陽光煤礦初步設計說明書送審稿-資料下載頁

　　

【正文】 效率。綜上所述，,。二、井下輔助運輸根據礦井生產能力及礦井現行運輸方式的實際情況，礦井生產時產生的掘進矸石及所需材料仍采用軌道運輸方式。主平硐及+1350m水平運輸大巷的運輸方式為防爆柴油機車運輸，由于井下各輔助水平、區段運輸巷距離短，根據實際采用人力推車運輸；軌道上山采用提升絞車提升運輸。根據《煤礦安全規程》有關規定，本礦井井下垂深超過50m的暗斜井均設置架空人車運送人員。采用絞車串車提升井下煤炭、矸石、材料、設備。、材料車、平板車分別運輸矸石、材料、設備。井下所需材料運輸線路：材料從地面井口料場→+1350m主平硐→采區軌道上山（暗主斜井）→+1500m輔助水平運輸大巷→各區段運輸巷→工作面。矸石運輸線路：掘進工作面矸石從磧頭→所掘的運輸巷或回風平巷→各區段車場→采區軌道上山（暗主斜井）→+1350m主平硐→地面矸石場。第二節 礦車一、礦車選型礦井煤炭、矸石、－。井下鋪軌軌距為600mm，主要大巷鋪設15kg/m鋼軌,提升上山（暗主斜井）鋪設22kg/m鋼軌，本礦井煤炭、矸石、材料、設備等采用礦車運輸。根據生產需要，井下煤炭、設備、材料、矸石、人員等的運輸車輛確定如下：煤炭、矸石、－6A礦車運輸。坑木、工字鋼等采用MLC26A型專用材料車運輸。鋼軌、中型機電設備采用MPC2－6型平板車運輸。運送人員或物料應分別進行，禁止人車和貨物混裝同運。礦車規格特征見表3－2－1。表3－2－1 礦車規格特征表礦車種類型 號容積（m3）載重（t）外形尺寸（mm）軌距（mm）軸距（mm）自重（kg）名義最大長寬高1t礦車－6A220088011506005506002t平板車MPC2－6B220008804106005504902t材料車MLC2－6B220008801150600550520礦井現有礦車規格型號及數量、擴建后新增礦車規格型號及數量 見表3－2－2。表3－2－2 礦井建成后新增礦車規格及數量表序號礦車種類型號需要量（輛）1－6A7723t平板車MPC2－6B132t材料車MLC2－6B2二、礦車數量計算礦車數量按排列法計算（統計到達產時期），各使用地點配備數量見表3—2—3。礦井達到設計生產能力時各類礦車數量表 表323礦車類型使用地點數量(輛)備注1t標準礦車軌道上山＋1350m～＋1500m5+1350m主平硐及車場30采煤面9掘進頭6地面翻矸系統51鉤地面翻煤系統81鉤其它71列小計70備用7按10%考慮合計77三、運人助行設備按最大班下井人數按照50人，礦井在+1350m～+1500m計算選配RJY2225/420架空人車1套；+1500m～+1685m暗斜井采用架空人車運送人員，計算選配RJY2225/500架空人車1套。，根據礦井下井人員數量確定每套架空人車吊椅間距為15m，每班可保證在60min內人員全部運送完畢。由于達產時期，平巷未超過1500m，礦井平巷人員采用步行上下班。第三節 運輸設備選型大巷煤炭、矸石及材料運輸設備選型根據井田的地層特點及本設計推薦的開拓方案和開采布置，結合礦井井型和運輸距離等實際情況，在本設計中，選用礦用防爆柴油機車，以滿足《煤礦安全規程》和生產的需要。結合礦井采掘設計資料，防爆柴油機車設備選型計算如下：（一）、設計原始資料工作制度：330d/a，三班工作制。礦井設計能力：60Kt/a運輸量及相應運輸距離：礦井達產時為2個面生產， 3個掘進頭同時掘進，考慮矸石、材料均通過機車運輸。煤 60Kt/a ，91車/班（按照2班出煤），運距約1250m矸石 27Kt/a ，16車/班，運距約1250m材料 9車/班 運距約1250m使用礦車、軌型及軌距：1t標準礦車， 600軌距、礦車自重600kg。線路平均坡度：3‰（二）、柴油機車的選擇計算：根據實際，機車牽引噸位為35t，最大牽引力7KN，（），（），外形：25509501550。（三）列車組成計算：按列車起動條件計算：重列車上坡起動時機車牽引礦車數＝（輛）式中：——列車中的礦車數，輛；——機車質量，ｔ；——礦車裝載質量，ｔ；——礦車質量，ｔ；——重力加速度，m/s2，取＝ m/s2；——起動粘著系數，撒沙取＝；——運輸線路坡度，‰，設計根據礦井實際情況取＝；——列車起動加速度，m/s2，一般取＝ m/s2；——重列車起動阻力系數，查表得＝按列車制動條件重列車下坡制動時機車牽引礦車數：＝（輛）式中：——重列車運行阻力系數，查表得＝——制動粘著系數，撒沙取＝；——制動減速度，m/s2；＝ m/s2——機車運行速度，km/h；設計制動時取柴油機車最大速度＝；——列車制動距離，m；根據《煤礦安全規程》運送物料時，取＝40m；根據以上計算，結合礦井生產規模取一次運行列車數運煤時＝20輛，運矸時＝12輛。按列車運行條件校驗（1）運煤時：空列車上坡時運行阻力＝式中：——空列車上坡運行阻力，KN；——空列車運行阻力系數，查表得＝；重列車下坡時運行阻力＝式中：——重列車上坡運行阻力，KN；——重列車運行阻力系數，查表得＝；（2）運矸時：空列車上坡時運行阻力＝重列車下坡時運行阻力＝＝根據以上計算可知各種運行狀況下的運行阻力均小于機車牽引力，故列車運行條件滿足要求。按制動距離進行校驗（1）運煤時＝＝＜40m，滿足運輸物料時制動距離要求。（2）運矸時＝＝＜40m，滿足運輸物料時制動距離要求。根據以上制動距離校驗可知，各種運行狀況下其制動距離均滿足《煤礦安全規程》要求。（四）所需機車臺數計算一次運行循環時間＝＝（min）式中——循環休止時間，設計取＝25min；——機車運行速度，km/h；設計運行時取柴油機車長時速度＝；一臺機車在一個班內的運輸循環次數：取＝7次/班每班所需列車次數：運煤： 取＝4次/班運矸石：11車/班取＝2次/班運材料：9車/班取＝1次/班則＝4＋2＋1＝7次所需機車臺數：工作臺數：1臺取＝1臺因工作臺數小于3臺，設計取檢修備用機車臺數為1臺。礦井所需機車臺數＝1＋1＝2臺（五）運輸選型計算結論經過以上計算，礦井擴能后達產時，共需要防爆柴油機車臺數2臺，1臺運行，1臺備用檢修。利用礦原有兩臺。礦井達產時所需運輸設備見331表表3－3－1 礦井建成后新增運輸設備及數量表序號礦車種類型號需要量（輛）1－6A7723t平板車MPC2－6B132t材料車MLC2－6B2城口排山煤業有限公司陽光煤礦初步設計（變更） 第四章 　采區布置及裝備 第四章　采區布置及裝備同原設計，本設計仍然采用走向長壁采煤法進行開采，單體液壓支柱進行支護，但由于原礦井開采標高為+1630～+1350m。變更設計后，礦井開采標高為+1700m～+1350m。又經礦井掘進時期揭露顯示，發現薄化區，煤層賦存發生變化，因此，本設計需重新對采區進行劃分，合理布置巷道。現將變更設計后主要內容陳述如下：第一節 采煤方法一、煤層賦存及開采技術條件煤系地層：本區煤系地層為吳家坪組（P3w）。含吳家坪組（P3w 2）和王坡段（P3w 1）兩個巖性段，厚60m～115m。：礦井范圍內開采單一煤層，即K2煤層。：平均39176。：礦井為低瓦斯礦井，所采煤層均無突出危險性。2008年該礦井K2煤層通過重慶市煤炭質量監督檢驗站重慶地質礦產研究院檢驗，煤塵有爆炸性。2008年該礦井K2煤層通過重慶市煤炭質量監督檢驗站重慶地質礦產研究院檢驗，自燃等級為Ⅱ級，屬自燃煤層。二、回采工藝及設備選型該礦所采煤層屬極薄煤層，根據“安監總煤礦〔2006〕127號文”《關于加強極薄煤層開采安全工作的指導意見》本設計根據現場實際情況，采用走向長壁采煤法，單體液壓支柱進行支護。走向長壁采煤法該礦所采煤層屬極薄煤層，根據“安監總煤礦〔2006〕127號文”《關于加強極薄煤層開采安全工作的指導意見》，采采用走向長壁采煤法進行開采。,，采高不足時采用臥底的方式保證最低采高。采煤設備設計采用為炮采，選用ZMS－15型濕式煤電鉆打眼，FM－100型發爆器爆破落煤和破矸。工作面運輸設備根據煤層傾角及工作面坡度，采煤工作面設計采用人工攉煤和搪瓷溜槽自溜的運輸方式，在順槽人工放煤裝車。因此工作面只選用搪瓷溜槽運輸設備。工作面支柱選型工作面支護選用DZ06－25/80型外注液式單體支柱配木楔支護。頂板管理：采用全部垮落法管理頂板，四、五排控頂，。兩巷超前加支護材料選型（1）、超前支護方式采用DZ25－25/100型單體液壓支柱配合3m的“π”型長鋼梁沿巷道走向打成一梁三柱超前托梁支柱進行有效支護，并要求單排超前托梁支護布置靠在巷道的底板側，雙排超前托梁支護布置在巷道的頂、底板兩側。⑵、超前支護距離工作面回風平巷：工作面上出口的煤壁前方10m范圍巷道，必須實行雙排超前托梁支護，工作面煤壁前方10～20m范圍實行單排超前托梁支護。工作面運輸平巷：工作面下煤眼前方10m范圍巷道均實行雙排托梁支護，下煤眼前方10～20m范圍實行單排超前托梁支護。（3）、兩巷超前支護范圍內。否則必須換棚或臥底清透；若遇超前托梁支護范圍內金屬棚的兩架棚子之間的壓力大。（4）、兩巷的其它加強支護運輸巷、回風巷除用超前托梁支柱進行加強支護外，在壓力較大的地段應用單體液壓支柱對金屬棚子進行單頭加固和打抬棚支護。若遇金屬棚變形嚴重時，還應摻棚或更換金屬棚的梁、腿等措施。在采區適當位置安設乳化液泵站，乳化液泵選擇XRB25/250型。在工作面上風巷安裝JHA－8型回柱絞車回柱。每個工作面配一個QBK220－35－15/20型小水泵，用于排放工作面或兩巷低洼處和積水。礦井達產時為2個采煤工作面。采煤工作面主要設備配備詳見下表：三、工作面頂板管理方式、支架設備選型（一）采煤工作面頂板管理方式礦井投產驗收時布置有一個炮采工作面。其支護方式為：設計單體液壓支柱進行頂板支護。采空區處理：全部垮落法管理頂板。兩巷則用回柱機回柱。（二）單體液壓支柱設備選型在采用俯偽斜分段密集采煤法時，確定投產時采用單體液壓支柱支護，，四五排控頂。（1）支柱強度計算①用估算法計算式中：P——支柱單位面積上應有的支護強度，kPa；K——頂板巖石碎脹系數，；C——支架受力不均衡的安全系數，取2；M——采此工作面煤層平均采高，；γ——頂板巖石平均容重，；α——煤層平均傾角。煤層支柱單位面積上應有的支護強度為：②用經驗公式計算P=nMγ式中：n——支架荷載相當于采高巖重的倍數。P=7=（2）工作阻力F=nMAγ式中：F——支柱的工作阻力，kN；A——支柱的支護面積，A=Lb；L——支柱柱距，m，；b——支柱的排距，m，；γ——頂板巖石平均容重，t/m3。支柱的工作阻力為：F=7=80kN（3）單體液壓支柱的最大高度Hmax和最小高度Hmin的確定Hmax=Mmax +e，mmHmin=Mmin－S－a，mm式中：Mmax——工作面最大采高，600mm；e——為避免支柱在完全抽出狀態下而留的活柱富裕行程，取100mm；Mmin——工作面最小采高，600m；S——頂板在最大控頂距處平均最大下沉量，mm；a——支柱卸載高度，50mm。由估算法：S=ηMR式中：η——系數，；M——煤層厚度，m，；R——最大控頂距。故煤層頂板在最大控頂距處平均最大下沉量為88mm。經計算，支柱最大高度Hmax=700mm，最小高度Hmin=464mm。根據上述各參數計算，采煤工作面選用DZ06－25/80型外注式單體液壓支柱，～，工作阻力300kN，初撐力118kN。四、工作面接替關系根據陽光煤礦修改設計內容及工作面的接替關系知：礦井投產驗收時開采的采區為1350m水平一采區“1101”回采工作面形成年產約30kt生產能力，在達產時，在該采區增加一個“1102”回采工作面，形成對拉工作面，屆時，達到60kt/a的設計生產能力。五、工作面長度及推進度根據采區布置，回采工作面垂高平均50m，煤層傾角平均39176。，按偽傾角30176。布置工作面，平均工作面斜長95m礦井年工作日330d，每天三班作業，“三八”工作制度，三班作業，班內準備，每天三個循環。全年按330天計算，回采工作面正規循環率考慮85%，總推進長度為757m。六、采區及工作面回采率根據《煤炭工業小型礦井設計規范》的規定，中厚煤層采區回采率按80％，工作面回采率按95％考慮；薄煤層采區回采率按85％，工作面回采率按97％考慮。根據礦井采掘布置和巷道支護方式，結合鄰近礦區生產礦井的實際材料消耗，預計礦井生產時主要材料消耗指標為：鋼材：坑木：炸藥：150kg/kt雷管：400發/kt水泥：2