采矿工程毕业设计说明书2.docx

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采矿工程毕业设计说明书2

表4-4罐道布置形式的适用条件及优缺点

布置形式

适用条件

优缺点

罐道布置在容器一侧

单

侧

适用于钢轨罐道长条形罐笼提升井筒

优点：

井筒装备简单、罐道梁少、省钢材、容器运行平稳、通风阻力小、便于下放大型设备。

缺点：

闭口滑动罐耳磨损严重，改用刚性滚动罐耳，磨损可减小。

罐道布置在容器两侧

双侧

适用于提升容器长宽比不大，采用钢轨罐道的箕斗井或木罐道的罐笼井

缺点：

井筒装备比较复杂、罐道梁多、耗钢材、通风组了相应加大、罐道布置在罐道梁中心，罐道承受弯矩大，容器运行平稳性差，摆动大。

现一般不采用。

罐道布置在容器两端

端面

适用于提升速度高、终端荷载大，长条形容器的单水平提升；近年来多用于多绳提升、型钢组合罐道和胶轮滚动罐耳的井筒中

优点：

井筒装备简单、容器布置紧凑，断面利用率高、有利于降低通风阻力，容器摆动小，运行平稳。

根据这三种布置形式的优缺点和适用条件，结合本矿井的实际情况，选取罐道布置在容器一侧的布置形式，如图4-4所示

5．井筒断面的确定方法

以煤矿中典型的罐笼提升带梯子间的井筒为例，其断面布置及有关尺寸如图所示。

初步选定井筒断面布置，罐笼规格以及罐道、罐道梁尺寸型号后，即可计算井筒断面内提升间和梯子间尺寸。

具体计算过程，参照《采矿工程设计手册》。

本次设计确定井筒直径D＝6.5m。

6.立井支护

a支护类型。

根据本矿井是地质复杂、井下水多的实际情况和上表中所述的各种支护类型的适用条件，选取整体浇注式的立井支护类型。

b支护材料的选择：

在上面支护类型选定为整体浇注式后，根据《煤矿矿井采矿设计手册》，加上本矿井的立井延伸较深，所受的地压大，所以要选取强度较大的支护材料，因此，决定选用混泥土及钢筋混泥土作为本矿井的支护材料。

7.立井井壁厚度：

根据以上计算的地压值，再参照《采矿工程设计手册》上的有关计算方法。

确定支护厚度取值为500mm。

3）．回风井井筒

风井井筒净直径7m，井口绝对标高+23m，井筒总深度290m。

本井筒为矿井回风之用，并设有封闭梯子间兼作矿井的另一安全出口。

井筒装备采用钢丝绳罐道。

井筒还敷设一趟瓦斯管路、一趟灌浆管路和一趟洒水管路。

井筒平面布置见图4-5所示。

图4-3主立井断面图

图4-4副立井断面图图

图4-5风井断面图

4.3.2井底车场

（一）井底车场形式选择

（1）井田开拓方案采用立井开拓方式，矿井年产量为150万吨。

根掘井下开拓布置，大巷运输方式及总平面布置，考虑到该矿产量大，瓦斯浓度高的特点，井底车场选用了通风条件好，工程量省，通过能力大，调度方便的环形车场。

主井采用箕斗提升，设置两套12吨双箕斗提升煤；副井采用罐笼提升，设置两个1.5吨矿车双层普通罐笼将矸石送上地面，同时副井担负和下人的任务。

大巷运输采用胶带运输机运输，将煤送入的车场煤仓，然后煤通过装载胶带机巷将煤送入主井的箕斗内。

矸石运输采用蓄电池式电机车牵引3吨矿车。

一矸石列车由14辆3吨矿车绑成，将矸石拉入副井的重车线，然后等待通过副井的罐笼将矸石车送上地面。

根掘井筒与主要运输大巷相对位置关系及地面出车方向，车场形式确定为立井两翼环形混合式车场。

（2）井底车场设备的选择

a.矿车的型号

本矿选用MG3.3-9B固定式矿车,外形尺寸：

长*宽*高=3450*1320*1300。

b.蓄电池牵引电机车

本矿选用CDX72－8J电机车。

其有关参数为：

轨距=900mm，最小曲线半径为7m，连接器距轨距高320-430mm。

固定轴距为1150mm主动轮直径为680mm，传动比为6．92，制动方式为机械，外形尺寸为：

长*宽*高=4500*1350*1600mm。

c.材料车

本矿井选用MC1.5－9B型3t平板车，重量5．5t，轨距为900mm

d.人车

其有关参数为：

名义载重3t，本矿选用PRl8—9／6型平巷人车，其有关参数为：

每节车乘坐人数为18人轨距为900mm。

各种矿车的外型尺寸如下：

1.5t材料车2400mm

1150mm

1150mm

（二）井底车场的线路设计依据

矿井设计生产能力为150Mt/a，“三·八”工作制，其中两班生产，一班检修。

年正常工作日330天.每日净提升时间16小时。

a.井田开拓的方案经技术经济比较采用立井开拓方式；

b.矿井设计年生产能力为150mt/a；

c.主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升；

d.根据井筒与主要运输大巷的相对位置及地面出车方向，选用环形式井底车场；

e.井下运输设备采用900mm轨距的矿车，8t蓄电池车，矸石车有14辆3t矿车组成，矿车长度为2400mm，电机车长度为4500mm；

f.矿井含矸系数，按相当于出煤量的20%计算。

（三）井底车场的设计要求：

a.井底车场富裕通过能力应大于设计生产能力的30﹪。

当有带式输送机和矿车两种运煤设备向一个井底车场运煤时，矿车运输部分井底车场富裕通过能力，应大于矿车运输部分设计生产能力的30﹪。

b.尽可能提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场的通过能力。

c.在设计时，应改善增产的可能性。

d.应改善主副井施工时的贯通。

e.在确定井筒位置和水平标高时,注意井底车场巷道和硐室所处围岩情况及岩层的含水情况,井底车场巷道和硐室应选择在稳定坚硬的岩层中,应避开较大断层、强含水层、松软岩层和有煤与瓦斯突出煤层。

如为不稳定岩层时，则井底车场主要巷道应正交于岩层走向，并且与岩层主节理组的扩展方向呈30°～70°的交角的条件设计。

在此情况下，巷道与井筒相接的马头门应布置在较为稳定的岩层中。

f.井底车场长度较大的直线巷道之间应保持一定的距离，避免相互之间的不利影响，深井中相连接的巷道必须具有不小于45°的交角。

g.对于大型矿井或高瓦斯矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点的数量和减小跨度。

h.井底车场线路布置应结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便，布局合理并注意节省巷道工程量，便于施工和维护。

（四）井底车场类型及形式选择

车场形式确定为两翼环形混合式井底车场，各种列车进入车场后，均采用顶推调车方式顶入，机车头绕到空车线拉空列车回两翼工作点。

（五）线路计算

（1）井筒相对位置

主副井井筒中心点之间的距离L＝126m。

（2）各存车线长度的确定

a.副井空、重车线的长度：

式中　　L——副井空重车线长度，一般取整数，m。

m——列车数，列根据《煤矿安全规程》和生产实践，副井m=1.0～1.5。

取1.5。

n——每列车矿车数，本矿井采用8t蓄电池式电机车，采用1.5t固定式矿车，n=18辆。

Lk——每辆矿车长度，m。

N——电机车台数。

Lj——每台机车长度，m。

Lf——附加长度，一般取10～15m。

经计算副井空重车线为：

L＝1×3.45×14＋1×4.5＋10

＝62.8

所以，取70m。

b.材料车线有效长度：

L=ncLc+nsLs

式中　L——材料车线有效长度，m。

nc——材料车数，辆。

Lc——材料车长度，m。

ns——机车台数。

Ls——每台机车长度，m。

所以L＝15×2.4＋1×4.5

＝40.5

取42m。

C.人车线有效长度

式中L——人车存车线长度，一般取整数，m。

m——列车数，取1.0。

n——每列车人车数，n=12。

Lk——每辆人车长度，m。

N——机车台数。

Lj——每台机车长度，m。

Lf——附加长度，一般取10m。

因此L＝1.0×12×4.460＋1×4.5＋10

＝68.02

取L=70m。

（3）轨型、道岔和曲线半径的选取

井底车场线路轨型、道岔和平曲线半径的选取：

a.井底车场线路铺轨的轨型应根据运输设备类型、使用地点确定。

b.道岔型号选择应根据轨型、轨距、机车或车辆的类型、运行速度、行车密度、运行方向及调车方式、曲线半径等因素确定。

c.井底车场线路平曲线半径应根据机车、车辆最大固定轴距和运行速度确定，并应遵守下列规定：

当运行速度小于或等于1.5m/s时，不得小于通过车辆的最大固定轴距的7倍；

当运行速度大于1.5m/s，小于或等于3.5m/s时，不得小于通过车辆得最大固定轴距的10倍；

当运行速度大于3.5m/s时，不得小于通过车辆的最大固定轴距的15倍；

当运行10t及其以下机车时，600mm轨距不宜小于15m，900mm轨距不宜小于20m；运行14t及其以上机车时，不宜小于25m；

单辆矿车运输不频繁时，1.0t、1.5t矿车不应小于9m；3.0t矿车不应小于12m。

（4）基本参数的选择和计算

选用30kg/m钢轨，ZDK930/5/20单开道岔，马头门线路选用ZDC930-4-20对称道岔，调车线选用ZDX930/5/2019渡线道岔，井底车场内主要线路的曲率半径采用20m。

根据选取的轨型及道岔，我们选取平曲线半径为20m。

（5）马头门线路的平面布置

马头门线路：

指自副井重车线的末端（重车线阻车器轮档）至材料车线进口变正常轨距的起点的一段线路。

副井马头门线路是井底车场线路的组成部分之一。

马头门线路布置如图4-6所示。

马头门线路平面布置，主要取决于所采用的操车设备类型和矿车自滑速度。

如果重车是靠自动滚行获得的动量进入罐笼和撞出罐笼内的空车，则必须用重车的进罐笼速度和线路允许的坡度来计算或检验马头门的布置。

在双罐笼提升时，马头门线路重车道的双轨段上，需装设双道单式阻车器。

存车线的重车一辆辆从单道复式阻车器驶到单式阻车器后，可稍停片刻再进入罐笼，因此，单式阻车器的作用是缩短重车进罐运行距离，以便减少进罐时间。

如果重车进罐需借助摇台，则单式阻车器的基础应尽量紧靠摇台基础。

本矿井采用双罐笼提升，矿车靠自动滚行获得动能进入罐笼和撞出罐笼内的空车。

其形式如图所示：

图4-6马头门线路

本次设计马头门线路设置复式阻车器其计算公式如下：

　　L=a+2b+c+d+e+f+e’+g+h+i

其形式如图4－4所示：

式中　a——从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，通常取2.0m。

b——基本轨起点到对称道岔联结系统末端之间的距离，根据对称道岔型号及轨中心距确定。

b=10.025m。

c——对称道岔联结系统末端与单式阻车器轮挡面之间的距离，本井取7.17m。

d——单式阻车器轮挡面到摇壁轴中心线之间的距离，本井d=1.68m。

ee’——摇台的摇壁长度，e=2.4m，e’=2.0m。

f——罐笼长度。

f=4.5m。

g——出车方向摇台摇壁轴中心线到对称道岔联结系统末端之间的距离，本井取g=4.0m。

h——插入线长度，h=2.0m。

i——基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度i=10m。

L＝2.0＋2×10.025＋7.17＋1.68＋2.0＋4.5＋2.4＋4.0＋2.0＋10

＝55.8m

取56m。

（六）窄轨铁路道岔线路联接:

（1）单开道岔非平行线路的联系

图4-7单开道岔非平行线路连接

已知：

ZDK930/5/20，

＝11°18′36″a＝4252mmb＝5848mmL＝10100mmR＝20000mm

T=R*tanβ/2

M=a+（b+T）sinβ/sinδ

d=b*sinα

M=d+R*cosα

H=M-Rcosδ

n=H/sinδ

当β=78.69°时T=16395m=26063H=20757n=H=20757KP=27468

（2）对称道岔线路连接

图4-8对称道岔线路连接

已知：

ZDC930/4/20R＝20000mma＝2300mmb＝4858mm

＝14°02′10″

当S＝1600mm时：

B＝S/2*cot（

/2）＝6498.6mm

m＝S/2*csc（

/2）＝6547.65mm

T＝R*tan（

/4）＝1226.41mm

n＝m-T＝5321.24mm

b1＝b/cos（

/2）＝4894.67mm

c＝n-b1＝426.57mm

L＝a+B+T＝10025.01mm

KP＝ПR

/180＝4897mm

（3）单开道岔平行线路的连接

图4-9单开道岔平行线路连接

已知：

ZDK930/5/20R＝20000mm

＝11°18′36″a＝4252mmb＝5848mmS＝1900

B＝S*cot

＝9500mm

m＝S/sin

º＝9646mm

T＝R*tan（

/2）＝1980.4mm

n＝m-T＝7666mm

KP＝ПR

/180＝3948mm

（4）渡线道岔线路的连接

已知：

ZDX930-4-1522

＝14°02′10″a＝3942mmb＝4558mmS＝1900mm

图4-10渡线道岔线路的连接

L＝2a+L。

＝18004mm

（5）曲线线路连接

当曲线半径R＝20000时，各曲线线路的长度和切线长度可计算得出：

α＝90度；R＝15000；Kp＝23562，T＝15000。

（七）井底车场通过能力设计

井底车场通过能力：

是指单位时间内通过井底车场的货载数量，其中包括运输矸石和材料、设备等辅助工作量，通常以年运输的煤炭吨数表示。

电机车运行速度如下表：

表4-5列车运行速度及调车作业时间

作业

名称

运行速度m/s

列车运行距离小于50m时

机车拉列车时

1.5

机车顶列车时

1.0

列车运行距离为50～150m时

机车拉列车时

2.0

机车顶列车时

1.5

列车运行距离大于150m时

机车拉列车时

2.5

机车单独运行时

运距小于100m时

2.0

运距大于100m时

2.5

调车作业附加时间

摘钩、换向、起动合计取

20s

挂钩、起动合计取

20s

根据区段的划分和列车运行速度及调车作业时间表，经过计算，将调度图表绘制如下:

表4-6井底车场调度图表

井底车场通过能力Gg的计算

Gg=（nG×330×1×60）/[1.15×Tag（1+aw）]

式中：

n——每一列车的矿车数，14节。

G——每一节矿车的实际4载重量，3吨

1.15：

运输不均衡系数；

Tag——车辆进入井底车场的平均间隔时间，min。

aw——矿井矸石系数，10～25％，取15%。

Gg＝（14×3×330×14×60）/[1.15×16.297×（1+0.15）]

＝54万吨

矿井按15%的产矸率算实际的矸石量为：

150×20%=30万吨

则Ag=Gg/45=54/30=1.8

Ag的要求取值范围大于1.3，所以井底车场的通过能力能够满足要求。

4.3.3井底车场主要硐室布置

（一）设计原则

（1）符合《煤矿安全规程》及《煤炭工业矿井设计规范》的规定

（2）硐室的布置一般随井底车场型式的不同而变化。

（3）硐室布置要考虑其用途，地质条件，设备安装尺寸，检修和设备更换等因素。

（4）尽量减少硐室外的工程量。

（5）硐室布置必须满足技术经济合理的要求。

（二）主井系统硐室

主井系统硐室有推车机及翻车机硐室、底卸式矿车卸载站硐室、井底煤仓及箕斗胶带输送机装载硐室、清理撒煤硐室及水窝泵房等。

而本设计矿井采用全上提式提煤，未设计推车机及翻车机硐室、底卸式矿车卸载站硐室，掘进煤全上皮带，到井底煤仓。

上述硐室布置主要取决于地质及水文地质条件。

确定井筒位置时，要注意将箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中。

（三）副井系统硐室

副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处、主排水泵硐室变电所及等候硐室等。

主排水泵硐室和主变电所应靠近敷设排水管路的井筒，一般布置在副井井筒与井底连接处附近。

水仓入口一般布置在空车线一侧井底车场高程最低点处。

确定水仓入口时，注意使水仓装满水。

当副井井底较深时，一般采用泄水巷至主井清理井底撤煤斜巷排水。

副井井底较浅时，可设水窝泵房单独排水。

本设计采用水窝泵房排水。

（四）煤仓

采用皮带机运煤，井底车场煤仓应经过技术比较后来确定与运输的相对位置。

本矿井设计一个井底煤仓，同时担负东西两翼的皮带机巷的出煤，煤仓内设有空满信号装置，煤仓下设两台K-4给煤机送煤，送上定量运送机，转送至箕斗的定量装载漏斗，通过压磁元件自动控制定量装载有一套25t双箕斗将煤提升至地面。

煤仓容积：

Qmc=（0.15～0．25）Amc

式中：

Qmc——井底车场煤仓有效容积（t）；

Amc——矿井设计日产量；

（O.15～0.25）——大型矿井取最小值，中型矿井取最大值；

故Qmc=0.15*1500000/330=681t

井底煤仓选用圆形立仓，煤仓上口应设：

300*300mm孔眼铁栅栏，并应设操作硐室：

煤仓布置在井底车场岩层中，采用锚喷支护；箕斗装载硐室布置在运输水平之上，布置形式为单侧通过式，其支护方式采用混凝土支护。

煤仓直径取6m，高20m。

（五）中央变电所

1）基本原则

根据井下动力变压器、高压开关柜、低压配电盘、机车的整流设备的容量和平面电器布置图。

中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入、输出电缆线，配电均衡，安装维修方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接处附近，只有在布置上受到限制时，中央变电所才单独布置。

同时，因中央水泵房是主要用电户，为使管线安装简单、节省，管理集中，中央变电所常与中央水泵房联合布置。

同时硐室设计时应该注意以下几点：

①变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件允许时也可采用不燃性锚喷支护。

②硐室必须设置易关闭的既防水又防火的密闭门，门内可设向外开的铁栅门，但不得防碍铁门的开闭。

从硐室出口防火门起5m内的巷道，应砌碹或用其它不燃性材料支护。

③变电所的地坪，应比位于副井重车线侧的硐室通道与车场巷联接点的标高高出0.5m。

④硐室不应有滴水现象，电缆沟应设适当流水坡度，以便将积水随时排出硐室外。

⑤中央变电所应根据规定，设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的砂箱，为此，在设计硐室的尺寸时，应留出相应的位置。

2）平面布置示意简图。

图4-11中央变电所平面布置

1－高压开关柜；2－整流器；3－直流配电模式；4－低压开关柜；5－变压器；

（六）中央水泵房

1）设计原则

排水泵的型号、数量以及排水管数量与直径；水泵及管道线路平断面布置图；井底车场、水平开拓及中央变电所布置图；校核矿井最大涌水量和水泵排水量，水泵排水量等于矿井正常涌水量（包括充填水及其它用水）。

2）硐室位置

水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：

①管线敷设最短，这不仅为节约管道、电缆，而且管道阻力以及电压降最小。

②一旦井下发生水患时，人员、设备便于撤出，或者便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。

③具有良好的通风条件。

根据以上条件和要求，水泵房硐室位置应选在井底车场与副井井筒连接处附近空车线一侧，以便于设备运输与中央变电所硐室组成联合硐室。

即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。

水泵房硐室应设在稳定、坚固的岩层中，并远离采动影响与破碎带。

硐室与副井井筒应当有适当的距离，以保证必要的安全岩柱尺寸。

根据经验，若硐室布置在f＜5的稳定岩层中，岩柱的平面尺寸不得小于5×5或7×7m2；若f＜5，且为不稳定的岩层，则岩柱尺寸应扩大到10×10m2或更大。

通常，从安全角度考虑，硐室到副井运输道之间岩柱，一般达10~14m，这样管子道的倾角为10~20°左右，便于施工、安装与设备的运送工作。

3）设计时的安全要求

（1）中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝碹，在坚固的岩层中也可使用锚喷支护，但不得有淋水。

（2）出口通道内需设置向外开启的能防水又防火的密闭门。

从硐室出口密闭铁门起5m内的巷道，应砌碹或用其它不燃性材料支护。

（3）泵房硐室地坪应高出通道与车场连接处底板0.5m。

泵房地坪与电缆沟底板需向吸水井有3~5‰的流水坡度，通道也应设3~5‰的坡度流向井底车场，以防硐室或巷道积水。

（4）水泵工作的总能力应满足在20h内排出矿井24h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％。

并且工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。

《煤矿安全规程》规定：

水文地质条件复杂的矿井，可根据具体情况，在主泵房内预留安装一定数量水泵的位置。

排水管必须有工作和备用两趟或两趟以上管路。

涌水量小于300m3／h的矿井，排水管也不得少于两趟。

4）水泵选型

中央水泵房设在井底车场副井井筒附近，安装上海第一水泵厂生产的D450-60×9离心式水泵8台，主排水管三趟，直径为ф325×8。

正常情况下2台水泵工作，一台检修，5台备用。

5）水泵房硐室的几何尺寸

硐室断面采用半圆拱型，采用锚喷双层混凝土结构支护。

硐室的地面用混凝士铺底，其厚度为100mm。

中央水泵房断面特征为：

宽B=5m；高H=4m；支护厚度T=350mm；材料消耗v=4．22m3／m。

（七）主要水仓

1）设计依据

（1）核定矿井最大涌水量，包含充填水及其它用水量。

（2）按《煤矿安全规程》规定初步估算水仓所需容量。

（3）根据井底车场平面布置及纵面坡度设计（初步），选择合适的水仓入口与清理斜巷位置。

（4）井底车场内的岩性状况与地质构造情况。

2）设计要点

（1）水仓入口位置确定是水仓设计中首要解决的问题。

水仓布置一般与井底车场设计一并考虑，原则上水仓入口应设在井底车场标高最低点，但布置上常常不易实现，为了统筹运输线路坡度与流水沟坡度在施工上不发生困难，标高差不宜过大。

因此，水沟坡度应尽量采用与线路坡度方向相同的坡度。

图4-15所示为一部分矿井水仓入口位置。

本设计采用第二种形式。

图4-12水仓入口形式

1－大巷联接巷道；2－绞车房；3－主水仓；4－副水仓

（2）水仓入口位于井底车场一列车入车场处附近。

3）水仓容量与数量

水仓容量是按矿井正常涌水量计算的。

《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000m³／h及其以下时，主要水仓有效容量能容纳8h的正常涌水量，设计中还应遵循《煤矿安全规程》的规定：

主要水仓的有效容量不得小于4h的矿井正常涌水量。

矿井主要水仓必须有主仓与副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。

当涌水量较大，两条水仓长度过长，清理及通风工作困难，或水仓在井底车场布置上有困难时，才设立多条水仓。

根据朱仙庄煤矿地质报告，矿井的正常涌水量为260m³／h，因此水仓容量为：

8×260＝2080m³，每条水仓承担一半的涌水量，则2080/2=1040设计水仓净断面8.8m²，这样初步估算出水仓的长度为：

1040/8.8＝118.1818m，取180m。

（八）管子道

管子道为中央水泵房与副井井筒的连接部分。

轨道上下曲线半径取lOm；管子道通往井筒连接出设平台，高出水泵房地面7.Om；斜巷倾斜角度取30°；管子道中设有台阶扶手，人行道宽度取50mm，采用混凝土支护。

管子道断而特征为：

宽B=4m；高H=3．9m；支护厚度T=250mm：

材料消耗v=2．57m3/m；长度取23m。

（九）井下爆炸材料库

1）设计依据

（1）《煤矿安全规程》是设计井下爆破材料库房硐室的主要根据，规定的有关条款在设计中必须严格遵照执行。

（2）矿井日需火药、雷管用量。

（3）