矿山机械设计选型

1、第一章第一章 矿井开采概况了解矿井开采概况了解1.11.1 井田自然概况井田自然概况交通位置交通位置山西交口联盛梁家沟煤业有限公司位于交口县城东的双池镇梁家沟村西北，苇沟村东北，距双池镇政府 5km 左右，距交口县城直距 46km，井田东部有乡级公路与交口县城相通，209 国道经过交口县城，经县城向南可达隰县、蒲县至临汾；往北经桃红坡有公路干线通往中阳、离石；向东北到阳泉曲火车站 15km 左右，并可以到达太原。交通较为便利。 地形地貌地形地貌本井田地处吕梁山中段的东麓，为低山区，地势西高东低，最高点位于井田西北部，标高为 1157.56m，最低点位于井田东北部边缘，标高为 955.00m，最

2、大相对高差202.60m。河流水系河流水系本井田属于黄河流域汾河水系，井田中南部发育一条冲沟，雨季有洪水流泄，经大麦郊河入汾河。气象及地震情况气象及地震情况井田属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大，春季多风，夏秋季雨量集中，秋季阴天多雨，冬季寒冷漫长。年最高气温 32.5C，年最低气温-21.7C，年平均气温7C，年均降水量为 590.00mm，年蒸发量 14821814mm，蒸发量大于降水量，霜冻期为 10 月下旬至次年四月上旬，无霜期 150-170 天左右，最大冻土深度 0.93m 左右。根据建筑抗震设计规范(GB50011-2001),本区抗震设防烈度为 7 度。设计基本地震加速度值为

3、 0.10g。 1.21.2 井田境界及资源井田境界及资源/ /储量储量井田境界井田境界根据 2009 年 11 月 20 日山西省国土资源厅以晋矿审兼并采划字(2009)015 文批准山西交口联盛梁家沟煤业有限公司开采 4、5、9、10、11 号煤层，井田面积8.9806km2。表 1-1 井田境界拐点坐标表(西安 80 坐标系 6带) 拐点编号纬距(X)经距(Y)备注14093301.40119539930.42824093301.42719541930.43734092431.43019542750.44944090711.42619543250.46554090451.41919542

4、670.46564090151.41319542110.46574090151.40219540830.45984090051.40019540630.45994090051.39419539930.456开采深度：1019.99-929.99m表 1-2 井田境界拐点坐标表(北京 54 坐标系 6带) 拐点编号纬距(X)经距(Y)备注14093350.0019540000.0024093350.0019542000.0034092480.0019542820.0044090820.0019543320.0054090500.0019542740.0064090200.0019542180.0

5、074090200.0019540900.00开采深度：1020-930m84090100.0019540700.0094090100.0019540000.00资源资源/ /储量储量（1）资源/储量估算范围该矿批准开采的 10 号煤层，资源储量估算边界以井田边界及露头风化带边界为界，采空区、古空区及风氧化带不估算储量。（2）工业指标确定井田批采的10号煤层煤类为焦煤，属于炼焦煤。按照 2002年2 月国土资源部颁发的DZ/TO215-2002煤、泥炭地质勘查规范 中有关规定，确定各煤层资源储量估算指标如下：煤层最低可采厚度为 0.70m；煤层最高可采灰分为 40%；煤层最高可采硫分为 3%；

6、据现有资料，10 号煤层厚度、灰分、硫分指标均在上述限定范围之内。（3）资源/储量分类井田地质构造简单，参与资源/储量估算的 10 号可采煤层均属稳定煤层。井田地质条件为一类一型。按照中华人民共和国矿产地质行业标准煤、泥炭地质勘查规范中有关规定，确定各类别储量的基本线距为：探明的经济基础储量（111b）线距：1000m控制的经济基础储量（122b）线距：2000m推断的资源量（333）：探明的及控制的资源/储量块段外为推断的资源量。在具体圈定中，探明的及控制的块段跨越未查明的推断性质的边界时，留设 50m推断资源量，在井下已揭露控制的（断层）地段不进行此类留设。（4）资源/储量估算方法与参数的

7、确定：井田煤层平缓，倾角在 5-14左右，且倾角变化不大，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，估算公式如下：式中：Q块段资源/储量（Kt）S块段面积 K(m2),采用水平投影面积，用计算机配合 MAPGIS 软件在煤层底板等高线图上直接测得h块段煤层平均厚度(m)，为块段内及邻近见煤工程点煤层估算厚度的算术平均值，各工程点煤层估算厚度按有关规范执行计算。d煤层视密度（t/m3） ，10 号煤层为 1.35t/m3。（5）资源/储量估算结果山西交口联盛梁家沟煤业有限公司资源/储量估算结果见表 1-3表 1-3 资源/储量估算结果汇总表 单位：kt资源储量（Kt）煤层号煤类111b122b

8、333111b+122b+333111%111122333bbb111122%111122333bbbb10JM3319033190100100合计3319033190100100通过本次资源/储量估算，井田内 10 号煤层现保留资源/储量 33190Kt，全部为探明的可研的经济基础储量（111b） 。探明的可研经济基础储量（111b）占现保有资源/储量的比例为 100%。（6）矿井设计储量矿井设计储量是扣除矿井井田境界煤柱，断层煤柱，建（构）筑物煤柱和 333 的折减量后剩余的资源储量计算结果见表 1-4表 1-4 矿井设计储量计算表 单位：kt 永久煤柱损失设计储量煤层编号水平工业资源/储

9、量111b+122b+3330.9井田境界村庄陷 落柱 断层防水小计1013319019552646167252502028170合计3319019552646167252502028170（7）矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计储量扣去工业场地、大巷煤柱和开采损失后剩余的资源储量。见表 1-5表 1-5 矿井设计可采储量计算表 单位：kt开采煤柱损失煤层编号水平设计储量工业场地大巷及采空区小计开采损失设计可采储量1012817052311001623663719910合计2817052311001623663719910安全煤柱及各种煤柱的留设与计算方法安全煤柱及各种煤柱的留设与计算

10、方法（一）巷道煤柱fMHS)6 . 05 . 2(1式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深， （m；）平均按 250mM煤层厚度， （m；）6.19mf煤的强度系数。 mfMHS2 .292)19. 66 . 05 . 2(250)6 . 05 . 2(1巷道煤柱取 30m，采空区煤柱 30m。井田边界煤柱留 20m，水平大巷之间煤柱留 30m，两侧留 30m 煤柱，采空区边界煤柱留 30m,工业场地按二级保护,井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角 45，基岩移动角 72)计算保安煤柱。矿井后期时，预计护巷煤柱 1100Kt 可回收 50%左右。可延长矿井 0.9

11、 年寿命。1.31.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限矿井工作制度矿井工作制度根据中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局 2005年制定的煤炭工业矿井设计规范 ，确定矿井的工作制度为：年工作日为 330d，每天四班作业，日净提升时间 16h。矿井设计生产能力的确定矿井设计生产能力的确定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（2009）32 号关于吕梁市交口县煤矿兼并重组整合方案（部分）的批复,确定兼并重组矿井设计生产能力为 600kt/a。矿井服务年限矿井服务年限矿井服务年限按下式计算:T= Z /(AK)式中：T矿井服务年限，a；Z矿井

12、可采储量，kt；A矿井生产能力，kt/a；K储量备用系数，取 1.4。T= Z /(AK)=19910/(6001.4)=23.7a经计算矿井服务年限为 23.7a。1.41.4 井田开拓井田开拓井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组各矿采空区等对井田井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组各矿采空区等对井田开拓开采的影响开拓开采的影响井田内 10 号煤层厚度5.55-6.78m，平均6.19m，含夹矸2-3 层。煤层生产能力大,煤层埋藏较浅,煤层赋存稳定。井田内发育有一系列小的褶曲，地层倾角 5-14区内，发育有多个陷落柱和一条正断层。井田地质构造简单（偏中

13、等） 。综上所述，开采条件是比较好的。井田开拓方案井田开拓方案（1）工业场地位置的选择井口及工业场地位置选择的主要原则为：1.充分利用现有地面工程及设施。2.地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足600Kt/a 要求。3.位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。4.不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。5.靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省。6.有利于矿井开拓部署，为稳产高产创造条件。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（2009）32 号关于吕梁市交口县煤矿兼并重组整合方案（部分）的批复的文件精神，山西交口联盛梁家沟煤业有限公司是以原山西达胜泰

14、能源实业有限公司梁家沟煤矿，整合周边山西交口梁家沟煤矿有限公司、山西成牛洼煤矿有限公司及空白夹缝区域而成。兼并重组整合后矿井名称为山西交口联盛梁家沟煤业有限公司。山西交口梁家沟煤矿有限公司、山西成牛洼煤矿有限公司工业场地均比较狭窄，井筒大都没有利用价值，原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地较平坦、开阔，易于布置，挖填方量小，且工程地质条件好，基本不受洪水、山体滑坡等自然灾害影响。所以本次设计利用原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地。由于原副斜井井下巷道拐弯较多不利于液压支架下放，且副井工业场地距离主井工业场地较远，管理困难，地面运输不畅。经现场调研，和建设单位协商一致，在主

15、斜井东南方约 300m 处新掘一个副斜井，此处地形平坦、开阔，可以满足地面生产系统布置的要求。装备一台单筒绞车，作为重组后矿井下放大件和辅助提升。现主斜井装备一部带式输送机，带宽 800mm，作为重组后矿井主提升。重组后变为三个井筒，主、副斜井进风，原回风立井刷大后作专用回风井。三个井筒均可作矿井安全出口。（2）井田开拓方案矿井设计开拓方案主要考虑以下原则：1有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节。2生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。3投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资。4井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况。5近期与

16、长远相结合，既要考虑眼前利益，又要兼顾长远规划。基于上述原则，设计提出两个开拓方案，分述如下：方案 1设计利用原有主斜井，井筒方位角为80，井筒形式为半圆拱，净宽3.8m，净断面为 10.6m2，作为兼并重组矿井的主提升斜井，井筒斜长318.3m，倾角127，装备带式输送机和检修道，担负矿井的煤炭提升任务，主斜井进入 10 号煤底板后沿其底板掘进至928m 水平，布置井底相关硐室。以井筒方位角沿10 号煤层底板布置矿井运输大巷，在距井底车场内560m 处，该巷顶部10 号煤层及顶板岩石20m 内布置井底煤仓。垂直于井底煤仓，基本沿煤层走向南北向沿 10 号煤层底板布置采区运输巷（采区运输巷进入

17、煤仓上口时，有一段坡度为 16，斜长为 56m 的岩石爬坡段） ，采区回风巷沿 10 号煤层顶板，与采区运输巷平行距 30m 西侧布置，原采区轨道巷与原采区回风巷贯通后作采区回风巷使用，新拓采区轨道巷沿 10 号煤层底板，与采区运输巷平行距30m 东侧布置。在已确定的主斜井东南方约 300m 处新掘一个副斜井，井筒方位角为8，井筒形式为半圆拱，净宽 3.8m，净断面为 10.6m2，倾角 8，装备单钩串车，担负矿井的大件下放及辅助提升任务并作为一安全出口。副斜井表土段采用明槽开挖，钢筋混凝土支护，基岩段采用普通打眼放炮的施工方法。矿井的轨道大巷向西与采区轨道巷贯通。原回风立井净直径由 3.0m

18、 刷大到 5.0m，净断面 19.63m2，做为设计的专用回风井，与回风大巷贯通。形成矿井的生产系统。方案2设计利用原有主斜井，井筒方位角为 80，井筒形式为半圆拱，净宽 3.8m，净断面为 10.6m2，作为矿井的主提升斜井，井筒斜长 318.3m，倾角 127，装备带式输送机和检修道，担负矿井的煤炭提升任务， 主斜井进入 10 号煤底板后沿其底板掘进至 928m 水平，布置井底相关硐室。以井筒方位角沿 10 号煤层底板布置矿井运输大巷，在距井底车场内 560m 处，该巷顶部 10 号煤层及顶板岩石 20m 内布置井底煤仓。垂直于井底煤仓，基本沿煤层走向南北向沿 10 号煤层底板布置采区运输

19、巷（采区运输巷进入煤仓上口时，有一段坡度为 16，斜长为 56m 的岩石爬坡段） ，采区回风巷沿 10 号煤层顶板，与采区运输巷平行距 30m 西侧布置，采区轨道巷沿 10 号煤层底板，与采区回风巷平行距 30m 西侧布置。利用原副斜井，井筒方位角为 20，半圆拱形，净宽 3.6m，倾角 17，装备单钩串车担负矿井的大件下放任务并作为一安全出口。原回风立井净直径由 3.0m 刷大到 5.0m，净断面 19.63m2，做为专用回风井及安全出口。与回风大巷沟通。形成矿井的运输、通风系统。（3）开拓方案比较：1. 开拓方案技术比较：方案 1方案 22. 开拓方案经济比较：两方案经济比较表方案 1方案

20、 2公路投资维持原公路需重新修约 2.1km 的公路需 105 万元井巷工程投资新掘副井 93.28 万元副井修缮 39.6 万元合计93.28 万元144.6 万元经上述技术经济比较，方案一优于方案二，故矿井开拓方式推荐方案一。井口数目和位置的选择井口数目和位置的选择山西交口联盛梁家沟煤业有限公司矿井为兼并重组整合矿井，整合后共有 3 个井筒，分别为主斜井、副斜井和回风立井，它们所处位置在原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地，能够满足兼并重组整合后矿井设计生产能力的需要。水平划分及阶段垂高的确定水平划分及阶段垂高的确定根据推荐方案开拓布置，全井田共划分一个水平开采，水平标高为：+9

21、28m。 主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择主斜井落底布置井底车场后，继续沿 10 号煤层底板、布置矿井运输大巷至井田中部，大巷布置方向同井筒方位。基本沿煤层走向南北布置采区运输、轨道和回风巷，采区运输、轨道巷沿 10 号煤层底板布置，采区回风巷沿 10 号煤层顶板布置，并与井优点1.运输环节少2.主副井工业场地在一块，容易管理3.副井工业场地宽阔副井修缮费用少缺点需新掘副井1.增加了运输环节。2.工业场地较分散。3.副井工业场地狭窄下现有大巷贯通。矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系。矿井各水平、煤层、上下山和

22、采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系。采区尺寸的确定取决于地质构造条件，煤层开采技术条件及采区内采煤和运输等设备。一般来说，采区尺寸大，则采区巷道掘进率低；工作面搬家次数少，工作面单产和设备利用率高，开采经济；采区服务年限也较长，有利于采区接替；煤炭损失少，回采率高。但采区尺寸加大又使采区煤炭及输助运输、通风等费用增加，巷道维护时间延长，维修费用增加，同时供电距离增加，电压降增加，影响工作面机电设备的正常运转。近年来随着工作面设备技术水平的提高，工作面单产在逐年加大，因此对工作面长度的要求也趋于加大。本井田 10 号煤为缓倾斜煤层，设计布置两个采区，根据巷道布置形式及开采方法，工作面采用

23、倾斜长壁后退式开采法，在同一采区内各工作面开采顺序，由井田边界向大巷方向推进，分层开采，先采上分层，后采下分层。1.51.5 井筒井筒位置和确定位置和确定井筒用途、布置及装备井筒用途、布置及装备矿井移交生产时共布置3 个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。（一）主斜井主斜井净宽 3.8m，斜长 318.3m，倾角 127，净断面 10.6m2，装备一条800mm 宽普通胶带输送机，担负全矿井的运煤任务。铺设 600mm 轨距 22kg/m 单轨。做为矿井安全出口，并兼进风井。井筒断面见图 3-5-1、3-5-2。（二）副斜井副斜井净宽 3.8m，斜长 187.5m，净断面 10.6m2，倾角 8

24、；铺设 600mm 轨距30kg/m 单轨，井筒内装备单钩串车下大件并负责矿井的辅助提升。做为矿井的另一安全出口，为矿井的进风井。井筒断面见图 3-5-3、3-5-4。（三）回风立井回风立井净直径 5m，垂深 58m，净断面 19.63m2。井筒内设梯子间，担负矿井回风任务及安全出口。井筒断面见图 3-5-5、3-5-6。井筒井壁结构井筒井壁结构主斜井表土段为钢筋混凝土支护，厚度为 500mm，基岩段为荒料石砌碹，砌碹厚度为 300mm；副斜井表土段为钢筋混凝土支护，厚度为 500mm，基岩段为荒料石砌碹，砌碹厚度为 300mm；回风立井井筒井壁表土段采用钢筋混凝土支护，厚度为 500mm，基

25、岩段采用混凝土支护，浇筑厚度为 350mm。各井筒特征见表 1-6。表 1-6 井筒特征表 井筒名称井筒特征主斜井副斜井回风立井经矩(Y)195423001954243319541350井筒坐标(北京 54 坐标)纬矩(X)409249340922554092835经矩(Y)19542230.4619542363.4619541280.46井筒坐标(西安 80 坐标)纬矩(X)4092444.3944092206.3944092786.394提升方位角()808井筒倾角()12-7890井口标高(m)9669721008.69井底标高(m)928946950.69第一水平928水平标高(m)最

26、终水平928井筒深度或斜长(m)最终水平318.3187.558净3.83.85.0井筒直径或净宽(m)掘进4.8/4.44.8/4.46/5.7井筒断面净10.610.619.625(m2)掘进16.25/14.216.25/14.228.3/25。5厚度(mm)500/300500/300500/350砌壁材料钢筋混凝土/荒料石钢筋混凝土/荒料石钢筋混凝土/混凝土井筒装备胶带、台阶、扶手单钩串车梯子间备注已有新掘刷大1.61.6 井底车场及硐室井底车场及硐室井底车场形式的选定井底车场形式的选定根据井田开拓方式，主斜井为主提升井，装设带式输送机，井下巷道中设有各种硐室。主斜井井底车场见图 3

27、-6-1。副斜井为辅助提升井。根据开拓巷道布置，井底车场形式为平车场。由于辅助运输量相对较小，车场形式简单，采用空、重车，高、低道分别运行的调车方式，重车由井底自动滑行到低道重车线，井上下放的空车、材料车等车辆下放到高道空车存车线，由调度绞车拉至采掘工作面。详见井底车场平面、剖面、巷道断面及坡度图 3-6-2。井底车场硐室名称及位置井底车场硐室名称及位置井下硐室：在主斜井井底，布置主排水泵房、变电所、井底水仓、管子道、消防材料库及井底煤仓，在副斜井井底布置调度室、急救室；采区内布置采区变电所。井底水仓有主、副水仓，长度分别为 110m、80m，容量分别为 770m3、560m3。井底煤仓的形式

28、为圆形直立式煤仓，煤仓直径 3.Om，有效容量 508t，满足设计规范要求。煤仓下口设给煤机直接装载煤炭至主斜井胶带输送机上提升至地面。井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场巷道采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度 300mm；主水泵房、管子道及变电所采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度 250mm；井底水仓、消防材料库、采区变电所采用半圆拱断面，混凝土砌碹支护，支护厚度 250mm。井底车场巷道及材料消耗量见表 1-7。1-71-7 井底车场巷道及材料消耗量表井底车场巷道及材料消耗量表 断面(m2)支护厚度(mm)序号工程名称煤岩

29、硬度净设掘长度(m)设计掘进体积(m3)拱壁水沟长度(m)铺轨长度(m)粉刷面积(m2)支护材料1采区变电所315218440736250250400料石2主变电所315218445828250250450料石3主水泵房314718420368250250200料石4水泵房、变电所通道379330279250250210料石5消防材料库3793504652502505050350料石6管子道4-643258375437.2250250450料石7井底水仓4-679319017672502501901901330料石8进风行人巷343258390524.7250250540料石9井底煤仓3283

30、4224820.830030混凝土10调度室、急3141810184250250100料石第二章 矿井通风2.12.1 通风方式和通风系统通风方式和通风系统1.通风方式矿井通风方式为中央分列式，风机工作方法为机械抽出式2.通风系统矿井采用主斜井和副斜井进风，回风立井回风，局部通风采用局部通风机，风机工作方法为压入式的通风系统。2.2 风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置有进风井 2 个，回风井 1 个,即主斜井和副斜井进风，回风立井回风。主斜井、副斜井和回风立井均服务于全井田，服务年限 23.7 年，主斜井、副斜井和回风立井均为矿井的安全出口。2.3 掘进通

31、风及硐室通风1.掘进工作面通风掘进工作面采用局部通风机通风，选用局扇为 YBT-11 型。通风方式采用压入式。2.硐室通风井下硐室除井下消防材料库及采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风并联或扩散通风。2.4 矿井风量、风压及等积孔计算救室74合计5646225.7240270（一）矿井总风量根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局 2009 年颁发的煤矿安全规程第 103 条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：1按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于 4m3。Q=4NK式中:N井下同时工作的最多人数,人；4井下每人每分钟供风标准,m3/mi

32、n；K矿井通风系数,取 1.20。则：Q=41401.20=672m3/min2按用风地点实际需要风量的总和计算Q矿井=（Q采+Q掘+Q硐室+Q其它）KQ矿井矿井总供风量，m3/min；Q采回采工作面所需风量之和；Q掘掘进工和面所需风量之和；Q硐室独立通风的硐室所需风量之和；Q其它其它用风地点所需风量之和：K矿井通风系数取 1.20。1）回采工作面实际需要风量（1）按 CH4涌出量计算Q采=100qk式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q回采工作面的 CH4绝对涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时绝对CH4涌出量为 1.71m3/min，回采工作面的绝对 CH4涌出量按 70

33、%计算为 1.197m3/min；K回采工作面通风系数,取 1.6。则：Q采=1001.1971.6=191.52m3/min（2）按 CO2涌出量计算Q采=100qK式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/ min；q回采工作面的绝对 CO2涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时矿井绝对 CO2涌出量为 3.14m3/min，回采工作面的绝对 CO2涌出量按 70%计算为2.198m3/min；K回采工作面通风系数,取 1.60。则：Q 采=1002.1981.60=351.68m3/ min（3）按气象条件计算以采煤工作面所需基本风量计算，且应低于最高风速 4m/s。Q采= Q基本K采

34、高K采面长K温Q基本=60BH70%V 式中：Q采回采工作面实际需要风量，m3/ min；Q基本回采工作面基本需要风量，m3/ min；K采高回采工作面采高调整系数；K采面长回采工作面长度调整系数；K温回采工作面温度与对应风速调整系数；B回采工作面支架控顶距，m；H回采工作面采高，m；V 回采工作面适宜风速，m/s；取 1.2m/s。Q基本=604.62.570%1.2=579.6m3/minQ采=579.61.51.21.0=1043m3/min（4）按工作面温度(风速)计算Q采=60VS式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；V 工作面风速，工作面风速 1.0m/s；S工作面平均断

35、面，11.5 m2。则：Q 采=690 m3/min（5）按人数计算：Q采=4N式中：N回采工作面同时工作的最多人数，N=40 人。Q采=160 m3/min取上述计算的最大值 Q采=1043m3/min（6）按风速验算按煤矿安全规程规定煤巷、半煤岩巷回采工作面风量应满足:15ScQ采240Sc式中:Sc回采工作面平均断面积，11.5m215Sc=1511.5=172.5m3/min240Sc=24011.5=2760m3/min取以上计算的最大值 Q采=1043m3/min，符合风速要求。达产时共布置 1 个回采工作面，故 Q采=1043m3/min备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规

36、定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的 50%。Q备=522m3/minQ采=Q采+ Q备=1043+522=1565m3/min2）掘进工作面实际需要风量计算（1）按绝对 CH4涌出量计算Q掘=100qk式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q 掘进工作面的绝对 CH4涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时绝对CH4涌出量为 1.71m3/min，掘进工作面的绝对 CH4涌出量按 25%计算为 0.4275m3/min；K掘进工作面通风系数,取 2.0。则：Q掘=1000.42752.0=85.5m3/min（2）按 CO2涌出量计算Q掘=100qK 式中:Q掘掘

37、进工作面实际需要风量，m3/min；q 掘进工作面的绝对 CO2涌出量, 根据矿方提供的数据，计算矿井达产时矿井绝对 CO2涌出量为 3.14m3/min，掘进工作面的绝对 CO2涌出量 25%计算为0.785m3/min；K掘进工作面通风系数,取 2.0。则：Q掘=1000.7852.0=157m3/min（3）按炸药量计算Q掘=25A式中：A掘进工作面一次爆炸最大炸药用量，为 6kg。Q掘=256=150m3/min（4）按人数计算：Q掘=4N式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，N=18 人。Q掘=418=72m3/min（5）按局部通风机的实际吸风量计算Q掘= Q扇I+600.25S

38、式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/ min；Q扇掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；YBT-11 型局部通风机吸风量130-240m3/min，取 240m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数； S 吸风口断面 m2。Q掘=2401+600.2510=390m3/min（6）按风速验算按煤矿安全规程规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足:煤巷掘进：600.25SjQ掘604.00Sj式中:Sj掘进工作面的断面积则: 600.25S j =1510=150m3/min604.00S j =24010=2400m3/minQ掘=390m3/min，符合风速要求。达产时共布置

39、2 个掘进工作面，故 Q掘=2390=780m3/min3）硐室实际需要风量井下硐室除井下消防材料硐室、采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风扩散通风。井下消防材料硐室 120m3/min，采区变电所 120m3/min。则：Q硐= 120+120=240m3/min4）其它需风量（1）按绝对 CH4涌出量计算Q其它=133qK式中:Q其它其他巷道实际需要风量，m3/ min；q 其他巷道的绝对 CH4涌出量，根据矿方实测数据计算矿井达产时绝对 CH4涌出量为 1.71m3/min，其他巷道的绝对 CH4涌出量按 5%计算为 0.855m3/min； K其它巷道通风系数,取 1.11.3。则

40、：Q其它=1330.8551.3=147.83m3/min，取整为 148m3/min。（2）按实际用风地点计算Q其它=360m3/min5）矿井总进风量Q矿井=（Q采+Q掘+Q硐室+Q其它）K=（1565+780+240+360）1.20=3534m3/min =58.9m3/s，取整 60m3/s。综合以上两种方法的计算结果，取最大值则矿井总进风量为 60m3/s。3.风量分配矿井总风量按井下各用风地点需风量进行分配，矿井风量分配如下：回采工作面 18m3/s, 备用工作面 9m3/s,每个掘进工作面 7m3/s，掘进工作面共14m3/s，硐室 4m3/s，其它 15m3/s。（二）矿井通

41、风风压及等积孔计算1.负压计算当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：H=aPLQ2/S3式中：H矿井阻力，Pa；L井巷长度，m；a摩擦阻力系数；NS2/m4；P井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S风流通过巷道的净断面积，m2。由上式计算结果再加上 15%的局部阻力，即为矿井总阻力。通风容易时期负压为690Pa，困难时期负压为 1625Pa。见表 6-2-1、表 6-2-22.等积孔计算 A= 1.19Qh式中：A等积孔,m2；Q矿井进风量，m3/s；h负压, Pa。容易时期等积孔： A 大= =2.7

42、2m26906019. 1 困难时期等积孔： A 小= =1.77m216256019. 1 通过计算可见，通风难易程度属容易中等。第三章第三章 采区运输设备的选型计算采区运输设备的选型计算3.1 设计的原始资料山西交口梁家沟煤矿有限公司煤矿：为梁家沟村办煤矿，位于兼并重组井田的东南部，现开采 10 号煤层，生产能力 15 万 t/a。1. 绝对瓦斯涌出量 0.362m3/min，相对瓦斯涌出量 1.043m3/t，该矿为低瓦 斯矿井。2. 煤层倾角小于 14，属缓倾斜煤层。3为低瓦斯矿井，自燃倾向为类，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。4井田地质构造简单（偏中等） ，水文地质条件简单。（一）设

43、计中各生产系统情况1.开拓系统矿井采用斜井开拓方式，即：利用南海沟已开凿的一斜井，作为 300kt/ a 升级改造后的主斜井，井筒净宽 3.8m，倾角 12-7，至 10 号煤层底板斜长 318.3m，装备一部胶带输送机，担负矿井煤炭提升、进风任务，铺设单轨，担负矿井辅助提升任务，设置行人台阶，兼做安全出口；新掘一个斜井作为升级改造后的副斜井，井筒净宽3.6m，倾角 17，至 10 号煤斜长 120m，装备单钩串车，担负矿井大件设备提升和进风任务，设行人台阶和扶手，作安全出口；利用原主立井作为升级改造后的专用回风立井，井筒净直径 3.0m，至 10 号煤垂深 58m，井筒装备梯子间，担负全矿回

44、风任务，兼做安全出口。根据井田内可采煤层赋存情况，将井田划分为一个水平开采。水平设在 10 号煤层，水平标高+928m，开采 10 号煤层。在 10 号煤层中布置两个采区。在 10 号煤层中设胶带、轨道、回风三条大巷，轨道大巷为新掘。为充分利用已有井巷工程和苇沟村保安煤柱，三条大巷在进入苇沟村保安煤柱后沿保安煤柱向西南方向布置至井田南部边界。大巷沿 10 号煤层底板布置，回风大巷沿 10 号煤层顶板布置。胶带大巷对应主斜井井底煤仓上口，轨道大巷对应副斜井井底平车场，回风大巷对应回风立井，形成矿井开拓系统。根据井田开拓布置，主斜井在 10 号煤层建有主变电所、主排水泵房、水仓、管子道等硐室。水仓

45、设主副水仓，有效容积 960m3。主斜井井底煤仓为上抬式圆形直立式，有效容积 250m3。2.运输系统井下采区大巷运输采用 DSJ80/40/230 型胶带输送机运输，带宽 800mm，带速1.6m/s，运量 177t/h,采用阻燃带，配备 JDSB-30 电动机，230KW。辅助运输采用JD-25 型调度绞车牵引 1t 系列矿车运输。 3.采掘系统矿井移交生产时，在 10 号煤层一采区，布置一个回采工作面，配置二个普掘面。以一井一面满足矿井设计生产能力。按设计选定的采煤方法，回采工作面装备：采煤机选用 MG200-W1 型，采高 1.5-3.0m，截深 600-630mm，刮板输送机选用 S

46、GB630/150 型，输送能力 250t/h；转载机选用 SZB-730/40 型，输送能力 400t/h；顺槽胶带输送机选用 DSJ80/40/240 型，带宽800mm，带速 2.0m/s，输送能力 400t/h；工作面选用 PDZA28 型单体液压支柱型长梁支护。3.23.2 运输方式的选择运输方式的选择根据开拓布置，井下大巷运输采用 DSJ80/45/275 型胶带输送机和DSJ80/15/145 型胶带输送机两部。胶带输送机运输的优点是运量大，运输系统单一化，管理人员少、事故少、效率高。容易实现集中控制和自动控制，具有连续运输的优越性，有增产潜力，能够充分发挥机械化设备的生产能力，

47、确保矿井稳产高产。井下巷道大部分为煤巷，过断层和做风桥时的掘进矸石，由 1t 矿车用斜巷无机绳绞车和调度绞车运往井底，再由斜井绞车提出井外。设计大巷辅助运输采用 JWB75BJ无极绳绞车和 JD-25 型调度绞车牵引 1t 系列矿车，可节省投资，简化井下运输系统。斜巷内采用无极绳绞车提升，采区顺槽内采用小绞车。材料和设备用材料车和平板车由斜井绞车下放到井底，再用斜巷无极绳绞车和调度绞车运往采掘工作面。由于井筒垂深不到 50m，所以不设人车，人员步行下井。3.33.3 矿车矿车选型选型井下采用 MGC1.1-6A 型 1t 矿车运输矸石，采用 MP1-6A 型 1t 平板车和 MC1-6A 型1

48、t 材料车运送其他设备和部分材料,3t 平板车、13.5t 平板车下大件。各类矿车数量以矿井达到设计生产能力时井上、下各用车地点，按排列法计算，计算结果见表 3-1。表 3-1 矿车规格特征表 载重 (t)外形尺寸 (mm)名称型号装煤装矸长宽高轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)备注1t 矿车MGC1.1-6A11.7200088011506005505921t 材料车MC1-6A20008801150600550515达产时各类矿车数量 铺设 600mm 轨距 30kg/m、22kg/m 钢轨。3.43.4 运输大巷带式输送机运煤设备运输大巷带式输送机运煤设备井下胶带机均选用有“MA”标志

49、的产品。基本情况说明：本输送机为井下集中运输巷下运带式输送机，沿底板呈倾斜布置。提升系统几何尺寸见插图 3-3-1。（1）已知条件输送物料粒度：0-300mm 毛煤散煤容重：=1.05t/m3工作制度：330d/a，16h/d小时运量：Q=150t/h，q=26.04kg/m输送机斜长：L=580m输送机水平投影：Ln=577.48m输送机提升高度：H=-54.0m1t 平板车MP1-6A20008804106005504653t 平板车MP3.0-6324001050415600110053013.5t 平板车MPC13.5-61525001400342600110010501t 矿车总数2

50、0 辆1t 材料车15 辆1t 平板车10 辆3t 平板车10 辆13.5t 平板车4 辆输送机倾角： 平均 520根据现有条件，初步确定输送机带宽：B=800mm输送机运行速度：V=1.6m/s胶带强度：680S胶带每 m 自重：q0=10.6kg/m采用 89mm 托辊，每 m 上托辊转动部分重量：q=6.45kg/m每 m 下托辊转动部分重量：q=7.15/3.0=2.83kg/m托辊阻力系数：=0.012，=0.012胶面滚筒摩擦系数：=0.25（2）圆周力及轴功率计算根据逐点计算法，得各点张力关系式如下：S3= S2+ W加+ W导+ W重S4=1.02S3S5= S4+ W空扫S6

51、=1.02S5S7= S6+W空S8=1.04S7S1= S8+ W弹扫式中各种阻力计算结果如下:W弹扫=(70100)B=80kgW空扫=20B=16kgW导=(1.6B2+7)L=36kgW加=0.0142QV=3.4kgW空= ( q0+ q) Ln+ q0H=665.47kgW重= (q+ q0+ q) Ln- (q+ q0)H=-1679.95（-454.25）kg将各种阻力代入张力计算关系式中得：S1= 1.082S2-1066.04(+260.20)又由尤拉公式得S1=eS2=2.4 S2 (=0.25 =200)两式联合求解得S2=-808.84(+197.41)kgS1=-1

52、941.20(+473.79)kg由公式得轴功率 N0N0 =( S1 S2 )V/102=17.76(4.34)kW（3）电动机功率确定N=KN0 /n=（1.1N0）/0.88=22.2(5.42)kW故设计采用一台 N=45kW 的电动机驱动。（4）校核：胶带张力 S1=1941.2S 满足要求安全系数 n=（680800）/（1941.29.81） =28.510 满足要求。（5）拉紧力计算：P0= S5+ S6=2482.38+2532.03=5014.41kg拉紧采用下带绞车张紧，绞车为 YZL400 型液压自控拉紧装置，最大牵引力为60kN。配用电机功率为 5.5kW。（6）制动

53、力计算：FBmax1.5(FSmax-FHmax)FBmax1.5(1406.16-392.0)=1521.24 kg制动器选择MZ=r FBmax/i=（0.3151521.24）/31.5=15.2 kgm选用 YZQ-900 型液压制动器，制动力矩为 90kgm。（7）选型结果输送机：DSJ80/15/145。B=800mm，V=1.6m/s，=-5.34，L=580m，Q=150t/h，N=45kW，630mm 胶面滚筒驱动，下带绞车张紧。输送带：PVG680/1 型整芯阻燃带，B=800mm 带强 680S注：括号内数值为空载时的计算值。3.53.5 井下采区运输巷带式输送机井下采区

54、运输巷带式输送机本输送机为井下采区运输巷带式输送机，沿底板布置。（一）原始参数及物料特性本输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长 L=920m，提升高度 H=10.5m，倾角=0.65；输送能力按工作面产量计，Q=450t/h，原煤松散密度 =1000kg/m3，粒度a=300mm，每米胶带机上物料重量 qG=39.7g/m。采用下带绞车张紧。（二）初步设定参数输送机带宽B=800mm，速度V=3.15m/s，承载分支托辊槽角=30，间距a0=1.2m，直径=108mm，L=315mm，轴承为6205/C4，每米上托辊转动部分重量qRO=8.83kg/m。回程分支托辊间距 aU=3.0m，直径

55、=108mm，L=950mm，轴承为6205/C4，每米下托辊转动部分重量 qRU=2.93kg/m；运动阻力系数:f=0.03；胶面滚筒直=630mm，摩擦系数=0.25。输送机导料槽长度 4500mm，输送带为 PVG680/1 型整芯带，强度 680S，每米胶带自重: qB=10.9kg/m。（三）输送机输送能力计算Q=(Ar1r2)/(33016)=(6000001.151.15)/ (33016) =150.3(t/h)为与工作面采煤机能力配套，取 Q=450(t/h)式中：A矿井年产量，r1运输不均系数，r2富裕系数。利用公式 SS验算输送机输送能力S=S1+S2查表 S=0.07

56、17S=Q/（3600v）=0.0625式中：S输送带上可载物料的最大面积，m2；S输送带上物料的实际堆积面积，m2；Q输送带小时运量，t/h；V带速，m/s；物料散积容重，t/m3。S=0.0625S=0.0717, 满足使用要求。（四）输送带宽度确定B=Q/KC=450/(3601.03.150.960.95) =0.66（m）式中：Q-小时运输能力；K断面系数；物料容重；运输速度；C倾角系数；速度系数。故选用 B=800mm 的胶带。输送带宽度验算B2+200=800mm800mm （最大粒度 =300mm） 满足使用要求。（五）圆周力及传动功率计算1.主要阻力 FHFH=fLgqRO+

57、qRU+(2qB+qG)Cos式中：f=0.03 g=9.81mm/s2 L=920m =0.65qRO=8.83kq/m qRU=2.93kg/m qG=39.7kg/m qB=10.9kg/m代入式中得FH =19834.5(N)2.主要特种阻力 FS1FS1=F+FglF=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12 =119.10(N)式中：2=0.7 IV=0.04 b1=0.495 L=4.5FS1=F+Fgl=0.0+113.7=113.7 (N)3.附加特种阻力 FS2FS2= Fa+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故 Fa=0n3 Fr

58、(清扫器阻力)=n3AP3式中：n3=1 3=0.7 A 弹=0.008 A 空=0.012 P=10104代入式中得FS2=1400.0（N）4.倾斜阻力 FstFst= qGgH=39.79.8110.5=4089.3(N)5.圆周力 FuFu=CFH+FS1+FS2-FSt =1.1319834.5+113.7+1400+4089.3 =28016(N)6.传动功率计算 PAPA=( FuV)/1000 =88.25(kW)PM=1.4 PA=123.55(kW)采用双电机驱动。选用 JDSB-75 型电动机 2 台，N=75kW。（六）张力计算1.按不打滑条件 F2（S1）minFUm

59、ax/（e-1）=KAFU/（e-1）式中：=0.3 1=210 2=210 e=3.03.0=9.0 F2（S1）min5253(N)2.按垂度条件承载分支 Fmina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=7445.8(N)回程分支 Fmin（aUqBg）/8(h/a)adm=4009.8(N)3.各特性点张力根据垂度条件，传动滚筒奔离点的张力为 7445.8N，令S1=7445.8（N） ，则各点张力如下表：序号计 算 公 式垂度条件双传动1S2=S17445.870042S3=1.02S27594.77144.13S4= S3+ fLig(qRU+qB)+1.5Fr13439.3129

60、88.74S6=S5=1.02S613708.013248.55S7=1.04S614256.413778.46S8= S7+ fLgqRO+(qB+qG)COS+ FS1+FSt34549.634071.67S10=S9=1.04S835931.635434.5(4)确定传动滚筒合张力功率配比 1：1FU1=FU2=FU/2=28016/2=14008（N）S10-1-S1= FU2=14008（N）S10-1= FU2e22/( e22-1)=21012(N)S1=S10-1- FU2=7004(N)第一滚筒合张力F1= S10-1+ S10=56446.5(N)第二滚筒合张力F2= S1