滕州趙坡煤礦初步設計說明書畢業論文-wenkub.com

　 　

【正文】 地面10/6KV變電所，主井井架，副井井架等主要建筑設防雷保護裝置。二、供電安全為了安全生產，保證礦井一、二級負荷可靠供電，礦井地面10/6KV變電所設兩回10KV電源，設兩臺主變壓器。井底車場巷道及硐室均選擇在圍巖較堅硬的巖層中，巷道支護一般以錨噴為主，主要硐室采用料石或混凝土砌碹支護。、煤塵檢測檢查儀器，設立專職檢測人員進行檢查。井下瓦斯的防治是生產建設的重要環節之一，除設計配備足夠數量的監測儀表外，生產管理要十分重視瓦斯的防治工作。檢查采空區內的氣溫變化情況，對有可能自燃的采空區應采取噴注阻化劑防止自燃。工作面要進行防水灌漿，噴注阻化劑。使深部采區的水能及時地排至以水平主水倉。Amax===附：礦井延深通風容易時期負壓計算表51。通過計算，在開采一水平四采區12及14煤時的負壓最大， Pa。本次延深設計由于通風線路和回采工作面位置均有所改變，故只計算前期通風負壓，對后期負壓值不再計算。三、通風網絡：一路自副井井筒經井底車場一水平西軌道大巷、采區軌道下山、工作面軌道斜巷，至回采工作面，然后由工作面運輸巷、采區回風下山、回風大巷，最后流經主井從風硐抽出排放地面；另一路為副井井筒、井底車場、一水平西軌道大巷、采區集中軌道下山、深部采區軌道上山、工作面軌道斜巷、回采工作面、工作面運輸斜巷、深部采區回風上山、集中回風下山、一水平回風大巷，最后流經主井從風硐抽出排放地面。巷道掘進順序表見表414。表49 工作面正規循環作業圖表表410 勞動組織表工種生產一班生產二班檢修班總計打眼工2226放炮工1113噴槍手1113拌料工兼職裝巖機司機噴漿機司機絞車司機2226推車工2226機車維修工1113驗收員　　11隊長11　2其它工　　　　班長1113合計10101030表411 回采工作面技術經濟指標序號名稱單位指標1每循環在冊人數人362每循環出勤人數人303出勤率%4循環進度米5效率米/工6月循環次數個297月進度米8循環率%9炸藥消耗公斤/米10雷管消耗個/米3411坑木消耗立方/米表412 巷道斷面及支護方式表序號巷道名稱類別巖性支護方式凈斷面（m2）1軌道大巷開拓全巖錨噴2運輸大巷開拓全巖錨噴3回風石門開拓全煤錨噴12聯絡石門開拓全巖錨噴8工作面軌道順槽準備全煤錨噴9開切眼準備全煤液壓支架10工作面運輸順槽準備全煤錨噴1）掘進機械配備煤巷、半煤巖巷掘進主要配備氣腿鑿巖機、濕式煤電鉆、耙斗裝巖機和錨噴設備。巷道斷面的形狀和尺寸必須滿足如下要求：設備在巷道中正常安裝和通過的；滿足通風對風量、風速的要求；滿足圍巖的物理力學性質和巷道的使用條件；根據支架的類型和結構確定；符合安全規程對巷道斷面最小尺寸和間隙的要求。上下分層采煤工作面的超前關系為=36m工作面正規循環作業圖表詳見表49。、循環方式炮采工作面采用“三八”作業制，每班工作8小時，由兩個生產班和一個檢修班組成，每天檢修時間保持8小時。3）轉載機型號SZB—630/30，長度25m，電機功率30 kW，運輸能力200t/h，中間槽尺寸為1500630150mm。遇斷層、頂板破碎、周期來壓、壓力大時要執行零摘零放，每次放炮不得多于兩段。采煤工作面采用炮采、刮板輸送機裝運煤的采煤工藝。上下層同時回采，錯距Xmin取36m。4）采區生產能力驗算當采區內回采工作面數目和各工作面能力確定后，即可按下式計算采區的設計生產能力：A=∑A采K采＋C∑A采（wt/a）式中，∑A采—同時生產的各回采工作面產量之和；K采—回采產量不均衡系數，；C—掘進出煤率，～；A=＋=(wt/a)采區配采期設計生產能力15wt/a，誤差10%以內，合理。圖44 采區絞車房斷面圖遵循原則，保證系統年產量，厚薄搭配生產，同采區段先采上層后采下層。硐室內不設電纜溝，電纜沿墻敷設。﹥25176。斷面為直壁半圓拱形，采用錨、網、噴支護方式。此外在煤層群聯合布置時，回風石門較長，為方便于回風石門聯系，也多采用平車場。根據提升方向與礦車在車場內運行方向來區分，平車場又分為順向和逆向車場兩種形式。采區巷道均采用錨噴支護，開采第16層煤時，其頂板為第10下灰巖，采區巷道采用兩幫錨噴，巷道頂部裸體或噴少量砂漿。方案一：兩煤層分層布置，即每一分層各布置兩條上山；方案二：聯合布置，兩煤層聯合公用一套上山，兩煤層間采用區段石門與溜煤眼聯系。表43 護巷煤柱尺寸表　厚煤層巷道一側/m巷道之間/m大巷20　采區上（下）山3020區段煤柱　4斷層煤柱每側留設20m的安全煤柱。A=24330120 =17煤采用炮采，兩個工作面，采用日進兩排柱，每日一循環的作業方式。為統一，取工作面長度為120m結論：配采期間，117煤均采用炮采，上下同采，一個工作面生產；獨立生產時期16煤采用高檔普采，17煤采用炮采，工作面長度均取120m。(一) 配采期間方案1：16煤 走向長臂采煤法，雙翼采區布置，采用高檔普采，年推進度1200m；17煤走向長臂采煤法，雙翼采區布置，炮采；， A采=lmLγcu（萬t/a）代入求得工作面長度l==＜100～120m工作面長度不合適。采區儲量詳見表42。表41 煤層特征表煤層煤層厚（m)煤層間距（m)結構夾石層層數見夾石層點數夾石層巖性夾石層厚度煤層可采性最小～最大最小～最大平均平均16～　簡單偏復雜1層7點泥巖—全區可采2層1點黃鐵礦層17～簡單1層3點；2層1點泥巖—局部可采該采區地層走向大致呈北東，傾向北西，整個采區呈背斜構造。本區內共有兩層煤，均為較穩定煤層，煤層傾角為2176。生產水平過渡時期可采用下列方式排水：，上水平的流水引入下水平水倉，集中排至地面；，上下兩水平各有獨立的排水系統直接排至地面；，下水平的水排至上水平水倉，然后由上水平集中排至地面；，上下兩水平的排水管路聯成一套系統，設立通閥門控制，上下水平均可排水至地面。 生產水平過渡時期，上下兩水平同時出煤。因此車場僅以局部雙軌變單后進入采區下山的上段和下段。集中下山為穿層布置，因此，按其功能需要，設立一臺SD—80型皮帶、—1/24型單滾筒絞車提升，集中回風下山不裝備。按照礦井延伸開拓布局,為充分利用西大巷東西翼分別就近延伸開采，集中下山，按其功能分為軌道、皮帶和回風三條下山。在采區生產方面，方案三由于上、下分段生產，采區的提升、運輸靈活方便，距離適中，方案二則偏長，特別是采取深部開采時，雖然開采期限不長，但是其長距離斜巷提升運輸、行人等，均帶來了一定得不便。表3—2 連鎖工程施工速度指標表序號工程性質單位進度指標1立井m/月402全巖 平巷m/月90 斜巷m/月703半煤巖 平巷m/月180 斜巷m/月1404全煤巷 平巷m/月300 斜巷m/月210表33 方案經濟比較表　項目 方案方案2方案3工程量m單價 元/m費用 萬元工程量m單價 元/m費用 萬元一 井巷工程量運輸、軌道石門2971260010232300集中上、下山0330008703300采區上、下山103682000751020001502按巖性全巖工程3171　　1173　　半煤巖工程6394　　8230　　全煤工程0　　0　　二 連鎖工程　　　1828　　三 提升主提升東翼1　　2套　　西翼1　　2套　　采區提升東翼1　　1套　　西翼1　　1套　　四 排水2級排水　　2級排水　　五 運輸系統主運1套　　1套　　輔助運1套　　1套　　合計2846根據如上分析，方案一對于礦井目前盡早實現上、下組配采，以降低上組煤灰分，提高銷售價格，增加經濟效益等實際狀況和綜合井田東翼偏中部的褶曲構造和小斷裂構造、村莊壓煤等實際開采條件來講，較方案二、三具有耗能量大、費用高的缺點，且工程量大，難于充分利用一水平大巷。由上提出的三個延深改造配采方案，結合如上五項原則，經綜合分析，第一方案存在較明顯的矛盾是立井延深施工困難無效進尺多，占用設備多，安全程度相對差，工程量大，影響生產的時間長，延深連鎖工程施工工期達三年以上，由此此方案較其它兩個方案差，故在進一步比較中，該方案不在參加比較。下山位置設在一水平西大巷西部，集中下山底部座落在—270m，集中下山底部不設排水硐室，由西一采區集中排至—230m。首采西翼上部塊段。按照方便開采、適當集中等原則，全井田深部下組煤共劃分為四個采區，117兩層煤聯合布置開采。結合礦井邊界范圍內的具體條件和構造特點，充分考慮礦井現采西翼采區和先期延深西翼下組煤的建議，做到就近接續，進一步提高經濟效益，又確保還貸期間均衡生產和穩產，達到盡早經濟翻身。結合國內有關開拓部署改革精神，考慮本井田深部開采的具體條