【正文】 主排水設備及管路的選擇計算 ① 設計依據(jù)：礦井正常涌水量： QE＝ 礦井最大涌水量。 ② 分段排水系統(tǒng) 當單水平開拓井筒延深，排水所需壓頭超過了水泵可能產生的揚程時，可以采用分段排水系統(tǒng)，即先將涌水排至井筒中間水倉，然 47 后再由中間泵房將水排至地面。這兩種排水系統(tǒng)闡述如下： ① 集中排系統(tǒng) 這種排系統(tǒng)是將全部井巷 的涌水集中至水倉內，而后用泵將水倉的水直接排至地面。 本系統(tǒng)采用集中排水系統(tǒng)，采用雙立井開拓時，可將全部井巷的涌水集中水倉內，而后用泵將水倉的水直接排至地面。 排水方式和排水系統(tǒng)簡介 新鐵一礦采用揚水法排水方式。 礦井主要排水設備 新鐵一礦采用揚水法排水。 、備用和檢修水泵相適應，并能夠同時開動工作和備用的水泵，主排水泵房的供電線路不得少于兩回路，當一回路停止供電時，另一回路應能擔負全部負荷的供電。工作和備用水管的總能力，應能配合工作和備用水泵，在 20h 內能排出 24h 的最大涌水量。 礦井水來源及涌水量 礦井水的來源可分為地面水和地下水，地面 水主要來源溝渠和池塘里的積水以及季節(jié)性雨水，融水等。 45 第 8 章 礦井排水 概述 在礦井建設和生產過程中，隨時都有各種水源涌入礦井。 (2)遇到事故無法 撤退時 ,應躲進 避 難硐室 ,待火災 減輕在撤 至安全地帶 .井下人員要佩帶自救器。 工作面無風或風量不足時 ,不許生產。 打眼時必須掌握好打眼角度。 其他事故的預防 工作面溜機司機不許正對溜頭，如有必要，溜頭必須設防溜設施，工作面所有電器設備必須防暴，電纜懸掛必須整齊。 (2)全井反風 前者風門能夠導致瓦斯積聚，后者可保證井下工作地點適當?shù)娘L量。電壓： 6000V 反風措施 一 般情況下，火災發(fā)生在總進風流中時，應進行全礦性反風，阻止煤煙侵入井下采掘區(qū)。根據(jù)下式求得風機的最大最小工作風阻 : Rmax=hsmax/Q 2 ＝ Rmin=hsmin/Q 2 = 電動機的選擇 根據(jù)流式扇風機的實際共況點 ,由下式可求得電動機在困難時期和容易時期所需要的功率 .根據(jù)設計手冊的配套設備 ,選用 JS1105－ 4型電動機兩臺 ,一臺工作 ,一臺使用。取 20 Hn— 自然風壓 ,當自然風壓與扇風機風壓同向作用時 ,Hn 取正 ,反向取負。 = m22 所以，礦井通風屬于容易級 通風設備的選擇 通風設備的選擇是根據(jù)計算出的 Q 和通風最容易時期最小阻力和通風最困難時期最大阻力進行設計的 . 主扇的選擇計算 主扇的選擇計算主要以風機的工作風量來考慮 : 風機的工作風量 Qf＝ PLQ＝ 168＝ m3/s 式中 : PL— 考慮外部漏風系數(shù) 。 hRm m2 Am ax= ? 247。s 2 /m4 ) 風速(m/s) 阻力 (Pa) 1 副井 井筒 混凝土 450 50 2 5 2 井底 車場 錨噴 735 20 18 3 50 3 主石門 錨噴 220 4 34 4 中部運輸大巷 錨噴 3300 2 149 5 采區(qū) 石門 錨噴 220 22 6 分帶運輸 巷 錨噴 1500 12 12 25 88 40 7 回采工作面 液壓支架 200 12 14 20 8 區(qū)段回風平巷 錨噴 3300 4 110 9 風井 井筒 錨噴 600 170 小計 648 合計 (加 10％局部損失 ) 711 表 76 困難時期 最大通風阻力計算表 序 號 巷道名稱 支護 方式 巷道長度(m) 凈斷面積(m2 ) 凈周長(m) 風量(m3 /s) 通風阻力系數(shù)(N 壓入式用下列公式： Qf=(～ )Q Qf— 通過主要通風機的風量 Q— 礦井總排風量 風井有提升任務時取 故 Qf= 5044=5552 m3/min (6)為經濟合理，安全地使用通風機，必須使礦井總阻力 hr max不能太大，礦井通風的設計負壓、不 能超過 2490P a。 (4)如果礦井服務年限增長，則只計算投產之后 20～ 25a 兩個時期中巷道通風總阻力 。 (2)確定計算阻力路線，根據(jù)所給出的兩個時期通風系統(tǒng)圖，憑直觀和經驗先擇一條風量最大， 巷道總長度最大的線路計算最大阻力，不必算出所有巷道的阻力。 措施主要有采用改變主扇的工作特性或改變礦井網(wǎng)絡路總風阻值和改變主扇轉速或改變主扇中葉片安裝角的辦法。 ③ 使用絞車提升的傾斜井巷上端，必須有足夠的過卷距離。 采區(qū)車場布置 (1)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定 ① 在雙軌運輸巷道中 2 列列車車場的最突出部分之間的距離采區(qū)裝車點不得小于 ，礦車摘掛鉤地點不 得小于 1m。 采區(qū)上山布置 考慮該礦井為高瓦斯礦井，為安全起見，擬布置三條上山，分別為軌道上山，運輸上山和回風上山，為了實現(xiàn)兩翼開采結合生產均衡的要求，三條上山大致位于采區(qū)走向中央，其也位于同一層面。采用走向長壁采煤，上式計算得到的 L 值，還應通過下述公式確定的工作面 L’ 來校核，若 L＜＝ L’ 則 L 合理。 工作面長度的確定 該采區(qū)設計產量為 ，分兩個工作面，即工作面日產量為2270t/d。 采區(qū)生產能力、儲量及服務年限 采區(qū)煤層全部可采，根據(jù)幾何法求得工業(yè)儲量為 ,可采儲量為 ，本采區(qū)設計生產能力為 ，則本采區(qū)服務年限Tn＝ Z/(A k)，經計算得服務年限為 13a 采區(qū)巷道布置 區(qū)段劃分 由于本采區(qū)采用走向長壁采煤法，劃分則以工作 面長度為標志。左右。 本采區(qū)采用集中上山聯(lián)合開采，采區(qū)煤柱留設如下：各煤層在采區(qū)邊 界留設 15m 煤柱，井田境界處留設 50m 保護煤柱。淺部以 +200m 標高為界。 在一般情況下，礦井三量符合上述規(guī)定即能達到 平衡，并有一定的合理儲備，但其為概括性指標，三量可能符合要求但不一定滿足接續(xù)要求，所以三量只可作采掘關系的參考指標 。 采 區(qū)接續(xù)計劃 根據(jù) 井田的地質條件，以自然斷層為界，將該井田第一水平劃分為 2 個采區(qū)，詳 見圖 39。 沿井田走向的開采順序 依據(jù)本設計礦井的采區(qū)劃分的具體情況，采用走向長壁開采，這樣以減少初期工程量和基建投資，并且投產快。其位置應根據(jù)線路布置和各自要求確定。 副井系統(tǒng)硐室有副井井筒與井底車場連接處、主排水泵房、水倉及清理水倉硐室、主變電所及等候室等。每一調度循環(huán)時間 20 分，進車間隔 分 按公式計算： N＝ (1733+19)/)= 車場通過能力富裕系數(shù)： K＝ 井底車場通過能力滿足要求。 3t 底卸式礦車運煤量 227094%＝ ，每日需 3t 底卸式礦車列數(shù) /（ 317）＝ 。輔助運輸采用 1t 固定式礦車，掘進出煤由副井運至井外，每列車由 28 輛車組成。45176。 ②材料車線有效長度 L=nc Lc+ns Ls 式中： L— 材料車線有效長度， m； nc— 材料車數(shù)，輛； Lc— 每輛材料車帶緩沖器的長度， m； ns— 設備車數(shù)，輛； Ls— 每輛設備車帶緩沖器的長度， m； L=nc Lc+ns Ls=10 =24 m； 根據(jù)實際需要，開設水泵硐室和變電所，取材料車線長 65m 井底車場通過能力計算 1. 井底車場線路布置圖和調度表見圖 38,表 37 30 105543060620226R20xx0R20xx0R20xx060000500002860020xx048000074001400001443614436R20xx081176。 N— 機車數(shù) ,輛； Lj— 每臺機車的長數(shù)， m； Lf— 附加長度，取 10 m。 根據(jù)我國煤礦多年的實踐經驗，各類存車線可以選用下列長度： (1)中小型礦井的主井空、重車線長度各為 － 列車長；副井空、重車線長度， 中小型礦井按 － 列車長； (2)調車線長度通常為 列車和電機車長度之和，材料車線長度，中小型礦井應能容納 5－ 10 個材料車。 (4)本設計礦井屬于低瓦斯、低等涌水量礦井； 綜上所述，本設計礦井擬選用 底卸式礦車 立式井底車場。輔助運輸和掘進煤采用 噸固定式礦車，煤矸混合列車由22 輛 噸礦車組成。該礦井井底車場形式的選擇依據(jù)如下： (1)該礦井設計生產能力為 ，年工作日 330d，實行“ 四 28 六” 工作制，每日凈提升 16 小時； (2)礦井采用雙立井開拓方式，兩個開采水平，分組大巷布置，雙翼開采； (3)主要運輸大巷采用 3 t 底卸式礦車運輸，每列車由 22 輛礦車組成，由兩臺 14t 架架線式電機車一前一后牽引。 通過上述兩種方案比較，初步決定采用直接延伸方案。 副井井筒斷面 圖 36 副井井筒斷面 27 圖 37 主井井筒斷面 井硐延伸的初步意見 為了保證采區(qū)正常接續(xù)和均衡生產，本礦井將延伸原主副井，從 150 水平延伸至 350 水平。井筒深度 700m，井筒裝備兩對 固定式礦車， 600mm 軌距，雙層四車剛性立井多繩罐籠，擔負礦井輔助提升任務，兼作進風井筒。詳見圖 36， 37； 主井井筒：井筒直徑 ，凈斷面面積 ，掘進斷面面積45m2，井筒深度 700m。俱體遵循原則如下： ，減少井筒工程量； 、維護、清掃和人員通行安全； ，對井筒中各種管線或其它設備的破壞應減少到最低 程度； 主井直徑為 米，副井直徑為 米。所以本設計井筒支護形式為：混凝土整體灌注式，主副井井壁厚度均為 450mm。 副井井筒 表土段用混凝土砌碹，煤層段用料石砌碹，基巖段用錨噴支護。采區(qū)劃分詳見圖 35 西上采區(qū)東上采區(qū)西下采區(qū)東下采區(qū)西上采區(qū)東上采區(qū)西下采區(qū)東下采區(qū) 圖 35 采區(qū)劃分示意圖 井硐布置和施工 井硐穿過的巖層性質及井硐支護 本設計有兩個立井井筒，一主一副。 將井田劃分成若干采區(qū)時，應考慮如下所述原則： (1)根據(jù) 《 煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范 》 ，采區(qū)宜雙翼布置；采區(qū)走向長度根據(jù)煤層地質條件，開采機械化水平，采區(qū)儲量，生產能力與巷道維護等因素綜合考慮； (2)采區(qū)劃分要考慮采區(qū)接續(xù)關系，以便其適應各翼的儲量及產量分配；初步設計一般負責劃分第一水平全部采區(qū)，故需要沿井田走向全長統(tǒng)一考慮，作到初后期統(tǒng)籌兼顧，不但要全井合理，更要有利于初期設計； (3)如果井田走向長度不大，兩翼均不超過 1500m，可以不劃分采區(qū)，直接從井田邊界進行后退式回 采； 25 本礦井含煤 10 層（ 4 50、 5 5 60、 6 6 89 99，該礦井第一水平劃分為四個采區(qū)。 采區(qū)劃分 本設計礦井井田走向長度大，勢必按照技術要求沿走向將井田劃分成采區(qū)并按采區(qū)前進方向回采。煤層傾角一般在 22176。 ： (1)井底車場富裕通過能力，應大于礦井設計生產能力的 30%，應該考慮主、副井之間施工時便于貫通； (2)井底車場線 路不止應該 結構簡單， 運行及操作系 統(tǒng)安全 可 24 靠，管理使用方便，布局合理，注意節(jié)省工程量，便于施工和維護；井底車場設計時，應該考慮到增產的可能性； ： (1)環(huán)形式：臥式、立式、斜式； (2)折返式：梭式、盡頭式； ： (1)調車簡單，管理方便，彎道及交岔點少；操作安全，符合有關規(guī)程、規(guī)范； (2)保證礦井生產能力，有足夠的富 裕系數(shù)，有增產的可能性；當大巷或石門與井筒的距離較大時，能夠布置下存車線和調車線，可選擇立式井底車場； 綜上 所 述，初步擬定本設計井田井底車場形式為立式車場，采用雙翼來車的形式。 大巷與石門服務年限較長，運輸能力要求大，所以大巷和石門 22 的斷面和支護設計基本相同，斷面尺寸詳見斷面圖： 圖 33 石門斷面特征 23 圖 34 大巷斷面特征 井底車場的形式選擇 井底車場是連接井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱，是連接井下運輸和提升兩個環(huán)節(jié)的樞紐，是礦井生產的咽喉，因此井底車場設計是否合理直接影響礦井的安全和生產。 煤層大巷與巖石大巷相比較有下列缺點： ①為了便于巷道維護，巷道維護留設保安煤柱增多，煤柱回收困難，資源損失大； ②煤層大巷的巷道維護困難，維護費用高； ③煤層有自燃發(fā)火危險時，一旦發(fā)火就要封閉大巷，導致礦井停產，而且因煤柱受影響破壞，封