兴华煤矿技术改造(新建主风井)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年开始建井，开采接龙桥区段浅部煤层，至2004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，将兴华煤矿矿区范围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须重新设计，兴华煤矿特委托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200517号3、煤矿安全规程（2004）；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策；8、兴华煤矿提供的

2、图纸和资料。二、设计指导思想根据该矿的煤层赋存条件、地形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，按照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、规范管理、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，达到完善矿井安全管理和安全装备，提高矿井抗灾和防灾能力的目的。22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。矿井对外以公路运输为主,矿区有3km简易公路与新化至冷水江公路相连，距新化县城及冷水江市

3、区均为10Km，交通较方便。兴华煤矿地段属低山丘陵地形,地势为南低北高,最高为耸山，标高为+63288m,最低为矿井井田2号拐点坐标处，标高为+2369m。区内气候温暖潮湿,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7.5C，每年7月至8月为年气温最高期，历史最高气温为43C,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1335.4mm,最大降雨量为1761.9mm,平均年降雨量15506mm，年平均蒸发量96862mm,47月为雨季，12月至次年2月为枯水季节，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

4、状矿井采用斜井开拓，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=+20623m，坡度26，落底于煤层顶板+16233m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+1900m。主斜井为矿井通风、运输和敷设管线及行人用，风井为矿井回风用并兼做安全出口。主斜井坡度26，斜长10014m，采用JT0.8X0.6型矿用提升绞车单钩一次串

5、两车提升，井下运输大巷及采区使用U-075m3型矿车人力推车运输。轨型18kg/m，轨距600mm。矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。主斜井为进风井，井口标咼为+206.23m，风井为回风井，井口标高+22081m。新鲜风流经主斜井、+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-II-6-NM1型轴流式抽风机，一台工作，一台备用，额定功率为11kw，井下安装有5.5kw局扇二台。掘工作面采用局扇配风筒压入式通风。矿井实测总进风量为528m3/min，总回风量为540ms/min。实测矿井正常涌水量10ms/h，

6、最大涌水量为15ms/h，PH值呈中性。主斜井井底水泵房排水设备采用D25-30X6型水泵2台，配套电机额定功率30KW。水泵额定流量25m3/h额定扬程180m。排水管路为0=76X4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。经过多年开采，现老矿井范围+140m以上资源已基本采完，老矿井即将报废。第二节矿井地质概况一、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（C）、下石炭统梓门桥组（C）、下石炭系测水组（C）、2

7、+3ht1Z1C下石炭系石磴子组（C）。1S1、第四系（Q）：主要为坡积层，为灰至黄灰色淤泥、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（C）：由灰白色至浅灰色厚2+3ht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（C、：上部为深灰色泥质灰岩，1Z中厚层状，中部为硅质灰岩；下部为深黑色中厚层状泥灰岩，常含微晶石膏05层，一般23层；层位较稳定。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（C）1C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征均可分为上段（不含煤段）和下段（含煤段）两

8、段。1、上段（C2）1C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76m左右。2、下段（C1）1C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23m左右。与下伏石磴子组地层整合接触。5、下石炭统石磴子组（C）1s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

9、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，统称上段煤，一般不可采。井田内可采煤层为下石炭统测水组（C1C）3、5煤，1C煤层平均厚度2.76m。其中3煤局部可采，厚0389m,平均厚度1.54mo5煤层全区可采，厚0852m,平均厚度2.0m。其它煤层不可采。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

10、低硫、中高发热量无烟煤，适用于动力和民用用煤。具体指标见下表:指原煤分析基干燥基可燃基干燥基干燥基弹筒水分灰分挥发分全硫发热量标精煤(%)(%)(%)(%)(町/kg)3原煤3.5918.557.670.9728.46煤精煤2.814.914.665原煤3.918.667.910.6027.6煤精煤3.296.725.04三、瓦斯及煤尘爆炸性、煤的自燃性该矿2005年未进行瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行2005233号），相对瓦斯涌出量为16.61m3/1,属高瓦斯矿井，煤层无自燃发火倾向性，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

11、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单类型。2、设计开采范围内涌水量预计根据新化县煤炭局提供的地

12、质资料，预计该矿井+130m水平正常涌水量将达到10m3/h，最大涌水量为15m3/h。第二章开采方案第一节矿井境界及储量一、矿井境界根据兴华煤矿采矿许可证（2004年12月29日），矿井范围由以下拐点坐标圈定：1、X=3069650Y=37538750；2、X=3069975Y=375389103、X=3070120Y=375388254、X=3070220Y=375388605、X=3070270Y=375387856、X=3069800Y=37538505。开采标高为+280m+140m。调整后矿区范围由以下拐点坐标圈定1、3070145375396102、307012537539400

13、3、3070530375395204、3070530375390705、3070190375390706、3069975375389107、3069505375387508、3069800375385059、30710003753920010、30705663753971411、307032437539666开采标高为+300m+130m。二、矿井储量根据划定的开采范围计算，矿井保有储量110.3万吨，按80回采率计算，可采储量为88.24万吨。第二节矿井生产能力及服务年限一、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、矿井生产能力及服务年限根据矿井设计委托书，设

14、计矿井生产能力为3万吨/年。日生产能力：91t/日。矿井范围内保有地质储量110.3万t，可采储量88.24万t，储量备用系数取14,计算得矿井服务年限约21a。T=1103X08/3X14=21(a)第三节开拓布置一、开拓方案选择根据煤层赋存情况、矿区地形和矿井开采现状结合矿方意见，初步提出二个开拓方案：方案I：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=+2385m,以191。的方位角施工平硐15m，再以B=28。的坡度施工11轨道上山至+130m标咼落底，长231.11m,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

15、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号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，a=215）贯通。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II：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附近，再布置采区上山。在矿井1号拐点附近布置风井，通过+260m总回风与采区通风上山贯通，形成矿井负压通风系统。从以上二个方案分析，方案I要重新选择主、风井和工业广场并征地，初期投资大，建井工期长，但运输系统简单，前期通风线路短，通风

16、容易。方案II首采区生产时运输线路较长（达2000m）,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，巷道严重变形，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。方案技术比较表方案I方案II优点：1、通风线各短，通风阻力小；2、煤柱损失小；3、设计投产工期较短4、运输系统简单，运输费用低。缺点:1、需另建一套地

17、面生产系统，征地面积大，地面投资费用高；2、建井工期较长优点：1、可以利用现有工业厂场和现有设施、设备2、不需要征地3、初期投资小。缺点:1、运输系统复杂，运输路线长，运输费用咼；2、原主井因服务年限，受采动压力的影响，巷道严重变形，断面较小需扩大断面，且施工难度大；3、排水费用咼；4、通风各线长，通风困难。根据兴华煤矿及县、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，选择方案I作为本设计方案。二、开拓方式矿井采用平硐-暗斜井开拓，主平硐布置在矿井范围2号拐点附近位置，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+2385m,以191的方位角施工平硐15m,再以B=28

18、。的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长23111m,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号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m,a=215）贯通。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）主平硐采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.2m，墙高1.4m,净断面积4.97m2；风井采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽20m，墙高1.27m，净断面积4.1m2。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

19、人安全出口。井筒特征表井筒单位主平硐风井（平硐）井口坐标Xm30701703070180Ym3753942037539535Zm+238.5+260.0井筒倾角度2828井筒方位度200215斜长m231.1144.7落底标咼m+130+239断面净宽m2.22.0断面净高m2.52.27净断面积m24.974.1支护形式料石砌料石砌断面形状半园拱半园拱三、水平划分根据矿井开采深度、煤层赋存条件，矿井划为一个水平开米，水平大巷标咼为+130m,米用上山米区开米。四、采区及区段划分矿井走向、倾向长度、煤层赋存条件以及煤与瓦斯突出矿井等特点，设计划为三个米区开米，矿井东翼为首米区，11即米区，矿井

20、西翼为接替米区，即12、13米区。11采区划为四个区段，平硐以上（+24卜+260血为第一区段，区段垂高20m+200-+240m为第二区段，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35n。12采区划为三个区段+20卜+240m为第一区段,区段垂高40m+165-+200m为第二区段，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，+16&-+200m为第一区段，区段垂高35m+135-+165m为第三区段，区殳垂高35血五、开米顺序矿井内先米11米区，接替12米区，最后米13米区；米区内先上后下，先

21、上区段，后下区段；煤层内先米3煤，后米5煤。回米工作面为后退式回米。矿井东翼由于煤层倒转，5煤层位于3煤层之上，故先米5煤再米3煤。六、米掘比全矿安排三个掘进头（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，本设计安排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1：3。七、矿井三量及可采期矿井开拓布置一个水平、一个采区和1个回采工作面，保证矿井三量和可采期，具体参数见表。三量表开拓准备回采开拓煤量可米期准备煤量可米期回采煤量可米期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

22、采区为投产采区，走向长约500m，倾斜长约180m。在主平硐15m处以a=191,B=28的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11m,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号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，a=215）贯通。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用半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽2.0m,墙高1.27m,净断面积为4lm2。二、投产工作面布置投

23、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+260m,即风井（平硐）标高。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开切眼贯通,构成1152回采工作面负压通风系统。为了解决1151工作面掘进出煤矸、行人、回风

24、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回风平巷贯通。区段平巷采用木棚支护，梯形断面，巷道净高18m，上净宽16m，下净宽2.5m，净断面积3.69m2，棚距0.6m，杂木棍和杂木条背邦、顶。三、接替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开切眼贯通，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

25、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，采用三分之一弧形拱，净宽3.2m，墙高16m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2。二、硐室、水仓在提升上山的上、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10m3/h计算，水仓有效容量为100m3。水仓采用三心拱型断面，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2，巷道长20m。第六节采煤方法一、采煤方法选择及支护矿井东翼3、5煤层倾角约70，西翼煤层倾角约30，本矿井范围内3煤局部可采，厚0389m,平均厚度1.

26、54m。5煤层全区可采，厚0852m,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，根据煤层赋存条件和开采技术特点，设计采用0煤法，爆破落煤，木支架控顶，全部垮落法管理顶板。（本设计以东翼为例）回采工作面采用电煤钻打眼，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，回采工作面采用三、五排控顶，一梁三柱倾向木支架支护，排距07m，柱距0.7m,最大控顶距2.8m，最小控顶距14m，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。因矿方未提供煤层顶底板的力学性

27、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=8yH=8X25X2.0=40.0（吨力/m2）式中：P-估算的采场上方压力（吨力/m2）；y-采场上方岩层平均容重（t/m3）；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/m2，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，放顶前必须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。作业过程中根据情况加设木垛、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

28、度10mm左右，宽度23m。采用“三五”排控顶方式，循环进尺1.4m,日一个循环，工作面年推进度462m，一个回采工作面可保证矿井3万t年产量。工作面煤炭自溜至区段煤层运输平巷，区段煤层装入U0.75m3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:回采工作面一区段运输平巷一+240m底板运输大巷一平硐f地面三、矿井生产能力核定1、采煤工作面生产能力A一=1hLdK采=20X2.0X(1.4X330)X1.45X0.95=25000(t)式中：1工作面倾斜长度,m;h工作面采高,m;L工作面年推进度,m;d煤的容重,t/m3；K工作面回采率;2、煤巷掘进工作面生产能力掘进煤量按回

29、采煤量的20%计算，则全矿掘进煤量A=25500X20%=5100(t)3、矿井生产能力A=A+A回采掘进=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：矿井采用中央边界式通风方式，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)f+240m底板运输大巷f+240m石门f1152运输平巷f1152工作面一1152回风平巷f+260m回风石门f+260m回风大巷f风井f地面。二、矿井风量计算该矿2005年未进行瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果(湘煤行2005233号)

30、，相对瓦斯涌出量为1661m3/1,属高瓦斯矿井。按回采、掘进、硐室实际需要的风量总和计算矿井总风量。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一=00926qXTXK采ch4=00926X1661X91X145=20295m3/min回采工作面所需风量取最大值Q=2268m3/min采2、掘进头采用局扇压入式通风，独立通风系统，一个掘进头需要风量150m3/min，则掘进所需风量为：Q=3X150=450m3/min。掘3、其他所需风量其他巷道按50m3/min配风稀释瓦斯，Q=50m3/min。他4、矿井所需总风量Q总Q=(Q+Q

31、+Q)XK总采掘他通=(2268+450+50)X12=87216m3/min=1454m3/s5、风速校核(1)、主平硐断面积为4.97m2，风量是14.4m3/s,V=144/497=292m/s1m/sV8m/s(2)回采工作面平均控顶距断面积为4.2m2，风量为4.54m3/sV=4.54/4.2=1.08m/s0.25m/sV4m/s（3）风井断面积为4.1m2,风量为14.54m3/sV=14.54/4.1=3.55m/s1m/sVma=6.5故选择6X19-15.5-155型钢丝绳合格。(三) 、提升机的选择、绞车卷筒直径选择根据煤矿安全规程第416条，安装在井上的绞车，其卷筒直

32、径D应不小于钢丝绳直径d的80倍，安装在井下的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的60倍，在满足提升安全的条件下,按井下使用的绞车计算,则：D全60d=60X15.5=930mm，选择标准直径1000mm。、绞车卷筒宽度的选择根据煤矿安全规程第419条之规定，缠绕层数：K=3平均缠绕直径：D=D+(KT)d=1000+(3-1)X15.5=1031mmP卷筒宽度：B=L+L+(3+4)口D(d+)/(KnD)AyP=252+20+(3+4)X3.14X1.0(15.5+2)/(3X3.14X1.031)=530mm选择标准宽度800mm。式中：L提升长度AL钢丝绳试验长度，取L=20myy

33、一钢丝绳在卷筒上缠绕间距，取=2mm、提升机的选择根据计算的绞车直径和宽度，选择JT1.0X0.8型单筒提升绞车。其主要技术参数如下：滚筒直径D=1000mm滚筒宽度B=800mm平均速度V=1.5m/s平最大静张力F=20KNjmax2、最大静张力校验F=Z(G+G)(sirB+wcosB)+PLc(siB+3fcosB)j0=3X(600+400)X(sin283+0.025Xcos2&)+0.8457X262X(sin2&+025Xcos2&)=1628kg1.2故经选型计算，确定11轨道上山提升系统选用JT1.0X0.8型单筒提升绞车，其配套电动机为YR280S-8，功率37KW。配用

34、钢丝绳为6X19-15.5-155型，绞车平均速度为l5m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车电控制采用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,不再进行计算。根据11轨道上山提升系统选型计算,确定12轨道上山提升系统选用JTB1.0X0.8型单筒防爆提升绞车，其配套电动机为YB280S-6,功率45KW。配用钢丝绳为6X19-15.5-155型，绞车平均速度为15m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车起动采用直接起动。第二节矿井排水设备一、设计依据：1、矿井采用一级排水，矿坑涌水从+130m水平直接至主平硐(标高+2385m)后自流出

35、井。2、矿井在+130m水平正常涌水量10m3/h，最大涌水量15m3/h。3、矿井水性：中性二、排水设备选型水泵选用D80-30X4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43m3/h，额定扬程120m。水泵配套电机YB180M-2(22kw，380V)。排水管路选用e102X4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。吸水管采用e121X4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5.6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，满足煤矿安全规程和设计规范的要求。第

36、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YTP-26气腿式凿岩机二台。二、设备选型考虑压风设备及压风管路的气量、气压损失，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/cm2,气量为6m3/min，产生的气量与气压均满足掘进工作面风动工具使用的需求。压风管路采用屮54X4无缝钢管，钢管之间采用管法兰连接。第四节矿井通风设备一、设计依据1、矿井所需风量：14.54m3/s2、矿井前期最大负压：14688Pa,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

37、、通风机风量的计算(确定选用轴流式通风机)Q=KXQK=1.15X14.54=16.72m3/s2、通风机风压的计算通风机必须产生的最大静压：H=h+h=277.97+180=458(Pa)jmaxmax式中：h通风设备阻力，一般取150200pa,取4h=180pa3、预选通风机：YBK56-6-NM3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R=H/Q2=458/16.722=1.638maxjmax则通风机在开采最大负压时期的网络特性方程式为H=RQ2=1.638Q2max将上述网路特性方程式按同一比例画在YBK56-6-N13轴流式风机的性能曲线图上,即得风机在最大负压时期

38、工况点A。在工况点A点：Q=16.38m/sH=428.4pan=71%AAA5、功率的计算通风机轴功率的计算N二H.Q/1000nmaxAAA=428.4X16.38/(1000X0.71)=99kw6、电动机轴功率的计算Nzd=N/n=9.9/098=10kwmaxmaxc电动机容量的确定Nd=1.2Nd=1.2X10=12kwmaxmax所以所选用的YBK56-6-NM3型通风机，其配套电动机为YBFe200L-6，功率为22kw，能够满足要求。2附：通风机性能曲线图根据矿井所需风量和负压，通过对通风机进行选型计算，选用两台YBK56-6-N13型轴流式通风机作为主通风机，其中1台工作，

39、1台备用。通风机配套电动机功率22kw，额定风量623m3/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4284Pa，可满足矿井安全通风的要求。风机在运行过程中，应根据矿井所需风量，适时调整风机风量，使风机在工况点范围内运行。三、矿井反风根据YBK56-6-N13型轴流式通风机工作性能特性，该通风机可以采用通过改变风机旋转方向直接进行反风，不需设立专门的反风道。矿井每年应进行一次反风演习。36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-50mm2,供电距

40、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足安全生产的要求，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隔离后,再向井下供电,保证矿井用电安全。第二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S-100/10/0.4型变压器，中性点接地，专供矿井地面用电。9变压器高压侧采用RW-10跌落式熔断器控制和保护

41、。并3安装FS-10配电式阀型避雷器一组，用于防雷电保护。变压6器低压侧选用PGL型低压配电屏控制和保护。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、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S-80/10/0.4型变9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S-30/10/0.4型变压器，中性点不接地，9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保护。下井电缆三趟，其

42、中二趟选用U-1000,3X50+1X16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-1000，3X25+1X10型矿用橡套阻燃电缆，作为作为局扇供电专用电缆。下井电压采用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，控制水泵起动和采区供电。井下瓦斯监控系统的电源应取自被控制开关的电源侧，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。井下所有的电气设备都必须具有“产品合格证

43、”、“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型电煤钻综合保护装置。井下127V照明及信号电源应取自BZX-2.5型照明综合保护装置。井下所有电气设备的外壳应接地。在井下水仓中安设主接地极，在各配电点设辅助接地极，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，接地网上任一保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管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

44、，供矿井与外界联系。第五章安全技术措施煤矿必须坚持“安全第一，预防为主”的方针组织生产，加强安全设施的装备，搞好安全培训工作，提高全体员工素质，编制好五大灾害预防及处理措施，加强安全生产现场管理，保证煤矿安全生产。一、通风管理与瓦斯监测监控1、风井井口必须安装防爆铁门，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。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

45、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、加强局部通风管理，掘进头局扇必须安装在距回风口10m以外的进风流中。局扇必须实行“三专两闭锁”管理合理安排作业头，严禁串联通风，严禁一台局扇送多头现象，严禁随意停开局扇。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、调节风窗、风桥等通风设施必须按煤矿安全规程和通风质量标准要求建好并管理好。7、井下各作业地点必须有足够的新鲜风量，保证满足煤矿安全规程的按最多作业人员、冲淡有毒有害气体至安全浓度、创造良好的气候条件等所需风量的要求。8、各作业地点和主要回风巷必须按煤矿安全规程及部门有关规定配备瓦斯检查员，安装瓦斯监控系统和断电报警装置。严禁瓦斯超煤矿安全规程的规定作业。9、临时停工地点，不得停风；因特殊情况而突然停电、停风必须及时撤出人员，打栅栏、挂警戒牌；长时停风，必须及时密闭。10、排放瓦斯必须有专门措施，并由救护队员进行。11、井下巷道断面必须符合煤矿安全规程要求，回