安阳XX煤业有限责任公司13采区设计说明书.doc

安阳大众煤业有限责任公司13采区设计说明书安阳鑫龙煤业（集团）大众公司二一二年六月参加设计人员名单姓 名专 业职 称前 言 13采区为11采区的接替采区，绝大部分位于南翼-250水平以下，利用南翼-250运输大巷及13采区轨道下山进风、运料、利用13采区皮带下山及采区中部与新主井之间布置的上仓胶带巷运煤，利用13采区回风下山及南翼总回风巷回风。采用串联风掘进方式在各工作面底板巷开口位置处掘进一回风联络巷与13采区轨道下山与南翼总回风巷连接，并在各工作面下顺槽开口位置处掘进一进风巷与13采区轨道下山连接，完善13采区的通风、排水、供电、生产等系统方案是本采区设计的核心内容。设计方案确定之前，矿生产技术部组织相关人员做了数个方案，经过反复方案比较和优化，最后经安阳鑫龙煤业（集团）大众公司领导、主管部室和矿技术人员共同审议后，确定该方案，作为设计的最终方案。该设计的指导思想和原则是严格执行煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范，以现场提供资料为依据，以采矿设计手册为参照。本着“低投入、高效益、工期短、见效快”的原则。 该方案的主要目的是在于合理地开发矿井中部煤田，为矿井下部其它采区安全生产积累经验。在工程进度和工期计划方面如能提高采掘机械化程度，将会缩短工期，提高采区生产能力，增加安全系数，也是煤矿实现高产、高效、降本、低耗的唯一目标。采区设计过程中，由于相关基础资料短缺，设计人员能力有限，难免有误，在施工设计和单项工程设计中，应加以补充完善。 2012-5-30目 录第一章 采区概况1第二章 采区巷道布置10第三章 采煤方法13第四章 采区系统及其技术装备14第五章 机电运输系统24第六章 通讯、监测系统44第七章 采区巷道工程建设及工期45第八章 安全技术措施47第九章 瓦斯区域治理50附图目录序号图纸名称图 号比例备注1二1煤层底板等高线及储量估算图cqsj-23-011：2000生产部2巷道布置平面图cqsj-23-021：2000生产部3地质剖面图cqsj-23-031：1000生产部4通风系统图cqsj-23-041：2000通风部5抽放系统图cqsj-23-051：2000通风部6监测监控系统图cqsj-23-061：2000通风部7防尘防灭火系统图cqsj-23-071：2000通风部8避灾路线图cqsj-23-081：2000通风部9供电系统图cqsj-23-09机电部10首采工作面电气及设备布置图cqsj-23-10机电部11人员定位系统图cqsj-23-111：2000机电部12压风系统图cqsj-23-121：2000机电部13排水系统图cqsj-23-13机电部14通讯设备布置图cqsj-23-141：2000机电部15运输(轨道、皮带)系统图cqsj-23-151：2000机电部16采区上部车场布置图cqsj-23-161：100生产部17采区中部车场布置图cqsj-23-171：200生产部18采区下部车场布置图cqsj-23-181：500生产部19采区巷道断面图册cqsj-23-191：50生产部20-480水平变电所及泵房水仓平、剖、断面图cqsj-23-201:500生产部21采区煤仓平、剖、断面图cqsj-23-211:100生产部22-350水平轨道、皮带、回风石门剖面图cqsj-23-221:1000生产部23采区轨道、皮带、回风下山剖面图cqsj-23-231:1000生产部24-350水平回风巷剖面图cqsj-23-241：500生产部第一章 采区概况一、 概况13采区位于矿井井田的南部，大部位于-250水平以下，南至村庄保护煤柱边界、北至巷道保护煤柱，上部与11采区为邻，下部为-390水平。采区范围坐标（详见大众煤业公司3采区设计图1：1000）：采区范围坐标序号xy备注1400580038508109.47524006602.03938508023.2033400673120344006766.90138508129.81754006765.89238508157.27464006381.47838508775.88674006244.29838508692.80384006287.59938508622.82894005805.97538508622.828最高开采水平为-250m，最低开采水平为-400m，阶段垂高150m，地表为丘陵地形，部分为农田。二、 采区地质特征基岩在本区内仅有零星出露，据矿井勘探钻孔和井巷揭露，地层由老至新为奥陶系中统（o2）、石炭系中上统（c2+3）、二叠系（p）和新近系（o+r）。（一） 采区主要构造1、褶曲南翼向斜：位于井田南翼的向斜，背斜轴部位于南鲁仙村，为一宽缓北陡向东倾伏的宽缓向斜，采区位于南翼和转折端部位。呈北东东向展布，向东逐渐倾没，沿走向并有宽缓的波状起伏，倾角726，两翼不对称，采区主要位于南翼。2、断层采区内断层以北北东向断层为主，下部是f101和fd5断层，分述如下：（1） f101断层：纵横井田中部，走向北北东北东，倾向105145左右，倾角70左右，落差050m，断层位于本采区下边缘，基本对本采区无大影响。（2） fd5断层：位于13采区的下部，是f101断层次一级构造，其走向北北东北东，倾向105135倾斜。该断层在区内落差17m，是该区内主要地质构造。3、岩浆岩采区上部有岩浆岩侵入体，一般是沿构造带和煤层侵入，入侵范围有待揭露，入侵范围对煤层煤质的影响程度有一定规律，岩浆侵入体附近由近及远分布有天然焦、无烟煤，烟煤。水文地质（一）主要含水层1、新近系砂、砾石（岩）孔隙潜水含水层本层属孔隙含水层。主要由冲、洪积流砂、砾石构成。含水层累计沉积厚度小于30m，其沉积厚度具有西北向东南逐渐增加的发育特征。2、二1煤层顶底板砂岩含水层组本层属孔隙裂隙承压含水层组，由二1煤层以上60m范围内4-6层中、粗砂岩组成，总厚度为9.27-40.60m，平均为25m左右，其中以香炭砂岩和大占砂岩为主，含弱裂隙承压水。据以往地质资料，仅个别层位有冲洗液漏失现象。本区位于井田南部，二1煤层之上基岩覆盖厚度相对较大，含水层单层厚度小，孔隙不发育，地表坡度大，降水补给条件差。因此，该含水层裂隙水在生产中易于疏排，对二1煤层开采一般不会构成大的影响。3、太原组上段（l8）灰岩含水层属岩溶裂隙含水层，为二1煤层底板直接充水含水层，浅部揭露厚度为1.5m3.25m，一般3.0m左右，灰岩泥质成分较高，裂隙岩溶发育较差，富水性弱而不均。随开采深度的增加，其水头压力也会随之增大，在隔水底板薄弱或在断层附近时，有可能产生底板突水，危及安全生产。4、中奥陶统（o2）灰岩含水层属岩溶裂隙含水层，其导、富水性强，当受断层构造影响，使o2灰岩含水层与区内二1煤层或其顶底板含水层在断层接触部位产生直接水力联系时，对煤层开采可能会造成水患，开采中应采取措施加以防范。（二）主要隔水层1、二1煤层顶板隔水层自二1煤层60m以上起，上至基岩面，一般厚度多大于300m，该层段主要由厚层泥岩、砂质泥岩组成，其间虽夹有中粗粒砂岩含水层， 但其裂隙不发育，导、富水性差，而其力学强度较高， 在该层段中可起到骨架作用， 对新近系孔隙潜水充入二1煤矿坑具有良好的阻隔作用， 是二1煤层顶板的良好隔水层。2、二1煤层底板隔水层由泥岩、砂质泥岩和薄层灰岩组成，其导水性差，对阻隔下部灰岩岩溶裂隙水充入二1煤矿坑能起到良好的阻隔作用。（三）采区涌水量该采区开采阶段高度-220m-440m，垂高220m，按本矿煤田地质局三队提交的矿坑涌水量预算报告，推断13正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为50m3/h。三、 煤层与煤质（一） 煤层：矿井井田属石炭二叠系含煤建造。含煤地层有石炭系太原组和二叠系山西组。太原组属一煤组，山西组属二煤组。其中，二煤组之二1煤层全区发育，普遍可采。二1煤层，结构简单，属较稳定性的单一厚煤层，一般不含夹矸。该区煤层厚度0.847.97m，平均5.0m。煤层倾角824，属缓倾斜煤层。煤层特征见表1-1。 煤层特征表 表1-1煤 层可采厚度夹矸煤层结构稳定性顶底板岩性容重t/m3最小最大平均层数厚度m岩性顶板底板二10.847.975.0010.020.53灰黑色泥岩简单较稳定泥岩砂岩泥岩细砂岩泥岩砂岩泥岩细砂岩1.4（二） 煤质区内煤层受区域变质及接触变质影响，煤层的变质程度较高。原煤平均灰分为17.02%，经1.5比重液洗选后，精煤灰分为7.12%，回收率为26%。原煤硫分平均为0.35%，硫成分以有机硫为主，约占78%。根据煤质资料分析，二1煤属低水、中灰、特低硫、低磷、高容灰分之贫煤，其高位发热量平均为6170 kcae/kg，属中高发热量煤。四、 开采技术条件（一） 煤层顶、底板：二1煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，厚度为0.71-12.60m，平均5.06m，其上部为粉砂岩，局部直接顶板为中粒砂岩或岩浆岩，偶见0.50m左右的炭质泥岩伪顶。据以往蔡村精查报告岩石力学测试资料，二1煤层顶板岩性较稳定，抗压强度较高。二1煤层直接底板以砂质泥岩、泥岩为主，局部为粉砂岩，厚度分别为0.30-9.70m，平均3.26m，局部尚有炭质泥岩伪底。二1煤层顶底板岩性较稳定，矿井开采中易于维护和管理。（二） 瓦斯：根据2011年瓦斯等级鉴定结果，大众煤矿为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为10.59m3/t，绝对瓦斯涌出量为8.58m3/min。（三） 煤尘爆炸性：根据煤田地质队提供矿井南段地质报告，该矿现开采二1煤尘无爆炸性，煤层不易自燃烧。（四） 自燃发火倾向：2004年4月，煤田地质队提供矿井南段地质报告，该矿煤炭自燃倾向等级为三类，不易自燃。五、 储量13采区走向长度平均872m，倾斜长度平均534m，倾角平均16左右，斜面积46.6万m2，煤层容重1.45t/m3，可采厚度平均4.5m，采区回采率取0.75。可采储量为：46.64.51.450.75=228.05（万t）。六、 采区生产能力及服务年限（一） 采区生产能力的确定13采区为单翼回采工作面，根椐地质条件、阶段长度和本矿人员管理及装备水平采区工作面走向长度已基本限定。回采工作面采煤方法采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。采区生产能力按常规可分为；分层炮采工艺和综采一次采全高工艺，二种采煤方法，分别计算如下：1、采煤工作面单产计算按照确定的工作面长度，选取工作面推进度以及采高进行计算a=ll1mrc式中：a工作面日产量，t/d；l工作面长度，m；l1工作面日推进度，m；m采高；mr煤的视密度（容重）t/m3c工作面回采率，t/m3；a=1201.24.51.4593%=873.8（t/d）年生产天数按330天，工作面单产年生产能力为。330873.8=288354t/a28.8 （万t/a）掘进工作面单产计算:a1=l2msrn 式中:a1煤巷掘进工作面日产量，t/d；l2工作面日掘进度，m；ms掘进工作面断面积；m2r煤层视容度，t/m3；n采区内日掘进工作面个数；个a1=36.141.42=51 t/d年生产天数按330天，掘进工作面年生产能力为。33051=17020 t/a13采区年生产能力为： ab=a+a1 ab=k1k2a式中：ab采区生产能力， 万t/a；a回采工作面年产量 ，万t/a；a1煤巷掘进工作面年产量，万t/a；k1工作面产量不均衡系数，取97%；k2采区内掘进出煤系数，取1.1。 ab=288354+17020 = 305374 (t/a) 30.5（万t/a）ab=0.971.1288354 =307674（t/a） 30.7（万吨/a）两计算方法结果相加取其平均值，确定采区生产能为30.6万t/a。2、综采一次采全高工作面单产计算 a=ll1mrc式中：a工作面日产量，t/d； l工作面长度，m； l1工作面日推进度，m； mq工作面煤层全厚度，m r煤层视密度；c工作面回采率；a=12025.01.473 %=1225 （t/a）全年生产天数330天，工作面单产年生产能力为：1225330=404250 40.4（万t/a）11采区年生产能力为:ab=a+a1ab=k1k2a式中: ab采区生产能力， 万t/a a回采工作面年产量，万t/a； a1煤巷掘进工作面年产量，万t/a；k1工作面产量不均衡系数，取95 %； k2采区内掘进出煤系数，取1.1 ab=40.4+1.7= 42.1 (万t/a) ab=0.951.1404250= 422441t/a 42 (万t/a)两数相加取其平均值，13采区年生产能力为42万t/年。（二） 采区服务年限式中：t采区服务年限；年 zk采区可采储量；（万t） a采区年产能力；(万t/a) k为储量系数；按倾斜分层开采的年产量28.75万吨/年计算：（年）按一次采全高的年产量42万吨/年计算： （年）70第二章 采区巷道布置 （一）区段划分1、采面长度的确定：根据现有生产技术管理水平、运输设备情况以及采区地质构造分布情况，工作面斜长取120m。2、区段个数的确定：根据本采区倾斜长度及地质情况，该采区为单翼采区，共划分4个区段，区段斜长120m。（二）13采区布置13采区为高瓦斯区，根据煤矿安全规程第113条之规定，高瓦斯矿井的每一个采区必须设置至少一条专用回风巷，设计考虑在采区内布置三条下山巷道，一条专用回风下山、一条皮带运输下山和一条轨道下山。1、13采区轨道下山13采区轨道下山沿煤层底板布置，贯穿整个13采区，巷道内敷设600mm道轨，采用gd-2.5型矿用提升绞车运输，担负提矸、运料兼进风任务。采用锚网支护，设计断面净宽净高=4.2m3.4m，成直墙半圆拱形，掘进断面14.47m2，净断面12.38m2，工程量734m。通过13采区中部车场与13采区轨道下山连接，采区中部车场采用锚网支护，设计断面净宽净高=4.2m3.4m，成直墙半圆拱形，掘进断面14.47m2，净断面12.38m2，共计四个采区中部车场，各采区中部车场工程量为36m,共计144m，13采区中部车场和13采区轨道下山总工程量为903m。2、13采区皮带下山13采区皮带下山居中布置，皮带下山和轨道下山（中-中）间距28.5m，沿煤层底板掘进，采用锚网支护，设计断面为净宽净高=4.2m3.4m，成直墙半圆拱形，掘进断面14.47m2，净断面12.38m2，工程量739m。通过13采区溜煤眼与13采区皮带下山连接，共计四个溜煤眼，单个溜煤眼工程量为14m，总工程量为56m,在采区中部与新主井之间布置上仓胶带巷，沿煤层底板掘进，采用锚网支护，设计断面为净宽净高=4.2m3.4m，成直墙半圆拱形，掘进断面14.47m2，净断面12.38m2，工程量667m,13采区皮带下山、13采区溜煤眼及13采区上仓胶带运输巷，总工程量为1462m。3、13采区回风下山13采区回风下山与13采区皮带下山（中-中）间距为33m，居右布置在煤层底板岩巷中，采用锚网支护，设计断面为净宽净高=4.2m3.4m，成直墙半圆拱形，掘进断面14.47m2，净断面12.38m2，工程量736m。通过13采区回风联络巷与13采区回风下山连接，完成采区的回风系统。单个13采区回风联络巷工程量为119m，共计四个回风联络巷，总工程量为476m，13采区回风下山与13采区回风联络巷的总工程量为1212m。（三）车场及硐室1、根据施工需要，13采区内设计四个中部车场，总工程量为144m。具体参数见设计图。2、变电所、泵房及水仓13采区中部变电所布置在13采区轨道下山第二联络巷，工程量为37m，见13采区巷道布置平面图；泵房及水仓均位于13采区底部，具体参数见-390水平泵房及水仓设计图。3、13采区轨道、皮带、回风下山施工时，各斜巷躲避硐室设置间隔距离为40m，躲避硐室为净宽净高净深=4.0m3.0m3.0m，采用锚网喷支护，成直墙半圆拱形。（四）回采工作面接替本采区为单翼采区，共布置4个回采工作面，接替顺序为：13011工作面13031工作面13051工作面13071工作面。第三章 采煤方法一、采煤方法选择根据矿井的实际情况，采用后退式走向长壁工作面采煤法进行回采，采煤工艺为综采放顶煤，顶板管理采用全部陷落法。回采工作面采用采煤机螺旋式滚筒和前部刮板输送机铲煤板装煤，后部刮板输送机装放顶煤。二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型选用型号为mg160/375-wd1型双滚筒割煤机和zf2400/16/24型液压支架组成基本支护。采煤机螺旋式滚筒和前部刮板输送机铲煤板装煤，后部刮板输送机装放顶煤。工作面运煤选用两部型号为sgz630/2132刮板运输机，运输能力为450t/h；下顺槽选用装载机及皮带运输机。见回采工作面主要设备一览表。三、工作面支架设备选型1、采煤工作面基本情况采煤工作面上下顺槽平均长度为600米，工作面长度120米，采高2.0米。2、采煤工作面设备选型采用采煤机落煤，其型号为mg160/375-wd1型双滚筒割煤,双向割煤，支架尾梁摆动、后插板伸缩放顶煤。3、工作面支护工作面支架选采用zf2400/16/24型液压支架组成基本支护，支架规格为长宽高=520012501550mm。4、装煤方式采煤机螺旋式滚筒和前部刮板输送机铲煤板装煤，后部刮板输送机装运放顶煤。5、运煤方式工作面选用两部型号为sgz630/2132刮板运输机进行运煤，运输能力为450t/h，下顺槽选用装载机及皮带运输机。表3-1 回采工作面主要设备一览表名称数量项目技术参数采煤机1型号mg160/375-wd1截深600mm采高1.52.4m功率（216022225.5）kw牵引方式无链牵引牵引速度06.36m/min适用倾角22轻放支架120型号zf2400/16/24支撑高度15502300mm支架中心距1250mm支架强度0.5mpa工作阻力2400kn推溜力305kn拉架力483kn测护板伸出量140mm乳化泵2型号brw-200/31.5公称压力31.5mpa功率125kw公称流量200l/min刮板机2sgz630/2132四、回采工作面参数1、采高：采区开采二1煤层，厚度平均4.0m，属稳定的厚煤层。设计采用综采放顶煤工艺，采煤高度为2.0m，放煤高度为2.0m。2、工作面长度：煤层赋存较稳定，厚度适中，顶底板条件较好，倾角平缓，工作面长度取120m。第四章 采区系统及其技术装备一、 运输1、 原煤从回采工作面下平巷运输机，转载到采区皮带下山dtl80运输机，再转皮带下山三部dtl80运输机运至主井底装载机仓，装入箕斗后，经主井提升至地面。掘进出煤由矿车装运或用sgs40t运输机转载到采区皮带下山dtl80运输机，与上同方式。2、 运料采区所用各种材料设备，由副井卸下，用专用车辆通过-250大巷送到12采区轨道下山上车场，经编钩联车后，由jk12.5/2.5b绞车提送到至-400水平接力车场，再次编钩联车，所用的物料经片口甩车至工作面上回风顺槽和下进风顺槽，最后人工推车送到施工地点。串车数量为：人车和碴车定3辆，材料车不超过5辆。二、 矿井通风现状矿井具备完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监测监控系统。通风设计规范，系统合理，设施齐全可靠。我矿现有主井、副井、北风井和中央风井4个井筒，主井、副井进风，北风井、中央风井回风，通风方式为两翼对角式，北风井安装有两台g4-73-1125离心式通风机，电机功率310kw，一台运转，一台备用；中央风井安装有两台elcdz22轴流式对旋通风机，电机功率160kw2，一台运转，一台备用。矿井总进风6638m3/min，总回风6783m3/min，有效风量为6054m3/min，有效风量率为91.2%，符合煤矿安全规程要求，等积孔为1.32m2，12个固定测风站，永久风门22组，永久密闭8个。自建矿至今共发生煤与瓦斯突出8次。井下12采区建有瓦斯抽放移动泵站，进行边掘边抽，目前抽放率为34%。三、 采区通风该采区布置为单翼回采，采用全负压通风，掘进工作面和开拓岩巷工作面均为局扇压入式供风。回采工作面和掘进工作面都采用独立通风，采区实行分区通风。1、采区风量计算（1）按采区内同时工作的最多人数计算风量 q=4nk式中 q采区总供风量，m3/min n采区内同时工作的最多人数，人 4每人每分钟供风标准，m3/min k采区通风系数，取1.2生产高峰时期一个回采工作面40人，两个掘进工作面各20人，采区其它人员按人数的20%计算，则采区内班最多人数为: n=(40+20+20)(1+20%)=96（人）， q=4721.2=406.8m3/min（2）按各用风地点冲淡瓦斯浓度所需要风量计算 q采=100qch4k式中： q采采区所需要风量 qch4回采工作面瓦斯绝对涌出量，取值；3 m3/min k采区通风系数1.3， q采=10031.3 =390m3/min q掘=100qch4kn q掘采区内掘进工作面总用风量，m3/min qch4掘进工作面瓦斯绝对涌出量，2m3/min k掘进通风系数，1.2 n采区内掘进工作面个数 q掘=10021.22 =480m3/min，q峒：按照煤矿安全规程执行说明，采区变电所、抽放泵站各取80m3/min。采区总需风量： k通 矿井通风系数，取1.25 总=（q采+q掘+q峒 ）k通 =（390+480+160）1.25 =1287.5m3/min，（3）按总回风瓦斯浓度不超过0.7 % 计算， 式中： q采采区需风量， k采通采区通风系数， k增以12采区2010年为基础的后产量递增系数；q瓦采区瓦斯绝对涌出量； =943m3/min根据以上三种计算结果，取其最大值，故采区需要风量为1287.5m3/min，2、采区风量分配及风速验算：采区风量取值计算为三种结果，第二种比其它两种计算结果偏大，所以采区内各用风地点的风量按第二种计算所得的结果进行分配，余额风量作为 风量调节备用和其它巷道使用。（q采=390 m3/min；q掘=480 m3/min；q峒=160 m3/min）采煤工作面风速验算 按最低风速验算：采煤工作面的最低风量： q采=15s采式中 q采-采煤工作面的最低风量，m3/min； s采-采煤工作面平均断面积，m2； 15 - 采煤工作面允许最低风速，0.2560=15m/min. q采=1510.15=152.25 m3/min 按最高风速验算：采煤工作面的最高风量： q采=240s采式中 q采-采煤工作面的最低风量，m3/min； s采-采煤工作面平均断面积，m2； 15 - 采煤工作面允许最低风速，4.060=240m/min. q采=24010.15=2436 m3/min 152.25 m3/min390 m3/min2436 m3/min掘进工作面风速验算 按最低风速验算：掘进工作面的最低风量： q掘=v掘s掘式中 q掘-掘进工作面的最低风量，m3/min； s掘-掘进工作面平均断面积，m2； v掘- 掘进工作面允许最低风速，0.2560=15m/min. q掘=1514.69=220.35 m3/min 按最高风速验算：掘进工作面的最高风量： q掘=v掘s掘式中 q掘-掘进工作面的最高风量，m3/min； s掘-掘进工作面平均断面积，m2； v掘- 掘进工作面允许最高风速，4.060=240m/min. q掘=24014.69=3525.6m3/min 220.35 m3/min240 m3/min3525.6 m3/min符合规程规定。第五章 机电运输系统一、运输系统（一）11采区皮带运输巷皮带运输机根据煤矿安全规程和设计规范要求，结合矿现有装备实际情况，拟选用dtl120型胶带输送机。巷道技术参数：1、输送距离：l=540m；2、安装倾角：=14；3、输送生产率：110万t/a。经计算选用tdl120/35-255型皮带运输机3部，其技术参数为：带宽：b=1200mm，带速v=1.63m/s每部输送机长：l=270m 主动滚筒直径：500mm适用最大倾角16胶带类型：pvg整芯阻燃胶带，5级带，带强800s 电机功率：240=80kw输送生产率：350t/h（二）11采区皮带运输下山皮带输送机选型巷道技术参数：1、输送距离l=1937m2、倾角=143、输送生产率：110万t/a11采区皮带运输下山，由于运输距离长，考虑到上下10个工作面不同时开采，采用4台胶带输送机搭接的运输方式。4台皮带运输机长度为540m。其型号为dtl120/35/55+55其技术参数为：b=1200mm，l=540m，v=1.63m/s，=24，输送生产率450t/h。电机功率为55+55=110kw胶带类型为pvg整芯阻燃胶带，6级带。带强1000s以上。上述胶带机均采用防爆电机拖动，并配备防打滑烟雾、温度、堆煤等保护装置、自动撒水装置、火灾自动灭火、报警装置、防跑偏装置、可靠的逆止装置、断带保护装置、防撕裂保护装置等综合保护设备。（三）采煤工作面采煤工作面运输采用sgz-630/264刮板运输机及刮板转载机szd-630/75；工作面下顺槽采用ssj-800/240双向可伸缩型皮带运输机。（四）掘进工作面掘进工作面运输采用sgz-630/264刮板运输机和ssj-800/240双向可伸缩型皮带运输机及皮带转载机qzp-160a。以上胶带机均采用防爆电机拖动，并配备防打滑、烟雾、温度、堆煤等保护装置、自动撒水装置、火灾自动灭火、报警装置、防跑偏装置、可靠的逆止装置、断带保护装置、防撕裂保护装置等综合保护设备。二、排水系统（一）排水系统由-700水平排至-250大巷，流至中央泵房水仓，再由中央泵房水泵排至地面。（二）原始资料根据大众煤矿2007年2月提供的大众煤矿矿坑涌水量预算报告，正常涌水量为170m3/h，最大涌水量为209m3/h。根据生产设计提供实际垂高h=270m。（三）水泵的选型计算根据煤矿安全规程278条规定，必须有工作、备用和检修的水泵，工作水泵能力应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量，备用泵的能力不小于工作泵能力的70%。工作泵和备用泵的总能力应能在20h内排出矿井24h最大涌水量。1、水泵必须的排水能力正常涌水量时：式中：qb水泵必须的排水能力；q正常矿井正常涌水量，170m3/h。最大涌水量时：2、水泵必须的扬程式中：hp排水高度，按生产设计资料hp=300m； hx吸水高度，取hx=5m；g管路效率，沿轨道下山敷设当：20-30时取g=0.8 3、预选水泵型号根据qb、qbmax以及hb，选择md280-438型水泵，电机yb450m1-4，6kv。其技术参数为扬程h=344m，单级扬程hd=43m，流量q=280m3/h，吸程hx=6m，电机功率p=450kw。4、确定水泵的台数（1）正常涌水时工作水泵的台数选择n1=1台（2）最大涌水时备用水泵台数n2选择n2=1台（3）检修水泵的台数n30.25n1=0.25 选择n3=1台即：一用一备一检修，共3台水泵5、校验水泵的稳定性hsy=hp+hx=270+6=276mho=ihd=438=344mhsy=2760.9ho=0.9344=309.6m满足要求。（四）管路设计根据煤矿安全规程278条规定1、管路趟数的确定设置2趟管路一趟工作，一趟备用。2、管路在泵房中的布置3、管材选择：选择热扎无缝钢管4、管径的计算（1）排水管内径：取经济流速：vp=1.8m/s则: 式中:qe水泵额定流量；vp1经济流速。查表选取2738无缝管（2）吸水管内径：取vx=1.2m/s选取3258无缝管5、排水管壁厚的验算因所选管子壁厚为8mm，大于5.68mm，故满足要求。式中：管壁厚d所选管的外径p水管内部压力，取p=1.1104hp， n/m2r管材许用应力r=80106 ， n/m2hp排水扬程c附加厚度6、管路特性计算管路阻力损失常数：p=0.0282 x=0.0268lx吸水管总长度，取8m；lp=（hp-7.5）+ l1+ l2+ l3 =(270-7.5)+30+20+20=332.5m取 l1=30m l2=20m l3=20m吸水管局部阻力系数为: x=15.2+10.294+10.1=5.594排水管局部阻力系数: p=40.294+20.07+11.7+11.5+30.7+30.0294(30/90)=6.91新管特性和挂垢后的管路特性方程为:h1=hsy+rq2=276+7.0910-4q2h2=hsy+1.7rq2=276+1.2110-4q2水泵安装布置示意图见图6-1 7、水泵工况点的确定参照水泵的流量范围，选取9个流量值，分别计算水泵排水所需扬程。q m3/h050100150200250300350400h1 m276276.29277.154278.6280.6283.5286.4290.1294.5h2 m276276.49278280.4283.8288.3293.64300307.4利用上表数据，在所选水泵特性曲线图上画出管路特性曲线，得出水泵工作初期和结垢后的工况点m1、m2。m1：qm1=350m3/h hm1=292m nm1=390kw m2：qm2=322m3/h hm2=296m n1=384kw8、吸水高度hx取hx=4-5m符合要求。（五）排水时间校核1、正常涌水量时，水泵每天工作小时数初期：后期：2、最大涌出量时，水泵每天工作小时数初期：后期：（六）电动机容量验算水泵配套电机功率450kw，大于计算容量，满足要求。根据以上计算，考虑到涌水量、排水高度、管路较长，选用md280-439型离心水泵3台，配套电机为450kw防爆高压电机，型号为：yb450m1-4。正常涌水时1台工作，1台备用，1台检修。最大涌水时2台工作，排水管选用2738mm，无缝钢管2趟，沿轨道下山敷设。正常涌水时，一趟水管工作，另一趟备用。最大涌水时2趟工作。（七）泵房长度、宽度、高度的确定1、泵房长度l=nzlj+a（nz+1）=34238+2000（3+1）=20714m取整数为21m式中:l泵房长度；nz水泵总台数；lj水泵基础长度；a水泵基础之间距离。2、泵房宽度b=bj+b1+b2=1000+1700+800=3500式中：b泵度宽度；bj水泵基础宽；b1水泵基础边至轨道侧峒室边距；b2水泵基础边至另一侧距离。3、泵房高度h=3.5m（起重梁至水泵房底板）三、轨道下山提升（一）轨道下山技术参数斜长l= 1582 m ；倾角124；产量：担负90万t/a原煤生产时的辅助提升；矸量：30车/班；工作制度：330天，16 h；最大班下井人数：184人；一次提矸串矿车3辆，载重：31700 kg=5100 kg一次提人串车xrc12-6/6型三辆，首车一辆，尾车2辆；提人数36人/次，1t标准矿车mg1.1-6 轨距600mm。（二）提升设备选型提升方式采用单钩串车提升，提矸下料一次串3辆标准1t矿车，矿车自重600kg，最大载矸量1700 kg，人车采用xrc12-6/6型，人行车，一次运送36人，首车1辆，自重2200 kg，尾车2辆，自重1050 kg/辆，设计最大提升速度vm=4m/s。1、钢丝绳（1）提升斜长：lt=946m+35+35=1016m（2）绳端荷重q矸=3（600+1700）（sim23+0.015cos23）=2801 kgq人=(22200+1050+3670)0.406=3236 kg(3)钢丝绳悬长:lc=946+70=1016 m(4)钢丝绳单重:钢丝绳选用67+fc-28-1570-特型pm=2.7kg/m， dn=28mm qu=441kn钢丝绳安全系数：根据煤矿安全规程要求，提人时安全系数大于9，稍微磨损安全系数小于9，因此选择钢丝绳67+fc-28-1570-特型比较合理。pm=3.52 kg/m， dn=32 mm qu=533 kn钢丝绳安全系数:所选钢丝绳符合煤矿安全规程要求。2、提升机（1）滚筒直径dg6032=1920mm，选用dg2000mm（2）最大静张力差fj=fc=（3236+3.5210160.621）9.81/1000=53.53kn(3)结合提升斜长等因素选用jky2.5/2.5b型液压防爆绞车fj=fc=90 kn， dg=2500 mm，bg=2500 mm二层缠绕钢丝总长度1060 m，最大绳径32 mm(4)缠绕宽度校验(二层)3、电动机选用电机型号：yb355l-6型电机2台，功率220 kw2=440 kw286.6 kw，满足要求。四、供电第一节 供电概述一、概述根据13采区情况，在采区中部建一个采区变电所即13采区变电所，由井下11采区变电所引出电源，主要担负该采区采煤掘进、提升运输、采区皮带运输等供电。二、用电负荷统计用电负荷统计见表7-1。三、电缆选择1、根据持续允许电流选择高压电缆截面根据13采区用电负荷情况，总负荷s=1810kva 2、根据经济电流密度选择电缆截面：选用2根myjv32-390mm2-10kv交联聚乙烯绝缘细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。其允许载流量和电缆截面均符合要求。供电电源由中央变电所接至11采区变电所，沿轨道下山敷设至13采区变电所，长度700m/根。四、变电所高低压配电系统13采区变电所担负13采区提升运输、采掘工作面的设备用电，采区供配电设备均采用矿用隔爆型。电压等级分为：高压6kv、1140v、低压660v，照明和电钻电压为127v.五、13采区变电所高低压配电设备选型采区变电所变电所高低压配电设备均选用矿用隔爆型。采煤工作面选用kbsgzy-t-500/6型移动式变电站2台，干式变压器选用kbsg2-500/6（1台）、kbsg2-315/6（2台）和kbsg2-200/6（1台）；高爆真空开关pbg-630/6z型9台。低压馈电开关均选用bkd5型矿用隔爆型自动馈电开关，启动器选用bqd15-2及bqd10型矿用隔爆型电磁启动器。根据中华人民共和国煤炭行业标准煤矿用阻燃电缆（mt818.1-818.14-1999）,电缆全部按新标准设计。中央变电所去采区变电所的高压电缆，采区变电所去高压电动机和变压器的高压电缆均选用myjv32-10/10型煤矿矿用交联聚乙烯绝缘细钢丝聚乙烯护套电力电缆；去固定设备的低压电缆选用myp-0.6/1.14型煤矿用移动屏蔽橡胶软电缆。六、13采区变电所照明及保护接地13采区变电所照明电源引自就近动力线网，照明电压为127v，照明综合保护采用bzk