山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计 精品.doc

任务书（）题目：山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计（）要求及原始数据（资料）：要求：采矿工程专业学生的选题，是针对某一矿井的原始条件，由指导教师根据不同的煤层数目和井田范围，确定若干个题目，每个学生一个题目，独立完成整个矿井设计。一般情况下，每个教师指导7-8名学生，每个指导教师选定一个实际生产的矿井作为选题的依据。矿井初步设计包括文字说明书和七张图纸。设计采用kcsjcad软件完成，图纸全部由计算机绘制。图纸采用计算机绘制，要求图纸布置合理，图标清楚，尺寸标识准确、详尽，各部分符合采矿制图标准的规定。说明书力求文字简练、通顺、整洁、工整。一般包括封面、扉页、目录、正文、附录、参考文献和索引等。说明书的书写、标题层次、标点符号、名词术语、计量单位、数字、公式、插图、表格、注释、引文和参考文献等均要符合科技图书的书稿要求。说明书正文一般不超过120页。原始资料：大同鹊山高家窑煤矿位于大同市左云县小京庄乡一带，行政区划隶属左云县小京庄乡管辖，其地理坐标为：东经11238241124030，北纬394536394648。根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发20XX92号“关于大同鹊山精煤有限责任公司等二处保留矿井整合方案调整的批复”，大同鹊山高家窑煤矿井田范围由下列6个坐标拐点连线圈定(国家6带)，1954年北京坐标系为：1、X=4406531.000 Y=19643512.0002、X=4404331.000 Y=19643549.0003、X=4404281.000 Y=19640549.0004、X=4404781.000 Y=19640541.0005、X=4404759.000 Y=19639241.0006、X=4406459.000 Y=19639213.000井田形状为一不规则多边形，东西长4.336km，南北宽2.250km，井田面积8.8097km2，批采22(5)、25（8）号煤层。5号煤层厚8.30m，8号煤层厚4.29m，层间距29m，设计生产能力120万t/a。本井田内可采煤层共2层，分别为22（5）、25（8）号煤层5号煤位于太原组中下部，下距K2砂岩41.66m，上距19(3)号煤层19.82m，煤层平均厚度为8.3m，为全井田内稳定可采煤层，含17层夹矸，煤层结构简单复杂。直接顶板为粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩，厚度0.5314.98m，平均厚8.30；底板为泥岩、中砂岩，厚度2.134.05m，平均厚2.98。22号煤层顶板属半硬的岩石，底板属坚硬的岩石。8号煤位于太原组下部，上距22（5）号煤层29m。煤层平均厚度为4.29m，为井田内稳定可采煤层，含02层夹矸，结构简单。直接顶板为泥岩、中粗砂岩，厚度4.177.96m，平均厚5.74；底板为砂质泥岩、中砂岩、细砂岩，厚度1.973.58m，平均厚2.93。25号煤层顶板属坚硬的岩石，底板属软弱的半坚硬岩石。20XX年度瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t，CO2绝对涌出量0.97m 3/min，CO2相对涌出量2.53m3/t。据山西省煤炭工业局综合测试中心20XX年8月19日对高家窑煤矿22号煤层做了检验报告，22号煤层吸氧量为0.63cm3/g，自燃等级为II级，自燃倾向性为自燃。据山西省煤炭工业局综合测试中心20XX年8月19日对高家窑煤矿22号煤层做了检验报告，22号煤层火焰长度400mm，岩粉用量65%，煤层煤尘有爆炸性。在今后掘进、生产中应注意洒水防尘，定期清理巷道壁浮尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。（）主要内容：井田概述和井田地址特征：矿区概述；井田地质特征；煤层埋藏特征；煤质；其它有益矿产。井田境界与储量：井田境界；地质储量的计算；可采储量的计算。矿井工作制度及生产能力：矿井工作制度；矿井生产能力及服务年限井田开拓：井田开拓方式的确定；达到设计生产能力时工作面的配备矿井基本巷道与建井计划：井筒、石门与大巷；井底车场；建井工作计划。采煤方法：采煤方法的选择；确定盘曲巷道布置和要素；回采工艺与劳动组织；采（盘）区的准备与工作面接替。井下运输：运输系统和运输方式的确定；运输设备的选择和计算。矿井提升：主提升；副井提升方式及设备矿井通风与安全：风量的计算；矿井通风系统和风量分配；计算负压及等积孔；选取扇风机；安全生产技术措施。经济部分：矿井设计概算；劳动定员和劳动生产率。学生应交出的设计文件（）：高家窑煤矿初步设计说明书；井田开拓平、剖面图；采区巷道布置及机械设备配备平、剖面图；巷道断面图；回采工艺图，矿井通风立体图（容易时期）。主要参考文献（资料）：（1）徐永圻等，煤矿开采学，中国矿业大学出版社，1999；（2）冷金龙等，矿山井巷工程量计算手册，河北科学技术情报研究所出版，1984；（3）陈炎光等，中国采煤方法，中国矿业大学出版社，1991；（4）徐永圻等，中国采煤方法图集，中国矿业大学出版社，1990；（5）刘吉昌等，倾斜长壁开采，煤炭工业出版社，1993；（6）张荣立等，采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，20XX；（7）张国枢等，通风安全学，中国矿业大学出版社，2000；（8）王家廉等，煤矿地下开采方法，煤炭工业出版社，1985；（9）杨坚等，矿井提升运输选型设计，煤炭工业出版社出版，1981；（10）煤矿安全规程，煤炭工业出版社，20XX；（11）煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社 20XX；（12）井巷工程，中国矿业大学出版社，1985；（13）矿山供电，中国矿业大学出版社，1995；（14）运输与提升，中国矿业大学出版社，1996；（15）煤炭井巷工程综合预算定额，煤炭工业出版社出版，20XX。专业班级 采矿0602班 学生 王旭杰 要求设计（）工作起止日期 20XX/3/820XX/6/21 指导教师签字 日期 教研室主任审查签字 日期 系主任批准签字 日期 建井工作计划一、矿井建设方式土建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的主、副斜井分别与井底车场、硐室、运输大巷、轨道大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风立井通风机设备和中央变电所设备，永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。二、施工方法在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人、材、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用加快建井速度的措施和建议1、做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、主立井进入基岩段，改为锚喷支护以加快巷道施工速度。三、矿井移交标准矿井移交标准如下：一个带区一个工作面，全部掘进设备安装到位。项目完成时井筒工程量1624m左右，煤巷7793m多米，同时，地面生产及辅助设施也应同步完成。 四、施工进度指标确定 施工进度指标的确定以煤炭工业矿井设计规范为依据，同时参考了国内施工队伍的实际水平进行确定，井巷工程施工进度具体指标确定如下： 斜井表土段： 20m/月斜井基岩段： 70m/月 立井井筒表土段： 20m/月 立井井筒基岩段： 70m/月 煤巷： 400m/月倾斜岩巷： 100m/月硐室： 300m/月五、建井工期矿井施工工期为22个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见施工进度图5-3-1，井巷工程量汇总表见5-3-1。表5-3-1井巷工程量汇总表序号工程名称井巷长度(m)煤巷半煤岩巷岩巷合计1主斜井(表土段)58.72主斜井(基岩段)663.8663.83副斜井(表土段)56.34副斜井(基岩段)5815815回风立井(表土段)246回风立井(基岩段)2412417井底车场硐室1042m1042m16运输大巷70570517轨道大巷57057018回风大巷1460146019共用运输巷7762250101工作面材料车场1601602350101工作面运输巷107210722450101工作面回风巷107219502550101回采工作面16018030合计58151042 m1645.88502.8第六章 采煤方法第二节 确定盘曲巷道布置和要素本矿井开采5号、8号煤层,5号煤层的平均厚度为8.3m,8号煤层的平均厚度为4.29 m，两煤层的层间距为29m，本矿井采用集中大巷联合布置：运输大巷和轨道大巷布置在8号煤层中,回风大巷布置在5号煤层中。一、盘区巷道布置方案一采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在8号煤层中，将回风大巷布置在5号煤层中，采用下行式开采，即5号煤层采完之后，再采8号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷和运输大行掘至一定位置后,掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至5号煤层，并采用双巷掘进运输顺槽和轨道顺槽，至采区边界时,开切眼贯通运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽通过集中运输巷连通运输大巷，轨道顺槽连通回风大巷和轨道大巷。下一工作面的掘进出煤可经集中运输巷经溜煤眼溜至运输大巷。即盘曲共用一个溜煤眼。安装工作面设备后可进行工作面的回采,具体布置见采区巷道布置图。二、盘区巷道布置方案二采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在8号煤层中，将回风大巷布置在5号煤层中，采用下行式开采，即5号煤层采完之后，再采8号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷和运输大巷掘至一定位置时掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至5号煤，并继续开掘运输顺槽和回风顺槽至井田边界,然后开掘开切眼，运输处煤经溜煤眼至运输大巷，进风通过行人进风斜巷与运输大巷相连，本条带的掘进出煤经溜煤眼至运输大巷，下条带的掘进出煤经下条带的溜煤眼至运输大巷。即每条带单独用一个溜煤眼。安装工作面设备后可进行工作面的回采,具体布置见采区巷道布置图。三、技术比较:方案一：多个工作面共用一个溜煤眼，减少了行人进风斜巷，很大地节省了岩巷工程量，增加了一条集中运输巷，加大了煤巷工程量，但相比较煤巷掘进费用远低于岩巷掘进费用。此方案使运输更加容易，生产更加安全；大巷需求长度短，投产快，生产系统简单。方案二：每个工作面单独用一个溜煤眼，一个行人进风斜巷，加大了工程量，掘进费用高。巷道布置简单，生产系统简单。 经济比较：掘进费用：方案一，多个工作面共用一个溜煤眼，溜煤眼深度29m，多开掘一条集中运煤平巷，方案二，每个工作面多打一条进风行人斜巷，开掘多个溜煤眼，溜煤眼和进风行人斜巷均为岩巷，费用高。维护费：明显方案一的维护费用小于方案二的维护费用。经过技术与经济比较后分析，方案一的工程量比较小，掘进费用低，技术上先进，经济上合理，安全上可靠。 运输也更加方便集中，满足煤矿安全生产的要求，最终选取方案一作为实施方案。确定的方案一采用双巷掘进的方式掘进工作面的运输顺槽和轨道顺槽,工作面回采时,密闭另一条巷道,采用一进两回的通风方式，工作面长度为160m，采高3.0m。采用倾斜长壁综采放顶煤开采，工作面布置放顶煤液压支架，双滚筒采煤机，刮板输送机，双巷之间保护煤柱留设10m。第三节 回采工艺与劳动组织一、回采工艺该煤矿井田地质条件较简单，无断层，煤层倾角平缓，该煤层平均厚度为8.30m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用综采放顶回采工艺方式。回采工艺过程如下：（一）采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。（二）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（三）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，伸直护帮板, 输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进行推溜、移架、放顶。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机 。（四）综采面端头作业综采面端头支护方式采用与放顶煤液压支架配套的端头支架，采用端头放顶煤技术放落工作面两端的顶煤，提高工作面顶煤回收率。（五）放顶煤 工作面采用随采随放追机作业，采煤机在工作面端头斜切进刀，截深600mm，双向割煤。放煤步距为0.6m。采煤机端头进刀割煤移架推移输送机采煤机在机尾进刀割煤推移输送机。工作面在第二刀开始割煤随采随放，移架滞后于采煤机割煤，推移输送机滞后于移架。二、劳动组织形式根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯监测员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作均由综合工种完成。采煤工作面劳动组织见表6-3-1表6-3-1 劳动组织表序号工种出勤人数合计一班二班三班检修班 1班长兼质量检查22228 2采煤司机333312 3刮板输送机司机33343 4运输机司机11125 5转载机司机11125 6泵站司机11125 7放煤工2226 8电工、检修工11125 9瓦斯员11114 10支架工333413 11运料工2222812浮煤清理工222613端头工2222814其他人员22239合计26262629107采煤工作面技术经济指标表6-3-2表6-3-2序号项目单位指标1工作面长度m1602煤层厚度m8.303煤层倾角度2-44回采率%89.45循环进尺m0.66平均日产t4727.37平均月产万t11.828月正规循环率%859工作面效率t/工44.210全员效率t/工34.011在册人数人13912截齿消耗个/万吨1013坑木消耗m/万吨614乳化液消耗/万吨2015 黄油消耗/万吨1516齿轮油消耗/万吨15第四节 采（盘）区的准备与工作面接替一、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同，采用不同的断面及支护形式。主副斜井、运输大巷、轨道大巷为半圆拱断面，主副井为锚喷支护，运输大巷、轨道大巷、回风大巷为锚网喷支护。集中运输巷、运输顺槽、轨道顺槽和回风大巷均采用矩形断面，顺槽采用锚杆支护，具体尺寸和支护形式见巷道断面图。二、巷道掘进进度指标根据煤炭工业矿井设计规范,参照本矿经验，巷道掘进进度指标采用如下数值：煤巷：400m/月；岩石平巷：100m/月；硐室：250 m3/月；煤仓、溜煤眼：70m/月；进风行人斜巷：100m/月；回风立井：70m/月。三、掘进工作面个数和掘进面的机械配备为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备两个综掘工作面。综掘工作面配备EBJ-120TP掘进机、YBT62-2型局部扇风机等设备。综掘工作面机械设备配备见表6-4-1表6-4-1 综 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表序号设备名称设备型号容量（kW）单位数 量 备注使用备用合计1掘进机EBJ-120TP120台112带式转载机QZP-1607 台113胶带输送机STJ-800/4040部114湿式除尘器SCF-618.5台115气动锚杆机MQT-120/2.7 台1126激光定向仪JK-3 台117调度绞车JD-11.411.4台228局部扇风机YBT62-228台2249探水钻HQ-150A7.5台11210小水泵KWQB20-75/55.5 台112四、矿井达产时采掘比例关系、掘进率和矸石预计根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，经计算后，确定矿井采掘比为1:2，即矿井达产时配备一个回采工作面和两个掘进工作面。由于该矿巷道基本为煤巷,预计矸石量约占总产量的3%左右，即矸石量为4.68万t/a。五、工作面接替50101工作面推进长度为1710米，年推进度为1047m，即每个条带采煤时间为290天左右。工作面接替采用顺序接替，即先采50101再采50102、50103、50104依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面100米左右为宜。由于采用综掘，本矿井的掘进可以很容易就满足。第七章 井下运输第一节 运输系统和运输方式的确定根据选定的开拓方案,运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。轨道大巷采用连续牵引车牵引，采用600毫米轨距30Kg/m钢轨。盘区平巷内辅助运输也采用连续牵引车牵引。各带区采出的煤，通过工作面运输平巷、共用运输巷、溜煤眼至运输大巷、井底煤仓、再通过主斜井运至地面。各带区所需的材料和设备，通过副斜井下放至井底车场，再通过井底车场、轨道大巷、条带材料车场至轨道顺槽运至各工作面。各带区掘进所出的矸石，通过工作面轨道顺槽、轨道大巷、井底车场，通过副斜井将矸石提至地面。各井巷钢轨类型：轨道大巷30kg/m；工作面轨道平巷22kg/m。各巷道断面见巷道断面图。第二节 运输设备的选择和计算一、矿车、材料和人车为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输，布置轨道运输大巷，目前，矿井辅助运输方式正在不断完善与发展中，并向多元化发展，新型的辅助运输设备也各有优缺点及适用条件，一般有以下几种：无轨胶轮车，卡轨车，齿轨车，单轨吊车，连续运输车等，结合本矿特点，综合考虑采用连续牵引车作为辅助运输。连续运输车技术参数见表7-2-1。表7-2-1 连续牵引车技术参数型号使用地点绞车功率(kW)绳速(m/s)最大倾角牵引重量(t)适用运距（m）SQ-1400/110轨道大巷轨道顺槽1100.22.58302500（一）矿车选型本矿生产能力为1.2Mta，各类矿车均选用600mm轨距一吨系列矿车即能满足要求。运矸采用1t固定箱式矿车，型号MG1.1-6A；材料运输选用1.5t材料车，型号MC1-6B；设备运输选用3t平板车，型号MP3-6；运人采用平巷人车，型号PRC8-6/6。（二）矿车数量矿车数量根据煤炭工业设计规范的要求和该矿实际情况，各类矿车数量见表7-2-2。表7-2-2 各类矿车数量表 单位：辆矿车类型矿车型号矿车数量备注1.5t材料车MC1-6B203t平板车MP3-628平巷人车PRC8-6/610二、大巷内运输设备的选型和计算根据煤炭工业设计规范，结合当前最新的设计思想及理念，本矿井开拓巷道均采用煤巷，这样,井下运输不采用传统的电机车运输方式。布置胶带运输机大巷采用胶带运输，运输能力大，连续性强，易于增产，管理简单，是大中型矿井合理的大巷运输方式，根据运量与运距，运输大巷采用 DX4-GX1000胶带输送机运输能力1000吨/时,输送长度2000米,带宽1000毫米,配套电机功率3375千瓦。第八章 矿井提升第一节 主提升本矿井年产量为A=1.2M t/a，矿井工作制度为四六制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=16h计。矿井为斜井单水平带区开采，提升方式为斜井大倾角胶带输送机提升，散煤密度取r=1.10t/m3。一、设计依据1、生产能力：设计能力1.2Mt/a，按Q300t/h设计2、输送物料名称：原煤3、最大粒度：300mm4、物料松散密度：=1.10t/m35、安装条件：Lh=722m，倾角=22；头部卸料、尾部给料。6、受料点：一个7、提升高度：H270m8、工作制度：330d18h二、参数及计算（一）参数的选择1.带宽B=1000mm2.带强：选用阻燃型的钢丝绳芯输送带，GX-1000（初选）3.带速V=2.0m/s4胶带的单位长度重量qB=24.63kg/m5物料的每米质量：qG=Q/3.6v=41.7/m6每米上托辊转动部分重量qro22/1.218.3/m7.每米下托辊转动部分重量qru17/35.7/m8传动滚筒与输送带间的摩擦系数u=0.259模拟摩擦系数f0.0210上下托辊的直径108mm，上托辊间距a0=1.2m,下托辊间距aU=3m，上托辊槽角45。11传动滚筒D=800mm（带有阻燃橡胶覆面）12选用D1=600mm D2=400mm的改向滚筒。13装料系数：C=1.31（二）驱动力1.主要阻力FHFH=CfLgqrO+qrU+(2qB+qG)cos=20XX4N2.主要特种阻力和附加阻力清扫器的阻力FrAP3=2400N式中：A清扫器的面积 A=0.0082+0.0122=0.04 3清扫器与输送带的阻力系数，0.6 P清扫器与输送带的压力，105N/m输送带与导料板间的摩擦力 Fgl=2IV2gl/v2/b12=170N 式中：2物料与导料板间麻擦系数，0.7 IV输送机每秒输送能力，0.05342m3/s l导料槽栏板的长度，4.5m b1导料槽两栏间宽度，0.45m输送带绕经滚筒的缠绕阻力，按2500N计总附加阻力：F=5070N3倾斜阻力 FSt=qGgH=110338 N4输送机运行总阻力 FU=116372N（三）驱动功率1轴功率PA=FUV/1000=233(kW)2.驱动轴功率PM=PA/1/=304(kW)式中：1、分别为电动机、液力偶合器和减速器的效率选配1台JR158-8电动机(380kW,6000V)。 （四）输送带张力选用头部单传动滚筒单电机驱动，布置形式见图7-1-1，滚筒1=210=0.25,e=2.5 1按输送带允许最大下垂度计算最小张力上输送带：4853N下输送带：4526N2输送带各点的张力 为了保证输送带与传动滚筒之间不打滑 116372.8N满载时各点张力值为： 取S2116372.8NS1S2+FU=232745.6N S3=S2+ fLgqru+qB- qBgH+Fr=57894N（五）安全系数B=1000mm GX1000 的胶带输送带安全系数计算3.43 满足要求（六）拉紧装置在尾部采用液压绞车拉紧装置。正常运转时的拉紧力：G=S3+S4 =133(kN)选择YZL150的液压绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。三、选型结果1、输送机：DLA型大倾角带式输送机，单电机单滚筒。2、输送带：B1000mm，GX-1000钢绳芯输送带。3、电动机： JR158-8电动机(380kW,6000V)1台。4、减速器: SSXP13240减速器1台。5、偶合器：YOXZ500偶合器1台。6、制动器：YWZ5-315制动器1台。7、拉紧装置：YZL150的液压绞车自动拉紧装置1台。根据计算主斜井选用DLA型大倾角带式输送机，其技术特征见表7-1-1。表7-1-1 带式输送机主要技术特征表代号斜长（m）提升高度（m ）运输能力（t/h）带速（m/s）带宽（mm）带强（N/mm）电机功率（kw）拉紧方式7222703002.01000GX1000380液压四、年生产能力ANQbrt/1.2=1485kt/a式中：AN年生产能力，kt/aQ小时运量，300t/h br年工作日，330d t日工作时间，18hC不均衡系数，1.2五、电气驱动机房设配电室负责主电机的供电，其电源引自矿井主井变电所。带式输送机系统配有拉绳开关、跑偏、保护装置、带速检测装置、纵向撕裂保护装置等确保带式输送机安全启动和运行。第二节 副井提升方式及设备 一、条件及情况简述辅助提升井为斜井，采用双钩串车提升，负责全矿井提升矸石、升降人员、下放设备和材料等任务。辅助提升选用JK2.5/30型绞车一台，31NAT619+FC 1700 608 3383钢丝绳（直径31mm），TSG2500/17型天轮，YR系列10级电动机一台（功率800kw）。二、设计依据（一）提升量：矿井年产量A=1.2Mt/a，材料和支架等8车/班；炸药、雷管2车/班；设备2车/班。矿井井下除煤层巷道外，还有部分岩巷工程量，出矸量预计为煤量的3%，每年矸石量约6万t/a；本井提升的最重件为液压支架，为16t。（二）提升方式：采用斜井双钩串车。提矸时每次提MG1.16A矿车4辆，其自重592，最大载重1670，容积1.1m3。升降人员时每次为SR60人车头车1辆，挂车2辆,共载45人；提最重件选用矿用平板车MPC15-6,自重1030；下料MC1-6A型材料车1辆，自重495；下小设备MPC2-6A型2t平板车，自重490；（三）井筒：井筒倾角23，长度637m。（四）工作制度：年工作日330d，每天净提升16h。三、钢丝绳的选择（一）钢丝绳绳端荷重Qd= n（Q+Qz)(sin+f1cos)1最重件: Qd=6795.72(kg)2提人：选用SR60型人车，1辆头车，2辆尾车,共载45人Qd人=2234.4(kg)（二）钢丝绳最大长度 暂取：LC=690m（三）钢丝绳每米重 P=3.19(kg/m)式中：Qd=6795.72kg, B=1700MPa, ma=7.5 选31NAT619+FC 1700 608 3383 ZS钢丝绳, d=31mm, P=3.45kg/m, Qq=608kN（四）钢丝绳安全系数验算提最重件 m=7.77.5 提人m=17.769 满足要求，故钢丝绳可行。四、提升机选择（一）提升机根据煤矿安全规程规定，对于安装在地面的提升机，其直径与钢丝绳直径的关系如下： D80d D1200选定的钢丝绳直径d=31mm 则D2.48m选用JK2.5/30型绞车，D=2.5m，B=2m，FJ=90000N，i=30，Vm=2.53m/s，Gj=14.2t（二）卷筒宽度验算作两层缠绕，此时缠绕宽度2000mm（三）强度验算最大静张力，提升最重件时：Fj90000N 满足要求。五、相对位置（一）天轮选择选用TSG2500/17型天轮，Dt=2.5m，Gt=550kg（二）辅助提升系统图见图8-2-1；初步确定提升机至井架中心的水平距离Ls=5m井口至井架中心的水平距离Ls=L1+ L2+ L4式中：L1为井口至阻车器的距离，一般为79m; L2为阻车器到摘钩点距离，此值取1.5倍串车组长度，即L2=1.5nlc，lc为矿车全长；L4为摘钩点到井架中心的水平距离，为了不致因提升机侧钢丝绳弦弧垂过大造成摘钩困难一般取L4=（2.54）Ls Ls=L1+ L2+ L4=8+20+15=43井架高度要求能保证：1摘钩后的矿车通过下放串车的钢丝绳的下部时，钢丝绳距地面的高度不得小于2.5m。该点距离摘钩点的距离为L3，一般取L3=4m。2为了防止矿车在井口出轨掉道，井口处得钢丝绳牵引角要小于9。按第一项要求计算井架高度Hj为： Hj=式中：为天轮半径，m；h为矿车过钢丝绳下部处的地面标高与井口标高之差，1m。钢丝绳在井口处的牵引角为： 89六、电动机选型经济速度：=0.4=6.3m/s双钩提升上升端钢丝绳最大静拉力Fjc N先按下式估算电动机容量P： 上式中 kb为功率备用系数取1.2； 为提升速度，6.3 m/s； 为减速器传动比，0.85 选择YR80010/1180型异步电动机。有关参数为：Pe=800kw，ne=591r/min，=0.92 实际提升速度： Vm= =2.58(m/s)七、计算总变位质量mm=式中：，分别为卷筒变位重力及天轮变位重力，=14.2t；=550kg。电动机转子变位质量由下式求出： 式中：为减速器传动比，=11.5。八、运动学计算已知：Vm=2.58m/s, a1=0.3m/s2, V4=0.5m/s，a5=a3=0.5m/s2，L=672m ， H=249m，H4=2m。t= V/ a=8.6(s)H= V t/2=11.1(m)t=4.16(s)H=6.4(m)t= H/ V=5(s)等速阶段H=189(m) 式中取40m。t=73.25(s)一次提升循环时间提矸：T=(t+t+t+t+) 2=264.82(s) 为摘挂钩和转向时间为35s提人：T=294.82(s)提材料：T=320.82(s)九、动力学计算将以上已知各参数代入动力方程式，各阶段拖动力计算结果如下：F=KQ+P+ma=16123.01(kg); = F-P=16025.0(kg)F= F- m a=10254.49(kg)= F-P =8585.70(kg)F= F-m a=637.0(kg)= F-P =580.49(kg)F=+m a=10197.0(kg)= F-P =10179.34(kg)十、电动机功率验算（一）按温升条件验算 等效功率 Nd=323kw800kw上式中：为卷筒圆周的等效力；=等效时间= =9262044955故所预选的电动机功率合适。 （二）按过负荷条件验算电动机额定力 Fe=24517.7(kg) Fmax/Fe=0.70.8=0.752.06=1.545副斜井串车可以满足资源整合的能力要求。十一、电气驱动机房设配电室负责主电机的供电，其电源引自矿井主井变电所。带式输送机系统配有拉绳开关、跑偏、保护装置、带速检测装置、纵向撕裂保护装置等确保带式输送机安全启动和运行。第九章 矿井通风与安全第一节 风量的计算一、概述20XX年度瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t，CO2绝对涌出量0.97m 3/min，CO2相对涌出量2.53m3/t。属于低瓦斯矿井。二、风量计算矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合煤矿安全规程中有关规定。煤矿安全规程规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20%，二氧化碳不得低于0.5%。根据煤矿安全规程，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（一）按井下同时工作的最多人数所需风量计算：Qkj=4NK=41201.25=600（m3/min）=10m3/s式中 4每人每分钟供风标准m3/min，人； N井下同时工作的最多人数（按交接班考虑），120人；K矿井通风系数，取1.25。（二）按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算： Qkj(Qcj十Qjj十Qdj十Qqt)Kkt式中 Qkj矿井总风量，m3s； Qcj采煤工作面实际需要的风量总和，m3s； Qjj掘进工作面实际需要风量的总和，m3s； Qdj硐室实际需要风量的总和，m3s； Qqt其它用风地点所需风量的总和，m3s；Kkt矿井通风系数，取1.25。1采煤工作面实际需要风量的计算：按瓦斯涌出量计算Qcj=100qcKc式中： qc采煤工作面绝对瓦斯涌出量， m3/min； Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，1.4。根据大同市煤炭工业局文件同煤机字20XX193号文“关于大同市地方煤矿年产30万吨以下94座矿井20XX年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”， 20XX年度瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t，CO2绝对涌出量0.97m 3/min，CO2相对涌出量2.53m3/t。则回采工作面瓦斯绝对涌出量按下式计算： qc=(回采工作面日产量瓦斯相对涌出量)(60工作面生产时间)式中：qc工作面瓦斯绝对涌出量，m3min；5号煤层回采工作面日产量按4727t考虑；按每日三班生产，工作面生产时间取18h；则qc47271.65(6018)7.22m3min；Qcj=1007.221.4=1010.8m3/min =16.85 m3/s按回采工作面温度计算：Qcj=60VcScKi式中 Vc与计算工作面的温度相对应的风速，取1.0m/s；Sc工作面的平均断面积，为21m2；Ki工作面长度系数，工作面长度160m，取1.2Qcj=601.0211.2=1386m3min=23.1m3s按人数计算Qcj=4N式中 N采煤工作面内同时工作的最多人数,为30人；Qcj=430=120m3min=2m3s经计算,按回采工作面温度计算的风量最大,故回采工作面风量取最大值：Qcj=23.1m3/s。按风速进行验算根据规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。采用最低风速验算：Qcj15S采大=1521=315m3min采用最高风速验算：Qcj240S采小=24021=5040m3min满足风速要求。2.掘进工作面实际需要风量的计算：按瓦斯相对涌出量计算：Qjj100q掘kd式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3min；kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kj=1.8； q掘4731.65(6018)0.723m3min；式中数据意义与回采工作面计算相同。则：Qjj100q掘Kj=1000.7231.8130.3m3min；按人数计算Qjj=4N式中：N掘进工作面内同时工作的最多人数,15人。Qjj=415=60m3min按局扇的实际吸风量计算综掘工作面配备一台YBT62-2型局部扇风机，其风量本设计取300m3/min。掘进工作面配风量按下式计算：Qjj=Q局kf式中： Q局局扇吸风量, m3min；kf为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.3。Qjj=3001.3=390m3/min=6.5m3s经计算, 按局扇的实际吸风量计算的风量最大,故掘进工作面风量取最大值：综掘取6.5m3s。风速验算, 掘进工作面风速满足要求。双巷掘进工作面停工不停风，则：Qjj=6.54=26 m3s3. 硐室需要风量中央变电所、水泵房等均为串联通风，无须独立配风。 4 其他需风量其它用风地点主要包括搬家倒面时备用工作面配风、备用掘进巷道配风和联络巷道的配风等，备用工作面配风取10.0m3s；其余用风地点所需风量的总和按10m3s考虑：则：Qqt10+1020m3s矿井总风量为：Qkj(23.12620)1.2586.4m3s，取90 m3s根据以上两种计算方法，取其最大者，故确定矿井总风量为90m3s。第二节 矿井通风系统和风量分配一、通风方式根据开拓部署，矿井采用中央分列式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限根据井田开拓部署，主副井为进风井，布置两个回风井回风，前期布置一个，后期布置一个。本次通风设计只考虑矿井前20a的生产情况，后期应考虑更换风机或电机。三、掘进通风及硐室通风根据矿井开拓和采区巷道布置，矿井达产时，配备一个回采工作面和两个掘进工作面，掘进面采用独立通风。掘进工作面采用YBT62-2型局部扇风机通风，电机功率28kW。四、通风