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煤矿采区设计说明书 采区设计生产能力：Mt/a 目 录前 言2第一章 采区概况及地质特征3第一节 采区概况3第二节 煤层赋存情况及顶底板特征3第三节 采区储量分析4第五节 水文地质5第六节 其它地质因素7第二章 采区方案设计7第一节 方案设计7第二节 方案比较7第三章 采区巷道布置8第一节 采区巷道布置8第二节 巷道断面及支护9第四章 采掘顺序及采煤办法9第一节 掘进顺序10第二节 回采顺序10第三节 采煤方法10第四节 采煤工作面装备10第五章 采区生产能力及服务年限10第一节 采区生产能力10第三节 采区服务年限13第六章 采区通风安全13第一节 通风系统13第二节 采区供风量及负压计算13第三节 避灾路线21第七章 采区排水系统及设备选型21第一节 排水系统21第二节 排水设备选型22第八章 采区供电及装备24第一节 供电系统24第二节 供电设备选型24第九章 运输系统及设备选型29第一节 运输系统29第二节 设备选型29第十章 压风系统35第十一章 防尘系统35第十二章 供水系统35第十三章 防火灌浆系统35第十四章 采区通讯系统36第十五章 安全监测监控系统36第十六章 灾害预防及处理措施36第十七章 采区主要技术经济指标36前 言主要叙述矿井概况、开拓方式、通风方式、开采状况及本采区设计依据。第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况 一、采区范围：说明采区所在的水平，采区四周边界，采区走向长度、倾斜长度、采区面积、开采上、下限标高。邻近采区开采情况：说明邻近采区开采情况二、地面位置及建筑物：采区对应的地面位置、区域、地形地貌、水系、地面积水范围及区域内的建（构）筑物，开采后对地面建（构）筑物的影响情况、破坏程度及应采取的措施。三、区内钻孔情况：概述区内钻孔的数量、封孔质量、可利用程度等。区内钻孔特征表孔号见煤层号见煤底板标高（m）煤厚（m）孔深（m）终孔层位封孔质量备注第二节 煤层赋存情况及顶底板特征一、 煤层赋存情况：概述煤层赋存情况并填下表：煤层赋存情况表煤层编号煤层厚度煤层倾角（度）煤层结构上（夹石）下（m）稳定性标志层层间距（m） 最小最大 平均 最小最大 平均 煤层特征表煤层颜色光泽普氏系数（f）容重（吨/m3） 煤层工业指标表煤层水分（%）灰分Ad（%）硫分St.d（%）挥发分（%）发热量(MJ/kg)工业牌号二、 煤层顶底板特征：分煤层详述煤层顶底板岩性、厚度、颜色、结构性质等。第三节 采区储量分析分析计算采区及各煤层工业储量、可采储量等 。采区储量汇总表煤层工业储量（万吨）可采储量（万吨）回采率（%）合计第四节 地质构造分析采区范围内及其周围的构造分布情况，包括断层的产状、性质、揭露控制程度以及对开采的影响程度等。 断层特征表编 号性 质断层产状控制程度走向（）倾向（）倾角（）落差（）第五节 水文地质一、实见水文地质：叙述已开拓、开采的相邻采区、相同煤层实见水文地质及水害情况。二、主要含水层及地质构造的水文地质特征：1、说明主要含水层及其主要特征（指从第四系至奥灰对采区涌水有影响的含水层）。2、主要构造水文地质特征三、安全隔水层厚度：计算受水威胁采区掘进巷道安全隔水层厚度。四、突水系数计算：采用公式：Ts=P/(M-Cp-Dg)式中：Ts突水系数（MPa/m）；P隔水层承受的水压（MPa）；M隔水层厚度（m）；Cp采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；Dg隔水层中危险导高（m）；矿压破坏深度Cp：七层煤按11m，正常块段八层暂按12m，九层暂按10m，十层暂按8m。 受多个含水层威胁的，要分别计算突水系数。根据突水系数划分受水威胁块段范围，确定正常块段突水系数大于0.1 MPa/m和复杂块段突水系数大于0.06 MPa/m的上限标高。五、断层防水煤柱：断层防水煤柱的留设，要符合水文地质规程的有关规定要求，需要计算的煤柱，要有计算过程（与采区地质说明书相符）。六、采区涌水量：采区正常涌水量和最大涌水量，要与已经审批的采区地质说明书提供的数据一致。最大涌水量要有计算过程。七、防治水建议及措施：包括整个采区防治水及掘进工作面和回采工作面的防治水管理措施及建议。受水威胁采区，必须首先采取措施查清水文地质条件。底板受构造破坏块段突水系数大于0.06MPa/m，正常块段突水系数大于0.1MPa/m的，要采取疏水降压或注浆改造等有效措施后方可回采。第六节 其它地质因素叙述采区瓦斯和二氧化碳绝对用储量和相对涌出量，煤尘爆炸指数及其爆炸性，煤层自燃发火倾向，地温、地压情况。第二章 采区方案设计第一节 方案设计采区设计方案至少要有两个，一般情况下将主导方案作为第一方案。概括叙述各设计方案，包括采区上下山所在的层位、巷道第一开门口的位置、方位、巷道长度、坡度、调向开门位置、采区工作面布置方式等。第二节 方案比较采区设计方案要求以技术上先进，经济上合理，安全上可靠为原则。采区设计方案比较主要从技术和经济两个方面进行全面比较，通过比较确定最优方案。技术比较：主要从采区的通风、运输、供电、排水等生产系统方面进行比较，既考虑生产，又兼顾安全，立足当前，着眼长远。经济比较：主要从开拓掘进工程量和费用、充分利用现有系统节约的费用以及采区供电、排水、运输及巷道维护等方面的费用进行比较。要有相应的计算过程。技术经济比较表方案技术比较经济比较优点缺点优点缺点方案一方案二方案三第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置一、采区准备巷道布置按照选取的最优方案，分别详述各开拓、准备巷道的布置方式。叙述内容包括：巷道布置层位、巷道第一开门口的位置、掘进方位角、巷道长度、坡度、调向开门位置及方位等。需要叙述的巷道包括：采区主要上下山，采区水仓、泵房、变电所，采区泄水巷、联络巷及首采工作面巷道的布置。二、采煤工作面布置包括工作面个数、工作面上下出口的掘进方向、区段煤柱的留设，不同煤层上下两个工作面的巷道错距等。采煤工作面布置要充分考虑通风、运输、防治水等因素，适当增加工作面走向长度，增大工作面储量、单产和服务年限，减少回采巷道工程量，有利于巷道维护，减少工作面搬家频率，工作面布置方式要有利于工作面顶板、设备等方面的安全管理。三、采区工程量：采区总工程量，准备巷道工程量，回采巷道工程量，全岩工程量，全煤（半煤岩）工程量。第二节 巷道断面及支护一、巷道断面：叙述设计范围内的各类巷道断面形式及断面积。二、巷道支护方式：分别详述各巷道的永久支护方式，支护材料及规格。三、 巷道施工工艺：包括打眼工具、爆破方式、耙装方式、运输方式。采区开拓（准备）巷道一览表序号巷道名称断面形式支护方式断面尺寸巷道长度（m）巷道坡度（）净宽（mm）净高（mm）面积（m2）上宽下宽墙高全高净荒说明：上表可据实际情况进行调整第四章 采掘顺序及采煤办法第一节 掘进顺序说明该采区同时安排几个掘进头，分别是哪几个掘进头，各掘进头的接续顺序。第二节 回采顺序说明采区内不同煤层的开采顺序，同一煤层采煤工作面的回采顺序，同时回采的工作面个数。第三节 采煤方法一、采煤方法：说明采煤工作面的采煤方法。二、采煤工艺：包括采煤工作面落煤、装煤、运煤方法、工作面支护及采空区管理、劳动组织。第四节 采煤工作面装备第五章 采区生产能力及服务年限第一节 采区生产能力1、 简要介绍采区采煤工作面及开采煤层的采高、容重、面长等计算采区生产能力所需要的基础数据。2、 采煤工作面单产采煤工作面单产按下式计算：A= L L1 MC式中A工作面日产量，t/d；L工作面长度，m；L1工作面日进度，m/d；M采高，放顶煤开采时为每次采放总厚度，m；煤的视密度，t/m3；C工作面回采率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93 ；机采工作面日产量可用下式计算： A=NLSMC式中A回采工作面日产量，t/d；L工作面长度，m；S截深，m；M采高；放顶煤开采时为每次采放总厚度，m；煤的视密度，t/m3；C工作面回采率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93 ；N采煤机日进刀数；放顶煤开采时N为日采放总进尺 N=60k1(24t1)/tdk1事故影响系数，0.60.8；t1准备时间，h；td截割一刀所需时间，min；单向采煤时： td=k2(Ll ) (1/v1+1/v2)+t2双向采煤时： td= k2(Ll )/ v1+ t2式中l 缺口长度，m；v1采煤机工作速度，m/min；v2采煤机清煤速度，m/min；t2进刀时间，包括移机头及自开缺口，一般为3090min；k2每刀辅助时间，（包括交接班、处理大块煤等采煤机合理停顿时间）系数，一般取1.31.5；3、 采区生产能力采区生产能力是采区内同时回采工作面和掘进产量的总和。按照煤矿安全规程第四十八条第一款规定，一个采区内同一煤层不得布置3个（含3个）以上回采工作面和5个（含5个）以上掘进工作面同时作业。采区内同时生产的采煤工作面个数和掘进工作面个数确定后，采区生产能力可按下式计算（年工作日数按330d）： AB=A+A1或 AB=k1k2A式中AB采区生产能力，t/d；A采区内同时回采工作面日产量之和，t/d；A1采区内同时掘进的煤巷掘进工作面产量之和，t/d；k1工作面产量不均衡系数。采区内同采两个工作面，取0.95；k2采区内掘进出煤系数，取1.1；第三节 采区服务年限采区服务年限按下式计算：T=10000ZC/AB式中T采区服务年限，a；Z采区可采储量，万t； AB采区生产能力，t/d；C采区回采率，%； 薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80% ，厚煤层不低于75%；第六章 采区通风安全第一节 通风系统一、简要叙述矿井通风现状，主要内容包括矿井通风方式、风机型号、矿井需要风量、矿井实际进风量、风机排风量、矿井负压等参数。二、新设计采区投产后，矿井采场分布情况，主要包括：矿井生产采区个数，每个生产采区内采煤工作面、掘进工作面及硐室个数。用文字叙述新风风流与乏风风流路线，并附通风系统图，系统图采用微机绘制，通防设施、风流标志与方向要与现场相对应。统一采用山东省煤矿一通三防实施细则所规定的通防设施图例。附：通风系统图第二节 采区供风量及负压计算以国家安全生产监督管理总局等三部门联合制定的煤矿通风能力核定办法规定的风量计算方法为依据，逐项统计、分析计算、验算采掘工作面、备用工作面、各机电硐室所需要的风量、风速、计算出采区需要的总风量。说明矿井风量是否能够满足采区所需要的风量要求。采煤工作面按采区设计中通风流程最长、需风量最大的工作面进行计算，备用工作面风量选取的原则是不得低于正规工作面最大需风量的一半。掘进工作面的风量计算按采区设计中最大需风量为标准。机电硐室、绞车房等用风地点根据肥城矿业集团风量计算细则相关部分的规定执行。一、采煤工作面需要风量计算每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。1、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：Q采=Q基本K采高K采面长K温式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本工作面控顶距工作面实际采高工作面有效断面的70%适宜风速，（不小于 1.0 m/s）；K采高回采工作面采高调整系数，（见表1）； K面长回采工作面长度调整系数，（见表2）； K温回采工作面温度调整系数，（见表3）； 回采工作面采高调整系数（K采高） 表1采 高2.02.02.52.55.0及放顶煤面系数（K采高）1.01.11.5 回采工作面长度调整系数（K面长） 表2回采工作面长度（m）80150150200200长度调整系数（K面长）1.01.01.31.31.5回采工作面温度与对应风速调整系数（K温） 表3回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数K温180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.62、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按回采工作面风流中瓦斯（或二氧化碳浓度）的浓度不超1.0要求计算： Q采100q采KCH4Q采 回采工作面实际需要风量，m3/min；q采 回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；KCH4 采煤面瓦斯涌出不均衡通风系数为。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60V采S采 （ m3/min）式中：V采采煤工作面风速， m/s;S采采煤工作面的平均断面积，m2。4、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量每人供风4m3/min：Q采4N（m3/min）每千克炸药供风25m3/min：Q采25A（m3/min）；式中：N工作面最多人数；A 一次爆破炸药最大用量，Kg。综合以上各项计算结果确定工作面供风量数值。 5、按风速进行验算 15SQ采240S ( m3/min) 式中：S工作面平均断面积，m2 。经过计算及验算后，最终确定该工作面计划供风量数值。备用工作面应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际风量的50。Q备 Q采二、掘进工作面的需要风量1、基本参数巷道设计长度（米）巷道掘进断面积（m2）瓦斯绝对涌出量（m3/min）二氧化碳绝对涌出量（m3/min）巷道类别工作面温度（）每班最多工作人数（人）一次乳化炸药消耗量（Kg）2、计算:、按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算掘进面需要风量：Q掘=100q掘K掘通式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min；q 掘 掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量m3/min； K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。、按同时作业人数和炸药量计算掘进工作面需要风量：每人供风4m3/min，即Q掘4N( m3/min) 每千克炸药供风25m3/min，即Q掘25A（m3/min）式中：N 掘进工作面最多人数；A 一次爆破炸药最大用量, Kg。、按风速进行验算掘进工作面需风量煤巷掘进最低风量，Q煤掘15S掘（m3/min）岩巷掘进最低风量，Q岩掘9S掘（m3/min）岩煤巷道最高风量，Q掘240S掘（m3/min）式中：S掘 掘进工作面的断面积，m2。、掘进工作面局部通风机选型Q吸1= Q掘/（1-P百）m式中：Q吸1局部通风机需要吸风量，m3/min；M独头通风百米长度指数； P百柔性风筒百米漏风率；根据上述计算结果，确定该掘进面选用局部通风机型号与风筒尺寸，并说明该局扇实际吸风量大小。、按局部通风机实际吸风量计算掘进面全风压需要风量：岩巷掘进：Q掘Q扇I i9S煤巷掘进：Q掘Q扇I i15S式中：Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min；安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量之外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速， 岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。S局扇安装地点巷道断面积，m2 ；I i 掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 根据上述计算结果最终确定掘进工作面需要风量大小。三、井下硐室需要风量计算1、井下硐室需要风量，应按采区内各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算：Q硐Q硐1+ Q硐2+ Q硐3+ + Q硐n式中：Q硐所有独立通风硐室需要风量总和，m3/min；Q硐1、Q硐2、Q硐3、.、 Q硐n 不同独立硐室需要风量，m3/min。2、井下机电硐室需要风量计算机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。选取硐室风量，保证机电硐室温度不超过30，其他硐室温度不超过26。机电硐室的需要风量可按经验值选用(表4)机电硐室需要风量 表4硐室小型中型大型风量m3/min406070100100200注：小型硐室：总容量在30kW或50kVA以下，充电组2组以下。中型硐室：总容量在30500kW或50380kVA，充电组34组。大型硐室：总容量在500kW以上或380kVA以上，充电组5组以上。四、其它井巷实际需要风量计算按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q其它100qch4K其通 （m3/min） 式中：qch4井巷最大瓦斯绝对涌出量，m3/min； K其通瓦斯涌出不均衡系数，取1.21.3。按风速验算：Q其它9S其它 （m3/min）式中：Q其它其它地点需用风量 m3/min； S其它其它地点巷道断面， m2。 经以上计算验算后，确定其它巷道最低需要风量。五、采区需要风量按下式计算：Q区进（Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它）K区通式中Q区进 采区实际需要总风量，m3/min ；Q采 采区内全部采煤工作面需要风量，m3/min；Q备 采区内全部备用工作面需要风量，m3/min；Q掘采区内全部掘进工作面需要风量，m3/min； Q硐采区内全部机电硐室需要风量，m3/min； Q其它采区内其它地点需用风量 m3/min；K区通风量备用系数，一般取1.2。计算出设计采区需要风量求后，结合投产时的采场分布，分析计算矿井需风量大小。同时对矿井通风阻力分布情况进行计算，按照通风路线顺序，即进风井、主要进风大巷、采区进风巷、采煤工作面、采区回风巷、主要回风大巷、风井等逐段计算其通风阻力，各段风量选取以该地点实际供风量为依据。进而得出新设计采区投产后全矿井通风阻力结果。附通风阻力预测计算表。对照风机性能曲线提供的风量、风压等参数和风机现运行状况、核实矿井通风能力是否能够满足设计采区投产后的风量需求，若设计采区负压过大，要采取措施将负压控制在规定值范围内。采区通风阻力预测计算表序号巷道名称支护方式ao值(kg/m3)巷道长度L (m)巷道周长U(m)巷道净断面积S(m2)S3摩擦风阻R=aoLU/S3( pa)风量Q(m3/s)Q2摩擦阻力haoLUQ2/S3( pa)风速V(m/s)合计第三节 避灾路线说明避水灾路线和避火、瓦斯、煤尘灾路线，并绘制避灾路线图。第七章 采区排水系统及设备选型第一节 排水系统下山采区必须建有能满足要求的排水系统，采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量。说明采区涌水排至地面的排水方式和排水路线。第二节 排水设备选型一、说明：包括排水泵和排水管路的选型。设备和管路选型要有详细的计算过程。对于最大涌水量和正常涌水量差别较大的下山采区，应有规范的水仓、泵房设计；必须有工作、备用和检修水泵。工作水泵的能力，应能在20h内排出采区24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出采区24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。必须有工作和备用水管。 工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出采区24h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力，应配合工作和备用水泵在20h内排树采区24h的最大涌水量。二、 排水设备选型已知条件：采区正常涌水量qz= m3/h，最大涌水量qmax= m3/h，水泵房标高H1= m，排水口标高H2= m，矿井水酸碱度PH=1、选型计算：（1）选择水泵正常涌水时水泵必须的排水能力Qz=1.2qz最大涌水时水泵必须的排水能力Qmax=1.2qmax水泵必须扬程Hb=Hc/g=(H1H2)/ gg取0.75预选水泵水泵稳定性校验（2）选择管路正常涌水时 趟排水管路，最大涌水时 趟排水管路。计算管径取流速Vp=1.52.2(m/s)，则排水管内径dp=(4Q)/(3600Vp)1/2必须有工作备用的水管最大涌水量时，管路数B=dpmax=4n3Qe/(3beoVp)1/2/dp (取整)计算管路特性求出阻力系数Rt，管路特性方程H=Hc+（Lp+ Lx）RtQ2/100(3)确定工况利用特性方程，绘制管路特性曲线，与水泵特性曲线的交点即为工况点。工况点流量(m3/h)扬程(m)效率(%)KK(4)验算排水时间正常涌水时和最大涌水时每天必须的排水时间分别为Tz=24qz/(nlQk)Tmax=24qmax/(nl+n2)Qk无论正常涌水还是最大涌水时，每天的排水时间均符合煤矿安全规程第278条要求。（5）验算电机容量工况点在水泵工业利用区域内，根据设备手册选配 Kw电机。第八章 采区供电及装备第一节 供电系统说明采区供电系统，包括电源和线路。下山采区泵房的供电线路要采用双回路。第二节 供电设备选型一、采区负荷统计： 列表说明二、采区供电计算高压电缆选择计算1、已知采区装机总容量Pe = KW2、回采工作面设备需用系数及功率因数Kx=0.286+0.714Pemax/Pe式中Pe工作面电机额定容量之和 KW；Pemax工作面最大容量电机额定功率 KW；需用系数：Kx1=功率因数：查表得 cospj1=3、掘进工作面设备需用系数及功率因数需用系数： Kx2=功率因数：查表得 cospj2=4、运输设备需用系数及功率因数需用系数：Kx3=功率因数：查表得 cospj3=5、采区总视在功率SKx1Pe1 / cospj1+ Kx2Pe2 / cospj2+ Kx3Pe3 / cospj3Pe1 回采工作面总功率， KW;Pe2 掘进工作面总功率， KW;Pe3 运输设备总功率, KW; 6、按经济电流密度选择电源高压电缆截面： (1)按高压电缆的最大长时工作电流选电缆截面 (2)按长时允许电流校验电缆截面(二)变压器容量的选择计算 根据煤矿安全规程规定，采掘供电必须分开。 采煤工作面变压器的选择SKx1Pe1/CosPj1 根据S值，选变压器 台， 型号： 掘进工作面变压器的选择计算 SKx2Pe2/CosPj2根据S值，选变压器 台， 型号：（3）运输变压器的选择计算 SKx3Pe3/CosPj3根据S值，选变压器 台， 型号： 根据以上计算，采区变电所装备 型变压器 台，高防开关 台。 (三) 采区低压电缆的选择及低压开关的保护与校验 低压电缆的选择 按正常允许电压损失选择电缆截面 支线电缆的电压损失UblPe.Kf.L.1000/(D.Ue.Sz.) 变压器的电压损失 Ub(Pe.Kx.RbPe.Kx.tgpj.Xb)/Ue 允许电压损失 干线电缆的允许电压损失: Up.msUpUblUb 满足电压损失的最小截面为:AmsKde.Pe.Lms.1000/(Un.sc.Up.ms)干线电缆的选型： 按起动条件校验电缆截面 采煤机电机的最小起动电压Uq UqUe（） 采煤机在最小起动电压下起动电流Ist IstIst.n.Uq/U n 此时采煤机支线电缆的电压损失Ubl.st Ubl.stIst.cos/(rsc.Abl)启动器安装处的电压UUUqUbl.st 根据以上计算，如果U0.7Un，满足启动器吸持电压的要求，因此确定采煤机电机端子上的最小启动电压为Uq。 采煤机启动时各部分电压损失启动采煤机时支线电压损失 Ubl.st 启动时干线电流和功率因数 Ims.st cosms.st(Ist.cosIca.re.cos)/Ims.st式中：Ica.reKdePN.re1000/(Uncos) 启动时干线电压损失 Ums.stIms.stLmscos/(scAms)启动时变压器电压损失 UT.st(KdePN.reRTKdePN.retg.XT)/Un 启动时总电压损失 UstUT.stUms.stUbl.st 此时采煤机电机端子上的电压为U2N.TUst Uq 因此所选截面满足起动条件的要求。 、采区低压开关保护的整定及灵敏度检验 供采煤工作面的低压开关 整定值Iz：IzIqeKxIe式中： Iqe容量最大的电动机的额定起动电流，A；Kx需用系数；Ie其余电动机的额定电流之和,A;KxId/Iz Id短路电流，A；增加计算过程Iz整定值，A；（当Kx大于1.5时,灵敏度验算合格）供掘进工作面配出开关和向运输线路配出开关的整定值确定和灵敏度验算第九章 运输系统及设备选型第一节 运输系统 运输路线1、采区主运输（运煤）路线：2、采区辅助运输（运矸石、材料等）路线：第二节 设备选型 一、主运输设备选型计算：皮带运输机选型1、选择机型首先应根据原始资料和其他要求选择带式输送机的类型。如选用通用设备还是专用成套设备，是固定式还是吊挂式等。2、输送带宽度的确定在确定带速的基础上，计算满足生产条件要求的带宽。（1）、满足设计运输能力的带宽的计算：（Q/Kc）1/2式中：Q设计运输能力, t/h满足设计运输能力的输送带宽度，mK物料断面系数，输送带运行速度，m/s物料的散状密度，t/m3c倾角系数，（2）、满足物料块度条件的带宽2的计算：B22amax+200 amax物料中最大块度的长尺寸，mm2满足物料块度条件的输送带宽度，mm根据1、2和带型选取标准带宽的输送带。3、基本参数的确定计算（1）输送带线质量qd 当输送带选定后，可从其规格表中或通过计算得出输送带每米长的质量，即线质量qd，单位为kg/m。（2）物料线质量q当已知设计运输能力和带速时，物料线质量 q=Q/3.6式中：q物料线质量，kg/mQ生产地点设计运输能力，t/h输送带运行速度，m/s(3)托辊旋转部分线质量qt、q“t选择承载、回程托辊和托辊布置间距，求出托辊旋转部分线质量qt=G/Ltq“t=G”/L”t式中：qt承载托辊旋转部分线质量，kg/mG承载托辊旋转部分的质量，kgLt承载托辊间距，mq“t回程托辊旋转部分线质量，kg/m G”回程托辊旋转部分的质量，kg L”t回程托辊间距，m（4）计算输送带许用张力，NSe=dB/m式中：Se输送带许用张力，Nd带芯拉断强度，N/mmB输送带宽度mmm输送带安全系数。钢绳芯带：m=10，整体带芯带：采用塑化接头m=9，采用机械接头m=14。（5）选择滚筒计算传动滚筒直径，确定改向滚筒直径，同时确定滚筒表面形式。（6）计算各直线区段阻力对于承载分支 承载： Wzg L(qqdqt).cos(qqd).sin 空载： Wkg L(qdqt”).”.cosqd.sin式中：Wz承载分支直线段运行阻力，NWk回空分支直线段运行阻力，Ng-重力加速度 m/s2L输送长度 m；输送倾角输送带在承载分支运行的阻力系数，“输送带在回空分支运行的阻力系数q物料线质量， kg/m qd输送带线质量， kg/mqt承载托辊旋转部分线质量 kg/mq“t回程托辊旋转部分线质量 kg/m向上运行取“+”，向下运行取“-”；4、输送带张力计算用逐点法计算输送带关键点张力，输送带张力应满足两个条件：（1）摩擦传动条件，即输送带的张力必须保证输送机在任何正常工况下都无输送带打滑现象发生。（2）垂度条件：即输送带的张力必须满足保证输送带在两托辊间的垂度不超过规定值，或满足最小张力条件。 SZmin5g Lt (qqd)cos SKmin5g L”t qd.cos 式中：SZmin承载分支输送带最小张力，NSKmin回空分支输送带最小张力，N按垂度条件求承载段最小张力点的张力值：S2SZmin 5g Lt (qqd)cosS1S2/1.06S3S1WzS41.06S3S5S4S9S1WkS8S9/1.06 S7S8/1.06S6S7 5、打滑验算 euS5/S6 u （查数学表）(u/u)(180/) 7则输送带强度合格。式中：Smax输送带的最大张力Smax=1.06（Smin/1.06+Wz） Gx每毫米宽输送带抗拉强度 N/mm; 7、选取电机功率NK.W.V/(g.102.) （kw）8、制动力矩计算根据井下用带式输送机技术要求，制动装置或逆止装置产生的制动力矩不得小于该输送机所需制动力矩的1.5倍。 二、辅助运输设备选型计算：1、辅助运输设备：根据采区生产能力初选调度绞车。 2、按巷道最大坡度和最长运输距离进行验算，允许载荷量WWP-QL（sin+f2COS）/( sin+ f1COS)钢丝绳安全系数校验Pn.2400.(sin+f1cos) +qL（sin+f2COS）mF/ P 当m6.5, 钢丝绳安全系数能够满足要求；当m6.5, 钢丝绳安全系数不能满足要求，必须重新选择钢丝绳并验算。式中：P绞车牵引力，Q钢丝绳每米重量，kg/mL钢丝绳长度，mf1取0.015 车轮与轨道的摩擦系数f2取0.15 钢丝绳与其接触物的摩擦系数F钢丝绳破断拉力总和，钢丝绳安全系数P钢丝绳终端载荷,kgn每次提升矿车数， 2400每矿车及载物重量，kg第十章 压风系统一、采区压风设备及管路系统二、采区压风路线第十一章 防尘系统说明防尘系统采用的水源、不同巷道采用的管路尺寸及敷设路线等内容。对水源的水量、水压大小及水质的分析结果进行说明，满足设计采区的供水需求。分段叙述进风大巷、采区进回风巷采用的管径尺寸。严格按煤矿安全规程规定设置三通和阀门。采掘工作面、运输转载点等各个生产环节防尘设施做到装备齐全、使用可靠。第十二章 供水系统一、采区供水水源、水压及供水管路二、 采区供水路线第十三章 防火灌浆系统说明采区防火注浆系统，主要包括注浆站和注浆管路。对注浆站的地理位置、注浆设备的种类与型号、数量、所采用的注浆材料及水土比例等参数要进行说明。介绍注浆管路的敷设路线及管径尺寸情况。安装束管监测系统的矿井，应对其系统型号、束管敷设路线与束管采样器的安装位置等情况进行说明。针对发火煤层或厚煤层开采的工作面采用其他防灭火手段的，一并对应用的新工艺、新材料的设备种类、工艺流程、材料配比、安全标准等事项进行叙述。第十四章 采区通讯系统从入矿的接口开始叙述，一直叙述到回采工作面和掘进工作面通讯设备。第15章 安全监测监控系统 矿井安设有*型监测监控系统，井下安设有瓦斯传感器*台，风速传感器*台，设备开停传感器*台，风门开闭传感器*台。 设计利用矿井现有*型监控系统及地面设施，按煤矿安全规程及煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的有关规定安装增加、补充各类传感器，一旦出现瓦斯超限，自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源，保障矿井生产安全。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实现风电、瓦斯电闭锁功能。 甲烷传感器安设位置及报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围详见图中传感器设置表。 计采区投产时共装备*个分站，均为*型中分站，装备各类传感器*台(不含备用量)。其中瓦斯传感器*台，风速传感器*台，温度传感器*台，负压传感器*台，风门开闭传感器*个，设备开停传感器*台,设备开关馈电传感器*台，风筒传感器*个。 各类传感器的备用量按20配置，矿井各类传感器配备数量见表*。见矿井安全监测、监控传感器布置平面图。第十六章 灾害预防及处理措施全面分析采区通风、提升、运输、供电、顶板、水、火、瓦斯、煤尘等方面存在的危险有害因素，提出针对性的预防及处理措施。 第一节 瓦斯灾害防治措施一、防止瓦斯积聚的措施1、通风系统合理、完善。巷道断面按设计施工，满足通风需要;主要通风机根据选型配置，保证矿井风量足够、稳定、可靠;矿井通风系统简单，角联风路、并联支路少，井下通风构筑物少;各用风地点风量容易控制，风流稳定性好，能够保证各用风点风量。2、保证通风设施质量，加强通风设备设施管理与维护检修，井下各用风地点按规定配风，风速符合规程规定。3、严格执行矿井瓦斯检测制度，搞好“一通三防”工作。4、加强巷道维护和采煤工作面顶板管理，避免瓦斯局部积聚，及时密闭盲巷、废巷，隔离采空区;瓦斯超限时，严格执行瓦斯排放制度。5、加强通风、机电设备的检修维护，减少无计划停电、停风造成的瓦斯积聚。 二、防止瓦斯爆炸的措施1、 入井人员穿抗静电工作服下井，以免静电产生火花引爆瓦斯。2、 严格井口检身制度，防止入井人员携带烟草和点火物品下井。3、杜绝失爆矿灯下井，严禁井下敲打、拆卸矿灯。4、井下所有电气设备采用隔爆型，严禁失爆设备下井。5、加强放炮管理，做到“一炮三检”，杜绝不正规的爆破作业。6、井下采、掘工作面实行独立通风，掘进工作面实行风电、瓦斯电闭锁，采煤工作面实行瓦斯电闭锁。7、防止瓦斯爆炸事故扩大的措施不用的旧巷及开采结束工作面及时设置可靠的永久密闭;加强矿井主要通风机、防爆门的日常管理，保证主要通风机、防爆门处于良好状态，反风时保证主要通风机能在10min之内改变巷道中风流方向，反风风量不低于正常风量的40%;编制完善的瓦斯爆炸事故处理计划，按规定进行反风演习，检验反风设施及反风效果;加强矿井井下通风设施的日常管理、维修维护工作，保证通风设施质量。第二节综合防尘措施1、采掘工作面采用湿式打眼，爆破时使用水炮泥及喷雾洒水，出煤或装煤(岩)时洒水等措施。2、合理配风，定期清扫井巷浮煤，冲洗巷道和刷浆。3、建立完善的防尘洒水系统，主要运输巷、采区上山、区段轨道平巷及区段回风平巷、采掘工作面、放煤口、卸载点等地点装设防尘供水管路和降尘装置。4、井下(缓冲)煤仓应保持一定的存煤。第三节消防火措施一、内因火灾防治措施矿井开采煤层不易自燃，设计采取监测监控、均压通风等预防性措施防止内因火灾的发生。二、外因火灾防治措施1、建立完善的矿井防火管理制度。2、加强明火与潜在热源的控制与管理，安装可靠的保护设施，严禁人员携带烟火入井。3、井筒及运输大巷采用锚喷支护，采区巷道采用锚喷及钢性支架支护;井下机电硐室采用砌碹支护，并设置防火门，各机电硐室配备灭火器材。4、加强日常管理，保证矿井主要通风机处于良好状态，保障反风顺利实施。5、建立了完善的消防管路系统，井上、下设置有消防材料库，并备有相应数量的消防材料和工具，以及时控制或消灭矿井火灾。6、绘制矿井避灾路线，一旦发生火灾，保证人员安全撤离。7、进风井口均安设防火铁门，井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火。见避灾线路示意图。第四节水害防治措施1、井口附近设置防洪水沟。2、做好雨季防汛准备和检查工作，防止或减少地表水涌入井下。3、加强排水设备管理。4、矿井掘进工作面配备探水钻，并加强职工安全教育，坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。5、加强水文地质资料的收集、整理工作，查清、探明矿区范围内老窑分布及积水情况，采取措施防止老窑水对矿井的危害。6、按煤矿安全规程规定留设有防水煤柱。见避灾线路示意图。第五节顶板事故防治措施一、回采工作面顶板管理措施1、严格支护质量，支柱排、柱距符合作业规程规定，失效、缺失支柱及时更换增补杜绝空顶作业。2、悬顶距离应在作业规程中规定，回柱后若悬顶超过规定，应采取打眼放炮的方式进行强制放顶。3、对于层理发育的顶板，要采取连锁支架，加密支护，适当加大控顶距，打眼放炮时减少装药量。为防止工作面顶板大面积垮落造成冒顶，回柱放顶