鹤岗市宏利煤矿设计毕业设计说明书

PAGEPAGE77PAGE0前言0.1井田概况鹤岗市宏利二煤矿位于东山区偏北部，鹤岗煤田北部，该矿距鹤岗市火车站5公里，南距哈萝公路1.8公里，有公路相通，交通方便。0.2矿井概况鹤岗市宏利二煤矿始建于1993年，原名为鹤岗市检顺二煤矿，矿井设计生产能力为6万吨/年。经历多次技术改造矿井各系统逐步完善。采用片盘斜井开拓，采煤方法为走向长壁后退式开采，回采工艺为π型钢放顶煤，顶板管理采用全部垮落法，工作面一次采全高，采高为5m。矿井通风方式为中央并列压入式，“一入一回”通风系统。矿井现有两条井筒，即主井、风井，其中主井及二段暗主井采用绞车提升。0.3矿井建设的有利条件1、资源可靠该矿开采7#、8#、9#、10#、11#、13#、15#共7个煤层。根据该矿固体资源储量登记证，该矿2009年末保有地质储量为55.2745万吨。2、煤质好该矿煤质牌号较单一，各层均为气煤，混煤灰分19.49％，挥发份34.92％，硫分0.14％，发热量25.9MJ/kg。硫磷含量低，属低硫低磷煤，硫的含量一般为0.16％，最大为0.36%，磷的含量一般为0.05％以下，可作电力和动力用煤。3、煤炭销售畅通该矿井销售渠道稳定畅通,近年来,煤炭需求不断增加，煤价不断提高，煤炭呈现供不应求的局面。4、运输条件该矿位于鹤岗市东山区境内，矿区有简易公路与市区公路相连，有哈萝公路和佳鹤线铁路通达全国，交通运输条件十分便利，外部运输条件较好。5、电源条件该矿现有两回6.0KV线路供电，使用电源引自新一变电所，使用电源线号为842#，备用电源引自岭北变电所，备用电源线号为800#，满足《煤矿安全规程》的供电要求。地面设2台S11-400KVA变压器为井上负荷供电，地面采用中性点接地系统供电，该矿地面主扇、主提绞车均利用双电源供电，双电源一回工作，一回带电备用，地面供电电压380/220V。电源条件满足矿井建设的需要。6、迁村和土地使用情况本井田范围内地面工业广场的农田在建井时已征用，所以此次矿井建设不涉及迁村和征地事宜。7、主要材料供应矿井所需大部分生产材料均可在当地解决，如砖瓦、砂石、水泥、钢管、铁棚、锚杆等，购物条件十分优越便捷。0.4设计的指导思想1、本次技术改造设计遵循社会主义市场经济规律，以市场为导向，以经济效益为中心，稳产、高效为标准，以安全生产为重点，体现依法办矿、正规开采，严格管理的思想，化资源优势为经济优势。将矿井建设成经济型、效益型的现代化企业。2、充分体现地方煤矿特点，认真贯彻当前地方煤矿的建设方针政策。着眼当前、兼顾长远、规模开采、安全高效、集中生产。3、认真分析该矿的资源条件，外部条件，开采技术条件，精心设计、力求技术先进，安全可靠、经济合理，达到建设期短、投资少、达产快，经济效益高的目标。4、在充分利用现有工业场地、设施的基础上，根据矿井生产现状，在满足安全生产的前提下，尽量简化井上、下生产系统。5、根据地方煤矿的特点，合理布置井巷工程，尽量减少岩石工程量，提高回采率，减少资源浪费，为提高矿井经济效益和降低成本创造条件。6、推广新技术、新工艺。掘进推广光爆锚喷技术，回采工作面推广连续化运输，为矿井实现稳产创造有利条件。0.5设计的主要特点1、矿井现有两条井筒，即主井、风井。本次技术改造工程将原风井改为主井，设大倾角皮带提升，地面增设皮带走廊。井筒入风量25.7m3/s，净断面8m2，井筒内风速为3.2m/s2、将原主井改为副井，现使用一台绞车型号为JTK-1.6×1.2，滚筒直径为Ф1.6m，静张力（额定牵引力）4500kg,提升速度3.4m/s，电机功率为155kw。经计算选择一台JＴP-1.6×1.2型绞车，电机功率155kW，其最大静张力、最大静张力差均为4500kg，使用钢丝绳6×7+Fc型，直径为Φ24mm，钢丝绳速度为3.4米/S3、设计选择首采工作面为15号层二段工作面，回采工艺为π型钢放顶煤，采高5m。4、排水方式确定选用两段接力排水，一段水仓设在二段暗副井井底最低点-188.4m标高，二段水仓为原有-60.5m标高水仓。一水平选取D46-50×7型水泵三台，流量46m3/h，扬程350m，电机功率90kW；二水平选取D46-50×5型水泵三台，流量46m3/h，扬程5、按6万吨/年的生产能力计算矿井通风、井下运输、采区、排水、供电及地面生产系统的能力，计算后上述各系统能力满足生产能力需求。0.6需要说明的问题及建议该矿井田范围内可采煤层的层数较多，生产布置比较集中，必须合理规划布置生产接续工作，加强旧区和旧巷的对照工作，为矿井生产提供安全保障。

1井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置鹤岗矿区位于黑龙江省东北部，鹤岗市宏利二煤矿位于鹤岗矿区益新井田内，行政区划属鹤岗市东山区管辖，距鹤岗火车站5.0km，矿区公路与201国道相连，交通十分便利。地理坐标：东经130º20′25″；北纬47º23′29″。1.1.2自然地理该矿井田地势西北高东南低，地表标高最高为+200m(国标)，最低为+1801.1.3宏利二煤矿东部与合发煤矿、东源煤矿相邻，西部与即将进行资源整合的欧亚煤矿相邻，互无采动影响；深部益新煤矿己开采至－370m水平1.2矿井现状1.2.1矿井概况宏利二煤矿设计生产规模6万吨/年。采用片盘斜井开拓，井下布置一个采煤工作面和两个掘进工作面。1.2.2提升系统该矿现有两条井筒，各井筒提升情况如下：主井(改造后为副井)：用于提煤及回风任务。井筒斜长550m，倾角28°，使用JTK-1.6×1.2型绞车提升煤、矸石、材料、人车，滚筒直径Ф1.6m，提升速度3.4m/s，电机功率155KW。风井(改造后为主井)：井筒斜长430m，倾角27实施技术改造工程后，风井改为主井，设大倾角皮带提升，主井改为副井，提升方式不变，仍为绞车提升，但不再提煤。1.2.3通风系统现有通风系统：该矿为中央并列式通风系统，通风方式为压入式。其中主井为入风井，副井为回风井。风井设两台主扇，运转主扇和备用主扇型号均为FBCDZNo15/2×55KW型防爆对旋通风机。技术改造后通风系统：实施技术改造后仍为中央并列式通风系统，通风方式仍为压入式。主井为入风井，副井为回风井，主井内安设大倾角皮带，井筒内风速为3.2m/s，风速控制在《煤矿安全规程》规定的范围内(不超过4m1.2.4排水系统该矿井有两段接力排水系统。该矿在井底车场-188m标高设有水仓两个，水仓总容积为350m3,采用两段接力D46-50×7型水泵，排量46m3/h，扬程350米，配套JQ291-2型电机，功率为90KW，其中一台使用、一台备用。在-62m标高处设有水仓两实施技改后排水方式确定仍为两段接力排水，一段水仓设在二段暗井井底最低点-188.3m标高，二段水仓为原有-60.5m标高水仓。一水平选取D46-50×7型水泵三台，流量46m3/h，扬程350m，电机功率90kW；二水平选取D46-50×5型水泵三台，流量46m3/h，扬程250m，电机功率55kW，排水管路为1.2.5供电系统该矿供电系统由来自岭北变800#（备用）线路和来自新一变842#（主用）线路组成双回供电线路供电。两趟高压架空线均选用LGJ-50mm2型钢芯铝绞线，长度分别为2.0km和4.0km，电压等级均为6KV。1.2.6井下运输系统原井下煤炭采用矿车运输，工作面煤炭经4台SGW-40T型刮板运输机装车，然后由主井绞车提到地面。本次技术改造工程在运输上山与主井间布置主井井底煤仓，实现煤炭连续化运输。1.2.7地面储装及排矸系统1、存卸煤系统：该矿采用地面煤仓直接存卸煤，运输机卸煤线长40m。2、提升的矸石由汽车装运至场外回填塌陷坑和露天坑。1.2.8地面运输系统该矿地面主要装运设备为铲车，20吨自卸车，为已有设备，专门为煤矿和用户服务。地面设有储煤场，有矿区公路与市区连接，煤炭可直接外运。1.2.9矿井地面工业建筑工业场地根据井口位置及功能要求，外部运输和地形条件，采用连续布置方式。场区划分为：生活区、生产区、物料堆放库区和行政区等。生产、生活污水排入区域内排水沟，雨水通过场内流入排水沟。1.3煤层该煤矿开采7#、8#、9#、10#、11#、13#、15#七个煤层,特征如下：7#层顶板为细砂岩，底板为细砂岩，煤层厚度2.0m，煤层倾角20°，煤质中硬，煤层特征，在底板上0.1m有灰白色粉砂岩。8#层煤厚2.5m,顶板为灰色中砂岩，底板为灰色细砂岩，与7号层间距15m。9#层煤厚3.0m,顶板细砂岩，底板为粉砂岩，与8号层间距40m。10#层为复煤层，厚度1.5m，顶板为中砂岩，底板为凝灰质粉砂岩，与9号层间距50m。11#层煤层厚度为1.85m,煤层以亮煤和半暗型煤为主，煤层顶底板均为细砂岩。13#层煤厚2.0m,顶板白色凝灰质细砂岩，底板为细砂岩，与11号层间距13～38m。15#层煤层厚度为5.0m,煤层以亮煤和半暗型煤为主，煤层顶板为细砂岩，底板为中砂岩。1.4煤质1.煤的颜色为黑色，玻璃光泽和树脂光泽，硬度属于中硬和硬煤，容重1.35t/m3。各煤层以半亮煤为主，半暗煤和光亮煤次之，可见明显的丝炭条带。显微组分以凝胶化物质为主，丝炭化物质次之。1.1.2煤的化学性质该矿煤质较好，为气煤，经化验，混煤灰分19.49％，挥发份34.92％，硫分0.14％，发热量25.9MJ/kg。1.4.3煤的工业用途根据本区的煤质特点，可作电力和动力用煤。1.5水文地质条件地面水该矿井主井井口标高为+189.6m（国标），历史最高洪水位为+165m（国标），井口不受洪水威胁。该矿区范围内无河流、湖泊、溶洞、含水层，地表有一条岭北矿东帮排水沟，水文地质条件简单，本区地表为东部高、西部低的缓坡地带。泾流条件良好。正常涌水量为地下水根据岩性，含水层与地质时代，本区含水层主要以第四纪冲积砂砾岩含水岩系为主。第四纪砂砾岩系：由冲积的砂砾石组成，厚0.4～4.5m左右，该层为丰富含水层，地下水位埋深为0.1～1.7米，单位涌水量为0.43升/米/秒,渗水系数为31.5米/昼夜，为重炭酸钙镁水，矿化度为150/升。本区的第四纪丰富的的含水岩系受大气降水补给，其它含水岩系则以断层，裂隙为自己的来水通道。补给条件不好。该矿井田深部大矿已开采至-370m标高1.6瓦斯及煤尘该矿井2009年进行了瓦斯鉴定，瓦斯绝对涌出量为1.17m3/min，瓦斯相对涌出量为7.0m3/t，CO2绝对涌出量为1.34m3/min，CO2相对涌出量为8.0m3/t。经省煤炭工业局批准为低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数26.4-31.2%1.7煤层自燃本矿开采的煤层具有自燃发火倾向和煤尘爆炸危险。自然发火期6—12个月，属II类发火煤层。

2井田开拓2.1现有开拓方式该矿现为片盘斜井开拓方式，现有两条井筒，即主井（回风井）、风井(入风井)，主井为混合提升方式，为回风井，风井为入风井，不设提升设备。2.2影响开拓方式选择的主要因素分析1.本矿井井田范围走向长0.4km。地质勘探程度较高,开采多年，煤层控制程度较好,本设计为充分体现小型矿井投资少、见效快、尽可能利用原系统的原则进行技术改造2.设计井型为小型矿井，各环节在保证安全的前提下，尽量做到简化、经济、实用。3.井筒、工业场地、开拓系统集中布置，减少压煤量。2.3实施技术改造后开拓方式实施技术改造工程后矿井开拓方式不变，仍为两段片盘斜井开拓。其中主井(皮带井)倾角为27°，长度为430m，净断面8.0m2。副井倾角为28°，长度为550m，净断面82.4水平划分及开采顺序水平划分：本井为片盘斜井开拓方式，现为两个水平，一水平标高为+7m，二水平标高为-180m。开采顺序：开采顺序为下行开采，本矿现已按下行式开采至境界范围内的最下方的15#层，采区内回采工作面由远至近，即后退式。2.5井筒、车场及硐室2.5.1该矿现有两条井筒，即主井、风井。实施技术改造前主井为回风井，采用绞车提升；风井位于主井东部平行相距40m位置，为入风井，不设提升设备。技术改造后，将原风井改为主井，井筒内安设大倾角皮带，主要担负全矿井的煤炭提升任务，地面建封闭走廊及行人通路。原有主井改为副井，仍担任矿井提矸、下料、升降人员和回风任务，但不再提煤。本次设计井筒名称采用改造后井筒名称。主井、副井井筒断面均为8.0m2，井颈发碹支护，各井井筒采用梯形工字钢主井(原风井)坐标：X＝5248164，Y＝43600303，Z＝+189.785m标高副井(原主井)坐标：X＝5248210，Y＝43600238，Z＝+199.985m井筒特征见下表。表2-1井筒特征表井筒名称井口地面（上部车场）标高井筒净断面井筒斜长井筒倾角支护方式主井+1898.0m430m27°锚喷、架棚副井+199.98.0m550m28°锚喷、架棚2.5车场形式：该矿为片盘斜井开拓，井底车场均为甩车场，平曲线半经为20m，竖曲线半经为15m，一段井底车场标高为-60米，二段井底车场标高-井下车场调车方式：使用调度绞车调车。车场长度主要考虑保证井下空重车正常运转，按斜井1.5～2.0列车长度确定，车场存车线长度按斜井每次提升4个矿车，车场长度为60m，阶段车场存车线长度为402.5.3井下原设有变电硐室、水泵硐室、信号房等。矿井涌水进入-180m标高水仓，再经过-62m水仓进行接力排出水仓共为两条，清仓时可交替使用，1号水仓长度55米，2号水仓长度52米。一号水仓有效容积150立方米，2号水仓有效容积200立方米，水仓总有效容积350立方米。满足矿井

3井下运输及设备3.1运输方式矿井运输水平划分：矿井现有两个运输水平，水平标高为+7m，二水平标高为-188m。一水平标高：+7m(距地表197m)二水平标高：-188m现有运输方式：轨道运输：该矿平巷现采用蓄电池电机车进行运输，在工作面及倾斜巷道采用SGW-40T型运输机运输。技术改造后运输方式：大巷皮带运输：实施本次技术改造工程后煤炭全部为皮带连续化运输，-60m至+7m运输上山选择一台DTII(A)型800mm宽强力皮带，电机功率为8大巷轨道运输：轨道集中巷和井底车场采用CTY5/6-90型防爆蓄电池电机车牵引1吨矿车运输，电机车主要技术指标为：粘重5吨牵引力7.06KN速度7km/h功率7.5kw×23.2运输设备选型工作面、下顺槽和集中刮板运输机巷选用SGW-40T型刮板运输机，运输大巷设备选择DTII(A)型800mm宽强力皮带运输。3.3矿车根据矿井运输量和井下设备类别，以及有关规范和经验，确定各类矿车数量。矿井达到设计生产能力时，1tV型翻斗式矿车（MF1.1-6）60辆，材料车（MC1-6A）12辆，普通平板车（MP1-6A）12辆，设备用平板车（MPC1-6B）10辆。4采区布置及装备4.1采煤方法4.1.1采煤方法采煤方法选择：该矿地质构造较简单，煤层赋存稳定，煤层倾角较小，所采煤层煤厚5m左右，倾角15～25°，煤质中硬，可放性较好，顶板为细砂岩，较易冒落。根据地质条件及煤层赋存情况，选择采用走向或倾斜长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板，采煤工艺根据煤层厚度选择“π放”工作面采煤、运煤、装煤、支护方式及设备：设计初投工作面选择15#层二段工作面，15#层三段工作面作为备用工作面，即初投面正式投入生产时，备用面两巷必须完工1/3以上工程量，以保证正常接续。15#层二段工作面工作面平均煤厚为5m,选择单一分层走向长壁后退式开采，回采工艺为“π放”1、工作面落煤：工作面硬帮铺金属网，采用人工打眼爆破落煤，炮眼布置为“五花眼”式，打眼使用风煤钻，火药使用乳化炸药或水胶炸药，瞬发电雷管引爆，封孔使用水炮泥。2、装煤：工作面开帮和放顶煤共用一台SGW-40T型刮板运输机，开帮时运输机靠硬帮侧，开帮后π型钢梁前移，运输机靠软帮侧。3、运煤：工作面及下顺槽头段均使用SGW-40T型刮板运输机运煤。4、工作面支护：采用单体液压支柱与π型钢梁配套支护。梁长2.4m，对棚齐梁连锁布置，交替移梁前进。二梁六柱，棚距0.8m一对，排距（进度）为0.8m。控顶距最小为2.4m（同梁长），最大为3.2m。特殊支架为斜戗柱一排，1.6m一根；倾角较大的应增设反倾斜戗柱。工作面上、下顺槽采用单体液压支柱超前支护，支护长度为20m，柱间距为0.8m。5、采空区处理：顶板采用全部垮落法。采区及工作面回采率：采区回采率为70%，π放工作面回采率为80%。4.1.2工作面生产能力1、工作面长度：15#层二段工作面平均长度为602、工作面循环数：工作面循环进度0.8m，日循环数为1个。3、工作面生产能力A=年工作天数×每天循环个数×循环进度×工作面长×采高×容重×工作面回采率＝330×1×0.8×60×5×1.35×80%=8.55万吨/年。4、顶板管理方法该矿煤层为厚煤层，工作面一次采全高，煤层顶板为Ⅱ级顶板，易冒落,各层均采用全部陷落法管理顶板。5、主要采煤机械选型与配备该矿工作面采用人工打眼爆破落煤的方式。工作面运输配备SGW-40T型刮板运输机运输。运输能力150t/h，电机功率55kw，铺设长度115m工作面爆破使用乳化炸药或水胶炸药，瞬发电雷管。6、工作面接替设计确定15#层三段为接续工作面。设计用1个采区保证矿井生产能力。（1）采煤工作面接替在前一个采煤工作面结束前10～15天应完成接替工作面的巷道掘进和设备安装工程；（2）采区接替：在现有的开采水平内，每个采区开始减产前1－1.5月，应完成接替采区的巷道掘进、设备安装工程和试运转工作。4.2采区布置该矿实施技术改造工程后生产能力仍为6万t/a，矿井生产格局为“一采两掘”，按照一个采区布置一个回采工作面的原则，设计选择一个投达产工作面为15#层二段工作面。4.2.1采区数目及尺寸全矿井只设一个采区，投产工作面布置在15#煤层二段，采区走向长度230m，倾斜长度450m4.2.2首采工作面位置及接替关系首采工作面位于二段暗井右部，为单翼采区，开采范围位于15号拐点坐标圈定范围内。4.2.3巷道布置现矿井二段暗主井及二段暗副井均已布置在15号层底板岩石中，上部车场为-62m标高，下部车场为-188m标高。为减少工程量，利用原有各系统，以及考虑到开采顺序等因素，在二段暗主井-110m标高布置片盘、采区运输巷及采区煤仓，至15号煤层后布置工作面下顺槽，回风巷利用二段暗副井布置工作面上顺槽，切眼布置在采区南部边界，形成15#采区的巷道布置简单，系统简单，有利于安全和生产。4.2.4车场及硐室根据设计特点，各片均采用甩车场，在水平设井底车场，井底车场内布置变电水泵室、调度室、信号室、消防材料库、水仓等硐室，可以满足安全生产要求，故采区不再重复设置以上硐室，仅施工采区绞车硐室即可满足采区生产要求，采区上部、中部车场均为甩车场。4.2.5采区运输1、煤炭运输系统回采工作面：工作面刮板运输机→顺槽刮板运输机→采区运输巷→采区煤仓→二段皮带暗斜井→皮带运输上山→主井→地面。掘进工作面煤：工作面→采区运输巷→采区煤仓→二段皮带暗斜井→皮带运输上山→主井→地面。2、辅助运输系统矸石：工作面→各片甩车场→二段暗副井→井底车场→副井→地面。材料、设备：地面→副井→井底车场→二段暗副井→各片甩车场→上顺槽→工作面。4.2.6采区通风回采工作面采用压入通风，设有各类通风设施保证工作面有效通风风量。掘进工作面配局扇独立通风。回采工作面风流路线如下：新鲜风流→主井→二段暗主井→下顺槽→回采工作面→上顺槽→二段暗副井→副井→地面。4.2.7采区排水工作面运输、上顺槽及掘进工作面均有水沟自流排水，对于低洼积水地点配有污水泵。井下各车场和巷道均设有水沟排水至井底车场，自流进水仓，由井底水泵硐室内的水泵排至地面。排水方向为：工作面→上（下）顺槽→甩车场→暗主（副）井→井底车场→水仓→管子道→副井排水管路→地面。4.3巷道掘进4.3.1为保证回采工作面接续，采掘比按1︰2，即1个采煤工作面，2个掘进工作面；万吨掘进率为80m，矸石为矿井年产量的15%，为0.9万吨4.3.2巷道支护方式岩巷根据围岩条件采用锚喷支护或铁棚，回采巷道可根据岩性，采用锚杆支护或者铁棚支护。4.3.3掘进工作面设备掘进工作面的装备有：SFZ-2型风煤钻，JD-25调度绞车，SGW-40T型刮板运输机，FBDNO5.6/2×11型局扇。4.3.4巷道掘进指标根据矿井实际情况，并结合矿井掘进面装备水平，巷道掘进指标如下：煤巷：150m/月半煤岩平巷：120m/月岩石平巷：60m/月4.3.5矿井移交生产时井巷工程量本次矿井技术改造工程主要内容为将主井及二段暗主井由绞车提升改为皮带提升。井巷工程量较小，主要为15号层二段采区工程，另外需要开掘-188m水仓、泵房、变电所硐室等表4-1技术改造工程井巷工程量表序号巷道名称工程量(m)断面(m2)煤岩支护形式1-110m采区运输巷706.0岩锚喷2-118m采区回风巷756.0岩锚喷3-145m采区运输巷706.0岩锚喷4煤仓3012.56岩发碹5-188m1008.0岩锚喷615#层二段入风道2406.0煤铁棚715#层二段回风道2106.0煤铁棚15#层二段切眼606.0煤铁棚岩巷合计345煤巷合计510合计8554.4矿井移交生产时三个煤量及可采期实施技术改造工程后矿井完成相应井巷工程量，移交一个采区，移交时三个煤量及可采期如下表：表4-2移交时三量及可采期汇总表项目数量（万吨）计算标准(万吨/年)可采期（年）开拓煤量45.264.8准备煤量36.363.0回采煤量8.760.7

5矿井通风5.1通风方式和通风系统本井田开采的煤层为下白垩统城子河组中段，主采煤层为7#、8#、9#、10#、11#、13#、15#层7个煤层，煤层赋存较稳定，井田开拓方式采用斜井片盘开拓。通风方式：该矿采用机械压入式通风，主井入风，副井回风，现使用和备用主扇型号为FBCDZNo15型，配套电机动率2×55KW。现矿井总入风量1540m3/min，总回风量1540m3/min。通风系统：实施技改工程后，仍为“一入一回”式通风，采用中央并列压入式通风系统。新风流由主井进入，经运输石门、下顺槽进入采掘工作面，回风经回风顺槽、由副井排出地面。采煤工作面通风：采用全风压通风，新鲜风流经车场和采区运输巷、机道顺槽进入采煤工作面，经采煤工作面、回风顺槽到暗副井，再进入副井。掘进工作面采用FBDNO5.6/2×11型局部通风机正压供风，电机功率2×11kW。掘进工作面乏风经回风绕道进入回风石门再经副井排出地面。通风设施：矿井主要进、回风巷道间，不使用的联络巷及与采空区相连的巷道，设置两道永久密闭；使用的联络巷设置正反两道联锁风门，以减少漏风和防止矿井反风时风流短路。开采后及时封闭采空区和废弃巷道；局部通风机的风量必须小于全风压供给该处的风量，以避免发生循环风；杜绝不合理的串联通风，保证做到有效、稳定和连续不断供给井下各工作面足够的新鲜空气。5.2井筒数目、位置、服务范围及时间1、该矿井为片盘斜井开拓，共有两条井筒，分别为主井、副井。井筒位于井田北部边界，主井地面标高189.785m，坡度272、回风井为副井，担负矿井的辅助提升及回风任务。服务时间与矿井服务年限相同。5.3采、掘工作面及硐室通风采用全风压通风，新鲜风流经车场和运输石门、机道顺槽进入采煤工作面，经采煤工作面、回风顺槽回到回风石门，再进入副井排到地面。掘进工作面通风，掘进工作面采用FBDNO5.6/2×11型局部扇风机正压供风，掘进工作面工作面乏风经回风绕道进入回风石门再经副井排出地面。硐室通风采用全风压通风，新风由入风井经硐室、回风道进入副井排出地面。5.4井下通风设施及构筑物布置井下通风设施包括永久密闭、临时密闭、永久风门，临时风门、风桥、风窗等。矿井主要进、回风巷道间，不使用的巷道设置两道永久密闭，使用的联络巷设置两道风门墙，每道风门墙分别安设正反联锁风门，该矿通风构筑物布置见通风系统图。5.5矿井风量、风压及等积孔矿井风量1、矿井前期风量选择根据生产的实际通风资料，按生产矿井风量计算方法进行风量计算。该工程配备1个采煤工作面，2个掘进工作面，2个独立通风硐室。采掘工作面实际需风量分别按人员、一次爆破炸药量、瓦斯涌出量和工作面温度进行计算，并根据鹤岗矿区各矿同类工作面实际配风量经验值进行校验，并留有调风富裕量。并按《煤矿安全规程》规定的回风流瓦斯浓度下限验算。（1）按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4×N矿×K矿=4×80×1.2=384(m3/min)式中:N矿——井下同进工作的最多人数，人4——井下每人每分钟供给风量，m3K矿——矿井通风系数，取1.2Q矿进——矿井总进风量,m3/min（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算。①采煤工作面A、按瓦斯涌出量计算Q采=100×qCH4采×K采=100×1.3787×1.5=206.80(m3/min)式中:Q采——工作面所需风量，m3/minqCH4采——工作面沼气绝对涌出量，m3/minK采——回采面通风系数，取1.5B、按炸药量计算Q采=25×A采=254=100（m3/min）式中，Q采——工作面所需风量m3/minA采——一次爆破最多炸药用量，KgC、按人数计算Q采=4×N采=4×40=160（m3/min）式中:Q采——工作面所需风量，m3/minN采——工作面同时工作的最多人数，人D、按工作面温度选择适宜的风速进行计算根据《煤矿井工开采通风技术条件》，低瓦斯矿井采煤工作面按气象条件确定需要风量的计算公式为：Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温（m3/min）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基本风量，m3/min；Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)=60×3.2×2.0×70%×1.0=268.8K采高——回采工作面采高调整系数；K采面长——回采工作面长度调整系数；K温——回采工作面温度温度与对应风速调整系数；表5-1回采工作面采高调整系数表采高m＜2.02.0——2.52.5——5K采高1.01.11.5本矿工作面采高为2.0m，K采高取1.1。表5-2回采工作面长度调整系数表工作面长m80——150150——200＞200K采面长1.01.0——1.31.5本矿工作面长度为90m，K采面长系数取1.0。表5-3回采工作面温度温度与对应风速调整系数表采面温度°C风速m/sK温＜201.0120——231.0——1.51.0——1.1023——261.5——1.81.10——1.2526——281.8——2.51.25——1.4028——302.5——3.01.40——1.60本矿回采工作面温度为19°C，K则：Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温（m3/min）=268.8×1.1×1.0×1.0=295.68m经计算，采煤工作面需风量取30E、按风速验算a、按最低风速验算Q采≥V采低×S采大=0.25×60×6.4=96（m3/min）式中:Q采——工作面所需风量，m3/minV采低——工作面最低风速，0.25×60m/minS采大——工作面的最大控顶面积，m2b、按最高风速验算Q采≤V采高×S采小=4×60×4.8=1152（m3/min）式中:Q采——工作面所需风量，m3/minV采高——工作面最高风速，4×60m/minS采小——工作面的最小控顶面积,m2E、采煤工作面风量的选择因为96<300<1152，所以采煤工作面实际所需风量选为300m3②掘进工作面A、按瓦斯涌出量计算Q掘=100×qCH4掘×K掘=100×1.3787×1.5=206.80（m3/min）式中：Q掘——工作面所需风量，m3/minqCH4掘——工作面绝对涌出量，m3/minK掘——工作面通风系数，取1.5B、按火药量计算Q掘=25×A掘=25×1.8=45（m3/min）式中：Q掘——工作面所需风量，m3/minA掘——一次性爆破最多药量，KgC、按人数计算Q掘=4×N掘=4×16=64（m3/min）式中：Q掘——工作面所需风量，m3/minN掘——工作面同时工作的最多人数，人D、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：Q掘=Q扇×Ii+15S=170×1+15×5.6=25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而外，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；Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。E、按风速验算a、按最低风速计算Q掘≥V小×60×S掘=0.25×60×6.12=91.8（m3/min）式中：Q掘——煤巷掘进面所需风量，m3/minV掘低——掘进工作面最低风速，m/minS掘——掘进工作面断面，m2b、按最高风速计算Q掘≤V大×60×S掘=4×60×6.12=1468.8（m3/min）式中：Q煤掘——工作面所需风量，m3/minV掘高——掘进工作面最高风速，m/sS掘——掘进工作面断面，m2F、掘进和开拓工作面风量选择因91.8<260<1468.8，所以单个掘进及开拓工作面选择风量均为260m3/min,故ΣQ掘=260×③、硐室所需风量:中央变电所及中央水泵房需风量均为75m3/min。故ΣQ硐=75×2=150m3/min。④、其它需要风量计算：Q其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×10%=（300+520+300）×10%=11(4)、井下用风量综合计算Q矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ采备+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿=(300×1+260×2+150+300+270)×1.0=1540（m3/min）式中：Q矿进——矿井总入风量,m3/minΣQ采——采煤面所需风量和,m3/minΣQ掘——掘进面所需风量和,m3/minΣQ硐——硐室所需风量和,m3/minΣQ其它——其它用风地点所需风量和,m3/minK矿——矿井通风系数,取1.0井下采煤、掘进、硐室和其它所需风量之和为矿井总进风量,取1540m3/min（25.7m3/s）。G矿井通风阻力计算矿井实施技术改造工程后，矿井通风容易时期和困难时期通风距离相差不大，现有开采境界内上部区15#号层为通风最困难的采区，设计按此块段计算通风困难时期的通风阻力。根据H=a*p*L*Q2S3式中：H——矿井总阻力，Paa——井巷阻力系数，N·s2/m4p——井巷断面周长，mL——井巷长度，mQ—井巷通过的风量，m3/sS—井巷净断面积，m2经计算，矿井通风最困难时期井巷阻力630Pa。（见附表）。表5-4困难时期通风阻力表序号巷道名称支护形式摩阻系数巷道长度断面净周长净断面S3风量Q2风速阻力XLPSQVH（N·S2/m4）（m）（m）（m2）（m2）3（m3/s）（m3）2（m/s）（Pa）1风硐锚喷1002主井锚喷0.01450108.051225.710053.888.33爬坡皮带锚喷0.01150108.051225.710053.829.44皮带暗井下山锚喷0.01750108.051225.710053.5147.25分段机道木棚0.01825085.7185.195.0250.94.86工作面木棚0.027096.0216.005.0250.81.67分段轨道木棚0.01835085.7185.195.0250.96.88回风上山锚喷0.01700108.0512162562.0359回风石门锚喷0.01300108.051225.710054.058.910副井锚喷0.01550108.051225.710054.0108.011局部阻力50合计630.0H矿井等积孔计算A=1.19Q/h=1.19×27.7/630=1.式中：A——矿井通风等积孔m2;Q——矿井总入量m3/s；H——矿井通风总阻力Pa。按A值判断，该矿通风难易程度为中阻力矿井。5.6通风设备及反风1.风机风量Q=K·QK=1.15×1540=1771=29.式中：Q——风机风量m3/s；QK——计算的矿井总入风量m3/s；K——备用系数，取1.15；2.风机压力计算：H=h/9.8+△h=（630/9.8）+15=79.3mmH2O;式中：H——风机负压mmH2O；h——矿井通风阻力mmH2O；△h——通风设备阻力损失mmH2O。3.配套电机功率计算N=（K••••••••Q•H）/（102•nl•nc）=(1.2×30.8×79.3)/(102×0.7×0.85)=42.3kw式中：N——风机配套电动机功率kw；K——备用系数；Q——风机风量m3/s；H——风机负压mmH2O；nl——风机效率；nc——传动效率。4.设备选型该矿现使用和备用主扇型号为FBCDZNo15型，配套电机功率2×55kw。按其电机功率、风量范围及特性曲线判断，该主扇能够满足矿井通风最困难时期安全生产的要求。主扇技术特征如下表。表5-5FBCDZNo15型主扇技术特征表型号转速（r/min）风量(m3/min)风压(Pa)功率(Kw)FBCDZNo15980760～2402684.4～26482×555.反风该型主扇可反转反风，不需施工反风道。图5-1FBCDZ-No15主扇特性曲线图

6矿井主要设备6.1提升设备6.1.1主井提升设备选择该矿主提系统采用两段皮带运输机提升，主要担负全矿的原煤提升任务。一段提升设备选择A、设计依据矿井年提煤量：6万吨/年地面标高：+189.6m；井底标高：+7.4m；井筒倾角：27º；提升斜长：410m煤散集容重：0.9t/m3煤块度：0-300mm年工作日：330d日工作小时：16hB、设备选型计算1.输送能力确定：小时运量：Q=2.带宽选择按提升物料粒度计算选取带宽：B=800mm；胶带速度：v=1.6m/s；运输能力：考虑输送胶带机的运营经济性，和瞬间最大生产能力，短时工作制输送能力为：Q=100t/h。3.运行阻力的计算：1）主要阻力（承载分支的物料、输送带移送以及所有托辊旋转所出现的阻力和）式中：qRO承载分支托辊组每米长度转动部分质量；qRU回程分支托辊组每米长度转动部分质量；qG输送带上每米长度物料的质量；2）附加阻力（输送带清扫器阻力Fr和输送物料与导料槽栏板间的摩擦阻力FG1）3）倾斜阻力4）圆周力4.张力计算1）满载启动时最大圆周力（N）2）输送带不打滑条件校核3）输送带垂度校核承载分支最小张力：回程分支最小张力：传动滚筒奔离点S2为最小张力点，即S2=Fzmin=37264(N)。则传动滚筒趋入点张力为因为回程分支主要阻力为：回程分支倾斜阻力为则所以满足承载边保证下垂度最小张力要求。5.电动机功率传动滚筒轴功率：电机轴功率：故配备功率为132kW的电机1台。6.钢丝绳芯输送带的选择选取带强为1250N/mm的钢丝绳芯阻燃输送带。故满足要求。7.提升能力校核（万吨/年）>6（万吨/年）8.选型经计算，主井选择一台DTⅡ(A)80型大倾角强力皮带，电机功率132kW。9.其它配置皮带提升综合保护装置一套，具有驱动滚筒防滑保护、防逆转保护、堆煤保护和防跑偏保护、断带保护、料斗堵塞、撕裂保护、温度保护、烟雾保护和自动洒水、皮带张紧力下降保护等功能。二段提升设备选择A设计依据年提煤量：6万吨/年二段卸载标高：-52.1m；二段装载标高：-120m；井筒倾角：α=22º提升斜长：180m煤散集容重：0.9t/m3煤块度：0-300mm年工作日：330d日工作小时：16hB设备选型计算1.输送能力确定：小时运量：Q=2.带宽选择按提升物料粒度计算选取带宽：B=800mm；胶带速度：v=1.6m/s；运输能力：考虑输送胶带机的运营经济性，和瞬间最大生产能力，短时工作制输送能力为：Q=100t/h。3.运行阻力的计算：1）主要阻力（承载分支的物料、输送带移送以及所有托辊旋转所出现的阻力和）式中：qRO承载分支托辊组每米长度转动部分质量；qRU回程分支托辊组每米长度转动部分质量；qG输送带上每米长度物料的质量；2）附加阻力（输送带清扫器阻力Fr和输送物料与导料槽栏板间的摩擦阻力FG1）3）倾斜阻力4）圆周力4.张力计算1）满载启动时最大圆周力（N）2）输送带不打滑条件校核3）输送带垂度校核承载分支最小张力：回程分支最小张力：传动滚筒奔离点S2为最小张力点，即S2=Fzmin=15493(N)。则传动滚筒趋入点张力为因为回程分支主要阻力为：回程分支倾斜阻力为则所以满足承载边保证下垂度最小张力要求。5.电动机功率传动滚筒轴功率：电机轴功率：故配备功率为80kW的防爆电机1台。6.钢丝绳芯输送带的选择选取带强为630N/mm的钢丝绳芯阻燃输送带。故满足要求。7.提升能力校核（万吨/年）>6（万吨/年）8.选型经计算，主井选择一台DTⅡ(A)80型大倾角强力皮带，电机功率80kW。9.其它配置皮带提升综合保护装置一套，具有驱动滚筒防滑保护、防逆转保护、堆煤保护和防跑偏保护、断带保护、料斗堵塞、撕裂保护、温度保护、烟雾保护和自动洒水、皮带张紧力下降保护等功能。6.1.2副井提升设备选择及计算该矿副提采用二段串车提升系统，担负全矿提矸、下料、升降人员等任务。一段提升设备A设计依据矿井年提矸量：6×10%=0.6万吨/年井口标高：+199.8m；井底标高：-60.5m；井筒倾角：α=28º井筒斜长：Lj=554（m）矿车质量Qk：592(Kg)提矸矿车：MGC1.1-6C（固定箱式矿车）容积Vr：1.1(m3)平板车型号：MP1-6A自重：465kg；人车型号：XRC15-6/6载人数：15首车自重：Qk=1756kg尾车自重：Qk=1903kg提升不均衡系数：C=1.15矿井工作制度：br=330天t=16（h）车场型式：井口、井底均为甩车场最大件重量:2t井底车场甩车场增加的运行距离：Lsc=25（m）串车在井口栈桥上增加的运行距离：Lc=15（m）B最大班提升量矸石：11（吨）坑木：2（m3）水泥：2（t）砂石：2（m3）火药：1次设备：2次下井人数：30人其它：2次C设备选型计算（1）一次提升量的计算按矿车连接器最大牵引力60000N所允许牵引的车数计算：a、提矸车数ng===5.7（辆）式中：井筒倾角f1矿车阻力系数取0.015F矿车联接器最大允许牵引力，取60000N;Qg矿车最大装载量：Qg=16000N(矸)；QK矿车重量：QK=5920N；提矸串车组成初步确定为：ng=3（辆）b、下料车数nl===5（辆）式中：Ql材料车最大装载量：Ql=20000N(料)；QK矿车重量：QK=4560N；下料串车组成初步确定为：nl=2（辆）c、提人车数nr===4.3（辆）式中：Qr人车最大装载量：Qr=11250N(人)；QK人车重量：QK=17560N(首车)；QK=19030N(尾车)；提人串车组成初步确定为：nr=2（辆）（2）终端荷重计算提矸：QG=ng（Qg+Qk）（sinα+f1cosα）=31743（N）下料：QL=nl（Ql+Qk）（sinα+f1cosα）=23798（N）提人：QR=nr（Qr+Qk）（sinα+f1cosα）=28524（N）（3）钢丝绳的选择a、钢丝绳悬挂长度：L0=Lt+1.5nmLc+Lg+0.75Rt=610（m）b、钢丝绳单位长度的重量计算：按提矸（最大终端荷重）计算c、所选钢丝绳型号三角股6V×21+7FC-φ22-1570纤维芯钢丝绳其参数如下：Pk=2.15（kg/m）；QS=353（kN）；ds=24（mm）d、钢丝绳安全系数校核提矸：mg==8.8>7.5下料：ml==11>7.5提人：mr==9.58>9结论：所选钢丝绳合格。（4）提升机的选择a、最大静拉力计算提矸：Fg=Qg+PkL0（Sinα+f2Cosα）=40047（N）下料：Fl=Ql+PkL0（Sinα+f2Cosα）=32102（N）提人：Fr=Qr+PkL0（Sinα+f2Cosα）=36828（N）b、滚筒直径Dg=60d=60×24=1440（mm）式中：d——钢丝绳直径（mm）c、所选提升机型号JＴP-1.6×1.2型单绳缠绕式提升机：其参数如下：型号：JＴP-1.6×1.2卷筒直径：DJ=1.6(m)卷筒个数：1个卷筒宽度：B=1.2(m)最大静张力：Fzc=Fce=45（kN）速度：V=3.4(m/s)速比：i=20d、绞车最大静拉力校验Fce=60000（N）＞Fg=40047（N）所选提升机合格（5）电动机的选择NS===150(kw)式中：K——电动机功率备用系数η——传动效率选用JR128-8型电动机。其参数如下：额定转数：nα=730（rpm）额定功率：Nc=155（kw）按电动机的额定转数核算的电动机最大速度：Vmax===3.4(m/s)（6）天轮选择Dt=60d=1440(mm)选用TSG-1600型固定天轮。Dt=1600(mm)所选绞车满足要求。二段提升设备A设计依据矿井年提矸量：6×10%=0.6万吨/年上部标高：-66.3m；井底标高：-180m；井筒倾角：平均α=22º井筒斜长：Lj=304（m）提矸矿车：MGC1.1-6C（固定箱式矿车）矿车质量Qk：592(kg)容积Vr：1.1(m3)平板车型号：MP1-6A自重：465kg；提升不均衡系数：C=1.15矿井工作制度：br=330天t=16（h）车场型式：井口、井底均为甩车场最大件重量:2t井底车场甩车场增加的运行距离：Lsc=25（m）串车在井口栈桥上增加的运行距离：Lc=15（m）B最大班提升量矸石：11（吨）坑木：2（m3）水泥：2（t）砂石：2（m3）火药：1次设备：2次下井人数：30人其它：2次C设备选型计算（1）一次提升量的计算按矿车连接器最大牵引力60000N所允许牵引的车数计算：a、提矸车数ng===7.04（辆）式中：井筒倾角f1矿车阻力系数取0.015F矿车联接器最大允许牵引力，取60000N;Qg矿车最大装载量：Qg=16000N(矸)；QK矿车重量：QK=5920N；提矸串车组成初步确定为：ng=2（辆）b、下料车数nl===6.3（辆）式中：Ql材料车最大装载量：Ql=20000N(料)；QK矿车重量：QK=4560N；下料串车组成初步确定为：nl=1（辆）（2）终端荷重计算提矸：QG=ng（Qg+Qk）（sinα+f1cosα）=17032（N）下料：QL=nl（Ql+Qk）（sinα+f1cosα）=9577（N）（3）钢丝绳的选择a、钢丝绳悬挂长度：L0=Lt+1.5nmLc+Lg+0.75Rt=360（m）b、钢丝绳单位长度的重量计算：按提矸（最大终端荷重）计算c、所选钢丝绳型号三角股6V×21+7FC-φ18-1570纤维芯钢丝绳其参数如下：Pk=0.954（kg/m）；QS=156.5（kN）；ds=16（mm）d、钢丝绳安全系数校核提矸：mg==8.3>6.5下料：ml==13.6>6.5结论：所选钢丝绳合格。（4）提升机的选择a、最大静拉力计算提矸：Fg=Qg+PkL0（Sinα+f2Cosα）=18917（N）下料：Fl=Ql+PkL0（Sinα+f2Cosα）=11462（N）b、滚筒直径Dg=60d=60×16=960（mm）式中：d——钢丝绳直径（mm）c、所选提升机型号JTPB-1.2型防爆单绳缠绕式提升机：其参数如下：型号：JTPB-1.2卷筒直径：DJ=1.2(m)卷筒个数：1个最大静张力：Fzc=Fce=30（kN）速度：V=2.5(m/s)速比：i=24d、绞车最大静拉力校验Fce=30000（N）＞Fg=18917（N）所选提升机合格（5）电动机的选择NS===64(kw)式中：K——电动机功率备用系数η——传动效率选用JBR0315S-6型防爆电动机。其参数如下：额定转数：nα=985（rpm）额定功率：Nc=75（kw）按电动机的额定转数核算的电动机最大速度：Vmax===2.5(m/s)（6）天轮选择Dt=60d=960(mm)选用TSG-1000型固定天轮。Dt=1000(mm)所选绞车满足要求。6.2通风设备6.2.1设计依据矿井风量与负压1、风量：初期和后期均为1540m2、负压：630Pa6.2.2通风机验算该矿现使用和备用主扇型号为FBCDZ-No15型，配套电机功率2×55kw。该主扇能够满足改造后矿井通风要求。6.3排水设备矿井设计采用分段接力排水方式，在一水平井底和二水平井底均设有泵房和水仓，二水平井底水仓的水先排到一水平井底水仓后，再由一水平水仓直排到地面。6.3.1设计依据正常涌水量： 3.2m3/h；最大涌水量： 5.4m3/h；副井井口标高 ：199.8m；一水平泵房硐室标高 ：-60.5m；二水平泵房硐室标高 ：-188.3m；一段井筒角度：28º二段井筒角度：22º6.3.2设备选型及计算1.按正常涌水量和最大涌水量确定排水设备必须的排水能力Q1＝Q正常×24／20＝3.2×24／20＝3.84m3/hQ2＝Q大×24／20＝5.4×24／20＝6.48m3/h2.排水高度确定一段：H＝K（H深+△h1）＝1.31（260.3+5.5）＝348m二段：H＝K（H深+△h1）＝1.35（150.8+5.5）＝211m3.初选水泵:一水平选取D46-50×7型水泵三台。一台工作,一台备用,一台检修.其主要参数为：额定流量：46m3/h；扬程：350m；功率：90kw；二水平选取D46-50×5型水泵三台。一台工作,一台备用,一台检修.其主要参数为：额定流量：46m3/h；扬程：250m；功率：55kw；4.排水管路计算（1）排水管路直径d排＝＝×103＝95mm（2）管壁厚度计算δ＝0.5×Dg（-1）+a附＝0.37cm=3.7mm选取Ф108×5无缝钢管两趟，一趟工作，一趟备用。选取Ф133×5为吸水管。6、电动机及能力校验（1）电动机功率校验一段电动机功率：N电＝＝＝75kw＜90kw二段电动机功率：N电＝＝＝53kw＜55kw（2）实际排水时间：a、正常涌水量时：h正＝24×3.2／46＝1.67hb、最大涌水量时：h大＝24×5.4／92＝1.4h正常涌水时开一台泵，日工作时间为1.67h；最大涌水时开两台水泵，日工作时间为1.4h。（3）实际流速：V实＝＝1.63＜2.2m/s经以上校验，所选水泵、电动机及排水管路均符合《煤矿安全规程》要求。6.4压缩空气设备按矿井技术改造后生产能力为0.06Mt/a，矿井配备1个采煤队和2个掘进队。为满足“三条线”要求，设计采用地面集中压风供风方式，沿主井敷设压风管路至井下各工作面。1.全矿压气参数计算表6-1用风单位、用风工具、耗风量统计表用风单位数量用风工具数量（台）单台耗风量（m3/min）备注炮采煤工作面1ZQS-35/2.0型风煤钻13.4m3煤巷及半煤岩炮掘面2ZQS-35/2.0型风煤钻23.4m3MQT-85/1.8-B型锚杆钻机23.2m3不与煤钻同时使用全岩炮掘面2MQT-85/1.8-B型锚杆钻机23.2m3YT24型凿岩机22.8m3ZP-V型砼喷射机26m3不与钻机、凿岩机同时使用供气量计算：Q=Y×a1×a2×∑(ni×qi×ki)==21.53m3/min表中：a1沿管路全长的漏气系数，查表取a1=1.2；a2风动机具磨损后，耗气量增加的系数，取a2=1.15；Y海拔高度修正系数，黑龙江地区一般取1；ni压风站供风区域内同型号风动机具在一个班内使用的台数；qi压风站供风区域内同型号一台风动机具的耗气量，m3/min;ki同型号风动机具的同时工作系数。2.选择空压机型式和台数根据前面计算全矿最大耗气量Q=21.53m3，确定选用MLGF-12.5/7型螺杆空压机3台，排气量12.5m3/m，电机功率为75kw/台，二台工作，一台备用。MLGF-12.5/7空气压缩机参数如下：公称容积流量：12.5m3/min；额定排气压力：0.7MPa；电动机功率：75kw；电机额定电压：380v/660v；3.压缩空气管路用《煤矿矿井设计手册》提供的电算图表计算选择压风管路管径。选择以保证管路最远点供气的压力损失不超过0.1MPa,为原则。选用Ф133×4的无缝钢管将压缩空气从地面压风机房沿主井送至井下各水平大巷，再由大巷送至各风动工具使用地点。在井下井底车埸附近和下山较低处设置油水分离器。7地面生产系统7.1生产系统皮带井生产系统担负全矿井下原煤提升任务，采用皮带提升，原煤运至井口后进入地面简易选煤厂房。进行平台手选分成块煤和末煤分别存放。副井担负全矿井回风任务。矿井排矸系统：矸石由井下经过副井运至地面再经汽车运输到废弃的露天坑内。7.2辅助设施全矿坑木加工，机械修理都建在井口附近，为了方便快捷使用，材料库仍设在矿内地面并且便于运输的地点，坑木场设在距井50米以外的宽阔地带。

8地面运输8.1概况鹤岗市宏利二煤矿位于黑龙江省鹤岗市东山区北部，行政区划属鹤岗市东山区管辖。该矿距鹤岗市区4公里，距鹤岗火车站5矿井运输公路和铁路都非常便利，周边已形成较为完善的铁路运输线，对矿区的开发、建设提供了较为便利外运条件。8.2运量、流向及运输方式矿井技术改造后生产能力是6万吨/年。矿井短途运输采用公路汽车运输。根据客户的需要，可以将原煤运到就近的煤场，通过铁路可以到达全国各地。8.3场内运输场内运输采用两种形式，即道路运输和窄轨铁路运输，场内道路布置利于场地内的生产运输、人员通过、车辆运行，也便于消防。材料、设备、配件等由汽车运至场内，装入材料车用窄轨铁路运至井下。8.4排矸场地矿井矸石主要来源于井下生产矸石和地面手选矸石，年产量0.9万吨。全部用铲车和汽车回填到露天坑。

9电气9.1供电电源本矿两路电源，一回电源引自水电公司新一变电所,线号为842,作为工作电源,另一回电源引自岭北变电所,线号为800,作为备用电源.线路均为6kv架空线路引至该矿井地面变电所,导线为LJ-70铝绞线，电杆为钢筋混凝土电杆,该线路在矿井最大负荷时,线路压降为1.49％。两回线路满足全矿负荷用电要求。9.2电力负荷由矿井用电负荷估算得到，全矿主要用电设备50台，其中工作42台，备用6台.矿井地面0.4KV母线上计算负荷是：P=245KW Q=199KVAR S=315KVA COSφ=0.78井下中央变电所低压母线计算负荷是：P=376KW Q=352KVAR S=515KVACOSφ=0.73全矿井6KV母线上的计算负荷是：P=797KWQ=683KVARS=1050KVACOSφ=0.76在6KV母线上再补偿330KVAR无功容量后：P=797KWQ=353KVARS=872KVACOSφ=0.9149.3变配电在矿井工业场地内，建一座6KV配电室。配电室内设高、低压配电室各一个。地面变电所选二台KS9－315／6、6／0.4KV变压器和一台KS9-200/6型变压器。正常时单台运行负荷率为79％，一台故障时可保全部负荷用电。为防止雷电波入侵，在6KV电源进线终端和两段6KV母线上，均装设避雷器。为防止真空断路器操作过电压，在高压开关柜两段母线上装设组合式金属氧化物避雷器。9.4地面供配电地面0.4KV配电系统采用单母线分段，三相四线制，中性点接地系统。选用GGD2型低压配电柜,向通风机房、绞车房、矿灯房、机修间、坑木加工房、空气加热室、地面生产系统、办公楼、锅炉房及室内外照明配电。其中通风机房、绞车房、矿灯房、空气加热室为双电源，在末段切换，其它为单回路。在各设备用房均设有配电柜，由配电柜向各用电设备配电。在工业场地内建一回架空敷设的三相四线制380／220V配电线路，作为广场动照网电源。工业场地建筑的室内外照明电源均引自广场动照网。9.5井下供配电本矿井属低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险，斜井开拓。井下设中央变电所一座，供井下全部负荷用电。井下中央变电硐室选用二台矿用隔爆移动变电站KBSGZY-500/6、6/0.69kv，500kvA单台运行负荷率为82％，一台工作,一台备用.保证井下全部负荷用电.井下计算负荷详见负荷表10-2-1。井下计算最大电流I=50A，下井电缆选用二根MYJV22-10，3×井下中央变电所内高压配电选用BGP9L-400/6型矿用隔爆型高压真空配电柜。由高压真空开关柜向所内变压器供电。低压配电电压660V，选用矿用隔爆型真空馈电开关KBZ型，具有漏电、漏电闭锁、绝缘监视、过流、短路、欠电压、过电压等项保护。手持式用电设备采用127V。为中性点不接地系统。采区馈电开关选用QBZ型矿用隔爆兼本安型真空电磁起动器，具有过流、短路、漏电保护、漏电闭锁、失欠压等保护。在采煤、掘进工作面分别设移动变电站。掘进工作面的局部扇风机采用专用变压器专线供电。并能实现风、电、瓦斯闭锁。井下低压电缆选用MY-0.38/0.66和MZ-0.3/0.5型矿用阻燃橡套电缆。井下主接地极设在水泵房的主副水仓中。接地极采用2块面积不小于0.75m2，厚为6mm井下大巷、井底车场、轨道上山及机电硐室均设置固定照明。照明电源取自中央变电所。照明灯具采用DGS-20/127型矿用隔爆荧光灯，照明线路采用MY－0.38/0.66型煤矿用阻燃电缆。9.6监控、信号及通信9.6.1本矿井属低瓦斯矿井，煤层属易自燃煤层。安全监控设备选用KJ19N煤矿安全监测监控系统。系统由地面中心站、局域网、远程数据终端、通讯接口装置、地面分站（二个）、井下分站（五个）、隔爆兼本质安全型多路电源，远程断电器及各种传感器组成。9.6.2在斜井提升井设置KXT19型矿用PLC多功能提升信号装置，为转发信号系统。井底发来的信号，由井口转发给绞车房。通过规定的“打点”次数，达到传递信息的目的。提人、提物、检修相互闭锁。该系统具有数字和汉字双显示功能、信号指令间闭锁功能、信号与开车回路闭锁功能、双功扩音通讯功能、提人报警功能等项功能。在刮板运输机、调度绞车设置直通联络信号系统，通过规定的“打点”次数达到相互联络的目的。9.6.3矿井设有行政电话总机与生产调度电话总机，行政与调度总机之间有总线连接。设一台30门程控交换机作为行政用，另设一台20门矿用程控调度总机。对外通过通信总线连接。下井电话电缆采用2根各30对矿用电话电缆，分设在井筒两侧，并设有联络电缆。当一条电缆出现故障时，可迅速转接，以保证井下主要电话用户通信不中断。地面各生产部门、行政管理部门、绞车房、通风机房等设施设置普通自动电话。井下采煤工作面、掘进工作面、采区变电所、车场等处设矿用本安型电话。

10地面建筑10.1建筑材料主要建筑材料，基础垫层采用C10,现浇结构采用C25～C40砼、防水砼；钢筋采用HPB235(φ)、HRB335(φ);钢结构钢材采用Q235。当地可提供砂、石、砖等，其它材料，如钢材、木材、水泥等均由外地购进。10.2主要建筑物的结构选型建筑物的设计，主要是在满足工艺要求的前提下，本着安全、经济，美观和适用的原则，并考虑抗震、防火要求及采光、通风等因素进行设计。10.3工业建（构）筑物主要工业建（筑）物有主井地面走廊、副井绞车房、地面材料库、人车库、锅炉房、热风炉房、主扇房等。10.4行政、生活福利建筑1.行政、生活福利建筑主要有办公室、学习室、浴池、更衣室、灯房等。因为该矿为技术改造矿井，使用现有的行政、生活福利建筑即可满足需要。2.场区防洪排涝场区总的地势为东高西低，工业广场所在位置为农田，场区无河流经过。根据《新一矿勘探地质报告》提供的最高洪水位是+165米(国标)，本区场地标高在+

11给水排水11.1给水范围给水范围包括矿井的生产、生活及消防给水。11.2给水水源该矿生活用水来自原兴山矿通风区泵房。11.3工业场地给水系统现矿井地面已有一处200m3静压水池，能够满足矿井消防、防尘需要，井下消防、洒水、灌浆共用该水池。全矿井的防灭火灌浆使用原灌浆系统。11.4管材、接口及覆土埋地给水管采用A级连续铸铁管，自应力水泥接口。室内给水管采用塑料给水管。消防管道采用焊接钢管。埋地管覆土厚度2.4m。11工业场地污水主要来源于场内生活污水及一般生产废水、井下排水等。11工业场地各建筑物的生产、生活污废水经排水管网排入地面排水沟。井下排水经过井下水仓沉淀后用于注浆用水，多余部分直接排入地面排水沟。11.5室内给排水11工业场地各建筑物的室内给水均接自室外给水管网。给水管材采用PP-R给水塑料管。室内排水管采用UPVC塑料排水管直接排入东帮排水沟。11.室内外消防管道和消火栓的设置均按《建筑设计防火规范》执行。11.工业场地的浴室采用单管淋浴系统，浴池及淋浴热水均由锅炉房供给。11根据《煤炭工业矿井设计规范》，井下消防和洒水设置共同的给水管道系统。井下消防洒水管道从1座26除尘洒水管路敷设到所有采掘工作面、溜煤眼、运输机转载点、回采工作面、回风巷道和中间运输机巷道等。但在主要运输巷道、主要回风巷道、上山、下山和正在掘进的巷道中年敷设的洒水管路上每隔100m设置支管和闸阀，供冲洗巷道使用。在井下煤仓、溜煤眼和转载点等易产生煤尘的地点均设置洒水器。井下消防洒水管材采用热轧无缝钢管，以快速管接头连接。12采暖、通风及供热12.1采暖采暖热煤为95/70℃热水，由工业场地锅炉房集中供给。散热器采用铸铁散热器和排管散热器。12.2通风及除尘在灯房、浴室等产生大量余热余湿及其它有害气体的建筑物内设置转流风机进行机械排风，将生产过程中产生的有害气体排出。12.3井筒防冻风井井筒防冻采用热风炉加热的方式，入井冷热空气混合后温度大于2℃，根据鹤岗市地方煤矿经验，矿井设置一台WRG1.4-801-25-AⅢ（1.4MW）型热风炉，满足冬季生产要求。加热前空气温度为-33℃，加热后空气温度为25井筒内混合后空气温度为2℃,加热热媒为110/70℃12.4锅炉房设备该矿工业场地锅炉房为已有设备，能够满足取暖及热水使用需要。锅炉燃料为本矿混煤。锅炉房设砖烟囱1座，上口直径1.0m，高度30m。锅炉房上煤除灰采用汽车运煤，炉前煤斗上煤，灰渣集中后汽车外运。12.5室外供热管道工业场地供热管道为半通行地沟敷设，保温材料为聚铵脂泡沫，厚50mm，外壳为聚苯乙稀塑料。供热管道为焊接钢管。12.6建筑及场地布置工业场地平面布置合理集中，按其功能进行分区，并按《规程》、《规范》的要求布置。建、构筑物布置结构紧凑，具有良好的采光、通风和日照条件，并符合防火规范的要求。12.7给排水及采暖通风设备给排水设备均选用节能型产品。利用沉淀处理后的矿井排水作为井下消防、除尘、洒水用水，生活污水经处理后可用于绿化，充分利用水资源，节约了资源及能源。本矿井由设在工业场地的锅炉房集中供热、采暖，节约了资源消耗，并减轻了对环境的污染。工业场地室外热力管网采用地沟敷设方式和性能优良的保温材料，以降低热能损失。在井筒防冻方面，本设计在通风机、加热器型号和台数的选择方面考虑了调节方便，节约资源的措施。12.8综合利用煤炭资源的开发不可避免地带来一系列的环境问题，但如果能从系统工程的观点出发，对矿井排放的废弃物采取综合利用措施，就能实现把煤炭开发带来的环境资源损失降至最低，实现经济效益、社会效益、生态环境效益三者