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摘要本设计以袁二煤矿10号煤层为开采煤层。10#煤层地质条件较为简单，煤层倾角5-25度，平均煤厚4m，矿井设计资源量106.6Mt，设计可采储量90.56Mt，设计生产能力1.8 Mt/a，服务年限50.2a。本矿井采用立井开拓，设置主立井，副立井，回风立井根据国家相关法律法规、行业设计规范和银河煤矿提供的相关基础资料，设计共提出了2个技术上可行、经济上较合理的井田开拓方案，经过方案比选，最终确定选用方案一，即立井双水平开拓，采区后退式开采，单一长壁综合机械化一次采全高采煤法。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度200 m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。生产班每班3个循环，日进6个循环，循环进尺0.6 m矿井生产采用抽出式通风方式，中央并列式通风系统。设计选用箕斗作主提升，带式输送机作主运输，无轨胶轮车罐笼作辅助提升，无轨胶轮车作为辅助运输。关 键 词：立井；上下山开采；运输、通风、环境保护设计类型:设计ABSTRACTThe paper is designed on the basis of 10# coal seam on Yuan er coal mine.The geological condition of 10#coal seam is simple and its dip angle coal is 5to 25 degree. Besides the average thickness of 10#coal seam is nearly 4m. The designed mine resource is 106.6 Mt and recoverable reserves is 90.56 Mt.The coal seam of design production capacity is 1.8Mt/a and the length of service is 50.2 years.This mine uses shaft development way, sets the main shaft, auxiliary shaft and air shaft.According to relevant state laws and regulations, Industry standard and Basic data Provide by Milky Way Coal Mine, the design put forward 2 technically feasible, economically reasonable mine development scheme. After the comparison, scheme 1 is seleted. That is adit opening in two level, panel strip retreating working, long wall fully mechanized mining overall height in one times. ，Designed first mining district, the length of working face is 200 m, which uses fully-mechanized coal mining technology, and fully caving method to deal with goaf. The working system is “three-eight”,with two teams mining, and the other overhauling. Every mining team makes three working cycle, with4working cycle everyday. Advance of working cycle is 0.8 m, In the initial stage, the mine apply centralized and exhaust ventilation, and partition type ventilation in later stage. Band trackless rubber tire vehicle shoulder the auxiliary hoist and transportationKeywords：shaft; up-dip and down-dip minging; transportation、ventilation、environmental protection2目 录第一章 井田地质概况11.1井田位置及交通11.1.1交通位置11.1.2地形地貌21.1.3气象及水文情况21.1.4地震21.1.5矿区概况31.3矿体赋存特征以及开采技术条件121.3.1煤层及煤质121.3.2瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温131.3.3水文地质141.4井田勘探类型及勘探程度评价14第二章井田开拓152.1井田境界及储量152.1.1井田境界152.2.2资源/储量152.3井田开拓222.3.1工业场地及井口位置选择222.3.2井筒形式的确定232.3.3井筒数目的确定242.3.4井田内划分及开采顺序242.3.5开采水平的划分及水平标高确定252.4开拓方案比较确定262.4.1井田开拓方案简述262.4.2方案技术比较282.4.3方案经济比较302.5井筒322.5.1井筒断面设计322.4.2井筒参数确定352.6井底车场352.61井底车场形式选择及硐室布置35第三章 大巷运输及设备373.1大巷运输方式选择373.1.1大巷煤炭运输方式的选择373.1.2大巷辅助运输方式选择373.2矿车373.2.1矿车车辆配备373.3运输设备选型383.3.1电机车辅助运输设备选型383.3.2胶带输送机选型38第四章 采区布置及装备404.1采区布置404.1.1移交生产和达到设计能力时的采区数目及位置404.1.2采区巷道布置404.2采煤方法414.2.1采煤方法选择414.2.2采煤工艺434.2.3工作面设备确定444.2.4采煤工作面劳动组织454.3巷道掘进464.3.1采区巷道支护方式464.3.2巷道掘进464.3.3巷道掘进设备464.4技术经济指标分析47第5章 矿井通风与安全495.1拟定矿井通风系统495.1.1通风方式的基本要求495.1.2矿井通风方式的确定495.1.3确定通风方法515.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算525.2.1矿井通风总阻力计算原则525.2.2确定矿井通风容易和困难时期525.2.3矿井通风阻力计算525.2.4矿井通风总阻力565.3计算矿井总风量575.3.1矿井井风量计算575.4矿井通风设备的选型585.4.1主要通风机选型595.4.2电动机选型605.5计算矿井通风等积孔615.6预防瓦斯、火、矿尘、水、和顶板事故的安全技术措施625.6.1预防瓦斯625.6.2防火635.6.3防矿尘635.6.4预防火灾645.6.5防止顶板跨落645.7矿井下安全避险“六大系统”645.7.1监测监控系统645.7.2井下人员定位系统655.7.3紧急避险系统655.7.4压风自救系统655.7.5供水施救6557.6通信联络66第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型676.1矿井提升设备676.1.1主副井提升系统概况676.1.2 钢丝绳选型计算676.1.3 提升系统运动学计算686.1.4 提升系统动力学计算696.1.5 提升电动机校验706.1.6防滑验算716.2主运输设备选型736.2.1胶带输送机选型736.2.1 运行阻力计算746.2.3驱动功率计算746.2.4输送带张力计算756.2.5刮板输送机选型756.2.6矿车设备选型766.3矿井排水设备选型766.4压缩空气设备选型766.4.1压缩空气系统概况766.4.2压缩空气设备能力校核766.4.3 压缩空气管路77第7章 环境保护787.1环境现状及地面保护物概述787.2主要污染源及污染物787.3资源开发对生态环境影响与评价787.4资源开采环境损害的控制与生态重建797.5主要结论82致 谢83参考文献843摘要本设计以袁二煤矿10号煤层为开采煤层。10#煤层地质条件较为简单，煤层倾角5-25度，平均煤厚4m，矿井设计资源量106.6Mt，设计可采储量90.56Mt，设计生产能力1.8 Mt/a，服务年限50.2a。本矿井采用立井开拓，设置主立井，副立井，回风立井根据国家相关法律法规、行业设计规范和银河煤矿提供的相关基础资料，设计共提出了2个技术上可行、经济上较合理的井田开拓方案，经过方案比选，最终确定选用方案一，即立井双水平开拓，采区后退式开采，单一长壁综合机械化一次采全高采煤法。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度200 m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。生产班每班3个循环，日进6个循环，循环进尺0.6 m矿井生产采用抽出式通风方式，中央并列式通风系统。设计选用箕斗作主提升，带式输送机作主运输，无轨胶轮车罐笼作辅助提升，无轨胶轮车作为辅助运输。关 键 词：立井；上下山开采；运输、通风、环境保护设计类型:设计ABSTRACTThe paper is designed on the basis of 10# coal seam on Yuan er coal mine.The geological condition of 10#coal seam is simple and its dip angle coal is 5to 25 degree. Besides the average thickness of 10#coal seam is nearly 4m. The designed mine resource is 106.6 Mt and recoverable reserves is 90.56 Mt.The coal seam of design production capacity is 1.8Mt/a and the length of service is 50.2 years.This mine uses shaft development way, sets the main shaft, auxiliary shaft and air shaft.According to relevant state laws and regulations, Industry standard and Basic data Provide by Milky Way Coal Mine, the design put forward 2 technically feasible, economically reasonable mine development scheme. After the comparison, scheme 1 is seleted. That is adit opening in two level, panel strip retreating working, long wall fully mechanized mining overall height in one times. ，Designed first mining district, the length of working face is 200 m, which uses fully-mechanized coal mining technology, and fully caving method to deal with goaf. The working system is “three-eight”,with two teams mining, and the other overhauling. Every mining team makes three working cycle, with4working cycle everyday. Advance of working cycle is 0.8 m, In the initial stage, the mine apply centralized and exhaust ventilation, and partition type ventilation in later stage. Band trackless rubber tire vehicle shoulder the auxiliary hoist and transportationKeywords：shaft; up-dip and down-dip minging; transportation、ventilation、environmental protection目 录第一章 井田地质概况11.1井田位置及交通11.1.1交通位置11.1.2地形地貌21.1.3气象及水文情况21.1.4地震21.1.5矿区概况31.3矿体赋存特征以及开采技术条件121.3.1煤层及煤质121.3.2瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温131.3.3水文地质141.4井田勘探类型及勘探程度评价14第二章井田开拓152.1井田境界及储量152.1.1井田境界152.2.2资源/储量152.3井田开拓222.3.1工业场地及井口位置选择222.3.2井筒形式的确定232.3.3井筒数目的确定242.3.4井田内划分及开采顺序242.3.5开采水平的划分及水平标高确定252.4开拓方案比较确定262.4.1井田开拓方案简述262.4.2方案技术比较282.4.3方案经济比较302.5井筒322.5.1井筒断面设计322.4.2井筒参数确定352.6井底车场352.61井底车场形式选择及硐室布置35第三章 大巷运输及设备373.1大巷运输方式选择373.1.1大巷煤炭运输方式的选择373.1.2大巷辅助运输方式选择373.2矿车373.2.1矿车车辆配备373.3运输设备选型383.3.1电机车辅助运输设备选型383.3.2胶带输送机选型38第四章 采区布置及装备404.1采区布置404.1.1移交生产和达到设计能力时的采区数目及位置404.1.2采区巷道布置404.2采煤方法414.2.1采煤方法选择414.2.2采煤工艺434.2.3工作面设备确定444.2.4采煤工作面劳动组织454.3巷道掘进464.3.1采区巷道支护方式464.3.2巷道掘进464.3.3巷道掘进设备464.4技术经济指标分析47第5章 矿井通风与安全495.1拟定矿井通风系统495.1.1通风方式的基本要求495.1.2矿井通风方式的确定495.1.3确定通风方法515.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算525.2.1矿井通风总阻力计算原则525.2.2确定矿井通风容易和困难时期525.2.3矿井通风阻力计算525.2.4矿井通风总阻力565.3计算矿井总风量575.3.1矿井井风量计算575.4矿井通风设备的选型585.4.1主要通风机选型595.4.2电动机选型605.5计算矿井通风等积孔615.6预防瓦斯、火、矿尘、水、和顶板事故的安全技术措施625.6.1预防瓦斯625.6.2防火635.6.3防矿尘635.6.4预防火灾645.6.5防止顶板跨落645.7矿井下安全避险“六大系统”645.7.1监测监控系统645.7.2井下人员定位系统655.7.3紧急避险系统655.7.4压风自救系统655.7.5供水施救6557.6通信联络66第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型676.1矿井提升设备676.1.1主副井提升系统概况676.1.2 钢丝绳选型计算676.1.3 提升系统运动学计算686.1.4 提升系统动力学计算696.1.5 提升电动机校验706.1.6防滑验算716.2主运输设备选型736.2.1胶带输送机选型736.2.1 运行阻力计算746.2.3驱动功率计算746.2.4输送带张力计算756.2.5刮板输送机选型756.2.6矿车设备选型766.3矿井排水设备选型766.4压缩空气设备选型766.4.1压缩空气系统概况766.4.2压缩空气设备能力校核766.4.3 压缩空气管路77第7章 环境保护787.1环境现状及地面保护物概述787.2主要污染源及污染物787.3资源开发对生态环境影响与评价787.4资源开采环境损害的控制与生态重建797.5主要结论82致 谢83参考文献84IV第一章 井田地质概况1.1井田位置及交通1.1.1交通位置淮北袁店二矿交通极为方便，新修矿区公路与淮北、淮南、涡阳、宿州等地的公路相接。濉阜铁路从本矿的西北侧通过，临涣车站、袁店车站均距井口67公里，矿区铁路专用线在青芦线的小湖集配站接轨。矿区位于淮北平原的北部，区内地势平坦，地面标高在+26.5+28.6m，一般在+27m左右，北高南低，区内沟渠密集，村庄星罗棋布，浍河两岸村庄稠密，植树成林，呈曲流形绿色长廊。图1-1 淮北矿区矿井分布及交通位置平面图1.1.2地形地貌袁二煤矿位于淮北平原的中部。区内地势平坦，地面标高+26.5+28.6m,一般27m左右，北高南低，区内沟渠纵横，村庄星罗棋布，浍河两岸村庄稠密,植树成林，呈曲流形绿色长廊。1.1.3气象及水文情况本区气候温和，属季风暖温带半湿润气候，春秋温和雨少，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风。19801991年平均气温14.1，最高气温（1988年7月8日）40.3，最低气温（1988年12月16日）为-10.9，春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风。平均风速为2.2m/s，年平均降雨量为737，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸发量1400，全年无霜期218天左右，冰冻期一般在十二月上旬至次年的二月中旬。区内沟渠密集，多为灌溉渠，浍河为本区主要河流，属淮河水系，中型季节性河流。水位一般较浅，夏季水位上涨，洪水期间可溢出河床，冬春季节呈干枯状态。1.1.4地震据历史资料记载,安徽省北部地区自公元925年以来发生有感地震40余次,其中从1960年以来,发生较大的地震有8次（见表1301）。根据安徽省地震局1996年编制出版的安徽地震烈度区划图查得，本区属于4-6级地震区。地震动峰值加速度值为0.05 g，地震基本烈度值为度区。近期安徽北部地区发生较大地震统计表表1301时 间1965.3.151971.7.13 1973.9.22 1979.3.2 1981.12.20 1983.11.7 1999.1.122006.9.13震中位置固 镇灵 璧临 涣固 镇固 镇菏 泽利 辛宿州市桃园镇地震级别4.03.34.55.03.05.94.22.61.1.5矿区概况1、矿区开发情况袁二煤矿按照原煤炭部兖州煤矿设计研究院提出的矿井初步设计进行矿井生产设计，设计能力150万吨/年，采用立井分水平开拓方式。矿井东南以大马家断层与临涣煤矿毗邻，西以大刘家断层与青东煤矿毗邻，北至3煤层-800m水平投影线，呈一不规则三角形。矿井于1979年2月动工兴建，1987年10月21日移交生产。2、矿区经济情况矿区内工业以煤炭为主，农业主要以种植小麦、玉米、棉花、花生为主，间杂有果园、菜园和苗圃等。 3、矿区建设和生产所需主要材料和来源本矿井建设期间，所需要建设材料，除钢材、木材和部分水泥需由国家计划供应外，其它如石、砂、砖等土产材料，由当地供应即可满足建设需要。4、水源、电源由于新副井就在老工广的边缘，各类生活系统均不需再建，均适用原系统即可，所以新副井的生活生产用水量很小。经计算，新井生活、生产总用水量1247m3/d（其中由老工广生活供水系统供水20m3/d，由处理后矿井水供水1227m3/d）袁二煤矿西北约6.5km处建有区域变电所。此变电所隶属于淮北供电公司袁二煤矿内建有35/6kV变电所一座，位于矿工业广场内，进出线方便，并且靠近负荷中心。公司内双回路35kV电源均引自袁店区域变电所。1.2井田地层及地质构造1.2.1地层袁二煤矿揭露的地层有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。由老至新简述如下：（一）奥陶系（O）中、下统老虎山组马家沟组（O2lO1m）揭露厚度28.46m（据5-65孔），岩性为灰褐色，灰棕色厚层状石灰岩，致密性脆，裂隙发育，质不纯，具豹皮状构造。（二）石炭系（C）本矿井无钻孔系统揭露，据邻区临涣矿039孔、临水8孔资料，地层有本溪组和太原组。1、上统本溪组（C2b）本矿无钻孔控制，据邻区临涣煤矿资料，地层厚2.8m，岩性为灰白色，紫红色铝质泥岩，富含铝，致密性脆，含少量菱铁鲕粒。与下伏奥陶系呈假整合接触。2、上统太原组（C2t）本矿最大控制厚度79.29m（据90观4孔），层位为中上部19层石灰岩。岩性以浅灰色石灰岩为主，次以深灰色泥岩、粉砂岩，少量砂岩。石灰岩总厚占控制厚度的53%，各层石灰岩多含动物化石，其中三灰、四灰含燧石结核和薄层。一般不含煤，仅90观5于四灰下见一层煤，厚1.98m。据邻区临涣煤矿资料，本组地层厚133.21m，含石灰岩912，中下部各层石灰岩之下发育有薄煤层，含煤6层，总厚3.45m，煤层薄而不可采。顶部一灰为浅灰色，方解石晶体粗大，含动物化石，薄而稳定，是层位对比明显标志。与下伏本溪组整合接触。（三）二叠系（P）矿井内揭露的地层有山西组、下石盒子组、上石盒子组和石千峰组。1、下统山西组（P1s）下部以太原组顶部一灰之顶为界，上界为铝质泥岩下骆驼脖砂岩之底，地层厚85160m，平均108.4m。岩性由砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含10煤层（组），煤层发育较好，是本矿主采煤层之一。与下伏太原组整合接触。2、下统下石盒子组（P1xs）下部为骆驼脖砂岩，上界为3煤下K3砂岩。地层厚235290m，平均250.1m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩及煤层组成。泥岩、粉砂岩灰至深灰色，4煤附近具少量紫斑，并含较多菱铁鲕粒，5煤附近具姜状、瘤状菱铁结核。砂岩主要集中于上部4煤组上下和下部58煤间。该组为本矿主要含煤地层，含4、5、6、7、8等5个煤层（组），其中7、8、9煤层为可采煤层；4、5、6煤组发育较差，煤层薄而不可采。矿井西部有岩浆岩呈层状侵入于5煤层位，岩浆岩最厚达169.18m，煤层被侵蚀破坏，或变质成无烟煤、天然焦。本组与下伏山西组整合接触。3、上统上石盒子组（P1ss）下界为K3砂岩之底，上界为平顶山砂岩之底，厚约633.6m（仅7B1孔见到顶界）。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。自下而上砂岩的石英量逐渐减少，泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色、绿色增加。含1、2、3三个煤层（组），其中3煤组含煤两层（3、4煤层），为可采煤层。1、2煤层薄而不可采。与下伏下石盒子组整合接触。4、上统石千峰组（P2sh）控制厚度19.17m（据7B1孔），本组底部是平顶山砂岩，灰白色，厚层状，中粗粒结构，局部含细砾，具大型交错层理。与下伏上石盒子组整合接触。（四）第三系（N）受地壳运动影响，本区仅存上第三系上新统（N2）。本统与下伏二叠系呈不整合接触。厚度89.1154.9m，平均142m左右。（五）第四系（Q）该地层地层假整合于第三系之上，厚81.695.6m，平均90m左右。1、更新统（Q13）下部以浅黄、棕黄色细砂、粉砂及粘土质砂，间夹35层砂质粘土及粘土组成，并含有较多的钙质结核和铁锰质结核。属河漫滩河间阶地沉积相，厚度27.045.9m，平均40m左右。上部以土黄、褐黄及浅黄色砂质粘土及粘土，夹13层薄层砂及粘土质砂组成，含较多砂姜块及铁锰质结核，为一沉积间断古蚀面。该层段分布稳定，厚度12.8025.30m，平均厚18m左右。2、全新统（Q4）本统属河漫滩相超河漫滩相沉积，分布稳定。厚度29.036.8m，平均32 m左右。土黄、灰黄及浅灰色，由粉砂、细砂及粘土质砂，夹23层砂质粘土组成。顶部0.5m为深灰色耕植土，埋深35m处富含钙质结核及砂姜块，在埋深20m左右有1m左右的褐黑色有机质腐殖质层，含较多动物化石碎片。本矿含煤地层为石炭系、二叠系，石炭系煤层不发育，未作为勘探对象。二叠系含煤地层自下而上分为山西组、下石盒子组、上石盒子组。（一）山西组（P1S）厚度85-160m，平均108.4m，含10煤层（组），据沉积环境和岩性特征以10煤为界分为上、下两段。（二）下石盒子组（P1XS）厚度235290m，平均250.1m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和铝质泥岩及煤层组成。为本矿井主要含煤段，含4、5、6、7、8等5个煤层（组），其中7、8、9三层（8、9煤层为8煤组煤层）为可采煤层，其它不可采。三）上石盒子组（P2SS）区内仅7B1孔见到顶界面，揭露地层厚度633.6m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤组成。含1、2、3三个煤层（组），仅3煤组中含3、4两层煤层可采，其它煤层不可采。1.2.2地质构造淮北煤田位于华北板块东南缘，豫淮坳陷的东部，东以郯庐断裂为界与扬子板块相接，西以夏邑阜阳断裂为界与河淮沉降带为邻；北以丰（县）沛（县）断裂为界与丰沛隆起相接，南以太和固镇断裂为界，与蚌埠隆起相邻。煤田构造的形成、发展与板内构造和板缘构造的演化密切相关。区内构造受东西向构造、北东向构造、徐宿弧形构造所控制。主要表现为北北东向构造改造早期的东西向构造。由于多期构造运动迭加的结果，区内东西向大断裂和北北东向大断裂纵横交错，形成了许多近网状的断块构造1、东西向构造本区东西向构造沿南北方向上的垒堑构造组合自北向南有丰沛隆起、淮北坳陷（含徐州淮北煤田、永夏煤田）、蚌埠隆起、淮南坳陷（淮南煤田）。大的东西向断裂自北而南有丰沛断裂、宿北断裂、太和五沟、光武固镇断裂等。2、北北东向构造北北东向的大断裂有固镇长丰断裂、灵壁武店断裂、丰涡断裂、夏邑固始断裂等，受控于这些断裂呈近北北东向展布的垒堑有河淮沉降带，永城涡阳隆起、徐州临涣坳陷、邳县双堆隆起、支河宿县沉降区等。淮北煤田一系列北东向展布的向、背斜如永城背斜、萧西向斜、萧县背斜、闸河向斜等散布于这些垒堑的不同部位。3、弧形构造徐宿弧形构造位于郯庐断裂左侧丰沛隆起和蚌埠隆起之间，呈向西凸出的弧形，其前缘（弧顶）自北向南沿山东台儿庄、江苏徐州、安徽淮北、宿县一线展布。弧形构造主体由一系列自东向西滑移逆冲的断片及与其相伴生的不对称线性或似线性褶曲组成。从前缘向后缘方向地层构成呈现由新到老的变化趋势。表1-1 断层特征表 表1-1采区断 层100m50 m100 m20 m50 m10 m20 m5 m10 m5 m合计正断层逆断层西部井414449915214753采区1311262364432186采区1141354235732采区11101839695712二维地震区11610152353322合计8（重复3次）11239104198362（重复3次）301（重复3次）61表1-2 矿井地层一览表系统地层名称厚 度(m)主 要 岩 性第四系上第三系全 新 统上 段06.7砂土、亚砂土与粉质轻粘土、粉质重亚粘土互层、砾石中 段1018亚粘土夹小砂姜、砂姜粘土与粉砂、细砂互层下 段1820粘土、亚粘土与亚砂土、粉砂互层，夹少量砂姜，顶面为古土壤层中 上更新统上更新统21730130杂色粘土、亚粘土中更新统100砾石、亚砂土、顶面薄层砾石粘土、亚粘土、砂层、含铁质结核上新统下更新统上新统200383.2400.3石灰质角砾岩、胶结物为粘土、胶磷质粘土、粉砂岩、泥灰岩、砂岩、砾石下第三系始渐新统大汶口组353.6泥岩、砂质页岩夹薄层石膏官庄组349.3砖红、浅灰色砾岩、砂砾岩、砂岩、砂质页岩夹少量泥岩白垩系上 统王氏组392.5灰、红褐色中粗粒砂岩、细砂岩、粉砂岩与泥岩下 统青山组上段316.4376.4安山质凝灰岩、安山岩夹凝灰质粉砂岩、粗砂岩下段141.4232.5砂岩、砾岩夹凝灰质砂、砾岩侏罗系上 统泗县组608粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩、细砂岩及石灰岩中、下统义井组461.6砂泥岩互层、细砂岩、中粗粒砂岩、含煤层二叠系上 统石千峰群上段312.8灰紫色长石石英砂岩、粉砂岩及钙质泥岩中段358.2肝紫色泥质砂岩、细粒长石石英砂岩、粉砂岩下段215.1棕红色泥质粉砂岩、含砾粗砂岩互层区 域 地 层 划 分 简 表表3101-1界系统地层名称厚 度(m)主 要 岩 性新生界第四系上第三系全 新 统上 段06.7砂土、亚砂土与粉质轻粘土、粉质重亚粘土互层、砾石中 段1018亚粘土夹小砂姜、砂姜粘土与粉砂、细砂互层下 段1820粘土、亚粘土与亚砂土、粉砂互层，夹少量砂姜，顶面为古土壤层中 上更新统上更新统21730130杂色粘土、亚粘土中更新统100砾石、亚砂土、顶面薄层砾石粘土、亚粘土、砂层、含铁质结核上新统下更新统上新统200383.2400.3石灰质角砾岩、胶结物为粘土、胶磷质粘土、粉砂岩、泥灰岩、砂岩、砾石下第三系始渐新统大汶口组353.6泥岩、砂质页岩夹薄层石膏官庄组349.3砖红、浅灰色砾岩、砂砾岩、砂岩、砂质页岩夹少量泥岩中生界白垩系上 统王氏组392.5灰、红褐色中粗粒砂岩、细砂岩、粉砂岩与泥岩下 统青山组上段316.4376.4安山质凝灰岩、安山岩夹凝灰质粉砂岩、粗砂岩下段141.4232.5砂岩、砾岩夹凝灰质砂、砾岩侏罗系上 统泗县组608粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩、细砂岩及石灰岩中、下统义井组461.6砂泥岩互层、细砂岩、中粗粒砂岩、含煤层古生界二叠系上 统石千峰群上段312.8灰紫色长石石英砂岩、粉砂岩及钙质泥岩中段358.2肝紫色泥质砂岩、细粒长石石英砂岩、粉砂岩下段215.1棕红色泥质粉砂岩、含砾粗砂岩互层11区 域 地 层 划 分 简 表表界系统地 层 名 称厚 度 (m)主 要 岩 性古生界二叠系上 统上石盒子组567.3-636.5砂岩、泥岩、砂质页岩、页岩互层，含煤4-10层下 统下石盒组140.2-304.8粉砂岩至细砂岩与泥岩互层，含煤3-6层，底为长石石英砂岩、粘土岩山 西 组31.5-140.2砂岩、砂质页岩、泥岩，含煤2-4层石炭系上 统太 原 组108.5-195.5灰岩、砂质页岩、泥岩与薄煤互层上 统本 溪 组8-57.4铝质粘土岩、灰岩与泥岩互层奥陶系中 统老虎山组34.4-41.2白云岩夹灰岩下 统马家沟组上段68.2-140.1豹皮状白云质灰岩夹灰岩下段73.2-87灰岩、豹皮状白云质灰岩与硅质结核灰岩互层萧县组上段65.2-153.9灰质白云岩、白云质灰岩、灰岩与泥灰岩互层下段67.5-108.6白云质灰岩、含燧石结核灰岩、底为角砾状灰岩贾 汪 组3.7-14.4钙质页岩、白云质灰岩、含细角砾白云质、泥质灰岩韩 家 组20.5硅质条带白云岩、灰紫色白云岩寒武系上 统凤山组上段13.5-66.1含灰质白云岩与泥质白云岩互层下段76.9-130.2含泥质、白云质灰岩、大涡卷灰岩长 山 组21.6-66灰岩、白云质灰岩、鲕状含海绿石白云质灰岩、底为竹叶状灰岩崮 山 组44.4-60.7鲕状白云质灰岩、薄层灰岩1.3矿体赋存特征以及开采技术条件1.3.1煤层及煤质1、煤层袁二煤矿含煤地层为二叠系，其中山西组（P1s）、下石盒子组（P1xs）和上石盒子组（P2ss）为主要含煤组。含煤地层厚度992.1m，含1、2、3、4、5、6、7、8、10等9个煤组10余层，煤层总厚14.28m(本报告中1、2、3、4、5、6、7、8、9、10煤层分别相当于精查补充报告中相应编号为：1、2、31、32、5、6、7、81、82、10煤层) 。可采煤层有自上向下编号为3、4、7、8、9、10煤层等6层，可采总厚10.23m，占含煤总厚的71.6%。大井中4、10煤层为较稳定煤层，7、9煤层为不稳定，3、8煤层为极不稳定煤层；西部井中7、8、9、10各煤层均为较稳定煤层。 煤层产状分区3478910袁二矿井走 向503005030045310503005030050300倾 向303303033040315303303033030330倾角两极值107010701070107010701070平均值171720222218倾 向/2703202703202703202703202、煤质A、3、4煤层褐黑至黑色，条痕棕黑色，属半暗半亮型煤。B、7煤层黑色，条痕多为黑色，宏观煤岩类型为半亮型。C、8、9煤层黑色，条痕黑褐色，属半暗半亮型煤。D、10煤层黑色，条痕褐黑色，宏观煤岩成份以亮煤为主，暗煤次之，属半暗型煤。1.3.2瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温本矿在勘探和建井期间共采取了49个煤芯样，测试了煤的自燃倾向。依据当时标准，除4煤属易自燃不自燃外，其它各煤层均属不易自燃不自燃。2002年对西部井10煤层采取了煤样，2004年又采集了84采区的7、8、9和102采区10煤层煤样，由中国煤炭科学研究总院重庆分院进行了煤层自燃发火倾向性的鉴定。7、8、9、10煤层均属三类不易自燃发火煤层2、瓦斯据安徽省经济委员会文件（皖经煤炭函2007728号）“关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，海孜矿为突出矿井。瓦斯赋存的基本特征是：东部小、西部大，浅部小，深部大，上煤组小，中煤组大、下煤组瓦斯含量介于中上煤组之间。瓦斯平面分布特征：1采区瓦斯含量较2小；采区内部西翼较东翼大3、煤尘本矿在勘探和建井期间共采取了35个煤芯样做煤尘爆炸性试验。各主采煤层之煤尘燃烧时均有较长的火焰，最大火焰长度达200mm，依据当时标准确定为各煤层均有煤尘爆炸危险性。4、地热本矿井获有效简易井温成果15个，近似稳态井温成果1个，测温深度在345.11868.83m之间。依据周边矿井资料，本矿恒温带深度可确定为30m。恒温带温度为16.9。本矿井地温梯度2.33.35/hm，平均2.66/hm，与临涣煤矿的2.66/hm、许疃井田的2.67/hm相近，属正常背景下的地温下的地温正常区，在560.8m以深可能出现一级高温区，在785.64m以深可能出现二级高温区。矿山地温类型属基底凹陷型。本矿地面标高平均27.5m，其一、二、三水平底界深度分别为502.5m、727.5m、827.5m，故一、二、三水平底界井底温度应分别为29.47、35.45、38.11。1.3.3水文地质1、含水层与隔水层本矿为第三、四系巨厚松散层复盖下的全隐蔽矿床。地下水含、隔水层可根据其赋存介质特征进一步划分新生界松散层含、隔水层（组）、二叠系煤系含、隔水层（段）、太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）、本溪组铝质泥岩隔水层（段）和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）。1.4井田勘探类型及勘探程度评价本区勘探周期长，经历了各种不同历史时期的勘探阶段，各阶段验收标准不统一，钻孔质量差别大，本报告对所有钻孔资料重新进行了审核，并客观地进行了评价和评级。精补前，经历了找煤、普查精查、补勘等三个阶段，时间跨度大，验收标准多次变更，且标准较低，特别是19661971年施工的钻孔，由于受“文革”的影响，管理混乱，部分钻孔尚未评级。为客观地反映工程质量和充分利用以往资料，本次评级结合了1975年燃料化学工业部颁发的煤田钻孔质量标准重新进行的。并按钻探、测井、综合分别进行了统计。甲级孔率为59.9%。甲乙级孔率为80.9%。由此可见，以往工作工程质量较差，钻孔级别偏低。精查补充勘探及以后所施工的钻孔，均按原煤炭工业部1987年12月6日颁发的煤田勘探钻孔工程质量标准进行评级验收。达到或超过了国家规定的标准，钻孔级别高，工程质量好，创本矿勘探历史的最高水平。第二章井田开拓2.1井田境界及储量2.1.1井田境界袁二煤矿位于安徽省淮北市濉溪县境内，属于淮北煤田临海童矿区，井筒位于祁集镇，北距淮北市约40公里，东距宿州市35公里。矿井范围东南以大马家断层与临涣矿毗邻，西以大刘家断层为界，北至3煤层-800m水平投影线，呈一不规则三角形面积33.745km2。有主、副井筒各一个，风井一个。表2-2 井田拐点坐标一览表点号纬距(X)经距(Y)点号纬距(X)经距(Y)139470577372990553947580437334142394730823731657639475477373391633947836837302487394728143733917439478912373300283946968337316782.2.2资源/储量1. 矿井资源/储量 （1）矿井地质资源量计算依据地质块段法计算袁店二矿9#煤层储量： 地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。煤层储量的计算公式为：块段的面积S必须采用真面积（即煤层斜面积）。用煤层底板等高线上的水平投影面积换算成真面积。S= Qn=SnMnn式中：s真面积，m； 水平投影面积，m； 煤层倾角，采用块段内的平均倾角（） Q=Q1+Q2+Q3+Qn煤层厚度M应采用其厚度的平均值，即根据计算面积内各见煤点的厚度，均换算成真厚度（垂直层面方向的厚度），而后用算术平均法进行计算。Mi=式中：Mi 煤层真厚度的平均值，m； n参加计算的见煤点数（地段中的钻孔数）M1+M2+M3+Mn该地段中各见煤点的煤层真厚度，m；根据地质勘探情况，将矿体划分为23个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量之和。各块段储量表：地质块段 号块段投影面积(M2)平均倾角()块段实际面积(M2)平均厚度(M)煤层容重(T/M3)块段储量(T)11881388202002131431.31119191228480114011069993.91.356124843918974159513914.61.356893184569623206061803.31.326005125106432201132623.81.35595146428654104352663.21.318107067304463103091593.41.31366482832646325360212341.31592137910015421310278863.51.3467688110738567177723133.51.3351402411411173134219882.91.3159089412666302187005914.51.34098457131146582511509613.91.3583537214898422159301143.01.336274441573533342883281654.31.34655444216381514425133775.51.3367064517333086123405273.21.3141459218854929168893823.61.3416230719406054204321133.81.321346382023612601624564174.01.31277336821905944209640853.41.342612552213165491513629913.81.36733175231735090201846444.61.31104171总量20234267107010246块段划分示意图2. 矿井工业资源/储量井田内各煤层均为“经济的”，结合地质可靠程度，将本井田资源/储量划分为三大类三种类型。具体如下：各煤层的探明块段(331)划分为111b，扣除采矿损失后为111；各煤层的控制块段(332)划分为122b，扣除采矿损失后为122；推断的块段(333)划分为内蕴经济的资源量333。矿井工业资源/储量111b+122b+2M11+2M22+333K本矿井工业资源/储量111b+122b+333K10701Mt式中：K可信度系数，取0.8。3. （3）矿井设计资源/储量计算 在煤层底板等高线图上分别会出各断层煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物煤柱等永久煤柱，逐个计算和按储量类别计算永久煤柱量：矿井设计资源/储量按下式计算：Zsj=Zg-Py式中Zsj矿井设计资源储量，Mt Py 永久煤柱量，Mt根据袁二煤矿周围矿井实际经验和依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程之相关条款规定，部分煤柱的留设方法如下：表2-4 煤柱留设方法名 称留 设 方 法工业广场根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程第72条：工业广场维护带宽度为15m井田边界边界煤柱20m断 层断层煤柱每侧25m大 巷岩巷不留煤柱井田边界煤柱留设边界煤柱损失计算统计表如下：表2-5 边界煤柱损失统计表边界露头线边界断层边界煤层边界线总和煤层（Mt）1.881.33.06.18b、大巷煤柱以及断层煤柱留设断层煤柱为25米。经计算断层煤柱煤柱总量为Z1+Z2=3986*25*2*4.5*1.3+1952*25*2*4.5*1.3=1.3Mt则矿井设计储量为Zsj=Zg-Py=14705Mt c、工业广场煤柱留设根据煤炭工业设计规范，工业场地占地指标如表表2-6 工业场地占地指标井 型大型井公顷/0.1Mt中型井公顷/0.1Mt小型井公顷/0.1Mt占地指标0.801.101.301.802.002.50注：占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积； 井型小的取大值，井型大的取小值； 在山区，占地指标可适当增加； 附近矿井有选煤厂时，增加的数值为同类矿井占地面积的3040%； 占地指标单位中的0.1Mt指矿井的年产量。 工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。根据上述规定，本井田工业场地占地面积S取值如下： S=2.490/10=21.6公顷=216000m所以初步设定工业广场为长方形长边为520m，短边为420m。 表2-7 岩层移动角广场中心深度煤层倾角煤层厚度冲积层厚度mmm-352.21204.512645757575由此根据上述已知条件，如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并由图可得出保护煤柱的尺寸为：Si=梯形面积=(上宽+下宽)高/（2cos20）图2-2 工业场地保护煤柱计算工业广场的煤柱量为：Zi=SMR式中：Zi工业广场煤柱量； S工业广场面积； M煤层厚度； R煤的容重。 则：Zgc=11.247Mt由开拓布置，两个大断层均在煤层边界，所以大马家断层一侧煤柱与井田边界煤柱合并留设，大朱家断层以同样原则留设。，断层煤柱为25米。（4）矿井可采储量计算矿井的回收率没有具体规定，一般为不低于80%，结合本矿实际情况，为了充分利用煤炭资源，本矿矿井回收率取85%。矿井可采储量按公式计算如下Zkc=(ZsjPjg)K=(10666-11.247)85% =9056Mt表2-8 矿井可采储量汇总表地质资源储量工业资源储量永久煤柱损失/百万吨设计资源储量工业场地和主要井巷煤柱/百万吨开采损失可采储量防水煤柱井田境界断层煤柱露头煤柱合计主要井巷工业场地合计107011070103.01.31.886.1810666011.24711.247159090562.3井田开拓2.3.1工业场地及井口位置选择1、工业广场位置选择遵循原则：（1）工业场地应有足够面积，能够满足布置地面生产设施的要求；（2）地面相对比较平整；（3）与外界联系 (铁路、公路、水、电、通讯等) 方便、顺畅；（4）尽量靠近矿体赋存的浅部，不压矿或少压矿；（5）有利于第一水平开采、兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷布置、减少工程量；（6）有利于首采工作面的布置在井筒附近的开采条件好、资源/储量丰富的块断，且不迁村或少迁村；（7）井田两翼资源/储量基本平衡，便于井下开采；（8）尽量不占良田或少占良田；（9）井筒位置应尽量避开厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱层，不应穿过采空区；（10）工业场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹、风景区、内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁。根据以上场地选择的主要原则，矿井经过技术经济比较，最后选定井田中部作为矿井工业场地。该场地位于煤层之上，场地地貌地形较为平坦开阔，无河流等特殊条件；且离公路较近，交通运输极为方便。2. 井筒位置的确定井口位置主要是根据生产系统、地面地形地貌、交通运输条件、矿井供水供电来源等因素综合确定的。本矿井设计共布置三个井筒，即主井、副井、回风井。主、副位于的工业场地内，风井设在井田的边界处，风井井口靠近露头。主、副井、回风井具体位置见图。表 2-3-1 主副井及回风井具体位置名称纬距（X）经距（Y）标高（Z）主井37277003946470027.1副井37276273394665827.5回风井37267003946395027.82.3.2井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐比较简单，斜井相对复杂，立井最复杂。因此在选择的时候要根据具体情况，进行详细的技术经济分析。各井筒之间的比较平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带输送机有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长、辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。由于本矿井埋藏较深，根据临近矿井的开采情况和近年来的开采经验，本矿井采用立井开拓方式。2.3.3井筒数目的确定确定井筒数目应根据煤炭安全规程：每个生产矿井必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口间的距离不得小于30M。及第3.1.7条：高瓦斯、有煤与瓦斯突出危险的矿井必须设专用回风井。根据生产系统、地面地形等因素综合确定的井口位置。全矿井初期共布置三个井筒，即主井、副井、回风井。2.3.4井田内划分及开采顺序设计任务确定井田划分方式确定划分单元参数，包括阶段斜长、采区走向长度等确定划分单元之间的开采顺序根据井田地质条件、煤层赋存和开采技术条件，结合矿井生产能力、井田开拓方式、大巷布置方式、开采机械化水平等因素，设计全井田按煤层埋深将其划分为两个水平，在水平内划分为6个采区，采区的特征及参数如下表。表2-3-2采区特征及参数采区名称走向长（m）倾斜长（m）开采煤层数可采储量（Mt）生产能力（Mt/a）服务年限（a）北一采区29841487116021.88.9北二采区30961402116.201.89.0北三采区3558760112.961.87.2南一采区3182906115.661.88.7南二采区2750915116.021.88.9南三采区2852995113.501.87.5开采顺序本矿井为多水平开采，根据煤层开采原则，应该从上向下开采，首采区选在接近工业广场的1采区，到二采区依次接替。一水平采完即开采第二水平，依次接替。工作面开采顺序为后退式开采。由上到下依次开采。2.3.5开采水平的划分及水平标高确定依据煤炭工业矿井设计规范3.2.4 矿井开采水平划分应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术与装备水平、资源/储量和生产能力等因素，经综合比较确定，并应符合下列规定：当矿井划分为阶段开采时，其阶段垂高宜为：1)缓倾斜、倾斜煤层200350m；2)急倾斜煤层100250m。条件适宜的缓倾斜煤层，瓦斯含量低、涌水量不大时，宜采用上、下山开采相结合的方式；近水平多煤层开采，当层间距不大时，宜采用单一水平开拓；当层间距大时，可分煤组(层)多水平开采。本矿煤层埋深范围-400-1000，深度范围较大，煤层平均倾角约20度，采用分水平开采，将每层分为两个水平由上至下依次开采。第一水平设置在-650米，第二水平设置在-1000米。2.3.6阶段运输大巷和回风大巷的布置开拓准备巷道断面尺寸以能够满足开采、运输、通风、行人、管线敷设等生产、安全要求为前提而确定。为满足矿井综合机械化采煤工作面运输、通风、大型设备搬迁等要求，主要大巷采用三巷布置。运输大巷与轨道大巷布置在煤层底板下30米的岩层中，设置专门回风巷，基本沿煤层走向，大巷断面采用拱形断面。井巷断面特征及参数一览表序号名称支护方式端面形状断面积（m2）运输方式净掘1皮带运输大巷锚喷半圆拱17.519.4 胶带输送2轨道运输大巷锚喷半圆拱17.519.4轨道输送3回风大巷锚喷半圆拱17.519.42.4开拓方案比较确定2.4.1井田开拓方案简述方案一: 将井田分为两个水平，工业场地位于井田中部，采用立井开拓方式，主、副井位于工业场地内，风井位于井田边界露头处，第一水平标高为-650米，第二水平标高为-1000米，在水平设立下山，根据煤层不同的倾角，设置不同的上下山，初期在-650m水平设立上山，-450-700m之间布置走向长壁工作面。开采井田浅部的煤层。方案一平面图方案一剖面图方案二与方案一相比较，根据煤层地质条件，本方案采用斜井开拓，主、副井为斜井，风井为立井。将本井田划分为两个水平，将工业场设置在井田边界风井处，主、副井和回风井均位于工业场地内，设独立的回风井，第一水平标高为-650m，第二水平标高为-1000m，初期在垂直-650m水平大巷布置上山。大巷同样布置在煤层下30-50米的岩层内。首采区与方案一相同。方案二平面图方案二剖面图上述两个方案中，方案一为立井开拓方案，方案二为斜井开拓方案，本矿井煤埋藏较深变化较大，地质条件较为复杂。需进行详尽的技术经济比较后，方能定方案。2.4.2方案技术比较 （1）选择立井开拓和斜井开拓方式的比较开拓方案方案一方案二1、立井开拓适应性很强，可用于各种地质条件，在技术上也是成熟可靠的；2、立井井筒受力条件好，井巷工程的维护费用低。3、各种管线敷设长度短，通风阻力小，运营费用低。4、立井井筒的通风能力大，矿井后期时不需要增加进风井筒，即可满足矿井通风要求。5、采用立井开拓时，穿越突出煤层的长度短，石门揭煤和过煤时间短1、井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单。2、斜井初期投资少，建井期短3、掘进石门的工程量和沿石门的运输工作量较少。4、当本矿需增产而扩大提升能力时，更换胶带机也是比较容易的。5、采用斜井开拓可以较同等条件下立井的投资少，效益高（2）、巷道形式的选择方案一：利用确定的井筒,井底车场,在井田中央岩层内沿着煤层的走向向布置一组煤层巷道，两翼到头，根据划分的采区，利用巷道布置进行开采，在采区内布置长臂工作面，工作面长度200米，工作面沿着煤层走向推进。方案二：井筒形式，井底车场与上述相同，在井田中央煤层内沿着煤层走向布置一组岩层巷道，两翼到头，根据划分的采区，利用巷道布置进行开采，在采区内布置长臂工作面，工作面长度200米，工作面沿着煤层走向推进。表2-6-1 煤巷岩巷的比较开拓方案岩巷煤巷优点1、巷道维护条件好，维护费用低，可不留或少留没住2、对预防火灾及安全生产也是有利的3、岩石大巷的布置比较灵活，有利于设置采取煤仓巷道掘进容易，掘进费用较低缺点1、大巷掘进费用偏高，掘进速度偏慢1、巷道的维护困难，维护费用较高煤2、煤层起伏大褶皱多，造成巷道弯曲转折较多，机车运行收到限制综合考虑掘进及后期维护和开采技术，采用岩巷布置。（3）、井筒形式与数目的比较：方案一设计为采用双立井，后期延伸井筒布置大巷，车场。井田划分两个水平，设立专门的回风井。方案二设计采用斜井开拓，布置两条斜井，在井底布置井底车场和水平大巷，设立专门的回风井，布置简单，提升简单。通过井筒形式与数目的比较认为方案一较为合适。综合根据该地区的地质开采条件、技术设备和往年开采经验，该矿井采用立井多水平开拓即采用方案一。2.4.3方案经济比较方案经济比较（单位10M）方案一方案二主立井副立井大巷主斜井副斜井大巷费用名称人工费井上/工2903178820520586井下/工190203138111111115小计/元1716618541904611022110227892材料费摊销费/元90111111164775775923经修辅材/元62741127575121安装拆卸/元344412652439439698小计/元130715971928128912891742机械费折旧8690106553722325032502393大修理/元750869256236236176经修辅材230627291306121512151142安装拆卸208250111737355小计17142188906360707870784802排水11802126663493242524252484小计20525239488575831383136167基价389984540920135212432124316275长度/m17717732355185182855总计/元1683942.61918414.5148952342535351253535110528669方案一总计18497591.1方案二总计15599371方案二较方案一少18497591.1-15599371=2898220.1元通过上述两方案技术经济比较可知，方案二生产经营费用少，但考虑大巷的布置及实际条件，若用斜巷布置维护部方便，且方案一运输、通风环节少，系统简单等优点。在技术、经济方面比方案二优越。经综合分析比较，设计推荐采用方案一。2.5井筒2.5.1井筒断面设计1、1、主井主井担负全矿井的煤炭运输、辅助进风任务等，装备一条带宽800mm的胶带输送机。设计主井的断面直径为6.5m，净断面积33.18m，正常段采用锚（网）喷支护。图2-4 主筒井断面示意图2、副井副井井筒井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5 m，断面33.18积m， 图2-6 副井筒断面示意图3、风井风井用于整个矿井的通风，本矿风井位于矿井上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0 m，净断面19.63 m，图2-7 回风井筒断面示意图2.4.2井筒参数确定表2.5 井筒特征表井筒名称井口坐标用途纬距X（m）径距Y（m）标高(m)主立井39464530372775027.5运煤进风安全出口副立井3946480372772026.8进风运料安全出口回风井39463950372658028.5回风2.6井底车场2.61井底车场形式选择及硐室布置矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：(1) 大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。(2) 当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。(3) 当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。(4) 采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为立式环形井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图。2、硐室(1) 主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。2.6.2井底车场线路设计运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。第三章 大巷运输及设备3.1大巷运输方式选择3.1.1大巷煤炭运输方式的选择根据该矿井的相关条件及以往的生产经验，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。采区主运输采用刮板机、胶带机运输。3.1.2大巷辅助运输方式选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，为更大的发挥大巷辅助运输的潜力，辅助运输采用1.6m、2.0m暗斜井绞车，电机车、1t固定式矿车运输。井下平巷采用PRC12型平巷人车运送人员。3.2矿车3.2.1矿车车辆配备（1）矿车类型根据国家煤矿装备标准化、系列化、定型化的要求，辅助运输设备选用标准600mm轨距1t固定矿车，配置适量的与1t固定矿车相匹配的材料车及平板车，大巷人员运输选用PRC-12人车，选用20t特制平板车。矿车规格特征见表3-2-1。矿车规格特征表表3-2-1序号矿车类型型号载重量（t）轨距（mm）轴距（mm）外型尺寸（mm）自重（kg）长宽高11t固定箱式矿车MGC1.1-6B1.0600550200088011506102材料车MLC2-6B2.0600550200088011505203平板车MPC2-6B2.060055020008804104904特制平板车特制20.06005人车（12人）PRC-1260015004280102015251450二、矿车数量按照排列法计算矿车数量，各类矿车及数量见表3-2-2矿车类型及数量表表3-2-2顺序矿车名称型 号单位数量备注11t固定箱式矿车MG1.1-6B辆3102材料车MC1-6B辆553平板车MP1-6B辆354特制平板PC-20辆405人车PRC-12辆303.3运输设备选型3.3.1电机车辅助运输设备选型大巷辅助运输选用XK12-6/192-1KBT型矿用防爆蓄电池电机车14辆，粘着质量12t，轨距600mm。3.3.2胶带输送机选型1. 基本参数（1）输送物料：原煤；（2）胶带机小时运输能力：Q=600t/h；（3）胶带宽度：B=1000mm；（4）运输速度：v=3.15m/s；（5）胶带机长度：L=L1+L2 =1300m；其中：L1=65m，倾角1=0，L2=1235m，倾角2=15；（6）物料提升高度：H=320m；（7）每米机长物料重量：（8）每米长胶带重量：q0=42kg/m；（9）每米机长上托辊(133)旋转部分重量：q=15.75kg/m；（10）每米机长下托辊(V形、133)旋转部分重量：q=6.07kg/m；（11）输送带：ST3150钢绳芯阻燃输送带；（12）运行阻力系数：f=0.03；第四章 采区布置及装备4.1采区布置4.1.1移交生产和达到设计能力时的采区数目及位置选择首采区首采区应遵循以下原则：与井田内其他采区相比，煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单，地质勘查程度高；资源可靠、可采储量丰富，探明的经济基础储量比例不应低于井田内其他采区；采区生产能力大，服务年限长，能保证接替采区的正常接替；地面一般应无影响开采的重要建筑物，村庄少；首采区应位于工业场地保护煤柱线附近，工程量少，贯通距离短；综合比较合已有的开拓方案，及巷道的实际情况，为了节省初期井巷工程量，减少初期投资和缩短工期，尽快回收资金，设计将首采区布置在第一开采水平最东翼。矿井同时生产的采区个数为一个，布置为双翼同时后退式综和机械化采煤。4.1.2采区巷道布置1）首采区巷道布置首采区共布置2条上山，分别是轨道上山、运输上山。上山平面间距25米。均位于煤层底板的岩石中，采区划分为区段，工作面长度选择适合开采条件的长度。回采巷道布置轨道巷、机巷、回风巷。中部车场布置顶绕式。首采工作面为101、102综采工作面，接替工作面为103综采工作面。（2）确定工作面长度 区段斜长=工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下平巷宽度L=l+M+2BD=nL 式中：L区段斜长 N区段数目 D阶段斜长 M区段煤柱宽度 l工作面长度 B区段上下平巷宽度为减少搬家倒面的次数，发挥综合机械化采煤工作面的优势，确定工作面长度为200m，划分6个区段。采区平面图采区剖面图4.2采煤方法4.2.1采煤方法选择采煤方法应符合下列规定：选择采煤方法应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、设备状况及其发展趋势等因素，以安全、高效、低成本、高回收率为目的，经综合技术经济比较后确定；大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，条件适宜的中型矿井，也应采用机械化采煤方法；设计生产能力3.0Mt/a及以上的矿井，条件适宜，应采用先进成套综采设备，设计高产高效采煤工作面； 采区地质条件本煤层顶板多为泥岩，局部为粉砂岩，属稳定中等稳定顶板，平均厚度4.0 m, ，煤层倾角5-25，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为23，煤的容重为1.3 t/m3。确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1、分层综采工艺的特点(1) 优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。缺点：(2) 缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2、放顶煤工艺(1) 优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；(2) 缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3、一次采全高工艺(1) 优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率低；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。(2) 缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，经过经济分析和比较，以及参考其他相同地质条件矿机的开采工艺，本采区选择一次采全高较合理。采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理顶板。4.2.2采煤工艺工作面采、装、运、支工序全部实现机械化，工作面配套设备选择首先满足技术先进、生产可靠，同时采、装、运、支之间设备要相互配套，保证畅通。工作面采用双向割煤工艺，从机头（尾）斜切进刀割三角煤，采煤机往返一次割二刀煤。其工艺流程为：从机头斜切进刀采煤机向机尾割煤推移刮板输送机移架机尾斜切进刀采煤机向机头割煤推刮板运输机移架依此循环。（1）综采工作面设备配置根据煤层厚度变化情况及煤层硬度，本着先进可靠的原则，矿井首采区（即101采区）布置一个综采工作面，工作面装备MG400/920型采煤机，该采煤机采高2.04.0m，截割功率920kW，电压等级3300V，根据采高、采煤机小时生产能力，配套SGZ-800/800型可弯曲刮板输送机。综采工作面运输顺槽选用一台LPS-1000型破碎机，SZZ764/160型转载机和DSJ-100/100/2125型可伸缩胶带输送机。（2）、回采工作面顶板管理及支护设备选型首采区内布置双翼工作面综采工作面，采用走向长壁采煤法，全部冒落法管理顶板。预计工作面来压较强烈，故综采工作面选用支撑掩护式支架。选用ZY680019/40掩护式液压支架。（3）采工作面长度及采高本次设计将北翼最东工作面定为首采工作面，工作面长度为200m，工作面平均采高为4.0m。（4）回采工作面年产量工作面年推进度主要受矿井设计生产能力和采煤机开机率的影响，根据国内同类型矿井工作面的统计数据，采煤机开机率约在3050左右， 根据大井煤层赋存条件，设计综采工作面年推进度为1440m，10煤综采工作面产量计算如下：A=Lmlr式中：A工作面产量，万吨/年；L工作面年推进度，取1440m；m10煤平均采高，取3.5m；l工作面长度，取200m；r10煤层容量，1.3t/m3；工作面回采率，0.95；则工作面回采产量：A=14403.52001.30.95=1.24M万吨/年因本采区采用双翼工作面生产，所首采区年产量为A=1.24x2=2.48 M万吨/年180万吨/年4.2.3工作面设备确定综采工作面主要设备技术特征序号设备名称型号主要技术特征1液压支架ZY680019/40初承力5154KN支撑强度0.820.84MPa2采煤机MG400/920 (1台)采高2.04.0m，截割功率920kW，电压等级3300V3刮板输送机SGZ-800/800 (1部)电机功率2375 KW输送能力1800 t/h4转载机SZZ764/160(1部)电机功率315 KW输送能力1800t/h5破碎机LPS-1000 (1台)功率160KW6胶带输送机DSJ-100/100/2125 (1部)电机功率2200KW输送能力2200t/h7乳化液泵站BRW400/31.5(4泵2箱)功率250kW，1140V，泵站公称流量400L/min9喷雾泵站BPW315/10 (2泵1箱)功率75kW，1140V，泵站公称流量315L/min4.2.4采煤工作面劳动组织矿井采用三八制工作制度，即两班生产，一班准备。 类别工种班次小计类别工种小计一二生产班工作面范围采煤机司机336准备班液压支架检修工2支架工（含清箱）336采煤机检修工2输送机司机112刮板运输机检修1验收员工112机电检修工1泵站司机112机电搬运工1电工112班长1井下辅助工224井下杂活2转载机司机112巷道修理1班长112矿压监测1合计141428合计12总计（生产班+检修班）404.3巷道掘进4.3.1采区巷道支护方式采区主要巷道断面应满足运输设备、通风、行人、管线布置的要求。目前，国内煤矿锚杆支护技术已达到较高水平，岩巷支护多以锚喷为主，局部采用锚喷加U型钢棚复合支护。根据煤系地层岩性及地压情况，确定101采区岩巷支护以锚网喷为主，煤巷以“锚梁网锚索”支护为主。4.3.2巷道掘进1、掘进工作面个数应根据采区及回采工作面数目及装备、回采工作面推进度、采区巷道工程量、所选掘进设备及单进指标等因素确定，配备的掘进工作面应能确保回采工作面和采区的正常接替。2、设计应结合具体条件，选用与地质、采矿条件相适应的先进掘进设备。3、矿井掘进机械配备应符合下列规定：（1)全煤巷道及半煤岩巷道掘进： 综合机械化采煤的矿井，应采用综合掘进机组或连续采煤机组掘进。配备掘进机及相应的后配套设备； 普通机械化采煤的矿井，应采用钻爆法掘进。配备电钻、装煤机及相应的后配套设备。综合本矿井的开采设计，采取双巷同时掘进，下区段轨道巷超前于上区段运输巷掘进，每隔200m掘一条联络巷贯通，运输上山超前轨道上山。4.3.3巷道掘进设备煤巷综掘配备有EBJ-120(S1)掘进机，QZP-160转载机，SGW-40T可伸缩胶带输送机等设备。岩巷机械化作业线配备有防爆全液压钻车，侧卸式装岩机等设备。岩巷普掘配备有气腿式凿岩机、耙斗装岩机、调度绞车等设备。4.4技术经济指标分析表4-8-1技术经济指标表序号项目单位数量或指标1煤层名称十号煤层2采煤方法和工艺综采3工作面长度m200m4工作面推进长度m1500米左右5煤层厚度或采高m4.06煤层倾角度5-257工作面循环进度m0.88工作面回采率0.959采煤机截深m0.810每循环产量t790.411日进循环刀刀812日产量T6323.213月产量T18969614年推进度M211215年产量万吨20816可采储量万吨1248917可采期天1975118在籍人数人12019工作面回采工效吨/工19.7回采工作面劳动生产率回采工作面劳动生产率=工作面循环产量/循环出勤人数（t/工）全员效率； 1800000./（120*330）=45t/工生产工效率 6323.2/120=53t/工回采工作面生产成本1、动力设计原煤耗电量为18kWh/t，当地电价0.4元/kWh，故单位费用为7.2元/t。2、工资按照该矿井在籍人均工资X万元/人年，故由此而估算的项目单位产品工资费用为X元/t。3、修理费综机设备提存率按5%考虑，其他设备提存率按2.5%考虑。即单位产品费用是8.03元/t。4、地面塌陷费按2.5元/t计5、折旧费及摊销费固定资产折旧费按平均年限法计算。地面建筑及构筑物按2.5%，综采综掘按12.5%，设备其他设备按6.69%考虑。6、井巷工程基金按2.5元/t计取。7、煤矿安全费用根据国家财政部、发改委、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局联发的财建（2005）168号文按8元/t计提。8、环境恢复治理保证金按规定，以8元/t计提。第5章 矿井通风与安全本矿设计生产能力为1.8 Mt/a，服务年限50.2 a。煤层平均厚度4.5m，倾角为5-25，平均20，属于缓倾斜煤层。采用立井两水平开拓方式。根据2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告，袁二煤矿为低瓦斯矿井。根据勘探地质资料，2008年勘探队分别在H7、H8、H9三孔取煤层样送江苏煤炭地质勘探研究所进行检测，结果除7煤层外，均有煤尘爆炸的危险。根据煤炭科学研究总院重庆分院对7、8、9、10煤层进行自燃倾向等级鉴定，结果属类不自燃煤层。5.1拟定矿井通风系统5.1.1通风方式的基本要求选择任何通风系统，应该符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1、矿井至少要有两个通地面的安全出口；2、进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3、北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4、总回风巷不得作为主要行人道；5、工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6、装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7、装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8、可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；9、通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10、通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。5.1.2矿井通风方式的确定选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1、自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2、经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较， 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长有时初期投资稍大。井筒数目多 基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地浅或因地表高 低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，设计生产能力大，为了早出煤，减少初期投资，节省风井保护煤柱，确定本矿通风方式为：初期开采工业广场保护煤柱周围采区时采用中央并列式通风，由于现在风机功率的加大，通风距离也越来越长，后期仍是中央并列式，这样可节省投资和减少煤柱损失。5.1.3确定通风方法矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前，由于技术的革新，通风机的功率有了很大的提高，因此，常用的通风方式是抽出式和压入式两种，混合式通风较少应用。因此通风方式将在抽出式和压入式中选用一种。现将两种通风方式的工作方法技术比较：工作方法优点缺点抽出式井下风流处于负压，若主要通风机停转，井下风流压力提高，使采空区瓦斯涌出减少，总进风路上构筑物少，漏风少。若地面小窑、塌陷区分布较广，并和采空区沟通会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时总风量减少。主要通风机规格及通风电费大。压入式井下风流处于正压，若地面小窑、塌陷区分布较广，并和采空区沟通时可以把有害气体压入地面。压入式通风主要通分机规格、通风电费较小。井下风流处于正压状态，当主要通风机停转，压力降低，使瓦斯涌出增加；漏风大，当通风过渡到深水平时，有一定困难。综上所述，只有在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井，总回风道沟通、维护困难，煤层自燃发火不严重才考虑用压入式通风是比较合适的。否则，就不宜采用压入式通风。所以结合本矿实际条件和目前经济、技术条件，确定本矿主要通风机的工作方式采用抽出式通风。5.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算5.2.1矿井通风总阻力计算原则1、矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；3、矿井通风网路中有很多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；4、设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；5、应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。5.2.2确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用中央并列式通风。根据煤炭安全生产规程的要求，只需将头15-25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。5.2.3矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力，通风容易和困难时期的摩擦阻力计算见表9-5和9-6： hr=LUQ2/S3=RQ2式中：Hr摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数，Kg/m3；L巷道长度，m；S巷道净断面面积，m2；U巷道净断面周长，m；R井巷摩擦风阻，NS2/m8；Q通过巷道的风量，m3/s；通风容易与困难时期的摩擦阻力时期节点序号巷道名称名称支护形式式/Ns2m-4L/mU/mS/m2S3/m6R/Ns2m-8Q/m3s-1Q2/m6s-2V/ms-1hr容易时期1-2主立井砼碹0.0462620.433.18365940.0256036002.452.2容易时期2-3运输大巷锚喷0.0682614.517.55359.3750.026036003.7482.7容易时期1-2回副立井砼碹0.0462520.433.18365940.02697049002.468.3容易时期2-3轨道大巷锚喷0.0682614.517.553590.0436036003.7482.7容易时期3-4采区上山锚喷0.082009.212.620000.0205309004.366.2容易时期4-5运输顺槽锚喷0.0211859.410.611910.0425309002.8168.3 容易时期5-6回风顺槽锚喷0.0211859.410.611910.0325309002.8168.3容易时期6-7回风大巷锚喷0.086801717.55359.3750.0123309007.8155.3容易时期7-8回风井砼碹0.046231919.6375640.01223090010.756.3困难时期1-2主立井砼碹0.0462620.433.18365940.0486036002.550.2困难时期2-3运输大巷锚喷0.0415481717.553590.0235530255.4594.1困难时期1-2副立井砼碹0.0462520.433.18365940.0436036002.5501困难时期2-3轨道大巷锚喷0.0815481717.553590.0565530255.4594.1困难时期3-4采区上山锚喷0.019409.812.620000.026309004.041.5困难时期4-5运输顺槽锚喷0.0213939.410.611910.096204001.988困难时期5-6回风顺槽锚喷0.0213939.410.611910.025204001.988困难时期6-7回风大巷锚喷0.0813021717.553590.0233512254.4404.8困难时期7-8回回风井砼碹0.046261919.6375640.026309007.556.65.2.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：hrmin=1.1hrfmin 困难时期通风总阻力： hrmax=1.15hrfmax 式中：1.1、1.15为考虑风路上有局部阻力的系数；hrfmin、hrfmax矿井通风困难和容易时期的阻力之和。hrmin1.11700.3 1870.3 Pa (2940 Pa) hrmax1.151967 2262 Pa (2940 Pa)矿井通风总风阻见表 矿井通风总阻力容易时期困难时期阻力(Pa)1870.322625.3计算矿井总风量5.3.1矿井井风量计算根据煤矿安全规程及设计规范有关规定，参考目前该矿实际配风经验，矿井总风量采用瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。（1）按井下同时工作的最大班下井人数计算：Q4NKQ矿井总供风量，m3/minN井下同时工作的最多人数，609人K风量备用系数，1.25。Q46091.253045 m3/min51m3/s（2）分别计算法A、中央风井系统风量计算a、101综采工作面风量20 m3/s；102综采工作面风量20 m3/s。b、掘进工作面：综掘工作面风量8 m3/s；岩巷机械化作业线6 m3/s，煤岩巷混合普通掘进头6 m3/s，则掘进总配风：Q掘826652 m3/sc、硐室风量独立通风的硐室风量按有关规定配风：2个爆破材料库：428m3/s2个充电整流硐室：326m3/s中央变电所：4m3/s2个上山绞车房：224m3/s2个采区变电所：4m3/s瓦斯泵站配风：4m3/sQ硐8+6+4+4+4430m3/sd、其它用风量Q其它（Q采Q掘Q硐）10%（20155230）10%11.7m3/s矿井通风系数取1.12则风井总风量：Q总（Q采Q掘Q硐Q其它）1.05（2020523011.7）1.12149.7m3/s取150 m3/s。式中：Q矿井总风量，m3/s；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取K=1.21.25，因矿井通风距离长，取K=1.25；Q采大采高工作面所需风量，m3/s；Q掘掘进面所需风量，m3/s；Q硐硐室所需风量，m3/s；Q其它其它巷道所需风量，m3/s；5.4矿井通风设备的选型选择通风设备应符合下列规则：应满足矿井第一水平开采各个时期的工况变化需要，并要求通风设备在较长时期高效运行；当工况变化较大时，应根据矿井采区分期投产时间及节能情况分期选择电动机；必要时，可采用电器调速装置调整风量及负压满足工况要求；通风机能力应留有一定余量，轴流式通风机在最大设计风量和负压时，轮页运转角度应比设备允许范围小5；离心式通风机的选择设计转速不应大于设备允许最高转速的90%。通风机电动机的选择，一般宜采用鼠笼型或绕线型异步电动机，但容量较大时，宜采用同步电动机转动，电网容量允许时应采用直接起动方式。对轴流式通风机应校验电动机的正常起动容量和反风容量。5.4.1主要通风机选型1、主要通风机的实际通过风量Q因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： Qf =kQm （9-16）式中：Qf主要通风机风量，m3/s；Qm矿井需风量，m3/s；k漏风损失系数，风井不做提升用时取1.15。容易时期：Qrmin1.15150 172.5 (m3/min)困难时期：Qrmax1.1150 172.5(m3/min)2、主要通风机工作风压(1) 该矿井为抽出式通风，通风容易时期自然风压与通风机风压作用相同，通风机有较高功率，故从通风系统阻力中减去自然风压。通风容易时期主要通风机静风压为： hrsminhrminh自然h损失 （9-14）式中： hrmin通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；h自然容易时期帮助通风的自然风压，Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取40 Pa。hrsmin25720502622 (Pa)(2) 通风困难时期，通风困难时期自然风压与通风机作用反向，故通风系统需加上自然风压。主要通风机静风压： hrsmaxhrmaxh自然h损失 式中： hrmax表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；H自然表示困难时期反对通风的自然风压，hn夏0 Pa；h损失通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，通常为2050，取40 Pa。hrsmax30450503095 (Pa)3、初选通风机本矿井为低瓦斯突出矿井，通风方式为混合抽出式通风，由工业广场内的副井(6.5m)及主井(6.5m)进风，工业广场内的中央风井(5m)回风。中央风井现装备2台相同型号的BD826通风机，通风机转速740r/min，通风机反转反风。4、计算风机的工况点Rf=hfs/Qf2式中：Rf通风机容易、困难时期工作风阻，Ns2/m-8；hfs通风机静压，Pa；Qf通风机工作风量,m3/S；通风容易时期：Rf=hfs/Qf2=2622/172.52=0.09（Ns2/m-8）通风困难时期：Rf=hfs/Qf2=3095 /172.52=0.104（Ns2/m-8）5.4.2电动机选型电动机功率校核单台电动机功率：N777.7/2388.85kW450kW 根据以上计算，选择两台功率为450KW的异步电动机，即可在用通风机能力满足矿井生产需求。5.5计算矿井通风等积孔矿井采用中央并列式通风系统，总等积孔可按下述方法计算： 其中：A等积孔，m2；H风压，Pa；Q风量，m3/s；容易时期总风阻为：Rhrmin/Qfmin2 由上一节知R=0.09(Ns2/m8)总等积孔：Armin1.19/R0.5 3.9(m2)困难时期总风阻为：Rhrmax/Qfmax2 由上一节知 R=0.104(Ns2/m8)总等积孔：Armax1.1896/R0.5 3.7(m2)通风容易时期和通风困难时期的通风难易程度评价见表： 矿井通风难易程度评价等积孔(m2)风阻(Ns2/m4)通风阻力等级难易程度评价1.416大阻力矿难120.3541.416中阻力矿中20.354小阻力矿易由以上计算看出，本矿井通风容易时期总等积孔大于2 m2，通风容易。通风困难时期总等积孔大于2 m2，通风容易。5.6预防瓦斯、火、矿尘、水、和顶板事故的安全技术措施5.6.1预防瓦斯（1）加强通风管理，合理配风，按需分风，保证各采、掘工作面及其它工作点有足够的新鲜风量，连续不断地将瓦斯冲淡、稀释到不能爆炸和无害的浓度。（2）完善通风系统。设计在每个水平和采区布置专用回风巷道，使通过采掘工作面后的乏风直接进入回风巷道。永久风门实现开关闭锁，确保矿井通风系统稳定工作。（3）做好采空区的密闭工作，减少采区瓦斯涌出量。（4）采煤工作面回风隅角，采用设置木板隔墙或帆布幢的方法，引导风流通过采煤工作面上隅角三角区，吹散积聚的瓦斯。或采用埋管抽排方式。（5）掘进工作面局扇通风必须保证扇风机设置在进风口侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出口应随工段及时移动，确保掘进工作面有足够风量。（6）加强井底煤仓、采区煤仓上下口的通风，以稀释可能溢出的瓦斯等有害气体。废弃或暂时不用的煤仓必须密闭，煤仓内不得长久积煤。（7）矿井地面瓦斯抽放站安装2BE3-420、2BE3-520型抽放泵各2台，抽采能力为320m3/min（混合量）。矿井扩建后增加2台抽放泵，同时对抽放管路进行改造。2、防止瓦斯引燃（1）加强管理，禁止在井下及井口房使用明火，禁止在井下拆卸矿灯，在井口或井下进行焊接工作必须执行规定，工人不得穿化纤服装下井。（2）必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前“一炮三检”。（3）井下使用防爆机电设备，加强机电设备的检查和维修，严防电器失爆，所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无危险后，才能允许启动设备。（4）在回采工作面采煤机上及掘进工作面，配备瓦斯断电控制仪，实现风、电、瓦斯闭锁。3、加强瓦斯监测该矿使用KJ4-2000型安全监控系统，（1）设计在井下各采煤工作面、煤巷掘进头、胶带输送机运输大巷、煤仓上下口等瓦斯可能聚集地点，设置瓦斯指示报警装置，从矿井地面监控室内可连续监测全矿井瓦斯变化情况。（2）在生产中，要组织专职人员及时封闭废弃的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强对这些地方的瓦斯监测，防止瓦斯聚集，对回风巷道中聚集的煤尘应组织人员按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。4、防止灾害扩大（1）矿井主扇安设反风装置，井下各通风构筑物均按反风要求设置，满足井下灾害发生时全矿井及局部反风需要，减少灾害损失。（2）主扇风机出风口安装防爆门，防止爆炸事故发生后主扇损坏，影响全矿井通风。（3）加强职工安全教育，下井人员必须配备自救器，熟悉闭灾路线。5.6.2防火1、井下各机电硐室、井底车场、爆炸材料库，回采工作面等附近的巷道中，按规定储备足够的消防器材和灭火材料，配备专用消防列车。在井下各机电硐室通道，均设置向外开的防火铁门或防火栅栏两用门。2、井下放炮必须使用安全炸药。禁止明电放炮及不封泥放炮。3、井下电气焊必须制定安全措施后进行。禁止使用电炉、灯泡取暖。硐室内不准存放汽油、变压器油，使用过的带油棉纱要处理后送到地面。4、井下电缆、输送机胶带、风筒等均选用不延燃、阻燃材料。5、井下爆炸材料库位置及与其它巷道的距离均符合规程规定，并设有独立通风系统。6、加强消防洒水管网的维护，确保井下消防栓、三通阀的有效使用。7、所有井下工作人员都应熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。5.6.3防矿尘1、井下消防、综合防尘洒水管网设备齐全，大巷内洒水管路每隔50100m设一个三通阀门。2、加强通风管理，严格控制风速，防止煤尘飞扬。井下所有溜煤眼及煤仓必须保持一定存煤，不得放空。3、定期清扫冲洗巷道、防止煤尘聚积。4、必须采用湿式凿岩，掘进工作面应在放炮后立即喷雾洒水。5、采煤机、液压支架等自动喷雾防尘。6、在大巷、顺槽及掘进头等必要地点设置水棚或水袋。7、对接触粉尘多的工种，如锚喷、采掘工人等，配备个体防护用具，减少粉尘危害。5.6.4预防火灾1、井下各机电硐室、井底车场、爆炸材料库，回采工作面等附近的巷道中，按规定储备足够的消防器材和灭火材料，配备专用消防列车。在井下各机电硐室通道，均设置向外开的防火铁门或防火栅栏两用门。2、井下放炮必须使用安全炸药。禁止明电放炮及不封泥放炮。3、井下电气焊必须制定安全措施后进行。禁止使用电炉、灯泡取暖。硐室内不准存放汽油、变压器油，使用过的带油棉纱要处理后送到地面。4、井下电缆、输送机胶带、风筒等均选用不延燃、阻燃材料。5、井下爆炸材料库位置及与其它巷道的距离均符合规程规定，并设有独立通风系统。6、加强消防洒水管网的维护，确保井下消防栓、三通阀的有效使用。7、所有井下工作人员都应熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。5.6.5防止顶板跨落1、液压支架必须接顶，本矿井煤层倾角相对较大，液压支架必须有防倒、防滑措施。采煤机割煤后及时追机移架，防止顶板冒落、煤壁片帮。2、本矿井煤层较软，顶底板以泥岩为主，要求上、下顺槽口20m范围内加强支护，每米不得少于4根单体液压支柱。并准备足够的坑木、铁丝网等安全材料，以备急需。3、掘进工作面必须实行超前支护。本矿井巷道穿过的软岩较多，锚杆支护必须全长锚固。5.7矿井下安全避险“六大系统”5.7.1监测监控系统建设完善矿井监测监控系统。煤矿企业必须按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。5.7.2井下人员定位系统建设完善的井下人员定位系统。煤矿企业必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行，所有入井人员必须携带识别卡，确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。5.7.3紧急避险系统建设完善井下紧急避险系统。煤矿企业必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。煤与瓦斯突出矿井应建设采区避难硐室，突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面走向长度超过500m时，必须在距离工作面500m范围内建设避难硐室或设置救生舱。5.7.4压风自救系统建设完善的压风自救系统，必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范的要求，建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面，深部多水平开采的矿井，空气压缩机安装在地面难以保证对井下作业点有效供风时，可在其供风水平以上两个水平的进风井井底车场安全可靠地位置安装。5.7.5供水施救建设完善的矿井供水施救系统。必须按照煤炭安全规程的要求，建设完善的防尘供水系统；除按照煤炭安全规程要求设置三通及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中地地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。57.6通信联络建设完善矿井通信联络系统。必须按照煤炭安全规程的要求，建设井下通信系统，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，进一步建设完善通信联络系统。在主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面及采区、水平最高点，应安设电话。井下避难硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所和突出煤层采掘工作面、爆破时撤离人员集中地点等，必须设有直通矿调度室的电话。第6章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型6.1矿井提升设备6.1.1主副井提升系统概况矿井设计能力1.80Mt/a。工业场地内设有主井、副井两个井筒，井口标高+27.0m。矿井工作制度为年工作日330d，日净提升时间16h。提升机为JKD2.86型多绳摩擦式提升机，配用减速器为XP1120行星齿轮减速器，速比7.1，电动机型号为ZD-99/60，转速500/600r/min，电压660V，额定功率1250kW，提升速度8.5m/s，一次循环时间103s，其中休止时间9s，主井箕斗型号为JDG-16/1506，一次装载量8t，提升高度为558.91m。井底设有三个缓冲煤仓，定重装载。副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤。6.1.2 钢丝绳选型计算（1）按煤矿安全规程（2009版）规定，提升钢丝绳安全系数不得低于以下值：m=7.20.0005Hc=7.20.0005600.74=7.17（2）绳端荷重Qd：Qd=(Q+Qc)g=(11000+17917)9.81=289179.81=283676=283.676 kN（3）提升钢丝绳提升钢丝绳选用28ZBB6V30S+FC1670ZZ（SS）各3根。技术规格如下： 钢丝绳直径： dk=28 mm最大钢丝直径： =2.0 mm公称抗拉强度： B=1670 MPa钢丝绳单位长度质量：Pk=3.11 kg/m钢丝绳破断拉力总和：Qq=499.05 kN（4）提升钢丝绳安全系数校验：提煤：符合要求。（5）选择平衡尾绳初选尾绳单位长度质量：Pw=6Pk/3=63.11/3=6.22 kg/m尾绳选用18740I+FC1400三根。技术规格如下：钢丝绳直径：dw=40 mm公称抗拉强度：b=1400 MPa钢丝绳单位长度质量：Pw=6.252 kg/m钢丝绳破断拉力总和：Qq=918.2 kN（6）每米提升绳与尾绳的质量差：P=6Pk3Pw =63.1136.252=0.096 kg/m首尾绳单位长度质量差0.51%，本提升系统为平衡提升系统。6.1.3 提升系统运动学计算设计采用：五阶段速度加速度： a1=0.7 m/s2 减速度：a3=0.7 m/s2爬行速度：v4=0.5 m/s 爬行距离：h4=4.5 m停车制动减速度：a5=0.5 m/s2 最大运行速度：vm=10.94 m/s休止时间：12s 提升系统运动学计算结果表611序号项 目单位公 式结果1加速阶段时间st1=vm/a115.63s距离mh1=vmt1/285.5m2减速阶段时间st3=(vm-v4)/a314.91s距离mh3=(vm+v4)t3/285.29m3爬行阶段时间st4=h4/v49s距离mh44.5m4制动阶段时间st5= v4/a51s距离mH5=v4t5/20.25m5等速阶段时间st2=h2/vm35.04s距离mh2=Ht-(h1+h3+h4+h5)383.37m6一次纯运行时间te=t1+t2+t3+t4+t575.58s7一次提升时间T=te+=12s87.58s6.1.4 提升系统动力学计算（1）提升系统各部分变位质量提升机变位质量：GDm =9372 kg导向轮变位质量：GDd =2380kg提升钢丝绳变位质量：Gs1=63.11600.74=11209.8 kg尾绳变位质量：Gs2=36.252602.74=11305 kg箕斗质量：Gc=217917=35834 kg载荷质量：Gm =11000 kg电动机变位质量： 提升系统变位质量总和：升降空箕斗：m0=92760 kg提升原煤：m =103760 kg提煤时动力学计算结果 表612名称计算公式计算结果（kN）加速运行段F1=KQg+ma1196.73等速运行段F2=KQg124.10减速运行段F3=KQgma351.47低速运行段F4=KQg124.10制动停车段F5=KQgma572.22说明1. K矿井运行阻力系数，K=1.15。6.1.5 提升电动机校验根据系统负载情况，按提升原煤运行方式进行校验：F2t=F12t1+ F22t2+ F32t3+ F42t4+ F52t5=1327889 kN2s等效时间：Td=c1(t1+t3+t4+t5)+t2+c2=71.47s式中，散热不良系数：c1=0.8；c2=1/3电动机等效力：Fd=(F2t/Td)1/2=136.31 kN电动机等效容量：Nd=KFdvm/=1.11620.9=1783kW1800kW 电动机额定力Fe=Ne/vm=151.37 kN电动机过载系数：=F1/Fe=0.590.8所选电动机符合要求。6.1.6防滑验算（1）制动力矩的确定根据煤矿安全规程要求，提升机的常用闸和保险闸制动时所产生的制动力矩不得小于提升最大静荷重旋转力矩的3倍，按此确定制动力矩，3倍提升最大静荷重旋转力矩：Mj=3QR=3107.911.4=453.22 kNm取制动力为：Fz=350 kN制动力矩为：Mz= FzRz =3501.495=523.25 kNm453.22 kNm制动力矩倍数为：3.46。按事故下放重箕斗情况确定最小安全制动力：FZmin=1.5m+Qg=1.5103760+107910=263550=263.55 kN取第一级制动力为：Fz1=275 kN第一级制动力矩为：Mz1=411.1 kNm液压站为二级制动液压站。（2）滑动极限减速度与实际紧急制动减速度的计算据煤矿安全规程规定“保险闸发生作用时，全部机械的减速度：下放重载时，不得小于1.5m/s2；提升重载时，不得超过5m/s2”，并且规定“全部机械的减速度不得超过钢丝绳的滑动极限”。防滑计算的有关数据：钢丝绳在摩擦轮上的围包角：=185.25钢丝绳与摩擦衬垫的摩擦系数：f=0.25滑动极限：ef=2.244提升原煤：m =103760 kg 升降空箕斗：m0=92760 kg第一级制动力：Fz1=275 kN，第一级制动力矩为：Mz1=411.1 kNm。提升系统滑动极限减速度计算结果，紧急制动减速度计算结果，制动力矩计算结果见表滑动极限减速度计算结果 提升内容及运行状态参 数 计 算(t)计算公式滑动极限减速度（m/s2）QSQQD提升原煤上提原煤下放空箕斗29.13112.384.8空载上提空箕斗下放空箕斗29.1302.383.56下放重物下放原煤上提空箕斗29.13112.381.77注：QS一侧平衡质量，t；Q不平衡质量，t；QD导向轮变位质量，t；紧急制动减速度计算结果提升内容及运行状态参数计算计算公式紧急制动减速度（m/s2）滑动极限减速度（m/s2）mQm上提原煤下放空箕斗1037601079103.694.8上提空箕斗下放空箕斗9276002.963.56下放原煤上提空箕斗1037601079101.611.77注：m提升系统变位质量总和，kg；Qm不平衡力，N。制动力矩计算结果提升内容及运行状态静载力矩MCT(kNm)第一级制动第二级制动制动力矩MZ1(kNm)制动力矩MZ2(kNm)上提原煤下放空箕斗151.07411.12.72523.253.46上提空箕斗下放空箕斗0411.1由以上计算结果可知，上述计算结果均符合煤矿安全规程的相关规定。6.2主运输设备选型6.2.1胶带输送机选型1. 基本参数（1）输送物料：原煤；（2）胶带机小时运输能力：Q=600t/h；（3）胶带宽度：B=1000mm；（4）运输速度：v=3.15m/s；（5）胶带机长度：L=L1+L2 =1300m；其中：L1=65m，倾角1=0，L2=1235m，倾角2=15；（6）物料提升高度：H=320m；（7）每米机长物料重量：（8）每米长胶带重量：q0=42kg/m；（9）每米机长上托辊(133)旋转部分重量：q=15.75kg/m；（10）每米机长下托辊(V形、133)旋转部分重量：q=6.07kg/m；（11）输送带：ST3150钢绳芯阻燃输送带；（12）运行阻力系数：f=0.03；（13）胶带与传动滚筒之间的摩擦系数：=0.25。6.2.1 运行阻力计算（1）上分支运行阻力：F1=CfLg(q+q0+q) =1.070.0313009.81(52.91+42+15.75)=409.37110.66=45301N =45.3 kN（2）下分支运行阻力：F2=CfLg(q0+q)=1.070.0313009.81(42+6.07)=409.3748.07=19678N =19.68 kN（3）物料提升阻力：F3= qHg=52.913209.81=166095N=166.1 kN（4）特种阻力：F=4 kN（5）总运行阻力：F=F1+F2+F3+ F=45.3+19.68+166.1+4=235.1 kN6.2.3驱动功率计算（1）传动滚筒轴功率N0=Fv=235.13.15=740.6 kW（2）所需电动机功率N=kN0=1.4740.6=1036.8 kW（3）驱动装置选择采用双传动滚筒三驱动单元驱动方式，传动滚筒直径1.25m，驱动功率分配比2: 1；电动机：YB450S3-4，400kW，1488r/min，6kV；减速器：ML3PSF110+2FAN，i=31.5；逆止器：NF100；液粘软启动装置：YNRQD450/1500；装机功率3400=1200 kW。6.2.4输送带张力计算（1）驱动滚筒处张力计算S3=S4 取S320 kNS2S3F2+q0Hg =2000019678+423209.81=132168N=132.17 kNS12S2+F/3=132.17+235.1/3=132.17+78.36=210.53 kN S1S12+2F/3=210.53+2235.1/3=210.53+156.74=367.3 kNSmaxS1=367.3 kN（4）胶带强度验算胶带安全系数：（5）胶带最小张力验算按