【正文】 “ 內(nèi)國土資采劃字[2021]0046 號 ” 文 為準格爾旗神山煤炭有限責(zé)任公司 進行了 “ 劃定礦區(qū)范圍批復(fù) ” ， 礦山名稱為準格爾旗神山煤炭有限責(zé)任公司敖家溝西梁煤礦 (其范 圍含原敖家溝煤礦與原熬家溝詳查區(qū) )，并擴大了井田范圍， 面積 ， 開采標高 1304～ 1284m， 劃定礦區(qū)范圍由 21 個拐點圈定。 地質(zhì)儲量的計算 表 223 礦井 設(shè)計儲量匯總表 煤層編號 工業(yè)儲量 （ 萬噸 ） 永久煤柱損失（ 萬噸 ） 設(shè)計儲量 （ 萬噸 ） 井田境界 51 上 1112 58 1054 51 2072 108 1964 61 1031 54 977 62 960 50 910 合計 5175 270 4905 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 21 礦井留設(shè)的開采保護煤柱有：礦井工業(yè)場地、井筒及開拓大巷保護煤柱，主要巷道間煤柱及巷道兩側(cè)煤柱均按 30m 寬留設(shè)。 礦井設(shè)計可采儲量按下式計算： ZK=(ZsP) 礦井服務(wù)年限 礦井設(shè)計服務(wù)年限計算公式： T=ZK/K 方案二 :斜井開拓 表土不厚、地質(zhì)和水文地質(zhì)比較簡單，埋藏不深的緩斜煤 層或煤層群，一般多采用斜 井開拓。擔(dān)負礦井煤炭提升、進風(fēng)兼作安全出口。 回風(fēng)斜井：半圓拱形斷面，擔(dān)負全礦 井的回風(fēng)任務(wù)兼安全出口 （二）、通風(fēng)方式 根據(jù)開拓布署，礦井采用主、副斜井進風(fēng)，回風(fēng)斜井回風(fēng)的通 風(fēng)方式。工作面年推進度為 1260m，采煤工作面生產(chǎn)能力按下式計算： A=M I L r C 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 24 式中： A—— 回采工作面年生產(chǎn)能力， t/a； M—— 回采工作面采高， m； I—— 回采工作面長度， m； L—— 回采工作面年推進度， m； r—— 煤的容重， ； C—— 工作面回采率， 95%。0039。 22176。井底車場巷道及硐室支護形式采用砼碹支護 巷道斷面和支護形式 巷道斷面尺寸根據(jù)運輸、通風(fēng)、行人、管線敷設(shè)等要求而定，各類 巷道視圍巖條件、服務(wù)年限、用途等不同，采用不同的斷面及支護形式。考慮礦井生產(chǎn)能力及管理水平，提出兩種采煤方案。 從上述比較可以看出，方案二裝備投資比方案一多約 500 萬元，但從目前國內(nèi)地方煤礦開采現(xiàn)狀及煤炭市場需求，設(shè)計推薦方案一是比較積極穩(wěn)妥的。自運輸大巷開掘帶區(qū)下部車場和進風(fēng)行人斜巷，掘進分帶運輸巷至上部邊界。 （ 2） 確定回采工作面長度及工作面推進長度 綜采工作面的長度一般為 150220m,根據(jù)礦井 的實際情況，開采第一水平時將工作面確定為 200m 影響綜采工作面連續(xù)推進度的主要經(jīng)濟因素時搬家費和巷道掘進費。 運輸系統(tǒng) 運煤系統(tǒng)： 綜采工作面（可彎曲刮板輸送機） → 工作面運輸斜巷（可伸縮膠帶輸送機） → 帶區(qū)煤倉 → 運輸大巷 → 主斜井（箕斗） → 地面。運輸系統(tǒng)應(yīng)配合井田開拓和采煤方法設(shè)計予以確定。采用箕斗裝載出井。 00ˊ 地面棧橋傾角； aˊ =5176。）＋ 449 （ sin8176。） =4742－ 4496 =30025500 ㎏ 提升機允許的最大靜張力為 Fj=9000 ㎏，最大靜張力差為 Fjc=5500 ㎏，以上計算值范圍在允許范圍。 Fjc 提升能力驗算 一次提升循環(huán)時間 ∑ T=＋ ＋ ＋ ＋ 8,61＋ ＋ 10= 提升能力 （ 1）一次提升能力為： Q== = 式中： c箕斗裝滿系數(shù) ,c= （ 2）實際提升能力為： A′ n=3600 247。 提升方式：斜井串車單鉤提升。 由于本次礦井技術(shù)改造要上綜采，根據(jù)最 大件 BZY4400/重： 9220 kg；加上重型平板車： — 6自重： 920kg；對現(xiàn)有副井提升 機進行核算，該提升機不能滿足要求；經(jīng)核算，新選用的副井提升機為： 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 32 2A30 單滾筒提升機，滾筒直徑 2500mm；滾筒寬度： 2021mm；提升機最大速度：；鋼絲繩最大靜拉力 6500kg；配套電機： JR1410— 10 200KW；減速機為：ZHLR— 130Ⅱ I=30；配套電控： TKD— PC；配套鋼絲繩型號： 28NAT6v 19+FC 1670 433 286(BG/T89181996)；鋼絲繩安全系數(shù)： (提升液壓支架 )。 提升方式：采用斜井單鉤串車平車場，每次提 — 6 型固定礦車 2 輛。 鋼絲繩的選擇 按提升最重件計算， 鋼絲繩每米重 P= (kg/m) 選 28NAT6v 19+FC 1670 433 286(BG/T89181996)鋼絲繩 , d=28mm, P=, Qq=433kN。 強度驗算 提升液壓支架： 最大靜張力 FJ=(kg)6500kg 滿足要求。 22′ 上繩仰角 β 2==10176。 m2。 設(shè)計依據(jù)（以 6號層計算） 暗斜井長； Lj=260m，傾角 a=25176。 1）、采煤工作面實際需要風(fēng)量的計算： 采煤工作面需要的風(fēng)量應(yīng)按瓦 斯涌出量、 回采工作面溫度 計算，然后按風(fēng)速驗算。 Q 采 =604＝ m3/min＝ ／ s ③ 按人數(shù)計算 Qcj=4N 式中 N—采煤工作面內(nèi)同時工作的最多人數(shù) ,為 30 人； Qcj=430=120 m3／ min =2 m3／ s ④ 按 風(fēng)速驗算 采用最低風(fēng)速驗算： Q 采 ≥ 15 S 采 =60m3／ min 采用最高風(fēng)速驗算： Q 采 ≤ 240 S 采 =960m3／ min 符合 《 煤礦安全規(guī)程 》 中關(guān)于綜采工作面最大風(fēng)速的規(guī)定。 則： Qkj＝ (12＋ 10＋ 35)＝ m3／ s，取 75m3／ s。 計算負壓及等積孔 負壓計算 礦井負壓采用下式計算： h＝ ∑()／ S3十 h 局 式中 ： h—礦井通風(fēng)總阻力， mmH20； α—井巷摩擦阻力系數(shù)， ／ m4； 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 38 L—井巷長度， m； P—巷道斷面凈周長， m； S—井巷凈斷面面積， m2； Q—通過井巷的風(fēng)量， m3／ s； h 局 —局部通風(fēng)阻力，按摩擦阻力的 15％計。 安全生產(chǎn)技術(shù)措施 威脅礦井施工和生產(chǎn)安全的因 影響本礦安全的主要因素有：礦井瓦斯、煤層自燃、 煤塵爆炸性、 礦 井突水以及 頂板 。 配備專職瓦斯檢查員，安設(shè)瓦斯自動檢測報警斷電裝置。 加強通風(fēng)管理，完善通風(fēng)設(shè)施。 (二 )、預(yù)防煤塵爆炸的措施 采煤工作面配備煤層注水設(shè)備，預(yù)濕煤體。 防止瓦斯災(zāi)害事故的擴大，在井下主要地點設(shè)置隔爆水棚，回風(fēng)井設(shè)防爆門，扇風(fēng)機能及時反風(fēng)。 下井人員一律配帶礦燈和自救器，禁止明火作業(yè)，采用隔爆型電氣設(shè)備。 另外，隨著開采深度的增加，產(chǎn)量增大，瓦斯涌出量也可能增大， 而且鄰區(qū)四臺溝煤礦為高瓦斯礦井，曾發(fā)生過瓦斯爆炸，因此， 該礦按高瓦斯礦管理，礦方在生產(chǎn)中要及時檢測瓦斯 涌出量變化情況，制定完善的瓦斯防治措施，嚴格管理，防患于未然。 等積孔 礦井等積孔根據(jù)下式計算： hQA /? 式中 A── 礦井等積孔， m2； Q── 礦井風(fēng)量， m3／ s； h── 礦井負壓， mmH20。 礦井通風(fēng)系統(tǒng)和風(fēng)量分配 通風(fēng)系統(tǒng) 地面新鮮風(fēng)流 → 副斜井 → 井底車場 → 聯(lián)絡(luò)巷 → 軌道大巷 → 軌道上山 → 工作面運輸順槽 → 工作面 → 工作面回風(fēng)順槽 → 回風(fēng)上山 → 回風(fēng)大巷 → 回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷 →回風(fēng)斜井 → 地面。(6024)＝ ／ min； Q 掘 =100 = m3/min = m3/s ② 按人數(shù)計算 Qcj=4N 式中 N—采煤工作面內(nèi)同時工作的最多人數(shù) ,為 20 人； Qcj=420=80 m3／ min = m3／ s ③ 按局扇的實際吸入風(fēng)量計算 Q 掘 = Q fIkf 式中： Q f—掘進工作面局扇 額定 風(fēng)量 ， m3/min I—掘進工作面同時通風(fēng)的局扇臺數(shù) ， 臺 ； 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 37 kf —風(fēng)量備用系數(shù)，取 ； Q 掘 =2501=325 m3/min ∑Q 掘 ＝ 2Q 掘 ＝ 650m3/min＝ ／ s 經(jīng)風(fēng)速驗算 , 掘進工作面風(fēng)速滿足要求。 d，則回采工作面 CH4絕對涌出量按下式計算： q 采 =(回采工作面日產(chǎn)量 CH4相對涌出量 )／ (60 工作面生產(chǎn)時間 ) 式中： q 采 —— 工作面 CO2絕對涌出量， m3／ min； 7號煤層一個 回采工作面日產(chǎn)量為： 2021t／ d；按每日 二 班生產(chǎn)，則工作面生產(chǎn)時間按 18h考慮； 則 q 采 ＝ 2021 247。 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 35 第 9章 礦井通風(fēng)與安全 風(fēng)量的計算 根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》，礦井需要的風(fēng)量按下列要求分別計算，并選取其中的最大值： 按井下同時工作的最多人數(shù)所需風(fēng)量計算： Qkj=4NK=4 1501. 25=750（ m3/min） =式中 4— 每人每分鐘供風(fēng)標準 m3/min， 人 ； N— 井下同時工作的最多人數(shù)，人 ； K— 風(fēng)量備用系數(shù)，取 。 s2/m) 電動機功率驗算 等效功率 Nd=171 (kW)200（ Kw） 故所預(yù)選的電動機功率合適。 故滿足要求。 井口至井架中心的水平距離 L′ =55 m，井架高 Hj=7m 滾筒中心至天輪中心的水平距離及鋼絲繩弦長 天輪中心至提升機滾筒中心的水平距離為 LS=34m，弦長 LX= 內(nèi)外偏角校驗 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 33 外偏角 0319211 ????? ＜? 內(nèi)偏角 031212 ????? ＜? 滿足要求。 提升機選擇 提升機滾筒直徑 D′≥ 80d=2240(mm) 選用 2A30型絞車， D=2500mm， B=2021mm， FJ=65kN， i=30，Vm=。 00ˊ 。礦井井下除煤層巷道外，還有部分半煤巖巷道，出矸量預(yù)計為煤量的 5%，每年矸石量約 30kt/a。 提人： XRB15— 6/5 型斜井人車，頭車重 2100 ㎏，尾車重 1100 ㎏。 技術(shù)資料 副斜井斜長： Lj=409m,傾角：α =6176。 ts 102247。 提升機滾筒驗算： 鋼絲繩在滾筒上最多纏繞 3 層 ,符合規(guī)程要求 ,提升機滾筒、天輪的內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 31 直徑與鋼絲繩直徑之比為： 8380 符合規(guī)程要求。） =47429000 ㎏ 式中： Q箕斗載煤量 ,Q= = Lt－提升長度 ,Lt=409+40=449m Pk－鋼絲繩每米重量 ,Pk= ㎏ /m F1－箕斗運行阻力系數(shù) ,F1= F2－鋼絲繩運行阻力系數(shù) ,F2= （ 2）、最大靜 張力差： Fjc =Fj－ Qz（ sin8176。； 提升機及鋼絲繩驗算 最大 靜張力與最大靜張差： （ 1）、最大靜張力： Fj=（ Q＋ Qz）（ sinα＋ f1cosα）＋ （ sina＋ f2cosα） =（ 6670＋ 4496）（ sin8176。自重為 Qz=4496kg。此外對材料、設(shè)備 和人員的運輸，以及各運輸環(huán)節(jié)的配合都應(yīng)加以考慮。 掘進工作面通風(fēng)采用局扇壓入式通風(fēng)，局扇型號為 JBT52功率為 52Kw。本礦井工作面長度為 1000m. 內(nèi)蒙古科技大學(xué)畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書（畢業(yè)論文） 28 （ 3） 確定開采方向 沿煤層仰斜開采順序，采用后退式開采， U型通風(fēng)，風(fēng)流系統(tǒng)簡單、漏風(fēng)小便于管理。運輸系統(tǒng)少了一個環(huán)節(jié)，但分帶斜巷一般都很長，輔助運輸比較困難。采空區(qū)采用 (強制放頂 )全部垮落法管理頂板。 方案二布置兩個高檔普采工作面，機動靈活，礦井生產(chǎn)受地質(zhì)變化影響較小，投資較省。 井底車場 采用膠帶輸送機代替礦車運煤，煤炭經(jīng)輸送機直接送入煤倉，井底車場只擔(dān)負輔助運輸任務(wù)，故車場形式和線路結(jié)構(gòu)可簡化。 井底車場各硐室 主要硐室均采用 半圓拱斷面，荒料石砌碹。 ～ 6176。0039。 開采水平的劃分 單水平開采，為 1290 水平 達到設(shè)計生產(chǎn)能力時工作面的配備