湾田煤矿主井运输方案说明设计说明书--本科毕业论文.doc
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1、六盘水市盘县淤泥乡湾田煤矿主井运输方案设计说明书重庆华地工程勘察设计院二一二年六月六盘水市盘县淤泥乡湾田煤矿主井运输方案设计说明书建 设 规 模: 0.45Mt/a院 长:总 工 程 师:审 核 人:项目负责人:主 编 人:重庆华地工程勘察设计院二一二年六月审 定 人 员 名 单专 业姓 名职务或职称签字采矿全吉华总工程师(副所长)采矿王锡勇高级工程师采矿蒋先荣高级工程师机械罗文平教授级高工机械吴奎工程师电气张生河高级工程师电气袁林高级工程师土建梁秦兮高级工程师土建张涛工程师审 核 人 员 名 单专 业姓 名职务或职称签章采矿全吉华总工程师(副所长)机械吴奎工程师电气张生河高级工程师电气易孝贵
2、高级工程师土建梁秦兮高级工程师土建杨建国高级工程师参 加 设 计 人 员 名 单专 业姓 名职务或职称签章采矿全吉华总工程师(副所长)采矿李勋辉高级工程师机械李仲铭高级工程师机械谭平工程师机械包中平工程师电气张生河高级工程师电气王长秀高级工程师电气张从江高级工程师土建谭显龙高级工程师土建张涛工程师目 录前 言1第一章 井田概况及矿井开拓开采2第一节 井田概况2第二节 矿井开拓与开采2第二章 井下运输5附件及附图(附文字报告内)1、重庆华地工程勘察设计院设计资质证书;2、设计委托及承诺书;3、采矿许可证(副本)、营业执照、矿长资格证、矿长安全资格证;4、工业场地总平面布置图;六盘水市盘县淤泥乡湾
3、田煤矿主井运输方案设计说明书 第 14 页前 言一、项目概况六盘水市盘县淤泥乡湾田煤矿(以下简称湾田煤矿)位于盘县淤泥乡境内,企业住所位于淤泥乡下营村;矿井地理坐标为:东经10446361044646,北纬255639255730。湾田煤矿为私营独资企业,法人代表:刘祖长,根据关于六盘水市六枝特区等四县(区)煤矿整合布局方案的批复(黔府函2006205号文件),湾田煤矿与原磨盘山煤矿规划为资源、企业整合矿井,以湾田煤矿为主体整合为湾田煤矿;湾田煤矿已办理了采矿许可证、营业执照、矿长资格证、矿长安全资格证、安全生产许可证、生产许可证。整合后生产规模45万t/a。六盘水市盘县淤泥乡湾田煤矿(整合)
4、建设项目,由重庆华地工程勘察设计院设计,经贵州省能源局以关于对六盘水市盘县淤泥湾田煤矿初步设计的批复(黔能源发2010807号)批准,贵州煤矿安全监察局以关于六盘水市盘县淤泥乡湾田煤矿安全设施设计批复(黔煤安监监察函201141号),煤矿建设规模45万吨/年。二、项目提出的理由为了进一步提高湾田矿井安全装备水平及机械化程度,湾田煤矿计划在达产期采用综合机械开采,原设计主平硐原煤运输采用8t矿用防爆特殊型蓄电池电机车运输,现准备改为胶带运输机运输,实现矿井连续运输,为此改变原有主平硐将机车运输改为胶带运输机运输。第一章 井田概况及矿井开拓开采第一节 井田概况根据贵州省国土资源厅所颁发的采矿许可证
5、确定的矿界,井田范围由7个拐点坐标圈定(拐点坐标见表1-1-1),形状为一不规则的多边形,呈北西走向。走向范围东起于湾田煤矿东边界(2号勘探线以东480m),西止于西边界(F4断层以西20m),走向长约1.65km;开采标高为+1770m+1150m,宽0.350.9km,井田面积1.2065km2。矿井开采标高范围为2008年新发采矿证划定的范围,但根据拐点坐标控制的平面范围,上煤组的下界为+1530m,中煤组的下界为+1400m,下煤组的下界为+1210m。表1-1-1 湾田煤矿矿界范围拐点坐标表坐标拐点XY坐标拐点XY12871137354791325287208535477625228
6、70722354785826287228035477910328713123547787472872025354785304287164535477890准采标高为+1770m至+1150m第二节 矿井开拓与开采一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330天, 井下采用“四六”工作制,地面采用“三八”工作制,每天净提升时间为16h, 每天净运输时间为14h。二、矿井年生产能力根据黔府函2006205号(关于省人民政府关于六盘水市六枝特区等四县(区)煤矿整和调整布局方案的批复),规划矿井设计生产能力为45万t/a。三、矿井开拓方式1、矿井开拓方式:平硐开拓,上、下山开采2、井筒设置及服务区域:在原湾
7、田煤矿+1588m主平硐井口旁边新掘主平硐,主平硐井口坐标为X=2871167.042,Y=35479071.650,Z=+1584.710m,=128;利用原湾田煤矿+1584.44m新井作为副平硐,副平硐井口坐标为X=2871126.230,Y=35479093.310,Z=+1584.440m,=57;在井田北翼边界新掘一号风井作为中煤组(+1588m以下)回风井,井口坐标:X=2871841.505,Y=35478562.308,Z=+1728.031m,=8,该回风井为斜井,井筒长276m,井筒倾角27,从18煤层顶板斜穿层布置至底板;在井田东翼新掘二号回风井作为上煤组回风井,井口坐
8、标: X=2871415,Y=35478669,Z=+1700m,=122,该回风井为平硐底板斜穿层布置,平硐长262m,在开拓上煤组时从绞车房石门以33的倾角顺层穿出地表作为上煤组的安全出口,安全出口的井口坐标为:X=2871500,Y=35478457,Z=+1750m,=60;利用原矿井北翼边界回风斜井改造作为三号回风井服务于下煤组的回风井,井口坐标:X=2871987,Y=35479401,Z=+1736m,=50,井筒长105m,倾角20;利用原磨盘山煤矿主平硐改造作为开采中煤组鲁那断层以西二采区回风井(四号回风井),井口坐标:X=2872135,Y=35478076,Z=+1704
9、m,=139,井筒长81m。2、煤组划分:将1、3、61、63号煤层划分为上煤组;10、12、151、16、17、18号煤层划分为中煤组,26、271、272、291、292、32号划分为下煤组,形成分组联合布置开拓方式。3、矿井水平及阶段划分:水平划分:该开拓方案矿井划分为二个水平,+1588m水平和+1408m水平,+1408m水平只为下煤组服务。阶段划分:中煤组和上煤组均划分为二个阶段,+1588m以上为一阶段,+1408m+1588m为二阶段;下煤组划分为二个阶段,即+1408m+1588m为一阶段,+1408m+1270m为二阶段。4、主要运输大巷、石门设置1)大巷布置:主要运输大巷
10、距18号煤层底板水平距离为100m岩石中,辅助运输大巷距18号煤层底板水平距离为40m(为原有利用巷道,原有一段巷道布置在18号煤层中) 岩石中,均服务于上、中、下三个煤组,全矿井布置二条集中运输大巷(一条主要运输大巷和一条辅助运输大巷)。2)主要运输石门:上煤组+1588m水平主要运输石门垂直煤层底板穿层布置,下煤组+1588m水平主要运输石门垂直煤层顶板穿层布置,走向上位置与中煤组下山位置基本相同,分别服务于上煤组和下煤组。5、采区划分:该矿井开拓方案矿井采区划分为六个采区,鲁那断层以东与F3断层以西中煤组+1537m标高以下为一采区(中煤组+1588标高以上各煤层矿井已进行了开采布置由原
11、有生产系统进行开采,与设计生产系统无关),鲁那断层以西中煤组为二采区;上煤组+1588m标高以上为三采区,上煤组+1588m标高以下为四采区;下煤组+1408m标高以上为五采区,在+1408m标高以下下煤组为六采区。四、矿井开采(一)首采区数目和位置设计将可采煤层划分为上、中、下三个煤组布置开采,划分为两个水平,六个采区,根据前述分析,为减少矿井达产工程量,先布置中煤组、后布置上煤组、最后布置下煤组开拓布置原则,矿井首采区(达产采区)为中煤组+1588m水平一采区(下山采区)。(二)首采区特征根据采区划分,一采区范围上界为+1588m标高(其中在+1542m标高以上只有16号煤层可采),下界为
12、矿井+1408m标高,西以鲁那断层为界,东至矿井东翼边界,走向长度为1040m,倾斜长度502m。(三)采煤方法与工艺1、采煤方法根据上述煤层赋存条件和开采技术条件,确定采用走向长壁采煤法,后退式开采,全部冒落法管理顶板。2、采煤工艺1)原设计落煤方式 由于16煤层通过回风巷的揭露情况分析,有断距在2至3m的断层,煤层不稳定,不利于采用机采,因此选择投产时对于中煤组16号煤层采用放炮落,达产采煤工作 面(10号煤层)采用MG2150-W型双滚筒采煤机机械落煤(高档普采)。2)矿井今后的落煤方式在达产时期矿井计划改为综合机械化采煤,工作面采用MG2150-W型双滚筒采煤机机械落煤,液压支架支护顶
13、板(即采用综采)。第二章 井下运输方案一、煤炭运输方式(一)大巷运输方式根据井田地层特点及开拓方案和开采布置,结合矿井设计生产能力和运输距离等实际情况,井下大巷煤炭运输方式采用皮带运输。(二)采区运输方式根据矿井的开拓方式及采区布置,采区煤炭运输选用胶带运输机运输。(三)矿井辅助运输辅助平硐及大巷作为矿井的辅助运输(采用轨道运输方式),采用CDXT-5矿用防爆蓄电池电机车运输;采区运输下山安装架空乘人装置运送人员。二、煤炭运输设备(一)主平硐运输设备选择(一号皮带)1、设计依据综采工作面生产量Q=303t/h(设计按Q=400t/h计算主平硐运输设备),主平硐倾角=0.000052(按3计算倾
14、角),运输长度L=780m(按最大运行长度设计),物料松散密度-物料散密度0.9t/m3;V-带速m/s(取2)。2、选型计算1)输送机带宽计算: B= 式中:Q小时产量t/h; B胶带宽度(m); K断面系数取300;物料散密度0.9t/m3; v带速m/s(取2); C倾角系数取1(按倾角取值);k托辊槽角影响系数系数取1.11.15,取1.1。主井带宽:B=0.821m=821mm。2)预选带式输送机:主井预选DTL100/50/2110固定带式输送机,主要技术参数为:带速为2.0m/s;带宽1000mm,输送能力为500t/h,电动机功率2110kW,配用电机为YB315S-4矿用防爆
15、电机。选用ST-630钢丝绳芯阻燃胶带,钢丝绳芯阻燃胶带技术参数:带强度为630N/mm,钢丝绳直径为5.0mm,胶带重量为30kg/m,胶带厚度为上下均为6mm (符合MT668-1997)。3、校验计算1)校验计算的基础数据: V皮带速m/s(2m/s);胶带拉断力=630N/mm;总围抱角=450,上托辊间距lg=1.2m,下托辊间距lg=2.0m。2)输送能力校验:根据以上初选的输送机可知,输送能力大于采区生产能力,输送能力满足要求。3)运行阻力与胶带张力计算直线段运行阻力:WZH=(q+qd+qg)Lcosg+(q+qd)Lsing 空段工作阻力:WK=(qd+qg)Lcosg-qd
16、Lsing 式中:L输机工作长度m;qd-胶带单位长度的质量(30kg/m);q输送机单位长度货载质量kg/m;q=Q/(3.6v),q=55.56kg/m;qg重段托辊单位长度质量qg=mg/lg=11/1.2=9.17(kg/m);qg空段托辊单位长度质量qg=mg/lg=11/2.0=5.5(kg/m);mg重段托辊转动部分的质量(11kg);mg空段托辊转动部分的质量(11kg);lg重段托辊间距1.2m;lg-空段托辊间距2.0m;槽形托棍的阻力系数取0.04;-槽形托棍的阻力系数取0.035;图2-1 胶带运输机传动系统图主井皮带运输机(向下运输)直线段运行阻力:WZH=(q+qd
17、+qg)Lcosg-(q+qd)Lsing空段工作阻力:WK=(qd+qg)Lcosg+qdLsingWZH=(55.56+30+9.17)780cos0.0000520.049.8+(55.56+30)780sin0.0000529.8=28965+0.59=28966N;WK=(30+5.5)7800.035cos0.0000529.8+30780sin0.0000529.8=9498+0.21=9498N;S2=S1+WK= S1+9498 ;S3=1.04S2=1.04S1+9878;S4=S3+WZH=1.04S1+38844;S5S6=1.04S4=1.0816S1+40398;
18、S6=S11+(ea-1)/n= S11+(4.84-1)/n=S11+3.84/1.15=4.34S1ea-可以查表(根据围抱角和托辊材料查表取4.84);n取1.15S1=12398N;S2=21896N;S3=22772N;S4=51738N;S5S6=53807N;4)按悬垂度要求的最小张力SZX5(q+qd)lgcosgSZX5(55.56+30)1.5cos0.0000529.8=6289NS3=22772N,符合要求;5)胶带安全系数数:m =(B)/ S6 式中S6胶带最大张力N;B-胶带宽度mm;钢丝绳胶带每毫米宽的拉断力(N/mm),=630N/mm;m安全系数;m=(10
19、00630)/53807=11.71;所选胶带强度能满足要求。6)牵引与电动机功率计算(1)输送机主轴牵引力:WF=S6-S1+0.04(S6+S1) 输送机主轴牵引力:WF=53807-12398+0.04(53807+12398)=44057N;(2)电动机功率:N= WFV/1000 式中:V-胶带运行速度m/s;减速器机械效率输送机主轴牵引力:N=4405721.1/10000.80=121.16kW;7)拉紧装置拉紧力确定:T=2S4 拉紧装置拉紧力:T=251738=103476N;选用ZYL250J 自控液压拉紧装置,最大拉紧力为250kN;8)拉紧装置拉紧行程确定:L行=L(+
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