興華煤礦技術改造(新建主風井)設計

1、前言湖南省新化縣桑梓鎮(zhèn)興華煤礦位于新化縣桑梓鎮(zhèn)集中村境內，屬村辦企業(yè)，于1999年開始建井，開采接龍橋區(qū)段淺部煤層，至2004年底煤炭資源枯竭，無法生存，經新化縣人民政府申請，婁底市人民政府批準，將興華煤礦礦區(qū)范圍調整至大躍井田淺部，為不影響大躍井田的整體開發(fā)，主、風井位置及開采布置都必須重新設計，興華煤礦特委托我院對該礦井進行技術改造（新建主、風井）設計。一、設計依據1、湖南省冷水江礦井大躍井田地質報告（詳查）；2、婁市煤安治200517號3、煤礦安全規(guī)程（2004）；4、中國采煤學；5、煤炭法及煤礦安全生產基本條件規(guī)定；6、煤礦安全監(jiān)察條例；7、有關煤炭資源開發(fā)利用政策；8、興華煤礦提供的

2、圖紙和資料。二、設計指導思想根據該礦的煤層賦存條件、地形地質及開采技術條件和目前湖南省小型煤礦開采的技術水平，按照煤礦安全規(guī)程和煤礦安全生產基本條件規(guī)定要求，以煤礦實現“正規(guī)生產、規(guī)范管理、確保安全、提高效益”為指導思想。對每一項工程的設計不僅要考慮技術的先進性和經濟的合理性，而更要優(yōu)先考慮安全性，達到完善礦井安全管理和安全裝備，提高礦井抗災和防災能力的目的。第一章 礦井概況及地質概況第一節(jié) 礦井概況一、 交通位置和自然地理興華煤礦位于新化縣桑梓鎮(zhèn)境內，規(guī)劃開采冷水江礦區(qū)接龍橋區(qū)段4346勘探線之間的煤炭資源。礦井對外以公路運輸為主，礦區(qū)有3km簡易公路與新化至冷水江公路相連，距新化縣城及冷水

3、江市區(qū)均為10Km，交通較方便。興華煤礦地段屬低山丘陵地形，地勢為南低北高，最高為聳山，標高為+632.88m，最低為礦井井田2號拐點坐標處，標高為+236.9m。區(qū)內氣候溫暖潮濕，氣候變化較大，每年12月至次年1月為年溫度最低期，歷史最低溫度為零下7.5，每年7月至8月為年氣溫最高期，歷史最高氣溫為43，歷年平均氣溫2122度。每年4月至6月為雨季，歷史最小降雨量為1335.4，最大降雨量為1761.9，平均年降雨量1550.6mm，年平均蒸發(fā)量968.62mm，47月為雨季，12月至次年2月為枯水季節(jié)，主要風向為北風及西南風，最大風速為7.5m/s。二、礦井開采現狀及現有生產系統(tǒng)1、開采現

4、狀礦井采用斜井開拓，主斜井沿頂板穿層布置，位于礦井北翼中部，井口坐標：X=3070091.0、Y=37538772.91、Z= +206.23m，坡度26°，落底于煤層頂板+162.33m標高處，斜長100.14m，向西布置主運輸石揭煤后向南沿煤層布置+162運輸大巷，以穿層平巷及上山與風井聯通，形成礦井負壓通風系統(tǒng)。風井位于礦井南翼中部，井口坐標：X=3069881、Y=37538666、Z=+220.81m，底頂板穿層布置，落底標高+190.0m。主斜井為礦井通風、運輸和敷設管線及行人用，風井為礦井回風用并兼做安全出口。主斜井坡度26°，斜長100.14m，采用JT0.

5、8×0.6型礦用提升絞車單鉤一次串兩車提升，井下運輸大巷及采區(qū)使用U-0.75m3型礦車人力推車運輸。軌型18/m，軌距600。礦井通風方式為中央分列式，通風方法為抽出式。主斜井為進風井，井口標高為+206.23m，風井為回風井，井口標高+220.81m。新鮮風流經主斜井、+162m運輸大巷、通過局扇送風至掘進工作面，泛風經總回風上山至風井，由抽風機排至地面。地面風井口安裝有兩臺YBK56-6-11型軸流式抽風機，一臺工作，一臺備用，額定功率為11kw，井下安裝有5.5kw局扇二臺。掘工作面采用局扇配風筒壓入式通風。礦井實測總進風量為528m3/min，總回風量為540 m3/min

6、。實測礦井正常涌水量10m3/h，最大涌水量為15m3/h ，PH值呈中性。主斜井井底水泵房排水設備采用D25-30×6型水泵2臺，配套電機額定功率30KW。水泵額定流量25m3/h額定揚程180m。排水管路為76×4無縫鋼管二趟,沿主斜井敷設至地面。礦井主供電源來自新化縣城35KV變電站，供電架空線規(guī)格LGJ-50，供電距離10KM，10KV“T”接至礦。礦井應自備有一臺75KW的柴油發(fā)電機作為礦井備用電源。經過多年開采，現老礦井范圍+140m以上資源已基本采完，老礦井即將報廢。第二節(jié) 礦井地質概況一、地層和地質構造礦區(qū)出露地層由新至老有：第四系（Q）、中上石炭統(tǒng)壺天群（

7、C2+3ht）、下石炭統(tǒng)梓門橋組（C1Z）、下石炭系測水組（C1C）、下石炭系石磴子組（C1S）。1、第四系（Q）：主要為坡積層，為灰至黃灰色淤泥、粘土、砂土，厚一般5m。不整合于各地層之上。2、石炭系中上統(tǒng)壺天群（C2+3ht）：由灰白色至淺灰色厚層狀灰?guī)r為主，最大厚度800m左右，與下伏梓門橋組呈整合接觸。3、下石炭統(tǒng)梓門橋組（C1Z）：上部為深灰色泥質灰?guī)r，中厚層狀，中部為硅質灰?guī)r；下部為深黑色中厚層狀泥灰?guī)r，常含微晶石膏05層，一般23層；層位較穩(wěn)定。全組平均厚170m左右。與下伏測水組地層整合接觸。4、下石炭統(tǒng)測水組（C1C）為礦區(qū)含煤地層，平均厚約99m，按其含煤性、巖性組合和生物

8、化石生平特征均可分為上段（不含煤段）和下段（含煤段）兩段。1、上段（C1C2）不含煤段。由色澤較淺的碎屑巖及紫紅、灰綠色粉砂巖、砂質泥巖和深灰色泥質巖等組成。厚約76m左右。2、 下段（C1C1）含煤段。由顏色較深的碎屑巖夾煤層及泥質灰?guī)r組成，以灰黑色的砂質泥巖、粉砂巖、暗灰色細砂巖、石英砂巖為主。其次為黑色泥巖夾炭質泥巖，一般厚23m左右。與下伏石磴子組地層整合接觸。5、下石炭統(tǒng)石磴子組（C1s）上部為薄至中厚層狀鈣質泥巖。下部為黑灰色中厚層狀泥灰?guī)r，含方解石脈 及黃鐵礦結核。鉆孔揭露最大厚度250m。本區(qū)可見厚42m。本井田位于冷水江向斜北翼的西北端，滿竹背斜傾伏端的白馬山倒轉向斜部位，地

9、層走向NWSW，傾向NE，傾角變化較大，一般為70°。井田構造以斷層為主，其中株木山逆斷層為區(qū)內主干斷層，位于42線51線一帶，走向長2500m，傾角35°左右，斷距約200m左右。褶曲次之，地質構造屬復雜。二、煤層及煤質興華煤礦含煤地層為測水組煤系，礦井內含煤6層，自上而下命名為：上段煤、3煤層、5煤層、6煤層、7煤層、8煤層，上段煤有時為兩層，未加細分，統(tǒng)稱上段煤，一般不可采。井田內可采煤層為下石炭統(tǒng)測水組（C1C）3、5煤，煤層平均厚度2.76m。其中3煤局部可采，厚03.89m，平均厚度1.54m。5煤層全區(qū)可采，厚08.52m，平均厚度2.0m。其它煤層不可采。3

10、、5煤層均以粉狀結構為主，局部細中條帶狀塊煤，主要由亮煤和鏡煤組成。煤質屬中灰、特低硫、中高發(fā)熱量無煙煤，適用于動力和民用用煤。具體指標見下表:指標原煤精煤分析基水分（）干燥基灰分（）可燃基揮發(fā)分（）干燥基全硫（）干燥基彈筒發(fā) 熱 量（mJ/）3煤原煤3.5918.557.670.9728.46精煤2.814.914.665煤原煤3.918.667.910.6027.6精煤3.296.725.04三、瓦斯及煤塵爆炸性、煤的自燃性該礦2005年未進行瓦斯等級鑒定，本設計參照相鄰煤礦巨底沖煤礦2005年瓦斯等級鑒定結果（湘煤行2005233號），相對瓦斯涌出量為16.61m3/t，屬高瓦斯礦井，煤

11、層無自燃發(fā)火傾向性，煤塵無爆炸危險性。四、水文地質1、礦井水文地質條件區(qū)內主要含水層有梓門橋組、測水組、石磴子組。梓門橋組地表巖溶發(fā)育，屬富水性較強的裂隙巖溶含水層；測水組為一水頭高，富水性較弱的裂隙承壓含水層；石磴子組裂隙發(fā)育，屬一富水性中等的裂隙含水層。區(qū)內主要隔水層有二層：一層為測水組3煤頂板以上巖層，厚90m以上，主要以淺灰?guī)r層為主，由紫紅、灰色砂質泥巖，灰白色石英砂巖，灰色泥質灰?guī)r，為煤層頂板之良好的隔水層。一層為3煤底板深灰色細（粉）砂巖，至石磴子組頂部的鈣質泥巖、泥灰?guī)r，厚約2530m，為煤層底板之良好隔水層。礦井主要充水來源為測水組砂巖裂隙水、老窿水及大氣季節(jié)性降水補充水。礦井

12、水文地質條件屬簡單類型。2、設計開采范圍內涌水量預計根據新化縣煤炭局提供的地質資料，預計該礦井+130m水平正常涌水量將達到10m3/h，最大涌水量為15m3/h。 第二章 開采方案第一節(jié) 礦井境界及儲量一、礦井境界根據興華煤礦采礦許可證（2004年12月29日），礦井范圍由以下拐點坐標圈定：1、 X=3069650 Y=37538750；2、 X=3069975 Y=37538910；3、 X=3070120 Y=37538825；4、 X=3070220 Y=37538860；5、 X=3070270 Y=37538785；6、 X=3069800 Y=37538505。開采標高為+280

13、m+140m。調整后礦區(qū)范圍由以下拐點坐標圈定：1、 3070145 375396102、 3070125 375394003、 3070530 375395204、 3070530 375390705、 3070190 375390706、 3069975 375389107、 3069505 375387508、 3069800 375385059、 3071000 3753920010、 3070566 3753971411、 3070324 37539666開采標高為+300m+130m。二、礦井儲量根據劃定的開采范圍計算，礦井保有儲量110.3萬噸，按80回采率計算，可采儲量為88.

14、24萬噸。第二節(jié) 礦井生產能力及服務年限一、礦井工作制度礦井年工作日330d，每天三班作業(yè)，每天凈提升時間14h。二、礦井生產能力及服務年限根據礦井設計委托書，設計礦井生產能力為3萬噸/年。日生產能力：91t/日。礦井范圍內保有地質儲量110.3萬t，可采儲量88.24萬t，儲量備用系數取1.4，計算得礦井服務年限約21a。T=110.3×0.8/3×1.4=21(a)第三節(jié) 開拓布置一、開拓方案選擇根據煤層賦存情況、礦區(qū)地形和礦井開采現狀結合礦方意見，初步提出二個開拓方案：方案：新掘主平硐和風井。在礦井2號拐點處新掘主平硐，井口坐標X=3070170、Y=37539470

15、、Z=+238.5m，以191°的方位角施工平硐15m，再以ß=28°的坡度施工11軌道上山至+130m標高落底，長231.11 m，落底后沿巖層走向布置+130m底板運輸大巷至井田中部，并以坡度30°的偽傾斜方向施工11通風上山與+240m底板回風大巷、回風上山和風井（風井位于礦井1號拐點附近，井口坐標X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，=215°）貫通。構成礦井負壓通風系統(tǒng)。（見開拓系統(tǒng)、采區(qū)布置及機械設備配備圖）方案：利用現有的主斜井及工業(yè)廣場，延深主斜井至+130m標高，沿巖層走向布置+130m底板運輸大巷至礦井井

16、田北翼附近，再布置采區(qū)上山。在礦井1號拐點附近布置風井，通過+260m總回風與采區(qū)通風上山貫通，形成礦井負壓通風系統(tǒng)。從以上二個方案分析，方案要重新選擇主、風井和工業(yè)廣場并征地，初期投資大，建井工期長，但運輸系統(tǒng)簡單，前期通風線路短，通風容易。方案首采區(qū)生產時運輸線路較長（達2000m），煤矸通過軌道上山下放到+130m底板運輸大巷，再從主斜井提升至地面，運輸系統(tǒng)比較復雜，運輸費用較高；由于巷道較長，通風阻力大，通風較困難；原主井因服務年限，受采動壓力的影響，巷道嚴重變形，斷面較小需擴大斷面，且施工難度大；+130m底板運輸大巷需要從小溪流下方通過，且?guī)r柱較小和楊家灣斷層的影響，可能導致地表水

17、通過斷層裂隙帶進入礦井，從而增加排水費用，其優(yōu)點是可以利用現有工業(yè)廣場、設施和設備。方案技術比較表方案方案優(yōu)點：1、通風線路短，通風阻力?。?、煤柱損失小；3、設計投產工期較短；4、運輸系統(tǒng)簡單，運輸費用低。缺點：1、需另建一套地面生產系統(tǒng)，征地面積大，地面投資費用高；2、建井工期較長；優(yōu)點：1、可以利用現有工業(yè)廣場和現有設施、設備；2、不需要征地；3、初期投資小。缺點：1、運輸系統(tǒng)復雜，運輸路線長，運輸費用高；2、原主井因服務年限，受采動壓力的影響，巷道嚴重變形，斷面較小需擴大斷面，且施工難度大；3、排水費用高；4、通風路線長，通風困難。根據興華煤礦及縣、市煤炭局、我院技術專家多次現場勘察，

18、經過技術經濟分析比較，選擇方案作為本設計方案。二、開拓方式礦井采用平硐-暗斜井開拓，主平硐布置在礦井范圍2號拐點附近位置，井口坐標X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191°的方位角施工平硐15m，再以ß=28°的坡度施工11軌道上山至+130m標高落底，長231.11 m，落底后沿巖層走向布置+130m底板運輸大巷至井田中部，并以坡度30°的偽傾斜方向施工11通風上山與+240m底板回風大巷、回風上山和風井（風井位于礦井1號拐點附近，井口坐標X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，=215°）貫通

19、。構成礦井負壓通風系統(tǒng)。（見開拓系統(tǒng)、采區(qū)布置及機械設備配備圖）主平硐采用料石砌碹支護，半圓拱，凈寬2.2m，墻高1.4m，凈斷面積4.97m2；風井采用料石砌碹支護，半圓拱，凈寬2.0m，墻高1.27m，凈斷面積4.1m2。主平硐為礦井提升、進風等用，不提升時行人，風井主要為回風之用以及緊急行人安全出口。井 筒 特 征 表井筒特征單位主平硐風井（平硐）井口坐標Xm30701703070180Ym3753942037539535Zm+238.5+260.0井筒傾角度2828井筒方位度200215斜 長m231.1144.7落底標高m+130+239斷面凈寬m2.22.0斷面凈高m2.52.27

20、凈斷面積m24.974.1支護形式料石砌料石砌斷面形狀半園拱半園拱三、水平劃分根據礦井開采深度、煤層賦存條件，礦井劃為一個水平開采，水平大巷標高為+130m，采用上山采區(qū)開采。四、采區(qū)及區(qū)段劃分礦井走向、傾向長度、煤層賦存條件以及煤與瓦斯突出礦井等特點，設計劃為三個采區(qū)開采，礦井東翼為首采區(qū)，即11采區(qū)，礦井西翼為接替采區(qū)，即12、13采區(qū)。11采區(qū)劃為四個區(qū)段，平硐以上（+240+260m）為第一區(qū)段，區(qū)段垂高20m；+200+240m為第二區(qū)段，區(qū)段垂高40m；+165+200m為第三區(qū)段，區(qū)段垂高35m；+135+165m為第四區(qū)段，區(qū)段垂高35m。12采區(qū)劃為三個區(qū)段， +200+24

21、0m為第一區(qū)段，區(qū)段垂高40m；+165+200m為第二區(qū)段，區(qū)段垂高35m；+135+165m為第三區(qū)段，區(qū)段垂高35m。13采區(qū)劃為二個區(qū)段， +165+200m為第一區(qū)段，區(qū)段垂高35m；+135+165m為第三區(qū)段，區(qū)段垂高35m。五、開采順序礦井內先采11采區(qū)，接替12采區(qū)，最后采13采區(qū)；采區(qū)內先上后下，先上區(qū)段，后下區(qū)段；煤層內先采3煤，后采5煤?；夭晒ぷ髅鏋楹笸耸交夭?。礦井東翼由于煤層倒轉，5煤層位于3煤層之上，故先采5煤再采3煤。六、采掘比全礦安排三個掘進頭（礦井接替采區(qū)12、13采區(qū)處于礦井西翼，由于巖巷工程量較大，本設計安排二個巖巷掘進頭和一個煤巷掘進頭才能保證礦井正常生

22、產），一個回采工作面，可確保礦井生產能力和采掘正常接替，采掘比為13。七、礦井三量及可采期礦井開拓布置一個水平、一個采區(qū)和1個回采工作面，保證礦井三量和可采期，具體參數見表。三 量 表開 拓準 備回 采開拓煤量可采期準備煤量可采期回采煤量可采期30萬噸7年30萬噸7年1.4萬噸5個月第四節(jié) 主要巷道及采區(qū)布置一、11采區(qū)布置11采區(qū)為投產采區(qū)，走向長約500m，傾斜長約180m。在主平硐15m處以=191°，ß=28°的坡度施工11軌道上山至+130m標高落底，長231.11 m，落底后沿巖層走向布置+130m底板運輸大巷至井田中部，并以坡度30°的偽傾

23、斜方向施工11通風上山與+240m底板回風大巷、回風上山和風井（風井位于礦井1號拐點附近，井口坐標X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，=215°）貫通。構成11采區(qū)負壓通風系統(tǒng)。（見開拓系統(tǒng)、采區(qū)布置及機械設備配備圖）軌道上山、通風上山及石門等巖石巷道均采用半圓拱斷面，料石砌碹支護，凈寬2.0m，墻高1.27m，凈斷面積為4.1m2。 二、投產工作面布置投產工作面為1152工作面。該工作面區(qū)段運輸平巷標高為+240m，即平硐標高水平，區(qū)段回風平巷標高為+260m，即風井（平硐）標高。在主平硐15m處（斜交巖層走向約30°）布置+240m底板運輸平巷至1

24、1采區(qū)中部，然后施工石門揭5煤和3煤，在見5煤處沿5煤層走向向北施工1152運輸平巷至礦井邊界，沿煤層偽傾斜方向施工1152開切眼至+260m標高停掘。在風井（平硐）沿巖層走向布置+260m底板回風平巷至11采區(qū)中部，然后施工石門揭5煤和3煤，在見5煤處沿5煤層走向向北施工1152回風平巷至礦井邊界與1152開切眼貫通，構成1152回采工作面負壓通風系統(tǒng)。為了解決1151工作面掘進出煤矸、行人、回風等問題，在1151運輸平巷適當的位置施工行人上山、通風上山至+260m標高與1151回風平巷貫通。區(qū)段平巷采用木棚支護,梯形斷面, 巷道凈高1.8m，上凈寬1.6m，下凈寬2.5m，凈斷面積3.69

25、m2，棚距0.6m，雜木棍和雜木條背邦、頂。三、接替工作面布置接替工作面為1151回采工作面。在+240m石門見5煤處沿5煤層走向向南施工1151運輸平巷至礦井邊界，沿煤層偽傾斜方向施工1151開切眼至+260m標高停掘。在+260m回風石門見5煤處沿5煤層走向向南施工1151回風平巷至礦井邊界與1151開切眼貫通，構成1151回采工作面負壓通風系統(tǒng)。第五節(jié) 車場、硐室、水倉一、車場各上、下車場為平車場，中部為甩車場，均為單道起坡，設重車道和空車道儲車場，長30m，鋪15kg/m軌道，采用三分之一弧形拱，凈寬3.2m，墻高1.6m，料石砌碹支護，凈斷面積6.94m2。二、硐室、水倉在提升上山的

26、上、中、下部車場設信號硐室。在各提升上山的上、下部車場設配電點硐室。在11軌道上山下部車場處設水倉和泵房、管子道。按礦井正常涌水量10m3/h計算，水倉有效容量為100m3。水倉采用三心拱型斷面，凈寬3.2m，墻高1.6m，料石砌碹支護，凈斷面積6.94m2，巷道長20m。 第六節(jié) 采 煤 方 法一、采煤方法選擇及支護礦井東翼3、5煤層傾角約70°，西翼煤層傾角約30°，本礦井范圍內3煤局部可采，厚03.89m，平均厚度1.54m。5煤層全區(qū)可采，厚08.52m，平均厚度2.0m。本設計首采區(qū)為礦井東翼，煤層為倒轉，5煤處于3煤之上，根據煤層賦存條件和開采技術特點，設計采用

27、0煤法，爆破落煤，木支架控頂，全部垮落法管理頂板。（本設計以東翼為例）回采工作面采用電煤鉆打眼，爆破落煤，回柱絞車回柱放頂等回采工藝。1152回采工作面斜長2025m，平均煤厚2.0m，傾角平均為70°，回采工作面采用三、五排控頂，一梁三柱傾向木支架支護，排距0.7m，柱距0.7m，最大控頂距2.8m，最小控頂距1.4m，放頂步距1.4m。所用木材直徑不小于16cm，頂梁為直徑16cm的半圓木，梁長1.8m，探頭0.2m。因礦方未提供煤層頂底板的力學性質和有關礦壓方面的實測資料，只能按48倍采高估算壓力。P=8H=8×2.5×2.0=40.0（噸力/m2）式中：P

28、-估算的采場上方壓力（噸力/m2）；-采場上方巖層平均容重（t/m3）；H-采高（m）,按煤層平均厚度選取。而一根直徑16cm的松木縱向抗壓強度約30噸，設計支護密度為8.16根/m2，安全系數約7。設計支護密度合理。但回采工作面礦壓顯現是一個動態(tài)變化過程，放頂前必須在切頂線加密集支柱，切頂線以內抬樓連鎖，上下安全出口及地質構造帶等設木垛。作業(yè)過程中根據情況加設木垛、叢柱、戧柱、抬棚等加強支架。并進行礦壓觀測。二、工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型采煤工作面設一個小臺階，臺階長度10mm左右，寬度23m。采用“三五”排控頂方式，循環(huán)進尺1.4m，一日一個循環(huán)，工作面年推進度462m，一個回采

29、工作面可保證礦井3萬t年產量。工作面煤炭自溜至區(qū)段煤層運輸平巷，區(qū)段煤層裝入U0.75m3側翻式礦車，人力推運從平硐至地面煤倉。井下原煤運輸流程如下:回采工作面區(qū)段運輸平巷+240m底板運輸大巷平硐地面三、礦井生產能力核定1、采煤工作面生產能力A采=l·h·L·d·K=20×2.0×（1.4×330）×1.45×0.95=25000(t)式中：l-工作面傾斜長度,m;h-工作面采高,m;L-工作面年推進度,m;d-煤的容重,t/m3;K-工作面回采率;2、煤巷掘進工作面生產能力掘進煤量按回采煤量的20%計

30、算，則全礦掘進煤量A掘進=25500×20%=5100（t）3、礦井生產能力A=A回采+A掘進=25500+5100=30600（t）30000（t）第七節(jié) 礦井通風與安全一、礦井通風系統(tǒng)及通風方式通風方式：礦井采用中央邊界式通風方式，主平硐 為進風井，風井為回風井。通風方法：抽出式通風礦井通風路線：主平硐（進風）+240m底板運輸大巷+240m石門1152運輸平巷1152工作面1152回風平巷+260m回風石門+260m回風大巷風井地面。二、礦井風量計算該礦2005年未進行瓦斯等級鑒定，本設計參照相鄰煤礦巨底沖煤礦2005年瓦斯等級鑒定結果（湘煤行2005233號），相對瓦斯涌出量

31、為16.61m3/t，屬高瓦斯礦井。按回采、掘進、硐室實際需要的風量總和計算礦井總風量。1、回采工作面所需風量(1)、按工作面良好氣候條件所需風量-*(2)、按工作面稀釋瓦斯所需風量：Q采=0.0926qch4×T×K=0.0926×16.61×91×1.45=202.95 m3/min回采工作面所需風量取最大值Q采=226.8m3/min2、掘進頭采用局扇壓入式通風，獨立通風系統(tǒng)，一個掘進頭需要風量150m3/min，則掘進所需風量為：Q掘=3×150=450m3/min。3、其他所需風量其他巷道按50 m3/min配風稀釋瓦斯，Q

32、他=50m3/min。4、礦井所需總風量Q總Q總=(Q采+Q掘+Q他)×K通 =(226.8+450+50)×1.2=872.16m3/min=14.54m3/s5、風速校核（1）、主平硐斷面積為4.97m2，風量是14.4m3/s，V=14.4/4.97=2.92m/s 1m/sV8m/s（2）回采工作面平均控頂距斷面積為4.2m2，風量為4.54m3/sV=4.54/4.2 =1.08m/s0. 25m/sV4m/s（3）風井斷面積為4.1 m2, 風量為14.54 m3/sV=14.54/4.1=3.55m/s1m/sV8m/s（4）按同時工作的最多人數計算礦井同時工

33、作的最多人數為80人，所需風量為320m3/min，而本礦所配風量為872.16m3/min320 m3/min。以上風速均符合煤礦安全規(guī)程要求。按最大班下井人數和噸煤供風標準校驗，供風量符合要求，確定礦井總風量為14.54m3/s。回采工作面按272.16 m3/min配風，掘進工作面按180 m3/min配風,其他巷道按60 m3/min配風。6、礦井通風阻力計算通過計算礦井前期通風最大負壓為146.88Pa，通風等積孔為：A=1.19×Q/H1/2=1.19×14.54/146.881/2=1.43m2礦井通風等積孔等于1，礦井通風難易程度屬中等。（見通風負壓計算表）

34、礦井前期通風困難時期通風阻力計算表序號井 巷名 稱支 護形 式阻力系數（Ns2/m4）巷道長度（m）巷道周長（m）凈斷面（m2）風量（m3）通風阻力（Pa）1主平硐 砌碹0.005158.54.9714.541.1211軌道上山砌碹0.0052317.944.112.5420.923+130m運輸石門砌碹0.0051707.944.14.542.0241157運輸平巷木支0.0283507.83.694.5431.3651157回采工作面木支0.048408.24.24.544.3861157回風巷木支0.0283307.83.694.5421.557+165m石門砌碹0.005807.944

35、.112.5429.56811通風上山砌碹0.0051907.944.112.5417.219風井砌碹0.005607.944.115.545.43小計133.53局部阻力 按10%計算 13.35合計146.88礦井后期通風最大負壓為277.97Pa，通風等積孔為：A=1.19×Q/H1/2=1.19×11.54/277.971/2=0.82m2礦井通風等積孔小于1，礦井通風難易程度屬偏困難。（見通風負壓計算表）礦井后期通風困難時期通風阻力計算表序號井 巷名 稱支 護形 式阻力系數（Ns2/m4）巷道長度（m）巷道周長（m）凈斷面（m2）風量（m3）通風阻力（Pa）1主平

36、硐 砌碹0.005158.54.9711.540.69211軌道上山砌碹0.0052317.944.111.5417.723+130m運輸大巷砌碹0.0058807.944.111.5467.50413軌道上山砌碹0.005757.944.111.545.755+165m石門砌碹0.005607.944.111.544.661331運輸平巷木支0.0283507.83.694.5431.3671331回采工作面木支0.048408.24.24.544.3881331回風平巷木支0.0284407.83.694.5439.429+165m石門砌碹0.005807.944.111.546.1410

37、13通風上山砌碹0.005757.944.111.545.7511回風上山砌碹0.005857.944.111.546.5212+240m回風大巷砌碹0.0057207.944.111.5455.2313回風上山砌碹0.005707.944.111.545.3414風井砌碹0.005307.944.111.542.3小計252.7局部阻力 按10%計算 25.27合計277.97第三章 礦井主要機械設備第一節(jié) 礦井提升設備一、設計依據1、礦井年產量：3萬t；2、工作制度：年工作日330d，日提升時間14h；3、11軌道上山上車場標高：+238.5m，落底標高：+130m，井筒坡度：28

38、6;，井筒長度：231m；4、12軌道下山上車場標高：+240m，落底標高：+130m，井筒坡度：28°，井筒長度：234m；5、提升方式及提升容器提升方式:上、下平車場,單鉤串車提升;提升容器: U-0.75m3側翻式礦車。6、矸石產量按原煤產量的10計算。二、11軌道提升設備選型（一）、確定一次提升量1、提升斜長：LALLB23121252m式中：LB - 從變坡點阻車器至尾車停車點的距離，取LB21m。2、一次提升循環(huán)時間TX2×（L/V平+30）2×（252/1.530）396s3、一次提升量的確定aCaf.A.Tx/（3600.br.t）=1.2

39、5;1.2×33000×396/（3600×330×14）1.13t式中:C - 提升不均衡系數 取C1.2af - 提升能力富裕系數 取af1.2A - 礦井年產量 A33000t（含10矸石產量）br- 年提升工作天數 br330dt - 日提升工作時間 t14h4、一次串車數的確定ZQ/v.r.=1.13/（0.75×1.0×0.8）=1.9輛取Z3輛式中：V - 礦車容積 V0.75m3r - 松散煤容重 取r1.0tm3 - 礦車裝滿系數 取=0.8（二）、鋼絲繩的計算1、鋼絲繩的懸垂長度 LC定井口變坡點至鋼絲繩與天輪接觸

40、點長度L=31m，則：LCL + L23131262m2、每m鋼絲繩重：PZ（GG0）（sincos）1.1×BmaLc(sin+cos)3×（600400）×（sin28°0.025×cos28°）1.1×155006.5262×（sin28°0.25×cos28°）0.6038Kg/m式中：G - 礦車載重，G0.75×0.8×1000600kgG0- 礦車自重，取G400kgB- 鋼絲繩公稱抗拉強度ma- 安全規(guī)程規(guī)定鋼絲繩最小安全系數 ma6.5- 礦車運行

41、阻力系數 取0.025-鋼絲繩運行摩擦阻力系數 取0.25選擇鋼絲繩6×1915.5155型。每米鋼絲繩重：P0.8457kg/m，鋼絲破斷拉力總和Qq13850kg。3、鋼絲繩安全系數驗算mQq / Z(G+G0)( sincos)+PLc( sin+cos)138503×（600400）×（sin28°0.025×cos28°）0.8457×262×（sin28°0.25×cos28°）8.5>ma=6.5故選擇6×1915.5-155型鋼絲繩合格。（三）、提升機的

42、選擇、絞車卷筒直徑選擇根據煤礦安全規(guī)程第416條，安裝在井上的絞車，其卷筒直徑D應不小于鋼絲繩直徑d的80倍，安裝在井下的絞車，其卷筒直徑D應不小于鋼絲繩直徑d的60倍，在滿足提升安全的條件下,按井下使用的絞車計算,則：D60d60×15.5930mm，選擇標準直徑1000mm。、絞車卷筒寬度的選擇根據煤礦安全規(guī)程第419條之規(guī)定，纏繞層數：K3平均纏繞直徑：DPD +（K-1）d1000+（3-1）×15.51031mm卷筒寬度：B LA+Ly+（3+4）D（d+）/（KDP） 252+20+（3+4）×3.14×1.0（15.5+2）/（3×

43、;3.14×1.031）530mm選擇標準寬度800mm。式中：LA提升長度Ly鋼絲繩試驗長度，取Ly20m鋼絲繩在卷筒上纏繞間距，取2mm、提升機的選擇根據計算的絞車直徑和寬度，選擇JT1.0×0.8型單筒提升絞車。其主要技術參數如下：滾筒直徑D1000mm滾筒寬度B800mm平均速度V平1.5m/s最大靜張力Fjmax20KN2、最大靜張力校驗FjZ(G+G0)( sincos)+PLc( sin+cos)=3×（600400）×（sin28°0.025×cos28°）0.8457×262×（sin2

44、8°0.25×cos28°）1628kgFjmax25KN滿足要求（四）、電動機容量的確定N K·Fj·Vmax（102· ） 1.1×1628×1.5（102×0.85）31kw式中：K - 電動機備用系數 取K1.1-電動機效率 0.85選擇YR280S8型電動機，其額定功率為37KW ,額定轉速為730r/min，額定電壓為380V，經驗算符合要求。（五）、絞車提升能力的校驗實際提升能力AZGbt·3600/（C·Tx） 3×0.6×330×14&#

45、215;3600/（1.2×396） 63000（t/a）提升能力滿足要求。富裕系數為：afA/A63000/330001.91.2故經選型計算，確定11軌道上山提升系統(tǒng)選用JT1.0×0.8型單筒提升絞車，其配套電動機為YR280S8，功率37KW。配用鋼絲繩為6×19-15.5-155型,絞車平均速度為1.5m/s。每次提升煤3車或矸石2車。絞車電控制采用JXP-37D成套電控系統(tǒng)。三、12軌道上山提升設備選型12軌道上山與11軌道上山井筒參數基本相同,不再進行計算。根據11軌道上山提升系統(tǒng)選型計算,確定12軌道上山提升系統(tǒng)選用JTB1.0×0.8型

46、單筒防爆提升絞車，其配套電動機為YB280S6，功率45KW。配用鋼絲繩為6×19-15.5-155型,絞車平均速度為1.5m/s。每次提升煤3車或矸石2車。絞車起動采用直接起動。第二節(jié) 礦井排水設備一、 設計依據：1、礦井采用一級排水，礦坑涌水從+130m水平直接至主平硐 (標高+238.5m)后自流出井。2、礦井在+130m水平正常涌水量10m3/h，最大涌水量15m3/h。3、礦井水性：中性二、排水設備選型水泵選用D80-30×4型水泵3臺，其中安裝2臺,1臺工作，1臺備用，另在地面?zhèn)湟慌_檢修。水泵額定流量43m3/h，額定揚程120m。水泵配套電機YB180M-2（

47、22kw，380V）。排水管路選用102×4無縫鋼管，從+130m水泵房沿11軌道上山敷設兩趟至主平硐排水溝，一趟工作，一趟備用。吸水管采用121×4無縫鋼管,每臺水泵安裝一路。正常涌水期間1臺水泵工作，日實際排水時間5.6小時；最大涌水期間也是1臺水泵工作，日實際排水時間8.4小時，滿足煤礦安全規(guī)程和設計規(guī)范的要求。第三節(jié) 礦井壓風設備一、設計依據礦井有二個巖巷掘進頭用風，使用YTP-26氣腿式鑿巖機二臺。二、設備選型考慮壓風設備及壓風管路的氣量、氣壓損失，選用2臺2V-6/8空氣壓縮機,一臺工作,一臺備用。壓風機配套電機為Y250M-6，功率37kw，壓風機工作時，產生

48、的氣壓為8Kgf/cm2，氣量為6m3/min，產生的氣量與氣壓均滿足掘進工作面風動工具使用的需求。壓風管路采用54×4無縫鋼管，鋼管之間采用管法蘭連接。第四節(jié) 礦井通風設備一、設計依據1、礦井所需風量：14.54m3/s2、礦井前期最大負壓：146.88Pa，3、礦井后期最大負壓：277.97Pa， 4、礦井瓦斯等級：高瓦斯礦井。二、設備選型1、通風機風量的計算（確定選用軸流式通風機）QK×QK1.15×14.54=16.72m3/s2、通風機風壓的計算通風機必須產生的最大靜壓：Hjmax=hmax+h=277.97+180=458(Pa)式中：h -通風設備阻

49、力，一般取150200pa，取h 180pa3、預選通風機：YBK56-6-13型軸流式通風機。4、通風機工作點的確定最大網絡阻力系數Rmax=Hjmax/Q2=458/16.722=1.638則通風機在開采最大負壓時期的網絡特性方程式為H=RmaxQ2=1.638Q2將上述網路特性方程式按同一比例畫在YBK56-6-13軸流式風機的性能曲線圖上，即得風機在最大負壓時期工況點A。在工況點A點：QA16.38m/s HA=428.4pa A=71%5、功率的計算通風機軸功率的計算Nmax=HA.QA/1000A=428.4×16.38/(1000×0.71)=9.9kw6、電

50、動機軸功率的計算Ndmax=Nmax/c=9.9/0.98=10kw電動機容量的確定Ndmax=1.2Ndmax=1.2×10=12kw所以所選用的YBK56-6-13型通風機，其配套電動機為YBFe200L2-6，功率為22kw，能夠滿足要求。附：通風機性能曲線圖根據礦井所需風量和負壓，通過對通風機進行選型計算，選用兩臺YBK56-6-13型軸流式通風機作為主通風機，其中1臺工作，1臺備用。通風機配套電動機功率22kw，額定風量623m3/s，靜壓150800Pa，在礦井最大負壓時期（開采后期），將風機葉片調到36°度時，產生的風量為16.38m3/s，靜壓為428.4P

51、a，可滿足礦井安全通風的要求。風機在運行過程中，應根據礦井所需風量，適時調整風機風量，使風機在工況點范圍內運行。三、礦井反風根據YBK56-6-13型軸流式通風機工作性能特性，該通風機可以采用通過改變風機旋轉方向直接進行反風，不需設立專門的反風道。礦井每年應進行一次反風演習。第四章 礦井供電與通訊第一節(jié) 礦井供電電源礦井只有一路供電電源，來自新化縣城35KV變電站，供電架空線規(guī)格LGJ-50mm2，供電距離10Km，10KV“T”接至礦，礦井自備有一臺75KW柴油發(fā)電機用為備用電源已不能滿足安全生產的要求，應更換成一臺120kw的柴油發(fā)電機，以保證礦井安全生產。由于備用發(fā)電機中性點接地，不能直

52、接向井下供電，因此采用一臺S-80/0.4/0.4型隔離變壓器,將備用發(fā)電機中性點接地隔離后,再向井下供電,保證礦井用電安全。第二節(jié) 礦井地面供電礦井地面主要負荷有：11軌道上山絞車(安裝在地面)、主通風機、壓風機、礦木加工、機修及照明等。用電負荷在120kw左右，考慮設備同時利用系數，選用一臺S9-100/10/0.4型變壓器，中性點接地，專供礦井地面用電。變壓器高壓側采用RW3-10跌落式熔斷器控制和保護。并安裝FS6-10配電式閥型避雷器一組，用于防雷電保護。變壓器低壓側選用PGL2型低壓配電屏控制和保護。從低壓配電屏引雙回路至地面抽風機房，單回路至其它各用電設備。第三節(jié)礦井井下供電礦井

53、井下的主要用電負荷有：主排排水泵、12軌道上山絞車、及采、掘進工作面少量電氣設備，總用電負荷在80kw左右，考慮設備同時利用系數，選用一臺S9-80/10/0.4型變壓器，中性點不接地，專供礦井井下用電。根據煤礦安全規(guī)程，選用一臺S9-30/10/0.4型變壓器，中性點不接地，專供井下掘進工作面局扇用電。在地面配電所安裝DW80型饋電開關，并安裝JY82-2型檢漏繼電器對井下供電進行漏電保護。下井電纜三趟，其中二趟選用U-1000，3×50+1×16型礦用橡套阻燃電纜，從地面變電所沿主平硐、11軌道上山敷設至+130m水泵房,二趟電纜，一趟工作，一趟帶電備用。另一趟選用U-

54、1000，3×25+1×10型礦用橡套阻燃電纜，作為作為局扇供電專用電纜。下井電壓采用380V。在+130m水泵房安裝饋電總開關及各支線饋電開關和隔爆磁力起動器，控制水泵起動和采區(qū)供電。井下瓦斯監(jiān)控系統(tǒng)的電源應取自被控制開關的電源側，防止采區(qū)電氣設備因故停電而引起瓦斯監(jiān)控系統(tǒng)停電，以保證瓦斯監(jiān)控系統(tǒng)24小時不間斷地對井下各作業(yè)點實行瓦斯監(jiān)控。井下掘進工作面局扇供電，應實現風電、瓦斯電閉鎖。井下所有的電氣設備都必須具有“產品合格證”、“防爆合格證”和“煤礦礦用產品安全標志”。凡“三證”不齊或防爆設備失去防爆性能時，嚴禁在井下使用。井下127V電煤鉆應使用BZZ-2.5型電煤鉆綜合保護裝置。井下127V照明及信號電源應取自BZX-2.5型照明綜合保護裝置。井下所有電氣設備的外殼應接地。在井下水倉中安設主接地極，在各配電點設輔助接地極，電氣設備的外殼通過電纜接地芯線或接地線與主接地極構成井下總接地網，接地網上任一保護點的接地電阻不應超過2歐姆。第四節(jié)礦井通訊礦井行政管理與生產調度共設一臺HJD-80型調度總機，井下各主要硐室及采掘工作面設本安型電話分機，地面各機房、辦公室設按鍵電話分機。礦井調度室及辦公室各設一臺程控電話機，供礦井與外界聯系。第五章 安全技術措施 煤礦必須堅持“安全第一，預防為主”的方針組織生產，加強安全設施的裝備，搞好安全培訓工作