盘道试运转方案

PAGEPAGE193山西华融龙宫煤业有限责任公司联合试运转方案第一部分矿井概况第一节地理位置一、交通位置山西华融龙宫煤业有限责任公司（以下简称井田）位于忻州市原平市轩岗镇龙宫村，行政区划属原平市轩岗镇管辖，距原平市40km。井田距北同蒲铁路轩岗车站9km，距原平市40km，紧邻大运公路、大运高速公路，交通便利。插图：交通位置图（1-1-1）112°27′08″-112°31′36″38°55′53″-38°58′29″矿井交通便利，大（同）—运（城）二级公路从井田西南部通过，北至大同190km，南至太原160km。井田距北同蒲铁路轩岗站直距13km,运距约20km，其间有公路相通。井田交通便利（见矿井交通位置图）（图1-1）。二、地形、地貌、地表水系井田处于恒山山系中，管涔山与云中山的交会处，井田地势整体东北高，西南部低，最高处海拔1634.97m，最低处海拔1255m，相对高差379.97m，井田内沟谷切割严重，属中山区。区内局部地段被黄土覆盖，覆盖层受到强烈的侵蚀、切割、多形成土梁、峁地形，同时发育冲沟，冲沟两侧分支沟谷发育，沟谷底大部分比较开阔，多呈“Ｕ”字型，部分地段狭窄，呈“Ｖ”字型出现。井田东南边界外为阳武河，河内常年有水，井田西部边缘有梁家沟河，常年有水，井田内其余沟谷中仅在冰雪消融时及雨季有短期洪水。三、气候与地震本区属典型的大陆性气候，极端最高气温40.4℃，极端最低气温-27.2℃，平均年气温8.4℃；平均年相对湿度56%，平均年降水量453.7mm，年最大降水量760.6mm，年最小降水量162.4mm，平均年降水日数80.8天，平均年日照时间2802.1小时，平均年蒸发量1848.5mm，最大冻土深度1.5m，平均年风向以北风和西北风为主。平均年风速2.4米第二节井田面积、煤层赋存及围岩情况一、井田面积根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（晋煤重组办发［2009］22号）《关于忻州市原平市煤矿企业兼并重组整合方案部分的批复》，同意山西华融龙宫煤业有限责任公司为主体企业兼并重组原山西华融龙宫煤业有限责任公司、山西原平华迪煤业有限公司和原平国荣煤矿有限公司等3处矿井整合为1处。兼并重组后矿井名称为“山西华融龙宫煤业有限责任公司”，兼并重组后批准开采石炭系太原组2号-6号煤层，井田面积为9.2425km2，井田面积新增2.3231km2，生产规模为90万吨/年，净增能力为0。2010年2月5日山西省国土资源厅为山西华融龙宫煤业有限责任公司换发采矿许可证(证号：C1400002010021220056368)，批采2号-6号煤层，生产规模90万吨/年，矿区面积9.2426km2。井田范围对照表表1-1编号北京54坐标系（6°带）西安80坐标系（6°带）XYXY14314980196282754314932.2419628204.1224316600196309364316552.2619630865.1234316889196319814316841.2719631910.1244316645196323094316597.2719632238.1254316224196320864316176.2719632015.1364315712196323194315664.2719632248.1374315385196314244315337.2619631353.1384315065196305744315017.2519630503.1394314651196295994314603.2519629528.13104313840196290194313792.2419628948.13114313650196290654313602.2419628994.13124312613196280964312565.2319628025.14134312045196285484311997.2319628477.14144312004196284994311956.2319628428.14154312566196280524312518.2319627981.14164312350196278504312302.2219627779.14174312926196273554312878.2219627284.13184312500196264154312452.2219626344.13194313112196259154313064.2119625844.12204314108196267934314060.2219626722.12二、煤层赋存情况(一)、地层本井田地层由老至新分别为奥陶系中统上马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、第四系上更新统及全新统。(二)、地质构造井田位于宁武向斜的东翼，总体为单斜构造，地层走向北东，倾向北西，倾角一般11°-32°，平均倾角16°，井田中部倾角较大，南北地层较缓。本井田总体呈一单斜构造，受区域构造影响，井田内发育大小断层15余条，断层均为有次序的平行排列，落差较小；陷落柱仅分布在井田中部，未见岩浆岩侵入；因此，确定本井田构造复杂程度为中等（二类）。根据2012年8月忻州市煤田地质勘探队为该矿编制了《山西华融龙宫煤业有限责任公司矿井初设22101工作面地质说明书》，首采区发育断层有：1、(D)F4断层：倾向NW，为正断层，倾角60°左右，落差为30m。2、F3断层：倾向NW，为正断层，倾角65°左右，落差为30m。3、F4断层：倾向SE，为正断层，倾角50°左右，落差为10m。4、F5断层：倾向NW，为正断层，倾角60°左右，落差为20m。5、F6断层：倾向SE，为正断层，倾角40°左右，落差为13m。6、F7断层：倾向NW，为正断层，倾角60°左右，落差为30-35m。7、(D)F3断层：倾向NW，为正断层，倾角60°左右，落差为5m。8、(D)F1断层：倾向NW，为正断层，倾角60°左右，落差为18m。(三)、煤层及顶底板1、含煤地层本井田的主要含煤地层为石炭系上统太原组地层，该组地层为一套海陆交互相的含煤建造，上覆于本溪组地层之上，呈整合接触。该组平均厚76.73m，含煤5层，分别为2、3、4、5、6号煤层。2、5号煤层为井田赋煤区内可采煤层；3号煤层赋存于井田南部，局部可采，北部不可采，煤层厚度0-2.03m，平均厚度为0.53m，其可采面积占井田面积比例小且分布零星，因此为不能被开采利用的煤层(见3号煤层厚度等值线图3-1)；4号煤层厚度0-1.75m，平均厚度为0.56m，为不可采煤层；6号煤层为局部可采煤层(见6号煤层厚度等值线图3-2)。煤层总厚度12.13m，含煤系数15.81%。本井田2、5#煤层为赋煤区可采煤层，6#煤层为局部可采煤层。可采煤层特征一览表表2-1-2组煤层号煤层厚最小-最大平均（m）煤层间距最小-最大平均（m）结构(夹石层数)稳定可采顶板岩性底板岩性倾角（°）视密度（t/m3）太原组21.03-6.903.8435.60-72.1746.66较简单（0-3层）较稳定可采砂质泥岩砂质泥岩11-321.4051.17-13.705.14复杂（0-4层）较稳定可采泥岩泥岩11-321.374.53-17.629.8560.0-9.252.06简单（0-1层）不稳定局部可采砂质泥岩泥岩11-321.372、2号煤层及顶底板2#煤层直接顶板为砂质泥岩，平均厚度8.12m，老顶为K2砂岩，平均厚度5.46m；底板为砂质泥岩，平均厚度6.45m。2#煤层直接顶板抗压强度16.0～18.8Mpa，平均17.2Mpa，属于不稳定顶板；老顶抗压强度33.0～36.8Mpa，平均34.0Mpa，属于中等稳定顶板；2#煤层顶板易管理，底板未发生过底鼓现象。3、5号煤层及顶底板5#煤层顶板为砂质泥岩，平均厚度为3.78m，老顶为砂岩，平均厚度4.10m；底板为砂质泥岩，平均厚度为8.39m。5#煤层直接顶板抗压强度54.8～64.8Mpa，平均60.1Mpa，属于稳定顶板，易管理，底板未发生过底鼓现象。表1-1-2可采煤层特征一览表煤号厚度最小～最大平均（m）层间距最小～最大平均（m）结构（夹矸数）稳定性可采性视密度（t/m3）顶底板岩性顶板底板21.80～3.753.0736.57～76.6050.01简单（0～2）稳定全区可采1.39砂质泥岩泥岩50.30～5.801.99简单（0～3）较稳定赋煤区局部可采1.40砂质泥岩泥岩(四)、煤质井田内可采煤层均为黑色～深黑色，条痕为黑褐色，沥青～玻璃光泽，断口参差状，节理及内生裂隙发育，条带状结构为主，层状构造。该井田内可采煤层为气煤，可作为炼焦配煤、一般工业锅炉用煤，也可作为火力发电用煤及动力用煤。(五)、井田水文地质1、区域水文地质轩岗矿区属半干旱大陆性气候，年平均降水量500～550mm。矿区东南部为云中背斜，西北部为恒山隆起带，恒山为桑干河水系与滹沱河水系的分水岭，矿区处于云中山区的山间河谷地带，区内阳武河属滹沱河水系，轩岗河为其南分支，阳坡河为其北分支。轩岗矿区位于宁静向斜蓄水构造的次一级水文地质单元–马圈泉域水文地质单元中部。马圈泉位于原平市西北27km，出露于寒武、奥陶系灰岩中，高程+1120～+1150m，为侵蚀型岩溶下降全排型泉群。泉域总面积754km2，较大泉点有34个，多年平均泉水总流量1.30m3/s（1965～1972年），为阳武河的主要源头。水质类型为HCO3.SO4-Ca.Mg型，矿化度355mg/L，总硬度294mg/L，水质较好。马圈泉域总的地势是南北高、中部低，下马圈一带最低。该泉域东北部以恒山隆起带五台群片麻岩及寒武奥陶系岩层地表分水岭为补给边界；东南部以云中山隆起带出露的变质岩为主要隔水边界；西南部羊圈岭倾伏背斜五台群变质岩构成与任家庄泉域的地下分水岭，寒武系至二叠系地表分水岭为补给边界。下马圈泉域三面为封闭的隔水边界，唯有阳武河谷能够向外泄水，因此是一个相对独立的水文地质单元。区域含水岩组按其含水介质划分为三种类型：松散岩类、碎屑岩类和碳酸盐岩类。各类含水岩组受岩层、地质构造及裂隙发育程度的控制和影响而具有不同的含水特征。2、井田水文地质井田地处黄土高原，吕梁山北段东翼，属剥蚀侵蚀低中山地貌类型，沟谷发育，地形切割剧烈。地势总体东高西低，地形标高+1281.2～+1685.1m。井田河流属滹沱河水系，阳坡河在井田西侧由东北向西南流过，平时无水，雨季有洪水，为季节性河流，向南汇入阳武河，阳武河由西北向东南转向东汇入滹沱河。井田处于暖温带季风气候区域，晋东北轻半干旱地区，四季分明，冬季寒冷少雪，春季干旱多风。年平均气温4～6℃，年均降水量500～550mm，年均蒸发量1600～1800mm。井田处于宁静向斜东翼轩岗矿区东北缘断陷盆地内，盆地北西、南东两侧为两条落差较大的边界断层。井田处于段家堡正断层与老底沟正断层之间，总体为一向南西倾向的单斜构造。井田内多被新生界第四系中、上更新统、全新统覆盖，基岩零星出露。（1）、含水岩组①、奥陶系中统上马家沟组石灰岩岩溶含水岩组奥陶系中统上马家沟组，井田内钻孔最大揭露厚度108.99m，岩性由厚层状石灰岩、角砾状灰岩、泥灰岩等组成，以石灰岩为主要含水层，含岩溶水。据井田内D2号水文钻孔抽水试验资料表明，其单位涌水量0.3817～0.5445L/s.m，岩溶水PH值8.3，水质类型为HCO3·SO4-Ca·Mg或HCO3-Na·Ca，其静水位标高为+1160m。奥灰水流向西南，水力坡度3‰，井田奥灰水位标高为+1154～+1166m左右。②、太原组、山西组砂岩、石灰岩裂隙含水岩组石炭系上统太原组、二叠系下统山西组为碎屑岩夹碳酸盐岩沉积，以砂岩、石灰岩为主要含水层，含裂隙水，富水性弱。据黄甲堡水文孔太原组抽水试验，单位涌水量0.050～0.0066L/s.m；山西组单位涌水量为0.038～0.012L/s.m。③、二叠系石盒子组砂岩裂隙含水岩组二叠系下统下石盒子组、上统上石盒子组，岩性由砂岩、砂质泥岩、泥岩等组成，以砂岩为主要含水层，含砂岩裂隙水，富水性弱。据黄甲堡井田钻孔抽水试验，单位涌水量为0.0015～0.0415L/s.m。④、第四系全新统砂砾石层孔隙含水层第四系全新统主要分布于井田西侧阳坡河河谷中，主要岩性为砂砾石层，含孔隙潜水。（2）、隔水层①、石炭、二叠系砂岩裂隙含水层之间的岩层，厚度大且稳定，可视为隔水层。②、5号煤层至奥陶顶面间的岩层，厚40m左右，岩性以泥质岩类为主，形成煤层与下伏奥陶系中统石灰岩含水层之间的隔水层。（3）、水文地类型矿井主采煤层为2、5号煤层，主要充水水源为裂隙承压水，间接进水。本井田以基岩裂隙水充水为主，依据规范《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-91），煤层位于当地侵蚀基准面以下，地表水体对矿层开采影响不大，主要充水含水层富水性弱，井田内构造简单，大部分为第四系覆盖，水文地质边界简单。井田内2号煤层以顶板砂岩裂隙含水层充水为主，全矿井为带压开采安全区，2号煤层水文地质勘探类型为二类二型，即以裂隙含水层充水为主水文地质条件中等的矿床。开采5号煤层，无导水构造时1065m标高以下为承压开采危险区，1065-1166m标高之间为承压开采安全区。5号煤层水文地质类型为二类三型。即以裂隙含水层充水为主水文地质条件复杂的矿床。根据矿井水文地质类型划分报告：2号煤层矿井水文地质类型为中等类型，5号煤层矿井水文地质类型为复杂类型。（4）、矿井充水因素分析①、充水水源天然状态下，矿井充水水源主要为裂隙承压水、裂隙潜水，段家堡大断裂沟通的奥陶系中统上马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层中的地下水，其次为老窑积水。在开采状态下，由于疏干排水的不断进行，改变了原有的天然流场，最终可能导致裂隙潜水补给裂隙承压水，并加强了大气降水对煤层浅露头区基岩裂隙水的入渗补给。现生产矿井内的充水水源主要是煤层顶底板基岩裂隙水的涌入。②、充水途径A、孔隙常引起矿井渗水、淋水、涌水，水量一般不大，对深层煤层开采没有影响。B、节理、裂隙常引起矿井淋水、涌水或突水。尤其是构造破碎带，其本身含水有限，但当其沟通上下含水层或地表水体时，会导致突水事故的发生。③、断裂构造导水通道段家堡断层地表出露井田外，断距大，对煤层深部可能产生影响。断层带岩石破碎，充填、胶结差，不同程度地存在导水性和富水性，对巷道掘进到断层附近必须超前探水，避免事故。老底沟断层出露于井田东部煤层露头外，对煤层影响不大。④、采动裂隙导水通道2号与5号煤层间距36.57-76.60m，平均50.01m。2号煤层的回采会直接揭露其底板承压含水层，5号开采形成的导水裂隙带的最大高度为87m；因此，5号煤层的开采，导水裂隙也会直接沟通2号煤层。开采5号煤层会沟通其上的2号煤层采空区，造成采空区积水大量馈入矿坑。所以在生产过程中，为防止采空区积水对生产造成影响，开采5号煤层时先疏干上层煤采空区积水。另外由于本井田有断层存在，导水裂隙带与断裂带沟通，会造成断裂破碎带中的承压水涌入矿坑。⑤、人为通道人为通道主要为前面分析导水裂缝带、井筒、巷道、工作面、封闭不良的钻孔，或人为越界越层开采也可引起矿井突水，生产中也应引起注意。(5)、矿井涌水量预计①、计算方法对2号煤层先期开采地段进行涌水量预算，计算方法采用富水系数比拟法。据生产矿井多年来的生产实践，盘道煤矿生产能力为21万t/a,开采2号煤层，矿井正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为18m3/h。西梁煤矿生产能力为30万t/a,开采2号煤层,矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为20m3/h。采用富水系数法预计矿井生产能力达120万t/a时矿井涌水量。②、计算公式利用公式：Q=Kp·PKp=式中：Q—预算矿井涌水量（m3/d）P—现矿井开采量t/d(120万t/a)Kp—富水系数（m3/t）Q0—生产矿井涌出的总水量m3/dP0—生产矿井开采量t/a③、预测结果一年按330天计算，按盘道煤矿进行2号煤层的涌水量预测：Q正常=Kp×P=0.377×3636=1370m3/d=57m3Q最大=Kp×P=0.679×3636=2468m3/d=103m3按西梁煤矿进行2号煤层的涌水量预测：Q正常=Kp×P=0.396×3636=1440m3/d=60m3Q最大=Kp×P=0.528×3636=1920m3/d=80m3经计算，预计煤矿年生产能力达120万t/a时，2号煤层矿坑正常涌水量为60m3/h，最大涌水量为103m3在顶板完整时，隔水性好，涌水量较小，当顶板破碎、节理裂隙发育或遇大的冒顶时，或沟通导水断裂，也会有较大涌水。应建立健全排水设施，保证安全生产。（六）、瓦斯、煤尘及自燃1、根据山西省煤炭工业局晋煤瓦发[2011]436号《关于忻州市2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，山西忻州原平龙矿盘道煤业有限公司瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井，2号煤层瓦斯相对涌出量为2.83m3/t，绝对涌出量为1.242、煤尘：据矿井煤尘鉴定资料，煤尘有爆炸危险性。3、煤的自燃：据本矿井煤自燃性鉴定，煤层自然发火等级为Ⅱ级，最短发火期为4个月，属自燃煤层。七、储量资源量全井田2、5号煤层保有资源/储量3544万t，其中111b资源/储量1865万t，占保有资源储量的52.6%，122b资源/储量1116万t，占保有资源储量的31.5%，111b+122b占保有资源储量的84.1%，333资源/储量563万t。1、工业储量矿井工业资源/储量=111b+122b+333×k注：k－可信度系数，取0.7～0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，k值取0.7。本井田各可采煤层均为赋煤区稳定可采煤层，因此，本矿井推断的资源量（333）可信度系数k取0.8。经计算矿井工业资源/储量为3431.4万t。2、矿井设计资源/储量经计算，矿井设计资源/储量为2380.8万t。3、矿井设计可采储量经初步计算，矿井设计可采储量为1207.8万t。第三节矿井设计能力服务年限、开拓方式一、矿井设计生产能力根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发[2009]22号《关于忻州市原平市煤矿企业兼并重组整合方案部分的批复》文件，矿井兼并重组整合后的生产规模为1.20Mt/a。二、矿井服务年限按现行《煤炭工业矿井设计规范》的规定，按年生产能力1.20Mt/a，考虑1.4的储量备用系数，本矿井设计计算服务年限为7.2a式中：T-设计计算服务年限，a；Zm-设计可采储量，万t；A-年产量，万t/a；K-储量备用系数，采用1.4。三、开拓方式1、井口及工业场地位置的选择井口及工业场地位置选择的主要原则（1）充分利用现有地面工程及设施；（2）地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足1.20Mt/a要求；（3）位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用；（4）不受洪水、山体滑坡等自然灾害威胁；（5）靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省；（6）有利于矿井开拓部署，为安全高效稳产创造条件。通过现场踏勘，设计提出两个井口工业场地方案，一方案即利用原盘道矿井的工业场地作为副井工业场地，利用原西梁矿井的工业场地作为主井工业场地，主要利用两个场地的原有井筒及地面建筑、设施等；二方案即利用原西梁矿井的一个工业场地，废弃原盘道工业场地。两方案的技术比较见表3-3-1。表3-3-1工业场地技术比较表一方案二方案优点1、利用两个场地，井筒不必刷大，节省了井筒工程量。2、能充分的利用两个场地的地面建筑，不再增加建筑。3、原西梁矿井工业场地作为主井工业场地，地面生产系统完好，离大运公路较近，可直接利用。1、利用原西梁工业场地，便于管理。缺点1、主井工业场地位于储量边界，井下煤炭运输线路相对较长。1、井筒断面均较小，改造工程量大。2、工业场地面积小，新增地面生产系统布置困难。通过以上技术比较，一方案具有明显优势，容易实施，场地开阔，交通方便，受周边环境影响小，所以设计推荐一方案。四、水平划分及标高现有的主井区井底车场落平至+1170水平，根据煤层赋存特点，整个井田北高南低，主、副井通过南北向2°~4°的大巷及倾斜大巷进行贯通，考虑到南北向大巷有一定的流水坡度，且主井区井底水平与北部区域最大高差不超过350m，根据《煤炭工业矿井设计规范》3.2.4条规定，缓倾斜、倾斜煤层阶段垂高宜为200~350m。故全矿井设一个开采水平，水平布置在+1170m，一个水平开拓全井田。五、矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序1、采区划分结合矿井的开拓方式，将全矿井划分为4个采区。其中，F4断层以北、副井工业场地以南为一采区（包括F4断层以南、北部采空区以北的区域），副井工业场地以北至井田边界为二采区，F4断层以南至井田边界、开拓巷道以西至井田边界为三采区，5煤层为四采区（由于5煤层受地质条件限制，利用一组下山即可回采，见附图5煤层开拓方式）。沿2号煤层在井田中部平行布置轨道、胶带两条大巷连通主、副井，一采区工作面位于F4断层以北，沿大巷两侧布置倾斜长壁工作面进行回采。2、开采顺序采区开采顺序按由近而远、先上后下、由浅到深的顺序进行，设计兼并重组后投产一采区位于2号煤层。按此原则编制了采区接续表，详见表3-3-5。表3-采区名称可采储量（万t）生产能力（万t/a）服务年限（a）开采起止时间（a~a）接续采区名称一采区520.81203.10～3.1二采区二采区146.71200.93.1～4.0三采区三采区214.51201.34.0～5.3四采区四采区325.81201.95.3～7.2备注其中一、二、三采区位于2号煤层，四采区位于5号煤层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计及建设情况一、矿井开拓系统设计情况整合改造后仍采用斜井开拓方式，利用原西梁矿井现有主斜井作为整合后矿井的主斜井，利用原盘道矿井的主斜升井作为整合后矿井的副斜井，利用原盘道矿井的新主井作为整合后矿井的回风斜井，利用原盘道矿井的回风斜井作为整合后矿井的行人斜井，矿井井田内原有其余井筒全部按山西省关井“六条标准”实施关闭。整合后井筒利用情况见表3-3-2。表3-3-2整合后井筒利用情况表（方案一）序号井筒特征主斜井（原西梁主斜井）副斜井（原盘道主斜井）回风斜井（原盘道新主井）行人斜井（原盘道回风井）154坐标纬距（X）4317708.384321212.454320820.064321168.62经距（Y）19633515.4819633340.3219632731.8819633338.6780坐标纬距（X）4317660.694321164.854320772.3664321120.92经距（Y）19633444.5719633269.4119632660.9719633267.762井口标高（m）+1295.760+1416.530+1370.000+1416.5803方位角（°）107°44'3'273°6'55'232°5'24''273°6'55'4井筒倾角（°）14201225°20'5井筒斜长（m）512288.56102506井筒净宽（m）4.24.44.02.47断面断面形状直墙半圆拱直墙半圆拱直墙半圆拱直墙半圆拱净断面（m2）13.212.012.35.18井筒装备装备胶带输送机、排水管、洒水管、动力电缆、通讯信号电缆、行人台阶和扶手装备提升绞车、行人台阶、扶手、通讯信号电缆、压风管装备矿井主要通风机、灌浆管，行人台阶和扶手装备猴车9备注利用已有井筒利用已有井筒改造利用已有井筒利用已有井筒10井田内原有其余井筒（西梁人车斜井、回风斜井、材料斜井）按山西省关井“六条标准”实施关闭。设计采用原西梁矿井现有主斜井作为整合后矿井的主斜井，利用原西梁矿井主斜井已有井筒装备。该主斜井净宽4.2m，净高3.6m，直墙半圆拱断面，净断面13.2m2，倾角14°，斜长448m，本次整合设计延深井筒64m，全长设计采用原盘道矿井主斜井作为整合后矿井的副斜井，该副斜井净宽4.4m，净高3.2m，直墙半圆拱断面，净断面12.0m2，斜长288.5m，倾角20°，整合后井筒内铺设轨型为24kg/m、轨距为600mm设计利用原盘道矿井新主井作为整合后矿井的回风斜井，该回风斜井净宽3.8m，净高3.1m，直墙半圆拱断面，净断面10.2m2，斜长610m，倾角12°。整合后刷大断面，刷大后净宽4.0m，净高3.5m，直墙半圆拱断面，净断面12.3m2，担负矿井回风任务并兼做安全出口。设计利用原盘道矿井回风斜井作为整合后矿井的行人斜井，该行人斜井净宽2.4m，净高2.4m，直墙半圆拱断面，净断面5.1m2，斜长250m，倾角25°20’二、水平划分及标高现有的主井区井底车场落平至+1170水平，根据煤层赋存特点，整个井田北高南低，主、副井通过南北向2°~4°的大巷及倾斜大巷进行贯通，考虑到南北向大巷有一定的流水坡度，且主井区井底水平与北部区域最大高差不超过350m，根据《煤炭工业矿井设计规范》3.2.4条规定，缓倾斜、倾斜煤层阶段垂高宜为200~350m。故全矿井设一个开采水平，水平布置在+1170m，一个水平开拓全井田。三、大巷布置1、大巷布置及条数结合煤层赋存特点，井田沿2号煤层底板布置三条大巷（轨道、胶带、回风）连接主、副、风井。2、大巷的坡度轨道、胶带、回风三条大巷坡度均约为2°~4°，其中胶带大巷采用胶带输送机连续运输方式，轨道大巷采用无极绳连续牵引运输方式，在胶带大巷布置架空乘人装置运送人员。3、大巷煤柱根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》有关公式计算，大巷两侧煤柱均按35m留设，这些煤柱待巷道使用结束后，一并回收。四、矿井采区划分及开采顺序1、采区划分结合矿井的开拓方式，将全矿井划分为5个采区，其中，F4断层以北、副井工业场地以南、开拓大巷以东区域为一采区（包括F4断层以南、北部采空区以北的区域）；副井工业场地以北至井田边界的区域为二采区；F4断层以北至井田边界、开拓大巷以西至井田边界的区域为三采区；F4断层以南至井田边界、开拓大巷以西至井田边界的区域为四采区；5煤层可采区域为五采区。沿2号煤层底板在井田中部平行布置轨道、胶带、回风三条大巷连通主、副、风井，沿F4断层布置一采区上山，利用一采区上山布置走向长壁工作面进行回采。2、开采顺序采区开采顺序按由近而远、先上后下、由浅到深的顺序进行，设计兼并重组后投产一采区位于2号煤层。按此原则编制了采区接续表，详见表3-3-5。表3-采区名称可采储量（万t）生产能力（万t/a）服务年限（a）开采起止时间（a~a）接续采区名称一采区302.11201.80～1.8二采区二采区146.71200.91.8～2.7三采区三采区218.71201.32.7～4.0四采区四采区325.81201.94.0～5.9五采区五采区214.51201.35.9～7.2备注其中一、二、三、四采区位于2号煤层，五采区位于5号煤层。第二节矿井采掘系统设计及建设情况一、矿井采掘系统设计情况1、回采工作面本次设计本着为尽量利用现有巷道，本着少投入，多产出的设计原则，根据矿井开拓布局和煤层开采条件，为保证矿井达到设计生产能力，设计确定一采区为初期采区，其理由如下：（1）、一采区距离整合后的副斜井、行人斜井、回风斜井均较近，首采工作面布置在工业场地南部，初期开拓工程量小。（2）、储量较多，范围较大，煤层赋存稳定，工作面接续可靠。有利于机械化生产。矿井初期移交一个采区一个工作面，保证1.20Mt/a的生产能力。1201采煤工作面为矿井首采面，1202工作面为首采面的接续面。1201回采工作面主要设备配备表序号设备名称型号主要技术特征1双滚筒无链牵引采煤机MGTY250/600-1.1D采高2.0～4.0m，截深0.6m，滚筒直径2m2支撑掩护式液压支架ZYY4410/23/42支护高度2.3～4.2m，中心距1.5m,支护强度0.64MPa，重量18.87t3端头液压支架ZZ5600/23/47高度2.3～4.7m，单架重量约15t，与综采支架配套使用4可弯曲刮板输送机SGZ764/320运量Q=700t/h，L=150m(另外备用10m)，功率2×160kW，电压1140V5转载机SZD-730/75运量Q=750t/h，L=24m，功率75kW，电压660/1140V6可伸缩带式输送机DSJ100/80/132运量Q=800t/h，L=850m，功率132kW，电压660/1140kV7乳化液泵站BRW315/31.5Q=315L/min，P=31.5MPa，功率200kW，电压660/1140kV8喷雾泵站XPB250/6.3Q=250L/min，P=6.3MPa，两泵一箱，其中一泵备用，功率37kW，电压660/1140kV2、掘进工作面为保证矿井开拓、准备及回采工作面的正常接续，设计共配备2个综掘工作面。矿井主要掘进设备配备见下表。单个综掘工作面主要掘进设备配备表序号设备名称型号及规格单位数量1综合掘进机EBZ150A双电压掘进机，216kW，1140V，重约45t台12双向可伸缩胶带输送机DSJ80/40/2×40，B=800mm，L=700m，Q=400t/h，2×40kW，660/1140V台13单体锚杆钻机MYT-120C液压锚杆钻机，功率11kW，电压380/660V台２4局部通风机FBD№5.6/22，2×11kW，660V台25湿式除尘风机KCS-225LZ/1140V660V，风量225m3/min，功率18.5kW，电压660/1140v台16风镐G10，工作风压0.49MPa，耗风量1.2m3/min台17激光指向仪YBJ-1500，有效距离1500m台18探水钻机ZLJ350，钻进深度150/200m，5.5kW台19调度绞车JD-25，功率25kW，电压660V台110污水泵QBK30-50Q=30m3/h，H=50m，18.5kW，660V台1二、矿井采掘系统建设情况按照设计现已形成1201首采工作面，同时准备1202工作面回风顺槽和二采回风巷，并形成各工作面独立回风系统。矿井井巷工程量见下表.井巷工程量汇总表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、矿井通风方式根据本矿井实际情况，结合开拓部署，矿井利用整合后的主斜井、副斜井、行人井进风，回风斜井回风的分列抽出式通风方式。2、通风方法采用机械抽出式通风方法。3、通风系统 新鲜风流从副斜井进入，行人斜井、主斜井少量进风，经轨道大巷、一采区轨道上山、中部车场、轨道顺槽、清洗工作面。乏风风流经胶带顺槽、中部车场、一采区回风上山、回风大巷至回风斜井，排至地面。首采工作面通风线路为：主井、行人斜井、副斜井→轨道大巷（1171大巷）→一采轨道上山→1201胶带运输机顺槽→1201工作面→1201轨道顺槽→一采回风上山→回风大巷→回风斜井→地面。掘进工作面通风线路为：1202材料巷掘进工作面：主井、行人斜井、（副斜井）→轨道大巷（1171大巷）→一采轨道上山→局部通风机→一采回风上山→回风大巷→回风斜井→地面。二采回风巷掘进工作面：行人斜井、（副斜井）→北大巷→局部通风机→二煤集运巷→回风斜井→地面。4、主要通风机回风斜井选用二台FBCDZ№25型防爆对旋式轴流通风机，其中一台工作，一台备用，配防爆电动机4台（每机二台），电动机功率250kW，10kV，740r/min。供电方式为两回路供电，引自35kV变电所不同低压母线。5、局部通风机局部通风机选型根据工作面的需要风量，考虑局扇通风距离、风筒直径、管理等因素。掘进工作面选用低噪音对旋轴流式局部通风机，型号为FBDZO.5.6型，功率2×11kW，风量200～340m3/min，电压660V功率2×11kW，综掘面局部通风机吸风量为5.7m3/s，采用直径为600mm6、风量计算根据《煤矿安全规程》规定，矿井达到1.20Mt/a生产能力时需要的风量，按下列要求对风量分别进行计算，并取其最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿井＝4NK矿通式中：N－井下同时工作的最多人数，人；K矿通－矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通＝1.25；Q矿井＝4×120×1.25＝600（m3/min）,即10m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q矿井＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通式中：∑Q采－采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；∑Q掘－掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；∑Q硐－硐室实际需要风量的总和，m3/s；∑Q其它－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的风量总和，m3/s；⑴采煤工作面实际需要风量按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算。①按工作面温度和合适风速计算Q采i=60×V采i×S采i×K长i（m3/min）式中：Q采i——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min；V采i——第i个采煤工作面风速，m/s，本矿井为综合机械化采煤，系数适当取大，取值1.5；S采i——第i个采煤工作面的平均断面积，m2，估算为9.5m2K长i——第i个采煤工作面面长调整系数，取值0.9（见表6-2-2）；Q采i=60×1.5×9.5×0.9=769.5m3/min＝12.8m3表6-2-1采煤工作面空气温度与合适风速对应表采煤工作面空气温度（°C）采煤工作面风速（m/s）15～180.818～200.8～1.020～231.0～1.323～261.3～1.626～281.6～2.0>282.0～2.5表6-2-2采煤工作面面长调整系数表采煤工作面长度(m)<5050～100100～160160～200200～260260～300>300k长0.80.91.01.11.21.31.4②按人数计算实际需要风量Q采i=4Nim3/min式中:Ni-第i个采煤工作面同时工作的最多人数,人；Q采i=4×20=80m3/min，即1.33m3/s③按瓦斯涌出量计算Q＝100×q×k1式中：q—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3／min；根据矿井瓦斯鉴定资料，2011年矿井相对瓦斯涌出量1.68m3/t，2010年矿井相对瓦斯涌出量2.83m3/t，2009年瓦斯相对涌出量为3.09m3/t，为保证安全，设计按历年瓦斯涌出量的最高值进行计算瓦斯涌出量。k1—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。Q＝100×q×k1＝100×3.09×1.6＝494.4m3／min＝8.24m3按《煤矿安全规程》的规定，采煤工作面需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值，参照邻近矿井同类煤层综采工作面的实际风量，2号煤层回采工作面风量推荐为20m3/s按风速验算：15S<Q采<240S（m3/min）式中：S——工作面平均断面积，本设计取9.5m2；经计算2.4<Q采<38（m3/s）工作面风量符合要求。另外，按回采工作面风量的50％考虑备用工作面风量为10m3/s采煤实际需要风量为：∑Q采＝20+10＝30m3/s⑵掘进实际需要风量按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和（Q掘）计算：式中：Q掘i—第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min。①按工作面同时作业人数每人供风≮4m3/min：Q掘>4Nm3/min式中：N——掘进工作面最多人数；Q掘>4×12＝48m3/min＝0.8m3②按局部通风机吸风量计算岩巷掘进式中：Q掘=Q扇×Ii+0.15S（m3/s）半煤岩巷掘进Q掘=Q扇×Ii+0.25S（m3/s）式中：Q扇——局部通风机额定风量；Ii——掘进面同时运转的通风机台数。掘进局部通风机选型：按矿井开拓部署安排，矿井投产初期全矿井共设置2个煤巷综掘工作面，煤层巷道风量15S掘<Q掘<240S掘，S煤掘为10.8m经计算，按工作面同时工作人数和最高风速计算的通风机供风量为选择局部通风机条件，因此设计选择局部通风机风量200～340m3/min，电压660V功率2×11kW，综掘面局部通风机吸风量为5.7m3/s2号煤层顺槽综掘面需风量Q煤掘＝5.7+0.25×10.8＝8.4m3经计算，掘进工作面配风量按局部通风机吸风量计算最大，综掘工作面需风量为8.4m3/s按风速验算：半煤岩巷Q掘>15×10.8＝162m3/min＝2.7m3/sQ掘<240×10.8＝2592m3/min＝43.2m3经风量验算符合要求，即掘进面总需风量为2×8.4=16.8m3/s⑶①采区变电所:4m3/s②电机车修理及充电硐室:4m3/s③爆炸材料发放硐室:4m3/s④矸石仓仓顶硐室：4m3∑Q硐=4+4+4+4=16m34）其它地点供风量本矿井为整合矿井，根据我国大多数机械化矿井的统计资料，其他用风巷道所需风量可按以下公式计算：∑Q其它=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐）×5%=（30+16.8+16）×5%=3.1m3综合上述计算全矿井初期风量为:Q矿=(（30+16.8+16+3.1）×1.25=82.4m3/s考虑到随着矿井开采二采区，开采范围不断延伸，通风路线加长，通风阻力增大，并考虑漏风，取值为90m3/s（二）通风负压计算1、摩擦阻力计算矿井摩擦阻力采用下列公式进行计算：h＝9.8•α•p•L•Q2/s3式中：α－通风阻力系数；p－巷道净周长，m；L－巷道长度，m；S－巷道净断面，m2；Q－通过巷道的风量，m3/s。经过计算机网络解算，容易时期的摩擦阻力1363.0Pa，通风困难时期摩擦阻力为2073.2Pa。2、局部阻力扩建矿井局部阻力按摩擦阻力的15%考虑，矿井通风容易和困难时期局部阻力分别为204.5Pa和311.0Pa。3、矿井通风总阻力本矿井通风总阻力由摩擦阻力和局部阻力组成。矿井通风容易时期通风总阻力为1363.0+204.5=1567.5Pa；矿井通风困难时期通风总阻力为2073.2+311.0=2384.2Pa。矿井负压计算表见下表。矿井通风容易时期负压计算表序号巷道名称支护方式QS（m2）αP（m）L（m）h（Pa）Vh=9.8α·P·L·Q2/S31整合后副井砼50120.00113.3288.554.44.22井底车场巷道锚网喷5715.30.0011516021.33.73轨道大巷锚网喷5512.70.00113.51375268.64.34一采区轨道上山锚网喷4212.70.00113.538043.33.35中部车场锚网喷2110.40.00112.4803.82.06轨道顺槽锚网2010.40.001713.271055.51.97回采工作面锚网20100.0051415041.22.08回风顺槽锚网2010.40.001713.271055.51.99中部车场锚网喷2110.40.00112.4803.82.010一采区回风上山锚网喷4811.40.00112.819037.14.211回风大巷锚网喷6411.40.00112.81430450.55.412整合后风井砼9012.30.00113.3578327.97.3小计1363.0加15％局部阻力204.5合计1567.5矿井通风困难时期负压计算表序号巷道名称支护方式QS（m2）αP（m）L（m）h（Pa）Vh=9.8α·P·L·Q2/S31整合后副井砼50120.00113.3288.554.44.22井底车场巷道锚网喷5515.30.0011516019.93.63轨道大巷锚网喷5012.70.00113.52033328.33.94轨道大巷锚网喷4612.70.00113.534046.53.65三采区轨道下山锚网喷5212.70.00113.5930162.44.16中部车场锚网喷2110.40.00112.4803.82.07轨道顺槽锚网2010.40.001713.271055.51.98回采工作面锚网20100.0051415041.22.09回风顺槽锚网2010.40.001713.271055.51.910中部车场锚网喷2110.40.00112.4803.82.011三采区回风下山锚网喷5811.40.00112.8780222.25.112回风大巷锚网喷6211.40.00112.82310751.85.413整合后风井砼9012.30.00113.3578327.97.3小计2073.2加15％局部阻力311.0合计2384.1（三）矿井通风等积孔计算矿井等积孔采用下式计算：式中：A－矿井等积孔，m2；Q－矿井风量，m3/s；h－矿井通风负压，Pa；经过计算，矿井通风容易时期通风等积孔为2.7m2，困难时等积孔为2.2m2，前、后期均大于2m2，属通风容易～中等矿井，见下表。矿井通风难易程度表前期后期等积孔（m2）通风阻力等级通风难易程度等积孔（m2）通风阻力等级通风难易程度2.7小阻力矿易2.2中阻力矿中二、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》设计要求采用分列式，通风方法为抽出式，主斜井、副斜井、行人斜井三井进风，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№25，功率2×250kW，风量范围：5040-9720m3/min，风压范围：3397～1016Pa。配备电机型号：YBF560S2-8，单台功率：2×250kW。同时矿井配备了KJ95型矿用风机在线微机监测系统。现矿井运行风机为1#风机，叶片角度为0°，矿井总进风量5780m3/min，总回风量5835m3/min，总排风量5985m3/min，通风机房水柱计读数140Pa。第四节矿井提升、运输系统设计及建设情况一、主井提升设备主斜井提升设备装备一台1000mm大倾角带式输送机，型号St1250钢绳芯阻燃型胶带、胶带强度1250N/mm；带宽1000mm、速度V=1.6m/s、配YB2-355L1-4电动机2台。此条带式输送机为原有设备，现设备正常运转。1、主要提升设备选型设计（1）设计依据矿井设计建设规模为1.20Mt/a，矿井工作制度按年工作日330d，日净提升时间16h，主斜井运距512m，倾角约为14°，由井下水平煤仓下甲带给煤机给料，运输至地面储装运系统。（2）输送能力确定矿井小时生产能力计算公式：Q=A×K/(M×N)，式中：Q—矿井小时生产能力，t/h；A—矿井年产量，t/a；K—不均衡系数，K=1.2；M—年工作日数；N—日净提升小时数。（3）主斜井带式输送机驱动方式为软启动控制启动。2、选型计算（1）、已有主斜井带式输送机设备型号如下：带宽：B＝1000mm带度：V=1.6m输送距离：L=512m提升高度：H=124倾角：δ=14°St1250钢绳芯阻燃型花纹胶带，胶带强度1250N/mm；电动机型号：YB2-355L1-4，P=280kW，660V2台；减速器型号：TYPEH2SH12B2台；液力偶合器：YOTGC5602台；制动器：KZP-14002台；逆止器：DSN0901台；机头双滚筒驱动，驱动滚筒直径Ø1000mm。（2）、校核运输能力按照本矿井设计能力120万t/a计算，考虑不均衡系数，主斜井提升能力按照320t/h核算。Q=3600Svkρ＝3600*0.111*1.6*0.91*0.9＝523t/h>320t/h式中：S—输送带上物料最大横截面面积（m2），查规范为0.111，（原煤运行堆积角20°）ρ—物料密度，0.9t/m3k—倾角系数，取0.91v—输送带速度设备运输能力满足要求。（3）、校核驱动装置选型：（1）传动滚筒圆周力为F＝F1＋F2＋F3＋F′＝40273N式中：上分支运行阻力:F1=（q+q0+q’）w.Lh·g=14422N下分支运行阻力:F2=（q0+q”）w.Lh·g=8957N物料提升阻力:F3=q.H=6894N附加阻力:F’=10000N每米胶带机物料重量:q=Q/3.6V=320/3.6×1.6=55.6kg/m每米上托辊转动部分重量:q’=18.4kg/m每米下托辊转动部分重量:q’’=5.7kg/m胶带质量:q0=24.7kg/m运行阻力系数:ω=0.03（2）功率计算电机功率：PA＝P·v/1000＝64.4kWPM＝K·PA＝90.2kW电机备用系数：K＝1.4已有电动机P=280kW，660V，2台，配置设为一用一备，满足使用要求。（3）张力计算按单滚筒单驱动考虑，传动滚筒围包角190°，则：eμα1=2.7Sn＝S1+PSn/S1=eμα1=2.7计算得：S2＝23690NS1＝63963N（4）承载段最小张力验算：承载段最小张力S’≥=5902N式中：—上托辊间距离；—挠度，取=0.02。由于承载段最小张力S3=S2-F2-q0Hg=11670N>S’，满足要求。（5）胶带强度校核Smax＝S1＝63963N m＝[St]·B/Smax＝19.5>7已有St1250（阻燃）钢绳芯胶带能够满足强度要求。（6）减速器H2SH12B及传动滚筒Ø1000mm均为原带式输送机配套设施，速比不变，故减速器型号及额定功率、热功率值满足生产能力需要。（7）制动器校核制动器选型(按最不利情况:取摩擦系数f=0.035高速轴制动力矩：MT=[(q+2q0+q'+q")×L×a-qHg-(q+q0+q')×g×L水平×f-(q0+q")×g×L水平×f]×D/2=-34825N低速轴制动力矩MT'=MTη/I=-973N原有低速轴制动器型号KZP-1400型制动力矩为76kNm,满足制动要求。（8）逆止器校核传动滚筒轴上的逆止力矩：Mr=0.65×D×[q×H-(2q0+q'+q")×L×f-q×L'×f]×g=29153N根据规范要求，逆止器逆止力矩工况系数最大取2，已有逆止器逆止力矩90000Nm，完全满足逆止要求。所以，整合矿井采用已有主斜井带式输送机全套设备满足提升能力要求。该带式输送机仍采用原有拉紧装置，新安装了滑防护装置、跑偏保护装置、带速检测装置、打滑检测装置、堆煤保护装置、防撕裂保护装置等，并实现了集中控制。二、副斜井提升设备副斜井采用单钩串车的提升方式。井口标高+1416.530m，井底标高+1317.857m，最大倾角20°，副斜井斜长288.5m。装备副斜井内已铺设轨型为30kg/m、轨距为600mm的轨道，采用单钩串车提升，已装备一台JK-3×2.2单滚筒缠绕式提升机，配400kW、590r/min、660V交流电动机。副井提升机电源均引自地面10kV变电所，高低压电源均为双回路供电。提升机采用PLC带全数字低频电源装置闭环调速控制系统。目前，已安装完毕，具备正常运行条件。矿井资源整合初步设计，设计生产能力1.20Mt/a。现对副斜井提升设备验算如下。1、设计依据日提升量：[1坑木3车[2]水泥、沙子20车[3]保健车4车[4]金属支架3车[5]其它20车[6]最大件重量24t（包括平板车）正常提升方式为单钩串车提升，每次提升串6个1.0t矿车。2、钢丝绳选型计算由于6（610+1800）=14460kg<24000kg，因此按照提升24吨大件选择钢丝绳及提升设备。（1）钢丝绳端部荷重=6(610+1800)(sin20°+0.015cos20°)=5149.4324000（sin20°+0.015cos20°）=8546.77kg（2）钢丝绳长度计算L=288.5+30+30=348.5（3）钢丝绳选择单位质量=3.55kg/m选用306V×19+FC镀锌三角股钢丝绳。钢丝绳技术参数：=3.71kg/m，D=30mm，最小破断拉力651.984k钢丝绳载荷：=3.71×348.5×(sin20°+0.4cos20°)=928.19kg提升大件载荷：=928.19+8546.77=9474.96kg提升矸石载荷：=928.19+5149.43=6077.62kg钢丝绳安全系数：满足规程对提升安全系数的要求。3、提升机选择提升机卷筒直径：Dg≥80*30=2400最大静张力：92.85kN选择提升机型号为：JK-3×2.2E，主要参数：滚筒直径Dg=3mB=2.2m，最大提升速度Vmax=2.94m/s，最大静张力天轮直径Dt=60×30=1800mm，取Dt=2500mm。选T校核滚筒容绳量：0.7单层缠绕满足规程要求。电动机预选：=333.641kw电动机转速=60*2.94*31.5/3.14/3=590r/min选择防爆电动机660V400kW740r/min。4、提升运动学（按七阶段速度图）计算结果见下表。最大班设计作业时间平衡表见下表，本设计正常提升速度为2.94m/s速度图参数计算结果名称符号单位数据初加速度a0m/s20.3初加速时间t0s5初加速阶段距离H0m3.75低速等速时间t1s17.5低速等速阶段距离H1m26.25加速度a1m/s20.5加速时间t2s2.88加速阶段距离H2m6.3936等速时间t3s73.37等速阶段距离H3m215.71减速度a4m/s20.5减速时间t4s2.88减速阶段距离H4m6.3936低速等速时间t5s17.5低速等速阶段距离H5m26.25末减速度a6m/s20.3末减速时间t6s5末减速阶段距离H6m3.75副井提升时间平衡表L=348.5mVm=2.94m/sTc=298.26序号提升内容单位日提升量班提升量每次提升量提升次数每次提升循环时间(s)每班提升时间(s)1下放坑木车3261298.26298.262金属支架车3261298.26298.263水泥砂石车201062298.26596.524保健车次4261298.26298.265其它次201062298.26596.52总运行时间：0.58小时<6小时由上表可知，提升时间满足规程要求。5、提升动力学按照提升24吨大件时计算电机容量。提升大件时，系统的变位质量总和69990.4018kg。七阶段速度图上各点提升力见下力图运动力计算结果阶段运动力计算结果初加速开始F0=122.23kN初加速终了F0’=122.21低速等速开始F1=101.23kN低速等速终了F1’=101.2kN加速开始F2=135.44kN加速终了F2’=135.4kN等速开始F3=100.28kN等速终了F3’=94.65kN减速开始F4=59.65kN减速终了F4’=59.65kN低速等速开始F5=94.48kN低速等速终了F5’=94.4kN末减速开始F6=72.8kN末减速终了F6’=72.78电动机等效时间118.02s电动机等效力98.77kN电动机额定力122.36kN电动机等效容量347.44kW＜400kW过载能力校验：Fmax/Fe=1.107<0.75=1.35~1.44提升机房内安装10t手动单梁起重机，供安装和检修起重机使用。提升机房内双回路电源分别引自副井区地面10kV变电所10kV两段母线。提升机主电机采用交流变频的全数字调速及监控交流传动系统。提升信号采用可编程控制的多功能提升信号装置，并设有与提升机控制回路的闭锁信号。副斜井提升机电控系统采用“智能低压变频器”作为驱动装置，可实现正转、反转、牵引、电制动等功能，以满足提升所需要的四象限运行的负载调速需要；计算机主控系统装置主要由西门子公司生产的两台S7-300系列PLC和一台S7-300远程I/O以及控制电器构成。PLC1和PLC2实现互为冗余备用，当任意一个PLC发生故障后，另一个承担所有的控制和监视功能，可实现限速开车，确保提升系统运行。各有完成提升行程速度控制、系统操作控制、系统监视、系统保护等功能，实现对调速系统装置、制动系统设备、辅机等设备的协调控制，实现提升机按照各种工况要求正常运行，同时实现对提升运行和系统设备的状态和故障的监测，识别故障和第一故障，进行报警和显示，并根据故障的类型实施相应的控制；系统配备一体式结构操作台。操作台主要装有制动控制手柄、速度控制手柄、辅机控制用选择开关、工况选择开关、控制方式选择开关、控制按钮；包括显示器、显示仪表以及重要操作信号和状态指示灯。提升系统图中滚筒至天轮钢丝绳弦长大于天轮至摘钩点之距离，提升机与天轮间架设2组托绳轮，间隔均匀布置。为了保证提升钢丝绳安全运转，沿整个副斜井巷道铺设托绳地滚子。根据《煤矿安全规程》（2006）第三百七十条之规定，本设计在倾斜巷内安设了常闭式挡车栏及跑车防护装置。根据目前市场所提供的常闭式跑车防护装置，其设施的最大抗冲击能量一般在1.0~2.0MJ，本斜巷内设计安设了3套ZDC30型跑常闭式车防护装置，第一套首先安设于变坡点下方略大于一列车长度的地点。跑车防护装置为常闭式，只有放车或车辆快到达时方准打开。三、矿井提升系统建设情况我矿在副井绞车房安装使用JK-3×2.2单滚筒缠绕式提升机，滚筒直径D=3000，滚筒宽度D=2200，最大静张力Fj＝135kN，最大提升速度Vm＝2.94m/s，电动机型号：YP450L-10400KW660V740r/min电动机，现使用正常。运料：材料从副井井口车场→副井轨道车场（蓄电池电机车）→井底大巷（无极绳牵引绞车）→ 1201工作面及各掘进开拓面，系统运行正常。四、井下辅助运输根据矿井开拓布置情况，主、副井底车场均采用蓄电池电机车运输，轨道大巷辅助运输采用无极绳连续牵引车运输，一采区轨道上山采用绞车运输方式。人员运输采用架空乘人装置，架空乘人装置与带式输送机布置在同一巷道内，巷道宽度4.8m，满足安全距离要求。五、矿车选型根据整合后矿井对辅助运输的要求，经比较确定选用1t固定式矿车担负矿井辅助运输任务。六、井下运输车辆本矿井矿车担负辅助运输任务，选用600mm轨距1t固定式矿车。设计根据矿井开拓部署、巷道特征、采掘机械化水平等因素，以排列法计算，配备各个地点的矿车。兼并重组整合投产时各类车辆规格特征表见下表。各类车辆规格特征表矿车名称型号容积（m3）装载量（t）最大载重量（t）外形尺寸（mm）轴距自重长宽高（mm）（kg）固定式矿车MG1.1-61.111.820008801150550610材料车MLC2-6220008801150550520平板车MPC2-622000880410600490重型平板车MPC15-615172500150034011001030七、井下煤炭运输系统根据《煤矿安全规程》规定，胶带输送机需要配置驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置、输送带张紧力下降保护装置、防撕裂保护装置等各种保护措施。（一）煤炭运输设备选型一采区煤炭经一采区上山带式输送机转载至集中大巷带式输送机（II），然后经大巷转载带式输送机、集中大巷带式输送机（III）、大巷上仓带式输送机至井底煤仓，最后由主斜井带式输送机运输至地面。除一采区上山带式输送机为新增设外，其余带式输送机均为原有设备。说明：集中大巷带式输送机（I）是指胶带平巷和倾斜胶带大巷输送机；集中大巷带式输送机（II）是指倾斜胶带大巷落平点至F4断层处的胶带输送机；集中大巷带式输送机（III）是指F4断层处至胶带转载巷（见井底车场图）处的胶带输送机。对原有设备型号进行校核如下：1、主斜井带式输送机（该设备已有）主斜井巷道原配置有一条DTII1000型带式输送机将井底煤仓的煤炭提升至地面，输送机技术特征如下：输送量：Q＝320t/h带宽：B＝1000mm速度：V=1.6m机长：L＝512倾角：14º提升高度：H＝1选用St1250钢绳芯阻燃型胶带，胶带强度1250N/mm；电动机型号：YB2-355L1-4，P=280kW，660V（2台）；经核算，该带式输送机配置满足要求。带式输送机配有各种保险装置和保护装置。2、大巷上仓带式输送机（该设备已有）大巷上仓带式输送机已有一条DTL/100/80/30型带式输送机，用于将集中大巷（III）带式输送机运输而来的煤炭或者矸石运送至井底煤仓，现有带式输送机配置如下：带宽：B＝1000mm速度：V=3.15m/s机长：L＝62倾角：0º胶带：PVG1000整芯阻燃型胶带电动机：P=30kW660V1台减速器：DCY200型1台液力偶合器：YOX-4501台制动器：YWZ5-315/301台根据现在矿井生产需要，该带式输送机运量为Q=800t/h,对上述已有配置校核如下：(1)带宽、运输能力验算：带宽验算：B==0.7083m=708.3mm＜1000mm运输能力验算：Im＝3600S·V·k·ρ＝899.1t/h≥800t/h式中：Im-输送能力，t/h;S-物料横截面积，m2，S＝0.1127m2ρ-物料松散密度，t/m3，ρ＝0.9t/m3；k－倾角系数，C＝1；K－断面系数，K＝470；－速度系数，＝0.94。带宽、输送能力满足设计输送要求。(2)功率验算：传动滚筒圆周力为：P＝F＝F1＋F2＋F3＋F′=3119N式中：P－传动滚筒圆周力，N；F－运行总阻力，N；F1－上分支运行阻力，F1＝（q＋qo＋q′）·g·ω1·Lh=2250NF2－下分支运行阻力，F2＝（qo＋q″）·g·ω2·Lh=369NF3－物料提升阻力，F3＝q·H·g=0NF′－各种附加阻力，F′=500Nq－每米机长物料重88.89kg/mqo－每米胶带自重14.2kg/mq′－每米机长上托辊转动部分质量18.4kg/mq″－每米机长下托辊转动部分质量5.7kg/mω1－上分支托辊运行阻力系数0.03ω2－下分支托辊运行阻力系数0.03Lh－输送机水平长度；电机功率：PA＝P·v/1000=7.8kWPM＝K·PA＝1.4×11.3=10.9kW式中：PA－传动滚筒轴功率；PM－电动机计算功率；v－带速；K－电机备用系数，取K＝1.4。根据计算结果，现有1台30kW隔爆电动机满足要求。(3)张力验算：按单滚筒单驱动考虑，传动滚筒围包角190°，则：eμα1=2.7Sn＝S1+PSn/S1=eμα1=2.70计算得：Sn＝4953NS1＝1834Nm＝St·B/Smax＝202>9已有PVG1000整芯阻燃型胶带能够满足强度要求。（注：该带式输送机在检修更换胶带时，可以采用较低强度的胶带以节约成本投资，如采用PVG680整芯阻燃型胶带，安全系数m＝St·B/Smax＝137>9也足够）。式中：S1－第一传动滚筒绕入点张力，NS2－第二传动滚筒绕出点张力，NS1－2－双驱动滚筒之间段张力，NS3－尾部改向滚筒绕入点张力，NSmax－胶带最大张力；St－胶带强度；μ－胶带与传动滚筒表面之间摩擦系数；α－胶带在传动滚筒上的围包角。m－胶带强度安全系数；经校核，矿井已有大巷上仓带式输送机全套设备满足煤流运输要求。该带式输送机仍采用原有拉紧装置、跑偏保护装置、堆煤保护装置、防撕裂保护装置、防打滑保护装置、温度保护装置、超温自动洒水保护装置等，必要时进行局部维修更换易损件。3、集中大巷（III）带式输送机集中大巷（III）带式输送机为一条下运带式输送机，承接大巷转载带式输送机运输而来的煤炭或矸石，运送至大巷上仓带式输送机，为整合前矿井已有设备，已有配置如下：DTL100型带式输送机，带宽：B＝1000mm速度：V=3.15m/s机长：L＝1059m(水平长1023m倾角：-2°~9°~0°最大提升高度：H＝75.2胶带：St1250钢绳芯阻燃型胶带电动机：P=200kW660V2台减速器：DCY400-31.5-2N2台液力偶合器：YOXD-5002台制动器：DFd23/52台逆止器：DTIIN1-121套张紧绞车：JH-81套根据现在矿井生产需要，该带式输送机运量为Q=800t/h,对上述已有配置校核如下：(1)带宽、运输能力验算：带宽验算：B==0.7083m=708.3mm＜1000mm运输能力验算：Im＝3600S·V·k·ρ＝863.1t/h≥800t/h式中：Im-输送能力，t/h;S-物料横截面积，m2，S＝0.1127m2ρ-物料松散密度，t/m3，ρ＝0.9t/m3；k－倾角系数，C＝0.96；K－断面系数，K＝470；－速度系数，＝0.94。带宽、输送能力满足设计输送要求。(2)功率验算：传动滚筒圆周力为：P＝F＝F1＋F2＋F3＋F′=114330N式中：P－传动滚筒圆周力，N；F－运行总阻力，N；F1－上分支运行阻力，F1＝（q＋qo＋q′）·g·ω1·Lh=37837NF2－下分支运行阻力，F2＝（qo＋q″）·g·ω2·Lh=5985NF3－物料提升阻力，F3＝q·H·g=65508NF′－各种附加阻力，F′=F1′+F2′+F3′+F4′=5000NF1′－清扫阻力，F1′=1000N；F2′－导料拦板阻力，F2′=1500N；F3′－进料处使物料加速阻力，F3′=1500N；F4′－绕过滚筒附加阻力，F4′=1000N；q－每米机长物料重88.89kg/mqo－每米胶带自重16kg/mq′－每米机长上托辊转动部分质量18.4kg/mq″－每米机长下托辊转动部分质量5.7kg/mω1－上分支托辊运行阻力系数0.03ω2－下分支托辊运行阻力系数0.03Lh－输送机水平长度；电机功率：PA＝P·v/1000=286kWPM＝K·PA＝1.4×286=400kW式中：PA－传动滚筒轴功率；PM－电动机计算功率；v－带速；K－电机备用系数，取K＝1.4。根据计算结果，现有2台200kW隔爆电动机满足要求。(3)张力验算：按双滚筒三驱动，功率配比按2：1，取第一传动滚筒围包角170°，第二传动滚筒围包角200°，先设第二传动滚筒eμα2值用足，则：则：eμα1=2.44，eμα2=2.85，=1.54S1－2＝Peμα2/3(eμα2－1)=58710NS2＝S1－2－P/3=20600NS1=S2+P=134930N输送带不打滑条件验算：S1/S1－2=2.30≤eμα1满足输送带不打滑条件。承载段最小张力验算：承载段最小张力S’≥=773N式中：—上托辊间距离；—挠度，取=0.02。由于承载段最小张力S3=S2-F2-q0Hg=2583N>S’，满足要求，（4）胶带强度校核Smax＝S1＝134930N m＝St·B/Smax＝9.26>7已有胶带St1250（阻燃）钢绳芯胶带能够满足强度要求。式中：S1－第一传动滚筒绕入点张