【毕业论文设计】煤矿采区设计

1、毕业论文设计煤矿采区设计第一章 新起点煤矿矿井概况概述1.新起点煤矿属于贵州盘县15万吨的整合矿井目前正在进行矿井建设。本区属高原山区地形，矿区属侵蚀-剥蚀地貌，地形起伏变化较大，总体为东高西低，最高为中部的山顶，标高1917.2m，最低在矿区北东部的2号拐点附近，标高1766m，相对高差151.2m，矿区西部地形相对较为平缓，东部地势较高，地形相对较为陡峻，多为荒山，植被较为发育。矿区位于珠江水系北盘江上游拖长江支流流域范围内，地表水系不甚发育，多为山区雨源型溪流。流量受大气降水的控制，雨季降水时流量较大，冬春（枯水季节）流量较小，溪水采取蓄流措施经沉淀、过滤、消毒处理后，可用为矿井生产、生

2、活用水。，无霜期249天，区内年平均降水量为1382.90mm，主导风多为ESE向，平均风速2.3m/s，另区内还有春旱，倒春寒、凝冻、冰雹等灾害性天气。根据建筑抗震设计规范（GB50011-2001）附录，本地区地震基本烈度为度。矿区范围内没有村寨及民房分布，矿区西侧有大板桥至火铺公路通过，位于矿区煤层露头线外。矿区范围内无铁路通过。矿区地形起伏变化较大，矿区范围内屋河流、水塘等地表水体。矿区直距盘县城关镇19km，红果镇12km；320国道从红果镇经过，红果镇、火铺镇、断江镇至井田内均有公路相连；贵昆铁路盘西支线从井田外东部经过（井田直距红果火车站12km、平田火车站10km、沙沱火车站1

3、1km），矿区内有大板桥至火铺公路通过，与盘水公路于大板桥相接，交通较方便。第二章 地质条件新起点煤矿区域内出露地层主要为二叠系上统峨眉山玄武岩（P3）、龙潭组（P3l）、三叠系下统飞仙关组(T1f)及少量第四系（Q）。分述如下：1、峨眉山玄武岩组（P3）：出露于西北部外围，由深灰色及灰绿色拉斑玄武岩、紫色凝灰岩、灰色致密的凝灰质角砾岩等组成，总厚度约65-597米，与上覆龙潭组呈假整合接触。2、龙潭组（P3l）：为矿段内含煤地层，属以细碎屑岩为主的海陆交互相沉积。岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成，厚度210-283米，一般240米。含煤7-49层，一般可采3-

4、22层。以含煤性及岩性组合特征，分为三段：（1）龙潭组上段（P3l3）：为1#煤层至12#煤层顶板，岩性由中细砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。厚87-101米，平均厚93米。含煤1323层，其中可采和局部可采煤层四层，煤层簿，层间距稳定。（2）龙潭组中段（P3l2）：为12#煤层至24#煤层顶板，由中粒、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，厚90-125米，平均厚度100米。含煤1523层，其中可采和局部可采煤层11层，结构复杂，煤层厚度、煤层层间距变化大。（3）龙潭组下段（P3l1）：为24#煤层至煤系底部，由细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。厚37-57米，平均厚度47米。含簿煤层61

5、8层，结构复杂，煤层簿且不稳定，煤层层间距小，含硫高，仅24#煤层为局部可采煤层。2、三叠系下统（1）飞仙关组（T1f）：未见顶，厚度大于200米绿色岩层（T1f1）：为灰绿色细砂岩、粉砂岩、薄层砂质泥岩、泥岩组成，下部富含动植物化石及星散状黄铁矿，平均厚度132米。紫色岩层（T1f2）：多由紫色泥岩、砂岩、泥质粉砂岩等组成，平均厚度大于200米。3、第四系（Q）:该地层主要为坡、残积物，多分布在地形低洼地带，岩性为亚粘土及含碎石亚粘土，厚度0-15米左右。2、构造新起点煤矿位于盘关亦资孔向斜西翼北段，为一倾向30度到130度的单一构造，地层倾角30度至43度，平均40度。矿区内发育F13正断

6、层，现分述如下：F13断层：位于矿界南西，走向北东南西向，长约400米，南西延伸至矿界外，倾向北西，倾角60-70度，一般65度，断距落差约7-10米，为平移正断层。综上，该矿区地质构造复杂程度中等。第三章 采区布置1.根据本矿井的地质情况，煤层顶板主要为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、或粉砂质泥岩，底板为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、或粉砂质泥岩，顶底板均较稳定，巷道容易维护。2.本设计在充分调查矿井原有巷道布置形式的情况下，考虑巷道服务时间较短，将采区巷道均布置在煤层中。M3煤层中，位于矿井的南翼，矿井采用分组联合开采，接替工作面掘进巷道布置在M3煤层的西翼。4.采区巷道布置详见开拓方式平、剖面

7、图（附图2）。根据煤层较厚，赋存稳定，接替紧张等的特点，设计考虑为运输巷、回风巷掘进，为提高煤炭回收率，运输巷、上区段回风巷间距应视煤层、顶板条件尽量缩小，保持在15m以内。正常生产时期布置两个掘进头，分别安装局扇、煤电钻、岩石电钻、探水钻机。煤巷掘进的煤与矸石分装分运。5.矿井采用中央并列抽出式通风。掘进工作面配备局扇通风，采掘工作面采取独立通风。6.回采工作面接替采用下行式。一）.资源条件1）井田内总资源量401.0万t，设计资源/资源量为162.23万t，适合建设小型矿井。2）井田可采煤层层数多，可采厚度大。全井田可采煤层8层，可采总厚度18.89m。二）.地质条件及开采技术条件1）构造

8、复杂程度新起点煤矿位于盘关亦资孔向斜西翼北段，为一倾向30度到130度的单一构造，地层倾角30度至43度，平均40度。矿区内发育F13正断层，现分述如下：F13断层：位于矿界南西，走向北东南西向，长约400米，南西延伸至矿界外，倾向北西，倾角60-70度，一般65度，断距落差约7-10米，为平移正断层。综上，该矿区地质构造复杂程度中等。2）煤层稳定程度井田内煤层属稳定煤层。3）地质开采条件复杂程度井田内煤层顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩，底板为粉砂岩，煤层倾角40°左右。矿井为煤与瓦斯突出矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层有自燃发火倾向性。第四章采煤方法、采区数目及工作面生产能力一、采煤

9、方法的确定根据煤矿安全规程的要求及开采煤层倾角较大（40°），煤层较厚，顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩，较易垮落的特点，设计确定采用走向长壁式采煤方法，钻爆法落煤，一次采全高。二、工作面支护及顶板管理设计布置走向长壁工作面，后退式回采，沿走向推进。10301首采工作面长65m，煤层平均厚度1.8m，采用DW22-30/100单体液压支柱、HDJA-1000型金属铰接顶梁支护。支柱排距1.0m，柱距0.7m，“三、四”排控顶方式，最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m，全部跨落法管理顶板。直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，

10、支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。三、工作面机械设备配备及运输方式回采工作面配备GMZ-12型煤电钻2台，溜槽运输，上、下巷JH-8型回柱绞车一台。工作面实行煤电钻打眼，爆破落煤，人工支柱，人工攉煤，机械回柱放顶的正规生产。原煤自溜至运输机巷后采用刮板运输机转载至运输巷胶带运输机外运。工作面实行“四、六”作业制，三班生产、一班准备，回柱放顶在准备班进行的作业方式。回采工作面设备配备见表4-2-1。表4-2-1回采工作面主要设备配备表四、支护密度验算支护密度验算如下：支护的强度：P(48)M5××2式中M平均采高，为1.8m； 3，按5倍取值。工作面长65m，因此采

11、场最大面积S65×4.2252m2，所设支柱数n(65/0.7)×2，DW22-30/100型外注式单体液压支柱，每根的额定承载能力为30t（初撑力为75100kN），考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.9的系数，则每根支柱的承载能力为30××22，因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。五、采区数目及工作面生产能力运煤路线：工作面（溜槽）运输巷（刮板运输机转载，胶带输送机运输）运输石门（胶带输送机）煤仓主斜井（胶带输送机运输）地面工业广场储煤仓。运料路线：地面副平硐（蓄电池机车）上部车场轨道下山（绞车）区段回风石门采面回风巷

12、（调度绞车）各工作面用料地点。本矿井年生产能力为15万t，以一个采区一个工作面达到生产能力，首采M3煤层，工作面编号10301，长度65m，平均采高1.8m，工作面回采率95%，年推进度900m。则工作面年生产能力为：QN·L·M··B··C1×(65××900××0.95)t式中N同时生产的工作面个数，个；L工作面长度，m；M开采煤层厚度，m；B年推进度，m；3；C工作面煤炭回采率。×t/a+1.415.4万t/a。满足设计能力要求。掘进矸石经掘进巷、轨道石门、轨道下山、副

13、平硐运出地面。第五章巷道掘进一、巷道断面及支护形式根据各类巷道的不同用途，满足运输、管线敷设、通风、行人安全的要求，确定其断面形式及大小，根据服务年限及围岩岩性，决定其支护方式。22，半圆拱形巷道，巷道为全矿井服务。服务年限较长，在开口地段，采用砌碹支护，其余地段，全部采用锚喷或锚网喷支护。22，拱形巷道，巷道为全矿井服务。服务年限较长，在井筒开口地段，采用砌碹支护，其余地段，全部采用锚喷或锚网喷支护。二、掘进工作面数目本矿井移交生产时共配备两个掘进工作面，保证回采工作面的正常接替。移交生产时布置10302运输巷和10302回风巷两个掘进头。三、工作面机械设备配备正常生产时，配备两个掘进工作面

14、，每个掘进工作面配用1台岩石电钻，2台电煤钻，1台局扇。掘进工作面设备配备见表4-3-1。表4-3-1掘进工作面机械设备配备表探放水设施：配备TXU-75A型探水钻4台，两台工作，两台备用（一个采面和两个掘进头共用）。第六章 通风系统一、矿井通风系统和通风方式根据矿井开拓方式，矿井通风系统为中央并列式、通风方法为抽出式。通风线路为：新鲜风流从主斜井（副平硐）10301采面运输石门10301采面运输巷10301采面10301采面回风巷10301采面回风石门回风下山总回风巷回风平硐引风道地面。掘进工作面采用局部通风机通风。根据本矿井的开拓布置，上煤组仅两个区段，上煤组的通风容易和困难时期的标高悬殊

15、小，所以统一按困难时期配风。二、矿井风量、负压、等积孔计算（一）矿井风量计算及分配(1)按最大班下井人数计算Q4×N×K其中：4每人需风量；N最大班下井人数，50人；K风量备用系数，取1.25；计算得：Q4×50×=250m3/min=m3/s(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算1)采煤工作面风量计算按绝对瓦斯涌出量计算采煤工作面的绝对瓦斯涌出量按下式计算：q绝=q相×3/min式中：q绝绝对瓦斯涌出量m3/minq相矿井相对瓦斯涌出量m3/tT采煤工作面日产量（t/d），333/min。采煤工作面按风排瓦斯量计算风量的公式为：Q

16、=100 q绝k=100×5. 67×1.4=794m33/s式中: q绝采煤工作面风排瓦斯量， K按最大班出勤人数计算Q=4N=4×30=120 m33/s式中: N工作面最大班出勤人数按炸药使用量计算Q采25Ac式中 Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取8kg；故 Q采25×8=200(m3/min)= 3.33(m3/s)按工作面温度计算Q采Vc·Sc·Ki××3/s式中: Vc工作面风速，参照临近矿井，工作面温度20 Sc2Ki：工作面长度系数，取0.9。根据以上计算的最大值，采面取13.3 m

17、3/s，即794 m3/min。按风速验算Qmin=15S大=15×3/min3/sQmax=240S小=240×=1382.4 m3/min3/s式中: S大工作面最大断面积 S小工作面最小断面积综合上述计算，回采工作面按Q采3/s配风满足要求。2）掘进工作面风量计算按绝对瓦斯涌出量计算掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：Q=100 q绝k=100××33/s式中: q绝每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量， K按最大炸药消耗量计算Q=25A=25×6=150 m33/s式中： A掘进工作面最大炸药消耗量，kg。按工作面最大班出勤人数计算Q=

18、4N=4×10=40 m3/min=0.67 m3/s式中：N掘进工作最大班出勤人数，取10人按局部通风机实际风量计算掘进工作面采用BKJ66-115.6型局部通风机压入式供风，其风量为4.85.5 m3/s。考虑风筒漏风及风机吸入风量以及风机吸风口到巷道回风口之间巷道内保持最低风速所需风量，掘进工作面吸风口处必须达到按以下计算配风。Q掘3QfIKf式中Qf掘进工作面局部通风机额定风量，取Qf3/s；I掘进工作面同时运转局部通风机台数，取1台；Kf为防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.34。故Q掘3×1×3/s 取：Q掘=7.5(m3/s)3)硐室风量计算按硐室

19、中运行机电设备发热量进行计算：Q硐=（3600×W×）/（×CP×60×t） =（3600×45×××60×1.0） =45m3/min=0.75 m3/s式中：Q硐机电硐室供风量（m3/min）3600热功当量，1KW·h=3600kJW机电硐室中运转的电动机总功率，kw3CP·Kt本矿有一个绞车房，根据上述计算，取Q硐3/s（3）分别法，按各需风地点实际需风量计算矿井风量：Q（Q采+Q掘+Q硐+Q其它)×K矿式中：Q采采煤工作面所需风量之和；Q掘掘进作面所需风量

20、之和；Q硐各独立供风硐室所需风量之和；Q其它其它行人和维护巷道所需风时之和，按(Q采+Q掘+Q硐)的5%计算，则：Q其它××1.5）×m3/s；K矿矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀系数），取1.25。Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)×K矿=（×）×1.25=39. 2m3/s所以，矿井总风量按Q40m3/s配风。（二）、矿井风量分配及风速校核根据本矿井的开拓布置，上煤组仅两个区段，上煤组的通风容易和困难时期的标高悬殊小，所以统一按困难时期配风。矿井总风量Q=40m3/s 。Q采=16m3/s，Q掘13/s，Q掘23/s，Q硐

21、=2 m3/s，Q其它=7m3/s（三）、负压计算根据矿井开拓布置，本矿井通风容易时期为矿井回采M4煤层第一区段工作面，通风困难时期即为M4煤层第二区段工作面。容易时期通风线路为：新鲜风流从主斜井（副平硐）10401采面运输石门10401采面运输巷10401采面10401采面回风巷10401采面回风石门回风下山总回风巷回风平硐引风道地面。困难时期通风线路为：新鲜风流从主斜井（副平硐）10403采面运输石门10303采面运输巷10403采面10403采面回风巷10403采面回风石门回风下山总回风巷回风平硐引风道地面。3PPa。负压计算详见矿井通风容易时期阻力计算表5-2-1、通风困难时期阻力计算

22、表5-2-2。A1×40）÷（528.3）2A2×40）÷（796.5）2式中A1、A2矿井通风容易、困难时期等积孔，m2；Q矿井风量，m3；hmin、hmax矿井风压，Pa。表5-2-1矿井通风容易时期阻力计算表表5-2-2矿井通风困难时期阻力计算表从上述计算看出，在通风容易时期矿井通风阻力等级为小阻力矿井，困难时期矿井通风阻力等级为中等阻力矿井，为此，应加强矿井的通风设施的管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，同时加强对通风巷道的维修工作。第三节通风设施、降低风阻措施一、通风设施为保证采、掘工作面的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线

23、路中设置有风门等构筑物，设计选用普通风门，风门设置应满足以下技术要求：1.避免在弯道和急倾斜巷道中设置风门。2.风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.20.3m。3.结构严密，漏风少，向关门方向倾斜80°85°。4.风门应迎风流开启，行机车巷道，两门间距应大于一列车长度。5.风门要求设置两道以上。需要调节井下风量的地点需安设调节风门，其技术要求可参照风门要求，开采突出煤层时，工作面回风侧不应设置风门。对于废弃的老巷和采空区实施密闭，其基本要求：1.密闭墙的两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不得小于0.5m。2.用不燃性材料建筑，墙无

24、裂缝、无漏风。3.墙内外5m内支架良好。为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，保证通风机装置不被损坏，高压气流流过防爆门自动关闭，在回风井口处设置防爆门，防爆门至井筒内引风道的开口位置长1015m，防爆门每6个月检查维修一次。主要和备用通风机的2条引风道与回风井之间的夹角为30°45°。安全出口采用两道双向风门。二、防止漏风措施风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维修。采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区相连通的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。采掘工作面的进风和回

25、风不得经过采空区或冒顶区。无煤柱开采沿空送巷和沿空留巷时，应采取防止从巷道两帮和顶部向采空区漏风的措施。矿井在同一煤层、同翼、同一采区相邻正在开采的采煤工作面沿空送巷时，采掘工作面严禁同时作业。三、降低风阻措施1.砌碹巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。 2.在容易产生局部阻力的地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接处应作成斜线或圆弧形：巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90°转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧形施工，必要时应设置导风板。3.在日常通风管理中，应尽量避免在主要巷道停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证完整及足够的有效通风断面，以利风流畅通。第四节掘进

26、通风及硐室通风一、掘进通风本矿有2个掘进工作面，即11202运输巷和11202回风巷两个掘进头，掘进头各配备两台型号为BKJ66-115.6型局部通风机和风筒组成一体进行通风，风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面，工作方式为压入式。局部通风机和启动装置均安装在离掘进巷道中10m外的进风侧，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离LP应不超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR(45)确定（S为掘进巷道净断面积）。局部通风机的使用必须注意以下几点：1.掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调控通风系统的准备工作。贯通时，必须派专人在现场统一指挥，停止的工作面必须保持

27、正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度。瓦斯浓度超限时必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止掘进工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1%以下时，掘进的工作面方可爆破作业。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。2.煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式，如果采用混合式，必须制定安全措施，长距离掘进由于阻力加大，会

28、出现通风困难，可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。3/s，最高风速为4m3/s。4.必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。“双风机，双电源”，并实现自动切换。“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。6.严禁3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用 1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。7.使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风

29、时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近 lOm以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。二、硐室通风井下机电硐室均设在进风流中，并设置调节风门或风窗，采用负压通风。第七章 供电系统一、供电矿井双回路电源回引自老屋基矿10kV变电所，回引自沙坡10kV变电所。导线规格为LGJ-50，线路长4.5km。双电源供电以确保矿井安全和主要生产负荷用电。·h。矿井负荷统计见表8-4-1。3、变压器选择根据矿井电力负荷计算结果，地面主平硐场地设备供电设计安装两台S9-315/10/0.4型变压器，地面变压器中性点接地，两台变压器并列

30、运行。井下设备供电设计安装两台KS9-200/10/0.69型变压器，变压器中性点不接地，两台变压器分列运行。一台KS9-50/10/0.69变压器向井下掘进头主局扇供电，另一台KS9-50/10/0.69变压器为二回路向井下掘进头备用局扇供电，采用“双风机，双电源”供电。4、供电方案矿井一、二级用电负荷采用双电源供电，当其中一回电源故障时，另一电源可担负全部一、二级负荷用电。地面设备供电全部采用电缆方式出线。根据“煤矿安全规程”第四百四十一条的规定，矿井应有两回电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。故本矿井供电设两回独立的电源线路两回路供电。采煤工作面、掘进头

31、等各用电设备电缆由配电点隔爆型低压馈电开关引出。局部扇风机采用专用变压器、专用开关及专用电缆，并与掘进工作面之设备作风电、瓦斯闭锁。局扇每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。井下主斜井、副平硐、水泵房硐室、采面运输线等处设固定照明。信道均为音频 输送，下井电缆为两根HUVV10×2×型矿用电缆，沿主斜井引入井下。工业场地为专动照网同杆架设。场地通信线网与场地动照网同杆架设。工作面选用CK2型采煤通讯信号控制装置进行通信。另外，地面生产系统及日用消防水池水位均选用了相应的信号装置。井下中央配电点设在井底水泵房，在井底主、副水仓内各埋设一块主接地极，井下机电硐室、运输巷

32、、掘进头等配电点各设一块局部接地极，所有电气设备的金属外壳均采用电力电缆的铠装层及橡套电缆的接地芯线作为系统接地线，将所有电气设备与接地极作可靠的电气联结，接地网上任一保护点测得的接地电阻不得大于2欧姆。矿井供电系统见井上、下供电系统图。矿井应有两回电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷，变电所为双电源，避免了两回线路受到外部的影响同时发生故障的概率。在变电所的进线处，如因地理环境等条件的控制使线路之间距离不易分开，也要尽量拉开两线路间距离。并适当的增大杆塔安全系数，避免因煤层的开采或气候变化等各种原因出现事故。井下各种电气设备和电机均采用矿用防爆型，井下电器设备

33、主要有井下自动开关、磁力起动器、煤电钻综合保护装置、照明、信号综合保护装置、检漏继电器、接线盒、矿用橡套电缆等。必须有电器设备继电保护、过电压保护及短路电流、接地保护。5、10KV母线上无功功率补偿计算补偿前功率因数：Cos补偿后功率因数：COS将自然功率因数从Cos0提高到COS时,所需补偿容量为:Q=P×(tan0- tan)=P()×(根据计算取补偿电容270kvar6、供电能力计算 （1）变压器能力计算变压器的容量计算公式为：SBKr PZ/COSKvaKr需用系数；PZ 所有该变压器承担的有功功率之和(不包括备用)，kw；COS-补偿后的功率因数；井下动力变压器：

34、×/0.73=392.5（kVA）设计2台KS9-400/10/0.69变压器，变压器容量满足要求。井下局扇变压器：×44/0.7=37.7（kVA）设计2台KS9-50/10/0.69变压器，变压器容量满足要求。地面生产系统：×437/0.77=346.2（kVA）地面设计2台S9-400/10/0.4变压器，变压器容量满足要求。（2）各主线路安全载流量及电压损失校核A、主进线电源线路安全载流量及压降校核：I其中：计算的有功功率；计算的视在功率；变压器二次侧额定电压。全矿计算电流：I=÷（×10)=58A引自10kV变电所线路:线路LGJ50

35、允许载流量：环境温度25时为220A（查表），考虑环境温度40时温度校正系数，则IX=220×194A。IX=194A>I=58A电源线路安全载流量符合要求。电压降校核:U%=Ur%+Ux%=+引自老屋基矿10kV变电所线路的电压损失为：U%=+ =4.18%同理，引自沙坡10kV变电所线路的电压损失为:4.28%由上可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。B、下井电缆安全载流量及电压降校核：I其中：计算的有功功率；计算的视在功率；变压器二次侧额定电压。（1） 下井主动力电缆负荷电流计算:（2） 下井主动力电缆负荷电流计算:I主下井=÷（×)272A3&#

36、215;150+1×50电缆在25时的长期容许电流为315A,载流量满足要求；电压降校核:U%=Ur%+Ux%=+=+ =3.75%由以上校验可知供井下负荷的电缆载流量及线路压降均符合要求。（3） 采煤工作面及运输线负荷电流计算：I采=÷（×)140A3×70+1×50电缆在25时的长期容许电流为185A,载流量满足要。电压降校核:U%=Ur%+Ux%=+=+ =3.77%由以上校验可知采煤工作面及运输线电缆载流量及线路压降均符合要求。（4） 局部通风机专用电缆负荷电流计算：I局=÷（×)33A3×25+1

37、5;16电缆在25时的长期容许电流为116A,载流量满足要。电压降校核:U%=Ur%+Ux%=+=+ =0.85%局扇总有功负荷26.4kw,总无功负荷26.93kvar,供电距离0.5km。由以上校验可知供局扇电缆载流量及线路压降均符合要求。（5） 水泵房负荷电流计算：I采=÷（×)81A3×50+1×16电缆在25时的长期容许电流为125A,载流量满足要。电压降校核:U%=Ur%+Ux%=+=+ =2.97%由以上校验可知所有电缆载流量及线路压降均符合要求。7、供电系统继电保护(1)井下电力网的短路电流不得超过其控制用的断路器在井下使用的开断能力，并

38、应校验电缆的热稳定性。(2)硐室外严禁使用油浸式低压电气设备。40KW及以上的电动机，应采用真空电磁起动器控制。(3)井下低压电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。(4)井下配电网路（变压器馈出线路、电动机等）均应装设过流、短路保护装置；必须用该电网路的最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性。必须正确选择熔断器的熔体。必须用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。保护装置必须保证配电网路中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备能够起动。(5)矿井高压电网，必须采取措施限制单相接地电容电流不超过20A。地面变电所的

39、高压馈电线上，必须装设有选择性的单相接地保护装置。井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。每天必须对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。煤电钻必须使用有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。(6)井上、下必须装设防雷电装置，并遵守下列规定：1）经由地面架空线路引入井下的供电线路和电机车架线，必须在入井处装设防雷电装置。2）由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好集中接地。3）通信线路必须在入井处装

40、设熔断器和防雷电装置第八章 通讯系统1）矿井内部选用DDK-3A矿用行调合一 站。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设置成直通用户。对外通讯可利用行调合一 站与乡邮电所交换机中继连接，也可采用1部或几部程控 直接进入公用电讯网或进行无线通讯，实现矿井对外通讯。2）信道信道均为音频 传输，井下电缆为矿用型。工业场地通信线网与场地动照线网同杆架设。井下选用DKH型矿用扩音 作为工作面通讯及信号。主斜井普通胶带输送机、绞车、轨道下山绞车采用具有通话功能的KXH-1型声光信号通讯装置。另外井下提升绞车、回柱绞车选用XBH21-127型综合电铃唅信号装置。消防水池及防尘洒水水池水位选用

41、相应的信号装置。第九章 提升系统第一节提升、运输设备 一、提升、运输方式该矿井为斜井平硐开拓，主斜井设置一台胶带输送机完成煤炭的运输；副平硐采用蓄电池机车牵引矿车作辅助运输；轨道下山设置一台绞车完成设备、材料、矸石的提升和下放任务。二、设计依据（1）已知设计参数Q=300t/h、=25º、L=265m、h=112m/台、=1t/m3、V=2.0m/s。（2）带宽计算B= Q/（KVC）式中：K断面系数，查表取堆集角为30°K=458物料密度（t/m3），查表取1 C计算得 B=200÷（458×1×××0.98） = 0.6

42、63m。取B800mm。此时要求原煤中块度300mm的物料不超过15，否则限制块度到250mm。（3）圆周驱动力Fu=CfLgqRO+qRU+(2qB+qG)+qGHg+FS1+FS2式中：g重力加速度，g=9.81 m/s2qRO承载托滚旋转部分质量，查表18.4 kg/mqRUqB输送带的质量，选带强为ST1250的钢丝绳芯输送带31.1 kg/m qG输送物的质量，200÷×2.0）27.8 kg/mFS1FS1CeoL( qB+qG )gCosSin°××265×（31.127.8）××COS25°

43、;×°509NFS2特种附加阻力，取4000N ××265××227.8）×112×9.815094000 41796 N（4）电动机功率PFuU/100041796×÷(1000×0.85)98.3KW 取110KW （5）输送带张力计算A、最小张力确定a、按传动条件输送带在传动滚筒松边的最小张力 SminCFmax式中： C传动系数，取传动滚筒围包角210° Fmax传动滚筒传递的最大圆周力，Fmax×41796计算得 Slmin××4179

44、641817 N 所以，按按传动条件应满足Slmin41817Nb、按垂度条件 承载分支，托辊间距取a0=1.2m、两托辊间胶带垂度Cd=0.025a0=0.03时 Smina0 (qB+qG)g/8Cd1.2(31.127.8)×÷（8×0.03）2889 N 回程分支，托辊间距取au=3m时 Sminau qB g/8Cd3××÷（8×0.03）3814 N所以，按垂度条件应满足Smin3814Nc、由回空分支区段上各项阻力总和计算 F3fLg(qRU qB) CoshgqB×265×9.81（18.

45、45.7）Cos25°112××32750 N Smin38143275036564N比较上述计算结果，最小张力取Smin=36564NB、最大张力确定SmaxFsFuFumax=FuKa=41796×1.5=62694NFs= Fumax×(1/3.0-1)=62694×(1/3.0-1)=-41796NSmax41796+41796=83592N（6）输送带强度校核查表带强为ST1250的钢丝绳芯输送带纵向拉伸强度1250m=1250×1000÷由此，选用钢丝绳芯输送带、采用软起动等措施，可以满足强度要求。（7

46、）拉紧行程 对钢丝绳芯胶带机 L=0.0035L+66.9m 取7m（8）选型计算结果主斜井设计安装一台胶带运输机，采用DTC100型大倾角输送机、采用液力偶合器,软起动B=800mm Q=300 t/h =25° L=265m h=112m/台 =1 t/m3 胶带运输机机电控：全数字低压变频调速电控设备一套。由厂家配套供给。1）、设计计算依据 矿井年产量：15万t/a。 矿井瓦斯等级：煤与瓦斯突出矿井。 工作制式：每年工作330d，每天三班生产，每班工作7h。矸石量：Qs/=Qs0.06=152×0.06=9.12(t/班)运距：L=245(m)运输线路平均坡度：i=3

47、，重列车下坡运行运输线路情况：运输线路较平直，曲线段占运输线路总长比重较小，故曲线段引起的列车运行阻力可忽略不计。调车时间：采区上部车场合计，ti=15min。翻斗式矿车，轨距为600mm，载重量为1100kg，自重600kg。采煤方法：走向长壁采煤法，一般炮采。2）、电机车选型 电机车类型：该矿为煤与瓦斯矿井，选用防爆型蓄电池电机车。 电机车粘着重量：查蓄电池式电机车主要技术数据表，选粘重量为2.5t的电机车。 电机车牵引电动机的额定电压：直流42V。 电机车型号：选用XK2.5-6/48-KBT型防爆特殊型蓄电池电机车。其主要技术参数： 粘着重量：2.5t。 轨距：600mm。 最小曲线半

48、径：5m。 制动方式：机械。 牵引力：小时制260kg。 速度：小时制4.54km/h，长时制6.1km/h，最大10km/h。 牵引电动机：ZQ-4B型防爆电动机一台，其主要技术参数：b 电流：小时制-105A，长时制-42Ac 电压：42Vd 转数：小时制-960 r/min，长时制-1850 r/min 蓄电池组：a 型号：6DG-308型；b 电压：48V；c 容量：330Ah；d 电池个数：24个。3、列车组成计算 按按电机车起动时的牵引能力计算牵引列车数量：n=式中：P电机车粘着重量：2.5t；q0矿车自重，0.72t；q矿车载重，1.0t；电机车主动轮与钢轨之间的粘着系数，撒砂时

49、起动，取0.24；Wb列车起动基本阻力系数，查表取13.5kg/t；Wr坡道阻力系数，取坡道的千分值：3kg/t(上坡取+，下坡取-)；Wa2)，取4.4kg/t。将各值代入上式：n=8(辆)按车场长度取8辆。 按牵引电动机过热能校验矿车数量下式求均方根电流Irms=a式中：aIem、IL、tm、tL参数的计算 牵引电动机牵引力Fem=159.3(kg)FL=135.8(kg)式中：Wbem空列车运行时的基本阻力系数，查表取11kg/tWbL重空列车运行时的基本阻力系数，查表取9kg/tnm电机车牵引电动机的数量，1台。 根据式的计算结果，查ZQ-4B型牵引电动机特性曲线图，作图求得：Iem=

50、51A Vem=8km/hIL=49A VL=8.3 km/h 求列车运行时间tem=2.45(min)tL=2.36(min) 每一循环运输的总时间T=2.45+2.36+15=19.81(min) 将上列各值代入上式：Irms×=15.5(A)型牵引电动机的长时制电流为42A，计算结果Irms小于长时制电流，故按电动机牵引能力及牵引电动机过热能力计算，可以用8辆3U型翻转式矿车，组成列车。 按电动机的制动能力校核列车组成按重车下坡运行的条件，计算制动距离Lbr=7.9(m)计算结果Lbr=7.9m，小于规程规定允许值40m，故确定用8辆矿车组成列车，重车下坡时应限制速度，不应大于

51、2.3m/s。空车上坡时不限速较为合理。 运输实际需用电机车数量Ns式中：K运输不均衡系数，取1.25；K/运输能力富余系数，取1.1；Ts每班运输时间，6h；tt调车时间25/600.42h；Vem空列车运行速度，取9km/h；VL重列车运行速度，取8.3km/h；n列车串车数，8辆；Qs68t；Qs/9.12t；L0.495km；q矿车载重量，1吨。将各参数值代入上式，则：Ns0.82(台)，取1台。 检修及备用电机车台数Npr=KNs×1=0.25(台) 取1台K检修及备用系数，取0.25； 电机车总台数：N=Np+Npr=1+1=2(台) 配套充电设备：选择CKKF-200/

52、145型可控硅充电机两台，一台工作，一台备用。其主要技术参数： 输入电压：380V、AC； 输出电压：40150V，DC； 输出电流：20200A，DC，快充； 整流方式：三相桥式半控； 适应环境：地面。 充电机房：设在地面工业广场。3、轨道下山绞车运输表9-1 提升设计有关井巷参数表内容轨道下山采面回风巷提升容器型号和参数m3型翻斗式矿车，自重530kg；材料车MC1-6A型，自重494kg；MP16A型平板车，自重464kg。提升量煤9万吨/a、矸石率5%，炸药（1次/班），雷管（1次/班），设备（4次/班），支护材料（4次/班），保健饭（1次/班），其他（4次/班）；斜井人车XRB10-

53、6/6型(头车自重1702Kg，挂车自重1821Kg)；串车组成4辆煤车或2辆矸石车最大件重量2000KG装卸载方式人工井巷参数=25°、L =269m车场形式平车场矿井日提升时间为16h。年工作330日。斜井人车： XRB10-6/6人车，技术数据见下表型号 每节搭乘人数 最大速(m/s) 最大牵引力(N) 轨距(mm) 转向架中心距 (mn) 天轮高度 (mm) 巷道倾斜角度重量 (kg) XRB10-6/610人460000600320015006°30°头车1702挂车1821（1）提升斜长(m)LLXLDLS2602228310(m)式中：LX下山长度(

54、m)；LD井底车场长度，取22m。LS上部车场长度，取28m。（2） 速度图参数的确定最大提升速度Vm，取2.0m/s;初加速度a02;车场内速度:甩车场v0m/s；平车场v01.0m/s；主加、减速度：升降物料时：煤矿安全规程对a1、a3没有限制，取a1=a3=2。休止时间:甩车场1=20s，平车场1=25s。（3） 一次提升循环时间（s）由提升速度图(图9-1-1)查得一次提升循环时间：Tx=2(td+t1+t2+t3+tk+)=295(S)-休止时间，取25S；图6-1-2（4）一次提升量矸石万吨/年(考虑煤层太薄，按年产量的15计)；设备2次/班、材料4次/班，人员50人/班；雷管1次

55、/班、提升速度1m/s，炸药1次/班、提升速度1m/s。t式中：m一次提升量，t/次；c提升不均匀系数，取1.2；b年工作日，330d；t提升小时数，16h；A提升量；a提升能力富裕系数，取1.2 。（5） 一次提升矿车数Z1=0.81(辆)式中:装载系数，取0.9；矸石的散集密度（t/m3），取1.51t/m3；VC矿车容积（m33。一次提升矿车数：取2辆。(6)一次提升量（t）由于轨道下山绞车作辅助提升，提升量很小，取每次提二辆矸石车。b、按连接器强度计算车数：Z26.8(个)故确定每次提2个矿车合适。（7）提升钢丝绳选择 钢丝绳绳端载荷(kN)(按最大载荷)Q端矸2×（1510+600）×（sin25°×cos25°）×÷100018.06(KN)Q端人（1702+1821+20×75）×（sin25°×cos25°）×÷100021.50(KN) 钢丝绳最大长度（m）L0LLg31030340（m）式中：L0钢丝绳最大长度（m）；（注：钢丝绳由天轮或绞车滚筒A点至串车尾在井下停车点之间的斜长）；Lg钢丝绳过卷长度，取30m 钢丝绳单位长度的重量计算（kg