采矿工程毕业设计-新阳煤矿5Mta新井设计

本科毕业设计(2013届)题目山西省汾西矿业集团新阳煤矿专业班级学生姓名指导教师毕业设计共147页图纸共2张说明书共143页完成日期：2013年5月9日答辩日期：2013年5月13日万吨。设计开采煤层为9-10-11#,煤层平均厚度为12m,煤层顶底板稳定，相对瓦斯涌出量为2.6m3/t,正常涌水量为250m3/h,最大涌水量为300m3/h,煤炭的自燃等级为Ⅱ级，目录1矿区概述及井田地质特征 1.2井田地质特征 41.3煤层特征 2.1井田境界 2.2井田储量 3井田开拓 3.3井底车场 4采煤方法 5.4扇风机选型 5.5防止特殊灾害的安全措施 6矿井运输、提升及排水 6.1矿井运输 6.2矿井提升 7盘区供电设计 7.1盘区变电所位置的选择 7.2确定供电电压及供电方案 7.3负荷分析与统计 7.5采区供电系统拟定及负荷计算 7.6采区动力变压器及移动变电站的选择 7.8低压开关及保护装置选择 7.10低压电缆选择 8技术经济指标 参考文献 附录A 1.1矿区概述1.1.1地理位置义市城西14km的新阳镇，属吕梁市孝义市行政管辖区。本1.1.2地形、地貌露，新阳河谷地面标高+800m～+880m,丘陵地标高+900m～+1100m,相对高差在300m高速公路即307国道从矿区北边通过，340省道从矿区中心通过，至汾阳城18km,汾阳至太原106km,矿区交通位置见图1-1。当地居民就有小煤窑开采的历史。根据杨家庄村元朝延佑四年(1314年)的碑文记载，当2图1-1交通位置图31.1.5供电供水压110KV,输电距离4Km;一回引自华北电网兑镇变电站，电压110KV,输电距离2Km,1.1.6气候条件南侵，天高气爽多为晴朗天气。年气温6—8每年1-2月份最冷，一般为-7℃—-15℃,最低为-23℃,冻土深度一般为0.42m～0.69m,年降水量5mm左右，雨季集中于7-8月份，年蒸发量一般为1800mm～1900mm,远大于1.1.7水文情况41.1.8地震根据《中国地震烈度区划图(1990)》划分：本井田属地震烈度区7度区；根据《中1.2井田地质特征新阳井田于1956年—1958年由山西省地质厅燃料地质队进行勘探，1958年8月提交《山西省孝义、汾阳县新阳井田煤田地质勘探报告》,同年8月经省储委以第25号决议书批准。后经1962年、1964年省储委先后两次复审结果为不合格报告，撤销原批准储量，作了几次调整变更。于1965年6月初结束施工，同时提交了《山西省霍西煤田汾孝矿区新阳井田地质勘探最终报告》,山西省储委1965年7月以第18号决议书批准。1991年7月22日中国统配煤矿总公司关于印发统配煤矿《矿井地质条件分类》结果的通知(中煤总生字[1991]第338号)把新阳煤矿地质条件类别评定为二类矿井，代号为“Ⅱ—IaIdIeg”。1992年2月11日中国统配煤矿总公司关于印发统配煤矿《矿井水文地质条件分类》的通知(中煤总生字[1992]第57号)把新阳煤矿水文地质条件类型评定为5工33个钻孔。其中30个孔按规定探清了3号煤，有3个孔未见煤。2003年10月11日至2003年11月30日，汾西矿业集团有限责任公司新阳煤矿通过石膏1～2层。4、二叠系(P)(1)下统山西组(P1s)6中砂岩及煤层组成。煤层编号由上而下有1号、2号、3号煤层，其(2)下统下石盒子组(P1x)b.下石盒子组一段(P1xl)(3)上统上石盒子组(P2s)出露于井田西南部贤者村、神福村及东南部韩家滩、桑湾一带，与下石盒子组为整合接触。下部主要以黄绿、杏黄色砂岩，灰绿色中粗长石石英砂岩为主，偶夹粘土泥岩。上部主要以黄、绿、灰白及紫色细中粒长石石英砂岩及灰紫、暗紫、黄绿色泥岩为主，并夹灰黄色及灰色铝土泥岩、岩性变化较大，大都受侵蚀，厚度不一，不易对比。分布于低山丘陵半坡及冲沟两壁，其厚度不一。最厚在桑湾村南达51.65m。主要为半胶结之砂砾层，棕黄、浅棕红色亚粘土、土黄色亚粘土、钙质土等组成。有三层钙质胶结砾石成分以石灰岩为主，砂岩及泥岩次之，分选差，滚圆度中等，砂石大小不一，本统沉7(1)下更新统(Q)(2)中更新统(Q2)(3)上更新统(Q3)且具垂直节理，孔状结构发育，厚度不一，最厚约30m,一般厚为0m～30m,平均厚为(4)全新统(Q4)砾为主，厚0m～20m,一般为5m。8新阳煤矿位于山西台背斜沁水坳陷的西缘，吕梁隆起的东翼，汾孝凹陷的东北部，其断裂构造区，断层落差大，短轴褶曲较发育。新阳井田未发现岩浆活动，具体情况叙述如1、褶曲新阳井田发育较大的褶曲有11个，详见褶曲综合成果表1-1。现对影响较大的褶曲特表1-1褶曲综合成果表编号名称褶曲要素控制钻孔性质轴向两翼倾角1贤者向斜贤者村北向斜北东10°~17°高-31、17-72新阳向斜穿过新阳村向斜北东～北西8°~14°高-11、22-93神福背斜神福村西背斜北东8°~10°20-7、高-254西辛壁向斜西辛壁南向斜北东5°~9°高-1、高-35东曹村向斜穿过东曹村向斜北东～北西6°~9°6临水背斜穿过临水村背斜北东～北西高-4、高-10、97韩家滩背斜韩家滩西北背斜北东5°~6°8偏城向斜穿过偏城村向斜北东6°~7°22-9、贤-5、9角带向斜穿过角带村向斜北西3°~8°南头向斜穿过南头村向斜东西3°~6°神安背斜神安村东及东北背斜北西～北东5°~9°高-12、1-9般被破碎的上覆岩体所充填。陷落柱长轴22m～502m,短轴17m～150m,面积为346m2~1.2.5井田的水文地质特征山(2100.7m)～井沟梁(1690.5m)～中阳县上顶山(1739.8m)～荒草山东(1779.1m)~(三)孔隙承压水含水层量0.31L/s.m～4.60L/s.m,渗透系数2.39m/d～27.90m/d,补给来源为大气降水，地下水运主要为第四系河床冲积层，由砂、卵石组成，分布于新阳河、兑镇河、孝河及各支流河谷之中，厚度为10m～20m,富水性变化较大，其水位埋深小于8m,补给来源为大气降水，水流运动方向与河流沟谷延伸方向一致，基本上全为由西向东，成为当地居民饮用水及农业浇灌用水之主要水源2、岩层透水据地质勘查资料和矿井地质报告资料，现将井田内水文地质特征叙述如下：(一)主要含水层(组)根据含水层的性质可分为以下四种：孔隙潜水含水层、孔隙承压含水层、层间裂隙含1、中奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系石灰岩是煤系地层的基底，井田内没有出露，埋藏深度西浅东深，中部一般在300m以下。根据钻孔揭露资料，奥灰裂隙及岩溶现象比较发育，由东向西，从北部到中部地区，岩溶裂隙发育程度越来越高，因而奥灰含水层的富水性具有各向异性，新阳井田属郭庄泉域奥灰水的径流区，属强含水层。据1995年10月由新阳煤矿地测科提交的《汾西矿务局新阳煤矿矿井地质报告》知：奥灰水水位标高在+510m～+525m之间，单位涌水奥灰岩溶裂隙含水层的补给来源以大气降水及部分山涧沟谷潜水经由郭庄泉西部奥灰出露区的入渗补给，其地下水的流向由西北到东南。2、太原组灰岩(K2)含水层含水层属于溶洞--裂隙水，在浅部或断层带处裂隙溶洞发育。高-37号孔在K2灰岩中见标高+820.61m～+922.37m,为弱～中等富水性含水层。邻区水峪矿1983年在三采扩区放K4灰岩厚0.40m～1.00m,平均3.45m,单位涌水量0.003L/s.m～0.091L/s.m,为弱~以石灰岩为主，次为砂岩，砾石直径大部分在50mm以上，层厚3.51m,由灰黄、棕黄色中砂组成，局部胶结或半胶结。出露于临水村以西及曹村等沟谷中，向北东方向倾斜，B2含水层厚1.00m～8.05m,平均厚2m～3m,埋深0～13.0m,从抽水结果知，单位涌水量q=0.036L/s.m～0.038L/s.m,渗透系数K=0.0116m/d～0.532m/d,为弱富水性含水层，B3、B4含水层，二者相距较近，位于上新统下部，二者共有2～3以至8个分层。厚度自0.9m～76.84m,平均厚20m～30m,顶板埋深116.0m以内，底板埋深可达265.07m。R=1600米，为中等～极强富水性，B3与B4有互补现象。名为B1含水层),与亚粘土组成，厚度可达80m。其宽度在新阳河与兑镇河汇合处善吉村，有5m～800m,水位标高在830m～756m,抽水试验结果q=0.60L/s.m～12.87L/s.m,K=5.80m/d～43.49m/d,R上新统的孔隙水等多方面的，大部分时间呈细水长流，各含水层(组)综合成果见表1-2。表1-2各含水层(组)特征综合成果表地下水两极厚度平均厚度单位涌水量(L/m.s)水位标高渗透系数奥陶系石灰岩裂隙-溶洞水裂隙-溶洞水g裂隙-溶洞水g裂隙-溶洞水g山西组砂岩组层间裂隙水g石盒子组砂岩组层间裂隙水第三系砂砾岩承压孔隙水g第四系冲积层g(二)隔水层：(三)井田内地质构造的水文地质特征即1990年开拓七采大巷时遇一断层发生涌水，涌水量为7.89m3/h～98.28m3/h,平均63.7由于井田中心地带(贤者向斜部位)和井田东部(新阳向斜部位)9-10-11号煤层底板1.3煤层特征1.3.1煤层的埋藏特征1.3.2煤层号，煤层总厚4.87m,含煤系数10.6%,其中3-1号煤层为全区不可采煤层，1号、2号、31.3.3煤层及围岩性质表1-3可采煤层情况一览表地层单位可采含煤层煤厚(m)最小—最间距结构厚度变异稳定可采统组煤系数号大平均厚(点数)系数r性指数性性下二叠统山西组1简单较稳定大部可采2较复杂稳定全区可采3简单不稳定局部可采上石炭统太原组6杂杂复稳定全区可采(一)1号煤层位于山西组中上部，上距K8砂岩约17m左右，下距K7砂岩约25m左右，下距2号数(γ)为32%,可采性指数(km)为0.91,属较稳定的大部可采的薄煤层。在井田西部与2(二)2号煤层位于山西组中下部，上距K8砂岩约24m左右上距1号煤层约5约16m左右，下距3号煤层约10.29m。煤厚1.23m～4.64m,平均2.58m,层位稳定含夹矸1～3层，结构较复杂，煤厚变异系数(γ)为23%,可采性指数(km)为1,为全区稳(三)3号煤层厚为6.40m～15.10m,含有泥质结核，其中有一层稳定的3-1号煤线，在3号煤层上部(四)9-10-11号煤层位于太原组下部，上距K7砂岩约66m左右，上距3号煤层约72.约21m左右；煤厚10.58m～15.36m,平均12m,含夹石2～4层，结构复杂，层位稳定。其厚度变异系数(γ)为21%,可采性指数(km)为1,属全区稳定可采的厚煤层。其控(五)煤岩层对比1.3.4煤质3号煤层平均为1.40t/m3,为光亮型煤。表1-4煤的工业分析表煤煤层号种1231(一)1号煤层水分(Mad):原煤0.38%～3.92%,平均1.29%,为特低全水分煤；灰分(Ad):原煤8.28%~灰煤为主，经洗选后原煤灰分平均降低了11.39%,灰分降低率达52.2%,硫分(St·d):原之间、GR·I为90>65、y为22.48<25.0mm,故1号煤层为焦煤。(二)2号煤层水分(Mad):原煤0.37%～2.20%,平均0.94%,为特低全水分煤；灰分(Ad):原6.86%~灰煤为主，经洗选后原煤灰分平均降低了6.0%分(St·d):原煤0.28%～2.16%,平均0.45%,浮煤0.33%～1.04%,平均0.42%,为低硫分煤，经洗选后原煤硫分平均降低了0.03%,降低率为0.67%,效果不明显；浮煤挥发分(Vdaf):21.53%～27.37%,平均23.47%,为中等挥发分煤；原煤磷(Pd)含量为0.0032%~0.0847%,平均0.0108%,为特低磷～中磷分以低磷分煤为主；2号煤层发热量(Qgr·d):(三)3号煤层水分(Mad):原煤0.30%～2.28%,平均0.83%,为特低全水分煤，浮煤1.06%,也为特低全水分煤；灰分(Ad):原煤8.07%～48.22%,平均21.29%,浮煤6.29%～33.80%,平灰分降低率达52.2%,灰分降低效果比较明显；硫分(St·d):原煤0.30%～2.57%,平均1.72%,浮煤0.41%～1.26%,平均0.82%,为中低硫煤，经洗选后，原煤硫分平均降低了1.32%,硫分降低率达76.7%,经洗选后脱硫效果非常明显，同时也说明3号煤层中硫的成份主要来自无机硫，无机硫经洗选后极易脱掉；浮煤挥发分(Vdaf):20.98%～28.10%,平均25.32%,为中等挥发分煤；原煤磷(Pd)含量为0.0032%～0.0179%,平均0.0084%,为特为特高热值煤。胶质层最大厚度为21mm;粘结指数为89,为焦煤。(四)9-10-11号煤层水分(Mad):原煤0.10%～6.21%,平均1.08%,为特低全水分煤；灰分(Ad):原煤9.86%~平均降低了6.16%,灰分降低率达43.4%,效果明显；硫分(St·d):原煤1.82%～3.72%,了0.46%,降低率仅为16.9%,脱硫效果不明显，说明9-10-11号煤层中硫的成分主要来自有机硫，有机硫占全硫含量的46%～99%故洗后仍高达0.26%～3.58%,平均2.26%,说明有机硫经洗选后很难脱掉；精煤挥发分(Vdaf):14.88%～19.82%,平均18.95%,为低挥发分煤；原煤磷(Pd)含量为0.0006%～0.0291%,平均为0.0095%,为特低磷～低磷分以特低特高热值煤。胶质层最大厚度为5mm;粘结性指数为41;曲线型为平滑下降型，根据中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)的要求，9-10-11号煤层煤类为瘦煤。本区煤质总的变化规律为从上到下煤层变质程度逐渐增高，在横向上北部变质程度比南部深。从1号煤层到9-10-11号煤层全硫含量有变大的趋势。1.3.5瓦斯、煤尘和煤的自燃1、瓦斯瓦斯在煤层中或岩层中常以游离状态和吸附状态存在。在煤矿生产中是一重大事故隐患。加强瓦斯监测，及时掌握瓦斯在井下各工作面及空巷中的浓度和分布情况是确保矿井经多年的观测和测试，本矿未发生过瓦斯突出和喷出，但随着深部煤层的不断开拓，据2003年11月25日山西省安全生产监督管理局《关于对山西焦煤集团有限责任公司定为低瓦斯矿井(2003年矿井相对瓦斯涌出量0.73m3/td,绝对瓦斯涌出量1.96m3/min)。2004年矿井相对瓦斯涌出量为0.19m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.77m3/min,从2004年矿井相对瓦斯涌出量(q沼)≤10m3/t,绝对瓦斯涌出量(Q沼)≤30m3/min知矿井为低瓦斯矿井。新阳煤矿从2000年—2004年瓦斯涌出量情况见表1-5。表1-5新阳矿近年来瓦斯涌出量统计表年份相对涌出量绝对涌出量相对涌出量绝对涌出量2000年2001年2002年2003年2004年从表1-5知，新阳区矿井2000年瓦斯相对涌出量最大为3.40m3/t,2004年最小为较小。本矿从建成投产至2004年底只出现过一次瓦斯积聚，即在开采6105工作面煤层过大于1、2、3号煤层，其瓦斯含量和相对涌出量亦会在1、2、3号煤层的基础上有所整体讲，新阳井田山西组煤层(1、2、3号)埋藏浅，瓦斯含量小，瓦斯压力小，瓦1239爆炸特性煤尘云最大爆炸压力最大爆炸压力上升速率煤尘云最低着火温度℃煤尘层最低着火温度℃煤尘云最低点火能量J0.000~0.000~0.000~0.000~0.000~0.000~煤尘云爆炸下限浓度煤尘云最大爆炸指数有无爆炸性1、2、3、9-10-11号煤层煤尘均具有爆炸性地层等山西组123较大，与下伏太原群成整合接触。太原组要479U之一。本溪组图1-2煤层综合柱状图2矿井储量、生产能力及服务年限2.1井田境界井田西南与水峪井田毗邻；井田西部与羊寨勘探区为邻，即以南马庄正断层为界；东与白壁关井田(目前已规划为新阳煤矿白壁关区)相邻，头；南到兑镇介西铁路北。南北长约为7.2km,东西宽约7km,总度由970m至500m(标高)。井田内主要含煤地层为山西组和太原组，总厚144.0m,含煤12层，煤层总厚16.2m,号，煤层总厚4.87m,含煤系数10.6%,其中3-1号煤层为全区不可采煤层，1号、2号、3号煤层为主要可采煤层，平均厚4.63m,可采含煤系数为10.1%。开采深度由970m至500m(标高)。井田的走向方向约为7.2km,倾斜方向约为7.0km,井田的平均水平宽度为5.5km,煤则井田的水平面积为：S=5.5×7.2=39.1(km²),如井田的赋存状况示意图2-1所示。井田面积是很不好用算式来计算的，因此采用数网格的方法来求面积：2.2井田储量2、依据《生产矿井储量管理规程》:煤厚能利用储量最低份指标能利用储量灰份最高不大于40%(含40%),暂不能利用储量灰份最高不大于50% (含50%)超过51%则不计储量，暂不能利用储量厚0.6m;3、依据国务院过函(1985)5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平界一部分属于111b-2级储量，其余区域为111b-2级储量。高级储量占80%,符合煤炭工图2-2地质块段划分图r——表示煤的容重，取1.37t/m³;a——煤层平均倾角，°;所以矿井的工业储量为Zg=646.4×10⁶t表2-1矿井储量汇总表工业储量(Mt)ABC9合计2.2.5矿井永久保护煤柱损失量(1)井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设30m宽，则井田边界保护煤柱损失量为：(2)工业场地保护煤柱表土平均厚度为30m;表2-2工业场地占地面积指标井型(万t/a)占地面积指标(公顷/10万t)240及以上工业场地按Ⅱ级保护留维护带宽度15m,工业场地面积由表2-2确定，故本矿井工业即长方形长边为1000m,短边为500m。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表2-3。广场中心深度煤层倾角煤层厚度冲积层厚度ΦδYM0MMooo0S=梯形面积=(上宽+下宽)×高/(2×cos6.4°)S=(776.8+694)×1246/(2×cos6.4°图2-3工业广场保护煤柱图(3)大巷保护煤柱(4)井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，而风井井筒保护煤柱大部分位于井田边界保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表2-3。矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：P——工业场地保护煤柱、井筒、井下主要巷道及上、下山保护煤柱等留设的表2-4矿井储量汇总表煤层工业储量(Mt)矿井设计储量(Mt)矿井可采储量(Mt)ABCC永久煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量境界煤柱工业场地煤柱井下巷道煤柱井筒煤柱900计合计002.3矿井生产能力及服务年限2.3.1确定依据2.3.2矿井设计生产能力由于新阳矿井田范围大，煤炭储量丰富，地质构造较简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，应建设大型矿井，初步确定矿井生产能力为5Mt/a。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：K——矿井储量备用系数，取1.4;符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校1、煤层开采能力井田内9、10、11号煤层平均12m,为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为主斜、井副立井单水平联合开拓，主斜井采用胶带运煤，副立井采用罐笼辅助提升、下放物料，辅助电机车的运输能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井胶带运输至地面，提升能力大，自动化程度高。3、通风安全条件的校核矿井煤尘有爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井，矿井初期采用中央并列式表2-5我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平服务年限(a)煤层倾角煤层倾角15°~45°煤层倾角6及以上— —(1)井筒形式的确定(2)井筒位置的确定(3)井筒标高的确定主井口、副井口标高(877m～880m),高于新阳河床标高(840m)37m～40m,且井3.1.2工业场地的位置地面积为50公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为1000m,宽为500m。3.1.3主要开拓巷道方案二：斜井单水平开拓(井筒位于井田中央)图4-1方案一主斜副立单水平开拓图4-2方案二斜井单水平开拓略估算费用结果(见表4-1)。表3-1建井工程量(单位：m)方案一主斜副立单水平开拓方案二斜井单水平开拓工程项目名每项项总工程工程项目名每项工项总工程量工程程量称数称数量(m)初期副井井筒1副井井筒1井底车场1井底车场1主井井筒1主井井筒1风井1风井1后主井井筒00主井井筒00期副井井筒00副井井筒000风井1风井1大巷2大巷2表3-2生产经营工程量方案一主斜副立单水平开拓方案二斜井单水平开拓运输提升万t.km工程量运输提升万t.km工程量顺槽运输顺槽运输大巷运输大巷运输斜井提升斜井提升大巷维护大巷维护方案方案一主斜副立单水平开拓方案二斜井单水平开拓工程量单价(元/m)费用(万元)工程量单价(元/m)费用(万元)初期主井井筒副井井筒井底车场运输大巷小计后期运输大巷合计表3-4生产经营费方案一主斜副立单水平开拓方案二斜井单水平开拓工程量万t/km单价元/t-km费用万元工程量万t/km单价元/t-km费用(万元)顺槽运输大巷运输西区大巷运输东区斜井提升合计大巷维护费排水费方案二主斜副立单水平开拓方案三斜井单水平开拓费用(万元)百分率(%)费用(万元)百分率(%)初期建井费基建工程费生产经营费总费用3.2井筒特征(1)主斜井主斜井井筒位于矿井工业场地外，担负全矿井5Mt/a年的煤炭运输井筒特征表见表3-3,井筒断面布置见图3-6。(2)副立井位于矿井工业场地内，根据矿井辅助运输量(提升量)、不可拆件最大外形尺寸和重量及井筒最大允许风速，确定副井井筒直径为7.5m,净断面面积为44.18m2,井深260m,基岩段不加厚井壁。其内装备一宽一窄双层2车多绳(四绳)罐笼和玻璃钢梯子间，组合(3)风井风井担负矿井回风任务，并作为紧急情况下得安vvv₇-wwvyvv7yv亚7yv又v▽vv立v7vYvv-x文x77vv表3-6主井断面技术特征表基岩段毛断面积表土段毛断面积混凝土砌碹图3-5风井井筒断面布置图表3-8风井断面技术特征表基岩段毛断面积表土段毛断面积混凝土砌碹表3-9井筒特征井筒名称主井副井东部风井西部风井井口坐标用途运输辅助运输通风通风提升设备胶带输送机罐笼井筒倾角断面形状半圆拱形圆形圆形圆形支护方式喷射混凝土混凝土砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹井筒壁厚(mm)提升方位角井筒深度断面积净(m²)掘(m²)3.3井底车场1、井底车场的型式和布置形式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矿石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。井底车场的设计选型原则：(1)要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力30%;(2)设计时要考虑矿井增产的可能；P-从矿车在井底车场的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计年产量为5Mt/a。大巷运输采用胶带输送机，直接运煤入井底煤仓再到主井的形式。硐室的布置见图3-6。设备的运输过渡，长约70m,可同时换装两套胶轮平板车，硐室内布置2台40m行程的10t在井底车场内铺设2台蓄电池轨道电机车，车场(1)井底煤仓煤仓容量为1800t。胶带输送机运输能力为2500t/h,主斜井输送机运输能力为1600t/h,两者之差为900t/h,所以主斜井井底煤仓的设置有利于主(2)水仓250m3/h,最大涌水量为300m3/h,故水仓的容量应按能容纳8h的正常涌水计算矿井的水仓分主仓与副仓，根据水仓的布置要求，水仓的容量为：Q>Qo,所以设计的水仓满足要求。水仓采用水仓清理机清理。车场巷道及硐室除煤仓、装卸硐室等用混凝土支护外，其余采用锚喷支护，遇到本矿井井底车场由矿车运输，大巷采用胶轮车运输。在井底车场中，矿车与胶轮车通行的巷道应铺设30kg/m的轨道和200mm厚的混凝土底板，且应使底板地面与轨面齐平。井底车场平面布置图见图3-6。立井百车并底拍革站中典水蒙房并底增出中央变电用图3-6井底车场平面布置图3.4主要开拓巷道凝土底板，厚度200mm。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m,oo1高为3.6m与3.8m设计掘进断面为21.6m²和22.8m²。锚网排距1.5m,2/1根布置中15.24-8300mm高强度钢树脂锚杆高强度钢树脂锚杆顶金属网1块/1m帮金属网2块/2m帮金属网2块/2m圆钢树脂锚杆圆钢树脂锚杆锚网排距1.5m,2/1根布置高强度钢树脂锚杆高强度钢树脂锚杆圆钢树脂锚杆恒图3-8辅助运输大巷断面锚网排距1.5m,2/1根布置高强度钢树脂锚杆帮金属网2块/2m圆钢树脂锚杆图3-9回风大巷断面3.5开采顺序及采区、煤矿工作面的配置盘区内煤层开采顺序：根据煤层的赋存条件，适宜建设高产高效矿井，因此本设计采用一矿一面达产。考虑到井田中央布置采区投产快，运输环节少，所以先采靠近井筒附近的盘区，这样准备时间短，出煤快，在第1个大盘区内采用顺序开采来进行接替，各盘区顺次接替。本设计先采一盘区煤层，沿边界向井田大巷回采，即后退式开采。(1)确定达到设计产量时工作面个数A——矿井设计年产量，5mt/a;x——回采出煤率，0.9;K₃工作面采出率，95%;L——年推进度，L=330-n·I·φ式中：330——矿井年工作日，天；n——日循环数，个；采煤工作面总线长B=(5000000×0.9)/(12×1.37×1584×0.95)=182m(2)确定同采工作面个数n——同采煤层数(或分层数),1层； 3.5.3矿井产量的验算则工作面年产量A,=12×200×(330×6×0.8)×1.37×1×95%=49477824t年总产量A,+A,=4947782.4+494778.2=5442560.6t3.6矿井工程量和建井工期3-10矿井投产前应完成的井巷工程量表序号巷道及硐室名称断面形状支护材料巷道断面(m2)巷道长度(m)掘进工程量备注净掘1开拓巷道主斜井半圆拱形混凝土砌碹2副立井圆形混凝土砌碹3井底车场矩形锚喷支护4辅助大巷矩形锚梁网索喷支护5回风大巷矩形锚梁网索喷支护6回风石门半圆拱形锚喷支护7风井圆形混凝土砌碹8井底煤仓圆形混凝土砌碹9行人进风巷矩形锚梁网索喷支护二准备巷道1运输上山矩形锚梁网索喷支护2辅助上山矩形锚梁网索喷支护3上部车场矩形锚梁网索喷支护三回采巷道1区段运输巷矩形锚网索支护2区段辅助巷矩形锚网索支护3联络巷矩形锚网索支护4工作面液压支架8序?p工程名称掘进速速(m/月)掘进时间(月)第一个第二个1234367891234367891副井2井底车场3辅助大巷4辅助上山5主井6行人进风巷7井底煤仓8运输上山9回风大巷回风石门风井下区段回风斜巷区段运输巷上部车场区段辅助巷T作向建井工朋4采煤方法4.1采煤方法的选择煤质硬度为2～3,煤的容重为1.37t/m3。煤层直接顶为粉砂岩，厚度4～11m;老顶为中砂岩，厚度2～5m;直接底为粉砂质正常用水量为250m3/h,最大用水量为300m3/h。可达到93-97%以上。4.2盘区巷道布置及生产系统根据工作面长度为200m,留设护巷煤柱为20m,确定第一盘曲区段个数为19个。4.2.3煤柱尺寸巷道类别煤柱尺寸(m)辅助运输大巷回风大巷辅助运输上山区段平巷如图4-1。辅助运输上山运输上山4.2.5区段巷道的布置1)尺寸2)支护方式为3.3m,设计掘进断面为和17.5m2,净断面为15m2。区段运输巷道和区段辅助巷道及区段巷道布置如图4-2,图4-3,图4-4所示。图4-2区段辅助巷道断面图联络卷运输上山国段虚生世地坯四图4-4区段运输巷道和区段辅助巷道与盘区上山联系剖面图1)盘区溜煤眼厚300mm,其容量为：Q₀——防空仓漏风留煤量，取10t;M——采高，12m;C——工作面的采出率，0.85;K——同时生产的工作面数目，K,取1;溜煤眼的断面积：2246/(20×3.14×1.37)=26m²。所以溜煤眼断面直径取10m,溜煤眼高度20m,容量2246t。2)盘区变电所考虑到井下大巷采用无轨胶轮车辅助运输，仅井底车场采用电机车运输，井底车场设变电所、充电硐室，盘区内不设变电所。在工作面两巷内设有移动变电站。4.2.8确定盘区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数目盘区巷道掘进方法选用综合机械化掘进，采掘工作面的比例关系计算如下：式中：N——掘进工作面，采煤工作面头面比；t,——掘进工作面所需时间，月；N=5.12/(19.4-1-0.5)=0.29根据所设计的采区巷道布置，按表4-2、4-3格式统计煤、岩巷道总长度，计算盘区千吨掘进率、盘曲掘进出煤率及采区采出率。表4-2采区掘进巷统计表序号巷道名称围岩形式支护形式巷道断面(m²)巷道长度(m)同类巷道总长度(m)净掘1区段运输平巷煤锚网2工作面开切眼煤支架3工作面回风平巷煤锚网4辅助运输上山煤锚喷5运输上山岩锚喷表4-3采区煤巷统计表序号巷道名称巷道断面积(m²)每米出煤量(t/m)盘曲总出煤量盘区掘进出煤率盘区千吨掘进率(m/kt)备注1区段运输平巷2工作面开切眼3工作面回风平巷4辅助运输上山1、采区千吨掘进率2、采区掘进出煤率3、盘曲采出率盘区内实际采出煤量与盘区内工业储量的百分比称为盘区采出率。按下式计算：盘区采出率=盘区实际采出煤量/盘区工业储量×100%盘区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%;;放顶煤无法全部放出损失；工作面顶煤煤皮损失；盘区内条带煤柱不可回收损失；盘区损失如下：边界煤柱损失：Q=6200×30×12×1.37一盘区护巷煤柱：Q=4800×12×40×5×1.37盘区的落煤损失：Q=Q工业×3%4.2.10盘区生产系统盘区内的开采采用后退式开采(面向大巷),通风方式采用U型通风方式。这种通风运煤系统为：回采工作面—→区段运输巷—→溜煤眼—→运输上山—→井底煤仓—→运料系统为：副井—→井底车场—→换装站—→辅助大巷—→辅助上山—→区段辅助200m,区段长平均2200m;煤厚12m,采高3.0m,放顶煤9.0m。4.3.2综采放顶煤的采煤工艺4.8m,进6刀，设计生产面年产量5Mt,为实现高产高效，用一个工作面保产，选用大功o截割机构设计功率滚筒直径滚筒数量2截深牵引机构牵引形式牵引力牵引速度电动机型号总功率电压Vt无锡煤矿机械厂图4-5采煤机斜切进刀示意图S——采煤机的截深，0.8m;则Qc=750t/h(2)刮板输送机的输送能力Qs则Qr=200×1.6×9.0×1.37×0.85/4(4)装机功率的选择中双链西北一场制造与带式输送机重叠长度12.4m传动滚筒直径mm800张家口煤机厂4.3.3回采工作面支护方式S₁——支架后柱的最大下沉量，取0.3m;A——液压支架卸载高度，取0.05m;Mmax——煤层的最大采高，(因煤层太厚从安全角度考虑)取3.5m;S₂——支架后柱的最小下沉量，取0.2m;H——支架支撑高度富裕量，取200mm;根据以上原则，选用ZTF6200/18/35型放顶煤支架，其技术特征见表4-9。表4-9ZTF6200/18/35型放顶煤支架技术特征表四柱支撑式四连杆双输送机摆动后尾梁插板北京煤机厂高度宽度支护强度适应煤层倾角支撑掩护式双伸缩北京煤机厂北京煤机厂2)胶带运输巷的超前支护工作面的采高为3.0m,放出顶煤厚度为9.0m,即采放比为1:3。故放煤方法为：隔一架支架，打开放煤口，单数的放煤口放完后，再放双数，直至放完，最后放完以后，再顺序打开重放一遍，以便最大限度的提高回采率。(1)劳动组织1)作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用三班采2)工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表4-9。(2)工作面循环产量工作面一个为“一刀一放”所以循环产量Q为：式中：Q₁——工作面机采的产量，t;L——工作面长度，200m;C——工作面机采回采率，95%;L——工作面长度，200m;M——煤厚，9.0m。C——工作面放顶煤的回采率，85%;综采放顶煤工作面日产量为综采放顶煤工作面年产量为在册人数=出勤人数×(7/6)/出勤率在册人数=106×(7/6)/95%=130工作面全员工率=工作面日产量/在册人数一班二班三班检修班合计11114采煤机司机22228刮板机司机11114转载机司机11125胶带机司机1111433332226111411125浮煤清理工33309巷道修理工222281111411158油脂管理员11125111141111411114质量验收员1111411114I5.1矿井通风系统的选择(1)抽出式的风流运动过程(2)压入式的风流运动过程表5-1抽出式和压入式的优缺点工作方式抽出式整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。总进风量用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下使用比较安全。如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较难，漏风较大。在由压入式通风过因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。5.1.2选择矿井通风方式表5-2通风方式比较通风方式中央并列式中央边界式两翼对角式分区对角式优点出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全通风路线短，阻力小系统铺设防尘洒水管路性更好缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大(超过4km),井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道置两个盘区，共四个盘区。矿井年产量5Mt,为大型矿井，井田走向长度大于4km,煤层5.2矿井风量计算及风量分配5.2.1采煤工作面所需风量的计算n——各种开采法工作面的个数。根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算：本设计单一工作面开采，采用综采放顶煤的采煤工艺。所以上式可简化为综采工作面所需风量计算：=1×2517.5+2517.5×0.5=35.2.2掘进工作面需风量的计算n——需要独立通风的煤巷、岩巷数；当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。因此，掘进工作面供风Q,=440m³/min,能够满足要求。硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风峒室实际需风量的总和计算，即：V——包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m³)或者按经验值给定风量，此处取150m³/min;O充电硐室实际需要风量，应按回风风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min。或按经验值给定100～200m3/min;取200m3/min;W机电硐室中运转的机电总功率，kw;空气压缩机房取0.20～0.23,水泵房取0.02～0.04;860——1kw/h的热当量数，卡；u机电设备效率；A——机电硐室进、回风流的气温差，℃;Q采采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80m³/min;由以上计算所得出矿井总风量：表5-1各巷道风速、断面、风量一览表巷道名称风量断面风速允许风速副井井底车场辅助大巷盘区辅助上山掘进巷道区段运输巷工作面区段回风巷联络巷盘区运输上山回风大巷回风石门风井5.3矿井通风阻力计算5.3.1矿井通风总阻力的计算原则通风容易时期(如图5-2)通风困难时期(如图5-3)图5-2通风容易时期立体图图5-3通风困难时期立体图5.3.2计算方法支护LUSRQhV序号巷道名称形式mm副井混凝土井底车场锚喷辅助大巷锚喷辅助上山锚喷区段运输巷锚网工作面支架区段回风巷锚网回风大巷锚喷回风石门锚喷风井混凝土表5-3困难时期井巷通风摩擦阻力计算表支护LUSRQhV形式mm副井混凝土井底车场锚喷辅助大巷锚喷辅助上山锚喷区段运输巷锚网工作面支架区段回风巷锚网联络航锚网运输上山锚喷回风大巷锚喷回风石门锚喷风井混凝土总计h其总和为总摩擦阻力(1)通风容易时期的总阻力(2)通风困难时期的总阻力5.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔则5.4扇风机选型5.4.1选择主扇通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主扇在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。1、确定主扇的风压对抽出式通风，分别求出两个时期的扇风机静压：容易时期：困难时期：2、选择主扇根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井前后期风机型号均为2K60-No.28,n=600r/min,见图5-4。由图5-1的扇风机特性曲线可以看出扇风机在通风容易时期和通风困难时期的工作表5—4容易时期和困难时期的工作点风量(m3/s)全压(pa)效率(%)装角(°)功率(kW)容易时期图5-4风机特性曲线图根据本矿通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率Nfmin和Nfmax,计算电动机的输出功率Neo。本矿通风容易时期输入功率为263Kw,通风困难时期为297Kw,根据目前电动机的使用情况，在两个时期均使用297Kw功率以上的异步电动机，这种电动机的输出功率Neo和输入功率Nei分别用下式计算：Nei=1.10×Neo/ηe=1.10×330/0.9=403.3(Kw)时期型号功率kw电压电流容易困难可全压直接启动可全压直接启动5.5防止特殊灾害的安全措施得小于80m,不的设在进风井的主导风向的上风侧。6矿井运输、提升及排水(1)运煤系统：(2)运料系统：(4)运矸系统：站用起吊设备集装到大巷运输胶轮平板车(载重量15t)上，由胶轮牵引车运到各使用点；破碎机型号为PEM1000×1000;区段皮带型号为SST,SSJ1200/2×200型带式输送机。工作面采用SGZ-764/320D型刮板(1)转载机的运输能力应大于工作面刮板运输机的运输能力(一般为1.5～3.0倍),(2)转载机的机型，应尽量与工作面运输机的机型(3)转载机尾部与工作面运输机的连接处要配(2)破碎机出口至卸载端采用全封闭结构。(3)中部槽为箱式整体组焊结构，采用高强度中板和封底(2)破碎机采用皮带传动，锤式破碎。(4)破碎输出块度可按需要调整。6.1.3大巷运输设备选择装备一台B=1400mm,V=4m/s的钢绳芯带式输送机，输送能力3500t/h,采用CST可控启动技术特征单位m传动滚筒直径托辊直径输送带PVG1800S型阻燃整芯输送带电动机一平均坡度(提升高度)一——V—N开放式结构+自动定位小车一采用分立式和固定式2种电机+软启动+减速器2、辅助运输大巷设备选择表6-2井下运输车辆特征及用量名称载重量t外形尺寸(mm)数量(辆)功率(马使用地点长宽高井下拖拉铲2大巷运输牵引车蓄电池电机车2车场调度牵引车支架搬运铲2支架短途运输就位井下装载铲62材料短途运输就位井下人16人4工人运输力运输机轻便货车44送吊车22轻货快送长材车21送维修车21管线检修材料平板拖车6材料运送支架拖车2支架运送采煤机拖车1采煤机运送梭车拖车1运送工具拖车4工具运送6.2矿井提升矿井设计井型为5Mt/a,服务年限64a。煤层的埋藏浅，厚度大，储量丰富。矿井属低瓦斯矿井，煤层有自然发火危险，煤尘矿井工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为16h,矿井设计年工作日330d。矿井开拓方式为主斜副立单水平开拓，水平标高+620m。主斜井倾角16°,净断面15.5m2,净宽4.8m,斜长1020m;副立井净断面44.18m2,净直径7.5m,井深260m。主斜井采用胶带输送机提升，专用于提煤；副立井采用罐笼提升绞车提升，用于升降人员、材料和提升矸石。井下主运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车。6.2.1主斜井设备选型计算主斜井输送长度L为1020m、斜井倾角β为15”,设计运输生产率为A为，货载的散集Y——货载散集容重，t/m³;C——输送机倾角系数，见表6-3;K——货载断面系数，见表6-4;V——带速m/s,4m/s。表6-3输送机倾角系数βC1表6-4货载断面系数堆积角p槽型平行煤的堆积角为30°带宽除满足运输能力要求外，还按物料的块度进行校核。则故，将宽度提升一级为1400mm。2、胶带运行阻力计算图6-1为胶带输送机运行阻力计算示意图。图中未标明输送机的倾角，可以是水平，也可以是倾斜的。图中3-4段为运货载段，胶带在这一段托辊上锁遇到的阻力位重段运行阻力，用W₂,表示；1-2段为回空段，胶带在这段的阻力位孔端运行阻力，用Wk表示。图6-1胶带输送机运行阻力计算示意图二者表示如下：式中：β——输送机的倾角，在该段运行方向向上取正，反之取负；L——输送机长度，m;w'、w"——分别为槽型、平行托辊阻力系数，见表6-5;q——单位长度的胶带上的货载重量，kg/m,可由q=A/3.6V求出；qa——每米长的胶带自重，kg/m;qg'、q₈"——分别为折算到每米长度上、下托辊转动部分的重量，kg/m;其中：上下托辊的重量，见表6-6,上托辊间距为1m,下托辊间距为2m,表6-5托辊阻力系数工作条件)清洁、干燥滚动轴承含油轴承滚动轴承含油轴承少量尘埃、正常温度大量尘埃、湿度大大量尘埃、湿度大表6-6托辊转动部分重量表托辊形式槽型铸铁座冲压座89平行铸铁座8冲压座79则W₂=(111.1+2+27)1020×0.002cos15°±(111.1+2)1020×sinWk=(2+13.5)1020×0.018×cos15°干2×1020×sin15°=274.9千527.9滚筒表面材料及空气干湿度以度和弧度为单位的围包角相应e“铸铁或钢滚筒空气非常潮湿铸铁或钢滚筒空气潮湿4、牵引力及功率的计算对于图6-2所示的胶带输送机传动滚筒的圆周率牵引力为：W'。=Sγ-S=S₄-S₁考虑主轴承摩擦阻力及胶带在传动滚筒上的弯曲阻力，主轴的牵引力为：Wo=Sγ-S+(0.03～0.05)(Sγ+Sz)=S₄-S₁+(0.03～0因此，电动机的功率为矿井设计生产能力为5Mt/a,属特大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运至地面，主斜井井筒斜长1020m,装备一台B=1400mm,V=4m/s,a=16°的钢绳芯带式输送机，输送能力3500t/h,采用CST可控启动装置2套，实现头部双滚筒驱动，配YJS5-4型电动机2台，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表表8-1主斜井带式输送机主要技术参数单位参数ST25阻燃4数数头部双滚筒驱动滚筒直径驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率2×800(防暴)2台尾部重载车式拉紧2.运输能力验算矿井设计日产量为13809.6t,设计净提升时间为16h,平均每小时提升量为865t,小于主斜井胶带输送机提升能力。设计长壁大采高回采工作面采煤机和连续采煤机的同时最大瞬时出煤能力为2000t/h,主斜井输送机运输能力为3500t/h,,在主斜井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为8.0m,有效装煤高度为24.8m,容量为1800t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主斜井输送机可以满足瞬时最大出煤的运输任务。6.2.2副立井提升容器的确定副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为GDS-1.5K×4/195×4型1.5t矿车双层四车罐笼，其自重为17t。要求最大班工人下井时间一般不超过40min,最大班净作业时间，一般不超过6h(包括提人、材料、矸石…),其中升降工人时间，综采矿井按工人下井时间的1.6～1.8倍，升降其它人员时间，按升降工人的20%,提升矸石按日出矸量的50%;升降坑木、支架按日需量的50%。(1)下井人数的确定根据第四章表4-9,可知井下工作人原数为106人。式中：n,——每罐提升人数，70人；所以：(3)以最大班净作业时间6小时验算①提矸石每班作业时间(小时)Q₀——每日矸石提升量，t;9₀——每次矸石提升量，t;0.2×t人=0.2×4③下坑木、支架按日需量的50%计算；取0.3h=18min④保健车2~4次，取3次；运送设备5~10次，取7次；其他5~10次，取7次；则：总计3+7+7=17次所以：满足要求。3、提升钢丝绳的选择计算第397条表6规定，取v=6m/s时，过卷高度取10m,即Hg=10m。(3)确定钢丝绳每米质量P箕斗提升：罐笼提升：式中：og——钢丝绳公称抗拉强度，Pa;r₀——钢丝绳密度，Kg/m3;n——钢丝绳数目；g——重力加速度，m/s2;ma——提升钢丝绳的安全系数；人员和物料混合提升时：ma=9.2-0.0005H同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为1550N/mm2和1700N/mm2两种钢丝绳，不妨取钢丝绳的公称抗拉强度σp=1700N/mm2=1700×106Pa。查表并计算可得钢丝绳密度为对于副井(罐笼井)ma=9.2-0.0005H根据计算出的P值，主井提升钢丝绳决定选用绳6×7股(1+6+12)绳纤维芯，直径为37mm的钢丝绳，其参考质量为487.10Kg/100m,钢丝破断拉力总和为876000N。副井提升钢丝绳决定选用绳6×19股(1+6+12)绳纤维芯，直径为45.0mm的钢丝绳，其参考质量为571.70Kg/100m,钢丝破断拉力总和为1025000N。罐笼提升时：所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的要求。4、多绳摩擦式提升机的选择提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差Fe后，查提升机特征表确定的。根据《安全规程》规定，摩擦式提升机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之比应符合下有导向轮时：D≥90d对箕斗井：D/d=4000/37=108>90所以主导轮直径选D=4.0m,主、副井均能满足《安全规程》的要求。钢丝绳最大静张力Ff的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的Ff。箕斗提升时：Ff=(Q2+Q+np(Hk′+Ht)+nqHH)×gN=(20600+15000+4×4.5×(33.1+690)+4Ff=(Q2+2(G+G0)+np(Hk′+Ht)+nlqHH)gN=(17000+2×(6000+947)+4×5.6×(22.805+690)+4×5.6×14.5)×9.8(3)钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差Fc△——提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提升系统△=0,上式中△取其绝对值；5、电动机容量选择本部分内容，不进行运的学和动力学的计算，只进行近似计算：K——矿井提升阻力系数，箕斗井取1.15,罐笼井取1.2;μ——减速器传动效率，取0.92;根据以上选型依据以及其它矿井的生产实践经验，参考相关资料，决定选用GDG1/6/1/2K罐笼作为副井提升容器；选用JKM-2.8×4(I)A型多绳塔式摩擦轮提升机作为副井提升机，其技术特征如表8-2所示和表8-3所示。表8-2GDG1/6/1/2K型立井多绳罐笼技术特征表技术特征单位—个罐笼装载量t最大终端载荷提升首绳数量4根直径尾绳数2根表8-3JKM-2.8×4(I)A型多绳摩擦轮提升机技术参数表技术特征单位主导轮直径m导向轮直径m钢丝绳最大静张力最大静张力差有导向轮时最大直径根数4根间距最大提升速度减速器 旋转部分变位重力(除电机与导向轮)导向轮变位重力外形尺寸(长×宽×高)6.5×9×2.7m机器质量t最大不可拆件t外形尺寸(长×宽×高)m洛阳矿山机械厂6.3矿井排水6.3.1概述6.3.2排水设备选型计算3)水泵扬程估算4)水泵型号及台数的确定分段式离心水泵，其技术参数如下：流量600m3/h,扬程756m,吸程5000mm,吐出口径300mm,转速2980rpm;效率71%;电动机JKZ-2000,容量2000kW。应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量(包括充填水及其他用水)。备用水泵不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的最大涌水量水泵工作台数：N₃=Q最大/Qn=360/600=0.6取整数为1台；满足N₃≤N₁+N₂即：1≤1+1=2检修水泵台数：N₄=25%N1=0.25×1=0.25取整数为1台；用水泵在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量，因此，设计中主排水管敷设两趟，一趟工作，一趟备用。v——排水管流速，v=1.5—2.2m/s取v=2m/s;Qn——水泵排水量，600m³/h;选用排水管参数：热轨无缝钢管外径351mm,壁厚12mm,内径327mm,理论重量选用吸水管参数：热轨无缝钢管外径377mm,壁厚12mm,内径353mm,理论重量(3)管壁厚度的验算(井深大于400m要验算)因为该矿井抽水高度为260,故不需要此步骤。3、管道特性曲线，确定工况点(1)最大吸水高度的计算式中：Hg——产品样本上给出的允许吸上真空度，5m;dx——所选标准吸水管实际内径，0.345m;式中：λx——吸水管沿程阻力系数，查《矿山固定机械手册》得：λx=0.0258;Lx——吸水管长，一般取Lx=10m;∑5——吸水管上各局部装置得阻力系数之和，取11.95;(2)求管道特性方程，绘制管道特性曲线Hwp:排水管阻力损失，m;dp——所选标准排水管内径，0.319m;Zξp——排水管上各管件的局部阻力系数之和；20.06l₁——泵房内最远一台泵算起泵房内排水管长，一般为20～30m;取30m;