兴华煤矿技术改造(新建主风井)设计

1、.PAGE ：.；PAGE 56前言湖南省新化县桑梓镇兴华煤矿位于新化县桑梓镇集中村境内，属村办企业，于1999年开场建井，开采接龙桥区段浅部煤层，至2004年底煤炭资源枯竭，无法生存，经新化县人民政府恳求，娄底市人民政府同意，将兴华煤矿矿区范围调整至大跃井田浅部，为不影响大跃井田的整体开发，主、风井位置及开采布置都必需重新设计，兴华煤矿特委托我院对该矿井进展技术改造新建主、风井设计。一、设计根据1、；2、娄市煤安治200517号3、2004；4、；5、及；6、；7、有关煤炭资源开发利用政策；8、兴华煤矿提供的图纸和资料。二、设计指点思想根据该矿的煤层赋存条件、地形地质及开采技术条件和目前湖南

2、省小型煤矿开采的技术程度，按照和要求，以煤矿实现“正规消费、规范管理、确保平安、提高效益为指点思想。对每一项工程的设计不仅要思索技术的先进性和经济的合理性，而更要优先思索平安性，到达完善矿井平安管理和平安配备，提高矿井抗灾和防灾才干的目的。第一章 矿井概略及地质概略第一节 矿井概略交通位置和自然地理兴华煤矿位于新化县桑梓镇境内，规划开采冷水江矿区接龙桥区段4346勘探线之间的煤炭资源。矿井对外以公路运输为主，矿区有3km简易公路与新化至冷水江公路相连，距新化县城及冷水江市区均为10Km，交通较方便。兴华煤矿地段属低山丘陵地形，地势为南低北高，最高为耸山，标高为+632.88m，最低为矿井井田2

3、号拐点坐标处，标高为+236.9m。区内气候暖和潮湿，气候变化较大，每年12月至次年1月为年温度最低期，历史最低温度为零下7.5，每年7月至8月为年气温最高期，历史最高气温为43，历年平均气温2122度。每年4月至6月为雨季，历史最小降雨量为1335.4，最大降雨量为1761.9，平均年降雨量1550.6mm，年平均蒸发量968.62mm，47月为雨季，12月至次年2月为枯水季节，主要风向为北风及西南风，最大风速为7.5m/s。二、矿井开采现状及现有消费系统1、开采现状矿井采用斜井开辟，主斜井沿顶板穿层布置，位于矿井北翼中部，井口坐标：X=3070091.0、Y=37538772.91、Z=

4、+206.23m，坡度26，落底于煤层顶板+162.33m标高处，斜长100.14m，向西布置主运输石揭煤后向南沿煤层布置+162运输大巷，以穿层平巷及上山与风井联通，构成矿井负压通风系统。风井位于矿井南翼中部，井口坐标：X=3069881、Y=37538666、Z=+220.81m，底顶板穿层布置，落底标高+190.0m。主斜井为矿井通风、运输和敷设管线及行人用，风井为矿井回风用并兼做平安出口。主斜井坡度26，斜长100.14m，采用JT0.80.6型矿用提升绞车单钩一次串两车提升，井下运输大巷及采区运用U-0.75m3型矿车人力推车运输。轨型18/m，轨距600。矿井通风方式为中央分列式，

5、通风方法为抽出式。主斜井为进风井，井口标高为+206.23m，风井为回风井，井口标高+220.81m。新颖风流经主斜井、+162m运输大巷、经过局扇送风至掘进任务面，泛风经总回风上山至风井，由抽风机排至地面。地面风井口安装有两台YBK56-6-11型轴流式抽风机，一台任务，一台备用，额定功率为11kw，井下安装有5.5kw局扇二台。掘任务面采用局扇配风筒压入式通风。矿井实测总进风量为528m3/min，总回风量为540 m3/min。实测矿井正常涌水量10m3/h，最大涌水量为15m3/h ，PH值呈中性。主斜井井底水泵房排水设备采用D25-306型水泵2台，配套电机额定功率30KW。水泵额定

6、流量25m3/h额定扬程180m。排水管路为764无缝钢管二趟,沿主斜井敷设至地面。矿井主供电源新化县城35KV变电站，供电架空线规格LGJ-50，供电间隔 10KM，10KV“T接至矿。矿井应自备有一台75KW的柴油发电机作为矿井备用电源。经过多年开采，现老矿井范围+140m以上资源已根本采完，老矿井即将报废。第二节 矿井地质概略一、地层和地质构造矿区出露地层由新至老有：第四系Q、中上石炭统壶天群C2+3ht、下石炭统梓门桥组C1Z、下石炭系测水组C1C、下石炭系石磴子组C1S。1、第四系Q：主要为坡积层，为灰至黄灰色淤泥、粘土、砂土，厚普通5m。不整合于各地层之上。2、石炭系中上统壶天群C

7、2+3ht：由灰白色至浅灰色厚层状灰岩为主，最大厚度800m左右，与下伏梓门桥组呈整合接触。3、下石炭统梓门桥组C1Z：上部为深灰色泥质灰岩，中厚层状，中部为硅质灰岩；下部为深黑色中厚层状泥灰岩，常含微晶石膏05层，普通23层；层位较稳定。全组平均厚170m左右。与下伏测水组地层整合接触。4、下石炭统测水组C1C为矿区含煤地层，平均厚约99m，按其含煤性、岩性组合和生物化石生平特征均可分为上段不含煤段和下段含煤段两段。1、上段C1C2不含煤段。由色泽较浅的碎屑岩及紫红、灰绿色粉砂岩、砂质泥岩和深灰色泥质岩等组成。厚约76m左右。2、 下段C1C1含煤段。由颜色较深的碎屑岩夹煤层及泥质灰岩组成，

8、以灰黑色的砂质泥岩、粉砂岩、暗灰色细砂岩、石英砂岩为主。其次为黑色泥岩夹炭质泥岩，普通厚23m左右。与下伏石磴子组地层整合接触。5、下石炭统石磴子组C1s上部为薄至中厚层状钙质泥岩。下部为黑灰色中厚层状泥灰岩，含方解石脉 及黄铁矿结核。钻孔揭露最大厚度250m。本区可见厚42m。本井田位于冷水江向斜北翼的西北端，满竹背斜倾伏端的白马山倒转向斜部位，地层走向NWSW，倾向NE，倾角变化较大，普通为70。井田构造以断层为主，其中株木山逆断层为区内主干断层，位于42线51线一带，走向长2500m，倾角35左右，断距约200m左右。褶曲次之，地质构造属复杂。二、煤层及煤质兴华煤矿含煤地层为测水组煤系，

9、矿井内含煤6层，自上而下命名为：上段煤、3煤层、5煤层、6煤层、7煤层、8煤层，上段煤有时为两层，未加细分，统称上段煤，普通不可采。井田内可采煤层为下石炭统测水组C1C3、5煤，煤层平均厚度2.76m。其中3煤部分可采，厚03.89m，平均厚度1.54m。5煤层全区可采，厚08.52m，平均厚度2.0m。其它煤层不可采。3、5煤层均以粉状构造为主，部分细中条带状块煤，主要由亮煤和镜煤组成。煤质属中灰、特低硫、中高发热量无烟煤，适用于动力和民用用煤。详细目的见下表:指标原煤精煤分析基水分枯燥基灰分可燃基挥发分枯燥基全硫枯燥基弹筒发 热 量mJ/3煤原煤3.5918.557.670.9728.46

10、精煤2.814.914.665煤原煤3.918.667.910.6027.6精煤3.296.725.04三、瓦斯及煤尘爆炸性、煤的自燃性该矿2005年未进展瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果湘煤行2005233号，相对瓦斯涌出量为16.61m3/t，属高瓦斯矿井，煤层无自燃发火倾向性，煤尘无爆炸危险性。四、水文地质1、矿井水文地质条件区内主要含水层有梓门桥组、测水组、石磴子组。梓门桥组地表岩溶发育，属富水性较强的裂隙岩溶含水层；测水组为一水头高，富水性较弱的裂隙承压含水层；石磴子组裂隙发育，属一富水性中等的裂隙含水层。区内主要隔水层有二层：一层为测水组3煤顶板

11、以上岩层，厚90m以上，主要以浅灰岩层为主，由紫红、灰色砂质泥岩，灰白色石英砂岩，灰色泥质灰岩，为煤层顶板之良好的隔水层。一层为3煤底板深灰色细粉砂岩，至石磴子组顶部的钙质泥岩、泥灰岩，厚约2530m，为煤层底板之良好隔水层。矿井主要充水来源为测水组砂岩裂隙水、老窿水及大气季节性降水补充水。矿井水文地质条件属简单类型。2、设计开采范围内涌水量估计根据新化县煤炭局提供的地质资料，估计该矿井+130m程度正常涌水量将到达10m3/h，最大涌水量为15m3/h。 第二章 开采方案第一节 矿井境界及储量一、矿井境界根据兴华煤矿采矿答应证2004年12月29日，矿井范围由以下拐点坐标圈定：1、 X=30

12、69650 Y=37538750；2、 X=3069975 Y=37538910；3、 X=3070120 Y=37538825；4、 X=3070220 Y=37538860；5、 X=3070270 Y=37538785；6、 X=3069800 Y=37538505。开采标高为+280m+140m。调整后矿区范围由以下拐点坐标圈定：3070145 375396103070125 375394003070530 375395203070530 375390703070190 375390703069975 375389103069505 375387503069800 3753850530

13、71000 375392003070566 375397143070324 37539666开采标高为+300m+130m。二、矿井储量根据划定的开采范围计算，矿井保有储量110.3万吨，按80回采率计算，可采储量为88.24万吨。第二节 矿井消费才干及效力年限一、矿井任务制度矿井年任务日330d，每天三班作业，每天净提升时间14h。二、矿井消费才干及效力年限根据矿井设计委托书，设计矿井消费才干为3万吨/年。日消费才干：91t/日。矿井范围内保有地质储量110.3万t，可采储量88.24万t，储量备用系数取1.4，计算得矿井效力年限约21a。T=110.30.8/31.4=21(a)第三节 开

14、辟布置一、开辟方案选择根据煤层赋存情况、矿区地形和矿井开采现状结合矿方意见，初步提出二个开辟方案：方案：新掘主平硐和风井。在矿井2号拐点处新掘主平硐，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191的方位角施工平硐15m，再以=28的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11 m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，=215贯穿。构成矿井负压通风系统。见开辟系统、

15、采区布置及机械设备配备图方案：利用现有的主斜井及工业广场，延深主斜井至+130m标高，沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至矿井井田北翼附近，再布置采区上山。在矿井1号拐点附近布置风井，经过+260m总回风与采区通风上山贯穿，构成矿井负压通风系统。从以上二个方案分析，方案要重新选择主、风井和工业广场并征地，初期投资大，建井工期长，但运输系统简单，前期通风线路短，通风容易。方案首采区消费时运输线路较长达2000m，煤矸经过轨道上山下放到+130m底板运输大巷，再从主斜井提升至地面，运输系统比较复杂，运输费用较高；由于巷道较长，通风阻力大，通风较困难；原主井因效力年限，受采动压力的影响，巷道严重变

16、形，断面较小需扩展断面，且施工难度大；+130m底板运输大巷需求从小溪流下方经过，且岩柱较小和杨家湾断层的影响，能够导致地表水经过断层裂隙带进入矿井，从而添加排水费用，其优点是可以利用现有工业广场、设备和设备。方案技术比较表方案方案优点：1、通风线路短，通风阻力小；2、煤柱损失小；3、设计投产工期较短；4、运输系统简单，运输费用低。缺陷：1、需另建一套地面消费系统，征地面积大，地面投资费用高；2、建井工期较长；优点：1、可以利用现有工业广场和现有设备、设备；2、不需求征地；3、初期投资小。缺陷：1、运输系统复杂，运输道路长，运输费用高；2、原主井因效力年限，受采动压力的影响，巷道严重变形，断面

17、较小需扩展断面，且施工难度大；3、排水费用高；4、通风道路长，通风困难。根据兴华煤矿及县、市煤炭局、我院技术专家多次现场勘察，经过技术经济分析比较，选择方案作为本设计方案。二、开辟方式矿井采用平硐-暗斜井开辟，主平硐布置在矿井范围2号拐点附近位置，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191的方位角施工平硐15m，再以=28的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11 m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=30

18、70180、Y=37539530、Z=+260m，=215贯穿。构成矿井负压通风系统。见开辟系统、采区布置及机械设备配备图主平硐采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.2m，墙高1.4m，净断面积4.97m2；风井采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.0m，墙高1.27m，净断面积4.1m2。主平硐为矿井提升、进风等用，不提升时行人，风井主要为回风之用以及紧急行人平安出口。井 筒 特 征 表井筒特征单位主平硐风井平硐井口坐标Xm30701703070180Ym3753942037539535Zm+238.5+260.0井筒倾角度2828井筒方位度200215斜 长m231.1144.7落底标高m+130

19、+239断面净宽m2.22.0断面净高m2.52.27净断面积m24.974.1支护方式料石砌料石砌断面外形半园拱半园拱三、程度划分根据矿井开采深度、煤层赋存条件，矿井划为一个程度开采，程度大巷标高为+130m，采用上山采区开采。四、采区及区段划分矿井走向、倾向长度、煤层赋存条件以及煤与瓦斯突出矿井等特点，设方案为三个采区开采，矿井东翼为首采区，即11采区，矿井西翼为接替采区，即12、13采区。11采区划为四个区段，平硐以上+240+260m为第一区段，区段垂高20m；+200+240m为第二区段，区段垂高40m；+165+200m为第三区段，区段垂高35m；+165m为第四区段，区段垂高35

20、m。12采区划为三个区段， +200+240m为第一区段，区段垂高40m；+165+200m为第二区段，区段垂高35m；+165m为第三区段，区段垂高35m。13采区划为二个区段， +165+200m为第一区段，区段垂高35m；+165m为第三区段，区段垂高35m。五、开采顺序矿井内先采11采区，接替12采区，最后采13采区；采区内先上后下，先上区段，后下区段；煤层内先采3煤，后采5煤。回采任务面为后退式回采。矿井东翼由于煤层倒转，5煤层位于3煤层之上，故先采5煤再采3煤。六、采掘比全矿安排三个掘进头矿井接替采区12、13采区处于矿井西翼，由于岩巷工程量较大，本设计安排二个岩巷掘进头和一个煤巷

21、掘进头才干保证矿井正常消费，一个回采任务面，可确保矿井消费才干和采掘正常接替，采掘比为13。七、矿井三量及可采期矿井开辟布置一个程度、一个采区和1个回采任务面，保证矿井三量和可采期，详细参数见表。三 量 表开 拓准 备回 采开辟煤量可采期预备煤量可采期回采煤量可采期30万吨7年30万吨7年1.4万吨5个月第四节 主要巷道及采区布置一、11采区布置11采区为投产采区，走向长约500m，倾斜长约180m。在主平硐15m处以=191，=28的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11 m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30的伪倾斜方向施工11通风上山与+

22、240m底板回风大巷、回风上山和风井风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，=215贯穿。构成11采区负压通风系统。见开辟系统、采区布置及机械设备配备图轨道上山、通风上山及石门等岩石巷道均采用半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽2.0m，墙高1.27m，净断面积为4.1m2。 二、投产任务面布置投产任务面为1152任务面。该任务面区段运输平巷标高为+240m，即平硐标高程度，区段回风平巷标高为+260m，即风井平硐标高。在主平硐15m处斜交岩层走向约30布置+240m底板运输平巷至11采区中部，然后施工石门揭5煤和3煤，在见5煤处沿5煤层走向向北施

23、工1152运输平巷至矿井边境，沿煤层伪倾斜方向施工1152开切眼至+260m标高停掘。在风井平硐沿岩层走向布置+260m底板回风平巷至11采区中部，然后施工石门揭5煤和3煤，在见5煤处沿5煤层走向向北施工1152回风平巷至矿井边境与1152开切眼贯穿，构成1152回采任务面负压通风系统。为理处理1151任务面掘进出煤矸、行人、回风等问题，在1151运输平巷适当的位置施工行人上山、通风上山至+260m标高与1151回风平巷贯穿。区段平巷采用木棚支护,梯形断面, 巷道净高1.8m，上净宽1.6m，下净宽2.5m，净断面积3.69m2，棚距0.6m，杂木棍和杂木条背邦、顶。三、接替任务面布置接替任务

24、面为1151回采任务面。在+240m石门见5煤处沿5煤层走向向南施工1151运输平巷至矿井边境，沿煤层伪倾斜方向施工1151开切眼至+260m标高停掘。在+260m回风石门见5煤处沿5煤层走向向南施工1151回风平巷至矿井边境与1151开切眼贯穿，构成1151回采任务面负压通风系统。第五节 车场、硐室、水仓一、车场各上、下车场为平车场，中部为甩车场，均为单道起坡，设重车道和空车道储车场，长30m，铺15kg/m轨道，采用三分之一弧形拱，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2。二、硐室、水仓在提升上山的上、中、下部车场设信号硐室。在各提升上山的上、下部车场设配电点硐室。在

25、11轨道上山下部车场处设水仓和泵房、管子道。按矿井正常涌水量10m3/h计算，水仓有效容量为100m3。水仓采用三心拱型断面，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2，巷道长20m。 第六节 采 煤 方 法一、采煤方法选择及支护矿井东翼3、5煤层倾角约70，西翼煤层倾角约30，本矿井范围内3煤部分可采，厚03.89m，平均厚度1.54m。5煤层全区可采，厚08.52m，平均厚度2.0m。本设计首采区为矿井东翼，煤层为倒转，5煤处于3煤之上，根据煤层赋存条件和开采技术特点，设计采用0煤法，爆破落煤，木支架控顶，全部垮落法管理顶板。本设计以东翼为例回采任务面采用电煤钻打眼，爆

26、破落煤，回柱绞车回柱放顶等回采工艺。1152回采任务面斜长2025m，平均煤厚2.0m，倾角平均为70，回采任务面采用三、五排控顶，一梁三柱倾向木支架支护，排距0.7m，柱距0.7m，最大控顶距2.8m，最小控顶距1.4m，放顶步距1.4m。所用木材直径不小于16cm，顶梁为直径16cm的半圆木，梁长1.8m，探头0.2m。因矿方未提供煤层顶底板的力学性质和有关矿压方面的实测资料，只能按48倍采高估算压力。P=8H=82.52.0=40.0吨力/m2式中：P-估算的采场上方压力吨力/m2；-采场上方岩层平均容重t/m3；H-采高m,按煤层平均厚度选取。而一根直径16cm的松木纵向抗压强度约30

27、吨，设计支护密度为8.16根/m2，平安系数约7。设计支护密度合理。但回采任务面矿压显现是一个动态变化过程，放顶前必需在切顶线加密集支柱，切顶线以内抬楼连锁，上下平安出口及地质构造带等设木垛。作业过程中根据情况加设木垛、丛柱、戗柱、抬棚等加强支架。并进展矿压观测。二、任务面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤任务面设一个小台阶，台阶长度10mm左右，宽度23m。采用“三五排控顶方式，循环进尺1.4m，一日一个循环，任务面年推进度462m，一个回采任务面可保证矿井3万t年产量。任务面煤炭自溜至区段煤层运输平巷，区段煤层装入U0.75m3侧翻式矿车，人力推运从平硐至地面煤仓。井下原煤运输流程如下:回

28、采任务面区段运输平巷+240m底板运输大巷平硐地面三、矿井消费才干核定1、采煤任务面消费才干A采=lhLdK=202.01.43301.450.95=25000(t)式中：l任务面倾斜长度,m;h任务面采高,m;L任务面年推进度,m;d煤的容重,t/m3;K任务面回采率;2、煤巷掘进任务面消费才干掘进煤量按回采煤量的20%计算，那么全矿掘进煤量A掘进=2550020%=5100t3、矿井消费才干A=A回采+A掘进=25500+5100=30600t30000t第七节 矿井通风与平安一、矿井通风系统及通风方式通风方式：矿井采用中央边境式通风方式，主平硐 为进风井，风井为回风井。通风方法：抽出式通

29、风矿井通风道路：主平硐进风+240m底板运输大巷+240m石门1152运输平巷1152任务面1152回风平巷+260m回风石门+260m回风大巷风井地面。二、矿井风量计算该矿2005年未进展瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果湘煤行2005233号，相对瓦斯涌出量为16.61m3/t，属高瓦斯矿井。按回采、掘进、硐室实践需求的风量总和计算矿井总风量。1、回采任务面所需风量(1)、按任务面良好气候条件所需风量-*(2)、按任务面稀释瓦斯所需风量：Q采=0.0926qch4TK=0.092616.61911.45=202.95 m3/min回采任务面所需风量取最大值

30、Q采=226.8m3/min2、掘进头采用局扇压入式通风，独立通风系统，一个掘进头需求风量150m3/min，那么掘进所需风量为：Q掘=3150=450m3/min。3、其他所需风量其他巷道按50 m3/min配风稀释瓦斯，Q他=50m3/min。4、矿井所需总风量Q总Q总=(Q采+Q掘+Q他)K通 =(226.8+450+50)1.2=872.16m3/min=14.54m3/s5、风速校核1、主平硐断面积为4.97m2，风量是14.4m3/s，V=14.4/4.97=2.92m/s 1m/sV8m/s2回采任务面平均控顶距断面积为4.2m2，风量为4.54m3/sV=4.54/4.2 =1

31、.08m/s25m/sV4m/s3风井断面积为4.1 m2, 风量为14.54 m3/sV=14.54/4.1=3.55m/s1m/sV8m/s4按同时任务的最多人数计算矿井同时任务的最多人数为80人，所需风量为320m3/min，而本矿所配风量为872.16m3/min320 m3/min。以上风速均符合要求。按最大班下井人数和吨煤供风规范校验，供风量符合要求，确定矿井总风量为14.54m3/s。回采任务面按272.16 m3/min配风，掘进任务面按180 m3/min配风,其他巷道按60 m3/min配风。6、矿井通风阻力计算经过计算矿井前期通风最大负压为146.88Pa，通风等积孔为：

32、A=1.19Q/H1/2=1.1914.54/146.881/2=1.43m2矿井通风等积孔等于1，矿井通风难易程度属中等。见通风负压计算表矿井前期通风困难时期通风阻力计算表序号井 巷名 称支 护形 式阻力系数Ns2/m4巷道长度m巷道周长m净断面m2风量m3通风阻力Pa1主平硐 砌碹0.005158.54.9714.541.1211轨道上山砌碹0.0052317.944.112.5420.923+130m运输石门砌碹0.0051707.944.14.542.0241157运输平巷木支0.0283507.83.694.5431.3651157回采任务面木支0.048408.24.24.544.

33、3861157回风巷木支0.0283307.83.694.5421.557+165m石门砌碹0.005807.944.112.5429.56811通风上山砌碹0.0051907.944.112.5417.219风井砌碹0.005607.944.115.545.43小计 =SUM(ABOVE) 133.53部分阻力 按10%计算 13.35合计146.88矿井后期通风最大负压为277.97Pa，通风等积孔为：A=1.19Q/H1/2=1.1911.54/277.971/2=0.82m2矿井通风等积孔小于1，矿井通风难易程度属偏困难。见通风负压计算表矿井后期通风困难时期通风阻力计算表序号井 巷名

34、称支 护形 式阻力系数Ns2/m4巷道长度m巷道周长m净断面m2风量m3通风阻力Pa1主平硐 砌碹0.005158.54.9711.540.69211轨道上山砌碹0.0052317.944.111.5417.723+130m运输大巷砌碹0.0058807.944.111.5467.50413轨道上山砌碹0.005757.944.111.545.755+165m石门砌碹0.005607.944.111.544.661331运输平巷木支0.0283507.83.694.5431.3671331回采任务面木支0.048408.24.24.544.3881331回风平巷木支0.0284407.83.6

35、94.5439.429+165m石门砌碹0.005807.944.111.546.141013通风上山砌碹0.005757.944.111.545.7511回风上山砌碹0.005857.944.111.546.5212+240m回风大巷砌碹0.0057207.944.111.5455.2313回风上山砌碹0.005707.944.111.545.3414风井砌碹0.005307.944.111.542.3小计 =SUM(ABOVE) 252.7部分阻力 按10%计算 25.27合计277.97第三章 矿井主要机械设备第一节 矿井提升设备一、设计根据1、矿井年产量：3万t；2、任务制度：年任务日

36、330d，日提升时间14h；3、11轨道上山上车场标高：+238.5m，落底标高：+130m，井筒坡度：28，井筒长度：231m；4、12轨道下山上车场标高：+240m，落底标高：+130m，井筒坡度：28，井筒长度：234m；5、提升方式及提升容器提升方式:上、下平车场,单钩串车提升;提升容器: U-0.75m3侧翻式矿车。6、矸石产量按原煤产量的10计算。二、11轨道提升设备选型一、确定一次提升量1、提升斜长：LALLB23121252m式中：LB - 从变坡点阻车器至尾车停车点的间隔 ，取LB21m。2、一次提升循环时间TX2L/V平+302252/1.530396s3、一次提升量确实定

37、aCaf.A.Tx/3600.br.t=1.21.233000396/3600330141.13t式中:C - 提升不平衡系数 取C1.2af - 提升才干富有系数 取af1.2A - 矿井年产量 A33000t含10矸石产量br- 年提升任务天数 br330dt - 日提升任务时间 t14h4、一次串车数确实定ZQ/v.r.=1.13/0.751.00.8=1.9辆取Z3辆式中：V - 矿车容积 V0.75m3r - 松散煤容重 取r1.0tm3 - 矿车装满系数 取=0.8二、钢丝绳的计算1、钢丝绳的悬垂长度 LC定井口变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度L=31m，那么：LCL + L2313

38、1262m2、每m钢丝绳重：PZGG0sincos1.1BmaLc(sin+cos)3600400sin280.025cos281.1155006.5262sin280.25cos280.6038Kg/m式中：G - 矿车载重，G0.750.81000600kgG0- 矿车自重，取G400kgB- 钢丝绳公称抗拉强度ma- 平安规程规定钢丝绳最小平安系数 ma6.5- 矿车运转阻力系数 取0.025-钢丝绳运转摩擦阻力系数 取0.25选择钢丝绳61915.5155型。每米钢丝绳重：P0.8457kg/m，钢丝破断拉力总和Qq50kg。3、钢丝绳平安系数验算m / Z(G+G0)( sincos

39、)+PLc( sin+cos)503600400sin280.025cos280.8457262sin280.25cos288.5ma=6.5应选择61915.5-155型钢丝绳合格。三、提升机的选择、绞车卷筒直径选择根据第416条，安装在井上的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的80倍，安装在井下的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的60倍，在满足提升平安的条件下,按井下运用的绞车计算,那么：D60d6015.5930mm，选择规范直径1000mm。、绞车卷筒宽度的选择根据第419条之规定，缠绕层数：K3平均缠绕直径：DPD +K-1d1000+3-115.51031mm卷筒宽度：B

40、 LA+Ly+3+4Dd+/KDP 252+20+3+43.141.015.5+2/33.141.031530mm选择规范宽度800mm。式中：LA提升长度Ly钢丝绳实验长度，取Ly20m钢丝绳在卷筒上缠绕间距，取2mm、提升机的选择根据计算的绞车直径和宽度，选择JT1.00.8型单筒提升绞车。其主要技术参数如下：滚筒直径D1000mm滚筒宽度B800mm平均速度V平1.5m/s最大静张力Fjmax20KN2、最大静张力校验FjZ(G+G0)( sincos)+PLc( sin+cos)=3600400sin280.025cos280.8457262sin280.25cos281628kgFj

41、max25KN满足要求四、电动机容量确实定N KFjVmax102 1.116281.51020.8531kw式中：K - 电动机备用系数 取K1.1-电动机效率 0.85选择YR280S8型电动机，其额定功率为37KW ,额定转速为730r/min，额定电压为380V，阅历算符合要求。五、绞车提升才干的校验实践提升才干AZGbt3600/CTx 30.6330143600/1.2396 63000t/a提升才干满足要求。富有系数为：afA/A63000/330001.91.2故经选型计算，确定11轨道上山提升系统选用JT1.00.8型单筒提升绞车，其配套电动机为YR280S8，功率37KW。

42、配用钢丝绳为619-15.5-155型,绞车平均速度为1.5m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车电控制采用JXP-37D成套电控系统。三、12轨道上山提升设备选型12轨道上山与11轨道上山井筒参数根本一样,不再进展计算。根据11轨道上山提升系统选型计算,确定12轨道上山提升系统选用JTB1.00.8型单筒防爆提升绞车，其配套电动机为YB280S6，功率45KW。配用钢丝绳为619-15.5-155型,绞车平均速度为1.5m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车起动采用直接起动。第二节 矿井排水设备设计根据：1、矿井采用一级排水，矿坑涌水从+130m程度直接至主平硐 (标高+238.5m)后自流

43、出井。2、矿井在+130m程度正常涌水量10m3/h，最大涌水量15m3/h。3、矿井水性：中性二、排水设备选型水泵选用D80-304型水泵3台，其中安装2台,1台任务，1台备用，另在地面备一台检修。水泵额定流量43m3/h，额定扬程120m。水泵配套电机YB180M-222kw，380V。排水管路选用1024无缝钢管，从+130m水泵房沿11轨道上山敷设两趟至主平硐排水沟，一趟任务，一趟备用。吸水管采用1214无缝钢管,每台水泵安装一路。正常涌水期间1台水泵任务，日实践排水时间5.6小时；最大涌水期间也是1台水泵任务，日实践排水时间8.4小时，满足和的要求。第三节 矿井压风设备一、设计根据矿

44、井有二个岩巷掘进头用风，运用YTP-26气腿式凿岩机二台。二、设备选型思索压风设备及压风管路的气量、气压损失，选用2台2V-6/8空气紧缩机,一台任务,一台备用。压风机配套电机为Y250M-6，功率37kw，压风机任务时，产生的气压为8Kgf/cm2，气量为6m3/min，产生的气量与气压均满足掘进任务面风开工具运用的需求。压风管路采用544无缝钢管，钢管之间采用管法兰衔接。第四节 矿井通风设备一、设计根据1、矿井所需风量：14.54m3/s2、矿井前期最大负压：146.88Pa，3、矿井后期最大负压：277.97Pa， 4、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井。二、设备选型1、通风机风量的计算确定选用轴

45、流式通风机QKQK1.1514.54=16.72m3/s2、通风机风压的计算通风机必需产生的最大静压：Hjmax=hmax+h=277.97+180=458(Pa)式中：h -通风设备阻力，普通取150200pa，取h 180pa3、预选通风机：YBK56-6-13型轴流式通风机。4、通风机任务点确实定最大网络阻力系数Rmax=Hjmax/Q2=458/16.722=1.638那么通风机在开采最大负压时期的网络特性方程式为H=RmaxQ2=1.638Q2将上述网路特性方程式按同一比例画在YBK56-6-13轴流式风机的性能曲线图上，即得风机在最大负压时期工况点A。在工况点A点：QA16.38m

46、/s HA=428.4pa A=71%5、功率的计算通风机轴功率的计算Nmax=HA.QA/1000A=428.416.38/(10000.71)=9.9kw6、电动机轴功率的计算Ndmax=Nmax/c=9.9/0.98=10kw电动机容量确实定Ndmax=1.2Ndmax=1.210=12kw所以所选用的YBK56-6-13型通风机，其配套电动机为YBFe200L2-6，功率为22kw，可以满足要求。附：通风机性能曲线图根据矿井所需风量和负压，经过对通风机进展选型计算，选用两台YBK56-6-13型轴流式通风机作为主通风机，其中1台任务，1台备用。通风机配套电动机功率22kw，额定风量62

47、3m3/s，静压150800Pa，在矿井最大负压时期开采后期，将风机叶片调到36度时，产生的风量为16.38m3/s，静压为428.4Pa，可满足矿井平安通风的要求。风机在运转过程中，应根据矿井所需风量，适时调整风机风量，使风机在工况点范围内运转。三、矿井反风根据YBK56-6-13型轴流式通风机任务性能特性，该通风机可以采用经过改动风机旋转方向直接进展反风，不需设立专门的反风道。矿井每年应进展一次反风演习。第四章 矿井供电与通讯第一节 矿井供电电源矿井只需一路供电电源，新化县城35KV变电站，供电架空线规格LGJ-50mm2，供电间隔 10Km，10KV“T接至矿，矿井自备有一台75KW柴油

48、发电机用为备用电源已不能满足平安消费的要求，应改换成一台120kw的柴油发电机，以保证矿井平安消费。由于备用发电机中性点接地，不能直接向井下供电，因此采用一台S-80/0.4/0.4型隔离变压器,将备用发电机中性点接地隔离后,再向井下供电,保证矿井用电平安。第二节 矿井地面供电矿井地面主要负荷有：11轨道上山绞车(安装在地面)、主通风机、压风机、矿木加工、机修及照明等。用电负荷在120kw左右，思索设备同时利用系数，选用一台S9-100/10/0.4型变压器，中性点接地，专供矿井地面用电。变压器高压侧采用RW3-10跌落式熔断器控制和维护。并安装FS6-10配电式阀型避雷器一组，用于防雷电维护

49、。变压器低压侧选用PGL2型低压配电屏控制和维护。从低压配电屏引双回路至地面抽风机房，单回路至其它各用电设备。第三节矿井井下供电矿井井下的主要用电负荷有：主排排水泵、12轨道上山绞车、及采、掘进任务面少量电气设备，总用电负荷在80kw左右，思索设备同时利用系数，选用一台S9-80/10/0.4型变压器，中性点不接地，专供矿井井下用电。根据，选用一台S9-30/10/0.4型变压器，中性点不接地，专供井下掘进任务面局扇用电。在地面配电所安装DW80型馈电开关，并安装JY82-2型检漏继电器对井下供电进展漏电维护。下井电缆三趟，其中二趟选用U-1000，350+116型矿用橡套阻燃电缆，从地面变电

50、所沿主平硐、11轨道上山敷设至+130m水泵房,二趟电缆，一趟任务，一趟带电备用。另一趟选用U-1000，325+110型矿用橡套阻燃电缆，作为作为局扇供电公用电缆。下井电压采用380V。在+130m水泵房安装馈电总开关及各支线馈电开关和隔爆磁力起动器，控制水泵起动和采区供电。井下瓦斯监控系统的电源应取自被控制开关的电源侧，防止采区电气设备因故停电而引起瓦斯监控系统停电，以保证瓦斯监控系统24小时不延续地对井下各作业点实行瓦斯监控。井下掘进任务面局扇供电，应实现风电、瓦斯电闭锁。井下一切的电气设备都必需具有“产品合格证、“防爆合格证和“煤矿矿用产品平安标志。凡“三证不齐或防爆设备失去防爆性能时

51、，严禁在井下运用。井下127V电煤钻应运用BZZ-2.5型电煤钻综合维护安装。井下127V照明及信号电源应取自BZX-2.5型照明综合维护安装。井下一切电气设备的外壳应接地。在井下水仓中安设主接地极，在各配电点设辅助接地极，电气设备的外壳经过电缆接地芯线或接地线与主接地极构成井下总接地网，接地网上任一维护点的接地电阻不应超越2欧姆。第四节矿井通讯矿井行政管理与消费调度共设一台HJD-80型调度总机，井下各主要硐室及采掘任务面设本安型分机，地面各机房、办公室设按键分机。矿井调度室及办公室各设一台程控机，供矿井与外界联络。第五章 平安技术措施 煤矿必需坚持“平安第一，预防为主的方针组织消费，加强平

52、安设备的配备，搞好平安培训任务，提高全体员工素质，编制好五大灾祸预防及处置措施，加强平安消费现场管理，保证煤矿平安消费。 一、通风管理与瓦斯监测监控1、风井井口必需安装防爆铁门，铁门规格为双叶、尺寸与风井断面积相等。砌筑直通地面的人行通道，并安设两座正反风门，保证风井正常平安出口。2、新安装的主扇在投入运用前，必需进展一次风机性能测定和试运转任务。以后至少每5年进展一次。3、扇风机房必需安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计，必需有通矿调度室。扇风机司机岗位责任制操作规程要齐全，扇风机的检查维护必需构成制度，定期检查内容要有明确规定，指定专人担任。4、选用与通风间隔 、风量相匹配的部分扇风机和

53、阻燃风筒。风筒联接采用双反边，吊挂要平直，转弯用弯头。5、加强部分通风管理，掘进头局扇必需安装在距回风口10m以外的进风流中。局扇必需实行“三专两闭锁管理，合理安排作业头，严禁串联通风，严禁一台局扇送多头景象，严禁随意停开局扇。严禁运用化纤风筒。局扇要有专人管理，确保运转正常。风筒出口至掘进当头的间隔 岩巷不大于10m，煤巷不大于5m。6、井下风门、密闭、调理风窗、风桥等通风设备必需按和通风质量规范要求建好并管理好。7、井下各作业地点必需有足够的新颖风量，保证满足的按最多作业人员、冲淡有毒有害气体至平安浓度、发明良好的气候条件等所需风量的要求。8、各作业地点和主要回风巷必需按及部门有关规定配备

54、瓦斯检查员，安装瓦斯监控系统和断电报警安装。严禁瓦斯超的规定作业。9、暂时停工地点，不得停风；因特殊情况而忽然停电、停风必需及时撤出人员，打栅栏、挂警戒牌；长时停风，必需及时密闭。10、排放瓦斯必需有专门措施，并由救护队员进展。11、井下巷道断面必需符合要求，回采巷道要及时维修保证净高净宽最小不小于1.8m。12、加强回采任务面上隅角的有害气体检查，及时引导风流冲淡有毒有害气体。13、“一通三防管理实行矿技术担任人管理担任制。14、每年对矿井进展一次瓦斯等级鉴定并报上级部门审批和备案。15、坚持瓦斯检查“三对口制度，每个采、掘任务面必需配备专职瓦斯检查员，随时检查瓦斯。当发现有瓦斯超限时，瓦斯

55、检查员必需立刻停顿任务面作业，撤出人员，并报告矿调度室。严禁空班漏检，严禁瓦斯超限作业，杜绝微风作业。16、每组风门要有两道正反风门，防止风流短路。 17、必需严厉按要求每头、每面安装甲烷传感器，并定期校正和维修。回采任务面甲烷传感器分别安装在风巷距上出口小于10m处，及距回风口1015m处，共安装2个甲烷传感器。掘进头甲烷传感器分别安装在距当头小于5m处及距回风巷口1015m处，即每个掘进头共安装2个甲烷传感器。矿井配备KJ-75平安监控系统。详见平安专篇设计18、矿井采用机械抽出式通风，建立通风机房，安装好水柱计、电流表、电压表等仪表及直通矿调度室的。风井按要求安装两台同等才干的主要通风机

56、，并安装反向开关，利用轴流式风机本身反风性能，要求在10min内改动巷道中风流方向，并保证供风量不小于正常供风量的40。19、出风井与风硐的交叉点到防爆门的间隔 ，比该点到主要通风机吸风口的间隔 至少要短10m。20、当巷道贯穿后，必需立刻砌筑通风设备，调整风流方向，只需当风流稳定正常后，方可恢复该区域的消费。21、定期检测矿井风量，每10 天进展1次全面测风，将测风结果记录，并写在测风地点的记录牌上。实行以风定产，严禁超通风才干消费。二、防灭火和防尘管理1、矿井必需在地面建立消防水池，井下安装消防管路。2、地面、井下各机房、硐室必需配备一定数量的消防器材。3、主井井口及通风机房附近20m范围

57、内严禁烟火。4、严禁在井下吸烟和装配矿灯，井下电焊和气焊必需严厉按要求进展。5、严禁用明火或明电放炮，严禁运用蜕变炸药和放糊炮。6、回采任务面：采用湿式打眼，运用水炮泥，在任务面下出口、风巷及机巷各装载处设防尘管路和防尘喷雾安装，在扒煤及运煤时洒水降尘，及作业人员配戴好防尘口罩等综合防尘措施。7、掘进任务面：作业头采用湿式钻眼、水炮泥封孔，爆破后喷雾洒水，装岩洒水，冲洗岩帮及加强通风排尘和作业人员配戴好防尘口罩等综合防尘措施。8、对各煤斗、运输大巷、回风巷、总回风巷等易积存煤尘处，每周进展一次全面扫尘和冲洗。9、合理配备各采掘作业地点的风量，合理建立通风设备，尽量减少向采空区漏风。三、防治水管

58、理1、对矿区及附近的地表河溪、池塘等水体的水位变化和渗漏情况要定期观测，发现问题，及时采取措施。2、对开采所引起的塌陷区，要及时用粘土回填。防止地表水渗入井下。3、严禁将矸石、炉灰、渣滓等杂物堆放在山洪、河流能够冲刷到的地段妨碍河流畅通。4、浅部采掘及接近含水层和断层等水害可疑区必需严厉执行“有疑必探，先探后掘的方针。采掘过程中必需严厉探放水措施，探放水设备选用QKD-50型。四、顶板管理1、选择合理的支护方式和支护资料,严厉工程质量检查和验收制度。2、采掘任务面必需及时支护，严禁空顶作业，严厉敲帮问顶制度。3、回柱必需用机械，严禁锤打斧砍回柱，严禁放顶与采煤平行作业，回柱放顶时必需专人察看顶

59、板。4、回柱放顶必需由里向外、由下往上逐架进展。放顶前后方必需先加固,确保退路平安、畅通。5、回柱绞车在回柱过程中,绞车钢丝绳运转区段内不得有人,以免断绳时弹伤人。6、巷道交叉处及地质构造带等压力大的地点要加强支护，抬好双边楼。7、独头巷维修前，必需将维修点以内人员撤出，严禁前掘后修，严禁两处及以上同时维修。8、贯穿巷道必需先加固好贯穿地点支护,在两巷相距20m时,只准一头作业,并保证正常通风。9、区段平巷20m范围内抬好边楼，10m范围内抬好双边楼。并保证净高和净宽的要求。10、回采任务面初次放顶和收尾必需编制专门措施，并严厉执行。五、机电、运输、通讯管理1、提升绞车按规定设“一坡三挡，坚持

60、运用阻车器、捞车器和防跑车挡。2、加强斜巷提升钢丝绳管理制度，按规定要求定期检查，对不合平安要求的要及时改换。仔细检查串车衔接安装，防止断绳、脱钩等跑车事故的发生。3、规范斜巷提升制度，保证提升信号畅通、准确、真正做到提升不行人，行人不提升。严禁矿车乘人，严禁超载提升和放飞车。4、平巷人力推车必需遵守有关规定。5、定期检查和维护好矿井供电系统“三大维护安装。6、井下严禁运用非防爆电器设备和非矿用阻燃电缆。7、电气设备实行挂牌管理、责任到人。电缆悬挂整齐，严禁出现羊尾巴、鸡爪子、明接头景象。8、煤电钻必需运用综合维护安装。严禁带电检修和搬迁电气设备。9、井下运用的电气设备必需“三证 齐全，防爆电