火石營煤礦年產(chǎn)120萬噸開采設計(編輯修改稿)

　

【文章內(nèi)容簡介】 井底車場首先必須保證礦井生產(chǎn)所需要的運輸能力，并應滿足礦井不斷持續(xù)增產(chǎn)的需要。為此，井底車場的設計通過能力應大于礦井生產(chǎn)能力30～50﹪。其次，在滿足井底車場通過能力的前提下應盡量減少其掘砌體積，而且井底車場應便于管理和安全操車。井底車場設計示意圖如下。，裝備有一對9t箕斗，裝備一對1t雙層四車罐籠。井下主要運輸大巷采用3t底卸式礦車運煤，10t架線式電機車牽引（每列車由17輛礦車組成）。輔助運輸采用1t固定式礦車（掘進煤列車由37輛礦車組成），煤矸混合列車由28輛礦車組成，其中煤車9輛，矸石車19輛。井底車場設1t翻車機處理掘進煤。矸石輛占礦井產(chǎn)量的20％，由副井提升。掘進煤輛占5％，由翻車機翻入井底煤倉從主井提升。礦井為低沼氣礦井，，副井進風，風井回風。⑴車場形式，初步設計已確定為梭式車場，東西兩翼來車均由主石門進入井底車場。⑵車線長度，主井空、重車線長原則上按1列車長考慮，設計取80m。副井進車線受主井重車線的影響，出車線受人車線的影響，都比較長，均可達150m。材料車線按20輛1t材料車考慮。⑶主、副井中心線間距離，南北75m，東西10m。⑷設計采用22Kg/m的鋼軌。主井系統(tǒng)采用5號道岔，副井采用4號道岔。曲線半徑為20m。⑸， m2，巷道采用錨噴支護，主要硐室及交岔點采用混凝土或料石砌碹。⑹底卸式礦車卸載站與翻車機硐室聯(lián)合布置。已知：道岔DK630515，a＝3967mm，b＝4333mm，α＝11176。18′36″，R＝15000mm，δ＝60176。查表得：m＝13533mm，n＝9301mm，H＝8055mm，T＝6743mm，Kp＝2926mm。已知：道岔DK622412，a＝3660mm，b＝3640mm，α＝14176。02′10″，R＝12000mm，δ＝45176。查表得：m＝8638mm，n＝5712mm，H＝4039mm，T＝3280mm，Kp＝7447mm。已知：道岔ZDK630412，a＝3660mm，b＝3640mm，α＝11176。18′36″，R＝12000mm，S＝1600mm。查表得：L＝13529mm，c＝2447mm，n＝6780mm，T＝1469mm。已知：道岔ZDX63051516，a＝3967mm，b＝4333mm，α＝11176。18′36″，S＝1600mm。查表得：c＝2447mm， L＝13592mm。渡線道岔線路聯(lián)接如圖4－4－4。圖4－4－4 渡線道岔線路聯(lián)接 線路閉合計算⑴主、副井中間線距離，石門方向10000mm，垂直石門方向75000mm。⑵副井井筒中線與提升中線相距300mm，主井井筒中線與煤倉中線相距23000mm，卸載站中線與煤倉中線相距400mm，雙軌直線軌心距1600mm。故井筒的相互位置見下圖:圖4－4－5 井筒相互位置圖根據(jù)副井出車線布置要求A點距副井120m。副井出車線軌道中線至主井空車線軌道中線間距離為：（75000300）+23000（1600400）＝96500mm AB＝96500/sin60176。＝111429mmB點與主井中線距離為：120000+10000+96500/tg60176。＝185714mmC點與主井中線距離為：80000+10000+13178+1262＝104440mm煤倉上口與卸載站跨度較大，井底車場進車繞道與進車線間距取25m。 CD＝25000/sin45176。 ＝35355mmF點距主井中線距離，根據(jù)交岔點、硐室長度及調(diào)度機車存車安全線要求取50m。 CF＝104440+50000 ＝154440mm DE＝154440225000 ＝104440mm圖4－4－6 區(qū)段劃分圖（表4－4－1，表4－4－2）表4－4－1 3t底卸式煤列車調(diào)車作業(yè)程序及時間區(qū)段運行狀況運行距離（m）運行速度（m/s）運行時間（s）Ⅰ牽引列車Ⅱ牽引列車Ⅲ牽引列車、摘鉤、掛調(diào)度機車、轉向+Ⅳ牽引列車卸載Ⅴ過道岔、牽引空車出車場++計表4－4－2 1t煤矸混合列車調(diào)車作業(yè)程序及時間區(qū)段運行狀況運行距離（m）運行速度（m/s）運行時間（s）Ⅰ牽引列車Ⅱ牽引列車Ⅲ牽引列車Ⅵ牽引列車80頂列車80Ⅶ頂列車、煤車與矸石車摘鉤22+牽引列車22Ⅶ牽引列車、摘鉤+Ⅲ機車過道岔、掉頭+Ⅵ機車過道岔、運行+頂列車、過道岔Ⅷ頂列車機車轉向、運行+Ⅵ機車運行Ⅲ機車運行Ⅱ機車運行Ⅰ機車過道岔+Ⅴ機車運行Ⅸ機車運行、掛空車+牽引空車Ⅴ牽引空車轉向、頂空車+Ⅹ頂空車、掛空車或材料車+牽引空車Ⅴ牽引空車出車場+計每一調(diào)度循環(huán)進入井底車場得列車數(shù)比可用兩種方法計算：⑴按運量和凈載重計算礦井日產(chǎn)煤2000t；矸石量占20％，日運量400t；掘進煤占5％，日運量矸100t；3t底卸式列車日運量占95％，為1900t；每日3t底卸式列車數(shù)＝1900/（317）＝列；每日1t煤矸混合列車數(shù)＝（100+400）/（91+19）＝；列車數(shù)比＝＝3/1。⑵按運量比和凈載重計算列車數(shù)比＝＝3/1每一調(diào)度循環(huán)時間＝+++ ＝列車進入井底車場的平均時間間隔＝ ＝列車在井底車場平均運行時間＝（3+）/4 ＝605s ＝10min 通過能力富裕系數(shù)＝157/60＝滿足設計規(guī)范要求。如前所述，本車場采用后進車、前出車的方式；底卸式礦車的列車卸載站與翻車機硐室聯(lián)合布置；翻車機硐室設鏈式推車機，副井進車線設繩式推車機；主井空車線和副井出車線均設較長的自動滑行段，并在9點開始設合股道岔。為使主井兩股空車線在12點會合，翻車機軌面高出卸載站軌面295mm，翻車機前設2‰上坡。因受主排水泵吸水高度的影響，將水倉入口設在車場外主石門內(nèi)。本車場以停在車場內(nèi)的副井罐籠軌面標高為177。0進行標高閉合計算。空車從搖臺出車以24‰的下坡滑過對稱道岔。⑴硐室位置中央變電所硐室是全礦井下電力總配電站，為了節(jié)約輸入輸出電纜線、配電均衡、安裝維護方便和便于提供新鮮風流等目的，宜將變電所置于副井與井底車場連接的附近。其斷面按所選的具體變壓器型號確定，同時，應滿足有關規(guī)定的要求，不得違反有關規(guī)程。⑵支護形式和特殊要求變電所必須采用不燃性材料支護，如選用混凝土或料石砌碹，條件許可也可采用不燃性錨噴支護。硐室必須設置易關閉的既防水又放火的密閉門，門內(nèi)可設向外開的鐵珊門，但不能妨礙門的關閉，從硐室出口防火門起5m內(nèi)的巷道應砌碹或用其它不燃性材料支護。變電所的地坪。硐室不應有滴水現(xiàn)象，電纜溝應設置一定坡度以便將積水隨時排出室外。中央變電所應根據(jù)規(guī)定，設置滅火器材。如配置滅火設備和充足的砂箱，為此在硐室設計尺寸時，應留出相應的位置。⑴水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全運行關系重大，故水泵房硐室位置的選擇應考慮以下因素：①管路敷設最短，不僅節(jié)約管路電纜，而且管道阻力和電壓將最小。②一旦井下發(fā)生水患，人員、設備便于撤出，同時便于下放排水設備，增加排水能力，迅速排除事故恢復生產(chǎn)。③具有良好的通風條件。根據(jù)以上要求，硐室位置應選在井底車場與副井連接處附近空車線一側，以便于設備運輸，與中央變電所硐室組成聯(lián)合硐室，即使有特殊原因也要盡可能靠近副井。⑵硐室支護與特殊要求①中央水泵房硐室必須采用不燃性材料支護，如砌料石或混凝土碹，在堅固的巖層中也可采用錨噴支護，但不得有淋水。②出口通道處須設置向外開啟的能防水防火的密封門，從硐室出口防火門起5采煤內(nèi)的巷道應砌碹或用其它不燃性材料支護。③，設置流水坡，以防硐室積水。④水泵工作的總能力應能滿足20小時內(nèi)排出框架24小時的正常用水量。水倉是按礦井正常涌水量計算的，《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，當?shù)V井正常涌水量在1000立方米/小時以下，主要水倉有效容積能容納8小時的正常涌水量。同時主要水倉必須含有主倉和副倉。據(jù)以上可知，本設計礦井正常涌水量為200立方米/小時，小于1000立方米/小時。故其容量V=Q式中： V——水倉容積，立方米；Q——礦井正常涌水量，立方米/小時；由此：V=200=1600立方米設定設有主副水倉，每個水倉承擔一半涌水量，則有1600/2=800立方米。若用凈斷面為10平方米的半圓拱形斷面，那末一條水倉長度為 L=800247。10=80m本設計水倉斷面為半圓拱形，用混凝土砌碹，考慮到支架間隙亦可儲水，為使淤泥易于沉淀和清理，水倉向配水房方向設立反坡，其坡度常為1‰～2‰。在水倉最低點即清理斜巷地不應設積水窩，再清理水倉時能將積水排出，以方便清理工作。在副井井筒附近設置等候室，作為工人候車跟休息的場所，等候室和工具房相鄰，以便工人領取工具。 其它峒室主要有調(diào)度室、電機車房和電機車修理間、防火門峒室、火藥庫等。 開采順序及采區(qū)回采工作面的配置兩水平上山采區(qū)均采用前進式的開采方式，即上山采區(qū)采用仰斜開采。采區(qū)的生產(chǎn)能力應根據(jù)地質(zhì)條件、煤層生產(chǎn)能力、機械化程度和采取內(nèi)工作面接替關系等因素確定。各類礦井正常生產(chǎn)的采區(qū)個數(shù)一般按表 規(guī)定：表451 礦井同時生產(chǎn)的采區(qū)個數(shù)礦井設計生產(chǎn)能力（Mt/a）采區(qū)個數(shù)～3～4～2～31～2因為設計礦井年產(chǎn)量為90Mt/a,因此，本礦井生產(chǎn)采區(qū)為一個，保證年產(chǎn)量的工作面為一個。⑴確定達到設計產(chǎn)量時工作面總線長：式中：B—回采工作面總線長, m；A—礦井設計年產(chǎn)量, t/a；X—回采出煤率，；Σm—同采煤層總厚度, m；—煤層容重, ；K3—工作面采出率，97％、95％、93％；L—年推進度，L＝330nIФ；其中：330—礦井年工作日，天；n—日循環(huán)數(shù)；I—循環(huán)進度，m；Ф—正規(guī)循環(huán)系數(shù)，Ф＝～1；由此：L＝3006 ＝⑵確定同采工作面數(shù)（取整數(shù)）式中：N——同采工作面數(shù)，個；B——工作面總線長，m；n——同采煤層數(shù)；L——回采工作面長度，m；由此: 采區(qū)內(nèi)同采工作面數(shù)目應根據(jù)煤層賦存特征，所確定的回采工藝等確定，同時還應符合合理的開采順序，保證安全生產(chǎn)提高工作面單產(chǎn)為原則。采區(qū)內(nèi)同時生產(chǎn)的綜采工作面宜為一個面；普采工作面宜為兩個面，不應超過三個面。因此，在滿足礦井服務年限的條件下，由于帶區(qū)內(nèi)同采工作面為1個，所以帶區(qū)內(nèi)同時生產(chǎn)的工作面為1個。：式中：——礦井同采工作面產(chǎn)量總和，萬t；——第i號工作面采高，m；——第i號工作面長，m；——第i號工作面年推進度，m/a；——第i號工作面煤的容重，t/；N——同采工作面數(shù)。 由此：＝1501＝計算結果加上全礦井掘進煤之和應大于礦井設計產(chǎn)量A。全礦井掘進煤＝ ＝ ＝實際產(chǎn)煤為+＝+ ＝＝故符合設計要求。 采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)運煤系統(tǒng)：回采工作面運輸順槽運輸上山采區(qū)煤倉階段運輸大巷運料系統(tǒng)：階段運輸大巷采區(qū)下部車場軌道上山（采區(qū)中部車場）回風順槽回采工作面排矸系統(tǒng)：回采工作面回風順槽（采區(qū)中部車場）軌道上山采區(qū)下部車場階段運輸大巷通風系統(tǒng)：階段運輸大巷軌道上山采區(qū)中部車場運輸順槽回采工作面回風順槽回風石門5 采礦方法 采煤方法的選擇原則根據(jù)本井田的開采技術條件和國內(nèi)外目前厚煤層采煤技術的現(xiàn)狀，選擇采煤方法主要考慮了以下原則：（1）與煤層賦存條件相適應，有利于提高工作面單產(chǎn)和礦井的穩(wěn)產(chǎn)、增產(chǎn)，實現(xiàn)礦井生產(chǎn)的高度集中化，以達到礦井高產(chǎn)高效的目的。（2）依靠科技進步，采用國內(nèi)外新技術、新工藝、新設備、新材料，大力提高采煤機械化水平。（3）簡化采煤工藝，減少運輸環(huán)節(jié)，降低巷道掘進率。（4）保證礦井安全生產(chǎn)，有效地防止煤層自然發(fā)火和其它災害，為工人創(chuàng)造 舒適的井下工作環(huán)境。（5）提高資源回收率，減少資源損失。 采煤方法的初選9，煤層傾角在14176。左右，煤層走向中央有一個14m斷層，同時屬于低瓦斯礦井，一采區(qū)右翼推進長度1410m，工作面長度190m。井田內(nèi)煤層結構、賦存穩(wěn)定，水文地質(zhì)條件簡單，頂?shù)装寰鶠樯百|(zhì)巖或粘土。由于煤層屬厚煤層，根據(jù)國內(nèi)外厚煤層開采技術發(fā)展現(xiàn)狀，結合9煤層厚度及煤層特點，采用用走向長壁，可供選擇的采煤方法主要有三個：傾斜分層普采、綜采放頂煤開采及一次采全厚大采高綜采。方案一：傾斜分層普采采用該采煤法時將該煤層分成平行煤層面的兩層煤層。采區(qū)沿傾斜劃分為4個區(qū)段。在煤層底板巖層中布置采區(qū)運輸上山和軌道上山。上分層平巷通過最近的溜煤眼、聯(lián)絡巷超前于采煤工作面一定距離保持隨采隨掘，其超前距離始