矿井设计机电部分.docx

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矿井设计机电部分

第6章井下运输和矿井提升

6.1矿井井下运输

本设计矿井年产量为1.2Mt/a，属于大型矿井，采用双立井开拓方式，主井提升采用箕斗提升；副井，运输大巷采用3t底卸式矿车运输，掘进煤及矸石用1.5t固定式矿车运输。

6.1.1运输方式和运输系统的确定

井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作进行统筹安排，运输方式与设备的选型要根据设计生产能力、煤层赋存条件，瓦斯情况和采煤方法等情况来确定。

1.煤的工作面运输方式：

工作面采用双滚筒采煤机落煤，割下来的煤用可弯曲刮板运输机运出工作面。

2.区段运输平巷运输方式：

本设计采区采用可伸缩胶带运输机运输。

并且设有轨道，用绞车牵引1.5t固定式矿车运送材料和矸石。

3.区段回风平巷运输方式：

本设计采区运料回风巷为机轨合一巷布置。

轨道运行齿轨车牵引1.5t固定式矿车，用于运料和掘进初期排矸。

4.大巷运输方式：

本设计采用轨道运输，采用10吨架线电机车牵引矿车运输。

综合上述运输方式，确定本矿井井下煤炭及材料运输系统如下：

运煤系统：

工作面内双滚筒采煤机采落的煤经刮板输送机和转载机，运至区段运输平巷的胶带运输机，经过采区运输石门运至溜煤眼，通过溜煤眼溜到运输上山的胶带上，运至采区下部车场采区煤仓上口，通过采区煤仓在运输大巷内大巷装车运到井底车场通过主井箕斗提升到地面。

运料系统：

工作面所需物料及设备经副井下放至井底车场，由电机车牵引经采区下部车场，经轨道上山到采区上部车场，然后经区段回风平巷送至采煤工作面。

6.1.2矿车的选型及数量

1.架线式电机车台数的确定

工作电机车台数计算如下:

N=1.5Q（10L+20）/（2100P）

式中：

N—工作电机车台数，台；

1.5—产量与运输不均衡系数；

Q—采煤班产量，t；

L—运输加权平距离，km；

15—运行时间与运距换算系数；

2100—每班工作时间与机车载重乘积；

20—装卸及调车时间。

N＝1.5×4100×（10×1.8+20）/（2100×15）＝8

检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。

N1＝N×25％＝4台,因为是双机牵引，故取3台，则架线式电机车总台数为12台。

2.电机车型号确定

本设计矿井选用ZK10－6/550型电机车，该架线式电机各项参数详见表6—1所示：

表6—1电机车参数表

型号

轨距

电机型号

额定电压

外形尺寸

ZK10－6/550

600mm

ZQ－21

550V

4500×1360×1550

3.大巷运输及辅助运输矿车型号确定

大巷运输选用MD3.3-6型3t底卸式矿车运输，辅助运输选用MG1.7-6A型1.5t固定式矿车运输。

4.确定矿车台数

每组运煤列车矿车数确定为25辆，本设计矿井有3组运煤列车，则3t底卸式矿车总数为：

N＝25×3＝75辆，备用及检修的台数为n＝N×25％＝19辆，总矿车数为：

N总＝N＋n＝94辆。

每组材料列车牵引35辆1.5t固定式矿车，本矿井确定备有3组材料列车：

即N=3×35＝105辆，备用及检修的1.5t矿车数量为：

n＝N×25％＝27辆，总材料车为N总=N+n=132辆。

6.1.3采区运输设备的选择

采区运输设备包括工作面运输设备，运输、回风斜巷运输设备。

各设备只选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输才能协调进行。

（1）工作面输送机选型原则：

①刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；

②要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。

综上所述，刮板输送机选择型号为：

SGZ-764/265，输送量900t/h，刮板链速1m/s，机槽尺寸：

1500×764×222，当B=800mm时输送机弯曲段长度为12米。

（2）转载机选型原则

①转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力，它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。

②转载机的机型，机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理。

③转载机尾部和工作面输送机机头部有一定的卸载高度以避免工作面输送机底链回煤。

根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：

SZZ－764/132，运输能力1100t/h,可延伸长度41.2m,链速1.3m/s，刮板间距700mm,中部槽寸，长：

1500×764×222。

（3）可伸缩带式输送机选型原则：

①工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力；

②移动尾装置宜选用液压式。

根据以上原则及采区的输送能力，选择DSP－1063/1000型可伸缩带式输送机。

运输能力630t/h，输送长度1000m，带宽1000mm，运速2m/s，贮带长度50m，机头外形尺寸为：

1663×2589。

6.2矿井提升系统

6.2.1矿井提升设备的选择

矿井提升系统主要包主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特如下：

1.提升方式的选择

（1）中型矿井的主立井一般采用箕斗提升，副立井采用罐笼提升，中小型矿井的主副井，均可采用罐笼，无论是采用箕斗或罐笼，一般均应双钩提升；

（2）立井绞车提升，开采深度大于350m的大、中型矿井，应采用的绳塔式或落地式摩擦软绞车；

（3）在立井提升中，一般当年产量在60万吨及其以上，井深又在300～350m以上时采用多绳提升为好，如果井深更大，即使年产量较小，也以多绳摩擦提升为易。

综合上述原则及实际情况，本设计立井采用多绳摩擦箕斗提升，副立井采用罐笼提升。

2.提升设备选择

矿井主提升系统主要包括主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种设备特征如下。

①主井采用一对12t多绳摩擦式箕斗提升，主井箕斗型号详见表6—2：

表6—2主井箕斗型号表

型号

JDS-12/110×4

名义载重量

箕斗自重

有效容积

17.6m3

12t

12t

最大提

升高度

1000m

表6—3提升机的技术特征

型号

JKD—4×4

电动机功率

2×2×800KW

卷筒数量

2个

卷筒宽度

2000mm

卷筒直径

4m

提升速度

6.6m/s

最大提升高度

1258m

传动效率

0.85

②副井采用一对1.5t矿车双层双车罐笼提升。

型号详见表6—4：

表6—4罐笼的技术特征表

型   号

GDG1.5K×4/90×6

矿车型号

MGC1.7—6

乘人

面积

一层面积

5.5㎡

乘人数

62

总面积

11㎡

乘车辆

4

罐笼总载重

13.8t

罐体自重

17t

最大终端载荷

550kN

罐笼高度

13.8m

第7章矿井通风安全

7.1矿井通风系统的确定

7.1.1概述

根据邻近矿井的数据及实际勘探资料，可以推算出本设计矿井矿井瓦斯相对涌出量为2.38m3/t，矿井属低瓦斯矿井。

有煤炸危险性，井田范围内煤无自燃倾向，依据煤尘爆炸指数及瓦斯鉴定表和邻近矿井的实际开采情况，瓦斯含量由浅到深逐渐增加。

7.1.2矿井通风系统的确定

矿井通风系统是向矿井内各作业地点供给新鲜空气，排出污浊空气的通风网络，通风动力和通风控制设施的总称。

良好的通风系统对井田开采具有重要的意义。

且与整个矿井的开拓布置有紧密联系，对保证安全生产，提高煤矿的经济效益有深远意义。

常见的通风系统有中央式、对角式、混合式和分区式，以下将这三种形式分析比较：

1.中央式

风源与井下的流动路线是折返式，其优点是地面建筑和供电集中。

便于管理，建井期限较短，井筒延深时通风比较方便；缺点是井底车场漏风大，风路长，风阻大，采空区漏风大，并且工业广场受扇风机噪音影响。

2.分区式

在各采区分别设通风上山直贯地面，优点是风流在井下是直向式的。

因此漏风小，阻力小，各采区阻力也较平均，矿井风压也较稳定，工业广场不受回风污染及噪音危害，且安全出口多；缺点是管理较分散，反风较困难。

3.混合式

这种通风方式是几种通风方式混合组成的，通常适于地形复杂，温度高等条件下的矿井，系统较复杂，管理较困难。

本设计矿井为年产1.2Mt/a的矿井，井田走向长，瓦斯含量低，煤层埋藏较深，地质条件较简单，参照原煤炭部于1984年制定的《关于改革矿井开拓布置的若干技术规定》，本设计矿井采用分区式通风系统。

7.1.3主扇工作方式的确定

矿井主扇的工作方式有三种：

压入式、抽出式、混合式。

本设计矿井采用抽出式的主扇工作方式，其原因如下：

1．抽出式通风使井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流处于压力升高可能使瓦斯涌出量减少，比较安全；而且漏风小，通风管理较简单。

2．抽出式通风线路漏量小，系统较简单，且容易将有些地点的有害气体排到井外。

3．如果采用压入式，能用一部分回风把塌陷区的有害气体压到地面。

且进风线路漏风大，管理较困难。

4．如果采用混合式通风，会产生较大的通风阻力，且风机设备多，管理复杂。

综合上述，且根据本矿井的实际情况，确定该矿井的通风方式为抽出式。

7.2风量计算与风量分配

7.2.1风量计算

1．《煤矿安全规程》规定，生产矿井的风量应该按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。

每一工作地点每人每分钟供给风量都不得少于4m3。

2．《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井风量备用系数为1.15～1.45。

矿井风量按上述进行计算后，还应根据邻近或类似矿井经验按实际需要配风进行校核。

矿井总进风量为：

Q＝（∑Qa＋∑Qb＋∑Qc+∑Qd）×K

式中：

Q—矿井总进风量；

∑Qa—采煤工作面实际需风量和，m3/min；

∑Qb—掘进工作面实需风量和，m3/min；

∑Qc—硐室实际需要风量和，m3/min；

∑Qd—矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和，m3/min；

K—矿井通风系数。

一．采煤工作面需风量的计算：

1.按瓦斯涌出量计算：

Qa＝100×QCH4·ai×Kc=100×2.1×1.4＝294（m3/min）

式中：

QCH4·ai—第i个工作面瓦斯绝对涌出量；

Kc—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常,机采工作面可取1.2～1.6；炮采工作面可取1.4～2.0。

2.按人员计算：

Qh＝4×Ni＝4×25＝100（m3/min）

式中：

N—第i个工作面最多人数，人；

3.按工作面温度计算：

Q采＝60×VC×SC×K1=60×2×12×1.3=1872

式中：

VC—回采工作面的适宜风速；m/s

SC—回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，㎡；

4.按工作面极限允许风速验算：

4×60×Sm≥Qai≥0.25×60×Sm

即：

1968≥Qai≥123

式中：

Sm—回采工作面平均有效断面，取8.2m2；

Qai—第i个采煤工作面实际需要风量，（m3/min）；

根据《煤矿安全规程》的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，则单个工作面需风量确定1701.8m3/min。

∑Qa＝Kz×∑Qai＝1.1×1×1701.8＝1872（m3/min）

式中：

n—采煤工作面个数；

Kz—备用工作面系数，取1.1；

二．掘进工作面需风量计算：

1.按瓦斯涌出量

Qhi=100×Qghi×Kghi=100×0.6×1.8=108m3/min

式中：

Qhi—第i个掘进工作面的需风量，m3/min；

Qghi—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量；

Kghi—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备风量系数，一般1。

5～2.0。

2.按局部通风机吸风量计算

Q掘=Qf×i×kf=300×1.3=390m3/min

式中：

Qf —掘进面局部通风机额定风量,m3/min；

i—掘进面同时运转的局部通风机台数,台；

Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3。

3.按工作人员数量计算

Q掘=4Ni

式中：

Ni—掘进工作面同时工作的最多人数，人。

按工作面人数计算，风量偏小，故不作计算。

根据以上计算取最大值∑Qb为390m3/min。

三．硐室实际需风量：

井下爆破材料库取250m3/min。

装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取120m3/min

则  ∑Qc＝250+120＝370m3/min

四．其它巷道实际需风量

按瓦斯涌出量计算：

∑Qd=133qtkt=133×2.6×1.3=450m3/min

根据以上计算得矿井总风量为：

Q=（∑Qa+∑Qb+∑Qc）×K=5102

7.2.2风量分配

根据《煤矿安全规程》的规定，风量分配如下：

（1）采煤工作面分配风量为1872m3/min；

（2）掘进工作面分配风量为390m3/min；

（3）硐室分配风量为1200m3/min，变电所为1200m3/min，充电硐室为120m3/min，水泵房130m3/min，柴油机硐室取750m3/min；

（4）其它井巷需风量为364m3/min。

7.2.3风量的调节方法与措施

1．局部风量调节

可采用增阻法，减阻法及辅扇调节法。

增阻法主要采用风窗调节，减阻法主要在风阻大的地段扩大段落区域同断面积，在需要风量的地点可设局扇调节。

2．矿井总风量调节

主要采用改变主扇的工作特性或改变矿井网络路总风阻值。

采用改变主扇转速或改变主扇中叶片安装角的办法，对于有前导器的扇风机，可以通过改变前导叶片角度的方法调节，也可更换主扇风机。

7.2.4风速的验算

1．工作面风速验算：

（1）最低风速验算：

Qa≥0.25×60×Saim3/min

0.25×60×10＝150m3/min

（2）最高风速验算：

Qa≤4×60×Saim3/min

4×60×10＝2400m3/min

综上计算，综采面的风量符合要求。

2．掘进低风速验算：

（1）按最低风速验算：

Qm≥0.25×60×Sai＝0.25×60×10＝150m3/min符合要求。

（2）按最高风速验算：

Qm≤240Sai＝240×10＝2400m3/min符合要求。

3．其它井巷风速验算：

（1）其它井巷需风量Qd＝450m3/min

Qd≥0.15×60×12＝108m3/min符合要求。

（2）大巷风速验算：

矿井总风量：

Q＝（Qa+Qb+Qc+Qd）×K

＝5102m3/min

V＝Q/S大巷＝5102/（13×60）＝6.5m/s

根据<<规程>>中要求，大巷中风速不能超过8m/s,则符合要求。

通过验算，各风速均满足要求。

各种巷道和采煤工作面的适宜风速,详见表7—2：

表7—2各种巷道和采煤工作面的适宜风速

序号

巷道名称

适宜风速

1

运输大巷、主石门、井底车场

4.5～5.0

2

回风大巷、回风石门、回风平硐

5.5～6.5

3

采区进风巷、进风上山

3.5～4.5

4

采区回风巷、回风上山

4.5～5.5

5

采区运输机巷、胶带输送机巷

3.0～3.5

6

采煤工作面

1.5～2.5

7.3矿井通风阻力的计算

7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力

hfr＝a×L×U×Q2／S3

式中：

hfr—井巷的摩擦阻力，Pa；

a—摩擦阻力系数，N·s2/m45；

L—井巷的长度，m；

U—井巷的周边长，m；

Q—井巷的通过风量，m3/s；

S—井巷的净断面积，m2；

通过平均井巷净断面积进行计算：

hfmax＝0.0012×5100×14.2×19600/2100＝811Pa

hfmin＝0.0012×2200×14.12×19600/1947＝375Pa

在井下，局部风阻为总风阻的10%则：

hmax＝hfmax／0.9＝901Pa

hmin＝hfmin／0.9＝417Pa

抽出式通风考虑一定的漏风量,则通过主扇风机的风量为:

Q扇＝K×Q＝1.2×140＝168

式中：

K—漏风系数；K=1.2

矿井总阻力为  R＝h/Q2＝0.025，0.025＜0.35所以本矿井通风容易程度属容易。

通风系统网络图详见图7—1：

图7—1通风系统网络图

7.3.2矿井等积孔的计算

矿井等积孔是衡量矿井通风难易程度和是否经济的重要指标，由于矿井井型和瓦斯等级不同，等积孔不同，等积孔的经济合理值变化较大，不能用一个标准来衡量全矿井的通风难易程度。

因此，可以用矿井等积孔表示矿井通风的难易程度，根据矿井总风阻或等积孔，通常把矿井通风难易程度分为{MOD}，如表7—4所示。

表7—4矿井通风难易程度分级表

矿井通风难易程度

矿井总风阻Rm/Ns2·m-8

等积孔A/m2

容易

＞0.355

＞2

中等

0.355～1.420

1～2

困难

＞1.420

＞1

等积孔的计算方法：

A=1.19/Rm1/2

式中：

A—矿井或通风区的等积孔；m2

则A=1.19/0.0981/2

=1.19/0.313

=3.8>2

对照上表可知，该矿井通风难易程度为容易。

7.4通风设备的选择

7.4.1主扇的选择计算

主主扇的选择计算主要以以下几个因素来考虑：

1.风机的工作风量

Qf＝PL×Q

式中：

PL—考虑外部漏风系数，取1.3；

由公式得Qf＝PL×Q＝1.3×74.5＝96.85m3/s

2.风机的风压

对于抽出式通风矿井，通常采用轴流式风机，轴流式风机风压静压力为：

Hs=h+hd+hn

式中：

h—矿井总风阻；

hd—风机附属装置的阻力，取hd=18；

hn—自然风压，当自然风压与扇风机风压同向作用时，hn取正，反向hn取负。

最大阻力：

Hs1=hf1+hd+hn=327.56+18=345.56

Hs2=hf2+hd+hn=190.54+18=208.54

（由于进回风井长度基本相等，且其井口标高基本相等,则Hn取0）

静压风阻：

选择风机为KDF—6.3型

7.4.2反风措施

当井下发生火灾时，利用反风设备改变火灾烟流方向，以使火源下风侧的人员处于火源的“上风侧”的新鲜风流中，阻止烟流到采掘工作面，保护井下人员安全。

具体措施是：

短路反风，通过开关风门来完成，全矿井反风通过主要通风机及其附属设备得以实现。

7.5矿井安全生产措施

本矿井瓦斯涌出量不大，正常涌水量较小，有煤尘爆炸危险但无自燃发火倾向，因此,为了保证安全生产必须制定预防措施。

7.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸

1.预防瓦斯爆炸措施

（1）搞好通风

有效的通风是防止瓦斯积聚的最基本最有效的方法。

必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部通风机风筒末端要靠近工作面，放炮时间内也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大风量和提高风速。

（2）及时处理局部积存的瓦斯

①采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理，具体做法是工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障；

②综采工作面瓦斯积聚的处理，采用的措施是:

加大工作面风量;防止采煤机附近的瓦斯积聚；

 （3）经常检查瓦斯浓度和通风状况

（4）通过瓦斯抽放技术处理瓦斯浓度大的煤层

2.预防煤尘爆炸措施

（1）建立严格完善的规章制度，严格按《煤矿安全规程》中的有关煤尘方面的规定工作；

（2）在井下一定距离内应有完善的防尘撒水系统；

（3）井下设防水棚、盐水棚；

（4）建立井底车场防爆制度，为防止卸载站附近架线火花引起煤尘爆炸危险。

卸载硐室处设立拱巷，翻罐笼硐室处设挡墙，以便把架线线路和卸载点分开，在此区段行车时，不要拉电弓，防止产生火花。

7.5.2火灾与水患的预防

1.水患的预防

2.火灾的预防

3.防治提升事故的主要措施

章矿井排水

8.1概述

在矿井建设和生产过程中，随时都有各种水源涌入矿井。

矿井排水设备不仅要排除各时期涌入矿井的矿水，而且在遭到突然涌水的袭击有可能淹没矿井的情况下，还要抢险排水。

新兴四矿的水温地质条件为较强坚硬裂隙岩层充水的矿床。

单位用水量为3.25升/秒米，含水层以静储量为主，根据实测资料，年平均用水量为247m3/h，遇个别断层会发生涌水现象，但其水量有限，且在短期内就会被疏干，随着开采水平的延伸，涌水量越来越小。

因此，该区水文地质较简单。

8.2矿井主要排水设备

新兴四矿采用扬水法排水方式。

主排水设备负责把全矿或大部分涌水排至地面；辅助排水设备负责把下一开采范围的水排至主排水设备所在的水平；区域排水设备负责把区域的涌水直接排至地面；转载排水设备负责把由于反向坡度不能自流集中到主排水，转载到主排水设备，中央排水设备负责把几个涌水量不大的矿井涌水，汇集起来排出矿井。

本系统采用集中排水系统，可将全部井巷的涌水集中水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。

8.2.1排水方式与排水系统简介

矿井排水系统，依据矿井开采深度、开拓系统及各水平涌水量的大小，采用中央排水系统或分段排水系统。

这两种排水系统阐述如下：

1．分段排水系统

当单水平开拓井筒延深，排水所需压头超过了水泵可能产生的扬程时，可以采用分段排水系统，即先将涌水排至井筒中间水仓，然后再由中间泵房将水排至地面。

这种方法比用水示串联操作简单，而对泵及管路的强度没有特殊要求。

2．集中排系统

这种排系统是将全部井巷的涌水集中至水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。

集中排水系统开拓量小，管路敷设简单，基建费用低，便于管理，是我国普遍采用的排水系统。

新兴四矿采用双立井两水平开采方式。

水平设在－350，－800标高处。

本矿井属于低涌水量矿井。

根据以上各排水系统的特征，以及本设计矿井的实际情况，本设计矿井选用集中排水系统排水，即将涌水排至井底车场附近水仓内，然后由水泵将水排至地面。

8.2.2主排水设备及管路的选择计算

1．主排水设备的选择

（1）设计依据：

矿井正常涌水量：

QE＝247m3/h

矿井最大涌水量：

QK＝370m3/h

副井的井口标高：

＋70m

水平的标高：

-350m

水泵的选择：

水泵所需最小流量可由下式计算：

Q1＝24×Q×E／20

式中：

Q1—水泵所需量最小流量：

m3/h

则：

Q1＝24×247／20＝198m3/h

水泵所需的扬程：

HB＝K（Hp+Hx）

式中：

HB—水泵扬程，m；

K—管路损失系数，取1.25；

Hp—排水高度，可取井筒垂高；

Hx—吸水高度，取5.0；

水泵参数详见表8—1：

表8—1水泵参数表

水泵型号

级别

流量

扬

程

m

转速

r/min

配带电机

效率

％

吸程

M/h

T/s

型号

电机功率

D450/60*6

8

336

53

451

1480

JSQ158-4

680

70

5

则HB＝1.25×（470+5.0）＝593.75m

（1）选择水泵：

选用D450/60*6型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。

2.水管路的选择

管内径的选择：

；m