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第四章 井田开拓


第四章
第一节

井田开拓

井田开拓方式的确定

一、确定开拓方式的主要原则
1、有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节。 2、生产系统尽可能简单、实用,生产工艺先进、合理。 3、井下巷道尽可能沿煤层布置,掘进速度快,费用低,并能进一步探明煤 层的赋存情况。 4、近期与长远相结合,既要考虑

眼前利益,又要兼顾长远规划。

二、确定开拓方式的基本内容
1、确定井筒的形式、数目及其配置,合理选择井筒及工业场地的位置 2、合理地确定开采水平数目和位置 3、布置大巷及井底车场 4、确定矿井开采程序,作好开采水平的接替 5、进行矿井开拓延深,深部开拓及技术改造

三、开拓方案的确定
霍州矿物局李家昴煤矿位于吕梁山脉东麓,地势高低起伏,森林多覆盖于山峰之 顶及山的阴坡。总观全区中部低东西两侧高.煤矿位于洪洞县与蒲县的交界处,行政区 划上跨山西省洪洞县左木乡、山头乡和蒲县乔家湾乡。纵观全井田地势,工业广场选 择较容易,根据实地勘查,考虑地形条件结合煤层赋存情况及交通运输情况,工业广 场可选择于井田平面投影的中央和中央靠右的部位,靠近公路附近, 本井田交通十分便 利。 工业广场选择于公路附近,工业广场地面开阔,有足够的场地布置主、副井地面 生产系统;目前已具备较好的供电条件,地面运输条件良好,供水距离较近,征地费 用较便宜。 根据上述技术分析,工业广场选择于内各有优缺点,尚需结合井下开拓部署进一 步经济比较来确定。 工业广场位于 ck5 和 ck7 号钻孔公路附近,该处煤层埋深约 180m 和 182m 左右, 可供选择的井筒形式有斜井、立井。 方案一 :采用主、副斜井及集中回风斜井开拓方式。主斜井的井口坐标为: X=4029327 ,Y=37534351,Z=1195.作为主提升井,采用料石砌碹支护方式。主井筒内 铺设胶带输送机,担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为 72°,主井井筒倾角为 18°,兼作进风井,同时布置所需综合管线,如皮带检修道和人行道等,并且主井内 铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。副斜井的井口坐标为 X=4029289,

Y=37534130,Z=1194,作为运送材料、提升矸石之用和运送人员之用,井筒方位角为 72°,井筒倾角为 18°,采用料石砌碹支护方式,井筒内铺设轨道,担负全矿井的矸 石、材料、人员这样布置一是矿通风能力不受限制,在副井和中央水泵房之间还有管 子道与之相连,预防井被淹而用于维修及其排水管路的修设。此处矿井通风系统为中 央分列式。 方案二 : 采用双立井开拓及集中回风斜井的开拓方式,主立井的井口坐标为: X=4029522,Y=37533740,Z=1208 作为主提升井,采用锚喷支护方式。主立井内设置多 绳摩擦提煤箕斗,担负全矿井的煤炭提升任务,其井筒的方位角为 90°,主井井筒的 角度为 90°,并兼作整个矿井的进风井。副井的井口坐标为: X=4029475,Y=37533550,Z=1224,其作为材料的输送、矸石提升和人员输送之用,并且 副井中安设有管线和其他附属的装备,也作进风井之用,在副井和中央水泵房之间用 管子道相连,风井为专用回风井,矿井的通风系统采用中央分列式。 3、开采水平的划分 本矿井开采的 11 号煤层平均厚度为 3.75m,,煤种均为中灰,低硫,低磷,高热 值的焦煤。由于本矿为近水平煤层,其煤层的倾角为 2 到 7 度,布置在一个水平开采。 皮带大巷、回风大巷和轨道大巷布置于 11 号煤层里沿地板布置,,即单一水平布置。 4、运输大巷、轨道大巷及回风大巷位置的确定 由于 11 号煤层属于不易自燃煤层且煤尘不具有爆炸性,故采用三条大巷布置形式, 大巷采用集中煤层大巷布置。 轨道大巷,位于回风大巷和轨道大巷两条大巷之间。 三条 大巷在空间上错开一定的距离约 20m。 5、矿井通风系统分析 本矿井煤层赋存大,而大巷开拓距离较长,为了在初期出煤够成通风系统及为后 期开拓做准备,因此,可考虑初期在井田储量中央附近开掘回风井,后期在两翼处分 别开掘回风井,这样布置,矿井通风费用省,容易施工。 6、井田开拓方案 根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择和煤层赋存条件,设计提出了两个 开拓方案进行比选,方案分述如下: 方案一 : 采用主、副斜井及集中回风立井开拓方式。主斜井的井口坐标为: X=4116703 ,Y=19506524,Z=1290.3 作为主提升井,采用料石砌碹支护方式。主井筒 内铺设胶带输送机,担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为 90°,主井井筒倾角 为 21°,兼作进风井,同时布置所需综合管线,如皮带检修道和人行道等,并且主井 内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。副斜井的井口坐标为 X=4116735, Y=19506524,Z=1290.8,作为运送材料、提升矸石之用和运送人员之用,井筒方位角为 90°,井筒倾角为 23°,采用料石砌碹支护方式,井筒内铺设轨道,担负全矿井的矸 石、材料、人员这样布置一是矿通风能力不受限制,在副井和中央水泵房之间还有管 子道与之相连,预防井被淹而用于维修及其排水管路的修设。此处矿井通风系统为中 央分裂式。这样布置一是矿通风能力不受限制,其次,这样布置对于管理水平不高的 地方矿来生产干扰小,易于管理。 方案二 : 采用双立井开拓及集中回风立井的开拓方式,主立井的井口坐标为: X=4116526,Y=19505827,Z=1389 作为主提升井,采用锚喷支护方式。主立井内设置多 绳摩擦提煤箕斗,担负全矿井的煤炭提升任务,其井筒的方位角为 90°,主井井筒的

角度为 90°,并兼作整个矿井的进风井。副井的井口坐标为: X=4116526,Y=19505736,Z=1369,其作为材料的输送、矸石提升和人员输送之用,并且 副井中安设有管线和其他附属的装备,也作进风井之用,在副井和中央水泵房之间用 管子道相连,风井为专用回风井,矿井的通风系统采用中央分裂式。

三、开拓方案的比选
首先:方案一的双斜井来说其优点有:斜井和立井相比,井筒的掘进技术和施工 设备比较简单、掘进速度快、地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简 单(副斜井少了空重车线的绕道而主斜井和大巷连接的地方直接通过煤仓和皮带连接 即可,而立井需要清理撒煤谢巷和箕斗装载硐室),一般无需大型提升设备,同类井 型的斜井提升绞车也较立井需用的绞车型号小,因而初期投资较少,建井期也较短, 斜井的石门总长度较用立井时也为短,延深斜井井筒的施工比较方便,对生产的干扰 少。 具体有:①从工业广场的选择来看,此处靠左 80m 处有一条“人”字型公路,所 以说有相当便利的运输条件。②考虑本矿的用电负荷大小、地理分布和矿井周围电源 情况以及矿井今后发展,确定在该矿工业广场电力负荷中心附近新建一座暖泉 35kV 变电站,该变电站两回电源分别为矿主电源为引自武家庄 110kV 变电站的 35kV 线路, 供电距离 7km, 选用架空导线为 LGJ-70; 矿备用电源为引自张家庄 35kV 变电站的 35kV 线路,供电距离 8km,选用架空导线为 LGJ-70;供电电源可靠,供电质量有保证。所 以地面的双回路供电条件也具备。③地面的水源供应可以在旁边村庄的中央水泵房引 取。④工业广场选在此处地势比较平坦,也没有占用村庄等地,所以工广的征地费用 低。⑤工业广场的选择面积有 50000m2 根据计算得出其压煤较少。⑥井筒的掘进技术 和施工设备比较简单、掘进速度快⑦地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室要简 单。副斜井少了空重车线的绕道而主斜井和大巷连接的地方直接通过煤仓和皮带连接 即可,而立井需要清理撒煤谢巷和箕斗装载硐室)⑧初期投资较少,建井期短。⑨延 深斜井井筒的施工比较方便,对生产的干扰少。⑩主斜井运输能力较大,集中下山较 短,有利于深部井田开采。 缺点是:在相同的条件下,斜井要比立井的掘进长度长得多,围岩不稳固时,斜 井井筒的维护费用较高;当采用绞车提升时,提升速度较低、能力较小、钢丝磨损严 重、动力消耗大、提升费较高,当井田斜长较大时,采用多段绞车提升,转载环节多、 系统复杂,更要多占用设备和人力;由于斜井较长,沿井筒敷设管路、电缆所需的管 线长度较大,有条件时可采用钻孔下管路排水供电。另外,斜井的通风风路较长。 具体有:①斜井的长度较立井较长。②围岩不稳定,其维护费用较高。③工业广 场不在储量中心,生产经营费用高。④采用胶带输送提升时,提升速度慢、能力小、 动力消耗大、提升费用高。⑤由于斜井长,敷设管路和电缆所需的管线长。⑥斜井的 通风风路较长,通风阻力大。 方案二:双立井的优点:立井的适应性很强,一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、 水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升速度快、提升能力大,对辅助提升特别 有利;对井型特大的矿井、可采用大断面的立井井筒,装备两套提升设备;井筒的断 面很大,可满足大风量的要求;由于井筒短,通风阻力较小,对深井更为有力。 具体有:①从工业广场的选择来看,此处靠右 30m 处有一条“人”字型公路,所 以说有相当便利的运输条件。②此处的双回路供电已具备。③地面的水源供应可以在

旁边村庄的中央水泵房引取。④工业广场选在此处地势比较平坦,也没有占用村庄等 地,所以工广的征地费用低。⑤工业广场的选择面积有 50000m2 根据计算得出其压煤 较少。⑥立井的适应性很强,一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限 制。⑦立井的井筒短、提升速度快、提升能力大。⑧井筒的断面很大,可满足大风量 的要求。⑨井筒短,通风阻力较小。⑩工广处于井田的中央,且生产经营的费用低。 缺点是:井筒的掘进技术和施工设备比较复杂、掘进速度比较慢、地面工业建筑、 井筒装备、井底车场及硐室都比立井复杂,且导致的岩石工程量较多。其提升需用大 型的提升设备,因而初期的投资较大,建井期较长;且其石门的总长度较用斜井开拓 时要长。延伸立井井筒的施工比较困难,对生产的干扰较大。 具体有:①井筒的掘进技术和施工设备比较复杂、掘进速度比较慢。②地面工业 建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井复杂。③初期投资大,建井期较长。④井 下岩石工程量较大。⑤延伸立井井筒的施工比较困难,对生产的干扰较大。 两个开拓方案的技术比较见表 4-3-1,经济比较见表 4-3-2。

表 4-3-1

开拓方案技术比较表

主要优点
1. 由于工业广场靠左 80m 处有“人”字 型公路,所以交通十分便利。 2. 本矿选用 35kv 的电压, 取自赵家庄和 武家庄的两个线路,所以满足双回路 的用电。 3. 由于工广靠近村庄,所以满足水源的 供应。 4. 工广位置比较平坦,没有村庄,所以征 方 地费用底。 5. 工广的面积小,所以压煤面积少. 6. 井筒的掘进技术和施工设备比较简 单、掘进速度快 7. 地面工业建筑、井筒装备、井底车场 及硐室要简单。 8. 初期投资少,建井期短。 9. 延深斜井井筒的施工比较方便,对生 产的干扰小。 10.主斜井运输能力较大,集中下山 较短,有利于深部井田开采。 1. 由于工业广场靠右 30m 处有“人”字 型公路,所以交通非常的便利 2. 满足双回路供电的要求比较便利。 3. 工广靠近村庄,满足水源要求。 4. 工广位置比较平坦,没有村庄,所以征 1. 2. 3.

主要缺点
斜井的长度较立井较长。 围岩不稳定时,其维护费用高。 工业广场不在储量中心,生产经营 费用高。 4. 采用胶带运输提升时,提升速度 慢、能力小、、动力消耗大、提升 费用高。 5. 由于斜井长,敷设管路和电缆所需 的管线长。 6. 斜井的通风风路较长,通风阻力 大。 7. 总掘进工程量大。

案 一

1.

井筒的掘进技术和施工设备比较 复杂、掘进速度比较慢。

2.

地面工业建筑、井筒装备、井底车

案 二

地费用底。 5. 工广面积小,所以压煤面积少。 6. 立井的适应性很强,一般不受煤层倾 角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的 限制。 7. 方 立井的井筒短,提升速度快,且提升 能力大。 8. 井筒的断面很大时,可满足大风量的 要求。 9. 井筒短,通风阻力较小。 10. 工广处于井田的中央,且生产经营的 费用低。 11. 由于立井井筒短,敷设管路和电缆所 需的管线也短。 12. 总掘进工程量少。

场及硐室都比立井复杂。 3. 4. 初期投资大,建井期长。 井下岩石工程量较大。 5. 延伸立井井筒的施工比较困 难,对生产的干扰较大。

开拓方案经济比较见下图
表 4-3-2 序 项 号 1 2 3 4 5 工程量 6 井底车场掘进费 大巷掘进工程量 7 岩巷 8 9 大巷掘进费 上、下山掘进 煤 m 万元 m 0 15951.1 0 0 15951.1 0 煤巷 岩巷 m 万元 m 0 19288 0 0 19288 0 主井掘进工程量 副井掘进工程量 风井掘进工程量 井筒掘进费 井底车场掘进 煤巷 目 开拓方案经济比较表

单 位 m
m m 万元 m 方案一 方案二

701 481
480 420.6 0

180
181 182 360 0

工程量

巷 岩巷 m 万元 0 0 0 0

10 11 12 13 14

上、下山掘进费用

总的掘进费 103.9% 其中初期掘进费 百分率

万元 100% 万元 %

16371.7 101.3% 420.6

16311.1 100% 360

通过以上经济比较可以看出,方案一和方案二总的掘进费和总费用相差不多。 但从技术上比较而言,方案一的煤炭外运方便,减少了修筑外运公路投资;设计主、 副斜井长度短,建井工期短,掘进工程量少,运输方便,运输能力大;井下主要巷道 掘进工程量少,掘进费用低;工作面推进长度大,搬家次数少;回风为上行风,通风阻 力小;初期工程量少,投产快;总的掘进工程量少, 掘进费用低等优点,故推荐方案 一。

第二节 达到设计生产能力时工作面的配备
一、矿井设计移交生产标准
根据 《煤炭工业设计规范》 规定, 矿井设计移交生产标准为 60 万 t 以上的矿井: (1)井上,下各生产系统基本建成,并能进行安全生产。 (2)“三量”达到标准。 (3)回采工作面长度一般不小于设计回采工作面长度的 50% (4)工业广场内的行政,公共建筑及其设施全部建成。 (5)居民区及其设施基本建成。 根据这些规定,设计本井田在井田 11 号煤一采区内首先投产,由于 11 号煤层厚 度较大,进入正常生产后完全可以达到产量。 根据采区工作面生产条件和生产能力,考虑到各采煤设备之间的配套关系,矿井 主要采煤设备选型如下: 采煤机:选用 MG450/1040-WD 型双滚筒采煤机,采高 2.3~4.5m,截深 0.95m,功 率 450kW。 可弯曲刮板输送机:选用 SGB-630/150C 150KW 型,功率 150kW。 转载机:选用 SZD-630/150P 型,功率 150kW。 顺槽可伸缩胶带输送机:选用 SSD800/80 型,功率 80kW。 破碎机:选用 LPS-1000 型,功率 150kW。 主要采、掘机械及配套设备详见表 4—2—1。
表 4—2—1 回采工作面主要采煤机械配备表

序 号 1 2 3 4 5 6 7

设 备 名 称





单 位 台 架 架 台 台 台 台

数 量 1 122 4 1 1 1 2

采煤机
液压支架 端头液压支架 可弯曲刮板输送机 转载机 破碎机 可伸缩胶带输送机

MG450/1040WD ZZS5600-14/28 PDZ SGB-630/150 150KW SZD-630/150 LPS-1000 150KW

SSD800/2×40 80kw

二、井田阶段的划分
将井田划分为了,1 个阶段 ,阶段里面分为五个盘区。采区内煤层倾角 1-7 度, 为近水平煤层.满足《煤炭矿井工业规范》的规定,近水平煤层阶段垂高为<200m。

三、工作面配备及采区生产能力的确定
将阶段划分为了五个盘区。五盘区整体角度变化不大,而且角度较小,所以采用 上下山式开采。设计计算时以第一采区计算。护巷煤柱的宽度按《设计手册》8-15m 留设,此处取 15m,工作面的长度取 160m。推进长度为 1415m。 采区工作面推进长度为 1415m。由于本设计采用四六制的工作制度,三采一准的 工作方式。每班进三刀,每刀进尺 0.63m。所以年工作日按 330 天计算。 采区生产能力:一个采煤工作面年产量 A0(万吨/年)可由下式计算: A0=LV0M γ C0Y 式中:L——采煤工作面长度,m V0——工作面推进进度,m/a; M——煤层厚度或采高,m; γ ——煤的密度,t/m3; C0——采煤工作面采出率,一般取 0.93-0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限。 Y——正规循环系数。一般取 0.8 A0=160×1415×3.75×1.4×0.95×0.8=90.33 万吨/年。 采区生产能力为 AB=K1 则: K2∑A。 AB——采区生产能力。 K1——工作面产量不均衡系数。两个时为 0.95,一个时为 0.9 K2——采区内掘进出煤系数,取 1.1。 所以 AB 采煤工作面=0.9×1.1×90.33=94.39 万吨/年。 本设计计划年生产能力为 180 万吨/年.所以需要设置俩个采煤工作面才能满足需 求. 本设计首采第一盘区:其走向长为 2898m, 倾向长为 3082, 此盘区倾角比较小。 此 盘区可以划分为 16 个条带,则,每一条带长为 3082/16=190.2m。故工作面的长度取 160m。推进长度为 1415m。一盘曲的服务年限为 19 年。

第五章

矿井基本巷道及建井计划

第一节 井筒、石门与大巷
一.井筒数目及形式
矿井移交生产时共布置三个井筒,即主、副斜井和回风立井。 1、主斜井:担负全矿井煤炭提升任务,兼作进风井和安全出口。 2、副斜井:担负全矿井材料、设备、矸石及人员提升任务,兼作进风井和安全出 口。 3、回风立井:担负全矿井回风任务,兼作安全出口。

二.井筒布置及装备
1、主斜井:井筒倾角 21°,斜长 848.3m,铺设 800mm 宽的胶带输送机,担负全矿 煤炭提升任务。设备选型采用大倾角输送机,其利用深槽式带式输送机,倾角变化范 围为:18°-28°输送能力为 650t/h,带宽为 800mm,功率为 132-2×315kw,运距小 于 1500m。 2、副斜井:井筒倾角 18°,斜长 481.9m,采用单钩串车提升,同时布置所需综合 管线。 3、回风斜井井:井筒倾角 22°,斜长 480.5m,,装普通梯子间。

第二节 井底车场

一、井底车场形式
井底车场采用斜井折返式﹙梭式﹚环形车场,采用顶推调车方式。车场巷道采用 半圆拱断面,锚喷支护,黄泥灌浆。

二、井底车场硐室
在副斜井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主 要硐室均采用半圆拱断面,锚喷支护。 :

第三节 建井工作计划

一、矿井建设方式
矿井建设考虑采用一次设计,一次建成的方式,主要理由如下: 1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰,对生产组织不利。 2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。

二、施工方法
在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中,应尽力提高机械化水平,三类工程 的施工应充分利用时间和空间,采取平行交叉作业,加快建井速度,缩短建井工期。 合理使用人、材、物力,提高矿井建设的经济效益,地面生产系统应与矿井同步建设, 同步投入使用。

三、矿井移交标准
矿井移交标准如下: 一个盘曲区2个工作面,全部掘进设备安装到位。同时,地面生产及辅助设施也应 同步完成。

四、施工进度指标确定
施工进度指标的确定以《煤炭工业矿井设计规范》为依据,同时参考了国内施工 队伍的实际水平进行确定,井巷工程施工进度具体指标确定如下: 主、副斜井井筒表土段:70m/月 主斜井井筒基岩段:70m/月 副斜井井筒基岩段:70m/月 煤岩锚喷巷道:500m/月 煤岩锚杆巷道:500m/月 岩巷:70m/月 煤巷:500m/月 硐室400m3/月

五、建井工期
矿井施工工期为13个月,井巷工程与地面设施同步施工,同步建成。井巷工程施 工进度详见施工进度表。

第六章

采煤方法

第一节 采煤方法的选择
一、采煤方法的选择 据地质报告, 石炭系上统太原组(C3t)
与下伏本溪组为整合接触,分布于井田的东部边缘,是一套海陆交互相沉积 构造,为本井田主要含煤地层之一。主要岩性由深灰色中细粗粒的石英砂岩,沙质泥 岩、石灰岩、泥质灰岩、泥岩、粘土岩、灰质泥岩夹煤线和煤层等组成。具有多次的 海侵海退韵律。本组厚度 90.50-106.28m,平均 98.00m.太原组中几个主要标志层由下 而上分别为 K1、K2、K3、K4、K5 和 K6,其中 K1、K5 为砂岩,K2、K3、K4、K6 一般为 石灰岩或泥质灰岩,局部相变纬纱岩或泥岩。各标志层之中以 K1 和 K2 最为稳定。 本组沿走向略有北薄南厚的变化趋势,而在倾向上变化较小。 地层层序表 地层单位 填图单元 系 统 组 名称 最小~最大/平均厚度 代号 备 注 (m) 第 全新统 0~5.00 Q4 四 上更新统 0~8.00 Q3 系 中更新统 0~31.00/6.84 Q2 二 上 上 一段 42.00~220.50/180.00 P2s1 叠 统 石 一段 0.80~10.94/5.55 K10 系 盒 下部 子 标志 组 层 下 下 64.95~115.10/95.00 P1x 统 石 P1x 底 1.10~8.54/5.09 K8 骆 盒 部 驼脖子 子 标志 砂 组 层 岩 山 21.64~30.55/27.00 P1s 西 底部 0.50~6.17/2.34 K7 北 组 标志 岔沟砂 层 岩 2+ 石 上 太 二、 三 48.52~67.84/59.98 C3 t 3 炭 统 原 段 系 组 二段 0~9.18/4.45 K2

下部 标志 层 一段 一段 下部标志 层 中 统 奥 陶 中 统 本 溪 组 >100 O2 24.55~45.61/37.63 0.40~5.17/2.45 C3t1 K1 晋 祠砂岩

17.92~30.65/22.00

C2 b

系 四、二叠系下统山西组 (P1s) 在井田东部广泛出露,与下覆太原组呈整和接触,自 K7 砂岩之底至 K8 长石 石英砂岩底面,为一套黄绿,灰白色的长石石英砂岩及灰、灰褐色砂质泥岩、泥岩、 炭质泥岩夹菱铁矿结核及煤层、煤线等交互出现的岩性组合,基本反映出湖沼相沉积 建造。为井田内主要含煤地层之一,赋存有 1、2、3 号煤层。地层厚度 21.64~30.55m, 平均 30.00m.在走向上呈出北厚南薄,而沿倾向则有着东厚西薄的变化规律。1 号煤层 顶板泥岩及砂质泥岩中产三角织羊齿、截楔轮生楔叶等植物化石等。 煤 层 特 征 表
地煤层 层 号及 单标志 位 层编 号 下 石 子 组 山 西 组 1 0.79 -2.59 1.89 2 3.5-5.6 4.2 0.52-12.0 0 简单 稳定 全井田 可采 泥岩、 砂质泥 岩 泥岩、 砂质泥 岩 泥岩 泥岩、 砂质泥 岩 泥岩、 砂质泥 岩 砂质
8

厚度 (M) 间距 最小~最 (M)最 大 平均 小~最大 平均

煤层 结构

稳定性

可采 情况

顶板 岩性

底板 岩性

标志层 岩性

K 1.10-8.54 5.09



0-13.80 4.50

长石 石英砂 岩

简单

稳定

全井田 可采

3

0-0.30

简单

不稳定

不可采

0.15 K 0.50-6.17 2.34

泥岩 中细 砂岩

7

太 原 组

5

0-0.30 0.10 0-0.40 0.20

简单

不稳定

不可采

砂质 泥岩 泥岩

泥岩

6

简单

不稳定

不可采

细砂岩

6


0-0.55 0.30

简单

不稳定

不可采

细砂岩

泥岩

4

K 0-3.80 1.80

泥质 灰岩

7

0-0.50 0.30 0-0.97 0.50

简单

不稳定

不可采

泥质 灰岩 细砂岩

砂质泥 岩 细砂岩

7


简单

不稳定

不可采

3

K 1.00-7.90 4.00 8 0-0.20 0.10 简单 不稳定 不可采 灰岩 细砂岩

灰岩

2

K 0-9.18 4.45 9 0-0.92 0.60 9.2033.70 简单 不稳定 局部 可采 灰岩 泥岩

灰岩

10

0-4.64

较简

稳定

大部

细砂岩

泥岩、

单 1.80 21.74 1.70-3.00 11 3.11-4.98 3.75 2.60 较简 单 稳 定

分可采

砂质泥 岩

砂质泥 岩

基本全 井田可 采

泥岩、 砂质泥 岩

砂质泥 岩、泥 岩 细砂岩

K 0.40-5.17
1

2.45

根据煤层赋存情况、开采技术条件,11号煤层中无夹矸,且每层煤的平均厚度分 别为3.75m。所以采用一次采全高适宜,且最优。 根据11号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平,本着投资较少、见效快、安 全性好、回采率高和无夹矸的原则,经技术比较后,确定11煤层2、3、4、5盘区区采 用倾向长壁采煤法,1盘区采用走向长壁采煤法。 根据开采技术条件,为了提高矿井机械化装备水平,达到一井一面,结合井型要求, 11号煤层回采工艺方式选用综采,顶板管理采用全部垮落法控制顶板。

二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
设计采用2个综采工作面及两个综掘工作面保证矿井1.8Mt/a产量,综采工作面长 度按160m考虑,综采工作面装备以目前国内较先进的综采机组为基准进行配套。 根据选择的采煤方法及煤层赋存条件, 采用双滚筒式采煤机沿工作面割煤和装煤, 截深0.63m,每班割三刀,日进九刀。 工作面采用可弯曲刮板输送机运煤,经转载机运至工作面运输顺槽胶带输送机, 再 经其它运输环节运至地面。 综 采 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 设备名称 采煤机 液压支架 端头液压支 刮板输送机 架 乳化液泵站 转载机 胶带输送机 连续运输车 工字钢梁 回柱绞车 型号 MG450/1080 ZZS5600-17/35 PDZ SGB-630/150 DRB200/31.5 C SZD-630/75P SD-14 SQ-1200 3m 长 JH2-14 .5 18 75 12 ×2 75 5 40 75 ×2 0 容量 30 单位 台 架 架 部 台 部 部 台 根 台 使用 1 110 4 1 1 1 2 2 40 2 8 10 10 备用 总数 1 86 14 1

1

2 1 2 2 48 2

11 12 13 14 15 16 1 7

调度绞车 喷雾泵站 注水泵 注水钻 小水泵 移变 移变

JD-25 XPB250/5.5

25 30 30 22 5. 5

台 台 台 台 台 台 台

1 2 2 2 4 1 1

1

2 2 2 2 4 1 1

7BZ-4.5/1 60
MYZ-200 KWQB20-75/5 KBSGZY-1000 BSGZY-200

三、工作面顶板管理方式及支护设备选型
1、工作面顶板管理方式 综合考虑11号煤煤层赋存条件及国内综采装备水平, 选用ZZS5600-17/35型液压支 架管理顶板,此支架为支撑掩护式,采用全部垮落法处理采空区。 该支架具有以下主要特点: a、架型稳定性好,抗冲击、抗扭能力强; b、支架4根立柱直立支在顶梁上,使支架具有较强的支撑能力; c、 在前后排立柱之间布置宽形四连杆机构, 这种机构使支架具有较小的梁端变化 量;斜梁为宽形结构,宽形斜梁和双下连杆,使支架具有较强的抗纵横向水平力及偏 载能力; d、支架顶梁前端配有护帮板,可以调节支架控顶距,实现及时支护; e、支架底座采用刚性分体形式,排矸性能好,拉架顺利,同时配备抬底座机构, 可有效地防止底座前端扎底,提高拉架速度。 液压支架的主要技术参数: 型号 ZZS5600-17/35; 型式 四柱支撑掩护式液压支架; 中心距 1500mm; 工作阻力 5600kN; 外型尺寸 5530×1450×1400 支护强度 0.73~0.98MPa; 对底板比压 2.9MPa; 高度 1400~3200mm; 泵站压力 24.5MPa; 操纵方式 本架控制; 移架步距 700-900mm; 支架重量 5.6t 端头支架选择PDZ。 2、支护设备选型计算: 11号煤层顶地板多为泥岩、砂质泥岩。支架的工作阻力及结构型式应满足顶、底 板要求。

四、开采顺序
先采第一盘区,盘区内条带的开采顺序为上区段北向南依次开采,下区段有南向 北。

五、采煤工作面循环数、年进度及工作面长度
结合本矿煤层赋存条件和技术管理水平,并考虑井型、工作面产量等因素确定回 采工作面长度为160m,工作面采用四、六制,每天三班生产,一班检修,每个生产班割 三刀煤, 完成三个循环, 采煤机截深0.63m, 循环进度0.63m, 每日割九刀煤,日进度5.7m, 年工作日330d,正规循环率取0.8,则年推进度1871.1m。平均月进度156m。

六、回采工作面生产能力计算
矿井达到设计生产能力时,在煤层中布置2个综采工作面,采用一次采全高开采, 采煤工作面生产能力按下式计算: A=M×l×L×r×C 式中:A——回采工作面年生产能力,t/a M——回采工作面采高:11号煤层平均为3.75m; l——回采工作面长度,160m L——回采工作面年推进度,为1871.m; r——煤的容重:取1.40t/m3; C——工作面回采率,取95%; 正规循环系数以0.8计算 开采煤层时一个综采工作面生产能力为: A=3.75×160×1871.1×1.40×0.95×0.8=119.4 Mt/a 设计俩个回采面工作面,满足设计年生产能力180Mt/a。

第二节 确定采区巷道布置和要素
1盘区均为2897m,倾斜长平均为3073m,面积约8948328.9m2。 本设计选取了两个采区巷道布置方案,分别如下:

一、采区巷道布置方案一
将盘区划分为16个条带, 条带内布置走向长壁工作面,回采工艺方式采用综采, 从 运输大巷直接在煤层中掘进运输顺槽,从轨道大巷直接在煤层中掘进轨道顺槽,掘开切 眼布置工作面。综采工作面长度为160m,区段煤柱宽度为15m。首采工作面(A1、A2) 位于一盘区中央,然后A1由北向南开采A2由南向北依次开采,工作面推进长度约为 1415m,工作面轨道顺槽、运输顺槽和回风顺槽三巷布置、双巷掘进。 详见采区巷道布置平面图6-2-1和剖面图6-2-2。

二、采区巷道布置方案二
将盘区划分为16个条带, 条带内布置走向长壁工作面,回采工艺方式采用综采, 从 运输大巷直接在煤层中掘进运输顺槽,从轨道大巷直接在煤层中掘进轨道顺槽,掘开切

眼布置工作面。综采工作面长度为160m,区段煤柱宽度为15m。首采工作面(A1、A2) 位于一盘区中央,然后A1由北向南开采A2由南向北依次开采,工作面推进长度约为 1415m,工作面运输顺槽和回风顺槽双巷布置、单巷掘进。 详见采区巷道布置平面图6-2-1和剖面图6-2-2。

三、技术比较
方案一:条带式布置工作面岩石工程量少,且采区布置系统相对而言简单。但其 前提条件是近水平煤层。 其适合倾角在7°以下, 若采用特殊措施可以增加到17°在本 设计中,第一盘区的倾角变化范围为 1°—3°,煤层倾角相对平缓。但其缺点是岩 石的抗拉强度较小,在工作面和巷道内容易冒顶和片帮,支护难度较大。且采区煤层 的回收率较高。工作面搬家次数少。 方案二:较上面方案而言,工作面和顺槽的支护较容易,但维护工程量大,且联络 点多,采区回采率低。由于本采区还有条带式开采,所以盘曲较上一方案的回收率低, 由于推进长度小,所以工作面的搬家次数较多。 由上比较,选用第一方案较为合适。

第三节 回采工艺与劳动组织
一、回采工艺
该煤矿井田地质条件较简单,断层少,且位于井田边界,6号煤层倾角平缓,该煤 层平均厚度为3.75m,顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用 综采放顶回采工艺方式。 回采工艺过程如下: (一)采煤机落煤 采煤工作面使用双滚筒采煤机,其布置方式为:若面向工作面时,由于煤层厚度 为3.75m ,属于厚煤层,所以采煤机的右滚筒应为右螺旋,割煤时顺时针旋转;左滚筒 为左螺旋,割煤时逆时针旋转。采煤机运行时,其前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒 沿底板割煤,这种布置方式司机操作安全,煤尘少,装煤效果好。 工作面割煤方式为往返一次割两刀, 这种割煤方式效率高, 适用于煤层赋存稳定、 倾角较缓的综采面。 采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀,使用割三角煤进刀方法,其进刀过程 为:①当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留 有一段下部煤;②调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割 入煤壁,直至输送机直线段为止。然后,将输送机移直;③再调换两个滚筒的上下位 置,重新返回割煤至输送机机头处;④将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换滚筒位 置,返程正常割煤。 (二)移架 液压支架的移架方式采用单架依次顺序式,支架沿采煤机牵引方向次前移,移动 步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,操作安全, 工作面环境好。 (三)综采面工序配合方式

综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式,即:采煤机割煤后, 伸直护帮板, 输送机逐段移向煤壁, 推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进 行推溜、移架、放顶。这种支护方式,推移输送机后在底座前端与输送机槽之间还有 一个截深富裕量, 比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性 差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时,可在前滚筒割过后将护帮板伸平,护住直接 顶,随后推移输送机 。 (四)综采面端头作业 综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚,该方式适应性强,有 利于排头液压支架的稳定。

二、劳动组织形式
根据工作面情况,采煤司机、移架推溜工、端头维护工、转载机司机、皮带司 机、泵站司机、机电维修工、支架维修工、三机维修工、电气维修工、铁棚回收工、 材料员、设备管理员、安全检查员、质量验收员、跟班电工、送干粮工、其它工作如 清煤等均由综合工种完成。 采煤工作面劳动组织见表 6-3-4

第四节

采(盘)区的准备与工作面接替

本矿井设计年产量为 180 万吨,设计二个工作面同时开采达到设计生产能力, 两个掘进工作面满足矿井生产。

一、巷道断面和支护形式
井底车场巷道、大巷全部采用半圆拱断面,锚网喷支护,顺槽工作面分带巷道 采用锚喷支护,必要时加网和钢带。

二、巷道掘进进度指标
巷道掘进进度指标采用如下数值: 半煤岩锚喷支护巷:500 m/月; 半煤岩锚杆支护巷:500 m/月; 倾斜岩巷:70 m/月; 煤锚杆支护巷:500 m/月。

三、掘进工作面个数和掘进面的机械配备
为了保证采煤工作面正常接替,根据回采工作面和掘进工作面的推进速度,全 矿配备 2 个采煤工作面,一个综掘工作面用于煤层顺槽掘进,一个综掘工作面用于大 巷掘进及有关硐室施工。 综掘工作面机械设备配备见下表:
综 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表

序 号 1

设备名称 掘进机

型号 EL-90

容 (KW) 22.8

位 量 台



备 用 量 1



2

3

2 3


带式转载机 双向运输皮 湿式除尘器 水泵 局扇 锚杆机 喷浆机 搅拌机 Ⅲ

QZP-160 SJ-800A SCF-6 3BA-13B JBT51-2 MYT-115D 2PG-Ⅱ 安Ⅳ

7 100 18.5 2.2 5.5 11 5.5 5.5

部 部 台 台 台 台 台 台

1 1 1 5 5 1 1 1

1 1 1 5 2 7 1 1 1

4 5 6 7 8 9

四、工作面接替
(1)一盘区第 2 工作面推进长度为 1415 米,月推进度为 340 米,即每个条带 采煤时间为 8 个月左右。工作面接替采用顺序接替,即先采 A1、A2 再采 A3、A4、?? 依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜,一般提前两个月。大巷掘进以超前 掘进工作面 200 米左右为宜。由于采用综掘,本矿井的掘进可以很容易就满足。 (2)采掘比,于 A1 条带的回采时间为 8 个月,所以,工作面接替时间应为 5 个月内完成,此处按两个月计算,则,n=8/5=1.6 所以需用两个掘进面来配合以使达 到 1:2 的采区采掘比。对于两条顺槽的时间为 2430/1000=2.4 个月完成,开切眼为 160/500=0.3,其他巷道用时为 0.2 个月,所以共用 2.9 个月(其中联络巷和材料及进 人行风斜巷可一起掘),此时可满足接替要求。 (3)采区准备时间:由于下条带长为 1415,工作面长为 160m,由上述计算, 可知采区准备时间为 2.9 个月。 (4)采区掘进出煤率:A1=M1/Q1 A1——采区掘进出煤率 M1——采区掘进出煤,kt。 Q1——采区全部的产量,kt。 A1=M1/Q1=2×3.3×4×1415×3.75×1.4×0.95/ (1415×160×3.75×1.4×0.95)=16.5% (5)万吨掘进率:A=M/Q A——万吨掘进率,m/万吨。 M——采区掘进进尺,m。 Q——采区全部的产量,万吨。 A=M/Q=2830/90.33=31.3m/万吨。 (6)采区回采率:C=90.33/(1415×160×3.75×1.4)=75.9%

第七章
第一节

井下运输

运输系统和运输方式的确定

目前大中型矿井大巷运输方式多数采用电机车与胶带输送机运输。 电机车运输的优点: 1. 运输能力大,机动性强,随着运量和运距的变化可以增减机车台数。 2. 对巷道布置的适应性强。 3. 煤或不同煤种的运输以及全部辅助运输可以统一解决,又能兼作车场调车工 作,减少辅助运输。 4. 大巷断面可以充分利用,在高沼气矿井可以省去专用通风大巷。 5. 吨公里运费比较低,采用架线式更为突出。 6. 设备供应条件好,品种多,有选择余地。 7. 可以代替一定容量的煤仓。 胶带输送机运输的优点: 1. 操纵简单比较容易实现自动化。 2. 装卸载附属设备少,不需要调车场,卸载均匀, 3. 电动机功率小。 4. 在高沼气矿井胶带输送机电机防爆问题,比较容易解决。 5. 运输能力大。在运输距离不长时经济效果好。 根据选定的开拓方案,轨道大巷运输采用 10 吨架线式电机车牵引矿车作为辅助运 输, 铺设 600mm 轨距的 24Kg/m 钢轨轨道; 运输大巷运输采用 800mm 宽的胶带输送机运 输。采区内辅助运输采用 JD-40 型调度绞车。 运输系统: 工作面采出的煤,通过工作面——皮带顺槽——运输大巷运至井底煤仓,再通过 主斜井将煤运至地面。 各采区所需的材料和设备,通过副立井下放至井底车场,再通过主要石门——轨 道大巷—运至各工作面。 各采区掘进所出的矸石,通过轨道顺槽——轨道大巷——井底车场,通过副立井 将矸石提至地面。

第二节 运输设备的选择和计算
一、 矿车、材料车和人车
为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输,布置轨道大巷,目前,矿井辅助运 输方式正在不断完善与发展中,并向多元化发展,新型的辅助运输设备也各有优缺点 及适用条件,一般有以下几种:无轨胶轮车、卡轨车、齿轨车、单轨吊、连续运输车 等,结合本矿特点,将各种新型辅运设备对比的适应性比较如下: 无轨胶轮车:是大型及特大型矿井推荐采用的辅运设备,主要特点是:运输效率

高、 速度快、 用人少、 安全性好, 一般适用于巷道倾角小于 12°, 当巷道倾角大于 8.5° 时连续爬坡长度不大于 500m, 当巷道倾角 5.7~8.5°连续爬坡长度不大于 700~800m。 本矿煤层条件从技术上讲是可以使用该设备的, 但存在以下问题: ①本矿为立井提升, 无轨胶轮车下井需要较大井筒断面,且井下必须设换装站。②无轨胶轮车要求巷道断 面大,岩巷工程量大。③目前尚无国产的支架运输车,需进口,每台约为 120 万美元, 初期投资大,设备使用率低,尚存在配件进口、设备维修等问题。综合以上分析,本 矿使用无轨胶轮车时机暂不成熟。 柴油机卡轨车:特点是,自由、灵活,可灵活地进入分支巷道,但机身自重大, 牵引力小,爬坡能力差,一般用于小于 8°的斜巷中。由于存在运输环节多和要求轨 道铺设质量较高的问题,虽初期投资低,但经综合分析,本矿不宜使用。 柴油机齿轨车:适用于巷道起伏性强的近水平煤层巷道,除有柴油机卡轨车的缺 点外,对铺轨的质量要求更高,另外,井下维护工程量大,用人多,初期投资较高, 经综合分析,本矿不宜使用。 胶套轮机车:目前只有小功率的车或蓄电池机车,不能满足运输支架、采煤机等 重型设备运输要求,不予采用。 单轨吊:一般用于底鼓严重的巷道,要求顶板支承力大,轨道施工质量要求高, 不予采用。 连续运输车:采用无极绳运输原理,设备简单,维护量小,初期投资低,目前最 大运距可达 2500m,是顺槽运输连续化的首选设备。目前已有 200 余套使用于顺槽及 上下山中。 综合以上各种新型辅运设备分析,连续牵引车投资少、管理简单,维修量小,能 满足本矿初期生产要求,故初期可采用该设备用于轨道大巷及回采巷道辅运。

一、 矿车、材料车和人车
为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输,布置轨道大巷,目前,矿井辅助运 输方式正在不断完善与发展中,并向多元化发展,新型的辅助运输设备也各有优缺点 及适用条件,一般有以下几种:无轨胶轮车、卡轨车、齿轨车、单轨吊、连续运输车 等,结合本矿特点,将各种新型辅运设备对比的适应性比较如下: 无轨胶轮车:是大型及特大型矿井推荐采用的辅运设备,主要特点是:运输效率 高、 速度快、 用人少、 安全性好, 一般适用于巷道倾角小于 12°, 当巷道倾角大于 8.5° 时连续爬坡长度不大于 500m, 当巷道倾角 5.7~8.5°连续爬坡长度不大于 700~800m。 本矿煤层条件从技术上讲是可以使用该设备的, 但存在以下问题: ①本矿为立井提升, 无轨胶轮车下井需要较大井筒断面,且井下必须设换装站。②无轨胶轮车要求巷道断 面大,岩巷工程量大。③目前尚无国产的支架运输车,需进口,每台约为 120 万美元, 初期投资大,设备使用率低,尚存在配件进口、设备维修等问题。综合以上分析,本 矿使用无轨胶轮车时机暂不成熟。 柴油机卡轨车:特点是,自由、灵活,可灵活地进入分支巷道,但机身自重大, 牵引力小,爬坡能力差,一般用于小于 8°的斜巷中。由于存在运输环节多和要求轨 道铺设质量较高的问题,虽初期投资低,但经综合分析,本矿不宜使用。 柴油机齿轨车:适用于巷道起伏性强的近水平煤层巷道,除有柴油机卡轨车的缺 点外,对铺轨的质量要求更高,另外,井下维护工程量大,用人多,初期投资较高,

经综合分析,本矿不宜使用。 胶套轮机车:目前只有小功率的车或蓄电池机车,不能满足运输支架、采煤机等 重型设备运输要求,不予采用。 单轨吊:一般用于底鼓严重的巷道,要求顶板支承力大,轨道施工质量要求高, 不予采用。 连续运输车:采用无极绳运输原理,设备简单,维护量小,初期投资低,目前最 大运距可达 2500m,是顺槽运输连续化的首选设备。目前已有 200 余套使用于顺槽及 上下山中。 综合以上各种新型辅运设备分析,连续牵引车投资少、管理简单,维修量小,能 满足本矿初期生产要求,故初期可采用该设备用于轨道大巷及回采巷道辅运。

第八章

矿井提升和排水

第一节

提升设备

本矿设计生产能力为 600kt/a,主斜井采用胶带输送机运煤;副斜井采用单钩串 车提升矸石、升降人员和下放设备和材料。

一、主斜井(带式输送机)
带式连续化运输具有系统简单、中间环节少、运量大、操作简单、用人少、远方 操纵控制容易、效率高、安全可靠,能够适应综采能力大的特点。本矿井下设有井底 煤仓,仓下设 k-3 给煤机,将煤给至斜井带式输送机。主斜井带式输送机提升设计不 均衡系数采用 1.2。 带式输送机设计选用 35°槽角钢绳芯带式输送机,驱动装置采用 DCY 减速器,设 液压推杆制动器,并设带式输送机打滑、跑偏、撕裂、溜槽堵塞等保护装置,采用液 压自动拉紧装置。 选择 YZL—100 的液压绞车自动拉紧装置。 对停机及意外停电, 张紧装置能实现自 动制动,可靠地确保运输带处于张紧状态。

二、副斜井提升设备(电机车)
副斜井提升设备,担负矿井升降人员、运送材料及设备等辅助提升任务。 三)、配电、控制及提升信号 副斜井提升机房两回 380V 电源引自矿井工业场地井口 10kV 变电所两段 380V 母线。 提升机电控设备选用 PLC 成套绞车电控设备,五级电阻起动,带三相可控硅 动力制动。 提升信号选用 ZDB 型 PLC 副斜井提升信号控制系统,满足提物、提人及信号 安全闭锁等要求。

第二节
概念

矿井排水

排除矿山涌水的方法和设施。开发矿藏时,由大气降水、地表水、地下水和生产用 水等涌入矿井的水量,称矿井涌水量,通常为采掘量的数倍到数十倍。矿井涌水量呈 季节性周期变化,雨季(或溶雪期)达高峰,最大涌水量可为正常涌水量的 1.5~3 倍 或更多。焦作煤田是中国涌水量大的矿区,据 1977 年统计,总涌水量每日达 60 万米 3,年排水耗电 3.2 亿度,年排水费用达 1700 万元,吨煤排水费 3.61 元,占原煤成本 21%。排水方法有自流排水和机械排水两种。为防止矿山水灾,露天和地下开采均须 有良好的排水系统和设备。

排水系统
分直接排水、分段(接力)排水和集中排水。直接排水的设备投资和运转费用 较少,且管理方便;虽所需水泵扬程大,水管承压高,但只要有合适的水泵和水管, 应优先采用。①当矿井多水平生产时,如上部水平涌水量大于下部,宜将下部涌水先 排至上部水平,再由上部水平排至地面,称分段排水;②如下部水平的涌水量大,则 宜分别直接排至地面,以免各水平都安设大流量水泵,称直接排水;③如上部水平涌 水量很小时,将上水平的水自流放到下水平,上部水平可不设水泵,称集中排水。 巷道水沟的断面依流量、坡度、沟壁粗糙度和允许流速而定。水仓容量应不 小于矿井 4~8 小时的正常涌水量, 以防因电网或水泵的短时故障淹没井巷, 也利于平 衡矿井用电负荷。水仓入口应设篦子,水中含有大量杂质时,还应设沉淀池,防止淤 泥和杂物吸入水泵。主要水仓应由两个独立水仓组成,以便轮流清理。

矿用水泵
矿井必须装备工作、备用和检修三套水泵。工作水泵的能力,应能在 20 小时 内排出矿井一昼夜的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的 70%,工 作水泵和备用水泵的总能力应能在 20 小时内排出矿井一昼夜的最大涌水量。 检修水泵 的能力应不小于工作水泵能力的 25%。水文地质条件复杂的矿井,还要在主泵房内预 留增设水泵的位置。必须装备两路水管,其通过能力分别与工作水泵和备用水泵相适 应,使两水泵能同时开动,以保证雨季排水。 矿用水泵按使用特点可分固定式和移动式两类。固定式水泵安装在泵房内, 多用卧式离心泵,如主排水泵、区域水泵和辅助水泵。主排水泵和区域水泵均为多级 离心泵。中国生产 DS450-100 型多级离心泵,流量为 450m3/h,单级扬程 100m,最大 级数为 7,最高效率达 80%。辅助水泵一般是单级悬臂泵。排酸性水时需用耐酸泵。移 动式水泵用于井巷掘进和被淹没矿井的排水。为适应不同的工作条件,所用水泵种类 甚多,除常用的卧式离心泵和立式离心吊泵外,尚有往复泵、蜗杆泵、喷射泵(压力 水扬水器)、气升泵(压气扬水器)和潜水泵等。

一. 矿井涌水量
井田内没有专门水文地质孔,只根据生产矿井调查资料采用富水系数法计算 如下:Q=KSP 式中: Q——矿井涌水量(m3/d) KS——吨煤含水系数 P——设计生产能力(t/d 井田内现采 11 号煤层,年产原煤 180 万 t,其矿井涌水量为 60m3/h,即: 1080m3/d;二、设计依据

二、选型计算:
1.水泵的选型计算 正常涌水期工作水泵必须的排水能力 QB ≥1.2 qz =72m3/h 最大涌水期工作和备用水泵必须的排水能力 QBm ≥1.2 qm =82m3/h 水泵所需扬程为 600M 2.初选水泵 根据计算的工作水泵排水能力、估算的所需扬程、原始资料给定的矿水物理性质 和泥沙含量, 选取 DG85-600 型水泵, 该型水泵额定流量为 72m3/h, 额定扬程为 600m.


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