銘鑫礦采區(qū)設計方案說明書(修改)

1、個人資料整理 僅限學習使用嵩陽銘鑫 登封）煤業(yè)有限公司21采區(qū)設計說明書二o年九月二十日目錄附圖：1、21采區(qū)巷道布置圖2、21采區(qū)下山剖面及主要巷道斷面圖3、采區(qū)煤層底板等高線及儲量估算圖4、采區(qū)避災路線示意圖5、采區(qū)通風系統(tǒng)示意圖 6、安全監(jiān)控系統(tǒng)示意圖7、采區(qū)機械配備平面圖8、米區(qū)運輸系統(tǒng)下意圖9、采區(qū)煤系地層綜合柱狀圖10、采區(qū)供電系統(tǒng)圖第一章采區(qū)簡況及地質特征銘鑫煤礦位于河南省登封市徐莊鄉(xiāng)馬峪口村境內，西 南距徐莊鄉(xiāng)8公里，西北距登封市 35公里，東北距新密市 和鄭州市分別 20公里和87公里，均有公里相通。交通極 為方便。礦井為原恒瑞煤礦、興華煤礦整合而成，核定生 產(chǎn)能力為0.15

2、Mt/a 。1-1.采區(qū)簡況一、采區(qū)所處井田位置、采區(qū)邊界及鄰區(qū)情況1、采區(qū)所處井田位置及邊界銘鑫煤礦井田呈“ 7”字帶狀，21采區(qū)位于銘鑫井田北 部，北為井田邊界保護煤柱，西為礦井主副井及尚未回采 結束的11采區(qū)，南為井田邊界保護煤柱和虎嶺斷層保護煤 柱，東為井田東翼邊界保護煤柱。采區(qū)走向長 230320m,傾向長500m左右，煤層底板 上限標高為+40m,下限標高為-140m,面積為0.150km2。2、鄰區(qū)情況鄰近采區(qū)為東部的11采區(qū)，11采區(qū)已快開采完畢，尚 余數(shù)個工作面。南部為尚未開采的井田。本采區(qū)的開采在 層位關系上對鄰區(qū)不會造成影響。二、地面情況1、地面位置采區(qū)地面無大型建筑物。

3、2、地形地貌礦區(qū)地貌成因類型屬構造剝蝕地貌，地貌單元為低山 丘陵。區(qū)內基巖半裸露，地表多被第四系黃土等松散層覆 蓋。地形起伏不平，整體呈西北高東南低趨勢。地面坡度 較大，平均坡度 6 o西北-東南向沖溝發(fā)育，有利于大氣 降水的逕流和排泄。3、地面水系本區(qū)屬淮河流域穎河水系。穎河，為本區(qū)最大的常年性地表水流，自西北向東南 流經(jīng)礦區(qū)東北部，注入白沙水庫；流量動態(tài)呈明顯季節(jié)性 變化，據(jù)資料記載其流量為0.0155130m3/s；最高洪水位為+238+242mi穎河兩岸一、二級階地發(fā)育。白沙水庫為一中型水庫，庫容為2.9 X108m3,主要用于攔蓄洪水、農(nóng)田灌溉及水產(chǎn)養(yǎng)殖等。區(qū)內發(fā)育有季節(jié)性沖 溝，僅

4、在雨季有短暫水流，雨后即干。4、其他本區(qū)屬典型的大陸性半干旱季風氣候，夏秋兩季炎熱多雨，冬春兩季低溫干旱。年降水量 416.51102.9mm,一 般為600800mm降水量多集中在 79三個月，占年降水 量50%以上，年蒸發(fā)量 1637.82297.3mm,年平均相對濕 度6070%。根據(jù)河南省地震局資料，登封市及鄰近地區(qū)近期未發(fā) 生過大的破壞性地震。據(jù)建筑抗震設計規(guī)范 <GB50011-2001）登封市抗震設防烈度為 6度。1-2.采區(qū)地質特征一、地質構造采區(qū)南翼邊界為虎嶺大斷層保護煤柱邊界，開采時注意留足保護煤柱。采區(qū)構造形態(tài)為一簡單的單斜構造。構造類型為一類。二、煤層及煤質特征本

5、采區(qū)主要可采煤層為山西組二i煤，煤層底板標高為-120m+50m 煤層厚度變化大，為1.359.85m,平均厚度5.60m,煤層傾角17°23 °左右，平均傾角為 20°。煤層結構簡單，不含夾砂，全區(qū)普遍可采，煤層穩(wěn)定程度屬較穩(wěn)定型煤層。煤層直接頂板大多數(shù)為中及細粒砂巖，局部位深灰、灰黑色泥巖、砂質泥巖；底板為灰黑色泥巖及砂質泥巖，局部位細粒砂巖。三、水文地質1、基本特征根據(jù)礦井水文地質報告和相鄰11采區(qū)資料和采區(qū)鉆孔資料分析可知，本采區(qū)充水水源主要為底板滲<涌）水和斷層水。本礦及周邊小礦發(fā)生的幾次突水均為掘進過程 中遇到小斷層發(fā)生；頂板水多以淋水形式向礦坑

6、充水，富 水性差，生產(chǎn)中易于疏排；因周邊無其他礦井采空區(qū)和老 窯，本采區(qū)無老空水影響，但掘進過程中要做好超前探放水工作2、涌水量預計根據(jù)充水因素分析，本采區(qū)二i煤層充水水源主要有：頂板砂巖水、底板 L7-8灰?guī)r水、斷層水。斷層水與開采過程 中防治水工作有關，水量不定，不易預測；頂板水以局部 滲水、淋水為主，水量甚?。还时敬沃粚Χ?煤層底板太原組L7-8灰?guī)r水進行預測。預測采用“比擬法”和“大井 法”。比擬法：本采區(qū)水文地質與原恒瑞煤礦相似，具單位 涌水量與開采面積、水壓和開采水平有一定關系，預算時 采用直觀的比擬法，并選用開采面積、降深為函數(shù)關系的 經(jīng)驗公式:式中：Q正一一采區(qū)預測涌水量，m3

7、/h ;C0一一原恒瑞煤礦正常涌水量，50 m3/h ;F0一原恒瑞煤礦開采面積，9400m;F 一21采區(qū)開采面積，117000m2;S 水位最大降深，<207.56+120 ) =327.56m；S0當前水位降深，<207.56-40 ) =167.56m；L7-8灰?guī)r靜止水位標高取0302孔和0303孔抽水資料<214.14+200.97 ) /2=207.56m。將上述參數(shù)代入公式，計算得該區(qū)開采至最深水平<-120m)時正常涌水量Q正=132m3/h 0根據(jù)本礦及周邊礦井生產(chǎn)情況，礦井最大涌水量一般較 正常涌水量增加 20%,以此推測21采區(qū)最大涌水量為Q大=

8、229.74m3/h。大井法：煤層頂板涌水量計算公式為：Q=1.366K<2HM-M2 ） /（lgR-lgr> 。煤層底板涌水量計算公式為： Q=2.73K<2HM-血h2） （lgR-lgr> 。經(jīng)過計算預計本采區(qū)正常 涌水量為 122.17 m 3/h ,最大涌水量為 195.47 m 3/h<公式中 數(shù)據(jù)選取參考礦井初步設計和水文地質報告等資料）。根據(jù)本次計算結果，確定21采區(qū)正常涌水量為 143.59m3/h ,最大涌水量為 229.74m3/h。四、瓦斯、煤塵及自燃情況1、瓦斯銘鑫煤礦屬于低瓦斯礦井，瓦斯涌生量小于 6.00m3/t.d 。煤層瓦斯賦存

9、具有一定的不均衡性，因此，在采掘過 程中，仍應加強礦井瓦斯監(jiān)測工作，以免造成不應有的損 失。2、煤塵根據(jù)礦井生產(chǎn)資料，井下煤塵較小，未發(fā)生過煤塵爆炸 事故。二1煤煤塵爆炸指數(shù)為 12.0615.38 %。爆炸性實驗 火焰高度為1015mm加巖粉量為50%,為有煤塵爆炸危 險性。3、自燃發(fā)火本礦開采過程中二1煤層未發(fā)生過自燃。參考相鄰煤礦鑒定結果，煤層變化程度高，煤中硫含量低，煤層燃點較 高，應屬于不易自燃煤層。4、地溫、地壓據(jù)已有地質資料分析，本采區(qū)屬地溫正常區(qū)，深部回采 時不存在地溫熱害問題。所開采的二i煤層頂板巖石穩(wěn)定性較好，易于管理，頂 板來壓不明顯。五、采區(qū)儲量1、儲量計算根據(jù)本礦井提

10、供的二i煤層地質儲量，扣除井田邊界和工業(yè)場地等保護煤柱及開采損失儲量后，采區(qū)可采儲量為 47.8 萬 t。采區(qū)可采儲量詳見匯總表 4-1o21米區(qū)可米儲量匯總表單 位：萬t表41采保有地質儲永久煤柱損失開采可采區(qū)量井田邊界、斷層邊界等損失2175.615.911.947.82、煤柱留設井田邊界及斷層煤柱井田邊界保護煤柱按經(jīng)驗值 20m的規(guī)定留設、虎嶺斷層保護煤柱留設:含水、導水斷層防隔水煤柱留設經(jīng)驗公式：一=50ms=46m=42m式中：L:煤柱留設寬度；K:安全系數(shù)；（取5>M:煤層真厚度；P：水頭壓力；（目前水位標高+170m本采區(qū)最低開采標高+100m>Kp:煤的抗拉強度；

11、<開發(fā)利用方案上設計Kp為 2kg/cm2）+170m以上，為非帶壓開采，斷層保護煤柱均按20m留設。-120m 標高：P=2.9MPa,=0.5 x 5X 3X-80 m 標高：P=2.5MPa目=0.5 x 5X 3X-40 m 標高：P=2.1MPa日=0.5 x 5X 3X± 0 m 標高：P=1.7MPa=0.5 x 5X4.5 x=57m日+40 m 標高:P=1.3MPa=0.5 X 5X 5.5x =61m+80 m 標高:P=0.9MPa=0.5 x 5X 5X=46m+120 m 標高:P=0.5MPa=0.5X5X4.5X 回=31m+160 m 標高:P

12、=0.1MPa=0.5 x 5X4.5 xH =14< 20 m,按 20m留以此：虎嶺斷層保護煤柱按照2061m留設準備巷道煤柱巷道一側留設20m,巷道之間留設 20m區(qū)段煤柱按小煤柱沿空送巷考慮，一般留設 46nl六、采區(qū)勘探程度分析與影響安全生產(chǎn)因素1、勘探程度分析本井田通過地質勘探，資源儲量核查報告和礦井生產(chǎn)揭露，已查明礦區(qū)構造形態(tài)和二1煤層厚度變化情況，查明了二1煤層煤質特征和工藝性能，查明了本區(qū)水文地質條件，屬三類二亞類二型。論述井田內的含水層、隔水層、斷層導水性，評價了礦井充水因素。查明二 1煤層埋藏產(chǎn)狀、煤厚和傾角，煤層頂?shù)讕r性分布特征等開采技術條件。其勘探程度達到了現(xiàn)行

13、煤、泥、炭地質勘探規(guī)范對勘探階段的要求，可作為資源資產(chǎn)評估，開拓設計和生產(chǎn)的地質依據(jù)。2、影響安全生產(chǎn)的因素本采區(qū)內影響安全生產(chǎn)的最大因素為水。必須采取措施 注漿加固底板，防止底板涌水影響安全生產(chǎn)。第二章采區(qū)巷道布置2-1.采區(qū)設計生產(chǎn)能力與服務年限一、采區(qū)設計生產(chǎn)能力的確定采區(qū)設計生產(chǎn)能力取決于井田地質條件、煤層開采條件、地質儲量、生產(chǎn)管理水平等多種綜合因素，根據(jù)采區(qū)現(xiàn)有可采儲量，結合該礦的管理水平和技術特點，21采區(qū)設計一個炮采工作面、兩個煤巷掘進工作面保證礦井設計生產(chǎn)能力15萬噸/年。二、服務年限炮采工作面按年產(chǎn)量15萬噸計算服務年限。則采區(qū)服務年限：T=Z/A=47.8/15=3.18

14、a式中：T-服務年限，年；Z-米區(qū)可米儲量，萬噸；A-采區(qū)設計生產(chǎn)能力，萬噸/年。三、工作制度礦井年工作日 330天，每天三班作業(yè)，兩班由煤。每天凈提升時間16ho2-2.采區(qū)巷道布置一、可采煤層本采區(qū)主要可采煤層為太原下部二i煤層。煤層厚度變化大，為1.359.85m,平均厚度3.72m,煤層傾角17° 23左右，平均傾角為 20 o考慮礦井后期開采水平延伸，將本采區(qū)布置為單翼采 區(qū)。二、巷道布置方案根據(jù)21采區(qū)煤層賦存狀況、地質構造、相鄰采區(qū)底板 涌水量、井田周邊情況，結合礦井現(xiàn)有的巷道布局綜合分 析，對21采區(qū)的巷道布置提由以下兩個方案：方案I ：利用主井北部的巷道系統(tǒng)，以井田

15、邊界煤柱為界，沿煤 層傾斜方向布置采區(qū)運輸下山和回風下山。運輸下山沿煤 層底板掘進，落底標高為-100m,回風下山沿煤層頂板掘進，落底標高為-80m。經(jīng)查資料，該礦頂板涌水量較小，底板灰?guī)r巖溶裂隙水 較大。因此，使兩下山落底后變平施工進入煤層頂板巖 石，在頂板巖層中布置采區(qū)變電所、泵房、水倉。運輸下山巷道坡度為煤層傾角-22 ° ,施工方位角 94 o主要擔負采區(qū)進風、炭運輸任務，同時兼做上、下 人員通道?；仫L下山沿井田北翼邊界保護煤柱順二1煤層傾向布置，平均坡度-22,施工方位角 94 o主要擔負采區(qū)回風任務，兼做采區(qū)輔助運輸通道。采區(qū)變電所、泵房、水倉凈斷面為10吊，采用錨噴支采

16、區(qū)兩下山和工作面上下兩巷采用U型鋼架棚支護，雙抗網(wǎng)、椽子背幫頂，巷道凈斷面9.0m2。方案n :利用主井南翼巷道系統(tǒng)，以井田南翼邊界保護煤柱和虎 嶺斷層保護煤柱為界，沿煤層傾斜方向布置采區(qū)運輸下山 和回風下山。下山沿煤層底板掘進，巷道落底標高為 100m該方案巷道布置，除回采虎嶺斷層以北的資源外，還可 根據(jù)下山施工探測的地質構造情況兼顧回采該斷層以南的 資源。把采區(qū)布置成雙翼采區(qū)。根據(jù)礦井水文地質資料，將采區(qū)變電所、泵房、水倉布 置在頂板巖層中。運輸下山巷道施工方位角94 o主要擔負采區(qū)進風、炭運輸任務，同時兼做上、下人員通道?；仫L下山沿井田南翼邊界保護煤柱順二i煤層傾向布置，施工方位角 94

17、 o主要擔負采區(qū)回風任務，兼做采區(qū) 輔助運輸通道。兩條下山中部施工一聯(lián)巷聯(lián)通兩下山。為確保通風系統(tǒng) 穩(wěn)定，聯(lián)巷必須及時構筑通風設施。采區(qū)變電所、泵房、水倉凈斷面為10m2,采用錨噴支采區(qū)兩下山和工作面上下兩巷采用U型鋼架棚支護，雙抗網(wǎng)、椽子背幫頂，巷道凈斷面 9.0m2。兩個方案的優(yōu)缺點如下：方案I優(yōu)點：1、采區(qū)下山均沿二 i煤層底板布置，工作面沿煤層走 向布置，上下兩巷正坡度施工，便于運輸和排水，煤炭資 源回收率提高。2、該礦主要充水水源為二 i煤層底板水，故采區(qū)泵 房、水倉布置于二i煤層頂板中，減小水害對采取泵房、變 電所的威脅。缺點：由于運輸下山上部車場利用部分老巷道，下山上下兩段 不在

18、一條直線上，需布置兩部設備，增加運輸環(huán)節(jié)。方案n優(yōu)點：1、將采區(qū)布置成雙翼開采，兩條下山服務的回采區(qū)域 大，綜合利用率高。2、運輸下山內鋪設一部膠帶輸送機，較少采區(qū)設備投 入，優(yōu)化運輸系統(tǒng)。缺點：由于虎嶺斷層落差較大 <80m左右）且導水，另根據(jù)井 田淺部和臨近礦井的回采資料分析，該斷層附近次生斷層 發(fā)育。井田深部勘探程度較低，采區(qū)下山沿斷層煤柱布 置，若遇到大的斷層下山將不能按設計落底，屆時采區(qū)面 臨報廢危險。兩方案工程量、巷道支護、斷面相似，工程投入接近， 不再對比。通過以上對比分析，方案一的可操作性大，在投入相 近的工程量和工期的情況，采生的資源量大，經(jīng)濟技術合 理。因此，本采區(qū)的

19、巷道布置選擇方案一。三、下山位置、數(shù)目及層位本采區(qū)設計年生產(chǎn)能力為15萬噸/年。為了滿足采區(qū)運輸、通風和行人的需要，根據(jù)上面的方案對比分析，設 計本采區(qū)布置二條下山即：回風下山、運輸下山；下山均 沿煤層底板布置；運輸下山擔負采區(qū)煤炭運輸任務，同時 兼做進風和上、下人員，斜長510m,凈斷面9.0m2, U型鋼支架?；仫L下山擔負采區(qū)回風和輔助運輸任務，斜長 490m,凈斷面9.0m： U型鋼支架。兩條下山方位為 94° ,坡度為-22 ° o回風下山上下端 標高分別為+80m、-87m ,運輸下山上下端標高分別為 +73m -100m。四、區(qū)段劃分根據(jù)本采區(qū)煤層具體情況，結合

20、我礦開采經(jīng)驗和技術水平，由東向西劃分為五個區(qū)段，區(qū)段斜長80m,走向長度230m,沿空送巷保護煤柱留設 46mo采區(qū)走向長 230320m,傾向長500m左右，煤層底板 上限標高為+40mi,下限標高為-140m,面積為0.150km2。五、采區(qū)運輸系統(tǒng)采區(qū)運煤系統(tǒng)：回采工作面一下副巷一21采區(qū)運輸下山一運輸大巷一主井一地面。采區(qū)運料系統(tǒng)：副井-運輸大巷-采區(qū)上車場f21采區(qū)回風下山一工作面車場一上副巷一工作面。六、采區(qū)水倉布置根據(jù)本采區(qū)巷道布置和水文地質條件，采區(qū)下部設置采 區(qū)水倉作為永久排水陣地，采用半圓拱斷面，設內外兩 環(huán)，S凈=10m2,采用錨噴支護，水倉工程量249m,總容量3 24

21、90mL七、采區(qū)變電所本采區(qū)設計一個變電所，位于采區(qū)下山下部。八、投產(chǎn)工作面簡況本采區(qū)首采面 21100工作面位于采區(qū)下部，膠帶機順 槽和軌道順槽沿二1煤層底板布置，凈斷面均為 6.3 梯 形斷面，工字鋼支護。21100工作面可采長度175m,工作面長度70m,煤層厚度 5.60m,設計采高5.60m,回采率為 0.93 ,可采儲量8.6萬噸，可采期為 6.9個月，采用炮采 放頂煤工藝。九、采區(qū)地面建筑物對開采方式的影響本采區(qū)地面無大型建筑物，對開采方式影響不大。2-3.采區(qū)設計工程量采區(qū)總設計工程量為1495m,其中：回風下山490m,運輸下山510m,采區(qū)下部變電所泵房及水倉400m,聯(lián)絡

22、巷80m,溜煤眼15m,運輸下山和回風下山上段已施工部分工 程。21100首采工作面設計工程量為673m,其中上付巷283m,下彳巷221m,切巷87m,車場82m采區(qū)設計工程量詳見附表二“井巷工程匯總表”。采區(qū)準備工程接替安排詳見附表三“21采區(qū)準備工期工程進度表”。第三節(jié)采煤方法3-1.采煤方法根據(jù)采區(qū)地質條件，結合該礦技術及管理水平，有效 地實現(xiàn)資源的合理開采，設計采用走向長壁后退式布置， 放頂煤開采，人工打眼放炮落煤，人工裝煤，全部陷落法 管理頂板。采區(qū)自東向西共布置21100、21080、21060、21040、21020 5個炮采個工作面。3-2.回采工藝打眼放炮-移主梁 護頂）-

23、擢煤-移付梁-放頂煤- 移溜。工作面采用單體液壓支柱，口型鋼梁支護。二梁五柱控頂，排距1.2m,柱距0.6m,最大控頂距 3.6m,最小控頂距2.4m。3-3.采區(qū)生產(chǎn)能力計算回采工作面的生產(chǎn)能力計算：Q = L. 丫 .m.r.C=70 X 280 X 5.60 X 1.36 X 0.93 = 138824<t/a )式中：Q回采工作面年產(chǎn)量<t )L工作面長度，取 70mY 工作面年才t進度，取 280mm工作面平均采高，取 5.60mr二i煤體容重，1.36t/m 3C工作面回采率，取 0.93經(jīng)計算，回采工作面年產(chǎn)量約為13.9萬t/a ,加上10%的掘進煤量，則本采區(qū)生產(chǎn)

24、能力為：13.9 X1.1 =15.3 萬 t/a =0.153 Mt/a礦井服務年限，根據(jù)確定的采區(qū)生產(chǎn)能力和采區(qū)的可 采儲量47.8萬t ,則采區(qū)服務年限為 3.18a。3-4.回采工作面接替順序 本米區(qū)米取跳米： 綜采：2110021060 21020 21080 21040第四章采區(qū)通風設計4-1.21采區(qū)通風設計一、礦井通風瓦斯簡況礦井采用主、副井進風，風并回風的中央分列式通風系統(tǒng)。通風方式為負壓抽由式。主扇風機為兩臺BDK65B-8-NO18型防爆對旋軸流式風機，一用一備。銘鑫煤礦屬于低瓦斯礦井，11采區(qū)實際開采過程中，瓦斯涌生量小于6.00m3/t.d 。二、21采區(qū)通風系統(tǒng)方案

25、設計1、通風系統(tǒng)方案設計< 1）炮采工作面風量計算按瓦斯涌由量計算：Q采=100Xq 瓦 XK=100X 1.75 X 1.5=263 m 3/min式中Q采一回采工作面配風量，m/minq瓦一工作面絕對瓦斯涌由量預計為1.75m3/min ,K瓦斯涌由不均衡系數(shù)取1.5按作業(yè)人員數(shù)量計算Q采=4N=4X 30=120 m3/min式中4每人每分鐘應供給的最低風量，m3/minN 一工作面同時工作的最多人數(shù)，個考慮采煤工作面最低風量不小于400 m3/min ,故回采工作面配風量取400 m3/min。< 2）掘進頭風量計算按瓦斯涌由量計算：Q掘=100Xq 瓦 XK=100X 1

26、.0 x 1.5=150 m 3/min式甲Q掘一1個掘進頭配風量，n3/minq 瓦一1個掘進頭絕對瓦斯涌生量為 1.0m3/min ,K瓦斯涌由不均衡系數(shù)取1.5故單個掘進工作面配風量為150 m3/min , 2個掘進工作面配風量為300n3/min。< 3）碉室風量計算Q 碉=80 m3/min主要為采區(qū)泵房、變電所需風量。< 4）根據(jù)各地點實際風量計算Q=<E Q 采+Z2Q 掘+丁 Q 碉）x K=<400+300+80 ）X 1.2=936 m 3/min式中Q采一回米工作面實際需風量總和，m/minQ 掘一掘進工作面實際需風量總和，m3/minQ 碉一獨

27、立通風碉室實際需風量總和，m/minK 一礦井通風系數(shù)，取 1.2根據(jù)計算結果，采區(qū)總風量計算為936 m3/min ,取950m3/min 。2、通風阻力計算<1）通風阻力計算21采區(qū)首采工作面投產(chǎn)時通風距離最長，為礦井通風 困難時期，最后一個工作面生產(chǎn)期間通風距離最短，礦井 通風為容易時期。通風阻力計算見附表四、五。21采區(qū)通風最困難時期和最容易時期的通風阻力分別為 1334.3Pa 和 518.9Pa<2）最困難和最容易時期的等積孔計算A通maFl.19Q/年=2.1 m 2A通min=1.19Q/ V/H=1.3m2由此可知，礦井通風難易程度為中等。4-2.安全監(jiān)控系統(tǒng)本礦

28、井為低瓦斯礦井，煤層無自燃，煤塵無爆炸危險。 為了準確及時地了解井下環(huán)境狀況，防止惡性事故的發(fā) 生，并為生產(chǎn)調度及時提供各種設備的運行狀況，有效地 指揮生產(chǎn)，礦井設置 KJ95型煤礦綜合瓦斯監(jiān)控系統(tǒng)，用以 滿足礦井安全及生產(chǎn)監(jiān)測的需要。該系統(tǒng)由地面中心站、井下分站、電源箱及各種礦用傳 感器和礦用安全生產(chǎn)監(jiān)測軟件所組成。1、甲烷傳感器的確定礦井的采掘工作面的工作面及回風流以及采區(qū)的回風巷甲烷傳感器分布如下表地點監(jiān)測名稱數(shù)量設置位置控制區(qū)域工作回甲烷2一個設置作切巷口 < 10m 處，另一設置距回風口1015mt工作間及回風巷內 全部非本質安全型 電氣設備煤巷掘 進面甲烷4一個設置在距工作回

29、05m處，另一設置在距距回風口 1015mt掘進巷道內全部非 本質安全型電氣設 備采區(qū)回 風巷甲烷1測風站采區(qū)內所有非本質 安全型電器設備2、生產(chǎn)設備監(jiān)測量所需臨測量統(tǒng)計如下表:地點監(jiān)測量名稱數(shù)量米煤工作卸風門開關2組甲烷2個掘進工作面風機開停8個風門開關4組甲烷4個采區(qū)回風巷甲烷1個風速1個溫度1個一氧化碳1個3、分站的位置和數(shù)量使用KJF20型監(jiān)控分站，參數(shù)為：開關量輸入8路，模似量輸入4路。監(jiān)測分站安裝于新鮮風流中，便于維修地 點。每個分站監(jiān)測量如下表分站號監(jiān)測量名稱數(shù)量N0<£帶巷車場）風門開停2組甲烷2個NG弼L道巷車場）風門開停1組風機開停4個甲烷2個NG<&

30、#163;帶巷車場）風門開停3組風機開停4個甲烷2個NQ中央變電所甲烷1個風速1個溫度1個一氧化碳1個4、統(tǒng)計所需電纜和接線合數(shù)量工作站到工作站電源以及傳感器電源：4X 1mm組橡套電纜，1500nl工作站到工面主站巷道電纜：2 x 1mm屏蔽阻燃橡膠外套電纜 1500mo電源箱到供電點電纜：3X2.5mmW壓等級1kv阻燃橡套電纜 1200m電纜鉤：一般2.5m設置一個電纜鉤。接線合數(shù)量：每個工作站電源電設有一個大三通；小三通用于傳感器電纜分接，間隔100m一個。第六章采區(qū)機械設備配備及主要設備類型6-1.采煤工作面設備回采工作面設備采用目前該礦11采區(qū)采煤工作面已成熟定型的成套設備，具體技

31、術參數(shù)如下：1、工作面選用SGB-630/150型刮板輸送機1部、 SGB620/40e板輸送機1部。2、下付巷選用DSJ-80/40/2 X 40型膠帶輸送機2部3、上車場乳化液泵選用 MRB-125/31.5型。4、上付巷軌道運輸選用JD-1型絞車4部。6-2.采區(qū)泵房排水設備21采區(qū)最下部設立采區(qū)泵房，采用二級排水，水由采 區(qū)泵房沿回風下山排至水平運輸大巷，再經(jīng)一水平現(xiàn)有排 水系統(tǒng)排至地面。1、原始數(shù)據(jù)：<1）采區(qū)集中下山斜長 530m,傾角20 ;<2）正常涌水量：132m/h ,最大涌水量：159m/h ;<3）下山垂高：180G2、水泵必須的排水能力：正常涌水時排

32、量：Q= 1.2 X 132 = 159m3/h最大涌水時排量：Qnax= 1.2 X 159= 191m3/h3、水泵必需的揚程：日=W=237m式中：S排水高度，m 習吸水高度，m;回管道效率，與排水管敷設傾角a角有關,a=20 取=0.78；4、水泵選擇根據(jù)以上計算，選取水泵型號為D155-67X5。額定流量：185m/h 揚程：295m,轉速2950r/min。配套電機功 率：220KW比較QB、Qnax和Q可知，在正常涌水時需要水泵臺數(shù)n產(chǎn)Q/Qe=159/185=0.86 =1臺；在最大涌水時期需要投入工 作的水泵臺數(shù) n1+n2=Qa/Qe=191/185=1.03 =2臺。工作

33、水泵 n1二2,備用水泵n2=1,共3臺水泵。5、校驗泵穩(wěn)定性自特性查得Q=0時的揚程 H=67mx 5=335m, 又 335X0.9= 301.5<m),該值大于HC=185m,滿足穩(wěn) 定條件 0.9Ho> HC的要求。6、排水管路選擇根據(jù)各涌水期投入工作的水泵臺數(shù)，選用3趟管路。正常涌水期2臺水泵用其中2趟管路排水，最大涌水期 3臺泵工 作，啟用備用管路，共3趟管路同時排水。取流速VP=2m/s,則排水管內徑dp=V4Q/ 兀 3600vp='4X 85/ 兀 3600X 2=0.32(m>根據(jù)上面計算，排水管路外徑取=351mm取壁厚8 =8mmi式算，止匕時

34、排水管內徑dp=351-2X 8=335mm所需壁厚 8=0.5d p V（ a z+0.4 x 0.011H p>/（TZ-1.3 x 0.011 H p>-1 + C =0.5 X33.5，（ 80+0.4 x 0.011 x 185>/（80- 1.3 x 0.011 x 185>-1+0.15=0.4（cm>=4mm式中：bz-許用應力，bz=80MPaHp-排水高度，Hp=185mC-附加厚度，C=0.15mi因4mrK 8mm 所取壁厚可以，故就選用O 108x4.5mmfc縫鋼管作為排水管路。7、計算管路特性對于吸水管，采用螺旋電焊鋼管。<1）

35、計算沿程阻力系數(shù)對于吸、排水管分別為：入 x=0.0021/d x0.3=0.021/0.365 0.3=0.0284入 p=0.0021/d p0.3=0.021/0.335 0.3=0.0292<2）局部阻力損失系數(shù)序號排水管：名稱規(guī)格數(shù)量系數(shù)安裝地點1止回閥DN25011.7水泵出水口處2等徑三通DN25011.5止回閥上面3閘閥DN25010.26水泵出水口等徑三通旁邊490°彎頭DN33020.206*2=0.412水泵房大小斷面處5480彎頭DN33010.11泵房和回風巷交匯處67°彎頭DN33010.016泵房和回風巷交匯向上起坡點處790°

36、彎頭DN25010.206閘閥往外接主干管處8540彎頭DN33020.124 X 2=0.248回風巷上面拐彎處960°彎頭DN33010.13760°拐角處1055°彎頭DN33010.12621采區(qū)與運輸大巷交匯處1190°彎頭DN33020.206 X 2=0.41221采區(qū)車場處1270°彎頭DN33020.160 X 2=0.32021采區(qū)車場跨巷道處13擴大管10.5閘閥往外主干管處145.947對于吸、排水管中的局部管件分別為：排水管局部損失的當量管長：Ldp=(匯W p+1>dp/ 入 p=(5.947+1>*0.

37、335/0.0292=80(m>吸水管局部損失的當量管長：Ldx=( E E x>dx/ 入 x=0.306*0.365/0.0284=4(m><3)管路阻力損失系數(shù)R=8/ 刀 g【入 x(Lx+Ldx>dx5+ 入 p(Lp+Ldp>dp5】=8/3.14159 2*9.81【0.0284(5+4>0.365 5+0.0292(1290+80>0.335 5】=786.7(S 2/m5>< 4)管路特性方程式H=185+707.8Q2,其中 Q以m/s計.參照水泵的流量范圍，選取七個流量值，分別算由排水 所需揚程和與三級泵相應的三

38、分之一揚程值，用得到的數(shù) 據(jù)可繪由管路特性曲線。采區(qū)泵房水泵采用 ZPB-慳氣水兩用射流裝置引水，取 消吸水閥，實現(xiàn)無底閥排水。6-3.皮帶下山設備、原始數(shù)據(jù)< 1)皮帶斜長：L=530m；< 2)巷道平均坡度：B =20° ;< 3)最大由煤量：Q=150t/h ;<4)煤的散集容重：丫 =1t/m 3。、皮帶設備選擇采區(qū)運輸帶式輸送機按年工作330d,日運行10h,不均衡系數(shù)1.5考慮，計算運輸能力為:Q = A X K/<MX N)Q地面生產(chǎn)系統(tǒng)小時生產(chǎn)能力，<t/h )A礦井年產(chǎn)量， A=150000<t/a )K不均衡系數(shù)，K=1.

39、5Mk 年工彳日，M=330<d/a)NI-日凈提升小時數(shù)，N=10<h/d)則 Q=150000X 1.5/<330 X 10) =68<t/h )井下工作面采用炮采工藝，根據(jù)礦井初步設計說明 書，結合刮板輸送機運量，確定采區(qū)帶式輸送機運輸能力 為 100t/h。運輸下山膠帶輸送機的主要技術參數(shù)為：B=800mm Q=100t/h , V=1.6m/s, L=212m, a=-20 N=37KW膠帶類型：PVG800®阻燃輸送帶，帶強 800N/mm膠帶輸送機驅動裝置采用防爆電機，拉緊裝置采用固 定式帶式輸送機液壓自動拉緊裝置，并配備防打滑，煙 霧，溫度，堆

40、煤，自動撒水，火災自動報警，防跑偏，防 撤裂，雙向拉繩開關等保護裝置一套。增加一套架空行人車，初步選型為RJY30-28/460。6-4.軌道下山設備1、原始數(shù)據(jù)< 1)軌道下山斜長：521m；< 2)巷道最大傾角220,平均200;< 3)每班提升運料及砂石80車，提設備4車；< 4）運送最大件質量 <含車）：18t<液壓支架）；< 5）礦車規(guī)格MG1.1-6A型，礦車質量600kg,裝砂石量 1800kg。2、提升方式根據(jù)采掘接替需要，設為單鉤提升，主要擔負提升研 石、材料及設備等任務。3、提升斜長Lt的確定Lt=Li+L2=521+30=551（

41、m>式中：Li-軌道下山傾斜長度，Li=521miL2-采區(qū)下山車場長度，L2 =30mi4、鋼絲繩的選擇<1）繩端荷重QdQd=Q（sin 民 +f icos 民 >=18000（sin22 o+0.01cos22 o>=6030 （kg>式中：f 1-礦車運行阻力系數(shù)，f 1=0.01 O<2）鋼絲繩單位長度質量PP=Q/1.1 cr Jm-L（sin a+f2sin a >=6084/1.1 x 17000/6.5-551（sin20 o+0.4cos20 o> =2.703（kg/m>式中：cr b-鋼絲繩公稱抗拉強度，cr B=1

42、7000kgf/cm 2;m-鋼絲繩安全系數(shù)，m=6.5;f 2-鋼絲繩磨擦阻力系數(shù)，取鋼絲繩局部支承在地 輯上運行，f 2=0.4。根據(jù)上述P值的計算結果，選擇 6 A <19）-e29-1665 面接觸三角股鍍鋅鋼絲繩，直徑d=29mm單位質量 P=3.581kg/m ,破斷拉力QS=64050kgf ,公稱抗拉強度> B=17000kgf/cm 2,最粗絲徑 8 =2.7mmt< 3）鋼絲繩安全系數(shù)m=Q/Q d+Lt*P（sin 民 +f 2cos 民 >=64050/6030+551 x3.581（sin20 0+0.4cos20 0>=7.7>6

43、.5,符合要求。< 、絞車選擇< 1）滾筒直徑D對于安裝到井下的絞車，滾筒直徑必須滿足：A 60d=60 x 29=1740(mm>D >90 8 =900x2.7=2430(mm>根據(jù)以上計算值，滾筒直徑選擇D=2.5m< 2)鋼絲繩在滾筒上纏繞的寬度B=(L t+Lm+7 兀 d>/Kc 兀 Dp(d+ £ >二(551+30+7 兀 x2.5>/3 兀 x 2.558(29+3>=1624(mm>式中：Lm-鋼絲繩實驗長度，L卡30m；Kc-鋼絲繩在滾筒上纏繞層數(shù),6二3;D-滾筒直徑，D=2.5m；Dp-鋼絲繩

44、在滾筒上纏繞平均直徑，Dp=D+<K-1 )d=2500+(3-1> x29=2558(mm> ;£ -鋼絲繩在滾筒上纏繞時鋼絲繩間的間隙，£=3mm選取滾筒寬度為2nl<3)最大靜張力FzFz=Qd+Lt*P(sin a +f 2cos a >=6030+551 x 3.581(sin20 0+0.4cos20 0>=8343(kg>(4>絞車選擇根據(jù)以上計算結果，選用 JKY-2.5/2B礦用防爆型液壓絞 車，D=2.5m, B=2m, V=03.2m/s ,鋼絲繩最大靜張力 F=9000kg。6、一次提升砂石礦車數(shù)量的確

45、定初步選用串車由4輛1噸礦車組成。7、提升砂石時參數(shù)驗算<1)繩端荷重Q=m(Q+Q>(sin %+ficos%>=4(1800+600>(sin22 0+0.01co s220>二3216(kg>M超固定車廂式礦車規(guī)定鉤頭最大牽引力為6000kg ,3216kg<6000kg ,滿足要求。<2)最大靜張力Fz=Qd+Lt*P(sin a +f 2cos a >=3216+551 x3.581(sin20 0+0.4cos20 0>=5529(kg>所選絞車最大靜張力為9000kg, 5529kg<9000kg ,滿足要求

46、。<3)鋼絲繩安全系數(shù)m=QQ d+Lt*P(sin 民 +f 2cos 民 >=64050/ 3216+551 x3.581(sin20 0+0.4cos20 0>=11.6>6.5 ,符合要求。8、計算電動機容量N=K*Fz*VmaJ102 n =1.1 x 5529x 3.2/(102 x0.8>=239(KW>式中：K-備用系數(shù)，K=1.1 ;刀-油馬達的傳動效率，n =0.8 ;Vmax-所選絞車的最大速度，Vmax=3.2m/S。在根據(jù)下放或提升液壓支架時，計算所需電動機容量，此時取絞車速度 V=1m/soN=K*Fz*Vmax/102 n =1

47、.1 X 8343x1/(102 x 0.8>=112(KW>因N=239KW>112KW改選取電動機技術參數(shù)如下：型號：YB400-4 功率：250KW 額定電壓：6000V9、一次提升砂石持續(xù)時間的確定按照前面所選絞車速度V=03.2m/s,選定最大速度為3.2 m/s。(1>初加速階段時間：10=v0/a 0=1.5/0.3=5(s>品巨離：L°=v0t o/2=1.5 乂 5/2=3.75(m>(2>等速階段品巨離：Loi=L十 L0=25-3.75=21.25(m>時間：t01=L01/v 0=21.25/1.5=14.2(s

48、>(3>加速階段時間：11=(v max- V0>/a 1=(3.2 - 1.5>/0.5=3.4(s>距離：L1=(v max+V0>t 1/2=(3.2 +1.5> x 3.4/2=7.99(m>(4>減速階段時間：13 =VmaJa 3=3.2/0.5=6.4(s>距離：L3 =Vma4 3/2=3.2 x 6.4/2=10.24(m>(5>等速階段距離:L2 =Lt- Lh- Li- L3=1138- 25-7.99 - 10.24=1095(m>時間：t2=L2/v ma1095/3.2=342.2(s&g

49、t;(6>甩車場加減速階段時間：14 =t 6=v0/a 0=1.5/0.3=5(s>距離：L4=L6=Vot 4/2=1.5 乂 5/2=3.75(m>(7>甩車場等速階段品巨離：L5 =Le- 2L4=30- 2 x 3.75=22.5(m>時間：t5=L5/v o=22.5/1.5=15(s>(8>每次提升的循環(huán)時間T=2(t o+t 01+t i+t 2+t 3+t 4+t 5+t 6+5+ 9 i> =2(5+14.2+3.4+342.2+6.4+5+15+5+5+20>=842(s>10、提升能力校驗因一次循環(huán)提升時間為

50、842s,每班提升時間按 6小時， 則每班的提升量 Q =4X6X3600/842=103<車)>84車，可以 滿足21采區(qū)的生產(chǎn)要求。故即選用串車由4輛1噸礦車組成。機械設備配備詳見附表一。6-6.通訊系統(tǒng)1、行政通信、生產(chǎn)調度通信本礦井安裝有一臺100程控行政調度交換總機，安裝在工業(yè)廣場地面辦公樓調度室內。地面辦公室、絞車房、通 風機房、變電所、機修車間等處設電話分機。井下中央變 電所、水泵房、絞車房、回采面順槽、掘進頭等處設電話分機。地面通信采用埋地或沿電纜溝敷設。井下通信沿主井敷 設兩根20對MHYA32型礦用阻燃型通信電纜，沿運輸下山 敷設到各施工地點，以保證井下電話用戶

51、的通信需要。2、對外通信礦井有直撥電話，已能滿足對外聯(lián)絡的需要。第七章采區(qū)供電系統(tǒng)設計7-1.總體規(guī)劃根據(jù) “21采區(qū)采掘工程平面圖”和“21采區(qū)機械配備平面圖”中知道，21采區(qū)為傾向長壁單翼開采，布置5個炮采工作面。根據(jù)上述21采區(qū)實際情況，決定采用1個采區(qū)變電所。變電所設立在21采區(qū)下部，距采區(qū)集中煤倉斜距為520mo在采區(qū)泵房處設立水泵專用配電點，在皮帶下山皮帶機頭 處設立一皮帶專用配電點。采區(qū)變電所、皮帶專用配電點 和水泵專用配電點采用雙回路，完成對21采區(qū)及排水的供電任務。對掘進工作面的局扇采用雙風機、雙電源及自動倒臺 進行供電，實行采、掘分開的原則。根據(jù)前面相應計算，采區(qū)水泵、皮帶

52、下山皮帶、軌道 下山絞車電機電壓等級，均選用6000V。其余設備電機電壓等級均為660V。7-2.供電設計1、低壓起動器的選擇根據(jù)設備電機額定電流、額定電壓選擇相應起動器， 選擇過程略 < 起動器規(guī)格型號具體見“ 21采區(qū)供電系統(tǒng)圖”)。2、設備電機負荷電纜的選擇按照電纜的額定電壓和設備電機額定電壓相一致，電 纜的長時允許電流大于電機的額定電流，設備的性能不同 兼顧考慮機械強度的要求來選擇電纜規(guī)格、截面，選擇過 程略。3、變壓器、電纜、饋電開關選擇<1) 21060掘進頭上、下付巷同時運行負荷為 182.8KW,需用系數(shù)Kde取0.5 ,則變壓 器容量 S=J2 P/Kde=182.8 X 0.5=91.4（KVA>。選用 KBSG- 500/10變壓器1臺，安裝在21采區(qū)變電所。選擇饋電開關型號，具體見“ 21采區(qū)供電系統(tǒng)圖”。<2） 21100炮采工作面一、基本簡況：根據(jù)21100工作面實際生產(chǎn)需要，21100工作面設備配 備如下：SGB-630/150 型刮板輸送機 1部，SGB620/40刮 板輸送機 1部，DSJ-80/40/2 X 40型膠帶輸送機2部，MRB-125/31.5型液壓泵站1套，JD-1型絞車4臺。全部 負荷均由21采區(qū)變電所供電；工作面實現(xiàn)