矿山机电毕业实习报告Word下载.docx

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井田开拓方式为斜、立混合开拓方式，主、副井为斜井，回风井为立井。

三、大巷布置

将井田划分为三个采区，一、三采区煤层倾角在12°

以下，采用“倾斜长壁开采法”，二采区煤层倾角较大，有50％的范围煤层倾角超过12°

，采用“走向长壁采煤法”。

北翼大巷不直接向北东方向延伸，而拐向东南方向，进入高压线煤柱后再拐向北东方向，结合高压线煤柱布置，至井田北部边界，减少大巷压煤量。

在大巷两侧布置倾斜条带工作面开采一、三采区。

结合东西向高压线煤柱布置采区下山，用于开采二采区。

1.大巷布置

（1）大巷条数

本井田煤层为易自燃发火煤层，大巷兼作采区准备巷道，采区内两层煤平均间距20m（底板～底板），采用联合布置方式。

井下辅助运输采用蓄电池电机车。

设专用回风大巷。

辅助运输大巷分煤层布置，初期布置6-1煤层辅助运输大巷，后期与6-1煤层辅助运输大巷垂直重叠布置6煤层辅助运输大巷。

初期三条大巷（胶带输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷）平行布置，间距30m。

（2）大巷层位

煤层硬度大，矿压小，煤巷维护容易，大量巷道均为不支护的裸体巷道。

为此三条大巷均沿煤层布置。

其中胶带输送机大巷、回风大巷沿6煤层布置。

辅助运输大巷分煤层沿煤布置。

五、采区划分及开采顺序

1.采区划分

根据高压线煤柱影响，全井田划分三个采区，一、二采区可布置正规的长壁采煤工作面，三采区受高压线煤柱影响较严重，煤柱部分采用“房式”采煤法部分回收。

2.开采顺序

煤层开采顺序采用下行顺序，先采6-1煤，再采6煤。

采区开采顺序为一采区→二采区→三采区。

第四节井筒

一、井筒数目、用途及装备

全矿井共设置主、副斜井和回风立井三个井筒。

主斜井井筒内安装大倾角胶带输送机，担负全矿井煤炭运输和提升任务，兼作进风和安全出口，井筒内敷设有排水管、消防洒水管路、动力电缆、通讯电缆和监控电缆。

在井筒行人侧每隔40m设置躲避硐室一个。

副斜井井筒装备单钩串车提升，担负全矿井材料、矸石、设备运输和人员升降任务，并兼作进风和安全出口。

回风立井井筒作专用回风井，内设梯子间，兼作安全出口。

各井筒主要技术特征、装备及用途详见表2-4-1。

表2-4-1井筒特征表

序号井筒特征井筒名称备注

主斜井副斜井立风井

1井筒坐标经距（Y）37522638.04937522596.95637523391.5

纬距（X）4413426.3794413399.6664413700.8

2提升方位角/（°

）292°

292°

3井筒倾角/（°

）25°

18°

90°

4井口标高/m1127.9341127.9131170

5水平标高/m第一水平980980987

最终水平

6井筒深度或斜长/m第一水平342477183

7井筒直径或宽度/m净2.74.03.5

掘进4.4表土段

掘进2.94.23.9基岩段

8井筒断面/m2净6.6412.289.62

掘进7.3813.0014.52基岩段

9砌壁/m2厚度/mm0.30.350.40表土段

厚度/mm0.10.10.1基岩段

支护方式锚喷锚喷钢筋混凝土表土段

支护方式料石砌碹料石砌碹锚喷基岩段

10井筒装备强力带式输送机

B＝1000

σ＝25°

单钩串车

JK-2.5/31.5E普通梯子间

三、井壁结构

回风立井井筒表土段采用现浇单层钢筋混凝土井壁，基岩段采用锚喷支护。

主、副井筒表土段为料石碹支护，煤层及岩石段为锚喷支护。

第五节井底车场及硐室

井下采用带式输送机运输煤炭，煤炭由运输大巷带式输送机直接进入主斜井，由主斜井带式输送机运出。

井底车场主要为副斜井井底车场。

一、井底车场形式

副斜井提升系统利用现有混合提升井系统，仅担负材料、设备、人员等辅助运输任务，井底车场为石门式平车场，为提高井底车场调车自动化程度，减轻工人劳动强度，设置高低道。

二、调车方式及通过能力

1.调车方式

本矿井全煤巷布置，掘进出煤进入煤炭运输系统，井底车场仅负担井下材料、设备及少量矸石等辅助运输量，井下需要升井检修的设备由电机车牵引至井底车场，车头摘钩换向后顶入副井重车线，自溜至副井底待提。

副井下放的材料、设备等通过空车道自动滑至材料车线，由电机车运至井下各工作地点。

2.通过能力

考虑到机车摘钩换向，车辆调度时间，根据车场列车运行图表，列车进入井底车场的平均间隔时间为25min。

Njd=316800/1.15×

Qjd/Tjd

=316800/1.15×

16×

1.0/25

=17.63万t/a

式中Njd——井底车场年通过能力，万t；

Qjd——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载量，t；

Tjd——每一调度循环时间，min，；

316800—年运输工作时间，按年工作日330，每天16h计算，min；

1.15——运输不均衡系数。

根据工作面年推进度，井下锚杆及喷射砼年消耗量约1.82万t，其他材料、设备按照锚杆及喷射砼年消耗量的30％计算，井底车场年运量约2.37万t。

井底车场通过能力富裕系数为17.63/2.37=7.44。

大于《煤炭工业矿井设计规范》中要求的30%的富裕系数。

三、车场线路布置

井底设高低道，高低道结束紧接调车线，以便减少推顶车工作量。

根据井下开拓布置，井底车场采用石门式布置。

井底车场平面布置详见图2-5-1。

四、井底车场硐室

井底车场主要硐室有：

中央变电所、主排水泵房、水仓及管子道、调度室、换装硐室、井下消防材料库、电机车修理间及蓄电池充电硐室等。

电机车修理间和蓄电池充电硐室利用现有大巷联络巷改建而成，位于北翼大巷风井底附近。

1.中央变电所

现有中央变电所和主排水泵房为联合布置，位于980m水平井底车场，建中央变电所和主排水泵房。

2.主排水泵房、水仓、管子道

把原有主排水泵房及中央变电所改造，形成改扩建主排水泵房。

共有两个水仓半圆拱断面：

净宽3.0m，墙高1.0m，净断面6.5m2，长度约110m，容量715m3，可满足矿井8h涌水量储水要求。

3.电机车修理间

位于北翼大巷风井底附近。

4．蓄电池充电硐室

5.井下消防材料库

与中央变电所联合布置。

根据鄂尔多斯市煤炭局要求，结合本矿井实际，井下没有爆炸材料库及爆炸材料发放硐室。

五、井底车场巷道及硐室的支护方式和支护材料

井底车场巷道及各硐室的支护方式均采用锚喷支护。

第三章大巷运输及设备

第一节运输方式

一、井下煤炭运输方式

运输巷道布置减少了弯曲转折地段，以直线布置为主，为适应发展的需要提高机械化水平，减少人员及减轻劳动强度，采用胶带输送机，优点如下：

1.主斜井提升为带式输送机，煤炭从运输大巷提升至地面全部采用带式输送机连续运输系统；

2.井田面积小，运距短、运量大，巷道沿煤掘进起伏变化大，宜采用胶带输送机运输；

3.带式输送机还具备以下优点：

（1）运输巷道允许稍有起伏不平的工况，适应多开煤巷少开岩巷的情况；

（2）不需要设调度车场，系统简单，用人少；

（3）采用多电机驱动单机功率小，电动机起动时对电网冲击较小；

（4）煤炭、辅助运输互不干扰，可提高辅助运输的效率及速度；

（5）可实现自回采工作面至地面胶带化一条龙连续运输，能保证工作面的连续工作，提高机时利用率，提高产量降低成本；

（6）安全性能好，据有关资料介绍，事故概率是矿车的6.4%；

（7）胶带强度高，运输机单机长度长，用于大巷运输可省去普通带式输送机多点搭接的硐室工程量。

二、井下辅助运输方式

电机车运输具有投资省、技术成熟和运营成本低等优点，本矿井井田面积小，生产能力120万t/a，北翼大巷分两段运输（中部有斜巷，需采用绞车牵引），运距短。

根据上述特点，采用蓄电池电机车运输方式。

第二节运输车辆

一、矿车类型

本矿井矿车只承担辅助运输，采用600mm轨距1t固定车箱式矿车及相应载重量、轨距的平板车、材料车等。

二、矿车数量

根据《采矿工程设计手册》，利用排列法计算矿车数量，见表3-2-1。

表3-2-1矿车数量排列计算表

顺序用车地点单位数量备注

1井底车场辆16

2副井口辆16

3掘进工作面辆243个掘进工作面，每个8辆

4副斜井运行车辆辆3

5大巷运行车辆辆16

6其他辆10

7小计辆85

8备用辆17

9总计辆102

材料车及平板车数量按设计规范要求配备，各车辆型号及数量详见表3-2-2。

表3-2-2矿车型号及数量汇总表

顺序矿车名称型号单位数量备注

11t固定车厢式矿车MGC1.1-6A辆102

2材料车MC1-6A辆25

3平板车MP1-6A辆60

4特种平板车载重20t辆20

5斜井人车XRB15-6/6列1一首一尾

第三节运输设备选型

一、主斜井底胶带输送机选型

预选胶带输送机参数：

带宽B＝1000mm，带速v＝2.5m/s，输送距离L=210m，承载托辊组为深槽上托辊Φ108mm，回程托辊组为平行、V型及下调心托辊Φ108mm，钢绳芯胶带ST630，液压拉紧。

输送能力验算：

按带宽B＝1000mm，带速v＝2.5m/s计算，完全满足227.3t/h的运量要求，最大可达600t/h。

圆周驱动力计算：

kN

传动滚筒轴功率计算：

kW

电动机功率计算：

kW电机配置：

75kW

输送带不打滑最小张力计算：

输送带最大张力计算：

输送带安全系数计算：

，满足安全要求。

选型结果：

1．带宽：

B=1000mm；

2．带速：

V=2.5m/s；

3．钢绳芯阻燃胶带强度：

ST=630N/mm（TM668-1997）；

4．电动机：

YB280S-4，N=75kW，1140V，IP54；

5．减速器：

DCY280-25，i=25；

6．液力偶合器：

YOXII450，水介质。

二、北翼胶带输送机大巷1＃胶带输送机选型

带宽B＝1000mm，带速v＝2.5m/s，输送距离L=569m，承载托辊组为槽形前倾托辊Φ108mm，回程托辊组为V型前倾托辊Φ108mm，钢绳芯胶带ST630，液压拉紧。

t/h

kW，电机配置：

132kW

3．钢绳芯胶带强度：

YB315M1-4，N=132kW；

DCY400-20，i=20；

6．制动器：

YWZ5-20/30，N=200W；

7．调速液力偶合器：

YOTcp500。

三、北翼胶带输送机大巷2＃带式输送机选型

带宽B＝1000mm，带速v＝2.5m/s，输送距离L=298m，承载托辊组为槽形前倾托辊Φ108mm，回程托辊组为V型前倾托辊Φ108mm，钢绳芯胶带ST630，液压拉紧。

YB225-4，N=75kW；

DCY250-25，i=25；

YWZ5-25/30，N=200W；

7．液力偶合器：

YOXII400。

四、6煤胶带输送机巷胶带输送机选型

带宽B＝1000mm，带速v＝2.5m/s，输送距离（初期）L=507m，输送距离（后期）L=1767m承载托辊组为槽形前倾托辊Φ108mm，回程托辊组为V型前倾托辊Φ108mm，钢绳芯胶带ST800，液压拉紧。

2×

185kW

ST=1250N/mm（TM668-1997）；

YB355M-4，N=2×

185kW；

DCY450-31.5，i=31.5；

YWZ5-20/30，N=2×

200W；

YOTcp560。

五、井底煤炭运输系统流程

工作面原煤→运输顺槽可伸缩胶带输送机→6煤胶带输送机巷胶带输送机→北翼胶带输送机大巷2＃胶带输送机→北翼胶带输送机大巷1＃胶带输送机→主斜井底胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面。

六、辅助运输设备选型

（一）电机车选型

1．计算依据及参数

瓦斯等级：

低瓦斯矿井；

矸石运量：

108t/班；

运距：

1.81km；

工作制度：

工作日330d/a，每天三班作业，每班工作6h；

运输线路平均坡度：

3‰，重车下坡运行；

调车时间：

25min；

矿车：

1t固定式矿车，q0=0.592t；

运输不均衡系数：

K=1.25；

2．电机车选型和列车组成

根据本矿井辅助运输特点和《煤矿安全规程》规定，井下辅助运输选用XK8-6/110-1A型蓄电池电机车。

列车组成计算如下：

1）按重列车上坡起动条件

式中Q－列车组质量，t；

Pn－电机车粘着质量，8t；

P－电机车质量，8t；

Ψq－电机车不撒砂起动的粘着系数，取0.2；

a－列车起动加速度，取0.04m/s2；

ωq－重列车起动阻力系数，取0.0135；

i－轨道大巷坡度，取3‰。

2）按电机车允许升温条件

式中Fd－电机车等值牵引力，取2.94kN；

α－电机车调车时电能消耗系数，取1.25；

τ－相对运行时间，根据北翼大巷运距、电机车平均运行速度及调车与停车时间，经计算τ＝0.525min；

ωy－重列车运行阻力系数，取0.009；

id－等阻坡度，取2‰。

其余符号意义同前。

3）按重列车下坡制动条件

式中Pz－电机车的制动质量，取8t；

Ψz－电机车不撒砂制动的粘着系数，取0.09；

b－制动减速度，按照8t蓄电池电机车长时速度10.5km/h，允许的制动距离取40m计算，制动减速度为0.1063m/s2；

根据上述计算结果，取Q值最小者计算列车组成的矿车数。

运煤时：

运矸石时：

式中n－矿车数量，辆；

qm－运煤时矿车载重，t；

qd－运矸石时矿车载重，t；

根据上述计算，考虑到矿井掘进煤炭进入胶带输送机运输系统，辅助运输主要承担矿井运矸石及材料、设备，为此取列车组成为16辆矿车。

4）验算制动距离

制动距离小于40m，满足要求。

3．电机车台数

根据北翼辅运大巷长度，运输距离1.81km，机车平均运行速度按照8t畜电池电机车长时速度为10.5km/h，则列车往返一次运行时间为27.6min；

中间北翼辅运斜巷绞车牵引时间取20min，电机车停车及调车时间取25min，电机车往返一次总时间为72.6min。

每台电机车每班可能运输次数：

次

式中Tb－电机车每班工作时间，6h；

T－电机车往返一次总时间，72.6min。

每班运矸所需列车数：

式中m1－每班运矸所需电机车总台数，台；

k－运输不平衡系数，取1.25；

Ab－每班掘进矸石量，108t；

矿井所需电机车总台数：

台

式中m2－每班平巷运人所需电机车台次，本矿井大巷长度为1.81km，需要考虑机械输送人员，取m2＝1。

根据计算，矿井井下辅助运输选用3台XK8-6/110-1A型蓄电池电机车，其中2台工作，1台检修。

2台电机车分别在两段北翼辅运大巷运行。

（二）北翼辅运斜巷绞车选型

1．设计依据

（1）提升任务

最大班下井人数69人

矸石60车/班

设备及材料20车/班

炸药、雷管各2车/班

其他6次/班

最大件液压支架重18t，加平板车共重20t

（2）提升容器

选用MGC1.1-6，1t固定矿车。

载矸1.8t，自重592kg，取600kg。

根据估算，每钩设计限挂6辆矿车。

（3）北翼辅运斜巷倾角6°

，斜长264m，单钩提升。

2．钢丝绳选择及安全系数校验

提升钢丝绳选18NAT6×

7+FC1670ZZGB/T8918-1996，其参数见表6-1-1。

各计算条件为：

提升矸石时对侧配空矿车，下放大件时对侧配矸石矿车。

表6-1-1提升主钢丝绳参数表

名称参数

钢丝绳直径d18mm

公称抗拉强度σb1670MPa

最小钢丝破断拉力总和Qd179kN

单位长度质量Pk1.11kg/m

最粗钢丝直径δmax≤1mm（订货时提出要求）

钢丝绳长度L~360m

提升钢丝绳安全系数校验：

提升矸石：

Fj矸=（Q+Qc）（sinα+0.015cosα）g+PkLc（sinα+0.3cosα）g

=17.9kN

提升大件：

Fj大件=（Q+Qc）（sinα+0.015cosα）g+PkLc（sinα+0.3cosα）g

=24.5kN

m矸=Qd/Fj矸=11.4＞6.5

m矸=Qd/Fj大件=8.42＞6.5

所选钢丝绳满足要求。

3．提升设备选择及校验

北翼辅运斜巷提升选用JTB-1.2×

1.2/24E型防爆提升绞车，其主要技术参数见表6-1-2。

提升机主要技术参数表表6-1-2

滚筒直径Dg1200mm

滚筒数量1

滚筒宽度B1200mm

提升机最大静张力Fj30kN

减速比24

游动天轮直径Dt=1200mm，天轮变位重量Gt≈120kg

天轮校验：

滚筒及天轮直径

60d=1080mm＜Dg=1200mm

60d=1080mm＜Dt=1200mm

1200δmax≤1200mm

钢丝绳最大静张力

Fj大件=24.5kN＜30kN

钢丝绳在滚筒上缠绕层数

kc=（L+Lm+（3+4）πDg）（d+ε）／πDpB=1.59≤2

式中Dp=Dg+（kc-1）d=1218mm。

所选提升机满足要求。

北翼辅运斜巷提升系统图见图3-3-1。

4．预选电动机

按提升矸石车选择，大件采用低速方式（速度小于1.2m/s）。

Nn=KFcVm/102/η=55.0kW

预选防爆电动机，其主要技术规格见表6-1-3。

表6-1-3电动机技术规格表

型号YB2-315M-8

额定功率PN75kW

额定转速nN735r/min

额定电压U660V

过载倍数λ2

防爆电动机符合高原使用的要求。

5．提升系统运动学和动力学计算

最大提升速度：

Vm=πDNnN/60i=2.59m/s

提矸时采用七阶段速度图，设计中采用：

加、减速度a1＝0.3m/s2

a3＝0.5m/s2

a5＝0.3m/s2

爬行速度V4＝1m/s

计算出最大班提升作业时间：

1.63h＜6h。

6．电气控制

北翼辅运斜巷提升绞车电源引自井下中央变电所660V母线段，选用交流防爆绞车成套电控装置。

第四章采区布置及装备

第一节采区布置