兴华煤矿技术改造设计

1、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 年开头建井,开采接龙桥区段浅部煤层,至 2022 年底煤炭资源枯竭,无法生存,经新化县人民政府申请,娄底 市人民政府批准,将兴华煤矿矿区范畴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,兴华煤矿特托付我院对该矿井进行技术改造（新建主、风井）设计；一、设计依据 1、湖南省冷水江矿井大跃井田地质报告（详查）；2、娄市煤安治202217 号 3、煤矿安全规程（2022）；4、中国采煤学；5、煤炭法及煤矿安全生产基本条件规定；6、煤矿安全监察条例；7、有关煤炭资源开发利用政

2、策；8、兴华煤矿供应的图纸和资料；二、设计指导思想 依据该矿的煤层赋存条件、地势地质及开采技术条件和目前湖 南省小型煤矿开采的技术水平,依据煤矿安全规程和煤矿安 全生产基本条件规定要求,以煤矿实现“ 正规生产、规范治理、确保安全、提高效益” 为指导思想；对每一项工程的设计不仅要考 虑技术的先进性和经济的合理性,而更要优先考虑安全性,达到完善矿井安全治理和安全装备,提高矿井抗灾和防灾才能的目的；第一章 矿井概况及地质概况第一节 矿井概况一、 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；矿井对外以大路运输为主,矿区有 大路相连,

3、距新化县城及冷水江市区均为3km简易大路与新化至冷水江 10Km,交通较便利；兴华煤矿地段属低山丘陵地势,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 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

4、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生产系统1、开采现状矿井采纳斜井开拓,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= +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,形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

5、设管线及行人用,风井为矿井回风用并兼做安全出口；主斜井坡度 26 ,斜长 100.14m,采纳 JT0.8 0.6 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使用 U-0.75m 3 型矿车人力推车运输；轨型18 /m,轨距 600 ；矿井通风方式为中心分列式,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；新奇风流经主斜井、+162m 运输大巷、通过局扇送风至掘进工作面,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,一台工作,一台备用,额定功率为 11kw,井下安

6、装有 5.5kw 局扇二台；掘工作面采纳局扇配风筒压入式通风；矿井实测总进风量为 528m 3/min ,总回风量为 540 m 3/min ；实测矿井正常涌水量 10m 3/h ,最大涌水量为 15m 3/h ,PH 值呈中性；主斜井井底水泵房排水设备采纳 D25-30 6 型水泵 2 台,配套电机额定功率 30KW；水泵额定流量 25m 3/h 额定扬程 180m；排水管路为 76 4 无缝钢管二趟 , 沿主斜井敷设至地面；矿井主供电源来自新化县城35KV 变电站,供电架空线规格LGJ-50 ,供电距离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

7、；经过多年开采,现老矿井范畴 矿井即将报废；+140m 以上资源已基本采完,老其次节 矿井地质概况一、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,为灰至黄灰色污泥、粘土、砂土,厚一般 5m；不整合于各地层之上；2、石炭系中上统壶天群（C2+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,

8、常含微晶石 膏 0 5 层,一般 23 层；层位较稳固；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点均可分为上段（不含煤段）和下段（含煤段）两段；1、上段（ C1C 2）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 2、 下段（ C1C 1）76m左右；含煤段；由颜色较深的碎屑岩夹煤层及泥质灰岩组成,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,一般厚 触；23m 左右；与下伏石磴子组地层整合接5、下石炭统石磴

9、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,一般为 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,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

10、,统称上段煤,一般不行采；井田内可采煤层为下石炭统测水组（C1C）3、5 煤,煤层平均厚度 2.76m；其中3 煤局部可采,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；其它煤层不行采；3、5 煤层均以粉状结构为主,局部细中条带状块煤,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；详细指标见下表:可燃基干 燥 基干燥基弹筒指原煤分析基干燥基水分灰分挥发分全硫发 热 量标精煤（）（）（）（）（mJ/）3原煤3.5918.557.670.9728.46煤精煤2.814.914.660.6027.65原煤3.91

11、8.667.91煤精煤3.296.725.04三、瓦斯及煤尘爆炸性、煤的自燃性 该矿 2022 年未进行瓦斯等级鉴定,本设计参照相邻煤矿巨底冲 煤矿 2022 年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行 2022233 号）,相对瓦斯 燃 发 火 倾 向 性 ,涌出量为 16.61m 3/t ,属高瓦斯矿井,煤层无自 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

12、3 煤顶板以上岩层,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洁类型；2、设计开采范畴内涌水量估计依据新化县煤炭局供应的地质资料,估计该矿井+130m 水平正常涌水量将达到10m 3/h ,最大涌水量为15m 3/h ；其次章 开采方案第一节 矿井境域及储量一、矿井境域依据兴华煤矿采矿许可证（以下拐点坐标圈定：2022 年

13、 12 月 29 日）,矿井范畴由1、 X=3069650 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；调整后矿区范畴由以下拐点坐标圈定：1、3070145 375396102、3070125 375394003、3070530 375395204、3070530 375390705、3070190 375390706、3069975 37538

14、9107、3069505 375387508、3069800 375385059、3071000 3753920010、 3070566 3753971411、 3070324 37539666开采标高为 +300m+130m；二、矿井储量依据划定的开采范畴运算,矿井保有储量110.3 万吨,按80回采率运算,可采储量为88.24 万吨；其次节 矿井生产才能及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日330d,每天三班作业,每天净提升时间14h；二、矿井生产才能及服务年限依据矿井设计托付书,设计矿井生产才能为 3 万吨 / 年；日生产才能： 91t/ 日；矿井范畴内保有地质储量 110.3 万 t

15、,可采储量 88.24 万 t ,储量备用系数取 1.4 ,运算得矿井服务年限约 21a；T=110.3 0.8/3 1.4=21a第三节 开拓布置一、 开拓方案挑选依据煤层赋存情形、矿区地势和矿井开采现状结合矿方看法,初步提出二个开拓方案：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

16、山与 +240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1 号拐点邻近,井口坐标 X=3070180、 Y=37539530、 Z=+260m, =215 ）贯穿；构成矿井 负压通风系统；（见开拓系统、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邻近,再布置采区上山；在矿井1 号拐点邻近布置风井,通过+260m 总回风与采区通风上山贯穿,形成矿井负压通风系统；从以上二个方案分析,方案要重新挑选主、风井和工业广场并征地,初期投资大,建井工期长,但运输系统简洁,前期通风线 路短,通风简洁；方案首采区

17、生产时运输线路较长（达 2022m）,煤矸通过轨道上山下放到+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；原主井因服务年限,受采动压力的影响,巷道 严峻变形,断面较小需扩大断面,且施工难度大；+130m 底板运输 大巷需要从小溪流下方通过,且岩柱较小和杨家湾断层的影响,可 能导致地表水通过断层裂隙带进入矿井,从而增加排水费用,其优点是可以利用现有工业广场、设施和设备；方案技术比较表优点：方案优点：方案1、通风线路短,通风阻力小；1、可以利用现有工业广场和现有设2、煤柱缺失小；施、设备；3、设计投产工期较短；2、不需要征地

18、；4、运输系统简洁,运输费用低；3、初期投资小；缺点：缺点：1、需另建一套地面生产系统,征地面积大,地面1、运输系统复杂,运输路线长,运输投资费用高；费用高；2、建井工期较长；2、原主井因服务年限,受采动压 力的影响,巷道严峻变形,断面较小需扩大断面,且施工难度 大；3、排水费用高；4、通风路线长,通风困难；依据兴华煤矿及县、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,挑选方案作为本设计方案；二、开拓方式矿井采纳平硐 - 暗斜井开拓,主平硐布置在矿井范畴 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

19、,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 号拐点邻近,井口坐标 X=3070180、Y=37539530、 Z=+260m, =215 ）贯穿；构成矿井负压通风系统；（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）主平硐采纳料石砌碹支护,半圆拱,净宽2.2m,墙高 1.4m,净断面积 4.97m 2；风井采纳料石砌碹支护,半圆拱,净宽 2.0m,墙高 1.27m,净断面积 4.1m 2

20、；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安全出口；井 筒 特 征 表井筒单位主平硐风井（平硐）特点井口Xm30701703070180坐标Ym3753942037539535井筒倾角Zm+238.5+260.0度2828井筒方位度200215斜长m231.1144.7落底标高m+130+239断面净宽m2.22.0断面净高m2.52.27净断面积2 m4.974.1支护形式料石砌料石砌断面外形半园拱半园拱三、水平划分 依据矿井开采深度、煤层赋存条件,矿井划为一个水平开采,水平大巷标高为 +130m,采纳上山采区开采；四、采区及区段划分 矿井走向、倾向长度、煤

21、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为其次区段,区段垂高 40m；+165+200m为第三区段,区段垂高 35m；+135+165m为第四区段,区段垂高 35m；12 采区划为三个区段, +200+240m为第一区段,区段垂高 40m；+165+200m为其次区段,区段垂高 35m；+135+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 3

22、5m；+135+165m为第三区段,区段垂高 35m；五、开采次序矿井内先采 11 采区,接替 12 采区,最终采 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；回采工作面为后退式回采；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、采掘比全矿支配三个掘进头（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,本设计支配二个岩巷掘进头和一个煤巷掘进 头才能保证矿井正常生产）,一个回采工作面,可确保矿井生产能 力和采掘正常接替,采掘比为 13；七、矿井三量及可采期矿井开拓布置一个水平、一个采区和 井三量和可采期,详细参数

23、见表；1 个回采工作面,保证矿开拓准三备量表回采开拓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 +240m 底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井 1 号拐点邻近,井口坐标 X=3070180、Y=37539530、

24、 Z=+260m, =215 ）贯穿；构成 11 采区负压通风系统；（见开拓系统、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纳半圆拱断面,料石砌碹支护,净宽2.0m,墙高 1.27m,净断面积为4.1m2；二、投产工作面布置投产工作面为 1152 工作面；该工作面区段运输平巷标高为+240m,即平硐标高水平,区段回风平巷标高为 硐）标高；+260m,即风井（平在主平硐 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煤层走向向北施工 1152 运输平巷至矿井边界,沿煤层伪倾斜方向施工

25、 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 回风平巷至矿井边界与1152 开切眼贯穿,构成1152 回采工作面负压通风系统；为明白决 1151 工作面掘进出煤矸、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；区段平巷采纳木棚支护 , 梯形断面 , 巷道净高 1.8m,上净宽1.6m,下净宽 2.5m,净断面积 3.69m 2,棚距 0.6m,杂木棍和杂木条背邦、顶；三、接替

26、工作面布置接替工作面为 1151 回采工作面；在+240m石门见 5 煤处沿 5 煤层走向向南施工 1151 运输平巷至矿井边界,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 回风平巷至矿井边界与 1151 开切眼贯穿,构成 1151 回采工作面负压通风系统；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,采纳三分之一弧形拱,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、

27、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 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 10m 3/h 运算,水仓有效容量为 100m 3；水仓采纳三心拱型断面,净宽3.2m,墙高 1.6m,料石砌碹支护,净断面积 6.94m 2,巷道长 20m；第六节 采 煤 方 法一、采煤方法挑选及支护矿井东翼 3、5 煤层倾角约 70 ,西翼煤层倾角约 30 ,本矿井范畴内 3 煤局部可采,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,依据煤层赋存条件

28、和开采技术特点,设计采纳 0 煤法,爆破落煤,木支架控顶,全部垮落法治理顶板；（本设计以东翼为例）回采工作面采纳电煤钻打眼,爆破落煤,回柱绞车回柱放顶等回采工艺；1152 回采工作面斜长2025m,平均煤厚2.0m,倾角平均为70 ,回采工作面采纳三、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；因矿方未供应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=8 H=8 2.5 2.0=40

29、.0 （吨力 /m 2）式中： P- 估算的采场上方压力（吨力 /m 2）；- 采场上方岩层平均容重（ t/m 3）； 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 吨,设计支护密度为 8.16 根/m 2,安全系数约 7；设计支护密度合理；但回采工作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,上下安全出口及地质构造带等设木垛；作业过程中依据情形加设木垛、丛柱、戗柱、抬棚等加强支架；并进行矿压观测；二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤工作面设一个小台阶,台阶长度10mm左右,宽度23m；采纳“ 三五” 排控

30、顶方式,循环进尺1.4m,一日一个循环,工作面年推动度 462m,一个回采工作面可保证矿井3 万 t 年产量；3工作面煤炭自溜至区段煤层运输平巷,区段煤层装入U0.75m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 :面回采工作面区段运输平巷+240m 底板运输大巷平硐地三、矿井生产才能核定1、采煤工作面生产才能A 采=l hLdK=20 2.0 （ 1.4 330） 1.45 0.95=25000t式中： l-工作面倾斜长度,m;h-工作面采高 ,m;,m;L-工作面年推动度d-煤的容重 ,t/m3;K-工作面回采率 ;2、煤巷掘进工作面生产才能掘进煤量按回采煤量的20%运算,

31、就全矿掘进煤量A掘进=25500 20%=5100（t ）3、矿井生产才能 A=A回采+A 掘进 =25500+5100 =30600（t ） 30000（t ）第七节 矿井通风与安全一、矿井通风系统及通风方式通风方式：矿井采纳中心边界式通风方式,主平硐 为进风井,风井为回风井；通风方法：抽出式通风矿井通风路线：主平硐（进风）+240m 底板运输大巷+240m石门 1152 运输平巷 1152 工作面 1152 回风平巷 +260m回风石 门 +260m回风大巷风井地面；二、矿井风量运算该矿 2022 年未进行瓦斯等级鉴定,本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿 2022 年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行20

32、22233号）,相对瓦斯涌出量为 16.61m 3/t ,属高瓦斯矿井；按回采、掘进、硐室实际需要的风量总和运算矿井总风量；1、回采工作面所需风量 1 、按工作面良好气候条件所需风量-* 2 、按工作面稀释瓦斯所需风量：Q采=0.0926q ch4 T K =0.0926 16.61 91 1.45 3/min =202.95 m回采工作面所需风量取最大值Q采=226.8m 3/min2、掘进头采纳局扇压入式通风,独立通风系统,一个掘进头需 要风量 150m 3/min ,就掘进所需风量为：Q掘=3 150=450m 3/min ；3、其他所需风量 3/min 配风稀释瓦斯,其他巷道按 50

33、m Q他=50m 3/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/s V 8m/s（2）回采工作面平均控顶距断面积为4.2m 2,风量为 4.54m3/sV=4.54/4.2 =1.08m/s0. 25m/s V 4m/s（3）风井断面积为4. 1 m2, 风量为 14.54 m3/sV=14.54/4.1=3.55m/s1m/s V 8m/s（4）按同时工作的最多人数

34、运算矿井同时工作的最多人数为 80 人,所需风量为 320m 3/min ,而本矿所配风量为 872.16m 3/min 320 m 3/min ；以上风速均符合煤矿安全规程要求；按最大班下井人数和吨煤供风标准校验,供风量符合要求,确定矿井总风量为 14.54m 3/s ；回采工作面按 272.16 m 3/min 配风,掘进工作面按 180 m 3/min 配风 , 其他巷道按 60 m 3/min 配风；6、矿井通风阻力运算通过运算矿井前期通风最大负压为146.88Pa ,通风等积孔为：A=1.19 Q/H 1/2=1.19 14.54/146.881/2=1.43m 2矿井通风等积孔等于

35、 负压运算表）1,矿井通风难易程度属中等；（见通风矿井前期通风困难时期通风阻力运算表序井巷支护阻力系数巷道长度巷道周长净断面风量通风阻力号名称形式（Ns 2/m 4）（m）（m）（m 2）（m 3）（Pa）1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 回采工作面木支0.048408.24.24.544.3861157 回风巷木支0.0283307.83.694.5

36、421.557+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133.53局部阻力按 10%运算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=1.19 Q/H 1/2=1.19 11.54/277.971/2=0.82m 2矿井通风等积孔小于 风负压运算表）1,矿井通风难易程度属偏困难；（见通矿井后期通风困难时期通风阻力运算表序井巷支护阻力系数巷道长度巷道周长净断面风量通风阻力号名称形式（Ns 2/m 4）（

37、m）（m）（m 2）（m 3）（Pa）1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 回采工作面木支0.048408.24.24.544.3881331 回风平巷木支0.0284407.83.694.5439.429+165m石门砌

38、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小计第三章按 10%运算252.7局部阻力25.27合计277.97矿井主要机械设备第一节 矿井提升设备一、设计依据1、矿井年产量：3 万 t ；2、工作制度：年工作日 330d,日提升时间 14h；3、11 轨道上山上车场标高

39、：+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-0.75m 3侧翻式矿车；6、矸石产量按原煤产量的 10运算；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距离,取LB21m；2、一次提升循环时间TX2 （ L/V 平+30） 2 （ 252/1.5 30） 396s3、一次提升

40、量的确定a Caf.A.Tx/（3600.br.t）=1.2 1.2 33000 396/ （3600 330 14） 1.13t式中 :C - 提升不均衡系数 取 C1.2af - 提升才能富有系数 取 af 1.2A - 矿井年产量 A 33000t （含 10矸石产量）br- 年提升工作天数 br330dt - 日提升工作时间 t14h4、一次串车数的确定ZQ/v.r. =1.13/ （0.75 1.0 0.8 ）=1.9 辆取 Z3 辆式中：3V - 矿车容积 V 0.75m3r - 松散煤容重 取 r 1.0t m - 矿车装满系数 取 =0.8（二）、钢丝绳的运算1、钢丝绳的悬垂长

41、度 LCL=31m,就：定井口变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度LCL + L 23131262m2、每 m钢丝绳重：+ PZ（ GG0）（ sin cos ） 1.1 BmaLcsin cos 3 （600400） （sin28 0.025 cos28 ）1.1 155006.5 262 （sin28 0.25 cos28 ）0.6038Kg/m式中：G - 矿车载重, G0.75 0.8 1000600kgG0- 矿车自重,取 G400kg B- 钢丝绳公称抗拉强度ma- 安全规程规定钢丝绳最小安全系数 m a6.5 - 矿车运行阻力系数 取 0.025 - 钢丝绳运行摩擦阻力系数 取 0.2

42、5选 择 钢 丝 绳 6 19 15.5 155 型 ； 每 米 钢 丝 绳 重 ： P0.8457kg/m ,钢丝破断拉力总和 3、钢丝绳安全系数验算Qq13850kg；mQq / ZG+G0 sin cos +PLc sin + cos 138503 （600400） （ sin28 0.025 cos28 ） 0.8457262 （sin28 0.25 cos28 ） 8.5ma=6.5 故挑选 6 1915.5-155 型钢丝绳合格；（三）、提升机的挑选、绞车卷筒直径挑选依据煤矿安全规程第 直径 D 应不小于钢丝绳直径416 条,安装在井上的绞车,其卷筒 d 的 80 倍,安装在井下的

43、绞车,其卷筒直径 D 应不小于钢丝绳直径d 的 60 倍,在满意提升安全的条件下,按井下使用的绞车运算, 就：D60d60 15.5 930mm,挑选标准直径 1000mm；、绞车卷筒宽度的挑选依据煤矿安全规程第419 条之规定,缠绕层数： K3 平均缠绕直径：DPD +（K-1）d1000+（3-1 ） 15.5 1031mm 卷筒宽度：B LA+Ly+（3+4） D（ d+ ） / （K DP） 252+20+（ 3+4） 3.14 1.0 （ 15.5+2 ）/ （3 3.14 1.031 ） 530mm 挑选标准宽度 800mm；式中：LA提升长度 Ly钢丝绳试验长度,取 Ly20m

44、钢丝绳在卷筒上缠绕间距,取 2mm 、提升机的挑选依据运算的绞车直径和宽度,挑选 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 Fjmax20KN 2、最大静张力校验JT1.0 0.8 型单筒提升绞车；FjZG+G 0 sin cos +PLc sin + cos =3 （ 600400） （ sin28 0.025 cos28 ） 0.8457 262（sin28 0.25 cos28 ）1628kgFjmax25KN满意要求（四）、电动机容量的确定N K FjVmax（ 102 ） 1.1 1628 1.5 （ 102 0.

45、85 ） 31kw式中：K - 电动机备用系数 取 K1.1 - 电动机效率 0.85挑选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,体会算符合要求；（五）、绞车提升才能的校验实际提升才能AZGbt3600/ （CTx）3 0.6 330 14 3600/ （1.2 396）63000（t/a ）提升才能满意要求；富有系数为： af A/A63000/33000 1.9 1.2故经选型运算,确定 11 轨道上山提升系统选用 JT1.0 0.8 型单筒提升绞车,其配套电动机为 YR280S 8,功率 37KW；配用钢丝绳为 6 19-15

46、.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；绞车电掌握采纳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 轨道上山井筒参数基本相同, 不再进行运算；依据 11 轨道上山提升系统选型运算, 确定 12 轨道上山提升系统选用JTB1.0 0.8 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 6 19-15.5-155 型, 绞车平均速度为 1.5m/s ；每次提升煤 3 车或矸石 2 车；绞车起动采纳直接起动；其次节 矿井排水设备一、 设计依据：1、矿井采纳一级排水,矿坑涌水从 标高

47、+238.5m 后自流出井；+130m 水平直接至主平硐2、矿井在 +130m水平正常涌水量10m 3/h ,最大涌水量15m 3/h ；3、矿井水性：中性二、排水设备选型水泵选用D80-30 4 型水泵 3 台,其中安装2 台,1 台工作, 1台备用,另在地面备一台检修；水泵额定流量43m 3/h ,额定扬程120m；水泵配套电机 YB180M-2（ 22kw, 380V）；排水管路选用102 4 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,一趟工作,一趟备用；吸水管采纳 121 4 无缝钢管 , 每台水泵安装一路；正常涌水期间 1 台水泵工作,日实际排水时间 5.

48、6 小时；最大涌水期间也是 1 台水泵工作,日实际排水时间 8.4 小时,满意煤矿安全规程和设计规范的要求；第三节 矿井压风设备一、设计依据矿井有二个岩巷掘进头用风,使用 二、设备选型YTP-26 气腿式凿岩机二台；考虑压风设备及压风管路的气量、气压缺失,选用 2 台 2V-6/8空气压缩机 , 一台工作 , 一台备用；压风机配套电机为 Y250M-6,功率 37kw,压风机工作时,产生的气压为 8Kgf/cm 2,气量为 6m 3/min ,产生的气量与气压均满意掘进工作面风动工具使用的需求；压风管路采纳 54 4 无缝钢管,钢管之间采纳管法兰连接；第四节 矿井通风设备一、设计依据1、矿井所

49、需风量：14.54m 3/s 2、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、通风机风量的运算（确定选用轴流式通风机）QK QK1.15 14.54=16.72m 3/s 2、通风机风压的运算通风机必需产生的最大静压：Hjmax=hmax+ h=277.97+180=458Pa式中：h - 通风设备阻力,一般取150200pa,取 h 180pa 3、预选通风机：YBK56-6-13 型轴流式通风机；4、通风机工作点的确定 最大网络阻力系数Rmax=Hjmax/Q2=458/16.722=1.638就通风机

50、在开采最大负压时期的网络特性方程式为H=RmaxQ 2=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/s H A=428.4pa A=71% 5、功率的运算通风机轴功率的运算 Nmax=HA.QA/1000 A=428.4 16.38/1000 0.71=9.9kw 6、电动机轴功率的运算Ndmax=Nmax/ c=9.9/0.98=10kw电动机容量的确定Ndmax=1.2Ndmax=1.2 10=12kw 所 以 所 选 用 的 YBK56-6- 13 型 通 风 机

51、, 其 配 套 电 动 机 为 YBFe200L2-6 ,功率为 22kw,能够满意要求；附：通风机性能曲线图依据矿井所需风量和负压,通过对通风机进行选型运算,选用两台 YBK56-6-13 型轴流式通风机作为主通风机,其中 1 台工作,1 台备用；通风机配套电动机功率 22kw,额定风量 623m 3/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 ,可满意矿井安全通风的要求；风机在运行过程中,应依据矿井所需风量,适时调整风机风量,使风机在工况点范畴内运行；三、矿井反风 依据 YBK56-6-13

52、型轴流式通风机工作性能特性,该通风机可 以采纳通过转变风机旋转方向直接进行反风,不需设立特地的反风 道；矿井每年应进行一次反风演习；第四章 矿井供电与通讯第一节 矿井供电电源矿井只有一路供电电源,来自新化县城 35KV变电站,供电架空线规格 LGJ-50mm 2,供电距离 10Km,10KV“ T” 接至矿,矿井自备有一台 75KW柴油发电机用为备用电源已不能满意安全生产的要求,应更换成一台 120kw 的柴油发电机,以保证矿井安全生产；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

53、隔离后 , 再向井下供电 , 保证矿井用电安全；其次节 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,考虑设备同时利用系数,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；变压器高压侧采纳 RW 3-10 跌落式熔断器掌握和爱护；并安装FS6-10 配电式阀型避雷器一组,用于防雷电爱护；变压器低压侧选用 PGL2 型低压配电屏掌握和爱护；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、

54、及采、掘进工作面少量电气设备,总用电负荷在 80kw 左右,考虑设备同时利用系数,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 煤 矿 安 全 规 程 , 选 用 一 台 S9-30/10/0.4 型变压器,中性点不接地,专供井下掘进工作面局扇用电；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行漏电爱护；下井电缆三趟,其中二趟选用 U-1000,3 50+1 16 型矿用橡套阻燃电缆,从地面变电所沿主平硐、11 轨道上山敷设至 +130m水泵房 , 二趟电缆,一趟工作,一趟带电备用；另一趟选用 U-1

55、000,3 25+1 10 型矿用橡套阻燃电缆,作为作为局扇供电专用电缆；下井电压采纳 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,掌握水泵起动和采区供电；井下瓦斯监控系统的电源应取自被掌握开关的电源侧,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 小时不间断地对井下各作业点实行瓦斯监控；井下掘进工作面局扇供电,应实现风电、瓦斯电闭锁；井下全部的电气设备都必需具有“ 产品合格证” 、“ 防爆合格证” 和“ 煤矿矿用产品安全标志” ；凡“ 三证” 不齐或防爆设备失去防爆性能时,严禁在井下使用；井下 127V 电煤钻应使用BZZ-2.5

56、 型电煤钻综合爱护装置；井下 127V 照明及信号电源应取自 BZX-2.5 型照明综合爱护装置；井下全部电气设备的外壳应接地；在井下水仓中安设主接地极,在各配电点设帮助接地极,电气设备的外壳通过电缆接地芯线或接地线与主接地极构成井下总接地网,接地网上任一爱护点的接地电阻不应超过2 欧姆；第四节矿井通讯矿井行政治理与生产调度共设一台HJD-80 型调度总机,井下各主要硐室及采掘工作面设本安型电话分机,地面各机房、办公室设 按键电话分机；矿井调度室及办公室各设一台程控电话机,供矿井 与外界联系；第五章 安全技术措施煤矿必需坚持“ 安全第一,预防为主” 的方针组织生产,加强 安全设施的装备,搞好安

57、全培训工作,提高全体员工素养,编制好 五大灾难预防及处理措施,加强安全生产现场治理,保证煤矿安全 生产；一、通风治理与瓦斯监测监控 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 证风井正常安全出口；2、 新 安 装 的 主 扇 在 投 入 使 用 前 , 必 须 进 行 一 次 风 机 性 能 测 定 和 试 运 转 工 作 ； 以 后 至 少 每 5 年 进行 一 次 ；3、 扇 风 机 房 必 须 安 装 水 柱 计 、 电 流 表 、 电 压 表 、 轴 承 温 度 计 , 必 须 有 电 话 通 矿 调 度 室 ；

58、 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 须 形 成 制 度 , 定 期 检 查 内 容 要 有 明 确 规 定 , 指 定 专 人 负 责 ；4、 选 用 与 通 风 距 离 、 风 量 相 匹 配 的 局 部 扇 风 机 和 阻 燃 风 筒 ； 风 筒 联 接 采 用 双 反 边 , 吊 挂 要 平 直 , 转 弯 用 弯 头 ；5、 加强局部通风治理,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” 治理,合理支配作 业头,严禁串联通风,严禁一台局扇送多头现象,严禁随便停开局扇；严禁使用化纤风筒；局扇 要 有 专 人 管 理 , 确 保 运 转 正 常 ；风 筒 出 口 至 掘 进 当 头 的 距 离 岩 巷 不 大 于 10m, 煤 巷 不 大 于 5m；6、 井 下 风 门 、 密 闭 、 调