪)。
   每隔3-4天观测锚索、锚杆测力仪、顶板离层仪及回、进风超前支护中单体柱上的压力观测仪数据变化并记录,每15天报送矿压组,矿压组对技术员报回的矿压数据进行分析,准确分析顶板来压情况。
§3—3采区巷道布置
一、采区准备巷详细布置:
  1、采区轨道巷:
  以+560水平轨道大巷G24测点东31.3m为开口中,与+560水平轨道大巷成30°夹角,并以4‰的坡度掘进128.5m,再走曲线10.47米与大巷平行,再平走30m,然后以13°上坡找15#煤顶板,预计掘进78.4m,然后做上部车场60m,再走曲线31.4m,与大巷成90°夹角,然后沿煤层顶板掘进至采区北部边界。
  2、采区皮带巷:
  轨道巷掘进至S8511进风口向西开横贯30m,掘进至皮带巷,然后平行轨道巷反掘至煤仓,形成系统后,再平行于轨道巷沿煤层顶板掘进至采区北部边界。
  3、采区回风巷:
     采区东回风以+560水北回风大巷偏q29号测点西38.47m,与+560水平北回风大巷成45°开口,沿15#煤层顶板平走159.48m后,平行于采区轨道巷(间隔30m)沿15#煤顶板掘进至采区北部边界。采区西回风以+560水北回风大巷偏q33号测点西81.22m开口,沿15#煤顶板掘进至采区北部边界。
二、工作面设备选型:
    根据综采低位放顶煤工艺的成功经验,本区工作面综放设备选型为
序号 设备名称 设备型号 设备功率 数量
1 采煤机 MGTY400-930/3.3D 930KW 1台
2 前刮板输送机 SGZ1000/1400 2×700 KW 1部
3 后刮板输送机 SGZ1000/1400 2×700 KW 1部
4 桥式转载机 SZZ-1000/400 400KW 1部
5 破碎机 PLM—3000型锤式 200KW 1部
6 皮带运输机 DSJ—1200/2×250 2×250 KW 2部
7 液压支架 ZF6200—1.7/3.2H  151架
8 过渡支架 ZFG6600—1.7/3.2 H  5架
9 乳化液泵 GRB—315/31.5 200 KW 3台
10 清水泵 KMPB—320/10 110 KW 2台
§3—4回采工艺与劳动组织
一、循环作业方式及劳动组织:
  1、循环作业方式:
    工作面采用二采一准的“二九·一六”制作业方式,每班割两刀半煤,放两刀半顶煤,日循环五个,循环进度0.8米,日进4.0米;综掘队采用“二九·一六”制作业方式,日进10米。
  2、采煤队劳动组织表:
序号 工种 一班 二班 三班 检修班 小记
1 工长 1 1 1 1 4
2 副工长 1 1 1 1 4
3 机组司机 3 3 3 2 11
4 拉架移溜 2 2 2 2 8
5 放煤 2 2 2  6
6 泵站 1 1 1 1 4
7 运输机司机 4 4 4 4 16
8 端头维护 3 3 3 3 12
9 清理工 2 2 2  6
10 下料工    3 3
11 备件库工 1 1 1 1 4
12 送饭工 1 1 1 1 4
13 记录工 1 1 1 1 4
14 电器维护工 1 1 1 3 6
15 材料员    1 1
16 成本员    1 1
17 合计 23 23 23 25 94
§3—5采区准备
一、采区轨道巷:
  以+560水平轨道大巷G24测点东31.3m为开口中,与+560水平轨道大巷成30°夹角,并以4‰的坡度掘进128.5m,再走曲线10.47米与大巷平行,再平走30m,然后以13°上坡找15#煤顶板,预计掘进78.4m,然后做上部车场60m,再走曲线31.4m,与大巷成90°夹角,然后沿煤层顶板掘进至采区北部边界。
二、采区皮带巷:
  轨道巷掘进至S8511进风口向西开横贯30m,掘进至皮带巷,然后平行轨道巷反掘至煤仓,形成系统后,再平行于轨道巷沿煤层顶板掘进至采区北部边界。
三、采区回风巷:
     采区东回风以+560水北回风大巷偏q29号测点西38.47m,与+560水平北回风大巷成45°开口,沿15#煤层顶板平走159.48m后,平行于采区轨道巷(间隔30m)沿15#煤顶板掘进至采区北部边界。采区西回风以+560水北回风大巷偏q33号测点西81.22m开口,沿15#煤顶板掘进至采区北部边界。
四、回采工作面布置:
 本采区为双翼采区,整个采区共布置11个工作面,均为长壁式综放工作面,工作面均采用一进、一回、内错尾巷加走向高抽巷的布置方式。本采区陷落柱发育比较密集,工作面之间净留20m煤柱,工作面进回风顺槽开口20米沿煤层顶板布置,然后以10°栽坡见煤层底板后,其余全部沿煤层底板布置,内错尾巷沿煤层顶板布置,走向高抽巷沿11#煤层掘进布置考虑。
第四章 采区运输、防排水与供电
§4—1 采区运输
本采区运输设备选型:
    采区轨道巷平均坡度2.2°,长度1450米,最大载重24吨(为安全考虑,支架与支架车总重量按24吨计算)则:
    拟选SQ-90D型绞车无极绳绞车一部,牵引力为9183.7Kgf,功率为132KW,选直径为26mm钢丝绳,破断力总和为43981.4Kgf,每百米钢丝绳重量为244Kg。
S最大=24000×sin2.2°+244×1350/100× sin2.2°+24000×cos2.2°×0.012+244×1350/100×cos2.2°×0.2
        =1982.9Kg<9183.7Kgf
    故,选SQ-90D型绞车一部,选直径26mm钢丝绳,破断力总和为43981.4Kg。
    验算:1982.9×6.5=12888.85<43981.4Kg;安全。
同理,回风顺槽经计算选JWD-55型无极绳绞车一部,进风顺槽、采区皮带巷选JD—11.4绞车6部。
⑵轨道巷下部车场,最大坡度13°,全长按78.4米,YBK2280M—8型回柱绞车一部,牵引力为36734.7Kgf,功率为45KW,选直径为31mm钢丝绳,破断力总和为70147.5Kgf,每百米钢丝绳重量为396.3Kg。
S最大=24000×sin13°+396.3×78.4/100×sin13°
     +24000×cos13°×0.012+396.3×78.4/100
     ×cos13°×0.2
       =5810.9Kgf<36734.7Kgf
    选YBK2280M—8型回柱绞车,功率45KW,牵引力为36734.7>5810.9Kgf;选直径31mm钢丝绳,其破断力总和为70147.5Kgf。
    验算:5810.9×6.5=37770.85<70147.5Kgf,安全。
   故在运输支架、过渡支架等大型设备时,选用YBK2280M—8型回柱绞车一部;平时可长期安装JD—40型调度绞车一部,用于日常材料的运输,经计算每钩重量不得超过12000Kg。
   
   
   
   
   
   
   

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 


§4—2采区防排水和洒水
一、采区排供水、供液选型:
  采区供水采用静压供水系统。
  本采区最大涌水量为40立方米/小时,正常涌水量为10立方米/小时,通过计算选型如下:
  回进风顺槽选BQW40-52/5-11N水泵三台,流量为40立方米/小时,扬程52米,功率11KW,其中一台备用。
   乳化液泵选GRB315/31.5乳化液泵三台,功率200KW。   
    喷雾泵选KPB315/16A泵两台功率110KW。
§4—3采区供电
一、采区负荷统计表(附后):
二、采区配电室负荷计算:
   1、按需用系数法计算
需用系数:Kx1=0.4+0.6×= 0.4+0.6×=0.45  cosφ=0.7
Kx2=0.286+0.714×= 0.286+0.714×=0.35  cosφ=0.6
   有功功率∑P= Kx×∑P×0.9=0.45×7845.5×0.9=3202.4KW
   无功功率Q=∑P×sinφ/cosφ×0.9=3202.4×1.02×0.9=2939.8KVR
   视在功率S=√∑P12+ΣQ12  =√3202.42+2939.82  =4347.1KVA
   长时负荷电流Ig1= S/×6=4347.1/×6=418.3A
   有功功率∑P= Kx×∑P×0.9=0.35×978.4×0.9=308.2KW
   无功功率Q=∑P×sinφ/cosφ×0.9=308.2×1.02×0.9=282.9KVR
   视在功率S=√∑P12+ΣQ12  =√308.22+282.92  =418.4KVA
   长时负荷电流Ig2= S/×6=418.4/×6=40.3A
   Ig= Ig1+ Ig2= 458.6A
三、高压电缆的选择:
   1、根据上述计算选MYJV22—3×185型电缆2250米,其长时允许电流504A﹥458.6A,符合要求。
   2、按电压损失校验
   ⊿Uy=6000×0.05=300V
   线路电压损失:⊿U2=×458.6×0.7×2250/44.3×185=152.6V﹤300V
   符合要求。
   3、按热稳定条件校验
   Id(3)=Sd/Up=100/×6.3=9.175KA
   Smin= Id(3)×/C=9175×/80=57.34mm2﹤185 mm2符合要求。 
四、高压配电装置选择:
   1、带机组、破碎机高开
   Kx= 0.4+0.6×Mmax/∑P =0.4+0.6×620/1674=0.62
   S= Kx×1674/0.7=0.62×1674/0.7=1482.7KVA
   I=1482.7/×6=142.7A<300A合格。
   2、带前溜、转载机高开
   Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×700/1800=0.63
   S= Kx×1800/0.7=0.63×1800/0.7=1628.6KVA
   I=1628.6/×6=156.7A<300A合格。
   3、带后溜高开
   Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×700/1400=0.7
   S= Kx×1400/0.7=0.7×1400/0.7=1400KVA
   I=1400/×6=135A<300A合格。
   4、带顺槽皮带高开
   Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×315/630=0.7
   S= Kx×630/0.7=0.7×630/0.7=630KVA
   I=630/×6=60.6A<150A合格。
   5、带采区皮带高开
   Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×315/990.6=0.59
   S= Kx×990.6/0.7=0.59×990.6/0.7=836.1KVA
   I=836.1/×6=80.5A<200A合格。
   6、带315KVA干变高开
   I=315/×6=30.3A<50A合格。
   7、带回进风高开
   Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×55/148=0.62
   S= Kx×148/0.7=0.62×148/0.7=131KVA
   I=131/×6=12.6A<50A合格。
   8、带综掘高开
   Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×100/631.9=0.49
   S= Kx×391.9/0.6=0.49×631.9/0.7=446.8KVA
   I=446.8/×6=43A<150A合格。
   9、总开关和联络开关:
   选630A>488.7A合格。
五、高开校验:
   PBG型高开2秒钟热稳定电流12.5KA,额定动稳定电流为31.5KA。
   1、动稳定性校验  
   取其母线上最大三相短路电流校验:
    Ich=2.55×9.175=23.4KA<31.5KA合格。
   2、热稳定性校验
   Irw=9.175×/2=3.24KA<12.5KA合格。
   通过计算电流、电压等级,额定开断电流等均符合供电要求。
六、按电压损失验算:
   1、从阳坡堰降压站到560水平中央配电室的电压损失
    ⊿U1=×458.6×1000×0.7/44.3×240=52.3V
   2、从560水平中央配电室到五采区一配电室的电压损失
    ⊿U2=152.6V
   3、由五采区二配电室到S8501工作面设备列车移变电压损失
五采区二配到工作面设备列车移变的高压电缆长时工作电流计算Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×700/1800=0.63
   Ig=0.63×1800/×6×0.7=156.7A
   ⊿U3=×152.6×2300×0.7/42.5×95=105.4V
   4、总电压损失计算
   ⊿U=⊿U1+⊿U2+⊿U3=310.3V
   ⊿U%=310.3/6000×100%=5.17%<7%;符合《全国供用电规则》规定。
七、低压网络的电缆选择和控制开关的选择:
    1、按持续允许电流选择电缆截面,按电压损失和热稳定性进行校验,并选择供电系统的最远、最大负荷工作溜电机,对其进行起动校验,起动电压符合要求,其配电点处电压满足起动器吸合电压要求,电缆截面选择如供电系统图。
    2、采区低压控制开关的选择
    本采区一律采用隔爆型或隔爆兼安全火花型电器,按工作机械对控制的要求选择开关如供电系统图。
八、低压网络的短路电流计算:
    考虑了系统的电抗及高压电缆的阻抗、电抗、压降符合标准,经查《澳门葡京电工手册》及《整定细则》综采工作面移变和电动机处的短路电流,如供电系统图。
              
              五 采 区 负 荷 统 计 表
 序号 名  称 规  格 数 量 功  率
1 采煤机 艾柯夫SL750 1 1474KW
2 工作溜 SGZ-1000/1400 2 2×1400KW
3 转载机 SZZ-1000/400 1 400KW
4 胶带输运机 SSJ1200/3×315 1 945KW
5 胶带输运机 SSJ1200/2×315 2 2×630KW
6 胶带输运机 SJ80/2×40 4 4×80KW
7 破碎机 PLM3000 1 200KW
8 探水钻 ZY-650 2 2×15KW
9 局扇 FDII№7.5 2 2×74KW
10 掘进机 S-100 2 2×152.5KW
11 乳泵 GRB-315/31.5 3 3×200KW
12 喷雾泵 KPB315/16A 2 2×75KW
13 调度绞车 JD-11.4 12 12×11.4
14 回柱机 JH2-14 2 2x17KW
15 回柱机 YBK2280M—8 1 45KW
16 调度绞车 JD-40 1 40KW
17 无极绳连续牵引车 JWD—55 1 55KW
18 无极绳连续牵引车 SQ—90D 1 132KW
19 排水泵 BQW40-52/5-11N 3 2×11KW
20 供液泵 4DA-8×2 2 11KW
21 刮板输运机 SGD-80T 4 4×80KW
22 注水泵 BP-75/12 1 18.5KW
23 岩石钻 KHYD40 1 2KW
合计:9448.3KW
              五 采 区 设 备 明 细 表
 序号 名  称 规  格 数 量 备 注
1 采煤机 艾柯夫SL750 1 
2 工作溜 SGZ-1000/1400 2 
3 转载机 SZZ-1000/400 1 
4 液压支架 ZF6200-17/32H 142 
5 过渡支架 ZFG6600-17/32H 4 
6 胶带输运机 SSJ1200/3×315 1 
7 胶带输运机 SSJ1200/2×315 2 
8 胶带输运机 SJ80/2×40 4 
9 破碎机 PLM3000 1 
10 探水钻 ZY-650 2 
11 局扇 FDII№7.5 2 
12 掘进机 S-100 2 
13 乳泵 GRB-315/31.5 3 
14 喷雾泵 KPB315/16A 2 
15 调度绞车 JD-11.4 12 
16 回柱机 JH2-14 2 
17 回柱机 YBK2280M—8 1 
18 调度绞车 JD-40 1 
19 无极绳连续牵引车 JWD—55 1 
20 无极绳连续牵引车 SQ—90D 1 
21 排水泵 BQW40-52/5-11N 3 
22 供液泵 4DA-8×2 2 
23 刮板输运机 SGD-80T 4 
24 注水泵 BP-75/12 1 
25 岩石钻 KHYD40 1 
第五章 采区通风与安全
§5—1采区通风系统
   本采区采用采区轨道巷、皮带巷进风,采区回风巷回风的通风系统,回采通风方式为抽出式,掘进通风方式为局扇压入式。
§5—2风量配备
一、风量计算与分配
   本采区安排一套综采,两套综掘同时生产,采区风量配备按《澳门葡京生产能力核定标准》中有关规定进行配风。
   1、回采工作面需风量计算
    北丈八井为高沼气矿井,根据《澳门葡京生产能力核定标准》中有关规定进行配风。计算过程如下:
①按瓦斯涌出量计算
Q采=Q采回+Q采尾
Q采回=100×q采回×KCH4回
Q采尾=100×(q采尾/2.5)×KCH4尾
式中:
Q采——采煤工作面实际需要风量,m³/min;
Q采回——回采工作面回风巷实际需要风量,m³/min;
Q采尾——回采工作面排瓦斯尾巷实际需要风量,m³/min;
q采回——回采工作面回风巷风流中的平均瓦斯绝对涌出量,取7 m³/min;
KCH4回  ——回采工作面回风巷风流瓦斯涌出不均衡系数,KCH4回取1.43;(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对瓦斯涌出量的比值。)
q采尾——采煤工作面排瓦斯尾巷风流中的平均瓦斯绝对涌出量,取10 m³/min;
KCH4尾——采煤工作面排瓦斯尾巷风流瓦斯涌出不均衡系数,KCH4尾取1.43。(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对瓦斯涌出量的比值。)
计算得:Q采回=100×7×1.43=1001 m³/min;
        Q采尾=100×10/2.5×1.43=572 m³/min;
即:每个回采工作面的需要风量为:Q采=1573 m³/min。
②、按工作面温度选择适宜的风速进行计算:
Q采=60×V采×S采
式中:V采——采煤工作面风速,m/s(工作面温度为15℃-21℃,故适宜风速为1.5 m/s)
S采——采煤工作面的平均断面积,m2(工作面最大控顶距为6.632m,工作面最小控顶距为5.572m,采高为2.8m,计算得S采=(6.632+5.572)/2×2.8=17.09 ㎡)
即:Q采=60×1.5×17.09=1538.1 m³/min
③、按回采工作面同时作业人数计算需要风量:
每人供风≮4m3/min
Q采>4N(m3/min) 式中:N――工作面同时作业最多人数
即:Q采>4×60=240(m3/min)
取以上三种计算的最大值为:Q采max=1573 m³/min
④、按风速进行验算:
15S < Q采<240S
式中:S——工作面平均断面积,m2
即:15S=15×17.09=256.35 m³/min;
240S=240×17.09=4101.6 m³/min。
即:256.35 m3/min< Q采max=1573 m³/min<4101.6 m³/min,符合要求。
所以得:每个回采工作面的需风量为1573 m³/min。
2、掘进工作面需风量计算:
掘进工作面配风根据《澳门葡京生产能力核定标准》中有关规定进行配风。计算过程如下:
①按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K掘通
式中:Q掘——单个综掘工作面需要风量,m³/min;
q掘——综掘工作面回风流中平均瓦斯涌出量,取1.6 m³/min;
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数,K掘通取1.43。(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对瓦斯涌出量的比值。)
计算得:单个综掘工作面需风量为:
Q掘=100×1.6×1.43=229 m³/min;
②按局部通风机吸风量计算
依据稀释瓦斯需要风量计算结果,所有综掘工作面各选用1台FDII2×37kW型的对旋式局部通风机,实现双风机双电源。实测2×37kW局扇的实际吸风量为360m³/min。
另外,为保证局部通风机安装巷道不发生风机循环风和瓦斯积聚,按巷道最低风速进行全风压配风,风量为:
Q全=15×S全
式中:Q全——安装局部通风机巷道全风压配风,m³/min;
S全——安装局部通风机巷道断面积,取12㎡;
计算得:Q全=15×12=180 m³/min。
即:安装风机巷道需风量为:
Q掘=Q吸+Q全=360+180=540m³ /min
③按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:
Q掘>4N  式中:N――工作面同时作业人数
则:Q掘=4×25=100 m³/min
取以上三种计算方法的最大值为
Q掘max=540 m³/min
④按风速进行验算
15×S掘<Q掘<240×S掘
式中:S掘——有效过风断面积,取12㎡
计算得:180<Q掘<2880
   即:180<Q掘max=540 m³/min<2880 符合规定要求
   经过计算,为满足各种条件要求,综合比较得:
   单个15#煤层综掘工作面的需风量为:540m³/min。
   则本采区2个综掘工作面的需风量为:Q掘=540×2=1080 m³/min。
§5—3通风构筑物
一、硐室配风计算:
   本采区只设有一个采区配电室独立通风,室内温度瓦斯不高,根据经验每个取60 m³/min。
二、采区总配风量计算:
   Q采区总=(Q采+ Q掘+ Q硐室)×K
               =(1573+1080+60)×1.50
   =4069.5m3/min,取采区配风量为4070 m³/min
   式中:K-需风系数,高瓦斯矿井取1.5。
三、采区负压及等积孔
   由于阎家庄分区现未进行基建和初步设计,采区负压及等积孔暂时无法计算。
§5—4安全措施
一、粉尘和瓦斯管理
   (1)粉尘和瓦斯是澳门葡京生产的主要灾害,因此通风瓦斯管理工作非常重要,通风区应切实做好这项工作,绝不可有丝毫疏忽,对回采工作面上隅角与长距离掘进头重点勘查,发现隐患及时处理,要严格执行一炮三检制,要加强通风系统的管理,确保风路畅通。
   (2)布置瓦斯检测系统,进行瓦斯自动检测,并实行工作面瓦斯电闭锁。
   (3)工作面每班搁两名专职瓦检工,一名检查回风落山角、机尾后20架及机尾回风20米瓦斯,另一名在回风侧检查(包括回风落山角、机尾、进风、工作面风流、煤帮、机组前后20米范围内、割槽、尾巷、回尾混合风流等处)。
   (4)工作面安设自动喷雾洒水系统,在工作面拉架、放煤时,系统自动喷雾消尘。
   (5)工作面进回风顺槽各安设两道全断面喷雾、采区回风安设一道全断面喷雾,净化风流,各转载点及机组都用喷雾降尘。
   (6)定期冲洗两巷积尘。
   (7)由通风区负责在回风巷向工作面煤体钻孔注水。
   (8)工作面工作人员佩戴防尘口罩,防尘设施专人使用,专人监护,保证正常使用,并做到无水不作业,喷雾设施达不到要求不作业。
二、预防火灾的措施:
   (1)采区电气设备必须符合规程要求。
   (2)机电峒室采用不燃性材料支护,并备灭火器材。
   (3)工作面顺槽皮带机头10米范围内用不燃性材料支护。
   (4)可燃、易燃物品及火药雷管的使用、保管、运输应严格遵守规程有关规定。
   (5)为避免煤层长期供氧积热,导致发火,在回采时要加快回采速度,缩短回采期。
   (6)工作面放顶煤时,要尽量将顶煤放净,减少落山丢煤,杜绝煤层自燃的可能性。
   (7)通风区要在加强日常通风管理工作的同时,在构筑工作面顺槽及采区永久闭墙的时候,必须掏槽,夯黄土,严禁填煤粉,做到耳听无音,严密不漏。
第六章 采区巷道规格及支护方式
§6—1概述
一、回采工作面布置:
    本采区为双翼采区,整个采区共布置11个工作面,均为长壁式综放工作面,工作面均采用一进、一回、内错尾巷加走向高抽巷的布置方式。本采区陷落柱发育比较密集,工作面之间净留20m煤柱,工作面进回风顺槽开口20米沿煤层顶板布置,然后以10°栽坡见煤层底板后,其余全部沿煤层底板布置,内错尾巷沿煤层顶板布置,走向高抽巷沿11#煤层掘进布置考虑。
§6—2采区巷道规格及支护方式
一、巷道断面的设计
   爬坡皮带巷采取拱形断面,锚喷支护,巷道净宽4.4m,直墙高1.6m,巷道净断面积为11.41m2。
   采区采区车场和轨道岩巷段均采用拱形断面,锚喷支护,巷道净宽4.2m,直墙高1.8m,巷道净断面积为13.64m2。
   采区轨道巷采用矩形断面,锚杆支护,锚索补强,巷道净宽5.0m,净高3.0m,巷道净断面积为15.00m2。
   采区回风巷采用矩形断面,锚杆支护,锚索补强,巷道净宽4.4m,净高3m,巷道净断面积为13.2m2。
   高抽巷采用矩形断面,锚杆支护,锚索补强,巷道净宽3.5m,净高2.2m,巷道净断面积为7.70m2。
   回采工作面进风顺槽采用矩形断面,锚杆支护,锚索补强,巷道净宽4.5m,净高2.9m,巷道净断面积为13.05m2。
   回采工作面回风顺槽采用矩形断面,锚杆支护,锚索补强,巷道净宽4.0m,净高2.9m,巷道净断面积为11.60m2。
   内错尾巷采用矩形断面,锚杆支护,巷道净宽3.8m,净高2.3m,巷道净断面积为8.74m2。
   切巷采用矩形断面,锚杆支护,巷道净宽8.0m,净高2.9m,巷道净断面积为22.40m2。
二、支护形式
   工作面采用及时支护方式,即先移支架、后移前溜。
   1、进、回风顺槽端头支护及进回风顺槽管理
   根据本采区工作面进、回风顺槽顶板管理经验,结合本工作面实际情况采取如下支护方式
   (1)、进、回风顺槽原有支护:
 采用锚杆、钢带、锚索、槽钢、金属网联合支护方式。
   (2)、进风顺槽端头支护及超前支护:
   〈a〉、正常情况下,进风顺槽在距1#支架外沿0.5m处、切顶线往外,支设两排跨溜棚,支设距离不少于12m;超前工作面煤壁20m内支设单排顺巷棚,与靠1#支架的一排跨溜棚支设在一条直线上。
   〈b〉、在煤层倾角增大带(煤层倾角大于8度)或顶板破碎带,跨溜棚另增加两排,其中一排与原有两排跨溜棚并排交错支设,另一排支设在距离下帮0.5m处,所增加的跨溜棚支设距离不少于12m。超前顺巷棚另增加两排,其中一排支设在距离下帮0.5m处,另一排与原有单排顺巷棚并排交错支设,三排顺巷棚均超前工作面煤壁40m。
    (3)、回风顺槽端头支护及超前支护:
   〈a〉、正常情况下,回风顺槽在距120#支架外沿0.5m处支设两排跨溜棚,一直支设到工作面煤壁往外200m处。在距回风顺槽下帮0.5m处另支设两排顺巷棚,并一直支设到工作面煤壁往外200m处。保证回风顺槽高度不得低于2.2米,遇底鼓现象必须起底,确保巷道高度不低于2.2米。
   〈b〉、在煤层倾角增大带(煤层倾角大于8度)或顶板破碎带,跨溜棚再增加一排,支设在巷道中线上,并一直支设到工作面煤壁往外40m处;顺巷棚再增加一排,与靠煤帮的两排顺巷棚交错支设,一直支设到煤壁往外40m处。
   (4)、要求:以上跨溜棚、顺巷棚均采用4.2m10# “Π”型钢梁,配2.8m单体柱支设,一梁之下均不得少于三柱。采用两排“Π”型钢梁要求:排距0.2m,交错2.1m;采用三排“Π”型钢梁要求:排距0.2m,交错1.4m;巷道超高时,顶板与棚之间构罗架木接顶,罗架木之间要有构木。单体柱应迎山有力,所支设的顺巷棚或跨溜棚应与巷道中线平行。回风顺槽所支设的单体柱必须穿鞋,木鞋为0.3×0.2×0.2m规格的优质木料;
   (5)、超前工作面20m往外的进、回风顺槽由区工程队负责清理维护。
 2、缺口支护
   平行顺槽支设交错板木梁维护顶板,木梁间距0.5m,每对板木梁交错1.2m,由外向里逐一支设,保证一梁两柱,柱为单体柱。梁为ф18cm/2×2.4m的优质板木。
  3、内错瓦斯巷支护
   ①、铺网同进风顺槽。
   ②、钢带垂直巷道方向布置,紧贴顶板,钢带间距0.8m,一根钢带安装4根顶锚杆,靠帮的顶锚杆距巷中1.3m并与顶板成700夹角倾斜向帮,其它顶锚杆与顶板垂直,中间两根顶锚杆距巷中0.5m,钢带头距巷帮0.1m。
   ③、帮锚杆排距0.8m,每排左右帮各打2根帮锚杆,顶板往下第一根帮锚杆距顶板0.7m,每帮上下两根帮锚杆间距为0.7m。顶板往下第一根帮锚杆与巷帮成600夹角倾斜向上,另外一根帮锚杆与巷帮垂直。托板为水泥托板,垂直巷道顶底板紧贴巷帮布置。
   ④、隔两排钢带打一根锚索, 锚索打在巷中,锚索间距为1.2m与2m相间排列,上2.7m长的槽钢,眼距2m。一根槽钢控制四排钢带。
   ⑤、内错瓦斯巷停掘后,设备拆除完毕,要在巷中每隔2m打一根帽柱,要支在硬底上,打紧背牢,柱帽垂直巷道方向布置。
  4、切巷支护
   ①、网的长边垂直于巷道前进方向铺设,长边与长边搭接20cm,巷中短边搭接10cm,两帮短边铺至底帮锚杆托板下沿,每隔0.2m联网一道,联网丝要双边“三花”布置。联网时,将联网丝对折成双股,用联网钩扣扭三圈、拧紧压平。
   ②、切巷钢带垂直巷道方向紧贴顶板布置,每排上两根3.6m长的钢带,且靠巷中的两个钢带眼要重叠,钢带间距0.8m,一排顶锚杆布置9根锚杆,间距0.8m,靠帮的顶锚杆距巷帮0.3m并与顶板成700夹角倾斜向帮,其它顶锚杆与顶板垂直,钢带头距巷帮0.1m。
   ③、切巷两端头各5m巷道顶锚杆每排布置10根,靠帮的顶锚杆距巷帮0.4m并与顶板成700夹角倾斜向帮,其它顶锚杆与顶板垂直,排距0.8m,间距0.8m,每排上两根3.8m长的钢带,且靠巷中的两个钢带头距巷中0.1m,靠帮的钢带头距巷帮0.1m。
   ④、工作面侧帮锚杆使用玻璃钢锚杆,落山侧帮锚杆同进风顺槽。
   ⑤、切巷布置四排顺巷锚索,即距巷中0.6m和2m分别各打一排锚索。锚索间距为1.2m与2m相间排列,上2.7m长的槽钢,眼距2m,一根槽钢控制四排钢带。切巷两端头各5m巷道布置4排顺巷锚索,即距巷中1m分别布置一排锚索,距巷中2.6m分别布置一排锚索。锚索间距为1.2m与2m相间排列,上2.7m长的槽钢,眼距2m,一根槽钢控制四排钢带。
   ⑥、切巷距巷中1m(端头距巷中1.4m)隔一排钢带打一根木柱,规格为∮16cm×3m的优质园木,三花布置,间距3.2m,顶板不好时,间距缩小为1.6m,即每排钢带下各打一根木柱。柱打在钢带下,紧跟在掘进机跑道处,要支在实底上打紧背牢。
   ⑦、其它同进风顺槽。
  5、回柱机窝支护
   ①、铺网同回风顺槽。
   ②、钢带垂直巷道方向布置,紧贴顶板,钢带间距0.8m,一根钢带安装4根顶锚杆,中眼安装一根∮17.8×7200mm的钢绞线,间距0.8m,靠帮的顶锚杆距巷帮0.4m并与顶板成700夹角倾斜向帮,其它顶锚杆与顶板垂直,钢带头距巷帮0.1m。
   ③、帮锚杆同进风顺槽。
第七章 采区设备选型及计算
§7—1采煤机的选型及验算
   本采区按一次采全高,综采低位放顶煤进行设计,按布置一个综放工作面,两个综掘头,考虑高产高效及生产不均衡的影响,按年产250万吨计算运输能力。
      Q=K=×1.25=744吨/小时
   采煤运输能力设计为744吨/小时。
   掘进机使用S—100综掘机,要求每个掘进头日进10米,工作日为300天,日工作14小时计算,考虑生产不均衡因素,要求小时生产能力为25立方米/小时,而该综掘机技术生产能力为100立方米/小时,完全能满足生产需要。
   一、采煤、运输设备选型:
   选用艾柯夫SL750采煤机一台,功率为1474 KW,前后工作溜均选SGZ-1000/1400型刮板输送机,功率为2×700KW;转载溜为SZZ—1000/400,功率为2×200=400KW,支架选ZF6200-17/30H型支架142架,过渡支架选ZFG6600-17/32H型支架4架。
§7—2运输机的选型及验算
一、皮带选型
    用逐点张力法计算,选型如下:
   (1)采区皮带选型
   选DSJ120/150/3×315型胶带运输机型可伸缩带式输送机部,长度为1200米,带速3.5m/S,输送量为1500吨/小时,功率为945KW,胶带选用PVC1400S阻燃抗静电输送带,供货长度2400~2500米。
§7—3顺槽设备的选型
一、工作面顺槽皮带(以S8501工作面为例)
   平均坡度为1.6°,顺槽水平长1790米,选DSJ120//150/2×315型可伸缩带式输送机两部,长度为分别为900米,带速3.5米/秒,运输能力1500吨/小时,功率945KW,胶带选用PVC1400S阻燃抗静电输送带,供货长度1800-1900米。
§7—4支架的计算与选型
   支架选ZF6200-17/30H型支架142架,过渡支架选ZFG6600-17/32H型支架4架。
§7—5其它设备的选型
   采区供水采用静压供水系统。
  本采区最大涌水量为40立方米/小时,正常涌水量为10立方米/小时,通过计算选型如下:
  回进风顺槽选BQW40-52/5-11N水泵三台,流量为40立方米/小时,扬程52米,功率11KW,其中一台备用。
   乳化液泵选GRB315/31.5乳化液泵三台,功率200KW。   
    喷雾泵选KPB315/16A泵两台功率110KW。
第八章 采区主要技术经济指标
序号 名称 单位 指标数量 备注
1 煤层厚度 米 7.19    
2 煤层倾斜角度 度 5°    
3 煤层容重 吨/米3 1.4    
4 煤层灰分 %     
5 采区设计能力         
 (1)年产量 万吨/年 231    
 (2)日产量 吨/日 7706.5    
6 采区倾斜角度 度     
7 采区走向长度 米 3459.3—4067.5    
8 采区涌水量 m3/小时     
 (1)正常涌水量 m3/小时 10    
 (2)最大涌水量 m3/小时 40    
9 采区储量 万吨     
 (1)地质储量 万吨 4620.4    
 (2)可采储量 万吨 3816.5    
10 采区服务年限 年 15.2    
11 日生产天数 天 330    
12 日采煤班数 班 2    
13 采区上、下山长度 米     
 (1)轨道巷(正巷) 米     
 (2)回风巷 米     
 (3)皮带巷—坡度 米—度     
14 采煤方法     综采    
15 分层采高 米     
16 顶板管理         
17 回采工作面长度 米 220    
18 回采工作面年推进度 米 1440    
19 循环进度 米 0.8    
20 循环产量 吨     
21 掘进头数 个 2    
22 掘进日进水平 米 20    
23 采区回采工日定员 人(个) 94    
24 采区回采工平均效率 吨/工     
25 回采工作面可采走向长度 米     
26 巷道总长度 米 86490    
 其中(1)准备巷道长度 米 5994    
 (2)回采巷道长度 米 58080    
 (3)其它巷道长度 米 386    
 其中(1)煤巷长度 米 0    
 (2)半煤巷长度 米 86104    
 (3)岩巷长度 米 386    
27 采掘总比例关系 : 1:4.65    
 其中(1)准备巷比 : 1:0.32    
 (2)回采巷比 : 1:3.12    
 (3)其它巷比 : 1:1.20    
28 掘进率 米/万吨 22.7    
29 采区回采率 % 82.6    
30 采区风量 m3/分 4070    
31 采区准备时间 日     

 

 

 

 

 

 

附  录
巷道支护及采掘比、掘进率
   一、主要巷道规格及支护表:
断面
序号 名  称 S荒(m2) S净(m2) 支护方式
1 采区轨道巷开口小断面 9.80 8.93 锚喷
2 轨道巷上部车场、轨道巷岩巷段 14.639 13.644 锚喷
3 轨道巷煤巷段 16.43 15.00 锚杆、网、锚索
4 皮带巷、回风巷、上仓皮带巷煤巷段 14.57 13.20 锚杆、网、锚索
5 上仓皮带巷岩巷段 12.357 11.414 锚喷
6 上仓皮带巷机头大断面 23.13 21.90 锚喷
7 工作面进风巷 14.40 13.05 锚杆、网、锚索
8 工作面回风巷(实体煤) 12.90 11.60 锚杆、网、锚索
9 工作面回风巷(采空侧) 12.60 11.60 全锚
10 工作面切巷 24.90 22.40 锚杆、网、锚索
11 内错尾巷(前半部) 9.84 8.74 锚杆、网、锚索
12 内错尾巷(后半部) 8.4 7.59 锚杆、网、锚索
13 高抽下料巷车场和下料巷煤巷段 10.75 9.60 锚杆、网、锚索
14 高抽准备巷下料巷斜坡段 9.11 8.30 锚喷
15 高抽准备巷回风巷斜坡段 4.10 3.57 锚喷
16 高抽回风巷煤巷段 7.59 6.60 锚杆、网、锚索
17 走向高抽巷(前半部) 8.74 7.70 锚杆、网
17 走向高抽巷(后半部) 5.60 4.75 锚杆、网
18 走向高抽巷溜矸斜坡 1.68 1.51 喷浆
   二、采掘比和掘进率:
   1、各类进尺统计:
序号 项目 单位 岩巷 煤巷 小计
1 准备巷 米 386 5608 5994
2 回采巷 米 824 57256 58080
3 其它巷 米 22416  22416
   2、采掘比:
序号 项目 单位 总进尺 准备巷 回采巷 其它巷
1 掘进总进尺 米 86490 5994 58080 22416
2 回采有效走向长 米 18595 18595 18595 18595
3 采掘比  1:4.65 1:0.32 1:3.12 1:1.20
   3、掘进率:
序号 项目 单位 数量 掘进率(米/万吨)
1 采区采出煤量 万吨 3816.5 
2 掘进总进尺 米 86490 22.7
3 准备巷进尺 米 5994 1.57
4 回采巷进尺 米 58080 15.2
5 煤巷进尺 米 23626 6.2
6 岩巷进尺 米 62864 16.5
参考文献
[1]徐永圻,澳门葡京开采学〔修订本〕.徐州:中国矿业大学出版社,1999
[2]陈炎光,徐永圻,中国采煤方法.徐州:中国矿业大学出版社,1990
[3]刘兵,矿山供电.徐州:中国矿业大学出版社,2004
[4]国家安全生产监督管理总局,国家澳门葡京安全监察局.澳门葡京安全规程.北京:煤炭工业出     版社,2006
[5]中华人民共和国煤炭工业部编.煤炭工业矿井设计规范.北京:中国计划出版社,1993
[5]钱鸣高、刘听成.矿山压力及其控制〔修订本〕.煤炭工业出版社,1991
[6]张国枢,通风安全学〔修订本〕.徐州:中国矿业大学出版社,2007
[7]马新民,矿山机械.徐州:中国矿业大学出版社,1999
[8]沈养中,工程力学〔第二版〕.北京:高等教育出版社,2003
[9]靳祥升,测量学.郑州:黄河水利出版社,2005
[10]杨孟达,澳门葡京地质学.北京:煤炭工业出版社,2000
[11]钱鸣高,王庆康,采煤工艺学.徐州:中国矿业大学出版社,1992
              
              
              
              
              
              
              
              
              

致  谢
   经过几个月的忙碌,我的毕业设计已经接近尾声,,由于经验的匮乏,难免有许多考虑不周全的地方,如果没有老师的督促指导,以及一起工作的同学们的支持,想要完成这个设计是难以想象的。
   在这里首先要感谢我的指导教师侯老师,老师平日里工作繁多,但在我做毕业设计的每个阶段,从查阅资料到设计草案的确定和修改,中期检查,后期详细设计等整个过程中都给予了我悉心的指导。我的设计较为复杂烦琐,但是侯老师仍然细心地纠正图纸中的错误。他的治学严谨和科学研究的精神也是我永远学习的榜样,并将积极影响我今后的学习和工作。
   其次要感谢我的同学和曾经在各个方面给予过我帮助的伙伴们,特别是在绘图方面,正因为如此我才能顺利的完成设计在大学生活即将结束的最后的日子里,我们再一次演绎了团结合作的童话,把一个庞大的,从来没有上手的课题,圆满地完成了。正是因为有了你们的帮助,才让我不仅学到了本次课题所涉及的新知识,更让我感觉到了知识以外的东西,那就是团结的力量。
   最后我要感谢学院!是学院给我提供了优良的学习环境,另外,我还要感谢那些曾给我授过课的每一位老师,是你们教会我专业知识。在此,我再说一次谢谢!
   谢谢您!!!


目  录
第一章 矿井概况 - 1 -
§1—1 井田地质特征 - 1 -
§1—2 煤层的埋藏特征 - 1 -
§1—3 井田境界与储量 - 5 -
§1—4 矿井开拓 - 9 -
第二章 采区地质特征 - 10 -
§2—1 采区范围 - 10 -
§2—2 采区地质情况 - 11 -
§2—3采区储量和生产能力 - 13 -
第三章 采煤方法及采区巷道布置 - 16 -
§3—1采煤方法的选择 - 16 -
§3—2矿压观测情况 - 18 -
§3—3采区巷道布置 - 19 -
§3—4回采工艺与劳动组织 - 21 -
§3—5采区准备 - 22 -
第四章 采区运输、防排水与供电 - 24 -
§4—1 采区运输 - 24 -
§4—2采区防排水和洒水 - 29 -
§4—3采区供电 - 29 -
第五章 采区通风与安全 - 37 -
§5—1采区通风系统 - 37 -
§5—2风量配备 - 37 -
§5—3通风构筑物 - 42 -
§5—4安全措施 - 42 -
第六章 采区巷道规格及支护方式 - 44 -
§6—1概述 - 44 -
§6—2采区巷道规格及支护方式 - 45 -
第七章 采区设备选型及计算 - 50 -
§7—1采煤机的选型及验算 - 50 -
§7—2运输机的选型及验算 - 51 -
§7—3顺槽设备的选型 - 52 -
§7—4支架的计算与选型 - 52 -
§7—5其它设备的选型 - 52 -
第八章 采区主要技术经济指标 - 53 -
附  录 - 56 -
参考文献 - 58 -
致  谢 - 59 -

文档信息
  • 文档上传人:admin
  • 文档格式:Doc
  • 上传日期:2013年10月20日
  • 文档星级:★★★★★
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