2022年铭鑫矿采区设计方案说明书.docx

精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用嵩阳铭鑫 <登封）煤业有限公司21 采区设计说明书二一一年九月二十日目录名师归纳总结 - - - - - - -第 1 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用附图： 1 、21 采区巷道布置图 2、21 采区下山剖面及主要巷道断面图 3、采区煤层底板等高线及储量估算图 4、采区避灾路线示意图 5、采区通风系统示意图 6、安全监控系统示意图名师归纳总结 - - - - - - -第 2 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用7、采区机械配备平面图 8、采区运输系统示意图 9、采区煤系地层综合柱状图 10、采区供电系统图名师归纳总结 - - - - - - -第 3 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用第一章 采区简况及地质特点铭鑫煤矿位于河南省登封市徐庄乡马峪口村境内,西南距徐庄乡 8 公里,西北距登封市 35 公里,东北距新密市和郑州市分别 20 公里和 87 公里,均有公里相通；交通极为便利；矿井为原恒瑞煤矿、兴华煤矿整合而成,核定生产才能为 0.15Mt/a ；1-1. 采区简况一、采区所处井田位置、采区边界及邻区情形1、采区所处井田位置及边界铭鑫煤矿井田呈“7” 字带状, 21 采区位于铭鑫井田北部,北为井田边界爱护煤柱,西为矿井主副井及尚未回采终止的 11 采区,南为井田边界爱护煤柱和虎岭断层爱护煤柱,东为井田东翼边界爱护煤柱；采区走向长 230320m,倾向长 500m 左右,煤层底板上限标高为 +40m,下限标高为 -140m,面积为 0.150km 2；2、邻区情形邻近采区为东部的11 采区, 11 采区已快开采完毕,尚余数个工作面；南部为尚未开采的井田；本采区的开采在 层位关系上对邻区不会造成影响；二、地面情形 1、地面位置名师归纳总结 - - - - - - -第 4 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用采区地面无大型建筑物；2、地势地貌矿区地貌成因类型属构造剥蚀地貌,地貌单元为低山 丘陵；区内基岩半暴露,地表多被第四系黄土等松散层覆 盖；地势起伏不平,整体呈西北高东南低趋势；地面坡度 较大,平均坡度 6° ；西北 - 东南向冲沟发育,有利于大气 降水的迳流和排泄；3、地面水系本区属淮河流域颖河水系；颖河,为本区最大的常年性地表水流,自西北向东南 流经矿区东北部,注入白沙水库；流量动态呈明显季节性变化,据资料记载其流量为0.015 5130m 3 s；最高洪水位为 +238+242m；颖河两岸一、二级阶地发育；白沙水库为一中型水库,库容为2.9 × 108m 3,主要用于拦蓄洪水、农田浇灌及水产养殖等；区内发育有季节性冲沟,仅在雨季有短暂水流,雨后即干；4、其他本区属典型的大陆性半干旱季风气候,夏秋两季酷热多雨,冬春两季低温干旱；年降水量 般为 600800mm,降水量多集中在416.5 1102.9mm,一 79 三个月,占年降水量 50以上,年蒸发量 1637.8 2297.3mm,年平均相对湿度 6070；依据河南省地震局资料,登封市及邻近地区近期未发名师归纳总结 - - - - - - -第 5 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用生过大的破坏性地震；据建筑抗震设计规范<GB50011-2001）登封市抗震设防烈度为 6 度；1-2. 采区地质特点 一、地质构造 采区南翼边界为虎岭大断层爱护煤柱边界,开采时注 意留足爱护煤柱；采区构造形状为一简洁的单斜构造；构 造类型为一类；二、煤层及煤质特点本采区主要可采煤层为山西组二-120m +50m；煤层厚度变化大,为1 煤,煤层底板标高为 1.35 9.85m,平均厚度 5.60m,煤层倾角17° 23° 左右,平均倾角为20° ；煤层结构简洁,不含夹矸,全区普遍可采,煤层稳固 程度属较稳固型煤层；煤层直接顶板大多数为中及细粒砂 岩,局部位深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩；底板为灰黑色 泥岩及砂质泥岩,局部位细粒砂岩；三、水文地质 1、基本特点依据矿井水文地质报告和相邻11 采区资料和采区钻孔资料分析可知,本采区充水水源主要为底板渗 <涌）水和断层水；本矿及周边小矿发生的几次突水均为掘进过程中遇到小断层发生；顶板水多以淋水形式向矿坑充水,富水性差,生产中易于疏排；因周边无其他矿井采空区和老窑,本采区无老空水影响,但掘进过程中要做好超前探放名师归纳总结 - - - - - - -第 6 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用水工作；2、涌水量估计依据充水因素分析,本采区二1 煤层充水水源主要有：顶板砂岩水、底板 L7-8 灰岩水、断层水；断层水与开采过程中防治水工作有关,水量不定,不易猜测；顶板水以局部渗水、淋水为主,水量甚小；故本次只对二1 煤层底板太原组 L7-8 灰岩水进行猜测；猜测采纳“ 比拟法” 和“ 大井法” ；比拟法： 本采区水文地质与原恒瑞煤矿相像,其单位涌水量与开采面积、水压和开采水平有肯定关系,预算时采纳直观的比拟法,并选用开采面积、降深为函数关系的体会公式：式中：Q正采区猜测涌水量,m 3/h ；Q0原恒瑞煤矿正常涌水量,50 m 3/h ；F0原恒瑞煤矿开采面积,9400m 2；F 21 采区开采面积,117000m 2；S 水位最大降深,S0当前水位降深,<207.56+120 ）=327.56m；<207.56-40 ）=167.56m；L7-8 灰岩静止水位标高取0302 孔和0303 孔抽水资料<214.14+200.97 ） /2=207.56m ；将上述参数代入公式,计名师归纳总结 算得该区开采至最深水平<-120m）时正常涌水量Q正=132 第 7 页,共 36 页m 3/h ；- - - - - - -精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用依据本矿及周边矿井生产情形,矿井最大涌水量一般较正常涌水量增加20%,以此估计21 采区最大涌水量为Q 大=229.74m3/h ；大井法：煤层顶板涌水量运算公式为：Q=1.366K<2HM-M 2 ） /lgR-lgr>； 煤 层 底 板 涌 水 量 计 算 公 式 为 ：Q=2.73K<2HM-M 2-h 2）lgR-lgr>；经过运算估计本采区正常涌水量为 122.17 m 3/h ,最大涌水量为 195.47 m 3/h< 公式中数据选取参考矿井初步设计和水文地质报告等资料）；根 据 本 次 计 算 结 果 , 确 定21 采 区 正 常 涌 水 量 为143.59m3/h ,最大涌水量为229.74m3/h ；四、瓦斯、煤尘及自燃情形 1、瓦斯铭 鑫 煤 矿 属 于 低 瓦 斯 矿 井 , 瓦 斯 涌 出 量 小 于6.00m3/t.d；煤层瓦斯赋存具有肯定的不均衡性,因此,在采掘过 程中,仍应加强矿井瓦斯监测工作,以免造成不应有的损 失；2、煤尘 依据矿井生产资料,井下煤尘较小,未发生过煤尘爆炸事故；二 1煤煤尘爆炸指数为 12.06 15.38 ；爆炸性试验 火焰高度为 1015mm,加岩粉量为 50,为有煤尘爆炸危 险性；3、自燃发火本矿开采过程中二1 煤层未发生过自燃；参考相邻煤矿名师归纳总结 - - - - - - -第 8 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用鉴定结果,煤层变化程度高,煤中硫含量低,煤层燃点较 高,应属于不易自燃煤层；4、地温、地压 据已有地质资料分析,本采区属地温正常区,深部回采 时不存在地温热害问题；所开采的二 1 煤层顶板岩石稳固性较好,易于治理,顶 板来压不明显；五、采区储量 1、储量运算依据本矿井供应的二1 煤层地质储量,扣除井田边界和工业场地等爱护煤柱及开采缺失储量后,采区可采储量为 47.8 万 t ；采区可采储量详见汇总表 41；21 采区可采储量汇总表单位：万 t 表 41 开采可采采永久煤柱缺失保有地质储区量井田边界、断层边界等缺失储量21 75.6 15.9 11.9 47.8 2、煤柱留设 井田边界及断层煤柱井田边界爱护煤柱按体会值20m的规定留设；二、虎岭断层爱护煤柱留设：名师归纳总结 - - - - - - -第 9 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用含 水 、 导 水 断 层 防 隔 水 煤 柱 留 设 经 验 公 式 ：式中： L: 煤柱留设宽度；K：安全系数； 取 5> M:煤层真厚度；P:水头压力； 目前水位标高 +170m,本采区最低开采标高+100m> Kp: 煤 的 抗 拉 强 度 ； < 开 发 利 用 方 案 上 设 计 Kp 为2kg/cm2）+170m以上,为非带压开采,断层爱护煤柱均按 20m留设；-120m 标高： P=2.9MPa, =0.5 × 5× 3×=50m -80 m 标高 : P=2.5MPa =0.5 × 5× 3×=46m -40 m 标高 : P=2.1MPa =0.5 × 5× 3×=42m ± 0 m 标高 : P=1.7MPa =0.5 × 5× 4.5 ×=57m 名师归纳总结 - - - - - - -第 10 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用+40 m 标高 : P=1.3MPa =0.5 × 5× 5.5 ×=61m +80 m 标高 : P=0.9MPa =0.5 × 5× 5×=46m +120 m 标高 : P=0.5MPa =0.5 × 5× 4.5 ×=31m +160 m 标高 : P=0.1MPa 设=0.5 × 5× 4.5 ×=1420 m,按 20m留以此：虎岭断层爱护煤柱依据 2061m留设；预备巷道煤柱巷道一侧留设20m,巷道之间留设20m；区段煤柱按小煤柱沿空送巷考虑,一般留设 46m；六、采区勘探程度分析与影响安全生产因素 1、勘探程度分析 本井田通过地质勘探,资源储量核查报告和矿井生产揭露,已查明矿区构造形状和二1 煤层厚度变化情形,查明了二 1 煤层煤质特点和工艺性能,查明白本区水文地质条件,属三类二亚类二型；论述井田内的含水层、隔水层、断层导水性,评判了矿井充水因素；查明二1 煤层埋藏产状、煤厚和倾角,煤层顶底岩性分布特点等开采技术条 件；其勘探程度达到了现行煤、泥、炭地质勘探规范名师归纳总结 - - - - - - -第 11 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用对勘探阶段的要求,可作为资源资产评估,开拓设计和生 产的地质依据；2、影响安全生产的因素 本采区内影响安全生产的最大因素为水；必需实行措施 注浆加固底板,防止底板涌水影响安全生产；其次章 采区巷道布置2-1. 采区设计生产才能与服务年限 一、采区设计生产才能的确定 采区设计生产才能取决于井田地质条件、煤层开采条 件、地质储量、生产治理水公平多种综合因素,依据采区 现有可采储量,结合该矿的治理水平和技术特点,21 采区 设计一个炮采工作面、两个煤巷掘进工作面保证矿井设计 生产才能 15 万吨 / 年；二、服务年限炮采工作面按年产量 务年限：15 万吨运算服务年限；就采区服T=Z/A=47.8/15=3.18a 式中： T- 服务年限,年； Z-采区可采储量,万吨；/ 年； A-采区设计生产才能,万吨三、工作制度名师归纳总结 - - - - - - -第 12 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用矿井年工作日330 天,每天三班作业,两班出煤；每天净提升时间 16h；2-2. 采区巷道布置一、可采煤层本采区主要可采煤层为太原下部二1 煤层；煤层厚度变化大,为1.35 9.85m,平均厚度3.72m,煤层倾角17° 23° 左右,平均倾角为20° ；考虑矿井后期开采水平延长,将本采区布置为单翼采 区；二、巷道布置方案 依据 21 采区煤层赋存状况、地质构造、相邻采区底板 涌水量、井田周边情形,结合矿井现有的巷道布局综合分 析,对 21 采区的巷道布置提出以下两个方案：方案：利用主井北部的巷道系统,以井田边界煤柱为界,沿煤 层倾斜方向布置采区运输下山和回风下山；运输下山沿煤层底板掘进,落底标高为-100m,回风下山沿煤层顶板掘进,落底标高为 -80m；经查资料,该矿顶板涌水量较小,底板灰岩岩溶裂隙水较大；因此,使两下山落底后变平施工进入煤层顶板岩 石,在顶板岩层中布置采区变电所、泵房、水仓；运 输 下 山 巷 道 坡 度 为 煤 层 倾 角 -22 °, 施 工 方 位 角 94° ；主要担负采区进风、炭运输任务,同时兼做上、下 人员通道；回风下山沿井田北翼边界爱护煤柱顺二1 煤层倾向布置,平均坡度 -22 ° ,施工方位角 94° ；主要担负采区回风任务,兼做采区帮助运输通道；采区变电所、泵房、水仓净断面为 护；采区两下山和工作面上下两巷采纳 抗网、椽子背帮顶,巷道净断面 9.0m 方案 ：10m 2,采纳锚喷支U 型钢架棚支护,双2；名师归纳总结 - - - - - - -第 13 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用利用主井南翼巷道系统,以井田南翼边界爱护煤柱和虎 岭断层爱护煤柱为界,沿煤层倾斜方向布置采区运输下山 和回风下山；下山沿煤层底板掘进,巷道落底标高为-100m；该方案巷道布置,除回采虎岭断层以北的资源外,仍可 依据下山施工探测的地质构造情形兼顾回采该断层以南的 资源；把采区布置成双翼采区；依据矿井水文地质资料,将采区变电所、泵房、水仓布 置在顶板岩层中；运输下山巷道施工方位角94° ；主要担负采区进风、炭运输任务,同时兼做上、下人员通道；回风下山沿井田南翼边界爱护煤柱顺二1 煤层倾向布置,施工方位角 94° ；主要担负采区回风任务,兼做采区帮助运输通道；两条下山中部施工一联巷联通两下山；为确保通风系统稳固,联巷必需准时构筑通风设施；采区变电所、泵房、水仓净断面为 护；采区两下山和工作面上下两巷采纳 抗网、椽子背帮顶,巷道净断面 9.0m 两个方案的优缺点如下：方案优点：10m 2,采纳锚喷支U 型钢架棚支护,双2；1、采区下山均沿二 1 煤层底板布置,工作面沿煤层走向布置,上下两巷正坡度施工,便于运输和排水,煤炭资源回收率提高；2、该矿主要充水水源为二1 煤层底板水,故采区泵房、水仓布置于二 1 煤层顶板中,减小水害对实行泵房、变电所的威逼；缺点：由于运输下山上部车场利用部分老巷道,下山上下两段不在一条直线上,需布置两部设备,增加运输环节；方案优点：1、将采区布置成双翼开采,两条下山服务的回采区域大,综合利用率高；名师归纳总结 - - - - - - -第 14 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用2、运输下山内铺设一部胶带输送机,较少采区设备投入,优化运输系统；缺点：由于虎岭断层落差较大<80m 左右）且导水,另依据井田浅部和接近矿井的回采资料分析,该断层邻近次生断层 发育；井田深部勘探程度较低,采区下山沿断层煤柱布 置,如遇到大的断层下山将不能按设计落底,届时采区面 临报废危急；两方案工程量、巷道支护、断面相像,工程投入接近,不再对比；通过以上对比分析,方案一的可操作性大,在投入相 近的工程量和工期的情形,采出的资源量大,经济技术合 理；因此,本采区的巷道布置挑选方案一；三、下山位置、数目及层位本采区设计年生产才能为15 万吨 / 年；为了满意采区运输、通风和行人的需要,依据上面的方案对比分析,设 计本采区布置二条下山即：回风下山、运输下山；下山均 沿煤层底板布置；运输下山担负采区煤炭运输任务,同时兼做进风和上、下人员,斜长510m,净断面9.0m 2,U 型钢支 架 ； 回 风 下 山 担 负 采 区 回 风 和 辅 助 运 输 任 务 , 斜 长 490m,净断面 9.0m 2,U型钢支架；两条下山方位为94° ,坡度为 -22 ° ；回风下山上下端标 高 分 别 为 +80m、 -87m , 运 输 下 山 上 下 端 标 高 分 别 为 +73m、-100m；四、区段划分依据本采区煤层详细情形,结合我矿开采体会和技术水平,由东向西划分为五个区段,区段斜长80m,走向长度名师归纳总结 230m,沿空送巷爱护煤柱留设46m；第 15 页,共 36 页采区走向长230320m,倾向长500m 左右,煤层底板- - - - - - -精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用上限标高为 +40m,下限标高为 -140m,面积为 0.150km 2；五、采区运输系统采区运煤系统：回采工作面下副巷山运输大巷主井地面；21 采区运输下采区运料系统：副井运输大巷采区上车场21 采 区回风下山工作面车场上副巷工作面；六、采区水仓布置 依据本采区巷道布置和水文地质条件,采区下部设置采 区水仓作为永久排水阵地,采纳半圆拱断面,设内外两 2,采纳锚喷支护,水仓工程量 249m,总容量 环, S 净=10m 2490m 3；七、采区变电所 本采区设计一个变电所,位于采区下山下部；八、投产工作面简况本采区首采面21100 工作面位于采区下部,胶带机顺槽和轨道顺槽沿二 1煤层底板布置,净断面均为 6.3 ,梯形断面,工字钢支护；21100 工作面可采长度 175m,工作面长度 70m,煤层厚度 5.60m,设计采高 5.60m,回采率为0.93 ,可采储量 8.6 万吨,可采期为 6.9 个月,采纳炮采放顶煤工艺；九、采区地面建筑物对开采方式的影响本采区地面无大型建筑物,对开采方式影响不大；名师归纳总结 - - - - - - -第 16 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用2-3. 采区设计工程量采区总设计工程量为 1495m,其中：回风下山 490m,运输下山 510m,采区下部变电所泵房及水仓 400m,联络巷80m,溜煤眼 15m,运输下山和回风下山上段已施工部分工程；21100 首采工作面设计工程量为673m,其中上付巷283m,下付巷 221m,切巷 87m,车场 82m；采区设计工程量详见附表二“ 井巷工程汇总表” ；采区预备工程接替支配详见附表三“工程进度表” ；21 采区预备工期第三节 采煤方法3-1. 采煤方法依据采区地质条件,结合该矿技术及治理水平,有效地实现资源的合理开采,设计采纳走向长壁后退式布置,放顶煤开采,人工打眼放炮落煤,人工装煤,全部陷落法治理顶板；采区自东向西共布置21100、21080、 21060、21040、21020 5 个炮采个工作面；3-2. 回采工艺打眼放炮移主梁 移溜；<护顶）攉煤移付梁放顶煤名师归纳总结 工作面采纳单体液压支柱, 型钢梁支护；二梁五柱控第 17 页,共 36 页- - - - - - -精选学习资料 - - - - - - - - - 顶,排距个人资料整理仅限学习使用1.2m,柱距 0.6m,最大控顶距3.6m,最小控顶距2.4m；3-3. 采区生产才能运算 回采工作面的生产才能运算： Q L. .m.r.C 70× 280× 5.60 × 1.36 × 0.93 138824<t/a ）式中：Q回采工作面年产量 <t）万 t/a ,加上 L工作面长度,取70m 工作面年推动度,取280m m工作面平均采高,取5.60m r 二1煤体容重, 1.36t/m3 C工作面回采率,取0.93 经运算,回采工作面年产量约为13.910的掘进煤量,就本采区生产才能为： 13.9× 1.1 15.3 万 t/a 0.153 Mt/a 矿井服务年限,依据确定的采区生产才能和采区的可 采储量 47.8 万 t ,就采区服务年限为 3.18a ；3-4. 回采工作面接替次序 本采区实行跳采：综采： 2110021060210202108021040 名师归纳总结 - - - - - - -第 18 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 4-1.21第四章个人资料整理仅限学习使用采区通风设计采区通风设计一、矿井通风瓦斯简况矿井采纳主、副井进风,风井回风的中心分列式通风系统；通风方式为负压抽出式；主扇风机为两台 BDK65B-8-NO18型防爆对旋轴流式风机,一用一备；铭鑫煤矿属于低瓦斯矿井,11 采区实际开采过程中,瓦斯涌出量小于6.00m3/t.d；二、 21 采区通风系统方案设计 1、通风系统方案设计<1）炮采工作面风量运算按瓦斯涌出量运算：Q 采=100× q 瓦× K=100× 1.75 × 1.5=263 m3/min 3/min ,式中 Q 采回采工作面配风量,m 3/min 1.75m q瓦工作面肯定瓦斯涌出量估计为 K 瓦斯涌出不均衡系数取1.5 按作业人员数量运算Q 采=4N=4× 30=120 m 3/min 名师归纳总结 式中 4每人每分钟应供应的最低风量,m 3/min 第 19 页,共 36 页 N工作面同时工作的最多人数,个3/min ,故回采工考虑采煤工作面最低风量不小于400 m作面配风量取400 m3/min ；- - - - - - -精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用<2）掘进头风量运算按瓦斯涌出量运算：Q 掘=100× q 瓦× K=100× 1.0 × 1.5=150 m 3/min 式中 Q 掘1 个掘进头配风量,m 3/min q 瓦1 个掘进头肯定瓦斯涌出量为 1.0m 3/min , K 瓦斯涌出不均衡系数取 1.5 故单个掘进工作面配风量为 150 m 3/min ,2 个掘进工作面配风量为 300m 3/min ；<3）硐室风量运算Q 硐=80 m 3/min 主要为采区泵房、变电所需风量；<4）依据各地点实际风量运算Q=<Q采+Q 掘+Q硐）× K =<400+300+80 ）× 1.2 =936 m 3/min 式中 Q 采回采工作面实际需风量总和,m 3/min Q 掘掘进工作面实际需风量总和,m 3/min Q 硐独立通风硐室实际需风量总和,m 3/min K 矿井通风系数,取 1.2 依据运算结果,采区总风量运算为 936 m 3/min ,取 950 m 3/min ；2、通风阻力运算<1）通风阻力运算名师归纳总结 - - - - - - -第 20 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用21 采区首采工作面投产时通风距离最长,为矿井通风 困难时期,最终一个工作面生产期间通风距离最短,矿井 通风为简洁时期；通风阻力运算见附表四、五；21 采区通风最困难时期和最简洁时期的通风阻力分别 为 1334.3Pa 和 518.9Pa <2）最困难和最简洁时期的等积孔运算A 通 max=1.19Q/ H =2.1 m2A 通 min=1.19Q/ H =1.3m2由此可知,矿井通风难易程度为中等；4-2. 安全监控系统 本矿井为低瓦斯矿井,煤层无自燃,煤尘无爆炸危急；为了精确准时地明白井下环境状况,防止恶性事故的发 生,并为生产调度准时供应各种设备的运行状况,有效地指挥生产,矿井设置KJ95 型煤矿综合瓦斯监控系统,用以满意矿井安全及生产监测的需要；该系统由地面中心站、井下分站、电源箱及各种矿用传 感器和矿用安全生产监测软件所组成；1、甲烷传感器的确定 矿井的采掘工作面的工作面及回风流以及采区的回风巷 甲烷传感器分布如下表名师归纳总结 地点监测名称数量设置位置掌握区域第 21 页,共 36 页- - - - - - -精选学习资料 - - - - - - - - - 工作面甲烷2 个人资料整理仅限学习使用工作面及回风巷内一 个 设 置 作 切 巷 口 10m处 , 另 一 设 置 距 回 风 口全部非本质安全型煤巷掘甲烷4 1015m处电气设备一个设置在距工作面5m掘进巷道内全部非处,另一设置在距距回风本质安全型电气设进面口 1015m处备采区回甲烷1 测风站采区内全部非本质安全型电器设备风巷2、生产设备监测量所需临测量统计如下表：地点监测量名称数量采煤工作面风门开关2 组甲烷2 个掘进工作面风机开停8 个风门开关4 组采区回风巷甲烷4 个甲烷1 个风速1 个温度1 个一氧化碳1 个3、分站的位置和数量使用 KJF20 型监控分站,参数为：开关量输入 8 路,模似量输入 4 路；监测分站安装于新奇风流中,便于修理地点；每个分站监测量如下表分站号监测量名称数量N01<皮带巷车场）风门开停2 组甲烷2 个N02<轨道巷车场）风门开停1 组风机开停4 个N03<皮带巷车场）甲烷2 个风门开停3 组风机开停4 个甲烷2 个甲烷1 个N04 中心变电所风速1 个温度1 个一氧化碳1 个 4 、统计所需电缆和接线合数量名师归纳总结 - - - - - - -第 22 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用工作站到工作站电源以及传感器电源：4× 1mm 2 组橡套电缆, 1500m；工作站到工面主站巷道电缆：2× 1mm 2屏蔽阻燃橡胶外套电缆 1500m；电源箱到供电点电缆：缆 1200m 3× 2.5mm 2耐压等级 1kv 阻燃橡套电电缆钩：一般 2.5m 设置一个电缆钩；接线合数量：每个工作站电源电设有一个大三通；小三通用于传感器电缆分接,间隔 100m一个；第六章 采区机械设备配备及主要设备类型6-1. 采煤工作面设备回采工作面设备采纳目前该矿11 采区采煤工作面已成熟定型的成套设备,详细技术参数如下：1 、 工 作 面 选 用 SGB-630/150 型 刮 板 输 送 机 1 部 、SGB620/40刮板输送机 1部；2、下付巷选用 DSJ-80/40/2 × 40型胶带输送机 2部3、上车场乳化液泵选用 4、上付巷轨道运输选用6-2. 采区泵房排水设备MRB-125/31.5 型；JD-1 型绞车 4部；21 采区最下部设立采区泵房,采纳二级排水,水由采 区泵房沿回风下山排至水平运输大巷,再经一水平现有排 水系统排至地面；1、原始数据：<1）采区集中下山斜长530m,倾角 20° ；<2）正常涌水量：132m 3/h ,最大涌水量：159m 3/h ；<3）下山垂高： 180m；名师归纳总结 - - - - - - -第 23 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用2、水泵必需的排水才能：正常涌水时排量：最大涌水时排量：Q1.2 × 132159m 3/h Qmax1.2 × 159191m 3/h 3、水泵必需的扬程：= 式中：= 237m m 排水高度, 吸水高度 ,m；关,a=20 管道效率,与排水管敷设倾角a 角有；取=0.78；4、水泵挑选 依据以上运算,选取水泵型号为 D155-67× 5；额定流 量： 185m 3/h 扬程： 295m,转速 2950r/min ；配套电机功 率： 220KW；比较 QB、 Qmax和 Qe可知,在正常涌水时需要水泵台数 n1=QB/Qe=159/185=0.86 1台；在最大涌水时期需要投入工 作的水泵台数 n1+n2=Qmax/Qe=191/185=1.03 2台；工作水泵 n1=2,备用水泵 n2=1,共 3台水泵；5、校验泵稳固性 自 特 性 查 得 Q=0 时 的 扬 程 HO=67m× 5=335m , 又 335× 0.9= 301.5<m ） , 该值 大于 HC=185m, 满意稳 定 条件 0.9H OHC的要求；6、排水管路挑选 依据各涌水期投入工作的水泵台数,选用 3趟管路；正 2趟管路排水,最大涌水期 3台泵工 常涌水期 2台水泵用其中作,启用备用管路,共3趟管路同时排水；取流速 VP=2m/s,就排水管内径 dp=4Q/ 3600v p=4× 85/ 3600× 2=0.32m>依据上面运算,排水管路外径取 =351mm,取壁厚 =8名师归纳总结 - - - - - - -第 24 页,共 36 页精选学习资料 - - - - - - - - - 个人资料整理 仅限学习使用mm试算,此时排水管内径 dp=351- 2× 8=335mm,所需壁厚 =0.5d p Z+0.4 × 0.011H p>/ Z- 1.3 × 0.011 H p>-1 + c =0.5 × 33.5 80+0.4 × 0.011 ×185>/80-1.3 × 0.011 ×185>-1+0.15=0.4cm>=4mm 式中： Z- 许用应力, Z=80MPa；Hp-排水高度, Hp=185m；c- 附加厚度, c=0.15 m；因4mm8mm,所取壁厚可以,故就选用 缝钢管作为排水管路；7、运算管路特性 对于吸水管,采纳螺旋电焊钢管；