仁怀市安康煤矿联合试运转方案

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.仁怀市安康煤矿联合试运转方案第一部分矿井概况第一节矿井交通及地理位置一、矿井交通概况位于贵州省仁怀市西南部,距市区约27km（直距），距209省道约1.5km，属仁怀市茅坝镇所辖,有乡镇级公路贯通于矿山，交通方便，交通位置见图1-1-1。图1-1-1交通位置二、地理位置地理坐标:东经106°05′48″～106°06′10″，北纬27°24′11″～27°25′44″。三、地形地貌位于贵州高原东北部，属准平原地貌，区内地势西南高，东北低，地势起伏般较平缓，多呈丘陵状，局部有陡峭的绝壁。区域地势海拔标高575～长江水系，煤系地北界有一条河流----五马河。不大，一1032m，相对高差不超过480m。矿区位于五马河上游支流，属层出露地段相对较平坦，区内无河流，仅在矿区四、隶属关系行政区隶属仁怀市茅坝镇管辖。五、企业性质仁怀市安康煤矿有司。六、气象限公司（以下简称安康煤矿）企业性质为国有控股有限公本区属亚热带高原性气候，四季变化不甚明显，雨量适中，多集季，据仁怀市气象局提供年平均降水量为1174mm，近年来呈上升趋势，风向主要是东北向。该区平均气温15℃左右，最高温度达32℃，最低温度达-6℃，可谓是冬无严寒，夏无酷署，气候较温和。中在夏秋两七、地震根据贵州省城乡建设环境保护厅1993年4月颁布的贵州省地震烈度区划图（1990），《建筑抗震设计规范》GB50011-2001，本区地震烈度为6度，抗震设防烈度为6度。

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.第二节井田面积、煤层赋存及围岩情况一、井田面积安康煤矿井田境界由贵州省国土资源厅划定，于2008年10月颁发采矿许可证（证号：30932），矿井形状为一个不规则的多边形，井田走向长0.63～0.82km，倾斜宽为1.28km，井田面积0.892km2，共由7个拐点组成，其拐点坐标（北京坐标系）见表1-2-1。表1-2-1矿区范围拐点坐标表拐点X（m）3065600306565930655603064380306438030649163065189Y（m）1234567开采深度：由+150m至+680m标高，矿区面积0.892km2二、煤层赋存情况1、地层矿区位于贵州高原之东北部，属准平原地貌，区内地势西南高，东北低，地势起伏不大，一般较平缓，多呈丘陵状，局部有陡峭的绝壁。区域地势海拔标高575～1032m，相对高差不超过480m。区域上地层主要有三叠系、二叠系。由老到新依次为：二叠系中统茅口组（P2m）灰岩，上统龙潭组（P3l）含煤碎屑岩、长兴组（P3c）灰岩；三叠系下统夜郎组（T1y）灰岩与碎屑岩；茅草铺组（T1m）灰岩与白云岩。详见表1-2-2。表1-2-2地层简表代与下伏地层系统组（群）厚度(ｍ)主要岩性号接触关系整合接触T1ｍ＞1150灰岩、白云岩三叠茅草铺组下统夜郎组T1ｙ387灰岩、砂岩、泥岩假整合接触系文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.长兴组P3ｃ55灰岩整合接触二叠上统龙潭组P3ｌ92砂岩、泥岩夹灰岩及煤层假整合接触系中统茅口组P2ｍ＞100灰岩2、构造根据《贵州省仁怀市安康煤矿资源储量核实报告》，矿区位于长岗向斜北翼中枢背斜南西倾伏端，岩层倾向185～200度，倾角在20～24°之间，平均22°。矿区内主要表现为单斜地层，受构造影响，基岩节理裂隙发育，主要发育走向135度的垂直裂隙。延伸长5～30米，在灰岩地层中可见裂隙内有方解及石泥质因此，矿区地质构造复杂程度属简单类型。充填。矿区未见有较大的断层发育，3、煤层从目前工程揭露矿体情况看，矿区内含C5、C7、C10、C12等四层可采及局部可采煤层，其中C5、C7、C12为全区可采煤层，C10为局部可采煤层，煤层呈层状、似层状产出，煤层产状与地层产状一致。矿层上、下界与围岩界线清楚。各煤层在该区域内沿走向和倾向上较稳定。C5煤层：位于龙潭组中上部，上距长兴组煤层顶板为深灰色粉砂岩，底板为泥岩，含植物化石底部约30m,，煤层结构较简单，碎屑。煤层平均厚度1.5m，属半光亮型块状无烟煤。C7位于龙潭组中部，上距C5煤层18m左右。煤层顶板一般为深灰色粉砂岩，间有泥岩3.3m，平均厚3.1m。属稳定的半光亮型块状无烟煤。C10煤层：位于龙潭组下部，上距C7煤层16m。煤层粉砂岩，含植物化石碎屑，平均厚1.2m，半光亮型块状无烟煤。C12煤层：位于龙潭组下部，上距C10煤层5m。煤层顶板为黑色泥岩，含碎屑，底板为黑色泥岩，。煤层平均厚1.5m，属稳定半暗淡型块状无烟煤。根据贵州大学资源与环境工程学院二○○七年九月提交的《贵州省仁怀市安康煤矿资源储量核实报告》，在C12煤层下部还有C13煤层，半亮～光亮型无烟，粒状结构、碎块状，阶梯状断口，半金属光泽，上部含黄铁矿结核，并常夹一层炭质泥岩夹矸，夹矸厚0.15m左右，C13煤层厚0.30m～1.10m，平均0.60m，区伪顶；底板为砂岩及粉砂岩，含较多的黄铁矿结核，煤层厚3.0～顶、底板为灰色泥质植物化石富含植物屑化石文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.内大部不可采。根据《贵州省仁怀市安康煤矿资源储量核实报告》综合地层柱状图，C12煤层距C13煤层平均垂距为18.5m。煤层特征详见表1-2-3。表1-2-3煤层特征表煤煤层厚度平均平均煤层稳煤层顶煤层底定性板岩性板岩性层（米）编最小–最大层间距平均（米）煤层倾角可采性（度）号1.35-1.45全区可21稳定粉砂岩泥岩采C5C71.40183.00-3.303.15全区可采粉砂岩、粉砂岩、沙岩21稳定泥岩1651.10-1.301.20局部可不稳泥质粉砂岩泥质粉砂岩定C1021采1.40-1.601.50全区可C12C1321稳定泥岩泥岩采0.30-1.1018.5大部份不稳泥岩、粉泥岩、茅口21不可采0.60定砂岩灰岩4、煤的物理性质及煤岩特征各煤层特征相似：区内煤层均为无烟煤，黑色块状，半亮型，手工挖掘块煤率40%以上，煤岩组分由有机组分和无机组分两部分构成。有机组分大致分为镜质组和惰质组，其中以镜质组为主。镜质组：以基质镜质体，均质镜质体为主，少量结构镜质体，碎屑镜质体；惰质：以半丝质体，氧化丝质体为主，碎屑丝质体次之，少量微粒体，偶见分泌体。无机组分主要为粘土矿物，少量石英及黄铁矿。粘土矿物呈细分散状，斑点细粒状，细粒状状分散分布，局部为浸染状、团块状。少量充填胞腔；石英呈微散布于基质镜质体中，少量充填胞腔；黄铁矿呈微粒状、细粒状、球粒状分散分布，少量充填胞腔。5、煤的化学特征根据《仁怀市茅坝镇安康煤矿开采方案设计（变更）》提交的资料，矿井主采煤层化验结果如表1-2-4。表1-2-4矿区主要煤层煤质特征表文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.发热量煤质分析（%）（Qnet.d）水分灰分煤层挥发分（Vad）硫分（Stad）（Mad）（Ad）（MJ/kg）C5原煤C7原煤C10原煤C12原煤2.353.012.963.3518.5818.3723.3520.738.227.748.918.601.601.262.982.8834.6234.8434.6834.72从煤质指标表可以看出，均为中灰、中硫～中高硫，特高发热量无烟煤，该煤种分类，需在生产中进一步取样化验定类。煤层的容重均为1.42t/m3。6、煤的工艺性能矿区内煤炭块煤率较高，也较易利用，煤炭多数属高强度煤，热稳定性较好，煤炭精煤回收率等级为中～良级，可选性等级为易选煤。7、煤的用途根据前面对各可采煤层煤质的论述，C5、C7煤灰分、硫分含量低，发热量高，可直接用于高炉喷吹用煤，C10、C12含硫稍高，经洗选也可以用于高炉喷吹用煤；以上各层煤均可用于动力燃烧用煤。8、其它有益矿物煤的裂隙中可见方解石薄膜、粘土矿物及黄铁矿充填物；高硫分煤层中多含黄铁矿；低硫分中多含黄铁矿。第三节矿井设计能力、服务年限、开拓方式及地表小窑开采情况一、储量1、地质储量根据贵州大学资源与环境工程学院二○○七年九月提交了《贵州省仁怀市安康煤矿资源储量核实报告》，矿区内含C5、C7、C10、C12共4层可采及局部可采煤层，在矿界范围内（准采标高680m—150m），保有资源资源量（332+333+334？）973万吨。其中：（332）171万吨，（333）286万吨，（334）？516万吨，详见表1-3-1。文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.表1-3-1安康煤矿资源储量表煤层编号资源总量（332）（333）（334？）备注(万吨)C5C72777343357119469421169178407149239973准采标高680m—150mC10C1264142516合计1712862、工业储量安康煤矿整合后，（332）171万吨，（333）为286万吨，预测的资源量（334）？为516万吨，资源总量973万吨。安康煤矿（整合）共获得工业资源/储量＝171+286×0.8＝399.8（万t）其中0.8是对推断资源量(333)作资源可3、设计永久煤柱损失靠性评价后的可性度系数。根据《安康煤矿开采方案设计（变更）》，计算矿井永久煤柱损失共66.04万t。其中煤层露头防水煤柱18.4万吨，井田边界煤柱25.04万吨，部C7煤由于下层开采造成对C5煤层的破坏，核减C5煤层可采量22.6万吨。4、设计可采储量1）矿井地质资源量矿井地质资源量=（332）+（333）+（334）？=171+286+516=973万吨2）矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量＝171+286×0.8＝399.8（万t）其中0.8是对推断资源量(333)作资源可靠性评价后的可信度系数。3）矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量=矿井工业储量－(边界煤柱+村寨保护煤柱+防水煤柱)。=矿井工业储量－永久煤柱损失矿井设计资源/储量=399.8-66.04=333.76（万t）4）矿井设计可采储量文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.矿井设计可采储量264.6万t。矿井设计可采储量汇总详见表1-3-2。5）永久煤柱留设原则及依据矿区范围内的永久煤柱损失有边界煤柱、防水煤柱、井巷保护煤柱、断层煤柱及主要井巷煤柱、工业场地煤柱，各种煤柱留设原则如下：①矿区边界煤柱留设20m；②护巷煤柱在巷道两旁各留设20m。③村寨保护煤柱、工业广场保护煤柱、防水煤柱和公路煤柱表面松散段岩层移动角按45°计算，基岩段岩层移动角按53°计算。④断层两侧各留设35m。二、设计能力安康煤矿设计生产能力为15万t/年，年工作日330天，采用“三、八”作业制，边采边准，每班工作8h，每天净运输时间不大于16小时。三、服务年限T=Z/(1.4×A)可式中：T——矿井服务年限，ａZ——矿井可采储量，万t可A——矿井生产能力，万t/a，设计以15万t/a计算1.4——储量备用系数T=264.6/（15×1.4）=12.6年安康煤矿服务年限为12.6年。开拓四、方式根据矿区内地形地质、地貌、煤层特征及交通、地面工业场地布置与地面村寨分布和现已有巷道开拓方式为斜井开拓。五、地表小窑开采情况等实情况综合考虑，本着确保安全，满足生产的原则，矿井区域内煤层出露较好，沿露头一线原小煤窑分布开采煤层主要C7煤层，个别开采C12煤层，小煤窑开采方式主，少部分用平硐开采。煤层厚度一般在1.5～3.5m之间，以1.5～2.0m居多，倾角20°左右，开采深度一般不超过400m。对井田范围内的小窑积水情况充分多，现已全部关闭，小煤窑一般以斜井开拓为

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.的调查，在采掘之前，应对全矿区小窑进行全面的调查，对其分布范围积水性及积水量做出调查及预测并标注在矿井采掘平面图及井上下对照图上，以指导矿井实际防水工作。、老窑的第四节矿井水、火、瓦斯、煤尘等灾害因素情况一、矿井水灾害因素情况安康煤矿水文地质条件属中等类型，矿井水害类型主要有采空区和老巷积水、地表水、底板茅口灰岩突水。矿井水患威胁程度见表1-4-1表1-4-1水患威胁程度表水患类型特征威胁程度备注突水浅部小窑和老空，采空客观存小窑水、老空水主要水患在沿构造裂隙或岩层裂隙、采矿增加矿井涌水量或突地表水主要水患产生的导水裂隙带进入矿井。水区内未发现较大断层，仅存在对矿井有一定增加矿井涌水量或突裂隙裂隙和节理，并有裂隙水出现。的威胁水顶板长兴组岩容采掘活动造成顶板裂隙、坍塌，顶板岩溶水渗入矿坑主要水患含水层水形成充水通道采、掘巷道误穿底板茅口灰岩，而造成突水底板茅口灰岩水主要水患突水造成茅口灰岩水涌入矿井。1、地表水矿井范围内无河流，北界外有五马河，距安康煤矿主井口0.5km以上，泉水、山洪水，常年有水。流量400m3/h，但远离煤系地层，对煤的开采不会造成影响。2、含水层1）、第四系（Q）孔隙含水层：零星分布于洼地及平缓斜坡地带，主要为坡积土层。岩性为褐黄色粘土及砂质粘土，断续夹分布不均的碎石及块石，结构松散。厚度0～10m，一般厚约3.5m。该层为透水性好、含水性差，富水性较弱。汇集残2）、三叠系下统茅草铺组（Tm）岩溶裂隙含水层：大量出露于矿区南部，1岩性主要为浅灰、灰色薄至中厚层状细晶灰岩、白云岩，局部夹生物碎屑灰岩，厚度＞150m。该岩组内岩溶裂隙较式赋存，但在矿区内远离矿床，且下伏有隔水层相阻，故与矿床充水无关。3）、三叠系下统夜郎组九级滩段（Ty3）隔水层：出露于矿区东部，上部为浅紫、紫红、灰色薄层状泥岩，中上部夹灰色灰岩。分布于矿区北西侧，出露不强发育，富水性强，地下水通常以管道水的形1文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.完整，该层富水性弱，厚度较大，隔水性能良好。4）、三叠系下统夜郎组玉龙山段（Ty）及二叠系上统长兴组（Pc）岩溶裂213隙含水层：玉龙山段和长兴组岩性和富水性相近，且二层之间仅有10m厚的沙堡湾段（Ty1）隔水层相隔，岩性为浅绿色钙质泥岩。在采空顶板破坏作用下，T1开拓系统剖面图y1易变形破坏，并失去隔水性，所以将玉龙山段和长兴组合并为同一层来研究，把两层统称为“Ty2+Pc”岩溶裂隙含水层。玉龙山段（Ty2）：113出露于矿区东部，岩性主要为灰、浅灰色薄～厚层状石灰岩，局部层间夹暗紫、深灰色泥质条带，顶部夹生物碎屑灰岩，厚125.24～136.18m，平均厚129.73m，富水性中等～强。二叠系上统长兴组（Pc）：灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩56.58～70.46米，平均60.73米，富水性中等～强。“T1y2+P3c”层富水性强，平面上分布于矿北西面的大部分地区，距矿区内主要可采煤层C5之间的平均距离约40m，故构成了矿床的间接顶板充水含水层，开采C5的情况下，导水裂隙带将可能触及该层，届时“Ty2+Pc”层内地下水将通过导水裂隙带及冒落带进入井巷，对矿床充水产生影响。潭组（Pl）裂隙含水层：灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、隐晶及微细晶结构，3内断续见燧石结核、团块及条带，厚中等～135）、二叠系上统龙3泥岩、泥灰岩、均厚96.76m，含煤岩系地下水可能直接进入井巷对矿床充水。沙坪子，流量最小时1.33L/s，最大时为2.77L/s，6）、二叠系中统茅口组（Pm）岩溶裂隙含水层：主要为深灰色煤及石灰岩、菱铁质灰岩等组成，厚度为87.88～106.49m，平总体构成了矿床的直接充水含水层，在未来采掘过程中，据相关生产地质报告调查泉点1个，位于平均2.07L/s。细晶灰岩，外围未见泉点，补给条件好，富水性距C12煤层平均约20～22m，未来采地下水突破该隔水层进入矿井的可能性大，危害性也大，故在本矿区中将该层定为矿床下部2厚度＞150m。该层地表岩溶较发育，矿区及强，含水极不均匀，上掘过程中主要直接充水含水层。3、隔水层据矿山出露地层，结合区域水文地质条件分析，矿区相对含水层有夜郎组玉龙山段（Ty2）、长兴组（Pc）、茅口组（Pm），均为岩溶管道含水层，富水性较213强；相对隔水层仅为龙潭组（Ty1）、（PL）富水性强，为一相对隔水层。13

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.4、地下水含煤岩系虽然富水性弱，但在C13煤层底板为茅口灰岩，为岩溶含水层，其内的地下水将可能进入矿坑。“Ty2+Pc”层底界距C5距离较小，从区域上看，13矿区地下水总体上是由南向北迳流。地下水对矿井开采有很大的威胁。5、大气降水大气降水是各含水岩组地下水的主要补给源，矿井涌水量将随大气降水强度变化，一般情况下，雨季时涌水量增大，枯季时涌水量变小；若开采过程中，采空塌陷影响至地表，大气降雨会通过地面塌陷、地裂缝间接进入矿井，使矿井的涌水量增大。6、老窑积水矿区范围内开采C5、C12煤层留下的老采空区面积较大，老窑积水对未来矿山开采有一定的威胁。7、涌水量安康煤矿由原安康煤矿和朝阳煤矿合并整合而成，整合后经矿井实测的矿坑正常涌水量为122m3/d，最大涌水量为195m3/d。根据中化地质矿山总局贵州地质勘查院于二○○九年七月提交《的仁怀市安康煤矿水文地质调查报告》提交资料，矿井最大涌水量为265m3/日（11m3/h），最小涌水量为58m/日（2.4m3/h）。3根据《仁怀市茅坝镇安康煤矿开采方案设计（变更）》设计提供资料，矿井正常涌水量为720m/d(30m/h)，最大涌水量1200m/d(50m/h)。3333本设计取上述涌水量的最大值作为矿井水泵设计选型计算的依据即，：矿井正常涌水量为30m3/h，最大涌水量50m3/h。二、矿井火灾害因素情况根据贵州省煤田地质局提供的C5、C10、C12号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》和煤炭科学研究总院重庆分院提供的C7号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，C5、C7、C10、C12煤层自燃倾向分类均为三级，为不易自燃煤层。三、矿井瓦斯灾害因素情况由于本矿井勘探程度较低，地质报告没有提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.梯度等相关资料，同时该矿近年来没有做瓦斯等级鉴定，而邻近矿井鉴定结果的瓦斯数据不能作为本矿井瓦斯预测的数据。因此，该矿根据经验公式计算出矿井开采各煤层的瓦斯含量后，根据《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》、《矿井瓦斯等级鉴定规范》的有关标准，对矿井瓦斯涌出量进行预测，2009年对矿井瓦斯等级进行鉴定，鉴定为瓦斯相对涌出量为44.25m3/t，瓦斯绝对涌出量为5.9m3/min，二氧化碳相对涌出量14.33m3/t，二氧化碳绝对涌出量1.91m3/min。根据鉴定结果可知，安康煤矿属高瓦斯矿井。四、矿井煤尘灾害因素情况根据贵州省煤田地质局提供的C5、C10、C12号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》和煤炭科学研究总院重庆分院提供的C7号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，C5、C7、C10、C12煤层均无煤尘爆炸性，因此，在井下采掘过程中，加强消除降尘工作，增强个体防护，维护职工的身体健康。第二部分矿井设计及建设情况概述第一节矿井开拓系统设一、矿井开拓系统设计情况1、井田开拓方式根据矿区内地形地质、地貌、煤层特征及交通、地面工业场和现已有巷道等实情况综合考虑，本着确保安全，满足生产的原则，矿井计及建设情况地布置与地面村寨分布开拓方式为斜井开拓。2、矿井开拓系统改造原安康煤矿主斜井作为矿井回风斜井。新掘主井（井口坐标：x=3065689.658，y=.325，z=+646.69，方位43°5′24″），坡度6‰；沿13#煤层布置运输下山（方位43°5′24″），坡度16°，并与主井相连接；改造原平硐作为副平硐（井口坐标：x=3065694.141，y=.321，z=+646.955，坡度3‰；沿13#煤层布置下山（方位43°5′24″），坡度16°；副平硐与下山连接；利用原安康煤矿主斜井作为回风斜井（井口坐标：x=3065584.48，y=.33，z=+635.98，方位355°18′36″），坡度22°；改造原巷道作为集中回风巷，并连通回风斜井，沿13#煤层布置回风下山（方位43°5′24″），坡度16°，上部与集中回风巷相通，中部与回风斜井相通，下部与井底有轨道轨道之间布置一平车场有

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.车场相通。根据安康煤矿提供的矿井整合期间开采系统采掘工程平面现状图，三条下山皆已施工到+471m标高，并连通构成通风系统。在井底布置泵房、水仓及变电所。主井及运输下山铺设胶带输送机运输煤炭，轨道下山铺设轨道作辅助运输，原煤通过胶带运至地面煤仓，经筛分后装车外运。矿井划分为一个水平，二个采区，水平标高为+471m，在+471m标高以上为一采区，+471m标高以下为二采区。一采区三条下山皆沿C13#煤层布置（为利用巷道），通过区段石门进入各开采煤层，各上山之间通过石门和井底车场连接，采区单翼布置工作面。二采区沿井田西部边界布置在C13煤层顶板的岩层中。该方案井巷工程量长度：4790m，其中岩巷3680m，煤巷及半煤巷1110m。以一个炮采工作面达到15万吨/年设计能力，该矿井煤层平均倾角为21°，斜煤层，采煤方法采用走向长壁后退式采煤法，矿井主工业场地设在主井口附近。3、井筒用途、布置及装备属缓倾安康煤矿采用斜井开拓，矿井设有主井、副平硐和回风斜井三个井筒，副平硐及回风斜井分别由原朝阳煤矿原有巷道和安康煤矿主斜井改造而成（安康煤矿由原安康煤矿和朝阳煤矿整合而成）。（1）、主井：新掘巷道，平巷，采用锚网喷支护，拱形断面，净断面6.7m2，长度100m，倾角6‰；运输下山长度635m，倾角16°；主井及运输下山铺设一部宽800mm宽的胶带输送机，担负矿井煤炭运输，并可作为行人、管线铺设和进风。（2）、回风斜井：井筒为拱形断面7.8m2，支护方长度365m，倾角22°，是矿井的专用回风通道和安全出口。（3）、副平硐由原有巷道改造，半圆拱形断面，支护方式为砌碹，长度160m，轨道下山支护方式为锚网喷，长度635m，担负矿井材料、设备、矸石运输，行式为锚网喷，井口砌碹，人及进风、管线铺设任务。副平硐及轨道下山铺设轨道，轨型30kg/m，轨距600mm。矿井井筒特征见表2-1-1。（4）、进风井口位置要求本矿主井和副平硐为进风井，两个进风井口间距均大于30m，场地布置严格

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.按要求设计，与支护材料场、矸石场的距离均大于80m，与锅炉房的距离大于30m，与储煤场的距离大于50m并远离瓦斯抽放站和通风机房。进风井口均布置在粉尘、煤尘、灰尘、有害和高温气体不能侵入的地方，故井口的安全性较为可靠。（5）、井筒保护煤柱：在井筒两侧各留设30m的井筒保护煤柱。安康煤矿井筒特征表表2-1-1单顺序名称主井回风斜井副平硐位3065689.6583065584.48.333065694.141.321井口Xmm1.325坐标Y+646.69+635.98+646.95523井口标高m方位角度43°5′24″355°18′36″净m26.77.61007.88.66.745断面掘进m27.6长度m36522°1606倾角（坡度）度6‰3‰铺轨7井筒装备胶带4、水平划分及标高划分为一个水平，水平标高为+471m。5、通风方式全矿通风方式：中央分列式。通风方法：抽出式。6、采区划分矿井划分为一个水平，二个采区，在+471m标高以上为一采区，+471m标高以下为二采区。由于二采区属于后期工程，暂不考虑，本设计坝镇安康煤矿开采方案设计（变更）》中所述的一采区进行设计，故本专篇仅对仅对《仁怀市茅一采区进行设计。7、开采顺序矿井煤层开采顺序为从上往下的开采顺序，区段间的开采顺序为从最上一个区段开始，逐个区段地往下开采。8、采区布置及装备文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.（1）、采区车场及硐室1）、井底车场：在+471.88m标高轨道下山落平后,车场净断面为7.8m2，所处岩性为粉砂岩及细砂岩。,布置井底车场。车场长90m,采用锚喷支护2）、硐室布置：在轨道下山落平后靠主井一侧前方布置水泵房、采区变电所。水泵房、采区变电所长分别为40m、36m，采用锚喷支护，两硐室净断面均为7.8m2，所处岩性为粉砂岩。3）、水仓容量：水仓入口布置在副井主井一侧，水仓长：90m，断面：7.8m2，容量：702m3，其中主水仓长45m，副水仓长45m，每个水仓容量为351m3，水仓容量按8小时正常涌水量验算：（2）、揭穿突出煤层的巷道布置本设计揭穿突出煤层地点已避开地质构造带。如果条件许可，被保护区。石门与突出煤层中已掘巷道贯通时，被贯通巷道应超过石门贯通位置5m以上、并保持正常通风。若在实际生产过程中，井巷揭煤遇地质构造必须按防突要求先行消突后再揭煤。二、开拓系统建设情况矿井开拓系统井巷工程已按成，巷道断面、支护材料、支护要求符合《安康煤矿安全专篇（变8×30=240m3，满足要求。将石门布置在带时，照开采设计方案施工完毕，各系统均已经全部形更）》的设计要求。第二节矿井采掘系统设计及建设情况矿井采掘系统设计情况1、回采工作面以一个炮采工作面满足年生产能力，回采工作面主要设备见表2-2-1。根据矿井井田范围大小矿井采掘实际情况，矿井划分为一个水平二个采区，采用综合开拓，主井、副平硐斜井都沿13#煤层布置。在轨道下山掘至+471.88标并与运输下山及回风下山连接。通过石门进入各开采煤层；采区单翼布置工作面。+471m标高以上为一采区；一采区采面运输巷布置在+560m标高以上C12号煤层中，采煤方法为走向长壁采煤法。11201采煤工作面为矿井首采面，10501工作面为首采面的接续面，开采序为11201采面、10501采面、10502采面、11202采面。一、和回风高落平布置井底井车场及水仓、变电所，首顺

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.表2-2-1回采工作面主要设备配备表序单数量设备名称型号主要技术参数号位使用备用合计150t/h，电压660V，1刮板输送机SGB-620/40T2桥式转载机SZB-420/30台11N=40kW150t/h，电压660V，台11N=30kW3可伸缩胶带机SSJ650/40带宽650mm，N=40kW4煤电钻GMZ—12电压127V，N=1.2kW台25回柱绞车JH—14电压660V，N=17kW台1台1111326单体液压支柱DZ16－30/100支柱高度：1005～1600mm7金属绞接顶梁HDJA—1000根根根5001006005001006008单体液压支柱DZ22－30/100支柱高度：1440～2240mm12025114529发爆器MFB—100每次引爆电雷管100发个110乳化液泵XRB40/200公称压力20MPa、37kW台1台11211乳化液箱12注液枪X4RXDZ—Q1额定工作压1力10～25MPa把83112、掘进工作面本设计布置两个掘进工作面，两个掘进工作面均配备GMZ—12型煤电钻和EZ2-2.0岩石电钻，并配备TXU—75A型探水钻，FBD-5.6型局扇和型潜水泵。其设备配备详见表2-2-2。KWQB20-75表2-2-2掘进工作面设备配置表数量主要技术单掘备掘备计序设备号名称合型号参数位一用二用1煤电钻GMZ—122局扇FBD-5.6电压127V、1.2kW台2111211111644-185330m/min、2×22kw台133探水钻TXU—75A额定电压660V、功率4kW台14发爆器MFB—100每次引爆电雷管100发个15潜水泵KWQB20-75流量20m3/min，功率5.5kW台1111111446锚杆机MFC-1094/2465耗风量3.1m3/min台1台11114岩石电7EZ2-2.02.0KW1114钻二、矿井采掘系统建设情况文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.按照设计现已形成11201首采工作面，同时准备10501工作面回风顺槽和10501运输顺槽，并形成各工作面独立回风系统。矿井井巷工程量见表2-2-1.2-2-1井巷工程量汇总表断面积(m)支护2长度(m)备注型式掘净巷道名称岩性序号岩锚网喷8.67.8365改造原有巷道新建（已施工）1回风斜井岩锚网喷7.66.71002主井副平硐岩锚网喷7.66.7160110250改造原有巷道新建（已施工）3456井底车场及绕道岩锚网喷8.67.8岩锚网喷7.66.7岩锚网喷7.66.7岩锚网喷7.66.7集中回风巷回风下山改造原有巷道393新建（已施工）635新建（已施工）635新建（已施工）7轨道下山锚网喷7.66.7岩8运输下山9回风联巷1011201运输巷1111201切眼1211201回风巷13井下消防材料库岩锚网喷7.66.742新建500新建6.235.26.235.26.235.23.53.14梯形棚煤煤梯形棚梯形棚80新建新建新建新建新建新建53015煤岩锚网喷1411运输石门及车场岩锚网喷7.66.7551511回风车场16岩锚网喷7.66.728岩锚网喷7.66.7锚网喷7.66.73211回风联络斜巷1712运输石门及车场岩238新建1812回风石门及车场岩锚网喷7.66.7206新建1920水仓及泵房、变电所岩锚网喷8.67.8270新建新建新建新建安全出口岩砌碹5.8岩砌碹5.8岩砌碹3.93.930201021引风道22绞车房硐室2324绞车房通道平车场岩锚网喷7.66.760新建（已施工）岩锚网喷5.83.926新建合计4790其中:改造原有巷道775米其中:改造原有巷道775米其中岩煤36801110第三节矿井通风系统设计及建设情况一、矿井通风方式及通风系统设计情况1、矿井通风方式根据矿井开拓部署及井下巷道的布置，矿井采用中央分列式通风。2、通风方法文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.根据主要通风机的通风方法，矿井采用的是机械抽出式通风3、通风系统根据矿井开拓开采部署，矿井划分为一个水平、二个采区开采；投产时为一采区生产。投产时共布置三个井筒，其中进风井二个，分别为主井、副平硐；回风井一个，即回风斜井（为全矿井服务）。主井、副平硐通过联络巷与回风斜井相连，形成矿井开拓及通风系统。首采工作面通风线路为：主井（副平硐）→运输下山（轨道下山）→112运输车场→11201运输巷→11201工作面→11201回风巷→集中回风巷→回风斜井→引风道→地面。掘进工作面通风线路为：运输巷掘进工作面：主井（副平硐）→运输下山（轨道下山）→局扇→112运输石门→10501运输巷掘进工作面→10501运输巷→回风下山→回风斜井→引风道→地面。回风巷掘进工作面：主井（副平硐）→运输下山（轨道下山）→局扇→112回风石门→10501回风巷掘进工作面→10501回风巷→回风下山→回风斜井→引风道→地面。4、主要通风机矿井安装了两台同等能力的防爆对旋轴流式主要通风机，主要通风机型号：FBCDZ-6-No16A，（一台运行，一台备用）。配套电机：YBFe280M-6，电机功率：N=2×55kw，风量范围：21～55m3/s，风压范围：98～1970Pa。5、局部通风机掘进工作面采用FBD-5.6局部通风机压入式通风，风量范围：3.1～5.5m3/s，功率为2×22kw，采用直径为600mm的矿用阻燃风筒。6、风量计算矿井以一个炮采工作面达到设计生产能力15万t/a，根据《煤矿安全规程》第103规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。（1）、按最大班下井人数计算Q＝4×N×K式中：4—每人需风量；

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.N—最大班下井人数，70人；K—风量备用系数，取1.45；计算得：Q=4×70×1.45=406m3/min=6.77m3/s（2）、按矿井瓦斯涌出量计算Q＝0.0926TqK式中：q—矿井相对瓦斯涌出量，根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，计算矿井相对瓦斯涌出量为13.31m3/t。T——矿井平均日产量455t/d。K——风量备用系数（考虑矿井内部漏风、瓦斯涌出不均衡所取的系数），K=1.8~2.1，取2.1。计算得：Q=0.0926×13.31×455×2.1=1177.66m3/min=19.63m3/s（3）、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算Q=（ΣQ＋ΣQ＋ΣQ+Q）·K矿进采掘硐其他矿通式中：ΣQ—采煤实际需要风量的总和，m/s；3采ΣQ—掘进实际需要风量的总和，m/s；3掘ΣQ—独立回风的硐室实际需要风量的总和，m/s；3硐ΣQ—矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风其它的风量总和，m3/s。1）、采煤工作面的风量确定炮采工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。经分析认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数一般不超过35人，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。和计算①、按瓦斯涌出量：Q=100×q·K采通采瓦采式中：Q—采煤工作面实际需要的风量，m/s；3采

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.q—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；3瓦采K—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过采通观察实测后取得；通常炮采工作面取1.4～2.0，取1.6；矿井设计首采C煤层，平均厚1.5m左右。矿井正常开采区域内，采面瓦12斯绝对涌出量4.39m3/min，经计算，Q=11.7m3/s。采②、按工作面风温计算Q=VC·Sc·Ki采式中：VC—采煤工作面适宜的风速，按20～23℃风温选取为1.0～1.5m/s，本矿取1.5m/s；SC—采煤工作面平均有效断面，5.2m2；Ki—采煤工作面长度系数，工作面长度80m时，选取为0.9；经计算，工作面风量为7.02m3/s。③、按工作面人员数量计算Q=4Nc采式中：Nc—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；经计算，工作面风量为2.33m3/s。④、按炸药使用量计算风量。Q＝25Ac采式中：Ac：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)⑤、按风速验算Qmin=15s=15×5.2=78m3/min=1.3m3/sQmax=240s=240×5.2=1248m3/min=20.8m3/s式中:s——工作面平均断面积根据上述计算，设计综合选取炮采工作面配风12m3/s，工作面的风速为2.3m/s左右，配风满足要求。2）、掘进工作面风量计算

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。经分析和计算认为，本矿井地温不高，掘进工作面人数≤15人，掘进工作面的炸药用量≤13kg，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量。①、按瓦斯涌出量计算：Q=100×q·K=100×0.55×1.9=1.74m3/s掘绝掘通式中：Q—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；掘Q—掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；绝K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观掘通察实测后取得；通常，炮掘工作面一般取1.8～2.0，取1.9；根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018—2006），掘进工作面瓦斯涌出量为0.55m3/min，需要的②、按炸药使用量计算：Q=Aj·b/（t·c）配风量为1.74m3/s。掘式中：Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4kg；b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg；t—通风时间，一般不少于20min；c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%；经计算，掘进工作面风量为1.7m3/s。③、按工作面人员数量计算：Q=4·Nc掘式中：Nc—掘进工作面同时工作的最多人数，15人；经计算，掘进工作面风量为1.0m3/s。④、按局部通风机实际风量计算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

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.持最低风速所需风量，掘进工作面按以下配风。Q=Q×I＋60×0.25S掘扇=330×1+60×0.25×5=405m3/min=6.75m3/s式中:Q———掘进工作面实际需风量，m3/min掘Q———局部通风机吸风量，m3/min扇I————局部通风机台数，台S———工作面平均断面，取5m2掘进工作面采用FBD-5.6型局部通风机压入式供风，其风量为185～330m/min=3.1～5.5m3/s。3经计算，掘进工作面按7m/s配风。3⑤按风速验算Qmin=15s=15×5=75m3/min=1.25m3/sQmax=240s=240×5=1200m3/min=20m3/s式中:s——掘进工作面断面，m2综合上述计算，掘进工作面按取Q=7m3/s配风满足要求。3）、硐室风量计算本矿井独立通风硐室为井下变电所泵房，取2m3/s。4）、其它风量：结合本矿井的实际情况，取（ΣQ＋ΣQ＋ΣQ）×10％。硐采掘5）、矿井总风量确定矿井风量Q=(∑Q+∑Q+∑Q+∑Q)×K，根据矿井采掘接续关系，其它采掘硐矿容易时期矿井总风量计算见表2-3-1。困难时期矿井总风量计算见表2-3-2。根据计算，容易时期矿井总风量为30.8m3/s；按33m3/s配风。经校核，瓦斯抽放后的风量能满足总回巷风（回风井筒）风流中瓦斯浓度不超过0.7％的要求。表2-3-1容易时期矿井总风量计算表用风地点配风工作面配风量（m3/s）采煤工作面风量11201炮采工作面12掘煤一掘煤二77掘进工作面风量文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.小计14硐室风量其它井下变电所、泵房2.02.8取采、掘、硐之和的10％合计30.8困难时期矿井总风量为33m3/s。经校核，在困难时期经瓦斯抽放后的风量能满足总回风巷（回风井筒）风流中瓦斯浓度不超过0.7％的要求。表2-3-2困难时期矿井总风量计算表用风地点采煤工作面风量配风工作面配风量（m/s）311201炮采工作面12掘煤一掘煤二77掘进工作面风量小计14硐室风量其它一采区、二采区水泵房取采、掘、硐之和的10％4.03.033合计（4）、矿井风量分配矿井总风量：Q=33m3/s。∑Q=15m3/s，∑Q=2×7m3/s，∑Q=4m3/s掘其它采7、通风阻力矿井通风摩擦阻力采用下式计算：lpq2h（Pa）s3式中：Α—摩擦阻力系数，（NS2/m8）；l--巷道长度，（m）；q--通过巷道的风量，（m/s）；3s--巷道净断面，（m）；2p--巷道净周长，（m）；根据矿井的开拓布局，当11201工作面推进到停采位置时，为矿井通风容易时期，当开采C5煤层20509工作面时为矿井通风困难时期。矿井通风容易时期和困难时期矿井需风量为33m3/s，矿井通风容易时期通风阻力为341.8Pa，困难时期通风阻力为1130.5Pa。矿井通风机服务年限为矿井的服务年限12.6年。矿文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.井通风容易时期阻力计算见表2-3-3。矿井通风困难时期阻力见计算表2-3-4。表2-3-3矿井通风容易时期阻力计算表巷道长度净断面净周长风阻系数风阻风量风压风速(Pa)序号巷道名称支护方式（m）(m2)(m)N.S2/m4N.S2/m8m3/Sm/S2.542.691副平硐锚网喷1606.706.709.809.800.0150.0780.012180.0150.153180.020.0130.020.092151722.62轨上平车场锚网喷250.0154.049.70.63轨道上山锚网喷3146.709.802.690.902.88411运输车场4采面运输巷锚网喷28金支707.8010.605.209.27720.85采面金支80金支205.2010.200.0450.2611558.85.92.882.882.883.884.238.466采面回风巷5.209.275.209.270.020.026150.020.042150.0150.08326711回风联络巷金支329.58集中回风巷锚网喷1696.709.8055.840.143.0310.831.0341.89回风斜井锚网喷1107.8010.600.0150.0373310引风道11小计12局部阻力13合计砌碹203.907.800.0150.03933表2-3-4矿井通风困难时期阻力计算表巷道长度净断面净周长风阻系数风阻风量阻力风速m/S序号巷道名称支护方式（m）(m2)(m)N.S2/m4N.S2/m8m3/S(Pa)1主井锚网喷1006357302006.706.706.706.705.209.809.809.809.809.270.0150.0491612.52.390.0150.3101569.82.240.0150.3571580.32.240.0150.0982247.33.280.020.65915148.32.882一区运输下山锚网喷3二区运输下山锚网喷429运输石门52509运输巷62509采面锚网喷金支500金支805.2010.200.0450.2611558.82.8872509回风巷金支5005.206.709.279.800.020.65915148.32.880.0150.0981522.02.24829一回风石门锚网喷9二区回风下山锚网喷10一区回风下山锚网喷11回风斜井锚网喷200650150365207.8010.600.0150.21831209.33.977.8010.600.0150.0503354.74.237.8010.600.0150.12233133.24.2312引风道13小计14局部阻力15合计砌碹3.907.800.0150.0393343.08.461027.5103.01130.58、矿井通风等积孔A=1.189Q/h（m2）式中：A—全矿井等积孔，（m2）；Q—全矿井总风量，（m3/s）；文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.h—全矿井通风负压，（Pa）；经计算，容易时期矿井等积孔为2.1m2，困难时期矿井等积孔为1.2m2，因此，本矿井容易时期属于通风小阻力矿井，困难时期属于通风中等阻力矿井。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。10、矿井井巷风速要求矿井井巷风速要求，详见表2-3-5。表2-3-5矿井井巷中允许风流速度序号1井巷名称最低风速（m/s）最高风速(m/s)无提升设备的风井和风硐专为升降物料的井筒主要进、回风巷15128234采区进、回风巷0.2565采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷掘进中的岩巷0.250.150.154647其他通风人行道经验算矿井井巷中的实风际速符合上表中的要求。二、矿井通风方式及通风系统建设情况我矿通风方式建设均严格按照《安全专篇》设计要求采用中央分列式，通风为抽出式，主井、副平硐两井进风，回风斜井回风；地面通风机房内安设两台主要通风机（一台运转、一台备用），风机型号为FBCDZ№19，功率2×132kW，风量范围：38～102m3/s，风压范围：900～3500Pa。配备电机型号：YBF2-315L2-6，单台功率：132kW，转速985r/min。同时矿井配备了WKB7-300/380型风机变频调速装置和KDFZJ-1型矿用风机在线微机监测系统方法。现矿井运行风机为1#风机，叶片角度为0°，频率40Hz，矿井总进风量1538m3/min，总回风量1561m3/min，总排风量1576m3/min，通风机房水柱计读数1650Pa。掘进工作面均实现了“双风机、双电源”，达到了自动分风，配备了自动切换装置；现使用湖北赛福机械有限公司FBD-No6.0/2×15kW局部通风机2台，FBDYNo5.6/2×11kW局部通风机4台，风量、风压均可以满足现场通风排尘的需要。首采工作面通风线路为：主井→运输下山→112运输联络巷→11201运输巷文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.→11201工作面→11201回风巷→112回风联络巷→集中回风巷→回风斜井→引风道→地面。两个掘进工作面通风线路为：运输巷掘进工作面：副平硐→轨道下山→局扇→112运输石门→10501运输→主要通风机→地巷掘进工作面→10501运输巷→回风下山→回风斜井→引风道面。回风巷掘进工作面：副平硐→轨道下山→局扇→112回风石门→10501回风→主要通风机→地巷掘进工作面→10501回风巷→回风下山→回风斜井→引风道面。第四节矿井提升、运输系统设计及建设情况一、矿井提升系统设计情况1、提升方式及设计依据（1）轨道下山提升方式设计生产能力15万t/a。在轨道下山上部设置一套提升设备作单钩串车提升；完成矸石、设备、和材料等的提升任务。（2）设计依据①斜长635m，倾角16°；②车场形式：上、下部为平车场；③工作制度：每年工作330天；④工作制度：年工作时间330d，最大提班升时间t＜4h，每日提升时间t＜16h；⑤提升容器：翻斗式矿车MF0.75-6，MC1－6B材料车，单个矿车质量375Kg，单个矿车装载容量0.75m3；⑥矸石提升量：An＝15×10%＝1.5万t/年(按年产班；量的10％计)，11.36吨/⑦班材料：设备2次/班、材料5次/班；炸药、雷管1次/班；⑧人员：最大班下井人员60人/班。2、确定一次提升量（1）、计算提升斜长

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.L＝635＋2×30＝695m上下车场长度各取30m；（2）、一次提升循环时间初步确定最大提升速度v＝2.51m/s；m1）、上下车场内速度v＝1.5m/s；02）、上下车场加、减速度a＝0.3m/s2；03）、井筒中主加、减速度a＝a＝0.5m/s2；314）、摘挂钩时间：θ＝25s。2.51m/sv(m/s)1.5m/s1.0m/s0t(s)α,m/s20.3L,m3.7526.25t,s0.50.50.362725026.253.7517.53.33442.02255.017.52.02图2-4-1一次提升循环时间计算图由一次提升循环时间计算图2-4-1计算得：T＝2×（5＋17.5＋2.02＋250＋5＋17.5＋2.02＋25）＝648s矸(人)T＝2×（5＋17.5＋2.02＋423.33＋5＋17.5＋2.02＋25）＝1008s炸爆破材料运输按1.5m/s计算。（3）、一次提升量1）、计算车数Z＝AkkT÷（3600×330×15）12＝15000×1.25×1.2×648÷（3600×330×15）＝0.82个文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.式中：A——矸年产量，为15000t；k——不均衡系数，取1.25；1k——提升富裕系数，取1.2；2T——提升一次循环时间，为648s。2）、按连接器强度计算车数Z＝6000÷〔（q＋q）（sin16°＋fcos16°）〕1载＝6000÷〔（375＋1190）（0.276＋0.015×0.961）〕＝13.2个式中：q——矿车自重，为375kg；Q——矿车装载重量；为1190kg；载f——提升容器运动时阻力系数，取0.015；1综合考虑取2个车，得最大班提升时间为3.34h＜4h，具体时间合计见表2-4-1。表2-4-1最大班提升时间平衡表序号每班每次一次提升时名称单位次数时间/班（h）/班提升量提升量间（s）6481矸石吨11.362.385251410.90.360.92设备次次车6483材料6484炸药及雷管10086480.280.720.183.345下送、上提人员人120306保健及其它7合计次6483、计算选择提升绞车（1）、绳端载荷Q＝Z1（G1＋G2）（sinβ＋f1cosβ）×g÷1000式中：Z1——矿车数量；提矸和下放材料时3辆；每次提升2辆人车；文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.G1——容器自重（kg）；矿车为375kg；头车车2200kg，挂车1000kg；G2——荷载重量，（kg）；提矸和下放材料，最大荷载1190kg；提放人员时1050kg；F1——提升容器运动时的阻力系数，f取0.015；1β——井筒倾角；g——9.8N/kg；Q＝3×（375+1190）×（sin16о+0.015×cos16о）×9.8÷1000矸＝13.35kNQ=（2200+1000+30×70）×（sin16о+0.015×cos16о）×9.8÷1000人＝15.07kN（2）、钢丝绳选用6×7+FC－20－1870－型钢丝绳，其技术特征见表2-4-2。表2-4-2矿井提升机钢丝绳规格表名称规格钢丝绳直径d（mm）20mm1.55钢丝绳单位长度重量P(kg/m)公称抗拉强度σ(Mpa)1870268钢丝破断拉力总和F1(KN)（3）、最大静张力F＝Q＋Lc×Pk×（sinβ＋f2cosβ）×g÷1000式中：Lc——钢丝绳悬挂长度，（L＋30）；f2——运行的钢丝绳摩擦系数，取0.3；F——最大静张力；F=13.35+（635+30）×1.55×（sin16°+0.3×cos16°）×9.8÷1000矸=19.05kNF=15.07+（635+30）×1.55×（sin16°+0.3×cos16°）×9.8÷1000人=20.77kN（4）、钢丝绳安全系数文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.m＝F1/Qmax式中：m——安全系数；F1——钢丝绳破断拉力总和；m=268÷19.05＝14.07＞7.5矸m=268÷20.77＝12.9＞9人经验算满足安全要求。（5）、滚筒宽度（缠两层）B＝[L+30+(3+2)πD](d+ε)／(KπDp)式中：L——提升斜长，K——缠绕层数，Dp——多层缠绕时平均绕缠半径(d)2k1Dp＝D＋42d2ε——两绳圈间隙宽度，取B=(635+30+5×π×1.6)×(20+2)÷[2×π×1.61]＝1492mm（6）、提升绞车验算选用JTPB1.6×1.5单滚筒防爆提升绞车，滚筒直径速度Vm＝2.45m/s，电动机型号：JBR0400M-10，功率110kW，电压660V。主机生产厂家配套供给电控设备。轨道下山轨道设计选用30kg/m，600mm轨距，混凝土轨枕。二、矿井提升系统建设情况2mm。D=1600，滚筒宽度D=1500，最大静张力Fj＝45kN，最大提升我矿在副井绞车房安装使用JTPB1.6×1.5型单滚筒防爆提升绞车，滚筒直径D=1600，滚筒宽度D=1500，最大静张力Fj＝45kN，最大提升速度Vm＝3m/s，电动机型号：YB2-355S-8，功率132kW，电压660V，主机生产厂家配套供给变频电控设备，实现变频调速，配用6*19-26-1670-I-甲-镀型钢丝绳，现使用正常。运料：材料从副井平硐（人力推车）→轨道下山（绞车提升）→11021回风→11201工作面，系行正常。顺槽统运文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.三、矿井运输系统设计情况1、主胶带机选型设计（1）、选型依据输送物料：原煤=1t/m3，输送距离L≈738m，提升高度H≈175.4m，输送能力Q=100t/h，速度V＝2.0m/s，平均倾角α＝17°。（2）、选型计算：1）、输送带宽度的计算100QB=KvC=36012.00.851.0=0.40m式中：B——胶带宽度，m；Q——采区设计高峰生产能力，t/h；K——断面系数，K值与物料的动堆积角ρ及带宽B有关，取ρ=20°，B=800mm，则K=360；γ——物料散密度，t/m3；ν——带速，m/s；C——倾角系数，带式输送机倾角17°，取C=0.88；ξ——速度系数，带式输送机带速为2.0m/s，取ξ=1.0。考虑到原煤块度B=2A+200，取B＝800mm。2）、传动滚筒圆周驱动力Fu=CfLg[qRO+qRU+(2qB+qG)Cosα]+qGHg式中：C－附加阻力影响系数，查表取1.19f－模拟摩擦系数，查表取0.025g－重力加速度，g=9.81m/s2qRO每米上托滚旋转部分质量，查表取11.7kg/m－qRU每米下托滚旋转部分质量，查表取4.0kg/m－qB输送带的质量，选带强为1000的钢绳芯输送带16.9kg/m－qG输送物的质量，100÷（3.6×2.0）＝13.89kg/m－H－输送机卸料段与装料段之间的高差，220m；文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.计算得：Fu＝1.19×0.025×770×9.81〔11.7＋4.0＋（16.9×2＋13.89）cos17〕＋13.89×220×9.81＝40115（N）3）、电动机功率P＝FuV/1000η＝40115×2.0÷0.85＝94.3KW取110KW式中：传动效率，取0.854）、输送带张力计算①、按传动条件计算最小张力：Smin≥CFmax式中：C—传动系数，取传动滚筒围包角210°，查表取C＝0.667Fmax—传动滚筒传递的最大圆周力，Fmax＝KaFu＝1.2×40115计算得：Slmin≥0.667×1.2×40115＝32108（N）②、按垂度条件计算最小张力：承载分支，托辊间距取a0=1.2m、两托辊间胶带垂度Cd=0.01时Smin≥a0(qB+qG)g/Cd＝1.2(16.9＋13.89)×9.81÷（8×0.01）＝4526（N）③、由回空分支区段上各项阻力总和计算：回程分支，托辊间距取au=3m时Smin≥auqBg/Cd＝3×16.9×9.81÷（8×0.01）＝6217（N）F3≈fLg(qRU＋qB)Cosα－hgqB＝0.025×7709.81（4.0＋16.9）Cos17°－13.8×220×9.81＝-25962（N）Smin＝6217＋25962＝32179（N）比较上述计算结果，最小张力取Smin=32179（N）5）、最大张力确定Smax＝32179＋40115＝72294N6）、输送带强度校核查表带强为1000的钢绳芯输送带纵向拉伸强度1.0×106

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.m=1.0×106÷72294＝13.8由此，选用带强为1000阻燃皮带可以满足强度要求。7）、拉紧行程对钢绳芯胶带机l=0.0035L+2≈4.6m取5m（3）、选型计算结果根据以上计算，主井及运输下山选用DTL80/100/55×2型钢绳芯胶带输送机、采用变频驱动控制技术，其技术参数：B=800mmQ=100t/hα=18°及以下L＝800mV=2.0m/sN=55×2kW为了节约成本和减少生产期间的运行费用，主井及运输下山胶带运输采用分期分段设置。2、采煤工作面运输巷胶带运输设备选型设计（1）、设计依据1）、输送物料：原煤，松散容重1t/m3；2）、输送距离：L=500m，垂高H=3m；3）、倾角：α＝0°；4）、回采工作面高峰小时运输量：Q=150t/h；5）、速度：V＝1.6m/s；矿井设计生产能力：15万吨/年；（2）、运行参数计算1）、确定胶带宽度①、计算胶带宽度6）、QC150B=0.5（m）3851.610.96Kmm文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.式中：K--物料断面系数，查表取堆集角20°，K=385；mm--物料散集密度（t/m）查表取1；3C-输送机倾角系数，查表取0.96m-输送机速度，暂取1.6m/s。设计取B=650mm，要求原煤中块度300mm的物料不超过15％。②、胶带宽度验算对于未过筛的松散物料（如原煤）B2200mm=2×200+200=600（mm）max式中：α—物料max最大块度的横向尺寸，mm，查表取200mm。则带宽满足要求。因为输送能力、带宽满足要求，故选定输送带速度为1.6m/s。（2）、运行阻力计算采煤工作面运输巷为平巷运输煤炭，其皮带输送机计算示意图如下，其中：Wzh--重段工作阻力；W--空段工作阻力；Klg--重段托辊的间距，m；lg--空段托辊间距，m。1）、重段工作阻力W(2610.111)5000.04cos09.8（2610.1）500sin09.8zh=9232（N）式中：q=Q/（3.6×v）=150/（3.6×1.6）=26kg/m；q--胶带单位质量，查表取10.1kg/m；dq--重段托辊单位长度质量，查表取11kg/m；g

文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.--槽形托辊的阻力系数，查表取0.04；--输送机工作长度，500m；Lg--重力加速度。2）、空段工作阻力=（10.1+11）×500×0.034×cos0°×9.8-10.1×500×sin0°×9.8=3515（N）式中：q--空段托辊单位长度质量，经计算取11kg/m；g--平形托辊的阻力系数，查表取（3）、张力计算计算示意图，图中1、2、3、4、5、6、7、8、9各点0.034；皮带机按照上面的皮带输送机的关系按照逐点法计算胶带各点的张力为：S≈S21S=1.04S32S=1.04S=1.08S143S=S+W=1.08S+3515K541S=1.04S=1.12S+3656165S=S+W=1.12S+12888Zh761S≈S=1.04S=1.16S+134037(1)891根据摩擦传动原理，并考虑摩擦备用系数时SS(1e1)(2)91n式中：---摩擦系数包胶滚筒取0.35；---围包角，双滚筒传动取400°=7rad；则：n---摩擦力备用系数，对于井下n=1.15-1.2，取n=1.2；1）9.82S--（2’）2.7180.3571.2SS(1911文档来源为:从网络收集整理.word版本可编辑.欢迎下载支持.方程（1）、（2’）联立解得：S=1548（N）；S=1548（2N）；S=1610（N）13S=1672（N）；4S=5187（N）；S=5390（N）56S=14622（N）；S=S=15201（N）897（4）、按悬垂度要求的最小张力=5（26+10.1）×1.5×cos0°×9.8=2653（N）式中：l'---重段两托辊组间距，m；Sminzh----按悬垂度要求Szk---重段的最小，N。重段允许的最小张力，N；点张力S=5390＞Sminzk=2653（N）6（重载最小点张力），悬垂度满足要求。（5）、牵引力与电动机计算1）、输送机主轴牵引力为：W=S-S+0.04（S+S）9O911=15201-1548+0.04（15201+1548）=14323（N）2）、电动机的功率为：=29.3（kw），取40kw。（6）、选型计算结果综上所述，采煤工作面运输巷选用SSJ650/2*22可伸缩带式输送机，其技术参数：B=650mm，Q=150t/h，α=5°，L＝650m，V=1.6m/s，N=2*22kW，电压660v。四、矿井运输系统建设情况主井运输下山已经安装DTL80/100/2×90型带式输送机，主要任务就是完成矿井煤炭的运输，输送机带宽800mm，带速2m/s，坡度16°，运输能力100t/h，运输距离800m，电机功率2×90kw。皮带选用钢丝绳芯PVG阻燃输送带，型号：ST1000-800。为了节约成本和减少生产期间的运行费用，设计中允许主井运输下山胶带运输采用分期分段设置，现我矿强力带式输送机前期先安装了430m，主要服务于一采区煤炭