采矿毕分业设计.doc

《采矿毕分业设计.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采矿毕分业设计.doc（117页珍藏版）》请在三一文库上搜索。

1、河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 0 目 录 引 言1 1 矿区概况及井田地质特征2 1.1 井田概况 .2 1.1.1 交通位置2 1.1.2 自然地理2 1.1.3 煤田开发历史2 1.1.4 附近的厂矿企业和农业情况4 1.1.5 水源、电源、劳动力及建材来源.4 1.2 井田地质特征 .4 1.2.1 地层.4 1.2.2 地质构造5 1.2.3 煤层及其顶地板岩性特征5 1.2.4 水文地质特征7 1.2.5 瓦斯、煤尘与自然.8 1.2.6 煤质、煤的牌号与用途11 1.3 井田勘探程度 12 2 矿井储量、年产量及服务年限14 2.1 井田境界 14 河南理工大学

2、 2010 届本科生毕业设计（论文） 1 2.2 井田储量 14 2.2.1 矿井工业储量.14 2.2.2 矿井设计储量.15 2.2.3 矿井设计可采储量16 2.3 矿井年产量及服务年限 16 2.3.1 矿井工作制度.16 2.3.2 矿井服务年限.17 3 井田开拓19 3.1 概述 19 3.1.1 生产矿井的开拓方式概述及评价19 3.1.2 影响立井开拓的主要因素分析.19 3.2 井田开拓 19 3.2.1 对井田开拓中若干问题分析.19 3.2.2 方案的提出及技术比较20 3.2.3 方案经济比较.22 3.2.4 确定方案.24 3.3 井筒特征24 3.3.1 主井2

3、5 3.3.2 副井25 3.3.3 风井27 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 2 3.4 井底车场 27 3.4.1 概述27 3.4.2 线路总平面布置设计28 3.4.3 井底车场各存车线长度的确定.31 3.4.4 井底车场线路总平面布置如下图36 3.4.5 井底车场通过能力计算37 3.4.6 确定井底车场主要巷道断面.41 3.4.7 确定各井底车场硐室位置.41 3.5 开采顺序及带区、采煤工作面的配置 44 3.5.1 开采顺序.44 3.5.2 保证年产量的同采采区数和工作面数44 3.6 井巷工程量和建井周期 46 3.6.1 概述46 3.6.2 井巷

4、工程量和建井周期的各计算图表47 4 采煤方法50 4.1 采煤方法的选择 50 4.2 采区巷道布置及生产系统 50 4.2.1 带区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段内带区为 例）.50 4.2.2 确定分带走向长度及分带数目.50 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 3 4.2.3 回采巷道的布置（分带斜巷的布置）50 4.2.4 联络巷的布置.50 4.2.5 带区硐室.51 4.2.6 带区千吨掘进率、带区掘进出煤率及带区回采率52 4.2.7 确定带区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数53 4.2.8 带区生产系统.54 4.3 回采工艺设计 55 4.3.1

5、 综采工作面的主要设备(见表 4-3) 55 4.3.2 工作面循环方式和循环作业图表的编制57 5 矿井运输、提升及排水.60 5.1 矿井运输 60 5.1.1 井下运输系统和运输方式的确定60 5.1.2 带区运输设备的选型60 5.1.3 大巷运输设备.61 5.1.4 列车组成的计算61 5.1.5 电机车台数的计算65 5.2 矿井提升 67 5.2.1 设计依据.67 5.2.2 提升设备的选型计算68 5.3 矿井排水 79 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 4 5.3.1 概述79 5.3.2 排水设备选型计算80 6 矿井通风与安全技术措施.89 6.1 矿

6、井通风系统的选择 89 6.1.1 通风设计的基本依据89 6.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：89 6.1.3 矿井通风系统的确定90 6.2 风量机算及风量分配 90 6.2.1 采煤工作面实际需风量90 6.2.2 掘进工作面所需风量92 6.2.3 峒室实际需风量92 6.2.4 风速验算：.93 6.3 全矿通风阻力计算 94 6.3.1 计算原则.94 6.3.2 计算方法.95 6.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔.98 6.4 扇风机选型 99 6.4.1 选择主扇.99 6.4.2 选择电动机101 6.5 矿井安全技术措施 .102 河南理工大学 2010 届本科生毕

7、业设计（论文） 5 6.5.1 预防瓦斯爆炸的措施.102 6.5.2 防尘措施103 6.5.3 预防井下火灾的措施.103 6.5.4 为防止井下水灾的措施.104 7 矿山环保.105 7.1 矿山污染源概述 .105 7.1.1 大气污染105 7.1.2 废水排放105 7.1.3 固体废弃物排放.105 7.1.4 噪声污染105 7.2 矿山污染源的防治 .106 7.2.1 大气污染防治106 7.2.2 矿山水污染的防治.106 7.2.3 矿渣利用107 7.2.4 噪声的控制107 结 论109109 致 谢110110 参考文献111111 附 录 A 112112 附

8、 录 B 117117 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 6 引引 言言 采矿毕业设计是采矿专业全部教学进程中的最后一个环节。它是在 我们完成本专业教学计划规定的学习内容之后，通过综合运用各学科的 理论知识，根据某一矿井的实际情况,对其进行的系统化设计，这对提高 我们理论分析和解决采矿工程技术问题的能力有着现实的实践意义，所 以这也是采矿专业的核心。 本次毕业设计是根据在河南煤化焦煤集团演马庄煤矿进行的毕业实 习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行 的初步设计。 设计是在我们搜集、整理和运用资料的基础上，通过贯彻执行矿 产资源法 、 煤炭法 、 煤炭工业

9、技术政策 、 煤矿安全规程 、 煤炭 工业矿业设计规范之后，再进行井田开拓、准备方式及采煤方法的选 择和矿山运输、提升、排水及通风的设计计算。所有这些都能培养我们 分析问题、解决问题的综合能力和撰写技术文件、绘制工程图件的基本 技能。 衷心感谢院领导和采矿教研室的老师的帮助和辅导，尤其要感谢我 的导师韩颖老师，在这三个月里，正是他认真、耐心、详细的辅导， 才使我能按时、按质的完成毕业设计。 由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处， 恳请批评指正。 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 7 1 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征 1.11.1 井田

10、概况井田概况 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 演马庄矿位于焦作市东北部约 20 公里，隶属焦作市管辖，地理座 标：东经 1132111324，北纬 35153517。 区内有煤矿专用铁路，南距新（乡）焦（作）铁路待王车站 4 公里，东连京广线，西接焦枝线。二级公路及乡村油路相互连通。交 通极为方便。见演马庄矿交通位置示意图（图 1-1） 。 1.1.21.1.2 自然地理自然地理 一、地形地貌一、地形地貌 本区属太行山山前平原和冲积、洪积扇的边缘地带。地势平坦。 海拔 83123m，一般在 100m 左右。全区地势北西高，南东低，最大 坡度225。由于浅部煤层开采后地面塌陷，而局部形成

11、低洼带。 二、水系二、水系 该区属海河流域卫河水系，东部有石门河，西部有山门河，均发 源于太行山。且为间歇性河流。据近年资料表明，除雨季外，平时河 床干枯。河流上游建了不少中、小型水库，已无洪泛危害。 三、气象三、气象 本区属大陆性半干燥气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，最 低气温-19.9（1971 年） ，最高气温 43.3（1966 年） ，降雨多集中在 79 月份，年降雨量 333.3908.7mm，平均 624.9mm，日最大降雨量达 151.8mm（63 年 8 月 8 日） ，年蒸发量为 1393.62313mm，平均 2022.3mm，蒸发量大于降雨量。常年以北和东北风较多，

12、一般风速 23 级，最大 11 级（78 年 6 月 30 日晚） 。最大冻土厚为 190mm（77 年元月） 。 四、地震四、地震 据焦作市地震办公室汇集的资料，自 1038 年1978 年 6 月，发生 的较大地震且对焦作有影响的共有 35 次，本区地震基本烈度为 7 度。 1.1.31.1.3 煤田开发历史煤田开发历史 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 8 一、演马庄矿生产建设概况一、演马庄矿生产建设概况 演马庄矿是由武汉煤矿设计院于 1958 年 8 月提交的水力采煤设计， 年产 60 万吨，1959 年 8 月改为旱采，1961 年正式投产，年产 45 万吨， 195

13、8 年 9 月开工建斜井，因出水报废，同年 12 月 1 日建竖井，1961 年 4 月移交生产。另外，该矿依据省煤炭厅（73）豫煤革第 2 号文批 复，生产能力扩大到 90 万吨/年，并于同年进行了扩建工程。1979 年 和 1985 年两次突水淹井。 本矿现开采二1煤层，截止 2005 年末累计产原煤 18771 万吨，累 计损失量 13178 万吨。原设计生产能力 45 万吨，2005 年核定生产能力 为 100 万吨，现实际生产能力 90 万吨。 演马庄矿主、付井均为竖井，建在该井田西部 4-3 孔附近，井筒 直径均为 6m，主井深 218m，坐落在 C3L9灰岩之下的砂质泥岩中，付

14、井深 189m，座落在二1煤顶板大占砂岩中。主井坐标： X=3904710.35，Y=38441369.87；付井坐标： X=3904667.01，Y=38441312.13。 开拓方式为竖井开拓，采区前进，采面后退，倾斜分层，走向长 臂式分层采煤，全部陷落法管理顶板。分层开采厚度一般为 2.00m。 通风方式为中央、边界混合式通风，局部为局扇压入式通风。 排水泵房现有 4 座，排水能力 241m3/min，供电由马村和九里山区 域变电站供电全矿总设备容量 42112KW，工作容量 25006KW。 全矿井自北向南东划分三个水平。一水平范围：浅部由煤层露头 2544m 防水煤柱线，深止于东一轨

15、道下山下延F143断层F137断层 1107 工作面北缘F39断层F102断层1901 工作面北缘井田东边 界一线。标高在 40-180m 之间。二水平范围：浅部起于一水平底界， 深部到西边界F218断层F212断层F204断层东边界一线；标高在- 80-280m 之间。二水平底界以下为二水平下山范围，标高在-160- 480m 之间。 目前，一水平已基本采完。一水平面积约 3.69 km2，探明储量 3833.7 万 t。平均煤厚 6.60m，煤层稳定；二水平现主要在 22 采区、25 采区和 27 采区等开采。 本矿是多灾多难的矿井，曾发生瓦斯倾出一次，中型突出一次， 特大型突出爆炸一次，

16、发生 1m3/min 以上突水事故 47 次，淹地区 2 次， 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 9 淹井 2 次。该矿既是大水矿井，又是煤与瓦斯突出矿井，这两灾害是 直接影响煤矿安全生产，经济效益不佳，生产进度缓慢，水平接替紧 张的重要因素。 1.1.41.1.4 附近的厂矿企业和农业情况附近的厂矿企业和农业情况 1东韩王煤矿 东韩王煤矿位于本矿区内北西部边缘，属本矿一水平地段，其范 围由前面表 1-1 需扣除的 5 个拐点坐标圈定。该矿 1994 年建井，2003 年停产，开采二 1 煤层，现已采空。因本矿一水平基本采空，故其对 本矿井以后生产无甚影响。 2九里山煤矿 位于

17、本矿东边，与本矿接壤，隶属于焦作煤业公司主管。1972 年 7 月建井，1983 年投产，设计能力为 90 万 t/年，现实际生产能力为 90 万 t/年。 开采二1煤层。分水平开拓，现已开拓 12、11、13 等三个采区。 1988 年矿井涌水量 89m3/min，含水系数 73.40m3/T。 1982 年以来突水 24 以上次。涌水量 0.2553.76 m3/min ，大于 3.5 m3/min 的突水有次。采区排水后水力坡度较大，漏斗扩展 慢，在突水点附近 40300 米范围石炭系八灰含水层水位保持 +21+60 米，露头保持在+50+60 米与本井田有水力联系。现有排水 能力达到

18、337.5 m3/min。 另外，瓦斯突出也是该矿生产不安全的因素，19801987 年间瓦斯 突出达 21 次之多，最大突出量 94t，瓦斯涌出量最大 2792.8m3。 该矿与本矿之间留设了约 80 米宽的煤柱，一般不会对本矿生产造 成不利影响。 3韩王矿 位于本矿东邻，面积约 3.km 2，1958 年 10 月 1 日建成投产,原 设计生产能力为 30 万吨,1997 年核定生产能力为 21 万吨,2004 年核定 生产能力为 16 万吨。开采二1煤层。采煤方法为走向长壁下行垮落采 煤方法。分两个水平十个采区。目前，一水平已经采完，二水平也即 将采完，全矿资源近于枯竭。 河南理工大学

19、2010 届本科生毕业设计（论文） 10 图图 11 演马庄矿交通位置图演马庄矿交通位置图 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 11 该矿水文地质条件复杂，矿井涌水量为 4050 m3/ min,自建井以 来，共发生几十次突水。一水平综合排水能力为 36 m3/ min, 二水平综 合排水能力为 36 m3/ min,能满足生产排水的需要。该矿与本矿水力联 系密切，如果本矿发生突出水水位上升，则该矿涌水量将有明显增加。 该矿属煤与瓦斯突出矿井。1975 年 1 月 7 日1982 年 10 月 23 日 间，共发生瓦斯突出 17 次，矿井瓦斯绝对涌出量为 3.644.53m3/m

20、in, 瓦斯相对涌出量为 7.399.15m3/t。 该矿与本矿之间留设了约 80 米宽的煤柱，一般不会对本矿生产造 成不利影响，但对本矿水文地质条件有一定的影响，应当重视。 1.21.2 井田地质特征井田地质特征 1.2.11.2.1 地层地层 本区为第三、四系全掩盖区，据区内钻孔揭露，地层由老至新为： 奥陶系中统马家沟组，石炭系中统本溪组，上统太原组，二迭系下统 山西组、下石盒子组、上统上石盒子组下段、中段及第三、四系。 1.2.21.2.2 构造构造 一、区域构造一、区域构造 焦作煤田位于太行山隆起带南端，地层走向 NENNE，倾向 SE，倾角 414，为单斜构造，区域构造以断裂为主，褶

21、曲不甚 发育。该区主要发育有东西、北东、北西向、三组断裂。其中，东西 向的凤凰岭断层规模大，把焦作煤田分割为焦南、焦北两大部分；北 东向断层最发育，破坏了各井田的连续性，分别切割为大小不等的井 田断块；北西向断层不发育，常以中小断层出现。 区域断层一览表区域断层一览表 表 3-1 断层名称性质走向倾向延伸长度 一般落差 （m） 备注 朱村断层正NWWSW24 公里2000 董村断层正80-100N30 公里1000 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 12 马坊泉断层正60NW25 公里200 南张门断层正7090NW30 公里400700 平陵断层正90120NW20 公里50

22、01000 百泉断层正3640NW20 公里300500 峪河断层正100SW30 公里200500 凤凰岭断层正EWS50 公里100400 九里山断层正4560SW50 公里300600 方庄断层正N30WSW10 公里120 两条平行 断层地堑 二、井田构造二、井田构造 （一）基本概况（一）基本概况 本井田位于焦作煤田中部，具体构造位置处于九里山、凤凰岭、 方庄三条断层所形成的（韩王演马九里山等三井田）三角状断块中 部，地层走向 N5070E，倾向 SE，倾角 4-14，一般 9左右， 为单斜构造。区内构造以断裂为主，褶曲仅有宽缓褶曲或波状起伏现 象出现。井田内无岩浆岩发育。 井田内断裂

23、全为正断层，走向多为 NENEE，倾向 SESEE，倾 角一般为 6070。规模以小型断层为主，多分布于井田东部。据钻 孔及矿井开采资料，全区共发现断层 156 条。其中，落差大于 100m 的断层 3 条，均在井田南部边界附近，且西部落差大，往东逐渐变小； 50100m 的断层 2 条；2050m 的断层 5 条；520m 的断层 22 条； 小于 5m 的断层 117 条，见表 3-2。而小于 1.5m 的断层多不切穿煤层。 深部经钻探、地震和二水平下山巷道揭露，其断层规模和频率有增大 的趋势。据统计，全区落差 10m 以上的 20 条断层延伸长度为 36300m，平均密度为 1.33 条

24、/km2，平均长度为 2420m/km2。 本区断裂处在断块的不同部位，表现了明显的规律性，并严格受 到区域构造的控制，纵观全区，共发育三组不同方向的断裂，即：北 东、东西和北西向，浅部构造简单，深部和东部相对较复杂，西部由 于受九里山断层和凤凰岭断层不同方向的构造作用，其构造，水文地 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 13 质，瓦斯等地质条件的复杂程度表现的更为突出，并给矿井生产带来 较大困难，该区断裂主要受凤凰断层的控制。 1.2.31.2.3 煤层及其顶底板岩性特征煤层及其顶底板岩性特征 二1煤层为本区主要可采煤层，现正开采。赋存于山西组底部， 上距砂锅窑砂岩 78m 左

25、右，下距山西组底界（L9 顶）10m 左右，距 L8 灰岩 18m 左右。煤层厚 1.7010.60m，平均 6.58m，属厚煤层。煤 厚变化不大，薄煤带（1.70m）仅在 72 孔及 11-9 孔附近小范围分布， 其它煤厚均在 6.00m 左右变化。煤层赋存良好，无分叉尖灭现象，仅 局部含有 1 层泥岩或砂岩夹矸，夹矸厚度 0.100.70m。煤层直接顶板 大部为砂质泥岩和泥岩，厚度一般 3m 左右。少数钻孔为细中粒砂 岩（大占砂岩） ，厚度一般 18m 左右。仅局部有小面积炭质泥岩伪顶， 直接底板为泥岩，砂质泥岩和粉砂岩。 一、顶板：二1煤层直接顶板多为层状、灰黑色砂质泥岩，层理 明显，致

26、密性脆，硬度 2.54 级，厚 1.031.05m，易维护。其次为 层状或板状泥岩与锈结能力差的砂岩；泥岩与砂质泥岩为相变关系， 厚 0.76.37m，硬度 23 级，易碎、易冒落，锈结力强。局部存在 有炭质泥岩伪顶。 老顶为灰色大占砂岩，厚 1524.5m，泥硅质胶结、较坚硬、厚 层状，硬度 6 级左右，以中细为主，局部直接覆于二1煤层上，不 易放顶冒落。该矿在煤层露头附近曾发生过较大冒顶，如老西总回风 巷、12011 工作面等发生的冒顶事故。 总的来讲，二1煤层上各类顶板均较完整（见图 6-1） ，易于管理， 属一类顶板。 二、底板二1煤层底板多为厚 7m 左右的砂质泥岩或泥岩，次为 厚

27、0.31.5m 含炭质较高的泥岩，局部有厚 0.10.7m 炭质泥岩伪底。 炭质泥岩质软易碎，强度极低，支撑力差，底鼓现象较严重，对 巷道维护不利。总体应属 I 类底板。 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 15 井井 田田 断断 层层 情情 况况 统统 计计 表表 表 3-2 落差落差 （米） 条条 数数 代代 号号 1003F212、F216、F218 50 1002F217、捉1 30503F204、F209、F210、 20303F3、F219、F07、 10209F1、F3-1、F3-2、F39、F75、F102、F137、F213、西三1 51013F2、F4、F35

28、、F57、F97、F126、F148、F204-1、F207、F208、F214、F215、F220、 359F11、F66、F99、F100、F139、F140、F143、F150、F153、 1.5339 F3-3、F3-5、F4-2、F4-4、F6、F7、F15、F16、F17、F19、F26、F33、F36、F47、F48 、F49、F51、F52、F53、F64、F65、F67、F70、F77、F80、F85、F94、F95、F96、F101、F102- 5、F106、F110、F111、F119、F122、F128、F146、F147 137 人 满足要求。 以最大班净作业时间 6

29、 小时验算 提矸石每班作业时间（小时） 0q 0 2 3600 q Q T t A 矸 式中： 每日矸石提升量，取= 0 Q 0 Q 每次矸石提升量，t； 0 q 所以： 436002 01152273 . t矸 86.5min 升降其他人员的时间 0.2（min）t人 q0 r n t1.5 60 n A A 人 T 5 . 1 2460 13701.152 人 t 22 min 0.20.222 人 t 4.4min 下坑木、支架按日需量的 50%计算； ；t A. 273 330 20 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 54 取 0.5h30min 下炸药 24 次，取

30、3 次；保健车 24 次，取 3 次；运送设备 510 次，取 8 次；其他 510 次，取 8 次； 则：总计 3+3+8+822 次 22152.01s55.8min 所以： 总作业时间为：86.5+4.4+30+55.8 177min 2.95h7.05 罐笼提升时： 20 2 z a c n Q m gQGGn P H A AA A 3115 . 145921000(270008 . 9 4965004 ） 16.829.04 所以钢丝绳的安全系数均能满足煤矿安全规程的要求。 多绳摩擦式提升机的选择 提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差 Fe后，查提升 机特征表确定的。

31、 主导轮直径 根据安全规程规定，摩擦式提升机的主导轮直径 D 与钢丝绳直径 d 之 比应符合下列要求： 有导向轮时：D90d 对箕斗井：D/d2800/24.511490 对罐笼井：D/d2800/2610090 所以主导轮直径选 D2.8m，主、副井均能满足安全规程的要求。 钢丝绳最大静张力 Ff的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的 Ff。 箕斗提升时： FfQ2+Q+np（Hk+Ht）+npHhg N 6500+5310+42.165（23.5+275）+42.16599.8 141835 N 罐笼提升时： FfQ2+2（G+G0）+np（Hk+Ht）+npHhg N 7000+2（10

32、00+592）+42.996（23+275）+42.99612.61 9.8 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 59 136282 N 钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差 Fc 箕斗提升时： FcQ+Htg （5310+0）9.8 52038 N 罐笼提升时： Fc=4G+(H+1)g （41000+1）9.8 39210 N 式中： 提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提升 系统 0，上式中 取其绝对值； 电动机容量选择 本部分内容，不进行运动学和动力学的计算，只进行近似计算： 102 K Q V NP A A A 式中： K矿井提升阻力系数，箕斗井取 1.15

33、，罐笼井取 1.2； 减速器传动效率，取 0.92； P动负荷影响系数，P1.21.4； V提升速度，V0.4；H P3 . 1 92 . 0 102 3084 . 05310151 . 594 Kw 根据计算功率选定提升机型号为：JKM2.8/4（I） ，其性能特征如下： 主导轮直径 2.8m，导向轮直径 2.5m，钢丝绳最大净张力差为 90KN，钢丝 绳允许最大直径为 28mm，最大提升速度 11.8m/s，减速器的速比 11.5，最大扭 距为 133KN/m，电动机功率为 1000Kw，最大允许功率计算值为 720Kw，电动机 转数为 630r/min，最大转数 750r/min，传动方

34、式为单电机传动。 5.35.3 矿井排水矿井排水 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 60 5.3.15.3.1 概述概述 根据矿井水文地质条件和充水特征，本矿床为以底板充水为主矿床，受采掘 破坏影响的含水层主要为灰岩溶隙溶洞含水层，补给条件较好、水源充沛；主 要含水层平均单位涌水量 1.32L/sm；矿井充水方式为直接充水；目前矿井年平 均正常涌水量在 65m3/min 上下，取 60m3/min；预算330m 以浅水平正常涌水量 为 77m3/min；充水后采掘工程受水害影响较严重，矿井安全受水害威胁；防治水 工程量较大、难度较高，防治水的经济技术效果一般。比照煤矿矿井水文地

35、质类 型划分标准，矿井水文地质类型宜定为复杂偏极复杂 本矿属于没与瓦斯突出矿井。 矿井排水系统见图 51。 图 51 矿井排水系统简图 排水系统：主排水设备设置在第一水平，第二水平的涌水量由辅助排水设备 排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。 5.3.25.3.2 排水设备选型计算排水设备选型计算 1.水泵型号及台数 水泵最小排水量的确定 正常涌水量时： QB1.2Q，m3/h 24 20 Q 式中： QB水泵最小排水量，m3/h； Q矿井正常涌水量，m3/h； 由此： 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 61 QB1.26060 4320m3/h 最大涌水量时： QB

36、r1.2 QBr，m3/h 24 20 r Q 式中： Qr矿井最大涌水量，m3/h； 由此： QBr1.27060 5040m3/h 水泵扬程的计算 PX B g HH H 式中： 排水高度，取井筒垂深，m； P H 吸水高度，取 5m； X H 管道效果，竖井取 0.890.9； g 所以： m HB 291 89. 0 5254 水泵形式及台数的确定 设计规范规定：主排水泵的选择，必须能使水泵总能力在 20 小时内排 出矿井 24 小时的正常涌出量，备用水泵不少于工作水泵的 70%，并且工作水泵 和备用水泵的总能，能在 20 小时排出 24 小时最大涌出量，检修水泵台数按工作 水泵台数

37、25%设置（取偏上整数） 。 水泵型号的确定 本矿井正常涌出量为 3600m3/h，水泵最小排水量为 4320m3/h，矿井水的 PH=7，由矿山固定机械查得，本矿井可选用水泵型号为 DS4501006。见 水泵特征表 53。 表 53 DS4501007 水泵特征表 型号 流量 （m3/h） 扬程 转速 （rpm） 吸程 （m） 放率 （%） 配带电动机 口径 （mm） 重量 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 62 型号功率 吸 入 吐 出 DS450-10066005042980571 JKZ- 1250 12503002503500 正常涌水量工作水泵台数： n1=QB/

38、Qn，台 式中： Qn所选水泵额定流量，m3/h 则：n1=QB/Qn=4320/450=9.6，取整得 10。 故正常涌水量工作水泵工作台数 10 台。 备用水泵台数： n2=70%n1=70%10=7 则备用水泵台数为 7 台。 最大涌水量水泵工作台数： n1=QBr/Qn=5040/450=11.2 ，取整得 12。 则最大涌水量水泵工作台数为 12 台 检修水泵台数： n3=25%n1=25%10=2.5，取 3 台 水泵总台数： n=n1+n2+n3=12+7+3=22(台) 管路的确定 管路趟数的确定 安全规程规定必须由工作和备用的水管，其中工作水管的能力应配合工 作水泵在 20

39、小时内排出矿井 24 小时的正常涌水量，工作和备用水管的总能力， 且能配合工作和备用水泵在 20 小时内排出矿井 24 小时的最大涌水量，因此，设 计中每台水泵上的主排水管敷设两趟，一趟工作，一趟备用。 管径计算 排水道管径： dp=，m 4 3600 n Q v 式中： 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 63 v排水管流速，v1.52.2m/s 取 v2m/s； 所以： dp= 4 450 3600 3.14 2 0.282m 查表，选用外径为 299mm 的标准无缝钢管，壁厚 15mm，内径 284mm。 吸水管直径： ，m；025 . 0 px dd 由此： 0.307m

40、 0.2820.025 x d 查表，选用外径为 325mm 的标准无缝钢管，壁厚 15mm，内径 310mm。 管壁厚度验算： 式中： 排水管壁厚度，mm； P水管内部工作压力，kg/cm3; p=0.11HP=45.35kg/cm3； Hp排水高度，取井筒垂深 412.3m； dp排水管内径，取 284mm； C附加厚度，取 1mm； Kz钢材许用应力，kg/mm2； Kz0.25B； , B钢材抗拉强度 kg/mm2。 当不知钢号时： 无缝钢管：Kz=810，kg/mm2 焊接钢管：Kz=6kg/mm2 所以p =7.4915mm，符合要求。 x =8.115mm，符合要求。 mmc p

41、K dP pK p z p z , 65 . 0 230 65 . 0 230 2 1 1 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 64 3.管道特性曲线，确定工况点 最大吸水高度的计算 ，m 2 x wxxs 2g V HHH 允允 式中： 产品样本上给出的允许吸上真空度，m（取额定工况时的 s H 允 ） x H 允 吸水管中流速，m/s； x V ，m/s 2 900 n X x Q V d 所选标准吸水管的内径，m； x d 吸水管的阻力损失，m； wx H ，m 2 () 2 xx wxx x LV H dg 查表可知，因310mm，故20.5，0.028，取10m x d

42、 x x L 由此： 22 450 1.66/ 900900 3.14 (0.310) n X x Q Vm s d 2 () 2 xx wxx x LV H dg 2 101.66 (0.02820.5) 0.312 9.8 1.81m 最大吸水高度： 2 x wxxs 2g V HHH 允允 2 1.66 5.5 1.81 2 9.8 3.05m 求管道特性方程，绘制管道特性曲线 gwxwp 1.71HHHH（） 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 65 式中： gpx 5mHH +H412. 3417. 3 ； 排水管阻力损失，m； wp H 2 pp wpp p p m

43、d2g LV H（）， 排水管沿程阻力系数； p 排水管中流速； p V ，m/s； p 2 p 900 n Q V d 所选标准排水管内径，m； p d 排水管上各管件局部阻力系数之和； p 排水管长度，m； p L p1234 LLLLL 泵房里最远一台泵排水管长，取 20m； 1 L 斜巷内排水管长，取 20m； 2 L 井管内管长，取井筒深； 3 L 地面上排水管长，取 20m； 4 L 所以： p1234 LLLLL 20+20+412.3+20 472.3m 查表，因284mm，故0.027。 p d p 20.5 p 又因为： p 2 p 900 n Q V d 2 450 90

44、0 3.14 0.284 1.97m/s 所以： 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 66 2 pp wpp p p d2g LV H（） 2 472.31.97 0.02720.5 0.2842 9.8 （） 12.95m H417.3+1.7（1.81+12.95+1） 443.48m 管道阻力系数： g 2 n HH R Q 式中： 所选泵的额定流量，m3/h； n Q 所以： 2 443.48417.3 450 R 1.293 4 10 则管道特性方程为： 2 g HHRQ 42 3753.401 10 Q 取不同的 Q 值，求得相应的值列表如下： Q m3/h01002

45、00300400500 H m417.3418.6422.5428.9438449.6 确定水泵级数及工况点 水泵级数： iH/Hk443.48/1004.43,取 i5 式中： Hk所选水泵一级额定扬程，m； 由上计算结果决定选五级水泵。 工况点参数：520m3/h，0.72，1308Kw，=520m。 M Q M M N M H 所选的水泵管道特性曲线见图 533。 4.校验计算 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 67 验算排水时间及排水管中的流速 正常涌水时： 1 24 n M Q T nQ 24 350 1 520 16.1520h 最大涌水时： 图 52 水泵管道特性

46、曲线 1 24 r m m Q T nQ 24 500 1 520 11.5420h 排水管中的实际流速： 2 900 m p p Q V d 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 68 2 520 900 3.14 0.31 1.91m/s 校验水泵经济性和稳定性 经济性： nM 9 . 0 式中： 水泵额定工况时的效率； n 0.720.9 0.710.639 稳定性： 0 9 . 0 iHHg 式中： H。水泵流量为零时一级扬程； 417.30.9 5 125562.5 验算电动机功率 （Kw）(1.1 1.15) 102 3600 MM Mn rQ H N 式中： 传动效率

47、，直连时1； n n 1.11.15富裕系数：当 Q300m3/h，取 1.1； N 1000 520 526 1.1 102 3600 0.72 1 1138Kw1380Kw 所以电动机的功率符合要求。 河南理工大学 2010 届本科生毕业设计（论文） 69 6 6 矿井通风与安全技术措施矿井通风与安全技术措施 6.16.1 矿井通风系统的选择矿井通风系统的选择 6.1.16.1.1 通风设计的基本依据通风设计的基本依据 由地质资料所述；矿井绝对瓦斯涌出量 36m3/min，相对瓦斯涌出量 24m3/t， 煤层的瓦斯含量都比较高。由于该矿曾多次发生煤与瓦斯突出事故，所以，该矿 井应属煤与瓦斯突出矿井，经鉴定，煤尘没有爆炸危险性，煤层无自然发火倾向。 现行矿井投产至今未见煤的自燃现象。 选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减 少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述 问题思考是否要灌浆、