冯建毕业设计说明书

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第一章井田概述和井田地质特征1

第一节井田自然概况1其次节井田自然概况3第三节外部建设条件错误！未定义书签。其次章井田境界及储量5

第一节井田境界5其次节井田资源/储量5第三章矿井设计生产能力及服务年限7第四章井田开拓8

第一节开拓方案比较8其次节水平划分及大巷布置错误！未定义书签。第三节采区划分错误！未定义书签。第五章矿井基本巷道及建井计划11

第一节矿井基本巷道11其次节井底车场及硐室13第三节建井工期14第六章采区布置及装备16

第一节采煤方法的选择16其次节、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型17第三节采区布置28第四节巷道掘进31

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第七章大巷运输及设备33

第一节运输方式的选择33其次节运输设备选型34第三节矿车36第八章矿井提升、通风、排水设备37

第一节提升设备37其次节通风设备39第三节排水设备42第九章通风和安全44

第一节矿井通风条件状况44其次节矿井通风46第三节灾难预防及安全装备57第十章技术经济63

第一节劳动定员及劳动生产率63其次节建设项目资金概算64第三节矿井设计主要技术经济指标65致谢66

基本对称，地层倾角一般8°~15°。东部煤层露头边缘倾角较陡，局部可达18°~20°左右。井田内发现1条较大断层二、井田的水文地质概况

1.奥陶系中统上马家沟组、峰峰组碳酸盐岩裂隙—岩溶含水层组井田内无出露，区域原则河林场一带大面积袒露。岩性为灰色~深灰色石灰岩、白云质灰岩，裂隙溶洞发育，含裂隙岩溶水。据1995年7月勘探时3号孔抽水试验资料，单位涌水量0.692L/s.m，渗透系数6.70m/d，水位标高1212.72m，水质为重碳酸钙镁型水，矿化度466mg/l，总硬度336.48mg/l。

2.石炭系上统太原组石灰岩裂隙—岩溶含水层组

含水层主要为K2、K3、K4三层石灰岩，岩层发育较稳定，含裂隙—岩溶水。钻孔钻进至三层灰岩时，消耗量略有增加。据勘探资料，钻孔消耗量0.01~0.2m3/h。含水性弱与构造、裂隙发育程度及埋深有密切关系。

3.二叠系下统XX组及下石盒子组下段K8及上部砂岩裂隙含水39层组为层间裂隙水，以中、细粒砂岩为主，厚度变化大。据勘探资料，钻孔冲洗液消耗量0.01~0.1m3/h，裂隙不发育，含水性弱。

4.二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层组

为层间裂隙水，以中、细粒砂岩为主，厚度较大，裂隙不太发育。据勘探资料，钻孔冲洗液消耗量0.01~0.02m3/h。1993年12月~1995年7月，该矿勘探时曾在3号孔对太原组、XX组及下石盒子组含水层进行了混合抽水试验，单位涌水量0.009L/s.m，渗透系数为0.01717m/d，混合水位标高1243.04m，水质为重碳酸钙镁型，矿化度534mg/l，总硬度264.87mg/l。

5.基岩风化裂隙含水层组

为裂隙潜水，局部地段为承压水，受其岩性和地形地貌影响，含水性随风化裂隙

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的发育程度而异，主要受地面水及大气降水影响，一般低处风化壳要比高处风化壳含水性强。钻孔钻至该层位时，冲洗液消耗量较大，甚至全漏，含水性较强。

6.上第三系上新统砂砾空隙含水层组

区内分布广泛，含水层主要为其间的3~4层砂砾层，含孔隙潜水。

据勘探资料，单位涌水量0.0013L/s.m，渗透系数0.0971m/d，水位标高1323.55m，水质为重碳酸钙镁型水，pH值为7.76，矿化度537mg/l，总硬度319.96mg/l。

7.第四系冲积洪积孔隙含水层

较大沟谷中有分布，以砂、砾为主，含水性差，含水性随季节和40降雨的变化而变化。

其次章井田境界及储量

第一节井田境界

一、井田境界

井田面积为12.4681km2，批准开采3号煤层。

其次节井田资源/储量

一、资源/储量

1．矿井保有资源/储量

矿井保有资源/储量估算范围为3#煤层。

井田内3#煤层煤类属气煤和长焰煤，地层倾角5°～10°。按《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2023)，其主要工业指标确定为：煤层厚度≥0.70m，灰分(Ad)≤40%，硫分(St.d)≤3.0%。3#煤层视密度为1.43t/m3。

全井田批采的3#层现保有资源/储量（111b+122b）130Mt。2．矿井工业资源/储量

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矿井工业资源/储量依据下式计算：矿井工业资源/储量=(111b+122b)经计算，矿井工业资源/储量130Mt。3．矿井设计资源/储量

矿井设计资源/储量=(矿井工业资源/储量－永久煤柱损失)经计算，矿井设计资源/储量105mt。4．矿井设计可采储量

矿井可采储量依据下式计算：

矿井设计可采储量=(矿井设计资源/储量－保护煤柱损失)×采区回采率3#煤层为中厚煤层，采区回采率取80%。经计算，矿井设计可采储量84mt。三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算方法

1．巷道煤柱

S1?H(2.5?0.6M)f式中：S——巷道保护煤柱的水平宽度，m；

H——巷道的最大垂深，m；

M——煤层厚度，3#煤可采范围平均厚度为3.5m。F——煤的强度系数。

S3=H(2.5+0.6M)210×(2.5+0.6×3.5)==20f2.0

经计算，3号煤层大巷煤柱取20m。2．其它煤柱

井田边界煤柱留30m；工业场地、井筒按Ⅰ级保护等级留设煤柱，村庄按Ⅲ级保护等级留设煤柱，然后按表土和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角72°)计算

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保护煤柱。

第三章矿井设计生产能力及服务年限

一、矿井工作制度

矿井设计年工作日300d，每天井下三班作业（二班生产，一班检修）。二、矿井设计生产能力的确定

根据相关规定批准矿井能力1.2Mt/a，结合本井田煤层赋存条件，开采技术条件，煤炭外运条件等因素，分析其合理性如下：

1．井田内煤层赋存稳定，开采技术条件良好，采区煤层倾角10°，属于缓斜煤层，适合综合机械化开采。

2．矿井电源、水源及交通运输条件能够满足矿井能力1.2Mt/a条件。3．主斜井采用带式输送机提升煤炭，副斜井调度绞车提升，井筒提升能力能够满足矿井能力1.2Mt/a的要求。

综上所述，依据省煤矿企业相关政策要求，确定矿井设计生产能力1.2Mt/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：ZT=───

K×A

式中：T——矿井服务年限，a；

Z——矿井设计可采储量，Mt；

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A——矿井设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，取1.4。

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矿井服务年限T=─────=50a

1.4×1.2

经计算，矿井服务年限50a。

第四章井田开拓

第一节开拓方案比较

一、井田开拓方式的确定

1.井田开拓的原则

（一）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤，早出煤，出好煤，成本低，效率高创造条件。生产系统完善，有效，可靠，尽量减少沿巷工程量，多做煤巷。在保证生产可靠和安全的条件下，减少开拓工程量，特别是初期建设工程量，俭约基建投资，加快矿井建设。

（二）必需贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。建立完善的通风系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好的状态。

（三）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散。

（四）适应当前国家的技术水平和设备供应状况，并为采用新技术，新工艺，发展采煤机械化，综合机械化，自动化创造条件。

（五）减少煤炭损失。

井田开拓应综合考虑矿井初期投资，安全生产，技术管理，建井工期等因素，力争做到开拓方案具有极强的适应性及合理性，技术上可行，经济上合理。

工业场地的选择

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该井田位于井田的中部位置，此处地势平坦，交通便利，供电便利，适合作为工业场地。

二、井田开拓方案1．井田开拓方案

(1)矿井设计开拓方案主要考虑的原则

①有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节及系统。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状况。⑤近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。(2)开拓方案

根据选定的井工业场地和煤层赋存条件提出如下两个开拓方案：

方案一（工业广场选于井田中部），采用斜井开拓，新掘主斜井，倾角17°，斜长684m，净宽4.8m，净断面15.72m，装备1m宽带式输送机，旁边设检修道，担负矿井的主提升任务，设有台阶，兼作安全出口。新掘副斜井，倾角17°，斜长684m，净宽4.5m，净断面17.2m，装备，担负矿井的材料、矸石、人员等辅助提升任务，设有台阶，作为矿井的进风井兼安全出口。在距斜井井底处新掘回风立井直径5.5m，净断面23.74m，垂深200m，装备梯子间，担负矿井的回风任务兼安全出口。

方案二：采用立井开拓，长230m，净直径5.5m，净断面23.75m2，装备2吨箕斗，旁边设检修道，担负矿井的主提升任务，设有阶梯，兼作矿井的进风井和安全出口。副立井长210m，净直径7m，净断面38.47m2，1吨罐笼，担负矿井的材料、矸石、人员等辅助提升任务，设有阶梯，作为矿井的进风井兼安全出口。在距副立井井底处掘回风立井直径5.5m，净断面23.76m2，垂深231m，装备梯子间，担负矿井的回风任务

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兼安全出口。

2、开拓方案技术比较

方案优缺点比较表

方案优点缺点方案一1、井筒工程量少，建井工期短，岩石工程量小。2、工作面长度适合，较好布置。1、相对方案二，工业广场不好建筑。2、煤柱损失量稍大。方案二1、井筒工程量少，建井工期设置管线，线路较短1、增加了巷道掘进量。短，地面生产系统环节少。2、施工能力差，准备时间较长。

3、方案经济比较

开拓方案主要开挖量与主要费用经济比较见表4-1-3、表4-1-4

序号12项目井筒大巷单位万方万方方案一1.1916.60方案二方案一比方案二备注2.8214.63—1.631.9710

3煤柱损失万吨749.1677.172表4-1-3开拓方案主要开挖量比较表表4-1-4开拓方案主要费用经济比较表序号12项目井筒大巷合计单位万元万元万元方案一15168620方案二14367512方案一比方案二801108备注1013689481188综合分析，经过技术经济比较，设计推荐方案一。

第五章矿井基本巷道及建井计划

第一节矿井基本巷道

一、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。各井筒特征如下：

1.主斜井：倾角17°，斜长684m，半圆拱形断面，净宽4.8m，净断面15.72m2，表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用锚喷支护，装备1m宽带式输送机，旁边设检修道，设有台阶，担负全矿井的煤炭提升和提人任务，兼作进风井和安全出口。

2.副斜井：倾角17°，斜长684m，半圆拱形断面，净宽4.5m，净断面17.2m2，表土段采用钢筋混凝土加U型钢支护，基岩段采用锚喷支护，装备单钩串车，设有台阶，担负全矿井的提矸、下料等辅助提升任务，兼作进风井及安全出口。

3.回风立井：垂深220m，净直径5.5m，净断面23.76m2，表土段和基岩段采用混凝土支护，装备梯子间，担负全矿井的回风井任务兼作安全出口。

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二、井筒井壁结构

主斜井采用钢筋混凝土支护，基岩段采用锚喷支护，副斜井表土段采用钢筋混凝土加U型钢支护，基岩段采用锚喷支护，回风立井表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护；主斜井表土段支护厚度400mm，基岩段支护厚度150mm；副斜井表土段支护厚度450mm，基岩段支护厚度150mm；回风立井表土段支护厚度600mm，基岩段支护厚度300mm。

三、井筒穿过地层及施工方法

第四系上更新统（Q3）、全新统（Q4）地层，上统上石盒子组（P2s），下石盒子组（P1x），地层无流砂层和大的含水层，井筒施工方法采用普通法施工。

井筒断面见巷道断面图册。井筒特征表见表5-1-1。

表5-1-1井筒特征表

序号井筒名称井筒特征主斜井井口坐标(80坐标系)纬距(Y)经距(X)19513591.6894185115.51011617+1213+10007874.85.6/5.115.7221.33/18.12400/150钢筋混凝土/锚喷带式输送机，检修道12副斜井19513586.545418507622511617+1200+10007704.55.3/4.817.220.13/17.68400/150钢筋混凝土、U型钢/锚喷台阶回风立井19512797.00254185613.33690+1211+9802315.56.7/6.123.7635.26/29.22600/300混凝土1234567提升方位角(°)井筒倾角(°)井口标高(m)井底标高(m)井筒斜长或垂深(m)井筒宽度或直径(m)净掘进净28井筒断面(m)掘进表土/基9砌壁厚度(mm)岩材料10井筒装备梯子间

其次节井底车场及硐室

一、井底车场形式的选定

副斜井采用单串车运输，副斜井井底布置有双轨，并设置错车道和存车线，存车线长度40m，轨道型号为I140E工字钢，可满足单轨吊车安全运行要求。

二、井底车场硐室名称及位置

在主斜井井底布置井底煤仓，在副斜井井底布置主变电所、主排水泵房、井底水仓、管子道、永久避难硐室。

井底煤仓采用圆形直立式，净直径6.0m，垂深30m，有效容量950t。

井底水仓采用主、副水仓形式布置，净断面7.14m2，长度140m，有效容量700m3，矿井正常涌水量70m3/h，依据《煤矿安全规程》要求，水仓容量不小于矿井8h正常涌水量，即：V≥8×Q

式中：V——主要水仓的有效容量，m3；Q——矿井小时正常用水量，70m3/h。

根据计算，水仓有效容量应不小于560m3，设计主、副两条水仓有效存水容量为700m3，可以满足要求。水仓清理采用人工清理，绞车牵引矿车运输。

三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料

井底车场巷道采用锚喷支护。井底煤仓、井底水仓采用混凝土支护，主变电所、主排水泵房、管子道、急救室、等候室采用锚喷支护，消防材料库和避难硐室采用锚网喷加锚索支护。井底车场和硐室工程量见表5-2-2。

表5-2-2井底车场巷道和硐室工程量表序巷道和硐室号名称1井底车场2主变电所及通路

半煤岩巷煤煤倾角(度)支护形式锚喷锚喷巷道长度12057断面积(m)净掘进井巷20.323.55282615.216.972掘进体积(m)硐室967.3计2826967.33备注新增新增新增13

3主排水泵房及通路煤岩岩煤岩煤巷煤巷煤巷煤巷5°锚喷混凝土锚喷锚网喷混凝土锚喷锚喷锚喷锚喷3614080323532324515.216.977.46.961038.510107.3108.897.8811.1143.210.1110.118.5610.116111245228.5355.215126111245228.5355.21512新增新增新增新增新增新增新增新增新增4井底水仓5管子道6消防材料库7井底煤仓8加油硐室9永久避难硐室355.52355.52355.52355.5234.2450.5534.2450.5510急救室11等候室井底车场硐室布置见图5-2-1。

第三节建井工期

一、施工准备的内容与进度

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本次设计矿井新掘主、副斜井以及回风立井。项目实施前期工作主要有在井筒开挖前完成水、电、路、通信和场地平整等“四通一平〞工作，落实施工队伍，办理开工申请报告，矿井建设施工准备期为2个月。

二、矿井设计的移交标准。矿井移交标准如下：

1．矿建、土建、设备安装等所有单位工程按设计标准全部建成完善。2．经试运转和试生产，主要生产系统和设备性能良好，可形成矿井设计生产能力。

3．完成安全专篇、环保专篇、消防专篇等审批及工程预验收，以及项目工程质量认证。

三、井巷施工平均成巷进度指标

巷道掘进进度指标主要参照设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和该矿井施工条件，井巷施工平均成巷进度指标确定如下：

斜井井筒和岩巷：70-80m/月；煤巷：200m/月；硐室：560m3/月。

四、三类工程施工顺序和施工组织的基本原则

矿井建设期间，应充分利用时间、空间，对井巷、土建及机电设备安装三类工程进行安排，使三者紧凑协同，平行作业，相互穿插，协调有序地进行。

在三类工程中，井巷工程因受地质、瓦斯、水的影响，受井下施工空间的限制，施工难度大，工期长，是影响矿井建设工期的主要因素，要采取有效措施，确保井巷工程按期完成。土建及机电设备安装工程应根据井巷工程时间、空间的要求，结合工程自身的特点，围绕井巷工程施工组织安排，紧凑协同施工，做到同步建成投产。

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五、建井工期的预计

根据矿井建设工期综合进度图，矿井建设施工准备期3个月，施工工期20.42个月，联合试运转3个月，矿井建设总工期26.42个月。六、产量递增计划

矿井移交生产后，由于开采技术技术存在着一个逐步熟悉和把握的过程，且生产工人的技术水平也有待提高，矿井难以马上达产，结合本矿地质和开采条件，当年达到设计生产能力1.2Mt/a。

第六章采区布置及装备

第一节采煤方法的选择

一、采煤方法的选择及其依据

采煤方法的选择是煤矿安全生产的重要内容，它将直接影响矿井安全生产和煤矿企业各项技术经济指标。选择采煤方法应结合区域经济特点，根据煤层赋存条件、矿井开采技术水平等因素，选用技术先进，经济合理、安全生产条件好，资源回收率高的采煤方法。

选择采煤方法，必需满足安全，经济，煤炭采出率高的原则，努力实现高产高效安全生产。

井田内批准开采3号煤层。

3号煤层位于XX组中下部，顶板为泥岩，底板为砂质泥岩，煤层厚度3.4-3.6m，平均3.5m。含0-1层夹矸，结构简单，井田内赋存区稳定可采煤层。

本井田地质构造属简单类型，井田水文地质类型为中等，属瓦斯矿井，煤的自然

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倾向性为自燃，煤尘有爆炸危险性。

设计推荐3号煤层采煤方法采用综合机械化采开采，顶板管理采用全部垮落法。

其次节、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

一.选型原则

综采工作面的采、装、运、支工序全部采用机械化。

从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽带式输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：

（1)机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。

（2)为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。

（3)对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速便利地运输至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因数考虑，并在巷道布置上加以保证。

综采工作面总体配套设计包含以下内容：

1)成套设备生产能力、技术参数的配套计算和校核；2)根据设备特点对工作面长度和巷道断面进行参数优化；3)工作面成套设备的合理布置。

由于进口设备价格昂贵，后期维护成本高，而国产设备目前已能够满足薄煤层综

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采和厚煤层综采放顶煤工作面的要求，并且在国内好多矿井得到应用，因此本次设计工作面设备中液压支架、刮板输送机立足国产，为了满足进度的要求，采煤机也选用国产设备。

二．工作面采煤、装煤、运煤方式

采煤工作面采用采煤机割底煤，放顶煤液压支架放顶煤，刮板输送机运煤，运输顺槽采用可伸缩带式输送机运煤。工艺流程如下：

采煤机割煤(自机头)→移架→推前刮板输送机→拉后刮板输送机→采煤机割煤(自机尾)→移架→推前刮板输送机→放顶煤→拉后刮板输送机。

割煤：采用双滚筒采煤机割煤，并自行装煤。在上下端部斜切进刀方式，双向割煤，来回一次割两刀，自行装煤。

移架：在割煤时滞后采煤机后滚筒4－6架进行移架，采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必需及时打出支架护帮板护顶，并在采煤机前滚筒割煤后，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距0.6m。支架要移到位，接顶要严实有力。

推前刮板输送机：在采煤机割煤后，滞后采煤机10～15m开始推前刮板输送机，刮板输送机弯曲长度不得小于15m，并依次按顺序推刮板输送机，推移步距0.6m，推移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头推刮板输送机。除两端头斜切进刀段外，严禁紧随采煤机推刮板输送机。

放顶煤：采用两采一放，即割煤两刀放一次顶煤，间隔多轮循环放煤方式。机头3架、机尾3架不放顶煤。放煤工必需根据后刮板输送机中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后刮板输送机。

拉后刮板输送机：拉后刮板输送机在滞后其次轮放煤点15m进行。拉后刮板输送机时采煤机从机头向机尾割煤时先拉后刮板输送机机头,依次从机头向机尾在运行中拉后

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刮板输送机。刮板输送机弯曲长度不得小于15m，拉移步距0.6m。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后刮板输送机，后刮板输送机中止运转时不得拉移。

三、工作面设备选型(1)采煤机选型1)采煤机

8+10号煤层以一个长壁综采放顶煤工作面保证1.2Mt/a的生产能力，长壁综采放顶煤工作面日产量应在3636t左右。为留有一定富足能力，设计按采高3.0m、放顶煤高度2m，日产3700t以上选择设备。据资料统计，国外安全高效工作面开机率一般在70%以上，最高达95%；国内高产工作面的开机率平均先进水平在40%～55%以上。设计依照国内平均先进水平偏保守的原则，确定综采机组每班开机率为40%。

(1)采高的选择

采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据8+10号煤层赋存条件和开采技术条件，确定采煤机的采高为3.0m。

(2)滚筒直径的确定

双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。8+10号煤层采高为3.0m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于1.5m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径1.7m。

(3)采煤机截深

截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深，目前国内普遍采用的截深为600～800mm，考虑到本矿井设计生产能力及管理水平，设计选用采煤机截深为600mm。

(4)工作面日循环数

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工作面日循环数可用下式计算：N=Qr/(KlLHBγC)式中：

Qr—工作面日产量，8+10号煤层采掘工作面年产量为1.2Mt/a，按330d计算，Qr＝2028t(采煤机工作面能力等于总的能力减去放顶煤的能力)；

Kl—工作面正规循环率，K1=0.8；L—工作面长度，L=180m；H—工作面采高，H=3.0m；B—循环进尺，B=0.60m；γ—煤的容重，γ=1.43t/m3；C—工作面回采率，C=95%。

N=2028/(0.8×150×3.0×0.60×1.43×0.95)=5.75，考虑到工艺要求，取6个。(5)采煤机割煤方式

采煤机双向割煤具有辅助工序少，采煤速度快，工序紧凑，工时利用率高及生产能力大的优点，因此工作面采用双向割煤方式。

采煤机在工作面的进刀方式，将直接影响工作面的工时利用率以及采煤机效能的发挥。为减少工作面人员工作量，设计采用端部斜切进刀方式，进刀割煤长度30m。

工作面采用4班作业，3班生产，1班准备。①采煤机计算割煤速度式中：

Vc=N(L+30-Lc)/(KcTd-NTc)Vc—计算割煤速度，m/min；

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N—工作面日循环数，N=6；L—工作面长度，L=180m；Lc—采煤机总长，Lc=15m；30—进刀割煤长度，m；

Kc—采煤机平均日开机率，Kc=0.4；Td—工作面日生产时间，Td=1080min；Tc—采煤机进刀停即刻间，Tc=2min。Vc=6(180+30-15)/(0.4×1080-10×2)=2.84m/min

②采煤机计算循环时间T=(L+30-Lc)/Vc+Tc式中：

T—采煤机计算循环时间，min；L—工作面长度，L=180m；30—进刀割煤长度，m；Lc—采煤机总长，Lc=15m；

Vc—采煤机计算割煤速度，2.84m/min；Tc—采煤机进刀停即刻间，Tc=2min。T=(180+30-)15/2.84+2=40.3min

③采煤机最大割煤速度Vmax=KVc式中：

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Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min；K—采煤机割煤不均均衡系数，取1.2；Vc—采煤机计算割煤速度，2.84m/min。Vmax=2.84×1.2=3.40m/min④采煤机最大生产能力Qmax=60BHγVmax

Qmax—采煤机最大生产能力，t/h；B—循环进尺，B=0.60m；H—工作面采高，H=3.00m；γ—煤的容重，γ=1.43t/m3；

Vmax—采煤机最大割煤速度，3.42m/min。Qmax=60×0.60×3.0×1.43×3.40=525t/h⑤采煤机计算装机功率

按采煤机单位能耗计算采煤机功率N=QmaxHw式中：

N—采煤机计算装机功率，kW；

Qmax—采煤机最大生产能力，Qmax=525t/h；Hw—采煤机能耗系数，Hw=1.1kWh/t。N=525×1.1=577.5kW

根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸状况，结合目前国内安全高效采煤工作面设备配置，采煤机选用MGTY250/600-1.1D型采煤机，其主要技术参数见表6-2-1。

表6-2-1采煤机主要技术特征表

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设备型号采高(mm)截深(mm)600滚筒直径(mm)1500牵引速度(m/min)0-12.8机面高度(mm)1450电机功率(kW)600MGTY250/600-1.1D2000-3500(2)刮板输送机选型

刮板输送机选择满足三个方面的要求，一是输送能力与采煤机生产能力相适应；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是输送机长度与工作面长度一致。Qc=Kc×Qm

式中：Qc——刮板输送机运输能力，t/h；

Kc——不均匀系数，1.2；Qm——采煤机最大割煤能力，t/h；Qc=1.2×525=630t/h

前部刮板输送机作为采煤机的行走导轨及运输采煤机割下的煤，考虑上述因数，设计采用SGZ764/320型刮板输送机，后部刮板输送机同前部刮板输送机，其主要技术特征见表6-2-2。

表6-2-2刮板输送机主要技术特征表

设计长度输送能力(m)(t/h)150700链速(m/s)1.0中部槽(长×宽×高)(mm)1500×764×222电机功率(kW)2×160电压等级（v）1140设备型号SGZ764/320(3)转载机选型

转载机的转载能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机顺槽可伸缩带式输送机相配套，设计选用SZZ764/160型转载机，其主要技术特征见表6-2-3。

表6-2-3转载机主要技术特征表

设备型号

长度(m)输送能力(t/h)链速(m/s)23

中部槽内宽电机功率(mm)(kW)电压等级（v）

SZZ764/160507001.47241601140(4)破碎机选型

破碎机的破碎能力选择不应小于工作面的生产能力，并与刮板输送机相配套。设计选用PCM132型破碎机。其主要技术参数见表6-2-4。

表6-2-4破碎机主要技术特征表

设备型号PCM132破碎能力(t/h)800配套转载机中部槽宽(mm)680、724电机功率(kW)132电压等级（v）1140(5)顺槽可伸缩带式输送机选型

顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配，工作面运输能力为Q=700/h，则：

B?Q?K1Vrc700?0.93m

400?2.0?1.0?1式中：B——胶带宽度，m；

K1——货载截面系数，β=25°时，K1=400；v——输送机带速,v=2.0m/s；r——货载散集容重，取1.0t/m3；

c——输送机倾角系数，a=0～10°时，c=1。

顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配，设计采用SSJ1000/2×125型可伸缩带式输送机，其主要技术特征见表6-2-5。

表6-2-5可伸缩带式输送机主要技术特征表

设备型号SSJ1000/2×125输送量(t/h)700输送长度带速(m)(m/s)110024带宽(mm)1000电机功率(kW)125×2电压等级（v）11402.0

四、工作面顶板管理方式及支护设备选型工作面顶板管理方式采用全部垮落法。支架支护强度计算：

a.根据回归经验计算支护强度：

qn＝9.768KM0.21γ2×10-3式中：

qn——支护强度，MPa；K——备用系数，1.3；

M——煤层最大厚度，取5.34m；γ2——顶板岩石容重，取26kN/m3。

qn＝9.768×1.3×5.340.21×26×10-3＝0.47MPa

根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.47MPa。b.按估算法确定支架支护强度

g＝Kd（g冒＋g顶）式中：

g——支架支护强度，kN/m2；Kd——动载系数，取1.6；

g冒——冒落带自重应力，g冒＝γ1h；

g冒＝Mγ1/(δ－1)＝3×26/(1.25－1)＝260kN/m2γ1——上覆岩层容重，26kN/m3；M——工作面采高m，3m；δ——岩石初期碎胀系数，1.25；

g顶——顶煤自重应力，g顶＝Mdγ2；

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g顶＝7.5×1.47×9.8＝108.05kN/m2Md——放顶煤厚度，2.34m。

g＝1.5×（260＋108.05）＝588.88kN/m2＝0.59MPa根据估算法计算支架支护强度为0.59MPa。

通过上述两种方法计算，取其最大者为0.59MPa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.59MPa的顶板荷载。

根据支护强度计算结果，选用ZF6800/1.8/3.3型液压支架，其主要技术参数见表6—2—6。

表6-2-6液压支架技术特征表

型号ZF6800/18/33工作阻力(kN)6800初撑力(kN)6180支护高度(mm)1800-3300支护宽度(mm)1500支护强度(MPa)0.86-0.9重量（t）21.5端头支护设计选用ZFG9600/25/38型放顶煤过渡支架。

顺槽超前支护选用DZ35型单体液压支柱和π型钢顶梁（L=4.0m）支护，一梁四柱，间排距均为1.0m。距顺槽口前10m，排距为1，柱距为0.5m，后10m间排距均为1m，超前支护距离20m。

五、工作面回采方向及超前关系

工作面回采方向采用后退式，相邻工作面间采用前进式顺序开采。六、工作面长度、首采工作面特征及年推进度1．采煤工作面长度及采高

根据8+10号煤层厚度和开采技术条件，结合矿井设计生产能力，确定综采放顶煤工作面长度为180m，机采高度3.0m，放顶煤高度2.34m，采放比1∶0.78。

2．采煤工作面循环数、年推进度

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工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面安全高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定生产创造了条件。根据《煤炭工业矿井设计规范》，结合本矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度均为180m，工作面工作制度均为“四六制〞，三班生产、一班准备。8+10号煤层采高3.0m、放顶煤高度2.34m，循环进度0.60m，日循环6个，月进度108m，按80%的正规循环率，年进度950m。

七、工作面回采工艺

工作面采用“二采一放〞追机作业，放煤步距1.2m。工作面回采工艺为：机组端头斜切进刀→采煤机割煤→移架→推移前刮板输送机→移后刮板输送机→割煤→移架→推移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机，工作面采用间隔多轮循环放煤方式。

工作面主要设备配备见表6-2-7。

表6-2-7工作面主要设备一览表序号1234567891011

设备名称采煤机刮板输送机放顶煤液压支架过渡支架单体液压支柱π型钢顶梁转载机破碎机可伸缩带式输送机乳化液泵站喷雾泵站型号MGTY250/600-1.1DSGZ764/320ZF6800/18/33ZFG9600/25/38DZ35L=4.0m、L=3.0mSZZ764/160PCM132SSJ1000/2×125BRB200/31.5BQW315/16M27

单位数量台台架架根根台台台套套1211461807211111备注

141516煤层注水钻机煤层注水泵探水钻MYZ-1505D-2/150MYZ-200台台台111八、回采率

一般影响采区回采率的因素有：采区隔离煤柱损失，区段煤柱及顺槽顶煤损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。根据上述因素及已确定的工作面回采率，考虑巷道煤柱回收60%后，一采区的回采率计算如下：

一采区回采率＝1－（采煤工作面加权损失率＋采区隔离煤柱损失率＋区段煤柱损失率＋边角煤损失率）

式中：采煤工作面加权损失率＝放顶煤损失率＋采煤损失率＝（2.5×0.07＋2.68×0.15）/5.18＝0.111

采区隔离煤柱损失率＝隔离煤柱面积/盘区总面积＝0.026区段煤柱损失率＝区段煤柱面积/区段总面积＝0.07边角煤损失率＝采区内边角煤面积/采区总面积＝0.02故一采区回采率＝76%

从以上计算可以看出，采区回采率可以达到75%的政策规定目标。

第三节采区布置

一、采区布置方式1．采区巷道布置

首采区选择8+10号煤层一采区，垂直于大巷布置回采工作面，运输顺槽、回风顺槽均沿10号煤层底板布置，运输顺槽直接与输运巷相连，回风顺槽直接与回风巷相连，均通过顺槽联络巷与轨道巷相连，形成采区运输、通风、排水等系统。

2．采区开采顺序

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采区内工作面开采方式采用后退式。

二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算1．工作面个数和位置

矿井移交生产时，8+10号煤层布置1个综采放顶煤工作面，位于8+10号煤层一采区，考虑8+10号煤层首采区位置的宽度，确定工作面长度180m，掘进工作面2个，采掘比为1：2。

2．采煤工作面生产能力计算

矿井移交生产及达到生产能力时，井下8+10煤层布置一个综采放顶煤工作面，工作面长度为180m，采高3.0m、放顶煤高度2.34m，采放比为1：0.78。

工作面生产能力由下式计算：Qc=labMrΦc式中：

l——工作面长度，180m；a——工作面日推进度，3.6m/d；b——年工作日，330d/a；M——工作面采高，3.0m；r——煤的容重，1.43t/m3；Φ——正规循环率，0.80；c——工作面回采率，0.95。

Qc=330×180×3.0×1.43×3.6×0.95×0.80=697204t=0.70Mt工作面放顶煤生产能力由下式计算：Qf=labMfrΦc式中：

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l——工作面长度，174m；a——工作面日推进度，3.6m/d；b——年工作日，330d/a；Mf——放顶煤厚度，2.34m；r——煤的容重，1.43t/m3；Φ——正规循环率，0.80；c——工作面顶煤回收率，0.80。

Qf=330×174×2.34×1.43×3.6×0.80×0.80=442688t=0.44Mt

矿井布置2个煤巷综掘工作面，每个综掘工作面掘进平均断面13.5m2，日进尺7.5m，正规循环率为0.75，年进尺1856m。

掘进煤量按下式计算：

Aj=13.5×1856×1.43×2≈0.071Mt/a矿井年产量：0.70＋0.071+0.44=1.21Mt/a满足矿井设计生产能力1.2Mt/a的要求。三、工作面运输、通风、排水系统1．运煤系统

工作面(刮板输送机)→运输顺槽(带式输送机)→8+10号煤层运输巷(带式输送机)→运输大巷(带式输送机)→井底煤仓→主斜井(带式输送机)→地面。

2．辅助运输系统

地面材料及设备→副斜井(单钩串车)→井底车场(调度绞车)→轨道大巷(连续牵引车)→回风顺槽(调度绞车)→工作面。

3．通风系统

地面新鲜风流→副斜井（主斜井）→车井底车场（煤仓上口联络巷）→轨道大巷

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（运输大巷）→顺槽联络巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷→回风石门→回风立井→地面。

4．排水系统

工作面顺槽→轨道大巷→井底水仓→主排水泵房→管子道→副斜井→地面（井下水处理站）。

第四节巷道掘进

一、巷道断面和支护形式

8+10号煤层胶带大巷采用矩形断面，净宽4.2m，净高3.5m，净断面14.7m2，锚喷（索）支护；轨道大巷采用矩形拱断面，净宽4.5m，净高3.82m，净断面16.65m2，锚喷（索）支护；回风大巷采用矩形断面，净宽4.74m，净高4.12m，净断面18m2；工作面运输顺槽采用矩形断面，净宽4.50m，净高3.5m，净断面15.75m2，锚杆（索）支护；工作面回风顺槽采用矩形断面，净宽3.50m，净高3.5m，净断面12.25m2，锚杆（索）支护。巷道断面尺寸及布置详见《巷道断面图册》。

二、掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备矿井移交生产时，8号煤层布置2个综掘工作面。掘进工作面主要机械配备见表6-4-1。

表6-4-1掘进工作面主要机械配备表

设备名称掘进机皮带转载机可伸缩带式输送机刮板输送机局部通风机气动锚杆机风镐

设备型号EBZ150TYJZP-100ASSJ800/75SGB620/40TFBDNo6.3/2×15MQT-120C1耗风量3.8m/minG10耗风量1.2m/min31

33功率（kW）240102×75402×15台数2222621备注

设备名称调度绞车探水钻机小水泵混凝土搅拌机(大巷掘进配备)混凝土喷射机(大巷掘进配备)设备型号JD-11.4MYZ-200BQW15-30-3安-Ⅳ型转子-Ⅱ耗风量5～8m/min3功率（kW）11.42245.55.5台数22211备注三、矿井生产时采掘比例关系，矸石率的预计

矿井移交生产时，布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，采掘比为1：2。矿井生产时，井下无岩巷掘进工作面，井下矸石主要是联络巷的部分掘进矸石，预计井下掘进矸石量36000t/a。

五、移交生产时的井巷工程量

矿井移交生产时，新增井巷工程长度7609m，掘进体积126239.5m3，其中硐室体积4512.38m3。

万吨掘进率63.4m/1056m3。

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第七章大巷运输及设备

第一节运输方式的选择

一、煤炭及辅助运输方式1．煤炭运输方式的选择

为适应矿井采掘机械化程度高、产量大的要求，确定井下煤炭运输方式采用带式输送机。其理由如下：

(1)带式输送机运输与矿车运输相比，具有运输能力大、运输连续、效率高、操作简单，简单实现集中自动化控制管理等优点。

(2)带式输送机运输与矿车运输相比，具有运输环节少，占用人员少，维修工作量小，事故率低等优点，有利于矿井提高效率和安全生产。

2．辅助运输方式的选择

目前井下辅助运输方式主要有两类：一类为牵引式，一类为自行式。牵引式分为绳牵引单轨吊、绳牵引卡轨车和绞车；自行式分为防爆柴油机、防爆蓄电池、线缆、复式能源和压缩空气等。

辅助运输方式根据现代化高产高效矿井的特点，借鉴同类井型经验并结合矿井实际状况因地制宜地选择适合本矿的辅助运输方式，矿井掘进煤均汇入回采煤流，辅助运输主要是材料、设备和人员的运输，根据矿井初期辅助运输的运距、运量、国内井下辅助运输技术装备发展状况及业主要求，为了能有更好的适应性，所以设计选用调度绞车牵引1.0t系列矿车的运输方式。

二、运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号矿井初期主要运输巷道为胶带大巷和轨道大巷。

胶带大巷采用矩形断面，锚网喷，且锚索加强联合支护支护，巷道内铺设钢丝绳

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芯带式输送机。巷道净宽4.2m，净高3.5m，净断面14.7m2。

轨道大巷采用矩形断面，锚网喷，且锚索加强联合支护支护，巷道内铺设铺设一条22kg/m，600mm轨距单轨。巷道净宽4.5m，净高3.7m，净断面16.65m2。

其次节运输设备选型

一、胶带大巷煤炭运输设备

胶带大巷煤炭运输采用两部带式输送机运输。(一)设计依据

矿井设计生产能力1.2Mt/a。

工作制度：每年330天；原煤松散密度γ＝0.9t/m3，煤的粒度0～300mm。每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2，经计算带式输送机的设计运输能力为Q＝780t/h。取带速V＝2.5m/s，带宽B=1000mm。经计算，选用带式输送机技术参数见下表7-2-1：

表7-2-1井下大巷带式输送机特征表

项目特征运输长度（m）、坡度（°）带式输送机型号运输量带速带宽输送带型号电动机型号及功率减速器型号制动器拉紧方式t/hm/smm单位型号及参数L＝650mα＝0—-4°DTⅡ型带式输送机7802.51000N/mmST/S2500型阻燃、防静电钢丝绳芯强力带YBPT隔爆变频电动机N=280kW一台M3RSF70（水冷）i=40一台KPZ1000/121EDB121/6330W自动液压拉紧方式，防爆该输送机胶带符合MT668-2023标准要求；带式输送机采用变频启动方式，选用

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可编程电控成套装置一套，并按《煤矿安全规程》规定设有必要的电气保护及胶带跑偏、防滑、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停等胶带机保护装置及信号系统。

4.拉紧装置的选型

由于井下主要巷道的带式输送机为改善其起动特性，避免起动时输送带的波动现象并延长输送带的使用寿命，便于自动控制，满足不同工况下输送带的张紧力，在井下带式输送机的设计中采用自动液压拉紧方式。

5.输送带的选型

根据主要巷道输送带张力计算和有关带式输送机输送带安全系数的规定，井下煤炭运输带式输送机均采用钢丝绳芯强力带，其安全系数大于7-9即可。

6.带式输送机的保护

主要巷道带式输送机均配用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活型，显示功能强，联网便利，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、超速、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能。

7.胶带大巷带式输送机配电及控制

胶带大巷带式输送机配电电源为1140V，引自井下大巷胶带机头配电点。胶带大巷带式输送机各采用一套KJ2023型带式输送机电控装置（含PLC主机，操作台）。本装置具有防滑、堆煤、断带、超温、撕裂、防跑偏、烟雾保护和自动洒水装置，沿线急停，张紧力下降等各种保护装置。各种保护依据故障性质和程度，分别作用于事故报警或紧急停机。

二、矿井井辅助运输设备

矿井辅助运输采用连续牵引车，完成矿井全部辅助提升任务。从副斜井井底至工作面最远距离为2800m，最大坡度为4°。

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工作制度：年工作日330天，每天四班作业，三班生产，一班准备。最大班运输量：

经计算选择SQ-90/90WY型连续牵引车。运输最重件重量：20.5t(整体液压支架)。

第三节矿车

一、矿车选型

根据井型、井筒和大巷的坡度，辅助运输采用矿车。二、各类矿车数量

根据开拓及井下开采布置，运煤系统实现胶带化，矿车仅限于辅助运输。达产时各类矿车77辆，其中1t固定式矿车40辆，1t平板车10辆、3t平板车10辆、1t材料车10辆、20t平板车5辆、人车2列。

井下铺600mm轨距、22kg/m钢轨。矿车规格特征及数量见表7—3—1。

表7—3—1矿车规格特征及数量表序号矿车名称型号MGC1.1-6AMP1-6AMP3-6MC1-6AMP20-6XRB8－6/4名义最大容积轨距载重载重3（m）（mm）（t）（t）1.01.11.03.01.0202.05.52.0600600600600600600轴距（mm）5505501100550010001300自重(kg)592464530515851外形尺寸长宽高数量(辆)40101010527711t固定矿车2341t平板车3t平板车1t材料车2000880115020008804102400105041520008801150280010003000520t平板车67斜井人车合计8人16人2000/4203120015381000

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第八章矿井提升、通风、排水设备

第一节提升设备

一、井筒提升设备(一)主斜井带式输送机

主斜井井筒斜长787m，倾角α＝17°。井筒内装设一台带式输送机，担负矿井原煤提升任务。

主斜井带式输送机计算1．设计依据

矿井设计生产能力1.2Mt/a。

主斜井井筒斜长L＝824m，加上井筒外延伸部分，带式输送机斜长总计L＝805.3m。带式输送机倾角α=17°原煤粒度0～300㎜。

工作制度：每年330天，提升时间16小时；原煤松散密度γ＝0.9t/m3，不均衡系数取1.15，计算小时输送量Q＝261t/h。

为设备匹配，带式输送机的设计输送量取Q=320t/h。

按原煤粒度300mm和给煤机给煤量选用GLDB800/5.5/S型给煤机，给煤机给煤量Q＝160～800t/h。

该给料机具有20档行程调理，调理便利，对满足用户所需各种给料量的需求具有很强的可操作性。

经计算，主斜井带式输送机技术参数如下：胶带宽度：B=1000mm；胶带速度：v=2.5m/s；

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电动机：YBPT隔爆变频电动机N＝280kW，防爆；防护等级IP54两台制动器：KPZ型，两台

逆止器：NYD250，逆止力矩90kN.m两台；减速器：M3PSF80i=40两台；胶带：ST/S2000型阻燃、防静电钢丝绳芯强力带拉紧方式：自控液压拉紧装置一套。

主斜井带式输送机电源引自主井井口房10kV配电室不同母线段，一回路工作，另一回路备用。

输送机采用KJ2023带式输送机控制系统。本装置具有防滑、堆煤、断带、超温、撕裂、防跑偏、烟雾保护和自动洒水装置，沿线急停，张紧力下降等各种保护装置。各种保护依据故障性质和程度，分别作用于事故报警或紧急停机。

（二）主斜井检修绞车

本次设计采用JTP－1.6型提升机，能够满足主井检修要求。（1）设计资料

井筒倾角16°，斜长824m。

最大件重3000kg（含承载车重）（2）提升机选择

设计采用单滚筒JTP-1.6型提升机，其技术参数如下：D＝1600mm，B＝1500mm，i＝20，Fm＝45kN，V＝2.45m/s。

Dg＝80D＝80×18＝1440mm＜D＝1600mm，说明矿上原有提升机滚筒直径与钢丝绳绳径之比符合《煤矿安全规程》之规定。

最大牵引力：Fm＝13.2kN＜45kN

缠绳层数K＝（L＋Lm＋nπD）（d＋ε）/πDpB＝2.69（三层）符合规定。

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钢丝绳在滚筒上缠绳三层。

从提升机滚筒直径与钢丝绳绳径之比、钢丝绳缠绳层数和提升最重件时的最大静拉力Fm计算可知，设计选用的提升机符合《煤矿安全规程》之规定。

（3）天轮选择

设计选用TD100/800动天轮，其技术参数为：直径Φ1000。（4）电动机选择

电动机功率：P＝KFmv/η＝1.2×13.2×2.45/0.85＝45.7kW设计采用厂家配套的YVF型变频电动机：660V，90kW，（5）配电及控制

检修绞车380V电源引自主井井房10kV配电室380V母线段。电控设备设计选用厂家配套的TDK-BP成套的变频调速装置。

其次节通风设备

本次设计选用两台FBCDZ-8-№24B，经校验，设计选用的风机完全能满足兼并重组整合后矿井通风要求。

一、设计依据

矿井通风量：QK＝105m3/s通风简单时期负压：Hmin＝907.3Pa通风困难时期负压：Hmax＝1061.5Pa通风机安装地点海拔高度为：＋1485二、选型计算

1．确定风机所需风量和风压：

风量：Q＝1.05×105＝110.25m3/s

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简单时期负压：Hmin＝K（907.3＋250）＝1.19×（907.3＋250）＝1377.2Pa困难时期负压：Hmax＝K(1061.5＋250)＝1.19×（1061.5＋250）＝1560.7PaK为海拔修正系数,经计算K=1.192．风机工况点的确定矿井通风网络阻力系数：

Rmin＝Hmin/Q2＝1377.2/110.252＝0.113Rmax＝Hmax/Q2＝1560.7/110.252＝0.128

矿井在简单时期和困难时期通风网络特性曲线方程分别为：Hmin＝RminQ2＝0.113Q2Hmax＝RmaxQ2＝0.128Q2

由上公式用描点法在FBCDZ-8-№24B型风机的性能曲线图上，绘出简单与困难时期的网络特性曲线，即得工况点M1、M2两点，见图8-2-1，风机工况点如下：

M1点：QMI＝116.5m3/sθ＝－4oHM1＝1517.0PaηM1＝0.72M2点：QM2＝116.5m3/sθ＝－3oHM2＝1722.0PaηM2＝0.76FBCDZ－8－№24B型风机电机功率

简单时期:N1＝KQH/（1000η）＝319.1kW其中K＝1.3；困难时期:N2＝KQH/（1000η）＝343.2kW其中K＝1.3；

设计选用厂家配套的YBFe450S3-8型防爆电动机，其技术参数为：2×250kW，10kV，740r/min

年电耗：W＝（N1＋N2）×365×24/2Kηcηd＝3.39×106kWh/aηc为变压器效率取0.95，ηd为电缆输电效率取0.9。3．通风机配电及监控

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本通风机采用厂家配套异步防爆电动机，电动机额定功率为2×250kW，电压为10kV。

通风机房配电室两回10kV电源，分别引自风机工业场地10kV变电所10kV不同母线段。低压380V电源由两段高压10kV母线的柜内变压器提供。通风机房配备一套通风机在线监测装置，用于实时监测通风机运行各项参数，包括风量、负压、轴承温度、瓦斯浓度等，确保风机安全可靠运行。

第三节排水设备

主排水系统在副井井底附近，设有主、副水仓及主排泵房，两趟主排水管路从副井井筒排至矿井地面工业场地的水处理站。

本次设计选用三台MD155-30×8型多级离心水泵的离心水泵能够满足矿井的排水要求,设备校验如下：

一、设计依据

正常涌水量：8m3/h（包括黄泥灌浆及采空区放水量）；最大涌水量：12m3/h（包括黄泥灌浆及采空区放水量）；泵房地板标高：＋1000m副井井口标高：＋1213m水池入口标高：＋1200m排水高度：188m；水管路长度约：900m；二、设备选型1、管路的确定

排水管：考虑到正常涌水量与最大涌水量，按流量Q＝155m3/h、经济流速V＝

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1.8m/s，计算管径为174.5mm，设计采用Φ194×6mm型无缝钢管。

吸水管计算管径为199.5mm，设计采用Φ219×6mm型无缝钢管。

两趟排水管路经管子道，沿副斜井井筒敷设至地面水处理站调理池，管路长900m。本次设计选用厂家配套的隔爆型YB2－315L2－4三相异步电动机,其参数为：P＝200kW，U＝660V，n＝2950r/min。

经上验算，设计认为选用的排水泵能满足矿井整合后的排水要求。全泵房内共设三台水泵，其中一台工作，一台检修，一台备用。

正常及最大涌水时均为一台水泵、一趟管路工作。

主水泵房与井下主变电所采用联合建筑，主排水泵三回路660V电源引自中央变电所，水泵采用直接起动。

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第九章通风和安全

第一节矿井通风条件状况

一、瓦斯

矿井年生产能力为120Mt。经鉴定，5号煤层，矿井瓦斯绝对涌出量为0.132m3/min,相对涌出量为0.543m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.357m3/min，相对涌出量为1.444m3/t，为低瓦斯矿井。8+10号煤层瓦斯绝对涌出量为0.14m3/min，相对涌出量为0.65m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.27m3/min。相对涌出量为1.90m3/t，为低瓦斯矿井。11号煤层，矿井瓦斯绝对涌出量为0.15m3/min,相对涌出量为0.55m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.28m3/min，相对涌出量为2.0m3/t，为低瓦斯矿井。建议该矿在以后的生产建设过程中,随时注意瓦斯含量,加强瓦斯管理,建立瓦斯事故长效防范机制,确保安全生产。

根忻州市煤炭工业局文件忻煤安发［2023］434号《关于全市51座30万吨以下矿井2023年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》〞，原XX宁武南岔煤业有限公司2023年度开采8+10号煤层瓦斯绝对涌出量为0.14m3/min，相对涌出量为0.65m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.27m3/min，相对涌出量为1.90m3/t，属低瓦斯矿井。

现矿井的生产能力为1.2Mt/a，日生产能力为3636t/d，根据一般瓦斯涌出规律，回采工作面占60%，掘进工作面占30