【文章內容簡介】 2 2 2Sa B T a c tg R tg??? ? ? ? ? ? ?對 9077 水平投影長： L L cos???對 對 =9077179。 cos 25186。=8226 （ 1） 頂板繞道式車場起坡點位置計算圖 ：見圖 41 β 0β運輸大巷繞道軌道上山T 圖 41 頂板繞道式車場起坡點位置計算圖 0 sinhl ?? (1) 13FL e L L? ? ? (2) ? ?2 0 1 s inta n 2 s inDDL l L R ? ?????? ? ??? ??? (3) 式中： h —— 大巷通過線軌面至軌道上山軌面之間的垂線距離， 29 一般為 15～ 20m，取 20m； ? —— 煤層傾角 ，取 13176。 ； 3L —— 起坡點至車場繞道中心距離 ； e —— 大巷中心線至大巷在上山一側的軌道中心線間距 ； DR —— 豎 曲線半徑； D? —— 豎 曲線 轉角 ； FL —— 繞道 軌道中心線 至大巷軌道中心線間距 ， m； ? —— 上山變坡后的坡度角 ； 已知： e=, FL =， 3L =14m， DR =9m， D? =25176。 34? 23?； 計算得：0 20sin13l ???； 1 14L ? ? ? ?； 2L? ； （ 2）下部車場線路如下圖 42 所示： ? ? 11e m A Bd L n L C L K? ? ? ? ? ? (4) 52gL d L C? ? ? (5) 30 333 3 3 1ta n c o s ta n2 2 2Bg SL C R n L R R?????? ? ? ? ? ? ????? (6) 繞道開口位置確定： 1BX L m X? ? ? 式中： C2—— 平曲線與道岔之間的插入段，一般取 2m； n、 m—— 由單開道岔非平行線路聯(lián)接公式求得， m； S—— 空、重車線摘掛鉤點活動板的雙軌中心距， m； X—— 繞道出口交岔點道岔基本軌起點至 運輸上山膠帶中心線 ， m； X1—— 運輸上山膠帶中心線 至軌道上山軌道中心距， m； 1K —— 內側曲線弧長： 111 180RK ??? ? 4321運輸大巷 圖 42 下部車場線路 圖 1— 煤倉 2— 運輸上山膠帶中心線 3— 軌道上山軌道中心線 4— 運輸石門。 31 已知： 2C =2m, 12RR??12m,m =17m,n =13m, S =, 1K =19m, 3? =50176。， ? =55176。， eL =， mL = 計算得： d? （ +13179。 ） 219=； gL? ++2=； ? ? 1 .65 + 1 5 ta n 2 5 + 1 3 + 4 0 .2 5 + 1 5 ta n 2 5 + 1 2 + 2BL ? ? ?=； 7 4 .4 1 7 2 5X ? ? ? ?； 第三節(jié) 采區(qū)主要硐室簡介 一 區(qū)煤倉形式、容量及支護 按照煤倉倉體傾角的不同，煤倉可分為垂直式，傾斜式和垂直 — 傾斜混合式三種形式。在煤倉容量和斷面一定的情況下，當煤倉高度不受限制時，宜采用垂直式 ， 由于本采區(qū)采用溜煤眼溜煤，煤倉高度不會受到限制，所以煤倉形式采用垂直式。由于圓形斷面利用率高，不易形成死角，便于維護，施工 方便， 并且 施工速度 比較快。因此，垂直煤倉為圓形斷面。 2． 煤倉容量 采區(qū)煤倉容量的大小與采區(qū)生產能力、大巷運輸設備的型號、采區(qū)距井底車場的距離、每列車裝載量、大巷通過能力及運輸調度的管理水平有關。煤倉容量的大小應于采區(qū)生產能力和列車裝載運行的間隔時間相適應。 一般采區(qū)煤倉容量可按表 41 32 ?。? 表 41 采區(qū)煤倉容量 采區(qū)生產能力 Mt/a 煤倉容量（ t） 以下 50～ 100 ～ 100～ 200 ～ 200～ 300 ～ 300～ 500 以上 500 煤倉容量過大，不但其利用率不高，而且經濟上也不合理，布置和施工也比較困難；但是如果煤倉容量過小，有不能起到調節(jié)生產的作用，往往因礦車周轉不及時，使煤倉堆滿而造成停產。因此，必須合理地確定煤倉容量。其方法是按采區(qū)生產持續(xù)時間計算煤倉容量 Q。 Q=(AgAN)TgKb 式中： Ag—— 采區(qū)高峰生產能力 t/h，一般為平均產量 － 倍 ； AN—— 裝車站通過能力， t/h，一般為平均產量的 1～ 倍 ； Tg—— 采 區(qū)高峰 生產 持 續(xù)時間 ， h， 機采 可取～ ； Kb—— 不均勻系數，機采 可取 ～ ； Q=(3000/14179。 － 3000/14179。 )179。 179。 =270 噸。 33 取 Q＝ 300 噸 所以本采區(qū)煤倉容量為 300 噸。 煤倉結構包括：煤倉上部收口，倉身，下口漏斗及溜口閘門基礎，溜口和閘門裝置。 上部收口：為保證煤倉上部收口安全與改善煤倉上口的受力狀況，需以混凝土收口筑成圓臺體。 倉身：采用錨噴支護 下口漏斗及溜口閘門基礎；煤倉下口用混凝土砌筑圓臺體收口 ，收口斗倉可作成曲面圓臺體以解決起拱堵倉問題，為了大巷的安全，煤倉與大巷連接處加強支護，一般應在煤倉下口處四周鋪設數根鋼梁灌入混凝土使其與大巷支護聯(lián)為一體。 二 采區(qū)絞車房 采區(qū)絞車房主要 是 依據絞車的型號及規(guī)格，基礎尺寸，絞車房的服務年限和所處圍巖性質等進行設計。 絞車房的位置應選擇在圍巖穩(wěn)定、無淋水、礦壓小和易維護的地點。 絞車房有兩個安全出口，即鋼絲繩通道及絞車房的風道，繩道的位置應 是 繩道中心與上山軌道中心線相重合。根據絞車最大件的運輸要求，寬度為 2021mm，長度不小于 5m，繩道斷面與連接的巷道斷面 保持 一致，便于施工。 34 三 采區(qū)變電所 采區(qū)變電所的位置應選擇在頂板穩(wěn)定、地壓較小、通風良好、無淋水的地點，一般是設置在采區(qū)上山或石門附近的穩(wěn)定圍巖中。 采區(qū)變電所的尺寸由硐室內設備的數量、規(guī)格、設備間距以及設備與墻壁間距等因素 來 確定 。 采區(qū)硐室除以上 硐室還應設有井下空氣壓縮硐室、機電硐室。 第四節(jié) 采區(qū)主要生產系統(tǒng) 一 采區(qū)運輸系統(tǒng) 運煤系統(tǒng)：由工作面采出的煤裝入刮板輸送機運送，經轉載機至膠帶輸送機運至運輸上山進采區(qū)溜煤眼通過運輸石門裝車到運輸大巷，由電機車牽引至井底車場，通過主井提升至地面。 運料排 矸系統(tǒng)：工作面所需物料及設備經副井下放至井底車場，由電機車牽引經集中運輸大巷再經運輸石門至采區(qū)下部材料車場，經采區(qū)軌道上山到上部車場，然后經區(qū)段回風平巷運至采煤工作面。排矸與韻料方向相反。 二 采區(qū)通風系統(tǒng) （一） 主要通風機工作方式的確定 主要通風機的工作方法有抽出式，壓入式及混合式。 由本設計礦井的具體條件可知，如選用 壓入式 ， 風阻 會較 大， 35 并且 風量調節(jié)困難，不適合高瓦斯礦井。 如選用混合式，除風阻會較大外，設備還很多，不便于管理。而選用抽出式的話，當 井下風流處于負壓狀態(tài)，當主扇因故停止運轉設，井下風流壓力提高可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全 ，并且漏風量小，通風管理比較簡單。 綜合以上，本設計礦井主要通風機的工作方法選定為抽出式。 （ 二 ） 礦井風量計算的規(guī)定 1． 煤礦安全規(guī)程 規(guī)定，生產礦井的風量應該按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和進行計算。每一工作地點每人每分鐘供給風量都不得少于 4m3 2． 煤炭工業(yè) 設計規(guī)范 規(guī)定， 礦井風量 備用系 數為。礦井風量按上述進行計算后，還應根據鄰近或類似礦井經驗按實際需要校核。 （三） 風量計算 礦井總風量為： Q＝（ ∑ Q 采 ＋ ∑ Q 掘 ＋ ∑ Q 硐 ＋ ∑ Q 它 ）179。 K 式中： Q—— 礦井總進風量； ∑ Q 采 —— 采煤工作面實際需風量和 ， m3/min； ∑ Q 掘 —— 掘進工作面實際需風量和， m3/min； ∑ Q 硐 —— 硐室實際需要風量和， m3/min； ∑ Q 它 —— 礦井除了采煤，掘進和硐室需要風量之外其它井 36 巷的需要風量和， m3/min； K—— 礦井通風系數。 （ 1）按瓦斯涌出量計算 ： Q 采 ＝ 100179。 q 采 179。 KC 式中： q 采 采煤工作面絕對瓦斯涌出量； m3/min KC工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，通常機采 工作面可取 ～ ；炮采工作面可取 ～ 。 Q 采 ＝ 100179。 179。 ＝ （ 2）按采煤工作面溫度計算風量 ： Q 采 ＝ 60179。 VC179。 SC179。 K1 式中： VC 回采工作面的適宜風速； m/s SC 回采工作面平均有效斷面，按最大和最小控頂距有效斷面的平均值計算；㎡ Q 采 =60179。 179。 179。 =（ 3）按工作面人員數量計算 ： Q 采 ＝ 4nc nc 采煤工作面同時工作的最多人數。 Q 采 ＝ 4179。 23＝ 92m3/min （ 4）據《煤礦安全規(guī)程》 規(guī)定，回采工作面最低風速為 0。25m/s, 最高風速為 4m/s 的要求進行驗算。 15179。 SC≤Q 采 ≤ 240179。 SC 15179。 ＝ 177m3/min 240179。 ＝ 2832m3/min 177m3/min≤Q 采 ≤ 2832m3/min Q 采 ＝ m3/min 37 （ 1）按瓦斯涌出量 ： Qhi=100179。 Qghi179。 Kghi 式中： Qhi 第 I 個掘進工作面的需風量 m3/min Qghi第 I 個掘進工作面的絕對瓦斯涌出量 Kghi 第 I 個掘進工作面瓦 斯涌出不均衡和備風量系數，一般取 1。 5～ 2。 0。 Qhi＝ 100179。 179。 ＝ （ 2）按局部通風機吸風量計算 ： Q 掘 =Qf179。 I179。 Kf 式中： Qf 掘進面局部通風機額定風 I 掘進面同時運轉的局部通風機臺數 Kf 為防止局部通風機吸循環(huán)風的風量備用系數，一般取 Q 掘 =200179。 2179。 =480m3/min 注：局部通 Qc 風機額定風量如表 71： 表 71 風機額定風量表 風機型號 額定風量 JBT52(11KW) 200m3/min （ 3）據《煤礦安全規(guī)程 》規(guī)定煤巷、半煤巷掘進工作面的風量應滿足： 15179。 SC≤Q 掘 ≤ 240179。 SC 177m3/min≤Q 掘 ≤ 2832m3/min Q 掘 =480m3/min 38 兩個工作面： ∑ Q 掘 =480179。 2=960m3/min 3．硐室實際需風量： （ 1） 井下爆破材料庫取 100m3/min。裝設瓦斯檢測報警自動斷電儀，加強瓦斯監(jiān)控保證安全生產 。 則 ∑ Qc 爆 ＝ 100＋ 200＝ 300m3/min （ 2）機電硐室按經驗值取 80 m3/min。 Qc 機 ＝ 80m3/min 4．其它巷道實際需風量： ∑ Qd＝ 133qtk ＝ 133179。 179。 ＝ 478m3/min 式中 K―礦井內部漏風和配風不均衡系數：一般取 － qt―井巷瓦斯絕對涌出量 （四） 風量分配 1．風量分配原則 礦井風量確定后，將 其分配到各用風地點，其分配原則主要是： （ 1）分配到各用風地點（包括回采面，掘進面，硐室等）的風量，應不低于前面所計算出的風量。 （ 2）為維護巷道，防止坑水腐爛，金屬腐蝕，以及行人安全等，所有巷道都應分配一定風量。 （ 3）風量分配后，應保證井下各出瓦斯?jié)舛?，有害氣體濃度，風速等滿足《煤礦安全規(guī)程》的各項要求 39 2. 分配方法 （ 1）當礦井總 風量確定后，先按照采區(qū)布置圖給回采面，掘進面，硐室分配用風量。 （ 2）從總風量減去回采面、掘進面、硐室用風量，余下風量按帶區(qū)產量，采掘數目，硐室等分配到各個帶區(qū)，再按一定比例將這部分風量分配到其他用風地點，用于維護巷道和保證行人安全。 （ 1） 采煤工作面分配風量為 （ 2） 掘進工作面分配風量為 960m3/min （ 3） 井下爆破材料庫分配風量為 300m3/min （ 4） 機電硐室分配風量為 80m3/min （ 5） 其他巷道分配風量為 478m3/min （五） 風速的驗算 大巷風速 驗算： 礦井總風量： Q＝ (Qa+Qb+Qc+Qd)179。 K＝ Q/S 大巷 ＝ ／（ 13179。60 ）＝ 根據 規(guī)程 中要求，大巷中風速不能超過 8 m/s,則符合要求。各