铭鑫矿采区设计方案说明书(修改)

1、个人资料整理 仅限学习使用嵩阳铭鑫 登封）煤业有限公司21采区设计说明书二o年九月二十日目录附图：1、21采区巷道布置图2、21采区下山剖面及主要巷道断面图3、采区煤层底板等高线及储量估算图4、采区避灾路线示意图5、采区通风系统示意图 6、安全监控系统示意图7、采区机械配备平面图8、米区运输系统下意图9、采区煤系地层综合柱状图10、采区供电系统图第一章采区简况及地质特征铭鑫煤矿位于河南省登封市徐庄乡马峪口村境内，西 南距徐庄乡8公里，西北距登封市 35公里，东北距新密市 和郑州市分别 20公里和87公里，均有公里相通。交通极 为方便。矿井为原恒瑞煤矿、兴华煤矿整合而成，核定生 产能力为0.15

2、Mt/a 。1-1.采区简况一、采区所处井田位置、采区边界及邻区情况1、采区所处井田位置及边界铭鑫煤矿井田呈“ 7”字带状，21采区位于铭鑫井田北 部，北为井田边界保护煤柱，西为矿井主副井及尚未回采 结束的11采区，南为井田边界保护煤柱和虎岭断层保护煤 柱，东为井田东翼边界保护煤柱。采区走向长 230320m,倾向长500m左右，煤层底板 上限标高为+40m,下限标高为-140m,面积为0.150km2。2、邻区情况邻近采区为东部的11采区，11采区已快开采完毕，尚 余数个工作面。南部为尚未开采的井田。本采区的开采在 层位关系上对邻区不会造成影响。二、地面情况1、地面位置采区地面无大型建筑物。

3、2、地形地貌矿区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为低山 丘陵。区内基岩半裸露，地表多被第四系黄土等松散层覆 盖。地形起伏不平，整体呈西北高东南低趋势。地面坡度 较大，平均坡度 6 o西北-东南向冲沟发育，有利于大气 降水的迳流和排泄。3、地面水系本区属淮河流域颖河水系。颖河，为本区最大的常年性地表水流，自西北向东南 流经矿区东北部，注入白沙水库；流量动态呈明显季节性 变化，据资料记载其流量为0.0155130m3/s；最高洪水位为+238+242mi颖河两岸一、二级阶地发育。白沙水库为一中型水库，库容为2.9 X108m3,主要用于拦蓄洪水、农田灌溉及水产养殖等。区内发育有季节性冲 沟，仅

4、在雨季有短暂水流，雨后即干。4、其他本区属典型的大陆性半干旱季风气候，夏秋两季炎热多雨，冬春两季低温干旱。年降水量 416.51102.9mm,一 般为600800mm降水量多集中在 79三个月，占年降水 量50%以上，年蒸发量 1637.82297.3mm,年平均相对湿 度6070%。根据河南省地震局资料，登封市及邻近地区近期未发 生过大的破坏性地震。据建筑抗震设计规范 <GB50011-2001）登封市抗震设防烈度为 6度。1-2.采区地质特征一、地质构造采区南翼边界为虎岭大断层保护煤柱边界，开采时注意留足保护煤柱。采区构造形态为一简单的单斜构造。构造类型为一类。二、煤层及煤质特征本

5、采区主要可采煤层为山西组二i煤，煤层底板标高为-120m+50m 煤层厚度变化大，为1.359.85m,平均厚度5.60m,煤层倾角17°23 °左右，平均倾角为 20°。煤层结构简单，不含夹砂，全区普遍可采，煤层稳定程度属较稳定型煤层。煤层直接顶板大多数为中及细粒砂岩，局部位深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩；底板为灰黑色泥岩及砂质泥岩，局部位细粒砂岩。三、水文地质1、基本特征根据矿井水文地质报告和相邻11采区资料和采区钻孔资料分析可知，本采区充水水源主要为底板渗<涌）水和断层水。本矿及周边小矿发生的几次突水均为掘进过程 中遇到小断层发生；顶板水多以淋水形式向矿坑

6、充水，富 水性差，生产中易于疏排；因周边无其他矿井采空区和老 窑，本采区无老空水影响，但掘进过程中要做好超前探放水工作2、涌水量预计根据充水因素分析，本采区二i煤层充水水源主要有：顶板砂岩水、底板 L7-8灰岩水、断层水。断层水与开采过程 中防治水工作有关，水量不定，不易预测；顶板水以局部 渗水、淋水为主，水量甚小；故本次只对二1煤层底板太原组L7-8灰岩水进行预测。预测采用“比拟法”和“大井 法”。比拟法：本采区水文地质与原恒瑞煤矿相似，具单位 涌水量与开采面积、水压和开采水平有一定关系，预算时 采用直观的比拟法，并选用开采面积、降深为函数关系的 经验公式:式中：Q正一一采区预测涌水量，m3

7、/h ;C0一一原恒瑞煤矿正常涌水量，50 m3/h ;F0一原恒瑞煤矿开采面积，9400m;F 一21采区开采面积，117000m2;S 水位最大降深，<207.56+120 ) =327.56m；S0当前水位降深，<207.56-40 ) =167.56m；L7-8灰岩静止水位标高取0302孔和0303孔抽水资料<214.14+200.97 ) /2=207.56m。将上述参数代入公式，计算得该区开采至最深水平<-120m)时正常涌水量Q正=132m3/h 0根据本矿及周边矿井生产情况，矿井最大涌水量一般较 正常涌水量增加 20%,以此推测21采区最大涌水量为Q大=

8、229.74m3/h。大井法：煤层顶板涌水量计算公式为：Q=1.366K<2HM-M2 ） /（lgR-lgr> 。煤层底板涌水量计算公式为： Q=2.73K<2HM-血h2） （lgR-lgr> 。经过计算预计本采区正常 涌水量为 122.17 m 3/h ,最大涌水量为 195.47 m 3/h<公式中 数据选取参考矿井初步设计和水文地质报告等资料）。根据本次计算结果，确定21采区正常涌水量为 143.59m3/h ,最大涌水量为 229.74m3/h。四、瓦斯、煤尘及自燃情况1、瓦斯铭鑫煤矿属于低瓦斯矿井，瓦斯涌生量小于 6.00m3/t.d 。煤层瓦斯赋存

9、具有一定的不均衡性，因此，在采掘过 程中，仍应加强矿井瓦斯监测工作，以免造成不应有的损 失。2、煤尘根据矿井生产资料，井下煤尘较小，未发生过煤尘爆炸 事故。二1煤煤尘爆炸指数为 12.0615.38 %。爆炸性实验 火焰高度为1015mm加岩粉量为50%,为有煤尘爆炸危 险性。3、自燃发火本矿开采过程中二1煤层未发生过自燃。参考相邻煤矿鉴定结果，煤层变化程度高，煤中硫含量低，煤层燃点较 高，应属于不易自燃煤层。4、地温、地压据已有地质资料分析，本采区属地温正常区，深部回采 时不存在地温热害问题。所开采的二i煤层顶板岩石稳定性较好，易于管理，顶 板来压不明显。五、采区储量1、储量计算根据本矿井提

10、供的二i煤层地质储量，扣除井田边界和工业场地等保护煤柱及开采损失储量后，采区可采储量为 47.8 万 t。采区可采储量详见汇总表 4-1o21米区可米储量汇总表单 位：万t表41采保有地质储永久煤柱损失开采可采区量井田边界、断层边界等损失2175.615.911.947.82、煤柱留设井田边界及断层煤柱井田边界保护煤柱按经验值 20m的规定留设、虎岭断层保护煤柱留设:含水、导水断层防隔水煤柱留设经验公式：一=50ms=46m=42m式中：L:煤柱留设宽度；K:安全系数；（取5>M:煤层真厚度；P：水头压力；（目前水位标高+170m本采区最低开采标高+100m>Kp:煤的抗拉强度；

11、<开发利用方案上设计Kp为 2kg/cm2）+170m以上，为非带压开采，断层保护煤柱均按20m留设。-120m 标高：P=2.9MPa,=0.5 x 5X 3X-80 m 标高：P=2.5MPa目=0.5 x 5X 3X-40 m 标高：P=2.1MPa日=0.5 x 5X 3X± 0 m 标高：P=1.7MPa=0.5 x 5X4.5 x=57m日+40 m 标高:P=1.3MPa=0.5 X 5X 5.5x =61m+80 m 标高:P=0.9MPa=0.5 x 5X 5X=46m+120 m 标高:P=0.5MPa=0.5X5X4.5X 回=31m+160 m 标高:P

12、=0.1MPa=0.5 x 5X4.5 xH =14< 20 m,按 20m留以此：虎岭断层保护煤柱按照2061m留设准备巷道煤柱巷道一侧留设20m,巷道之间留设 20m区段煤柱按小煤柱沿空送巷考虑，一般留设 46nl六、采区勘探程度分析与影响安全生产因素1、勘探程度分析本井田通过地质勘探，资源储量核查报告和矿井生产揭露，已查明矿区构造形态和二1煤层厚度变化情况，查明了二1煤层煤质特征和工艺性能，查明了本区水文地质条件，属三类二亚类二型。论述井田内的含水层、隔水层、断层导水性，评价了矿井充水因素。查明二 1煤层埋藏产状、煤厚和倾角，煤层顶底岩性分布特征等开采技术条件。其勘探程度达到了现行

13、煤、泥、炭地质勘探规范对勘探阶段的要求，可作为资源资产评估，开拓设计和生产的地质依据。2、影响安全生产的因素本采区内影响安全生产的最大因素为水。必须采取措施 注浆加固底板，防止底板涌水影响安全生产。第二章采区巷道布置2-1.采区设计生产能力与服务年限一、采区设计生产能力的确定采区设计生产能力取决于井田地质条件、煤层开采条件、地质储量、生产管理水平等多种综合因素，根据采区现有可采储量，结合该矿的管理水平和技术特点，21采区设计一个炮采工作面、两个煤巷掘进工作面保证矿井设计生产能力15万吨/年。二、服务年限炮采工作面按年产量15万吨计算服务年限。则采区服务年限：T=Z/A=47.8/15=3.18

14、a式中：T-服务年限，年；Z-米区可米储量，万吨；A-采区设计生产能力，万吨/年。三、工作制度矿井年工作日 330天，每天三班作业，两班由煤。每天净提升时间16ho2-2.采区巷道布置一、可采煤层本采区主要可采煤层为太原下部二i煤层。煤层厚度变化大，为1.359.85m,平均厚度3.72m,煤层倾角17° 23左右，平均倾角为 20 o考虑矿井后期开采水平延伸，将本采区布置为单翼采 区。二、巷道布置方案根据21采区煤层赋存状况、地质构造、相邻采区底板 涌水量、井田周边情况，结合矿井现有的巷道布局综合分 析，对21采区的巷道布置提由以下两个方案：方案I ：利用主井北部的巷道系统，以井田

15、边界煤柱为界，沿煤 层倾斜方向布置采区运输下山和回风下山。运输下山沿煤 层底板掘进，落底标高为-100m,回风下山沿煤层顶板掘进，落底标高为-80m。经查资料，该矿顶板涌水量较小，底板灰岩岩溶裂隙水 较大。因此，使两下山落底后变平施工进入煤层顶板岩 石，在顶板岩层中布置采区变电所、泵房、水仓。运输下山巷道坡度为煤层倾角-22 ° ,施工方位角 94 o主要担负采区进风、炭运输任务，同时兼做上、下 人员通道。回风下山沿井田北翼边界保护煤柱顺二1煤层倾向布置，平均坡度-22,施工方位角 94 o主要担负采区回风任务，兼做采区辅助运输通道。采区变电所、泵房、水仓净断面为10吊，采用锚喷支采

16、区两下山和工作面上下两巷采用U型钢架棚支护，双抗网、椽子背帮顶，巷道净断面9.0m2。方案n :利用主井南翼巷道系统，以井田南翼边界保护煤柱和虎 岭断层保护煤柱为界，沿煤层倾斜方向布置采区运输下山 和回风下山。下山沿煤层底板掘进，巷道落底标高为 100m该方案巷道布置，除回采虎岭断层以北的资源外，还可 根据下山施工探测的地质构造情况兼顾回采该断层以南的 资源。把采区布置成双翼采区。根据矿井水文地质资料，将采区变电所、泵房、水仓布 置在顶板岩层中。运输下山巷道施工方位角94 o主要担负采区进风、炭运输任务，同时兼做上、下人员通道。回风下山沿井田南翼边界保护煤柱顺二i煤层倾向布置，施工方位角 94

17、 o主要担负采区回风任务，兼做采区 辅助运输通道。两条下山中部施工一联巷联通两下山。为确保通风系统 稳定，联巷必须及时构筑通风设施。采区变电所、泵房、水仓净断面为10m2,采用锚喷支采区两下山和工作面上下两巷采用U型钢架棚支护，双抗网、椽子背帮顶，巷道净断面 9.0m2。两个方案的优缺点如下：方案I优点：1、采区下山均沿二 i煤层底板布置，工作面沿煤层走 向布置，上下两巷正坡度施工，便于运输和排水，煤炭资 源回收率提高。2、该矿主要充水水源为二 i煤层底板水，故采区泵 房、水仓布置于二i煤层顶板中，减小水害对采取泵房、变 电所的威胁。缺点：由于运输下山上部车场利用部分老巷道，下山上下两段 不在

18、一条直线上，需布置两部设备，增加运输环节。方案n优点：1、将采区布置成双翼开采，两条下山服务的回采区域 大，综合利用率高。2、运输下山内铺设一部胶带输送机，较少采区设备投 入，优化运输系统。缺点：由于虎岭断层落差较大 <80m左右）且导水，另根据井 田浅部和临近矿井的回采资料分析，该断层附近次生断层 发育。井田深部勘探程度较低，采区下山沿断层煤柱布 置，若遇到大的断层下山将不能按设计落底，届时采区面 临报废危险。两方案工程量、巷道支护、断面相似，工程投入接近， 不再对比。通过以上对比分析，方案一的可操作性大，在投入相 近的工程量和工期的情况，采生的资源量大，经济技术合 理。因此，本采区的

19、巷道布置选择方案一。三、下山位置、数目及层位本采区设计年生产能力为15万吨/年。为了满足采区运输、通风和行人的需要，根据上面的方案对比分析，设 计本采区布置二条下山即：回风下山、运输下山；下山均 沿煤层底板布置；运输下山担负采区煤炭运输任务，同时 兼做进风和上、下人员，斜长510m,净断面9.0m2, U型钢支架。回风下山担负采区回风和辅助运输任务，斜长 490m,净断面9.0m： U型钢支架。两条下山方位为 94° ,坡度为-22 ° o回风下山上下端 标高分别为+80m、-87m ,运输下山上下端标高分别为 +73m -100m。四、区段划分根据本采区煤层具体情况，结合

20、我矿开采经验和技术水平，由东向西划分为五个区段，区段斜长80m,走向长度230m,沿空送巷保护煤柱留设 46mo采区走向长 230320m,倾向长500m左右，煤层底板 上限标高为+40mi,下限标高为-140m,面积为0.150km2。五、采区运输系统采区运煤系统：回采工作面一下副巷一21采区运输下山一运输大巷一主井一地面。采区运料系统：副井-运输大巷-采区上车场f21采区回风下山一工作面车场一上副巷一工作面。六、采区水仓布置根据本采区巷道布置和水文地质条件，采区下部设置采 区水仓作为永久排水阵地，采用半圆拱断面，设内外两 环，S净=10m2,采用锚喷支护，水仓工程量249m,总容量3 24

21、90mL七、采区变电所本采区设计一个变电所，位于采区下山下部。八、投产工作面简况本采区首采面 21100工作面位于采区下部，胶带机顺 槽和轨道顺槽沿二1煤层底板布置，净断面均为 6.3 梯 形断面，工字钢支护。21100工作面可采长度175m,工作面长度70m,煤层厚度 5.60m,设计采高5.60m,回采率为 0.93 ,可采储量8.6万吨，可采期为 6.9个月，采用炮采 放顶煤工艺。九、采区地面建筑物对开采方式的影响本采区地面无大型建筑物，对开采方式影响不大。2-3.采区设计工程量采区总设计工程量为1495m,其中：回风下山490m,运输下山510m,采区下部变电所泵房及水仓400m,联络

22、巷80m,溜煤眼15m,运输下山和回风下山上段已施工部分工 程。21100首采工作面设计工程量为673m,其中上付巷283m,下彳巷221m,切巷87m,车场82m采区设计工程量详见附表二“井巷工程汇总表”。采区准备工程接替安排详见附表三“21采区准备工期工程进度表”。第三节采煤方法3-1.采煤方法根据采区地质条件，结合该矿技术及管理水平，有效 地实现资源的合理开采，设计采用走向长壁后退式布置， 放顶煤开采，人工打眼放炮落煤，人工装煤，全部陷落法 管理顶板。采区自东向西共布置21100、21080、21060、21040、21020 5个炮采个工作面。3-2.回采工艺打眼放炮-移主梁 护顶）-

23、擢煤-移付梁-放顶煤- 移溜。工作面采用单体液压支柱，口型钢梁支护。二梁五柱控顶，排距1.2m,柱距0.6m,最大控顶距 3.6m,最小控顶距2.4m。3-3.采区生产能力计算回采工作面的生产能力计算：Q = L. 丫 .m.r.C=70 X 280 X 5.60 X 1.36 X 0.93 = 138824<t/a )式中：Q回采工作面年产量<t )L工作面长度，取 70mY 工作面年才t进度，取 280mm工作面平均采高，取 5.60mr二i煤体容重，1.36t/m 3C工作面回采率，取 0.93经计算，回采工作面年产量约为13.9万t/a ,加上10%的掘进煤量，则本采区生产

24、能力为：13.9 X1.1 =15.3 万 t/a =0.153 Mt/a矿井服务年限，根据确定的采区生产能力和采区的可 采储量47.8万t ,则采区服务年限为 3.18a。3-4.回采工作面接替顺序 本米区米取跳米： 综采：2110021060 21020 21080 21040第四章采区通风设计4-1.21采区通风设计一、矿井通风瓦斯简况矿井采用主、副井进风，风并回风的中央分列式通风系统。通风方式为负压抽由式。主扇风机为两台BDK65B-8-NO18型防爆对旋轴流式风机，一用一备。铭鑫煤矿属于低瓦斯矿井，11采区实际开采过程中，瓦斯涌生量小于6.00m3/t.d 。二、21采区通风系统方案

25、设计1、通风系统方案设计< 1）炮采工作面风量计算按瓦斯涌由量计算：Q采=100Xq 瓦 XK=100X 1.75 X 1.5=263 m 3/min式中Q采一回采工作面配风量，m/minq瓦一工作面绝对瓦斯涌由量预计为1.75m3/min ,K瓦斯涌由不均衡系数取1.5按作业人员数量计算Q采=4N=4X 30=120 m3/min式中4每人每分钟应供给的最低风量，m3/minN 一工作面同时工作的最多人数，个考虑采煤工作面最低风量不小于400 m3/min ,故回采工作面配风量取400 m3/min。< 2）掘进头风量计算按瓦斯涌由量计算：Q掘=100Xq 瓦 XK=100X 1

26、.0 x 1.5=150 m 3/min式甲Q掘一1个掘进头配风量，n3/minq 瓦一1个掘进头绝对瓦斯涌生量为 1.0m3/min ,K瓦斯涌由不均衡系数取1.5故单个掘进工作面配风量为150 m3/min , 2个掘进工作面配风量为300n3/min。< 3）碉室风量计算Q 碉=80 m3/min主要为采区泵房、变电所需风量。< 4）根据各地点实际风量计算Q=<E Q 采+Z2Q 掘+丁 Q 碉）x K=<400+300+80 ）X 1.2=936 m 3/min式中Q采一回米工作面实际需风量总和，m/minQ 掘一掘进工作面实际需风量总和，m3/minQ 碉一独

27、立通风碉室实际需风量总和，m/minK 一矿井通风系数，取 1.2根据计算结果，采区总风量计算为936 m3/min ,取950m3/min 。2、通风阻力计算<1）通风阻力计算21采区首采工作面投产时通风距离最长，为矿井通风 困难时期，最后一个工作面生产期间通风距离最短，矿井 通风为容易时期。通风阻力计算见附表四、五。21采区通风最困难时期和最容易时期的通风阻力分别为 1334.3Pa 和 518.9Pa<2）最困难和最容易时期的等积孔计算A通maFl.19Q/年=2.1 m 2A通min=1.19Q/ V/H=1.3m2由此可知，矿井通风难易程度为中等。4-2.安全监控系统本矿

28、井为低瓦斯矿井，煤层无自燃，煤尘无爆炸危险。 为了准确及时地了解井下环境状况，防止恶性事故的发 生，并为生产调度及时提供各种设备的运行状况，有效地 指挥生产，矿井设置 KJ95型煤矿综合瓦斯监控系统，用以 满足矿井安全及生产监测的需要。该系统由地面中心站、井下分站、电源箱及各种矿用传 感器和矿用安全生产监测软件所组成。1、甲烷传感器的确定矿井的采掘工作面的工作面及回风流以及采区的回风巷甲烷传感器分布如下表地点监测名称数量设置位置控制区域工作回甲烷2一个设置作切巷口 < 10m 处，另一设置距回风口1015mt工作间及回风巷内 全部非本质安全型 电气设备煤巷掘 进面甲烷4一个设置在距工作回

29、05m处，另一设置在距距回风口 1015mt掘进巷道内全部非 本质安全型电气设 备采区回 风巷甲烷1测风站采区内所有非本质 安全型电器设备2、生产设备监测量所需临测量统计如下表:地点监测量名称数量米煤工作卸风门开关2组甲烷2个掘进工作面风机开停8个风门开关4组甲烷4个采区回风巷甲烷1个风速1个温度1个一氧化碳1个3、分站的位置和数量使用KJF20型监控分站，参数为：开关量输入8路，模似量输入4路。监测分站安装于新鲜风流中，便于维修地 点。每个分站监测量如下表分站号监测量名称数量N0<£带巷车场）风门开停2组甲烷2个NG弼L道巷车场）风门开停1组风机开停4个甲烷2个NG<&

30、#163;带巷车场）风门开停3组风机开停4个甲烷2个NQ中央变电所甲烷1个风速1个温度1个一氧化碳1个4、统计所需电缆和接线合数量工作站到工作站电源以及传感器电源：4X 1mm组橡套电缆，1500nl工作站到工面主站巷道电缆：2 x 1mm屏蔽阻燃橡胶外套电缆 1500mo电源箱到供电点电缆：3X2.5mmW压等级1kv阻燃橡套电缆 1200m电缆钩：一般2.5m设置一个电缆钩。接线合数量：每个工作站电源电设有一个大三通；小三通用于传感器电缆分接，间隔100m一个。第六章采区机械设备配备及主要设备类型6-1.采煤工作面设备回采工作面设备采用目前该矿11采区采煤工作面已成熟定型的成套设备，具体技

31、术参数如下：1、工作面选用SGB-630/150型刮板输送机1部、 SGB620/40e板输送机1部。2、下付巷选用DSJ-80/40/2 X 40型胶带输送机2部3、上车场乳化液泵选用 MRB-125/31.5型。4、上付巷轨道运输选用JD-1型绞车4部。6-2.采区泵房排水设备21采区最下部设立采区泵房，采用二级排水，水由采 区泵房沿回风下山排至水平运输大巷，再经一水平现有排 水系统排至地面。1、原始数据：<1）采区集中下山斜长 530m,倾角20 ;<2）正常涌水量：132m/h ,最大涌水量：159m/h ;<3）下山垂高：180G2、水泵必须的排水能力：正常涌水时排

32、量：Q= 1.2 X 132 = 159m3/h最大涌水时排量：Qnax= 1.2 X 159= 191m3/h3、水泵必需的扬程：日=W=237m式中：S排水高度，m 习吸水高度，m;回管道效率，与排水管敷设倾角a角有关,a=20 取=0.78；4、水泵选择根据以上计算，选取水泵型号为D155-67X5。额定流量：185m/h 扬程：295m,转速2950r/min。配套电机功 率：220KW比较QB、Qnax和Q可知，在正常涌水时需要水泵台数n产Q/Qe=159/185=0.86 =1台；在最大涌水时期需要投入工 作的水泵台数 n1+n2=Qa/Qe=191/185=1.03 =2台。工作

33、水泵 n1二2,备用水泵n2=1,共3台水泵。5、校验泵稳定性自特性查得Q=0时的扬程 H=67mx 5=335m, 又 335X0.9= 301.5<m),该值大于HC=185m,满足稳 定条件 0.9Ho> HC的要求。6、排水管路选择根据各涌水期投入工作的水泵台数，选用3趟管路。正常涌水期2台水泵用其中2趟管路排水，最大涌水期 3台泵工 作，启用备用管路，共3趟管路同时排水。取流速VP=2m/s,则排水管内径dp=V4Q/ 兀 3600vp='4X 85/ 兀 3600X 2=0.32(m>根据上面计算，排水管路外径取=351mm取壁厚8 =8mmi式算，止匕时

34、排水管内径dp=351-2X 8=335mm所需壁厚 8=0.5d p V（ a z+0.4 x 0.011H p>/（TZ-1.3 x 0.011 H p>-1 + C =0.5 X33.5，（ 80+0.4 x 0.011 x 185>/（80- 1.3 x 0.011 x 185>-1+0.15=0.4（cm>=4mm式中：bz-许用应力，bz=80MPaHp-排水高度，Hp=185mC-附加厚度，C=0.15mi因4mrK 8mm 所取壁厚可以，故就选用O 108x4.5mmfc缝钢管作为排水管路。7、计算管路特性对于吸水管，采用螺旋电焊钢管。<1）

35、计算沿程阻力系数对于吸、排水管分别为：入 x=0.0021/d x0.3=0.021/0.365 0.3=0.0284入 p=0.0021/d p0.3=0.021/0.335 0.3=0.0292<2）局部阻力损失系数序号排水管：名称规格数量系数安装地点1止回阀DN25011.7水泵出水口处2等径三通DN25011.5止回阀上面3闸阀DN25010.26水泵出水口等径三通旁边490°弯头DN33020.206*2=0.412水泵房大小断面处5480弯头DN33010.11泵房和回风巷交汇处67°弯头DN33010.016泵房和回风巷交汇向上起坡点处790°

36、弯头DN25010.206闸阀往外接主干管处8540弯头DN33020.124 X 2=0.248回风巷上面拐弯处960°弯头DN33010.13760°拐角处1055°弯头DN33010.12621采区与运输大巷交汇处1190°弯头DN33020.206 X 2=0.41221采区车场处1270°弯头DN33020.160 X 2=0.32021采区车场跨巷道处13扩大管10.5闸阀往外主干管处145.947对于吸、排水管中的局部管件分别为：排水管局部损失的当量管长：Ldp=(汇W p+1>dp/ 入 p=(5.947+1>*0.

37、335/0.0292=80(m>吸水管局部损失的当量管长：Ldx=( E E x>dx/ 入 x=0.306*0.365/0.0284=4(m><3)管路阻力损失系数R=8/ 刀 g【入 x(Lx+Ldx>dx5+ 入 p(Lp+Ldp>dp5】=8/3.14159 2*9.81【0.0284(5+4>0.365 5+0.0292(1290+80>0.335 5】=786.7(S 2/m5>< 4)管路特性方程式H=185+707.8Q2,其中 Q以m/s计.参照水泵的流量范围，选取七个流量值，分别算由排水 所需扬程和与三级泵相应的三

38、分之一扬程值，用得到的数 据可绘由管路特性曲线。采区泵房水泵采用 ZPB-悭气水两用射流装置引水，取 消吸水阀，实现无底阀排水。6-3.皮带下山设备、原始数据< 1)皮带斜长：L=530m；< 2)巷道平均坡度：B =20° ;< 3)最大由煤量：Q=150t/h ;<4)煤的散集容重：丫 =1t/m 3。、皮带设备选择采区运输带式输送机按年工作330d,日运行10h,不均衡系数1.5考虑，计算运输能力为:Q = A X K/<MX N)Q地面生产系统小时生产能力，<t/h )A矿井年产量， A=150000<t/a )K不均衡系数，K=1.

39、5Mk 年工彳日，M=330<d/a)NI-日净提升小时数，N=10<h/d)则 Q=150000X 1.5/<330 X 10) =68<t/h )井下工作面采用炮采工艺，根据矿井初步设计说明 书，结合刮板输送机运量，确定采区带式输送机运输能力 为 100t/h。运输下山胶带输送机的主要技术参数为：B=800mm Q=100t/h , V=1.6m/s, L=212m, a=-20 N=37KW胶带类型：PVG800®阻燃输送带，带强 800N/mm胶带输送机驱动装置采用防爆电机，拉紧装置采用固 定式带式输送机液压自动拉紧装置，并配备防打滑，烟 雾，温度，堆

40、煤，自动撒水，火灾自动报警，防跑偏，防 撤裂，双向拉绳开关等保护装置一套。增加一套架空行人车，初步选型为RJY30-28/460。6-4.轨道下山设备1、原始数据< 1)轨道下山斜长：521m；< 2)巷道最大倾角220,平均200;< 3)每班提升运料及砂石80车，提设备4车；< 4）运送最大件质量 <含车）：18t<液压支架）；< 5）矿车规格MG1.1-6A型，矿车质量600kg,装砂石量 1800kg。2、提升方式根据采掘接替需要，设为单钩提升，主要担负提升研 石、材料及设备等任务。3、提升斜长Lt的确定Lt=Li+L2=521+30=551（

41、m>式中：Li-轨道下山倾斜长度，Li=521miL2-采区下山车场长度，L2 =30mi4、钢丝绳的选择<1）绳端荷重QdQd=Q（sin 民 +f icos 民 >=18000（sin22 o+0.01cos22 o>=6030 （kg>式中：f 1-矿车运行阻力系数，f 1=0.01 O<2）钢丝绳单位长度质量PP=Q/1.1 cr Jm-L（sin a+f2sin a >=6084/1.1 x 17000/6.5-551（sin20 o+0.4cos20 o> =2.703（kg/m>式中：cr b-钢丝绳公称抗拉强度，cr B=1

42、7000kgf/cm 2;m-钢丝绳安全系数，m=6.5;f 2-钢丝绳磨擦阻力系数，取钢丝绳局部支承在地 辑上运行，f 2=0.4。根据上述P值的计算结果，选择 6 A <19）-e29-1665 面接触三角股镀锌钢丝绳，直径d=29mm单位质量 P=3.581kg/m ,破断拉力QS=64050kgf ,公称抗拉强度> B=17000kgf/cm 2,最粗丝径 8 =2.7mmt< 3）钢丝绳安全系数m=Q/Q d+Lt*P（sin 民 +f 2cos 民 >=64050/6030+551 x3.581（sin20 0+0.4cos20 0>=7.7>6

43、.5,符合要求。< 、绞车选择< 1）滚筒直径D对于安装到井下的绞车，滚筒直径必须满足：A 60d=60 x 29=1740(mm>D >90 8 =900x2.7=2430(mm>根据以上计算值，滚筒直径选择D=2.5m< 2)钢丝绳在滚筒上缠绕的宽度B=(L t+Lm+7 兀 d>/Kc 兀 Dp(d+ £ >二(551+30+7 兀 x2.5>/3 兀 x 2.558(29+3>=1624(mm>式中：Lm-钢丝绳实验长度，L卡30m；Kc-钢丝绳在滚筒上缠绕层数,6二3;D-滚筒直径，D=2.5m；Dp-钢丝绳

44、在滚筒上缠绕平均直径，Dp=D+<K-1 )d=2500+(3-1> x29=2558(mm> ;£ -钢丝绳在滚筒上缠绕时钢丝绳间的间隙，£=3mm选取滚筒宽度为2nl<3)最大静张力FzFz=Qd+Lt*P(sin a +f 2cos a >=6030+551 x 3.581(sin20 0+0.4cos20 0>=8343(kg>(4>绞车选择根据以上计算结果，选用 JKY-2.5/2B矿用防爆型液压绞 车，D=2.5m, B=2m, V=03.2m/s ,钢丝绳最大静张力 F=9000kg。6、一次提升砂石矿车数量的确

45、定初步选用串车由4辆1吨矿车组成。7、提升砂石时参数验算<1)绳端荷重Q=m(Q+Q>(sin %+ficos%>=4(1800+600>(sin22 0+0.01co s220>二3216(kg>M超固定车厢式矿车规定钩头最大牵引力为6000kg ,3216kg<6000kg ,满足要求。<2)最大静张力Fz=Qd+Lt*P(sin a +f 2cos a >=3216+551 x3.581(sin20 0+0.4cos20 0>=5529(kg>所选绞车最大静张力为9000kg, 5529kg<9000kg ,满足要求

46、。<3)钢丝绳安全系数m=QQ d+Lt*P(sin 民 +f 2cos 民 >=64050/ 3216+551 x3.581(sin20 0+0.4cos20 0>=11.6>6.5 ,符合要求。8、计算电动机容量N=K*Fz*VmaJ102 n =1.1 x 5529x 3.2/(102 x0.8>=239(KW>式中：K-备用系数，K=1.1 ;刀-油马达的传动效率，n =0.8 ;Vmax-所选绞车的最大速度，Vmax=3.2m/S。在根据下放或提升液压支架时，计算所需电动机容量，此时取绞车速度 V=1m/soN=K*Fz*Vmax/102 n =1

47、.1 X 8343x1/(102 x 0.8>=112(KW>因N=239KW>112KW改选取电动机技术参数如下：型号：YB400-4 功率：250KW 额定电压：6000V9、一次提升砂石持续时间的确定按照前面所选绞车速度V=03.2m/s,选定最大速度为3.2 m/s。(1>初加速阶段时间：10=v0/a 0=1.5/0.3=5(s>品巨离：L°=v0t o/2=1.5 乂 5/2=3.75(m>(2>等速阶段品巨离：Loi=L十 L0=25-3.75=21.25(m>时间：t01=L01/v 0=21.25/1.5=14.2(s

48、>(3>加速阶段时间：11=(v max- V0>/a 1=(3.2 - 1.5>/0.5=3.4(s>距离：L1=(v max+V0>t 1/2=(3.2 +1.5> x 3.4/2=7.99(m>(4>减速阶段时间：13 =VmaJa 3=3.2/0.5=6.4(s>距离：L3 =Vma4 3/2=3.2 x 6.4/2=10.24(m>(5>等速阶段距离:L2 =Lt- Lh- Li- L3=1138- 25-7.99 - 10.24=1095(m>时间：t2=L2/v ma1095/3.2=342.2(s&g

49、t;(6>甩车场加减速阶段时间：14 =t 6=v0/a 0=1.5/0.3=5(s>距离：L4=L6=Vot 4/2=1.5 乂 5/2=3.75(m>(7>甩车场等速阶段品巨离：L5 =Le- 2L4=30- 2 x 3.75=22.5(m>时间：t5=L5/v o=22.5/1.5=15(s>(8>每次提升的循环时间T=2(t o+t 01+t i+t 2+t 3+t 4+t 5+t 6+5+ 9 i> =2(5+14.2+3.4+342.2+6.4+5+15+5+5+20>=842(s>10、提升能力校验因一次循环提升时间为

50、842s,每班提升时间按 6小时， 则每班的提升量 Q =4X6X3600/842=103<车)>84车，可以 满足21采区的生产要求。故即选用串车由4辆1吨矿车组成。机械设备配备详见附表一。6-6.通讯系统1、行政通信、生产调度通信本矿井安装有一台100程控行政调度交换总机，安装在工业广场地面办公楼调度室内。地面办公室、绞车房、通 风机房、变电所、机修车间等处设电话分机。井下中央变 电所、水泵房、绞车房、回采面顺槽、掘进头等处设电话分机。地面通信采用埋地或沿电缆沟敷设。井下通信沿主井敷 设两根20对MHYA32型矿用阻燃型通信电缆，沿运输下山 敷设到各施工地点，以保证井下电话用户

51、的通信需要。2、对外通信矿井有直拨电话，已能满足对外联络的需要。第七章采区供电系统设计7-1.总体规划根据 “21采区采掘工程平面图”和“21采区机械配备平面图”中知道，21采区为倾向长壁单翼开采，布置5个炮采工作面。根据上述21采区实际情况，决定采用1个采区变电所。变电所设立在21采区下部，距采区集中煤仓斜距为520mo在采区泵房处设立水泵专用配电点，在皮带下山皮带机头 处设立一皮带专用配电点。采区变电所、皮带专用配电点 和水泵专用配电点采用双回路，完成对21采区及排水的供电任务。对掘进工作面的局扇采用双风机、双电源及自动倒台 进行供电，实行采、掘分开的原则。根据前面相应计算，采区水泵、皮带

52、下山皮带、轨道 下山绞车电机电压等级，均选用6000V。其余设备电机电压等级均为660V。7-2.供电设计1、低压起动器的选择根据设备电机额定电流、额定电压选择相应起动器， 选择过程略 < 起动器规格型号具体见“ 21采区供电系统图”)。2、设备电机负荷电缆的选择按照电缆的额定电压和设备电机额定电压相一致，电 缆的长时允许电流大于电机的额定电流，设备的性能不同 兼顾考虑机械强度的要求来选择电缆规格、截面，选择过 程略。3、变压器、电缆、馈电开关选择<1) 21060掘进头上、下付巷同时运行负荷为 182.8KW,需用系数Kde取0.5 ,则变压 器容量 S=J2 P/Kde=182.8 X 0.5=91.4（KVA>。选用 KBSG- 500/10变压器1台，安装在21采区变电所。选择馈电开关型号，具体见“ 21采区供电系统图”。<2） 21100炮采工作面一、基本简况：根据21100工作面实际生产需要，21100工作面设备配 备如下：SGB-630/150 型刮板输送机 1部，SGB620/40刮 板输送机 1部，DSJ-80/40/2 X 40型胶带输送机2部，MRB-125/31.5型液压泵站1套，JD-1型绞车4台。全部 负荷均由21采区变电所供电；工作面实现