翠屏山三水平延深初步设计说明书

福建煤电股份有限公司翠屏山煤矿三水平延深初步设计说明书说明书日期：2004年2月2主编：张金泉参加编写人员：采掘部分：张金泉地质部分：林新坚、兰绿、汤述泉机电部分：王新枝通风部分：林锦添审核：林忠谦主任工程师：林忠谦矿长：温洪益公司生产管理部：公司技术中心：总工程师：3第二章：井田概况及地质特征—…………—————4第一节：井田概况——…………………——4第二节：三水平区段垂高的确定—………………—12第三节：三水平延深方案的提出——……………—12第五节：主要巷道布置——………—18第四章：大巷运输方式—…………………第一节：301采区布置及装备—……——20第二节：305采区布置及装备— 第六章：通风系统及设备 —24第一节：通风系统—— ———24 ——35 第一节：301采区的提升运输系统—— 第三节：301副下山架空乘人器(猴车)—…——40第十章：供电系统—………………——41第十一章：通讯系统——…………——41第十二章：经济部分——………………—————42第二节：主要设备清册—……………—434第一章总说明1、初步设计的编制依据、编制情况1989年，翠屏山煤矿依据《生产地质报告》,对二水平进行扩建立项、矿井生产能力由9万吨扩建为15万吨，1997年达产后，经过矿井生产系统改造，至2000年矿井生产能力达到21万吨/年。2002年矿井实际产量达25.5万吨。截止2003年9月末，二水平保有地质储量109.65万吨、可采储量82.89万吨。翠屏状况复杂、煤层稳定性差，地质储量及可采储量也变动较大、利保矿井生产稳定持续发展、确保生产接替正常进行，对+200水平以下(三水平)水平开拓延深地质说明书》对矿井三水平一段煤层延深进行设计。2、设计指导思想水平的开采现状，三水平矿井生产能力按24万吨/年进行设计，供电、运输、提升、通风等均按25万吨/年进行配套设计。3、存在的主要问题和建议由于东山井田根据现有揭露的地质情况，与原地质报告有很大的变化，暂还无法对其进行设计，未来东山井田及三段煤层的开采应根据现有+200揭露情况进一步进行地探工作，完善修改地质报告，再进行设计。第二章井田概况及地质特征及储量第一节井田概况翠屏山矿区北从4线起，南到龙岩特钢厂(21线),东至F₄断层，西到翠峰山脊。井田南北走向长4公里，东西宽2.5公里，面积10km²。二、交通矿区位于龙岩市东南2公里，龙岩特钢厂铁路专用线本区西部擦边过，翠屏山主平峒峒口距龙岩水泥厂装卸点仅1公理、主干运输线直达井口。网状公路本区大致是北东高，西南低的山区，区内最高点在8线东头，海拔880m,西部翠屏山煤矿主平硐硐口标高380m及龙岩特钢厂一带标高400m,全区地形本区为亚热带气候，多年平均气温为20℃,最高气温为39℃,最低气温为-5.6℃<55年1月12日>。多年平均降水量为1188.9mm,日最大降水量为322mm,多年平均蒸发量为1657mm。第二节：地质特征5交过不同程度的地质报告，但对矿区地层总体面貌认识不一，后经81~83年重新整理翠屏山矿区资料，建立了与区域地层基本相符的地层柱(一)、童子岩组一段(p't)童子岩组一段地层总厚239~240m,根据岩性、岩相及古生物特征、含煤情况可分为两个亚段，上亚段厚87m,由Ⅲ标31#煤层顶板至36#煤底板砂岩底界，按此亚段特点可分为上下两个部分。上部31#~33#煤层底板，厚47m,共含4个煤层层位，33#煤层在矿区内可见局部可采点，下部由34#煤层顶板~36"煤层底板砂岩底界厚38~40m左右组成，含煤3~4层，36#煤层可见局部可采点。下亚段自36#煤层底板至I标砂岩底界，厚152m,含可采局部可采煤层4~5层，即37、38、38下、39、41#煤层，矿区内以38、39#煤层为主采煤层。I标是左右。各煤层见表1。表1:童子岩组一段地层下亚段各煤层特征表煤层厚度顶底板特征煤层18~20m。顶板为细粉砂岩，水平层理发育，常见含炭较高的细粉砂岩，为煤层直接层为全区主要开采煤层较稳定，厚1.3m,常见两个分层，上下分层层距最大可达18m左右，底板为粗粉砂岩，夹砂质条带，近煤层处富含根茎化石和形态大小不一的黄铁矿砂质结核层，形似土豆状，粗粉砂岩中的白云母片呈油毛毡状，38"煤层距37°煤层36~38m。等化石，煤层直接顶板含有一层呈透镜体的黄铁矿层，厚0.02~0.1m,38煤层局部可采，厚0.6~1.0m,底板为粗粉砂岩夹薄层细砂岩，富含根茎化石，距煤层40~50cm处产有呈层状排列的蚕豆黄铁矿结核层，间接底板为石英细砂岩，距38#煤层18~20m左右。石、螺、舌形贝等化石，顶板距煤层5~7处含鞋底状、椭球状结核，39煤层为主要煤层，厚1.3~1.5m左右，可见2~3个分层，层位上下间距5~8m,发育41#煤层，局部可采，39#煤层距38下#煤层17~30m左右。(二)、童子岩组第二段(p't²)童子岩组二段地层(动物泥岩段)厚100m左右，按其岩性可为上粗下细两个部分。下部为团块状泥岩，富含肋叶贝、菊石、网格台藓虫、五星海百合茎、带状层状排列，偶见薄层细砂岩有少量的动物化石和植物碎(三)、童子岩组第三段(p't³)很不全。根据钻孔、槽探、小窑生产揭露的资料，综述如下：6上亚段(p't³-3)180m童子岩组第三段465m中亚段(p¹t³-2)144m1、上亚段：本矿区仅在茶山42孔、15北槽70-11号孔出露，19线以南的12东槽有控制，深部见于57-22号孔，顶部与翠屏山组底部的角砾岩成假整合接触，岩性以粗细粉砂岩为主：夹有多层铁质鱼而粒及根茎层，本亚段底部为IⅢ4羊齿、大羽羊齿，偶见少量的舌形贝、瓣鳃类。含可采局部可采层3-4层。下部12号煤层为局部可采层，12号煤层底板砂岩为Ⅲ₃标。钻孔控制。由13号煤层顶板至23号煤层IⅢ2厚约144m左右，上部以粗细粉砂砂岩为主夹粗细粉砂岩，含可采局部可采层2~3层，即22#、20#煤层，本亚段下部为IⅢ₂标富含戟贝、华夏贝、海扇、螺、腕足类化石，在Ⅲ2的钙质砂岩中含3、下亚段：由23号煤层底板—Ⅲ₁标，厚141m,岩性以粗细粉砂岩夹石英细砂岩为主，含可采局部可采层2~3层，即26#、27#、28#煤层，以28#煤层为主要煤层，28号煤层下部为粗细粉砂岩互层夹中厚层状的石英细砂岩，含白云母片、海百合茎、海扇、螺网格苔藓虫以及其它化石，本层厚约17~20m左右。往下为Ⅲ₁标岩性为石英细砂岩，Ⅲ,标顶面的钙质砂岩层中富含海百合茎，单体珊二、矿区构造翠屏山勘探区地质构造以断层褶皱为主，浅部及深部都有缓倾角断层破坏，褶皱形态各异，相互制约，轴面呈波状起伏，(一)、矿区主体构造的确定层380水平以上勘探面积的85%以上，基本揭露了煤层、构造的面貌，主体构造—东中背斜，东部为黄坑背斜，矿区整体构造是向北北东倾伏的复式向斜构造。由于受北西~南东向的水平挤压力的作用下，复式向斜的东西两翼均被F₄、F₁断发生了一系列的紧密褶皱和反“S”型褶曲，后经小型次一级的断层切割破坏，形成了现有的煤层条块。根据井巷工程揭露材料，每百米巷道有5~7条以上的小(二)、断层断、底不断的断层较为发育，呈节斜式插入煤层造成煤层定的主要断层有F₀、F₁.F₄、F₆、F₈、F₉与地质报告基本符合。所增加7有3、F₈-1、F茶7经矿井多年开采证实1、缓倾角断层如F₀、F₇、F₉断层，其特点是断层面波状起伏、倾角变化极大、落差不一，常见推覆和层间滑动、延展较长、不容易消失。破碎带较大、延深方向长、不容易消失，常以正断层为主可见逆断层、如F8为逆冲断层。与火成岩有密切的关系。其特征是断层带不清楚、成弯状断而上有许多擦痕2断层一览表。表2:断层一览表出露位置性质产状断距影响范围备注倾向倾角底部断层正不等一段地层与灰岩4~10线正4~21线正F₆4~10线正13~18线逆F茶6202采区290,245区段41运巷逆13线至15线F茶5380主平峒逆13线至14线F西1350西石门正10线至13线F北8正逆正F中1中采区350石门正12线至13线新增F中2350石门逆12线左右新增F中3350西石门逆12线左右新增F雨2245石门正17线左右新增F南3245石门正17线至18线新增245石门正15线至17线新增5线半正新增F中410线~12线正10线~12线新增F南1245石门正13线至15线新增(三)、火成岩不可采。8水的侧向渗透补给和F。断层下盘灰岩水越流补给，以及不慎触及灰岩层段所产平主要涌水为二水平各煤层通过采空区渗水及赋存在F。断层底部的栖霞灰岩水通过断层渗水及钻孔导水，预计三水平平均涌水量为95m³/h;最大涌水量为210m³/h;最小涌水量为53m³/h。第三节：储量(一)、储量计算范围及工业指标1、范围区段生产实际揭露的工程点、对地层及构造形态进行重新系统分析，修改了4~18线地质剖面图。编制了+200、+160、+120、+80、+40、+0五个区段的水平切面图，以及编制了38#、39#、41#三层主采煤层储量计算图。计算范围：北起第4勘探线、南至第18勘探线、东至F₄边界断层、西至+200水平，同时划分了四个区域；分别是：南至18线、北至F南1断层；南至F南1断层、北至纬线X:5960;南界为X:5960、北至7线半；南界7线半、北至第4勘探线。东山井田及三段行计算。2、工业指标依据《煤炭资源地质勘探规范》,按缺煤地区非炼焦煤的工业指标，本矿井煤层倾角一般为25°~60°,确定最低可采厚度为0.6m,灰分(Ag)指标低于40‰,发热量(mg/kg)大于12.5。(二)、计算方法与参数1、储量计算方法本矿井构造复杂，煤层倾角一般为25°~60°;按区段作为一个块段计算单块段储量=Z×q×h×TZ:块段走向长度q:块段倾向长度h:块段煤层的平均厚度T:煤层的全层平均容重2、参数的选择(1)、块段的斜面积：在煤层储量计算图上，量取块段走向长度倾向长度、长度、即Z×q=块段斜面积。(2)、块段煤层计算厚度：参考《生产地质报告》三水平各块的煤层的煤厚，求得其算术平均值、作为各煤层的计算厚(3)、容重、各煤层分别采用其试测结果平均值列下表：(见表3)表3:各煤层容重测试结果表煤层容重t/m39(三)、储量计算结果根据《生产地质报告》确定的储量级别：+200~+120为工业储量、+120M以2、储量计算结果±0~+200m保有储量783.85万吨，其中工业储量265.89万吨，远景储量517.96万吨。(详见表4、5)质储量待今后开发过程中进一步验证。区段煤层报告保有储量工业远景计038下000小计038下000小计038下0000小计0总计表5:翠屏山煤矿±0m~+200m储量情况详细表单位：万吨区域区段煤层长度(米)《地质报告》报告保有储量走向倾向容重煤层倾角工业远景计38下合计38下合计38下合计总计7线半~X=596038下88合计38下合计38下合计总计区域区段煤层长度(米)《地质报告》报告保有储量走向倾向容重煤层倾角工业远景计88合计38下合计38下合计总计14线-8线38下小计小计38下小计总计全矿总计3、储量分布情况分析从以上储量表分析，工业储量占的比例较大的为：4线至7线半占总工业储量的19.33%,X=5960至14线占总工业储量的35.11%,14线至18线占总工业储量的33.16%,而7线半至X=5960工业储量所占比例较少为12.40%。因此在进行三水平设计时应充分考虑三水平工业储量的这一分布情况。第三章：三水平延深方式第一节：三水平延深方式的确定三水平是在二水平基础上进行延深，由于201采区、205采区下部车场均为平车场，直接延深，将在现有+200车场起坡点处形成一个大坑，+200车场将要进行改造，现有+200水平均承担矿井的主要生产任务，改造车场将大大影响矿井的生产。根据矿井的现有开采状况，在+200水平运输巷中采用暗斜井延深方式进行延深。根据设计任务书要求三水平矿井设计生产能力为24万吨/年，服务年限为(265.89+517.96)×0.8/(24×1.3)=13.46年。三水平其他配套生产能力按25万吨/年进行设计。第二节：三水平区段垂高的确定根据翠屏山煤矿二水平开采实际情况，在201采区+290区段以上、205采区各区段的区段垂高30米为一个区段，造成一个区段垂高太短，区段生产服务年限太短，约为1~3年；而在201采区+200~+290m之间，采用45米为一个区段，开拓工程量是省了，但由于回采顺槽过于长，达到130米以上，造成顺槽维护困出现煤层压薄需破过压时，常常全岩上山需掘进70~80米以上，增加全岩上山的三水平区段垂高为40米，三水平确定在±0~+200m之间，采用五个区段进行开采，分别是+160、+120、+80、+40、±0m等五个区段。第三节：三水平延深方案的提出例较大的为4~7线及10~18线之间，占总工业量的87.6%,三水平煤层产状在4~7线为倒转，在10~18线之间煤层倾向为正常倾向；结合二水平现有开采实际情况，提出以下4种方案：置在现有202采区+200区段中部，也是整个矿井的中部，主副下山设置在41#煤层底板中，二水平采用201采区主副下山集中提升。详见《三水平延深设计平第二方案：全矿三水平以7线半为界分成两个采区，分别是301采区和305采区，采用两对下山进行开采，其中301采区的一对主副下山的上部车场设置在现有202采区+200区段中部，主副下山设置在41#煤层底板中；305采区的一对主副下山的上部车场设置205采区+200区段7线处，主副下山设置在37#煤层顶板中，二水平采用201采区主副下山集中提升。详见《三水平延深设计平面图(方案二)》。采区生产能力分别是：301采区为15万吨/年；305采区为9万吨/年。第三方案：全矿三水平以7线半为界分成两个采区，分别是301采区和305采区，采用两对下山进行开采，其中301采区的一对主副下山的上部车场设置在现有202采区+200区段中部，主副下山设置在41#煤层底板中；305采区的一对主副下山的上部车场设置205采区+200区段石门处，主副下山设置在37#煤层顶板中，二水平分别采用201采区主副下山及205采区主副下山分别进行提升。详见《三水平延深设计平面图(方案三)》。采区生产能力分别是：301采区为15万吨/年；305采区为9万吨/年。第四方案：全矿三水平以X=5960为界分成两个采区进行开采，分别是301采区和305采区，采用两对下山进行开采，其中301采区的一对主副下山的上部车场设置在现有201采区+200南集中运输巷中部；305采区的一对主副下山的上部车场设置205采区+200区段石门处，两对主副下山均设置在37#煤层顶板中，二水平分别采用201采区主副下山及205采区主副下山分别进行提升。详见《三水平延深设计平面图(方案四)》。采区生产能力分别是：301采区为15万吨/年；305采区为9万吨/年。第四节：三水平延深方案的对比及确定一、延深方案优缺点比较：(见表6)表6方案一方案二方案三方案四优点1、全矿三水拓工程量少，2、200区段运输线短，3、巷道利用率较高。1、三水平南翼实现集中生产，南翼开拓工程量少投资省；2、305采区，开拓见效快，有效地阻止北部小煤的侵入；3、+200区段运输线路短，运输费用少。1、三水平南翼实现集中生产，南翼开拓工程量省投资2、305采区，开拓见效快，有效地阻止北部小煤的侵1、三水平两大下山采区将全矿较均衡地分割两块进行开采，有利于两大采区均衡生产；2、305采区，开拓见效快，有效地阻止北部小煤的侵入。缺点翼较长，运输线较长，加大各区段长，巷道维加大维护费用。1、南翼较长，运输线较长，加大各区段的运输费用；加大维护费用。1、南翼较长，运输线较长，加大各区段的运输费用；2、南翼巷道长度较长，巷道维护时间长，加大维护费用；3、二水平采用两套提升运输系统，增加运输费用；4、305采区上部车场施工时会影响205采区+200区段的正常生产。1、两大下山采区上部+200运输线均较长，增加+200区段的运输费用；2、南翼下山采区各区段石门均比较长，增加了各区段的巷道投入；3、二水平采用两套提升运输系统，增加运输费4、305采区上部车场施工时会影响205采区+200二、方案经济比较：(见表7、8、9、10)表7方案一所需开拓资金开拓工程单价资金(万元)1301采区+200石门2301采区+200、±0车场3301采区200主井绳道4301采区主下山5301采区160、120、80、40车场6301采区160、120、80、40、±0石门7301采区200副井通道8301采区200绞车房通道9301采区200绞车房301采区160、120、80、40、±0副井通道301采区160、120水仓泵房301采区±0水平中央泵房水仓301采区200、±0水平中央变电所301采区副下山全矿总计表8方案二所需开拓资金开拓工程工程量单价资金(万元)1301采区+200石门2301采区+200、±0车场3301采区200主井绳道4301采区主下山5301采区160、120、80、40车场6301采区160、120、80、40、±0石门7301采区200副井通道8301采区200绞车房通道9301采区200绞车房301采区160、120、80、40、±0副井通道6301采区160、120水仓泵房301采区±0水平中央泵房水仓301采区200、±0水平中央变电所7301采区副下山小计1305采区+200石门2305采区+200车场3305采区200主井绳道4305采区主下山5305采区160、120、80、40、±0车场6305采区160、120、80、40、±0石门7305采区200副井通道8305采区200绕车房通道9305采区200绞车房9305采区160、120、80、40、±0副井通道6305采区160、120水仓泵房305采区200中央变电所3305采区副下山小计全矿总计表9方案三所需开拓资金开拓工程工程量单价资金(万元)1301采区+200石门2301采区+200、±0车场3301采区200主井绳道4301采区主下山5301采区160、120、80、40车场6301采区160、120、80、40、±0石门7301采区200副井通道8301采区200绞车房通道9301采区200绞车房301采区160、120、80、40、±0副井通道301采区160、120水仓泵房301采区±0水平中央泵房水仓301采区200、±0水平中央变电所301采区副下山小计1305采区+200石门02305采区+200车场3305采区200主井绳道4305采区主下山5305采区160、120、80、40、±0车场6305采区160、120、80、40、±0石门7305采区200副井通道8305采区200绕车房通道9305采区200绞车房305采区160、120、80、40、±0副井通道305采区160、120水仓泵房305采区200中央变电所305采区副下山小计全矿总计表10方案四所需开拓资金开拓工程工程量单价资金(万元)1301采区+200石门02301采区+200、±0车场3301采区200主井绳道4301采区主下山5301采区160、120、80、40车场6301采区160、120、80、40、±0石门7301采区200副井通道8301采区200绞车房通道9301采区200绞车房301采区160、120、80、40、±0副井通道1301采区160、120水仓泵房301采区±0水平中央泵房水仓301采区200、±0水平中央变电所301采区副下山小计1305采区+200石门02305采区+200车场3305采区200主井绳道4305采区主下山5305采区160、120、80、40、±0车场6305采区160、120、80、40、±0石门7305采区200副井通道8305采区200绕车房通道9305采区200绞车房305采区160、120、80、40、±0副井通道305采区160、120水仓泵房305采区200中央变电所305采区副下山小计全矿总计从上述方案中，第四方案开拓资金明显比其余三个方案多，第四方案不给予采用。巷道开拓工程资金第一方案最省，第二、三方案开拓工程资金基本相同，主要考虑由于4线以北的外部小煤侵入，205采区下部三水平建设不加快进行，决了这一问题，但由于目前205采区+200区段正在生产，第三方案进行下山采区开拓会大大影响205采区的生产，第三方案后期还需保留205采区的提升运输系统，增加运输费用。综合以上考虑，采用第二方案为最佳方案。综上所述，确定第二方案为三水平延深设计方案，即全矿三水平以7线半为界分成两个采区，分别是301采区和305采区，采用两对下山进行开采，其中301采区的一对主副下山的上部车场设置在现有202采区+200区段中部，主副下山设置在41#煤层底板中；305采区的一对主副下山的上部车场设置205采区+200区段7线处，主副下山设置在37#煤层顶板中，二水平采用201采区主副下山集中提升。采区生产能力分别是：301采区为15万吨/年，为主要采区；305采区为9万吨/年，为配采采区。一、主要运输大巷与总回风巷布置1、+200运输大巷利用现有二水平+200南集中运输大巷，在三水平301采区+0区段沿41#煤层底板掘进北集中运输大巷，与305采区相连。作为305采区排水及未来四水平+0集中运输大巷作用。2、由于301采区南翼比较长，各区段采用南集中运输大巷与石门方式开采各煤层。3、三水平开采总回风巷前期由于二水平还在开采。301采区总回风巷保留现有的+290总回风巷回风，后期二水平+245区段结束以后，总区段南集中运输巷及202采区石门，利用原有202采区回风上山与+515风井相连，构成301采区的回风系统；在305采区利用205采区+230区段运输巷作为总回风巷，利用原有205采区南翼通风上山与+450风井相连，构成305采区回风系统301采区+0井底车场采用甩车场布置，在副下山与车场附近布置水仓泵房及+0水平中央变电所；在301采区+0车场尾部附近设立机修硐室及消防硐室，分别作为三水平机车维修硐室和消防之用。305采区+0井底车场采用甩车场布置，在305采区井底车场不布置水仓泵房，其排水通过+0北集中运输大巷排至301采区+0水平中央泵房，供电直接由305采区+200变电所供电。运输巷采用电瓶车进行运输，因此设计+200集中运输巷采用架线电机车运输；各区段采用XK2.5—6/48TH型电瓶车运输。301采区副下山采用猴车运送人员。一、+2001架线电机车设备选择(一)、原始资料305采区车场至200水平主车场运距1700米，年产量9万吨；301采区车场至主车场运距550米，年产量15万吨。井下主运巷道平均坡度为3‰,选用MG-1.1型矿车，自重为600千克，载重1400千克，架线电机车选型ZK7-6/250型。(二)、计算列车中的矿车数1)矿车每班的运输量305片301片矿车每班的总运输量Qb=Qb₁+Qb₂=318吨/班2)电机车运输的加权平均距离L=(1.7×118+0.55×200)/(118+200)=0.98(千米)3)取休止时间为30分钟2、按重列车上坡起动时的粘着条件计算列车中的矿车数Q≤ψPg/(Wzhg+ipg+1.0=(0.2×7000×9.8)/(0.0135×9.8+0.003×9.8+1.07=60025(千克)Q—重车组质量ψ—电机车粘着系数，起动(撒砂)时ψ取0.24,起动(不撒砂)时ψ取0.2运行制动(撒砂)ψ取0.17,运行制动(不撒砂)ψ取0.09。P—电机车粘着重量。i—轨道平均坡度，一般为0.003。a—电机车调车时电能消耗系数，取1.4;id一等阻坡度，取0.002;T₁=2L×60/0.75V=2×0.9V—机车平均速度，11Km/h=7×9.8×0.09/[1.075×0.117-(0.0075-0.003)×9Pz—电机车制动质量中z—制动时的粘着系数，按不撒砂时取0.09按上述三个条件计算Q值，取最小值537KN为列车组中矿车数，n=Q/(q+qo)=537/(1.4+0.6)5、验算制动距离 = 7×9.8×0.09/[7+27(1.4+0.6)]=34.5m<40m符合要求.(三)、+200水平所需电机车台数1、确定机车每班可能运输次数m=60Tb(T1+θ)=60×6/(14.25+30)=8.1m—每台机车每班可能运输次数；T1—列车往返一次运行时间；θ—调车及停车时间，取30min2、每班货运需要列车数m₁=K1Q/nq=1.25×318/27×1.4=10.5m₁—每班货运需要列车数K₁—运输不平衡系数，取1.25Q₆—矿井每班产量318吨n—列车中矿车数，取小27部3、确定机车台数机车备用台数取1台合计机车数3台，架线电机车选型ZK7-6/250型。因此，整个200水平运输任务需要3辆7吨电机车来完成。架线电机车选型第一节：301采区布置及装备一、301采区的开采范围及储量：301采区的开采范围为7线半至18线的一段煤层，其工业储量为214.19万吨，远景储量为386.68万吨，总计保有储量为600.87万吨。二、301采区生产能力及服务年限：301采区的生产能力为15万吨/年。服三、301采区巷道布置：各区段南翼采用集中运输巷布置，在区段车场以南至F南1断层沿41#煤层底板布置，F南1断层以南沿37#煤层顶板布置，在16线左四、301采区主提升采用绞车提升(绞车选型另计算),副井采用猴车运送人员，各区段煤矸运输采用XK2.5—6/48TH型电瓶车运输五、采区建设：采用分期建设的办法，先对301采区+160、+120区段进行建设，后期再进行延深至+0水平。煤炭开采采用逐渐过渡的办法，上水平产量六、回采工作面生产能力以301采区+160区段38#北采煤工作面为例进行计算：厚1.7米，可采储量为6.54万吨，采用中深孔爆破采煤方法进行开采。其中：Q——采煤工作面年产量(采煤工作面生产能力)L——采煤工作面总长度(米)Af——工作面年进度(米/年)m——煤的厚度(米)Y——煤的容重k——采煤工作面回采率，取0.95其中：t——年工作日，设计中采用330天n——每昼夜完成循环数，取3a——平均每天的进度，取1.05米w——循环系数，取0.75从上述计算A=330×3×0.35×0.75=260米则Q=48×260×1.7×1.58×0.95=31845吨/年根据以上计算，取回采工作面生产能力为3.0万吨/年。面5个，采掘比按1:1.5计算，则掘进工作面按8个进行配备七、301采区首采面布置301采区首采面巷道布置：301采区首采面巷道布置在301采区+160区段的煤层赋存稳定的北38#煤层。+160区段石门见38#煤层后，沿煤层底板工作面。一、305采区的开采范围及储量：305采区的开采范围为4线至7线半的一段煤层，其工业储量为51.4万吨，远景储量为131.28万吨，总计保有储量为182.68万吨。二、305采区生产能力及服务年限：305采区的生产能力为9万吨/年。服务年限为(51.4+131.28/2)×0.8/(9×1.3)=8.0年层布置运输巷开采各煤层，在各煤层边界布置一条通风上山与上区段回风巷相四、305采区主提升采用绞车提升(绞车选型另计算),副井采用猴车运送五、采区建设：采用分期建设的办法，先对301采区+160、+120区段进行(一)、采煤工作面生产能力计算：以305采区+160区段39#北采煤工作面为例进行计算：305采区+160区段39#煤层走向长500米，倾角49°,倾斜长度为53米，煤其中：Q——采煤工作面年产量(采煤工作面生产能力)L——采煤工作面总长度(米)Af——工作面年进度(米/年)m——煤的厚度(米)k——采煤工作面回采率，取0.95其中：t——年工作日，设计中采用330天从上述计算Ar=330×3×0.32×0.75=238米则Q=53×238×1.68×1.52×0.95=30600吨/年根据以上计算，取回采工作面生产能力为3.0万吨/年。3个，采掘比按1:1.5计算，则掘进工作面按5个进行配备七、305采区首采面布置305采区首采面布置在305采区第一个区段+160区段的煤层赋存稳定的北第六章：通风系统及设备第一节：通风系统(一)通风方式矿井采用两翼对角抽出式机械通风，其具体参数如下：1、515抽风机服务201、202采区，抽风机型号为BDK54-6NO12其配套电机型号为YBFe200L1-6功率18.5×2kw,电机转速为980r/mi计读数为50mmH20,+515回风井风量为1010m³/min,其采区主要由+380主平峒机型号为4-72-11NO12C,配套电机型号为Jo2-72-6,功率22KW,电机转速为800r/min,抽风机房水柱计读数为40mmH20,+450回风巷回风量为720m³/min,其采区进风由101平峒进，目前+450总回风巷存在裂隙漏风，漏风(二)采区通风概述+245、+200五个区段，采区进风量基本满足生产要求。2、205采区：采区设计年生产能力为6万吨，实际达6万吨，其采区进风量为400m³/min,共有2个采煤工作面，4个掘进工作面，分别分布在+230、+200两个区段，采区进风量基本满足生产要求。3、203采区设计年生产能力为6万吨，实际达9万吨，其采区进风量为200m³/min,共有2个采煤工作面，3个掘进工作面，分别分布+290、+260两个场，不宜直接延深，根据矿井的现有开采状况1、301采区的年设计生产能力为15万吨/年，服务年限为20.9年，设计有2、305采区的年设计生产能力为10万吨/年，服务年限为8年，设计有3个采煤工作面，5个掘进面，采区南北走向800m,垂直高差200m,主采煤层一段有37#、38#、38#、39"、41#。(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算m³/min∑Qw——各硐室实际需要风量的总和m³/min∑Qw-一其它地点实际需要风量的总和m³/minQ扇--局扇实际吸风量取100m³/minI)机电硐室+380绞车房及+200泵房80×2=160m³/minⅡ)采煤工作面5×112=560m³/minⅡ)掘进工作面5×112=560m³/min则矿井总进风量Q矿井=(160+560+896+336+560)×1.2=3014m³/min三、方案选择针对矿井提高产量及三水平延深的实际情况，提出下列方案：(一)方案提出风机服务305采区，+515抽风机服务301采区、往三段从+200打一专用回风井至+433,长约(550M)服务三段采区以解决边界通风线路偏长，南北翼阻力分配不均的实际问题。2、对450、515风井的风机通风能力重新核定，对433风井的风机进行计算选择。3、进风线路(关健线路)1)305采区101平硐→+402~→+380下山→+380集运巷→+380北集运巷→+380水平调车场→205区轨道下山→305区+200水平调车场→+200水平车场→+200~+160主暗斜井→+160水平调车场→+160石门→+160北运输大巷→+160~+200通风上山→+200回风巷→+200~230通风上山→+230回风巷→+230~+260通风上山→260回风巷→+260~+290通风上山→+290回风巷→+290~+320通风上山→+320回风巷→+320~+350通风上山→+350~+380通风上山→+380通风上山→+380回风巷→+380~+450通风上山→+450回风巷→地面。2)301采区+380主平峒→+380水平石门→+380调车场→+380车场→201区+380~+200主暗斜井→+200水平车场→+200水平大巷→301区+200水平调车场→+200水平上部车场→+200~+160主暗斜井→+160水平洞车场→+160石门→+302区+160石门→+160北运输大巷→+160~+200通风上山→+200水平回风巷→+200~+245通风上山→202区+245回风巷→202区+245~290通风上山→东区+290回风巷→202区风巷→中区+350~380通风上山→中区+380回巷→西区+380石门→380排矸车场→+380~+515排矸上山→地面3)东山及边界+380主平峒→+380水平石门→+380车场→201区+380~+200主暗斜井→+200水平车场→+200水平大巷→三水平+200调车场→三水平+200车场→三水平+200~+160主暗斜井→+160水平调车场→+160石门→+160南运输大巷→+160~+200通风上山+200水平回风巷→+200~+433回风井→地面4)阻力计算见附表B、方案(Ⅱ)1、利用+450抽风机服务305采区，+515抽风机服务301采区及东山采区。2、对+450抽风机，+515抽风机通风能力重新计算核定3、采区回风巷将在+290水平降至在+245水平(二)方案主要优缺点表：表13方优缺点优缺方案(Ⅱ)主要优点量调节；2、避免大部份通风巷道对风速的要求，无须改造巷道；3、阻力电耗；4、安全抗灾能力强。主要缺点1、需补打东山采区回风井，550m,多一套抽风机及司机；2、风机分散，1、阻力分布不均衡南翼偏大；2、所需通风机电机功率偏大；3、对中区不利于管理反风困难，局部断面小需涮邦；4、方案I由于在技术上较方案Ⅱ优，实践上可行性大，433风量11.2m³/s;通风阻力：容易时期1177Pa,困难时期1487Pa;515风量21.9m³/s;通风阻力：容易时期2053.8Pa,困难时期2557.8Pa;450风量17.92m³/s;通风阻力：容易时期1419.3Pa,困难时期1763.17Pa;按已知条件初选风机条件按漏风系数1.1,由于进出风井口高差小于150m,433风机：风量：Q=1.1×11.2=12.32m³/s=44352通风阻力：容易时期h=1373Pa,困难时期h=1637Pa;515风机：风量：Q=1.1×21.9m³/s=24.09m³/s=86724m³/h;通风阻力：容易时期h=2203.8Pa,困难时期h=2707.8Pa;通风阻力：容易时期1569.3Pa,困难时期1939.5Pa;1、选择433风机(根据4-72NO10无因次性能曲线)1)计算等效网路等积孔：Ac=1.19Q/h¹/²=1.19×12.32/1632)计算风最有利等积孔系数由4-72NO10无因次性能曲线图1查出最高效考虑10%转速富余量转速应为1196,通过以上计算可选择直径1.0m,转速4)等效网络阻力系数R=1637/(44352)²8.32×10⁷等效网络阻力特性表达式H=8.32×10⁷Q²。在转速为1250r/min的4-72NO10C风特性曲线上做网络阻力特性曲线，两线交点为工况点是Q=48062m³/h(13.35m³/s),H=1922Pa,风机效率η=0.8425)选择电动机2、选择515风机(根据4-72NO16B无因次性能曲线)Ac=1.19Q/h¹²=1.19×24.09/2707.2)计算风最有利等积孔系数由4-72NO16B无因次性能曲线图1查出最高效率工况参数Qo=0.2218,Hzst=0.434A₀=QoH₂st1/²=0.2218/0.433)计算最有利直径4)计算必须的转速n=17.7(h/H₂₅)²/D=17.7(2707/0.434)²/6)等效网络阻力系数R=2707/(86724)²3.6×10⁷等效网络阻力特性表达式H=3.6×10'Q²。在转速为900r/min的风特性曲线上做网络阻力特性曲线，两线交点为工况点是5)选择电动机N=QH/1000ηηc=26.42×3217/1000×0.842×0.95=106KW,由于考虑3、选择450风机Ac=1.19Q/h¹/²=1.19×17.92/1939.2)计算风最有利等积孔系数由4-72NO16B无因次性能曲线图1查出最高效率工况参数Q₀=0.2218,H₂st=0.434A₀=Qo/Hst²=0.2218/0.4343)计算最有利直径4)计算必须的转速n=17.7(h/Ht)¹²/D=17.7(1939.5/0.434)"²/通过以上计算可选择直径1.6m,转速750r/min5)等效网络阻力系数R=1939.5/(70952)²3.85×10⁷等效网络阻力特性表达式H=3.85×10'Q²。在转速为750r/min的风特性曲线上做网络阻力特性曲线，两线交点为工况点是5)选择电动机N=QH/1000ηηc=20.3×2058/1000×0.842×0.95=52.2KW,由于考虑第七章：排水系统一、排水系统：在采区开采前期的+160、+120区段生产过程中，在+160、+120区段设立小型水仓泵房直接排水至+200区段集中运输巷中，利用201采区+200泵房抽水至+200集中运输巷，利用201采区+200泵房抽水至+380主平峒将水排至井口。在开采后期，305采区不设立水仓泵房，在301采区+0水平设立中央泵房及水仓，矿井条件：矿井正常涌水量95m³/h,最大涌水量210m³/h,最小涌水量53m³/h,排水高度为200米，排水管敷设倾角25,矿井水PH值为7,矿井年产量25万吨。根据计算的QB、Hg,从水泵的技术规格表中，初选效备用水泵台数检修台数水泵总台数n=n₁+n₂+n₃=1+1+1=3台Ⅱ、管路的确定1.管路趟数及泵房内管路布置的确定：敷设两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。在水泵房内的布置。2.管径的计算：排水管直径d′p=0.0188√QH/Vp=0.0188√288/2=0.226m取Vp=因井深小于400m,选管壁最薄的无缝钢管，外径245mm,壁厚6.5mm,内径232mm。吸水管直径选标准无缝钢管外径273mm,壁厚6.5mm,内径260mm。Ⅲ、管道特性曲线及工况的确定1.允许吸水高度吸水管内流速vx=QH/900πd²x=288/(900×3.14×0.262)=1.52m/s吸水管阻力损失因dx=260mm,故ξ底=4.4,ξ90=0.40,ξ异=1hwx=[0.0284×(8/0.260)+4.4+0.40+1]×1.522/(2×9.8允许吸水高度2.排水管阻力损失的计算up=QH/900πd²p=288/(900×3.14×0.232²)=1.9m/sp=l+b+l₃+4取l=30m,b=20mZξp=ξ间+ξ逆+3ξ90+2ξ30hwp=(0.0293×270/0.232+6.72)×1.9²/(2×9.H=(Hp+Hx)+1.7(hwx+hwR=(H-Hg)/Q²H=(218.03-203.6)/288²=0.000取不同的Q值，求得相应的H值列表(见表14)表140验算水泵级数工业利用区200D43型水泵性能曲线Hm=0.76,ηmax=0.78,0.9ηmax=0.9×0.78=0稳定性Hg≤0.9iH₀Hg=203.6,H₀=49.5,0.9iH₀=0.9×7u₀=QM/900πd²p=315/900N=k×yQmHm/(1000×3600×ηMηB)=1.05×(9996×315×220)/(1000×360查200D43×6性能规格表，所配电动机功率为315KE={yQmHm/(1000×3600×ηMηc={9996×315×220/(1000×3600×0.76×1×0.9)=9.15×10⁵/315×(1×6.8第二节：+200及+0中央泵排水供电能力核算一、200及0中央泵房排水设施情况1、目前200中央泵房地处我矿最低水平，为我矿的主排水泵房，双回路分水泵4台，电机功率为315KW,排水管为两趟12寸无缝管直通380水沟。3台，电机功率为315KW,排水管为两趟10寸无缝管直通200水沟。根据2001版《煤矿安全规程》278条要求，工作水泵的能力应能在20小时内排出矿井24小时正常涌水量。根据历年水文资料目前我矿正常涌水量为Q正常=165立方米/小时；每小时需排水量Q=Q正常×24/20=165×24/20=198立方米/小时；200D43水泵单台排水能力为300立方米/小时>198立方米/小时，设一台作为工作水泵即可，再设一台检修，一台备用共需3台，符合要求根据2001版《煤矿安全规程》278条要求，工作和备用泵的能力应能在20小时内排出矿井24小时最大涌水量。每小时需排水量Q=QMAX×24/20=411.7×24/20=494立方米/小时；200D43水泵两台排水能力为600立方米/小时>494立方米/小时，符合要求三、排水管能力核算1、0中央泵至200水平排水管为两趟10寸无缝管，一趟工作，一趟备用；正常涌水时1台泵工作，水管流速=1.7米/秒<2米/秒，符合要求最大涌水时2台泵工作，两趟水管流速流速:=1.7米/秒<2米/秒，符合要求1、200中央泵至380水平排水管为两趟12寸无缝管，一趟工作，一趟备正常涌水时1台泵工作水管流速V==1.18米/秒<2米/秒，符合要求最大涌水时3台泵工作，两趟水管流速V==1.77米/秒<2米/秒，符合要求四、配电设备校验1、正常涌水量200中央泵房2台和0中央泵房1台水泵工作。1)双回路200中央变至0中央变高压电缆铜芯70mm²(最大载流215A),1台水泵最大运行电流均为34A,两回路符合载流需要。一路，2台水泵最大运行电流均为30A,加上0中央泵运行总电流为94A,两回路均符合载流需要。2、最大涌水量时200中央泵房3台泵和0中央泵房均2台水泵工作。1)双回路200中央变至0中央变高压电缆铜芯70mm²(最大载流215A),1台水泵最大运行电流均为34A,2台联合运行时的最大电流为68A,符合载流需一路，3台水泵最大运行电流均为30A,3台联合运行时的最大电流为90A,加上0中央泵运行总电流为158A,两回路符合载流需要。立方米/小时以下时，主要水仓的有效容积应能容纳8小时正常涌水量。则V=8×165=1320m³,水仓净断面为7.74m²,内外水仓总长度为170.5m。第八章：供风系统利用地面空压机压缩空气，利用201采区副下山供风管路，采用4寸无缝钢1、空压机需供气量al—沿管路全长的漏气系数，供风管路最长超过2km,取a₁=1.2。y—海拔高度修正系数，海拔低取y=1。n—风钻工作台数，按年产量25万吨计需14个掘进头(其中2个开拓掘进)。q—风钻耗气量2.8m³。k—同时工作系数取1。2、空压机必须的出口压力1)输气管压力损失之和，按每公里管道长度损失系数λ=40Kpa/km,长度2)出口压力Png—风钻的额定工作压力0.49Mpa。3)选择空压机型式和台数依据Q和P的计算值，遵循设计规范第134条规定，查空压机产品样本(见表4—7),可选5L—40/8和4L-20/8空压机各两台，其中1套备用，或L—60/8型空压机两台，其中1台备用，由于目前空压机房已有2台4L—20/8空压机，故选择前方案，需增加两台5L—40/8空压机。4)选择各段管路直径按最长供风距离4km,通过空气量55m³计算，干线管路查表31选择φ159×4.5(无缝管)。支路管径按实际掘进头位置另选第九章：提升运输系统第一节：301采区的提升运输系统一、绞车选型1、年产煤15万吨，提升能力需求含矸提升量应为15万×1.3=19.5万吨2、提升斜长(+200～0水平，上、下甩车场各30m):3、提升速度4、每次提升持续时间：Tg=2×(473/3.7+60)=376S(60S为上下车场加减速时间)5、每小时提升次数：6、确定每次提升量：=5.13部选择提煤6部，提矸5部，加权提升车数6×1/1.3+5×0.3/1.3=5.77部>5.13部br--------年工作日取：330天tn--------日工作时间：15hQk-------每趟串车数C---------提升不均衡系数取：1.25A---------年产量7、初步选择钢丝绳：6×19-1550-φ26钢丝绳直径26mm,每米重量2.494kg/m,总破断拉力40867kg8、计算绳端荷重及最大静拉力=6(1200+600)×(0.4226+0.015×0.906)+4=5×(1700+600)×(0.4226+0.015×0.906)+473×2.49Fd2--------分别为提煤、矸绞车最大静拉力n2-------分别为提煤矸串车数ml------每部矿车煤炭载重量1200kgm2-----矿车自重600kgm3------每部矿车矸子载重量1700kgLc=473—最大静拉力点PK----钢丝绳每米重量sina+f2cosa=0.604(查《矿山固定机械》表1-4-24)a—斜井倾角25°查《矿山固定机械》附表I—199、绞车选型根据计算的绳端荷重及最大静拉力5729kg,初步选定GKT2000×1500-20,其主要技术参数为：滚筒数量1个，滚筒直径：2.0米，绳速：3.7米/秒，最大静拉力6000kg;10、钢丝绳安全系数校验选6×19-1550-φ26钢丝绳，容绳量：第一层：276m第二层：578m第三层：903m>提升斜长533+3圈绳长=548米，符合要求钢丝绳安全系数校验查《矿山固定机械》附表I—19:钢丝绳破断力总和：Qs=40867kg;提煤安全系数=提矸安全系数 三、电动机选型最大静张力：5729kgh—效率取0.90六、按电动机的额定转速核算提升机最大速度D—滚筒直径n—电机额定转速i—传动比查《矿山固定机械》表1-3-25选择活动天轮。第二节：305采区的提升运输系统1、年产煤10万吨，提升能力需求含矸提升量应为10万×1.3=13万吨2、提升斜长(+200～0水平，上、下甩车场各30m):4、每次提升持续时间：Tg=2×(473/3+60)=435S(根据380绞车目前实际运行情况60S为上下车场加减速时间)选择提煤4部，提矸3部，加权平均部数为4×1/1.3+3×0.3/1.3=3.76部>3.29br--------年工作日取：330天Qk------每趟串车数A--------年产量7、选择钢丝绳：6×19-1550-中24.5钢丝绳直径24.5mm,每米重量2.209kg/m,总破断拉力36224kg8、计算绳端荷重及最大静拉力=5(1200+600)×(0.4226+0.015×0.906)+473Fd2=n2(m3+m2)(sin25+flcos25)+LcP=4×(1700+600)×(0.4226+0.015×0.906)+473Fd1Fd2-------