采矿工程毕业设计(毕业论文)

来源：百家汽车网

题目： XXX煤矿开采设计说明书专业：采矿工程本科生: 指导老师：

摘要：本设计所做只考虑甘肃靖远煤业集团XXXX煤矿一号煤层。该井田地质条件较

复杂，地质资源储量2。1亿吨，可采储量1。21亿吨,设计生产能力150万t/a,服务年限57a.矿井瓦斯涌出量较高，为高瓦斯矿井.

矿井采用双斜井开拓。初期开凿有主斜井、副斜井和回风立井。采用单一走向长壁后退式开采，综合机械放顶煤采煤.分区域通风方式，抽出式通风。关键词：综合机械化放顶采煤法服务年限生产能力通风设计类型：模拟型

Abstract

The design is about the exploitation design of 1coal seam of Dashuitou coal mine inGansu Province . The geological condition of coal mine is complexity。 The workable mine reserves is 216Mt and the designed mine capbility is1。2Mt/a ， so the mime serveice life is 72years。 The mine gas emission is higher, so it is highly gassy mine well。

Mine with double shafts development. The initial digging in inclined, deputy shafts and return air shaft. By using single longwall mining to back type, comprehensive mechanical top coal caving mining。 Points area， drew the ventilation type .

Keywords： Mechanized caving mining method serveice life production capacity ventilation Paper type： Simulation type

前言

毕业设计是采矿工程专业培养计划中最后一个,也是最关键、最重要的一个教学环节，是教学时间最长（14~16周），参与教师最多，学生学习量最大,教育任务最重的一个实践性教学环节.毕业设计的效果直接影响培养目标的实现和学生就业后在专业上的发展。

矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件,但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤,培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力,提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫.

本次设计的参照矿井是靖远煤业大水头矿，本次设计就是在大水头煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据,按照指导老师的要求作了一些改动后,对矿井做的初步设计.其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征；矿井储量、年产量及服务年限；井田开拓；煤方法;矿山通风等方面.

第1章井田概况及地质特征 .................................................................................................. 1

1。1矿（井）田位置及交通 ........................................................................................... 1

1。1。1交通位置 .................................................................................................... 1 1。1.2地形、地势 ................................................................................................... 1 1.1.3气象及水文 ...................................................................................................... 1 1。1。4矿区概况 .................................................................................................... 2 1。2矿(井)田地质构造 ................................................................................................... 2

1.2.1地层 .................................................................................................................. 2 1。2.2构造 ............................................................................................................... 4 1.3矿体赋存特征及开采技术条件 ................................................................................. 6

1。3。1煤层及煤质 ................................................................................................ 6 1。3.2瓦斯、煤尘、煤层自燃性、地温地压 ....................................................... 8 1.3.3水文地质 .......................................................................................................... 8 1.4矿（井）田勘探及勘探程度评价 ........................................................................... 10 第2章井田开拓 .................................................................................................................... 11

2.1 矿井生产能力及服务年限 ...................................................................................... 11

2.1.1矿井工作制度 ................................................................................................ 11 2。1。2 矿井生产能力 ......................................................................................... 11 2。1.3 矿井设计服务年限 .................................................................................... 11 2。1。4 矿井储量 ................................................................................................. 11 2.2 矿（井)田境界及储量 ............................................................................................ 12

2.2.1 井田境界 ....................................................................................................... 12 2。2。2 资源/储量 ............................................................................................... 12 2。3井田开拓 ................................................................................................................. 12

2。3。1 工业场地及井口位置选择 ..................................................................... 12 2。3。2 井筒形式的确定 ..................................................................................... 13 2.3.3 井筒数目的确定 ........................................................................................... 13 2.3。4 井田内划分及开采顺序 ............................................................................ 13 2.3。5 开采水平的划分及水平标高的确定 ........................................................ 14 2。3.6 阶段运输大巷和回风大巷的布置 ............................................................ 14 2.4 井筒 .......................................................................................................................... 14 2。5 井底车场 ................................................................................................................ 17

2。5.1. 形式选择 ................................................................................................... 17 2。6 方案比较、确定开拓系统 .................................................................................... 17

2。6。1．开拓方案的确定 ................................................................................... 17

第3章大巷运输及设备 ........................................................................................................ 21

3.1 大巷运输方式选择 .................................................................................................. 21

3。1.1大巷煤炭运输方式选择 ............................................................................. 21 3。1。2 大巷辅助运输方式选择 ......................................................................... 21 3。2 矿车 ........................................................................................................................ 21

3.2。1 矿井车辆配备 ............................................................................................ 21 3.2.2 井巷铺轨 ....................................................................................................... 22 3。3 运输设备选型 ...................................................................................................... 22

3。3.1 电机车选型 ................................................................................................ 22 3.3.2 带式输送机选型 ........................................................................................... 23

第4章采区布置及装备 ...................................................................................................... 26

4。1 采区布置 .............................................................................................................. 26

4。1.1 矿井设计初期采区位置选择 .................................................................... 26 4.2 采区的划分 ............................................................................................................ 26

4。2。1 采区参数的确定 ..................................................................................... 26 4.2.2 采区的划分 ................................................................................................... 27 4.3采矿(煤)方法 ........................................................................................................... 27

4。3。1 采煤方法 ................................................................................................. 27 4.3。2 采煤工艺 .................................................................................................... 27 4。3.3 工作面的重要参数 .................................................................................... 30 4。4 采区巷道布置 ........................................................................................................ 30 4.5 工作面设备确定 ...................................................................................................... 31 4.6 劳动组织 .................................................................................................................. 33 4.7 技术经济指标分析 .................................................................................................. 34 第5章矿井通风与安全 ........................................................................................................ 37

5.1 拟定矿井通风系统 ................................................................................................ 37 5.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 .......................................................... 37 5.3 计算矿井总风量 ...................................................................................................... 37

5.3。1 按井下同时工作的最多人数计算 ............................................................ 37 5。4 矿井通风设备的选型 ............................................................................................ 40 5.5 计算矿井通风等积孔 .............................................................................................. 41 5。6 概算矿井通风费用 ................................................................................................ 42

5.7 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施 .................................. 42

5.7。1 瓦斯 ............................................................................................................ 42 5.7.2预防火灾事故安全措施 ................................................................................ 43

第6章矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型 ........................................................ 46

6.1矿井提升设备选型 ................................................................................................... 46

6.1。1 矿井提升设计的主要依据和原始资料 .................................................... 46 6。1。2 提升设备的选型计算 ............................................................................. 46 6。2 主运输设备选型 .................................................................................................... 55 6。3排水设备 ................................................................................................................. 65

6.3.1设计依据 ........................................................................................................ 65 6。3。2 设备选型 ................................................................................................. 65 6。4压缩空气设备 ......................................................................................................... 66 第7章环境保护 .................................................................................................................... 67

7。1环境现状及地面保护物概述 ................................................................................. 67 7。2 主要污染源及污染物 ............................................................................................ 69 7.3 资源开发对生态环境影响与评价 .......................................................................... 69 7。4 资源开采环境损害的控制与生态重建 ................................................................ 71 7.5 矿区环境保护与生态重建估算 .............................................................................. 72 论文:综放工作面安全回撤技术措施 .................................................................................... 73 第1章概况 ............................................................................................................................ 73

1。1 工作面概况 ............................................................................................................ 73 1。2 工作面设备概况 .................................................................................................... 74 第2章回撤的主要设备、电缆 ............................................................................................ 74 第3章回撤通道施工 ............................................................................................................ 74

3。1 工程量及断面 ........................................................................................................ 74

3.2 施工方法 .................................................................................................................. 75 3。3 回撤通道支护参数 ................................................................................................ 75 第4章回撤工艺和顺序 ........................................................................................................ 75

4。1 工作面设备停电顺序 ............................................................................................ 75 4。2 系统设备的回撤顺序 ............................................................................................ 76 4.3 设备回撤方法 .......................................................................................................... 76

4。3.1 液压支架的回撤方法 ................................................................................ 76 4.3.2 其它主要设备的拆除方法 ........................................................................... 76

第5章设备装运 .................................................................................................................... 77

5。1 装车方法 ................................................................................................................ 77 5。2 设备运输路线 ........................................................................................................ 77 5。3 绞车使用要求及明细表（资料由机电运输部提供） ........................................ 78

5。3。1 运输小绞车运输能力验算 ..................................................................... 78 5。3。2 运输系统小绞车参数表 .......................................................................... 82

第6章回撤期间顶板管理 .................................................................................................... 82 第7章回撤期间“一通三防”管理及安全技术措施 ........................................................ 83

7.1 回撤期间通风系统及瓦斯、煤尘、火灾防治 ...................................................... 83 7。2 “一通三防\"安全技术措施 .................................................................................. 83 第8章施工组织安排 ............................................................................................................ 84 致谢 .................................................................................................................................. 85 参考文献 .................................................................................................................................. 86

第1章井田概况及地质特征

1.1矿(井)田位置及交通

1.1.1交通位置

靖远煤业集团有限责任公司XXX煤矿位于甘肃省白银市平川区境内，距靖远煤业集团有限责任公司约3km。井田走向北西～南东,倾斜北东，长约7.99km,宽约2。5km，面积约15.16k㎡.地理座标:东径104°48′—104°55′,北纬36°43′-36°47′。

铁路专用线由白(银）—宝（积山）线长征站接轨，行程1。3km，直接通达本矿工业场地;矿区公路与兰（州）—银（川）公路、靖(远）—海（源)公路连接，交通运输十分便利。见图1.1.1.

图1。1.1 矿区交通位置图

1。1.2地形、地势

矿区地处干旱区,地貌形态的雕琢以剥蚀为主，且受构造和岩性的制约,基岩裸露，地形复杂，井田南部有刀楞山,山前为沙川丘陵,东北及东部为黄土丘陵山地。

1。1。3气象及水文

区内无常年性流水，井田南部有大水头沙河自东向西流过，平时干涸，雨季暴雨来

临时可形成洪水，河水猛涨，但河面开阔，数十分钟后水流即可消失.西二采区地面为荒坡区，其上部靖远电厂的储渣区有积水存在.

本区属性干旱气候,年最低气温—23。8℃，最高气温+37。4℃，平均日温差180左右。冰冻期为11月至次年2月，地表冻结深度可达0。95m。年降雨量为238。2mm，多集中在6～9月份，年蒸发量为1500mm以上。全年多北风，次为东南风，冬春之交有大风,最大风力可大8级.

1.1.4矿区概况

本区以农业为主,农产品主要有小麦、谷物，玉米等。由于干旱多风,产量均较低。工业方面，有靖远煤业集团有限责任公司王家山煤矿、大水头煤矿、红会一矿、红会四矿、宝积山煤矿、机械制修厂以及靖远电厂等企业.整个靖远矿区水、电、路、通讯等都已形成系统和综合能力。主要建筑材料除钢材外，水泥、砖、砂、石、白灰为当地生产材料，均可就地买到。

矿区行政、文教、医疗设施等都具有相当规模，职工中专一所、技校一所、职工子弟中学三所、小学五所,另有甘肃省煤炭工业学校一所,矿区总院一所、分院两所，整个靖远矿区水、电、路、通讯等都已形成系统和综合能力。

1。2矿（井）田地质构造

1。2。1地层

井田内发育着第四纪、白垩纪、侏罗纪和三迭纪的地层。（1）第四系(Q）

①全新统

为现代冲击、洪积、坡积的砂砾石层及部分耕植土。主要分布于几条沙河和一些冲沟里.厚度0。50~32。25m，平均8。45m。

更新统分为上下两部分.

上部:其上为黄土；其下为砂砾石、碎石与黄土互层。平均6。53m. 下部：为钙质胶结的砾石层（俗称拉牌层）。砾石成分复杂，分迭性差。平均厚度2.75m。

更新统主要分布于本区西部和东部的丘陵地带，不整合于下伏地层之上. （2)白垩系（K）

在补勘区内仅发育下白垩统（K1）地层，平均厚度237m。其岩性由上至下可分为：

○，1紫色、紫红色、棕紫红色厚层状砂质泥岩，夹条带状灰绿色及兰灰色粉砂岩

和细粒砂岩。平均厚度152.72m.

错误!灰色、灰绿色、黄绿色、深灰色泥岩及砂质泥岩。夹薄层灰绿色粉砂岩及细

粒砂岩.靠下部夹黑色油页岩薄层及沥青质小透镜体。平均厚度58.85m。

错误!紫红色厚层状砂质泥岩，夹薄层灰绿色粉砂岩。平均厚度28。58m。

错误!浅灰绿色—灰白色中粒砂岩.局部微带黄绿色及灰褐色，其顶部部分为细粒砂岩，其底部部分为粗粒砂岩。平均厚度4.85m。

下白垩统与下伏地层呈平行不整合接触。（3）侏罗系（J）

可分为上侏罗统和下侏罗统。上侏罗统（J3）：平均厚度228.m。按岩性可分为上、中、下段。

错误!上段(J33）:主要为灰绿色、浅灰绿色、灰褐色、灰白色的各种粒度的砂岩呈互层状产出，并夹一些薄层紫红色泥岩等。这套地层一般西部厚、东部薄.平均厚度148。16m.

错误!中段(J32）:为紫红色及杂色砂质泥岩，夹薄层灰绿色粉砂岩和细粒砂岩。底部为一层灰白色、灰色中—粗粒砂岩。其间在区域东部夹二层至三层较厚的中粒砂岩.区域西部夹一至二层薄层细—中粒砂岩。本段地层东部较后,西部较薄.平均厚度53。48m。

错误!下段（J31)为灰白、浅灰、灰绿色中—粗粒砂岩与紫红色、杂色含铝土质砂质泥岩及灰绿色、深灰色粉砂岩互层。其东部以中、粗粒砂岩为主，泥质岩类较少。至西部泥质类增多，而碎屑岩类显著减少。最底部为一层灰白色、灰白微绿色中-粗粒砂岩，部分为砂砾岩。长石含量多，钙质胶结，具交错层理，含煤屑及黄铁矿晶体，为区内一重要标志层（通称K2）。本段地层东部厚、西部薄。平均厚度26。25m.

中下侏罗统(j1+2）:为本区含煤地层。平均厚度72。07m，按岩性可分为：

错误!上部为紫红色、杂色、鲜红色砂质泥岩与灰绿色粉砂岩互层，多含铝质，局部地区夹薄层灰色、灰绿色细粒砂岩。这套地层在该区域西部和北部较厚，东南部较薄。平均厚度22。23m。

错误!中部为灰色、深灰色、灰黑色砂质泥岩及粉砂岩。普遍含铝质，部分含石英粒，局部因石英颗粒含量增高而变为泥质砂岩。中上部普遍含煤一层,局部地段在主要煤层以下尚含薄煤一层.有部分煤层直接顶板为灰黑色碳质泥岩火砖灰色铝土质泥岩。该套地层西北部较后，东南部较薄。平均厚度32.18m。

错误!下部为灰色、灰白色、粗粒砂岩、砂砾岩夹灰色细粒砂岩、深灰色粉砂岩。该套地层在东南部较厚，向西、向北逐渐变薄。平均厚度17。66m.

该统与下伏地层呈不整合接触。（4）三迭系（T）

仅三迭系上统(T3)在该区发育,为灰绿色、黄绿色细粒砂岩、中粒砂岩及粗粒砂岩,局部含砾、含碳质碎屑、煤屑、黄铁矿结核等。具有清晰的斜波状层理及交错层理。夹灰绿色、灰色粉砂岩，部分为砂质泥岩及碳质泥岩。其中夹薄层煤层或煤线，水平层理及波状层理特别发育。沿层理面分布大量黑白云母，厚度不详.

上三迭统构成本区煤系地层的基地.

井田深部地层与靖远煤田各矿区地层均可对比。

靖远煤田的中生界地层已有新的划分，但为了与原报告、资料的图、文一致，仍采用原地层符号。其新旧对照见表1.2.1。

表1。2.1 新旧地层对照表

原划分 K2 K1 J3 J1+2 T3 新划分 K1hK 河口群 J3K 苦水峡组 J22W 王家山组 J21W 王家山组 J2Y 窑街组 J1d 大西沟群 T3 南营尔群地层桔红色砂岩段桔红色泥岩段油页岩段草黄色砂岩段含煤岩段砾岩段 1。2.2构造

(1)褶皱

错误!胶泥汤凹陷：位于西II勘探线至II勘探线之间的胶泥汤一带，其中心位置在新100号孔和新52号孔附近,为本区内煤层埋藏最深的部位（+937.45m)，自北向东南逐渐抬起，往西被F5断层所截.

错误!前汤山隆起:位于前汤山一带，西起于II勘探线,向东至V勘探线以东，在该范围内向斜轴线不清楚，轴部宽缓,近似于箱状,表现在底板等高线图上等高线非常稀少,自该部位向东西两端均逐渐降低。

错误!花尖子短轴向斜:位于花尖子一带，西起于V I勘探线，东至加VIII线与Ⅸ线之间，西端翘起，向东逐渐倾伏。

错误!腰水短轴背斜:位于花尖子向斜的腰水村附近，西起于Ⅵ线以西，为一向南东倾伏的鼻状构造，止于VIII与I X线之间,轴向北57°西，全长1.7km，两翼倾角平缓（一般在10°左右）,该背斜的西段由于F40断层切割,其西南翼受到破坏。

(2)断层

1刀楞山断层 ○

位于刀楞山北侧，东起于Ⅵ线以东，其延伸方向与地层走向及地形延伸方向基本一致，呈北46°－61°西，并继续向西延伸至黄家坝梁一带，长度在10km上,地表沿断层线表现为地层明显重复，断层面在地表大多向南西倾，亦有少数向北东倾，倾角53°－90°,往深部逐渐变缓,落差表现为西大东小，其中1线120m，Ⅵ线53m，至加Ⅵ线无明显落差，最后消失于Ⅵ一Ⅶ线之间，为一压扭性逆断层。

错误!F40断层

位于井田中部，东起于Ⅷ勘探线附近，走向北25°－38°西，向西北延深与F5断层相交，断层面倾向南西，倾角73°－88°，其南西盘下降，北东盘上升，垂直落差西大东小，为张扭性断层,以张性为主，扭性表现较弱，平面上其北东盘往南东方向移动，南西盘往北西方向移动。

3F5断层 ○

位于井田西部黄水沟一带,横贯井田深部,南端与刀楞山断层相交，北端延伸至井田

外，全长3km,走向近南北，倾向东，倾角65°左右，垂直落差55m－83m，北大南小，为一张扭性断裂，平面上其东盘相对往南移动,西盘相对往北移动。

○，4F46断层

根据靖远矿务局补充勘探报告,确认即为133队地质勘探报告所指“宝积山向斜”，但该断层无详细资料，需待今后生产过程中逐步摸清。

综上所述：本区构造形迹大都受陇西旋卷构造控制，主压扭性结构面控制了煤系地层的展布。主要断层特征见表1。2。2,附煤层柱状图.

表1.2.2 主要断层及构造特征表断层名称刀楞山断层构造性质产状（褶曲轴面）走向倾向 NE 备注倾角 50° ~60° 73° ～88° 65° 30° ~60° 落差位于刀楞山北侧，东起Ⅵ勘探线以40～东，走向长10km左右，断层带宽2～120m 50m。 23～53m 55～83m 位于井田中部，东起Ⅷ勘探线，走向长7km，断层带宽1~8m。位于井田西部黄水沟一带，走向长3km. 位于井田南侧，走向长10km以上。压扭性N46～逆断层 61W N25～38W SN F40 正断层 SW F5 逆断层 N F1～2逆断层断层组 NW SW 系组 J2x J J2y 4.49

柱状图1。2。3 煤层柱状图层厚（m）岩石名称岩性描述 3.5 浅灰色,灰白色，含少量矿物碎屑,块状较坚硬，分选中等,成份粗砂岩以石英为主,次为长石，部分区域为粉砂岩与泥岩互层，波状层理. 紫褐色，灰绿色，中夹1.4米砂质泥岩左右灰绿色粉砂岩，底部为1米左右厚的炭质粉砂岩。砂质泥岩紫红色,团块状裂隙面具光滑感，底部渐变为浅灰色,含铝质，致密，遇水易膨胀. 2。74 3.66 9.10 3。58 2.86 含砾粗砂岩粉砂岩一层煤泥岩灰色、灰黑色，含粉砂质、铝质及植物化石、光泽强，裂隙面有滑感染手，夹薄层煤线，小区域底部有薄层炭质泥岩伪顶。黑色，多为粉沫状。灰黑色，含炭质、砂质，煤屑, 块状结构, 致密坚硬，具斜状层理，底部为石英细砂岩. 灰白色，致密，坚硬，斜状层理,含石英砾岩，此为长石,含植物化石及矿石碎屑，硅质胶结. 1.3矿体赋存特征及开采技术条件

1.3.1煤层及煤质

(1）煤层

○，1赋存状况

本区共含煤三层，均位于侏罗系中统窑街组.自上而下称1层煤，2层煤和3层煤。1层煤为主要可采煤层，最小厚度0.53m(81号钻孔)，最大厚度33。38m(新111号钻孔），平均厚度10.34m;2层煤只在个别地段(115、新43和新45号钻孔附近）有其分布，但均不可采。3层煤亦仅见于东部Ⅸ号勘探线附近赋存，并向东在魏家地井田呈现可观范围的可采厚度，在本区无经济价值，故不予赘述。

错误!厚度变化

1层煤厚变化较大,但层位尚较稳定。控制煤层厚度变化的原因主要有两个:一为原始沉积盆地的基地，一为后期构造作用.

沉积原因的特征是:呈北西一南东方向分布的狭长煤盆地中部基底起伏不大，且较稳定,基底的沉降速度与泥碳堆积的速度大致相同，因而得以堆积较厚和较稳定的泥炭层。从东部的91、102号钻孔，经新43、66、49、61、新104、2、大检1、47、14、52

和新80号诸钻孔一带,西端的新100、新101号钻孔,除个别孔外，煤层厚度均在7m以上，最厚可达21m。而在盆地的边缘，则基底起伏不平和活动较大，因而形成如53号钻孔的岛状无煤区，和大水头煤矿五采区和三采区底凸煤层变薄带.

构造原因的特征是：在F40号断层与刀楞山断层之间和近邻地区，受构造挤压和拖曳作用的影响，煤层厚度短距离内变化大，出倾向厚薄变化相间出现的现象更加充分的显示与F1—2号断层有关,如北部钻孔49、补66及补68一线厚14.11～17.46m为厚带，向东南补67、补91、补90、补69、补67一线厚5.94－9.8m为薄带,向东南至48、补84、补81、补92、新61、补71、补76一线煤厚11。52—21。02m复为厚带；到花尖子向斜轴部附近煤又复变薄为2.27-10。26m如补79、补80、补82、新69。此厚薄相间带与F1～2号断层的走向基本平行，显然是受其逆冲推覆所致。

另外，在东南部6、37、新102和115号钻孔等小范围内煤层变薄则与后期冲刷作用有关.

井田范围内煤层厚度全部大于最低可采厚度，故煤层可采性指数（km）为1；煤层厚度变异系数全井田统一进行评价，煤层厚度均采用钻孔见煤层厚度(储量计算用厚度)，剔除了断层带附近及一些不合理和个别密度过大的钻孔，力求见煤点分布均匀,共采用314个见煤点，经计算变异系数（γ)为57％，属不稳定煤层。

错误!煤层结构

1层煤结构比较简单，一般含夹矸1～4层，或呈单一结构,只个别钻孔,入1、2、72、新号钻孔结构较复杂。夹矸厚度大多小于0.7m，少数达到1m以上，最厚为3。47m夹矸多分布在煤层下部，部分出现在上部或中部。

由于泥炭沼泽形成时环境的差异,也可出现煤分层尖灭或局部加厚现象,如新86和新55号钻孔。在主要煤分层上部约3.5m处又出现一层较厚的煤分层，因而这两个钻孔煤层总厚度比附近钻孔相差很大。

在刀楞山断层两盘，和接近F1—2号断层附近，煤的结构呈碎粒状，糜棱壮和鳞片状，在大水头煤矿1306西二石门，1260井底车场和六采区的大部分钻孔；从煤层顶部开始这种结构煤的厚度达2/3和4/5的煤层总厚.这种现象显然是受刀楞山断层的揉搓，和受F1-2号断层推覆碾压，使煤层发生流变所致.此种类型结构的煤对煤层瓦斯的生成与赋存意义重大.

错误!煤层顶、底板岩性

煤层顶板直接顶大部分为灰、深灰色铅质泥岩（平均厚度3。57m)，其上为灰白色砂质泥岩，粉、细砂岩、夹灰绿、紫红色砂质泥岩，薄层粗砂岩,见风后易破裂、冒落，难以管理。局部地段有伪顶,以炭质泥岩为主，平均厚度0.13m，最厚0。48m。煤层底板岩性以炭质泥岩、砂质泥岩及粉砂岩为主,厚度0。5－21.5m,炭质泥岩平均厚2。75m，最厚可达6.9m，直接底较软,遇水易膨胀。

（2）煤质

○，1灰分

原煤灰分最大为39.98％，最低为5。36％,平均为17。80％；精煤灰分最大为10.93％，最低为3。88％，平均为6.56%。属低～中灰分煤.灰分变化情况，大体62号钻孔的东北部分较低,一般低于10％，其余部分较高，大多高于10％,接近沉积盆地边缘部分灰分则显著增高,如81、87、新110号钻孔均大于35％.

2发热量 ○

原煤干基发热量最大值为7580MJ/kg，最小值为4460MJ/kg，平均值为16MJ/kg；精煤发热量最大值为8410MJ/kg，最小值为8080MJ/kg，平均值为8242MJ/kg。属较高发热量煤。发热量随灰分增高而降低。

错误!水分

原煤分析水分最大值2.62%,最小值0。91％，平均值1.67％;精煤水分最大值2.61％,最小值1。21%，平均值1。70%.属水分较低煤。（4）全硫

4硫 ○

原煤干基全硫最大值4.26％，最小值0.03%,平均值0.70％；精煤全硫最大值1。10％,最小值0.08%，平均值0。52％.属低硫煤，以硫化物为主，次为有机硫，硫酸盐硫微量。硫的含量一般是煤层上部比下部高。

错误!磷

原煤干燥状磷最大值0。106%，最小值0.002％，平均值0.017％。属低～中磷煤。错误!灰分及灰熔点

灰分成分以Si02为主，次为AL203、、Fe203，软化温度1113°C～1330℃,属中等~难熔灰分.

错误!工业牌号

本区1层煤的工业牌号有气煤、弱粘结煤，不粘结煤三种。本次补勘所获的粘性指标来看，没有多大差异,主要为不粘煤及弱粘煤，井田边缘个别钻孔中有气煤赋存，但不能成片连接，不具备单独开采条件。总的规律是煤层由上向下变质程度增高。

综上所述，本区1层煤为低～中灰、低硫、低～中磷，具较高发热量的动力用煤或化工用煤。

1。3.2瓦斯、煤尘、煤层自燃性、地温地压

（1）瓦斯

经甘燃化（1972）4号文批准为高瓦斯矿井.吨煤瓦斯涌出量为17.7～23.5m³。（2）煤尘

经大水头煤矿采样，原淮南矿务局化验室测定,煤尘有爆炸危险性。经重庆煤研所测定，爆炸指数为34。52%.

（4)地温、地压根据生产实际情况，大水头煤矿地温、地压正常.

1.3。3水文地质

矿井位于矿区向东南倾没的向斜自流盆地的西段，盆地中部广泛分布下白垩统泥岩隔水层，厚以百米计，其下为侏罗系三个层间裂隙承压含水层。自流水盆地岩石含水性

（1）I 含水层

位于中下侏罗统(J1+2）的下部，主要由中、粗粒砂岩,砂砾岩组成，在刀楞山一带厚120m,由北向南，由东而西逐渐变薄以至尖灭，平均厚度50m，属富水性极弱的含水层，据大水头煤矿以往生产时期观测的涌水量一般为20m³／h。

（2）一隔水层

中下侏罗统（J1+2)的中部及上部，由泥岩、煤层及砂质泥岩夹砂岩组成。煤层位于该层的中下部，煤层以上最薄11.32m,最厚49.95m,平均25。25m;煤层底板一般厚5.5m。该层为隔水良好的隔水层。

（3）II含水层

位于煤层之上10－40m，即顶板含水层，由2－3层夹不含水的泥岩、砂质泥岩组成，平均厚度14m，由东而西渐薄，西Ⅲ线以西尖灭。钻孔涌水量0.00188m³／h，属富水性极弱的含水层。

（4）二隔水层

上侏罗统中段（J32），由泥岩、砂质泥岩夹砂岩组成。分布稳定,平均厚38。37m。属良好隔水层。

（5）III含水层

上侏罗统上段（J33）,为主要含水层，位于煤层之上约80m处，由坚硬的厚层状裂隙较发育的砂岩裂隙含水层及夹不含水的泥岩、砂质泥岩组成，分布普遍，由东而西含水砂岩逐渐变厚，与此相反,含水层之间的夹层层数减少且薄.平均厚167．16m，水位标高一般为1582.81m,钻孔涌水量0.412m³／h，属富水性弱的含水层，它对回采不会有直接影响，当采空区陷落裂隙穿过此含水层时，会有涌水。

（6）下白垩统隔水层

由厚层泥岩、砂质泥岩组成，分布于向斜中部，系良好的隔水层.矿井东部厚度以百米计.因向斜向东南倾没，西北翘起被剥蚀，由东向西至陈儿沟逐渐变薄尖灭。

错误!地下水的补给与排泄

大气降水和沟谷潜水在含水层露头处下渗是补勘区地下水的唯一补给来源.Ⅰ及Ⅱ含水层在北翼罗家川——黑水一带出露补给外,其他均被二号隔水层所盖，没有补给，其补给条件是极为贫乏的，加之水层薄之故，它们对矿井开采影响极小。Ⅲ含水层厚，补给条件良好，是矿井的主要含水层,但距煤层较远（最近35。26m,最远150.45m，平均83.76m），且为一号及二号隔水层所隔。因此，该层对矿井开采不会直接影响。当采空区处理不好，陷落裂隙达及或穿过Ⅲ含水层时，才向巷道进水.

错误!断层含水性

刀楞山断层，高角度压扭性逆断层，破碎带由被挤压后的泥岩、砂质泥岩组成良好隔水带，其厚15m左右。该断层是隔水断层。F40断层系张扭性正断层，破碎带宽5m左右，位于Ⅲ含水层以外时，由不导水的砂质泥岩及泥岩组成。断层未能使Ⅲ含水层与煤层相接，Ⅲ含水层之水不会通过断层进入矿井。但应指出的是，断层附近岩石裂隙比较发育，未来井巷接近该断层时,涌水会增大，特别是穿过Ⅲ含水层时，将有较大涌水。

错误!矿井涌水量

地质报告根据矿井水文地质资料以比拟法计算的结果为1269m³/d（52。9m³/h）.由于矿井生产能力提升，目前实测的正常涌水量为90m³/h,最大涌水量为120m³/h。

1。4矿（井）田勘探及勘探程度评价

一层煤伪顶为灰黑色、片状、鳞片状炭质泥岩，厚度3.2m；直接顶为灰色铝质泥岩，厚度12.7m;老顶为灰白色粗砂岩，厚度9.8m。直接底为浅灰色细砂岩,厚度6.5m；老底为灰白色粗砂岩,厚度7.5m.

(1）矿井瓦斯、煤尘、煤层自燃性

错误!瓦斯等级：大水头煤矿属高瓦斯矿井,采区瓦斯赋存量大，预计在8-10m³/t之间,部分断层和构造地区可能更大。

错误!煤尘：有爆炸危险性，爆炸性指数为34。48%.

3煤的自燃性：煤层属自燃煤，自然发火期为3~6个月，最短也有21天的发火历○史。

表1.4。1 一层煤顶底板性质

煤层岩石名厚度称 (m) 炭质泥伪顶 3.2 岩顶铝质泥直接顶 12.7 板岩类别老顶粗砂岩 9.8 6。5 7.5 主要岩性特征（含水性）灰黑色、片状、鳞片状。灰色，含铝质，有滑感，致密，块状。灰白色，成分以石英为主，长石次之. 浅灰色,含白云母碎片. 灰白色，成分以石英为主。一层煤底直接底细砂岩板老底粗砂岩

（2）矿井涌水量

根据大水头煤矿提供的地质资料，预计采区正常涌水量为72m³/h，最大涌水量为180m³/min。

第2章井田开拓

2。1 矿井生产能力及服务年限

2。1.1矿井工作制度

工作面采用“四六制”作业,一采一放，设一班检修。采煤机截煤深度0。6m，采煤高度为2.8m,放煤高度平均为7。8m,工作面日推进度1。8m，设计年工作天数330天，两个工作面同时开采，年推进度为1200m。

2。1。2 矿井生产能力

由矿井各系统和环节的综合能力决定矿井年产量为1.5Mt/a。

2.1。3 矿井设计服务年限

T＝

ZK＝12100/（150×1。4）＝57。6（a） An•KT－矿井服务年限（a) Z－矿床可采储量（万t/a) An －矿井生产能力（万t) K－矿井备用系数，一般取1.4 矿井的服务年限为57年.

2。1.4 矿井储量

井田地质储量为2.16亿吨，工业储量为1.85亿吨，可采储量为1.21亿吨。境界煤柱:沿井田边界留设30m煤柱。

采区边界煤柱：各采区与相邻采区各留设15m煤柱. 采区上下山煤柱：煤层上下山两侧各留设30m煤柱。

大巷两侧煤柱:运输大巷与回风大巷两侧各留设30m煤柱。

表2。1。1 大水头煤矿可采储量计算表（万t）可采煤层保有储量永久煤设计柱损失储量 155。6 18500 采矿损失量采矿损失煤厚（m）率 10.8 25％采矿损失 1223。96 可采储量 12100 1层煤 21600

2。2 矿（井）田境界及储量

2.2。1 井田境界

井田走向长约7.99km,宽约2.5km,面积约15.16k㎡

表2。2。1 井田拐点坐标一览表点号 1 2 3 纬距(X） 40860 4066750 4068250 经距（Y） 4550 490750 488250 点号 4 5 6 纬距(X） 4070600 4068600 4065620 经距(Y） 485400 485080 488100 2.2.2 资源/储量

(1矿井工业资源/储量.

矿井工业资源/储量按下式计算。

zg=111b+122b+2M11+2㎡2+333k

式中k——可信度系数，取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，k值取0。7.

(2)矿井设计资源/储量。矿井设计资源/储量等于矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。

(3）矿井设计可采储量。矿井设计可采储量等于矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率。

《煤炭工业矿井设计规范》第2.1。4条规定，矿井采区回采率应符合：厚煤层不应小于75%；中厚煤层不应小于80%；薄煤层不应小于85％；

经计算大水头煤矿井田地质储量为2。1亿吨，工业储量为1.8亿吨，可采储量为1.2亿吨。

2.3井田开拓

2.3.1 工业场地及井口位置选择

矿区地处干旱区,地貌形态的雕琢以剥蚀为主，且受构造和岩性的制约，基岩裸露,地形复杂，井田南部有刀楞山,山前为沙川丘陵,东北及东部为黄土丘陵山地。考虑两处

工业场地位置

方案一：将工业场地布置在补13号钻孔附近

优点：1。地面开阔比较平坦,填挖工程量小；2。紧靠矿区铁路集配站，交通方便缺点:1.井下运输距离长，运营费用高；两侧分布不均,不利于矿井稳定生产。方案二：将工业场地布置在新106号钻孔附近

优点：1。场地位于井田储量中心附近，井下运营费用低；2.工业场地两侧储量分布均匀，有利于矿井稳定生产。3主副井联合布置，管理方便，占地少.4有利于第一水平开采，有利于井底车场和主要运输大巷布置.

缺点：1。地面需要进行少量挖填.

由上面方案的比较可看出方案二比方案一更优越些，有利于矿井稳定生产,所以设计决定工业场地采用方案二。

2。3。2 井筒形式的确定

考虑到以下几点：

（1）矿体赋存较深约400m.

（2）矿体倾角不适宜于沿矿体布置井筒。（3)矿井为高瓦斯矿井,对通风要求高。所以井筒形式确定为立井.

2。3。3 井筒数目的确定

《煤炭工业矿井规范》第3。1。7条对井筒数目及兼用功能作了规定，其中强制性条文规定：“高瓦斯，有煤与瓦斯突出危险的矿井必须设立专用回风井。\"故本矿井设计4个井筒，主副立井各一个，东西两个回风井.

2。3.4 井田内划分及开采顺序

井田内划分两部分，先采缓倾斜部分后采急倾斜部分，具体划分如下如下：（1）缓倾斜部分

煤层赋存稳定，倾角适中，适合综合开采,走向按1000—1500m，划分为中一采区，东一采区，西一采区.中一采区为首采区. （2）急倾斜部分

急倾斜部分开采时间晚，走向长度短，一般为500-1000m，划分为中二采区，西二采区。

2.3.5 开采水平的划分及水平标高的确定

确定划分一个开采水平即1220水平,中一、东一、西一采区采用下山开采，中二、西二采区采用上山开采。

2。3。6 阶段运输大巷和回风大巷的布置

回风大巷:在F40断层南部，煤层顶板上布置回风大巷与东风井相连，为中一采区回风。

轨道大巷:在F40断层北部，1220煤层中沿走向布置一条轨道大巷。

运输大巷:在轨道大巷北部，平行布置一条运输大巷，与煤仓连接，为整个矿井的运输服务

2。4 井筒

表2。3。1 井筒特征表井筒名称主井用途坐标井筒井筒长度断面（米形状 ) 井筒断面（㎡）支护材料净掘运煤，进风 X=487800 Y=4067500 圆形直径410 6.5m 圆形直径400 6。5m 圆形直径 5。5m 23。74 31。17 钢筋混凝土副井运料，进X=487750 风,运人，Y=4067450 排矸，排水回风 33.17 44.16 钢筋混凝土钢筋混凝土风井 23.75 31.17

图2.3.1 主井断面图

图2.3。2 副井断面图

图2.3.3 风井断面图

2。5 井底车场

2.5。1。形式选择

本矿井井下煤炭运输由胶带输送机运输，通过主井提升至地面，所以矿井的井底车场实际上为副斜井井底车场，担负全矿井辅助运输任务,是矿井井下辅助运输的转运中枢。根据井底车场形式选择的原则，本矿井采用立井刀式环形车场形式，井底标高+1220m,车场与+1220轨道大巷相连。

2.6 方案比较、确定开拓系统

2.6.1．开拓方案的确定

根据大水头煤矿井田境界一层煤开采技术条件及考虑到技术上的可行性和经济的合理性，初步提出两个开拓方案.

方案一：立井单水平上下山开拓

主副井采用立井开拓。井田布置一个开采水平，采用上下山开采方式。方案二：立井多水平上下山开拓

缓倾斜部分开采第一水平时与第一方案基本相同，只不过第二水平使用石门加暗立

井，暗立井用来开采第二水平的煤,石门延伸至急倾斜煤层部分用于开采急倾斜煤层部分。

开拓方按比较（1）技术比较方案一: 优点：

1初期开拓工程量较方案二要小,投资省,建井工期短。 ○

错误!通过石门延长至倾斜煤层,可以充分利用开拓井筒.

错误!使用单一生产系统,工业场地集中，工业场地占用量少。缺点:

○，1开采急倾斜煤层时，石门较长，不利于矿井通风（但采用分区式通风解决) 。错误!巷道维护费用高。

错误!布置石门要留设煤柱，有一定量的压煤。方案二: 优点：

错误!石门既可以利用来开采缓倾斜煤层第二水平,也可延伸至急倾斜煤层部分,使用该方案,井巷工程量小。

错误!通过石门延长至急倾斜煤层,可以从分利用开拓井筒. 缺点：

1开采急倾斜煤层时,石门较长,不利于矿井通风。 ○

○，2开采缓倾斜煤层第二水平和急倾斜煤层时,运输线路太长，设备损耗量大，

巷道维护费用高。

错误!布置石门和暗立井均要留设大量煤柱，压煤量大。方案一和方案二经济技术比较具体如下：

现将以上两方案作经济比较，其前提是：各方案都采用集中大巷布置，矿井通风方式为采区边界式,采区的划分和布置也均相同，因此经济比较只比较有可比性的部分。具体费用如下：

表2。5。2 方案一计划费用表

项目名称一）井巷工程 1、主立井 2、副立井特征 D=6.5m,料碹，支护厚度500mm D=6。5m,砼砌，支护厚度500mm 岩石硬度系数（f） 4～6 4～6 单价元/m 17.4 1762.4 工程数量（m) 826.7 826.7 费用（万元) 147.92 145。70

3、井底车场及硐室合计二）主要设备 1、胶带输送机 2、串车 3、绞车合计拱形，料碹 4~6 1340（平均） 1000 134.00 427。62 160.350 2.50 58.86 184。76 L=1000m，DX型，B=1000mm 1T固定式 2JK—2/11。5

表2。5.3 方案二基本建设费项目名称基本建设特征 D=6.5m，料碹，支护厚度500mm D=6.5m，砼砌,支护厚度500mm 度500mm 岩石硬度系数(f) 一、井巷工程 1、主暗立井 4~6 67.4 200 165。78 单价工程数量（元/m）费用（万元） 2、副暗立井 3、井底车场及硐室合计二、主要设备 1。主立井提升机 2、箕斗 3、副立井提升机 4、罐笼合计 4～6 6762.4 1340 （平均） 200` 165。4 4~6 1000 134.00 465.18 148.86 5。70 148.86 2。50 305.9 JKM-2。84(I)C JX-6 （6t） JKM—2。84（I）C GM1-1 (1t单层）表2。5。4 生产经营费用表方案工程量项目单位

方案一单价 (元）费用工程量（万元）单位方案二单价（元）费用（万元）工程量工程量 1通风 2排水 3总计千瓦时千瓦时 2。43×106 2.25×106 234 0。5 0.5 121。5 千瓦时 112.5 千瓦时 2.4×106 2。3×106 0。5 0。5 122.5 125 247.5 项目基本建设费表2.5。5 方案比较汇总表方案一方案二 427.62万元 465.18万元主要设备费 184。76万元 305。9万元生产经营费 234万元 247。5万元总计 846。38 1018.58 从以上计算可得方案一费用总和为846。38万元,方案二费用总和为1018。58万元，两者费用相差为16。9%，符合设计规范规定，因此确定方案一为设计方案.

第3章大巷运输及设备

3。1 大巷运输方式选择

3.1。1大巷煤炭运输方式选择

结合矿井开拓及巷道布置，确定井下煤炭运输采用带式输送机运输系统，实现从回采工作面到地面选煤厂的连续运输.带式输送机运输具有系统简单、自动化程度高、管理方便、运量大等特点,能够实现煤炭运输的连续化，更好地满足矿井达产的需要。

在1220水平布置运输大巷和轨道大巷为整个矿井运输服务，大巷运输量很大，故煤炭运输使用胶带输送机。

3.1.2 大巷辅助运输方式选择

辅助运输选用蓄电池电机车运输,拟选用防爆型蓄电池电机车牵引1吨固定车箱式矿车运输。

3。2 矿车

3.2.1 矿井车辆配备

矿车选型:

选型结果见表3—2-1

表3－2－1 矿车规格特征及数量一览表名义最大外形尺寸数量容积轨距轴距自重名称型号载重载重长×宽×高备注 3（辆） (m） (mm) (mm） (kg）（t) （t) (mm) 310 1.5 2。7 其中备1。5t固定MG1.7-61.7 600 750 2400×1050×1200 718 用30矿车 A 辆 20 1。5 2.9 其中备1。5t材料MC1.5-61.7 600 750 2400×1050×1200 566 用10车 A 辆 MP1。20 10 其中备10t材料车 600 1100 3420×1200×800 5-6A 用5辆

3t平板车 MPC3—6 45 20 15 10 3 20 30 40 5.5 600 600 600 600 1100 1100 1100 1100 3420×1200×420 3720×1200×420 3720×1610×350 3720×1650×350 20t平板车 MP20-6 MPC30—30t平板车 6 MPC40—40t平板车 6 其中备用5辆 1700 2000 835 2300 3.2.2 井巷铺轨

轨道:钢轨选用15kg/m钢轨，轨距600mm。

3.3 运输设备选型

3。3.1 电机车选型

运送矸石、材料及设备、人员均采用单机牵引.矸石列车由20辆1。5t矿车组成.材料、设备列车由各种材料车及平板车组成。运送人员列车由10辆PRC12—6/6型12座平巷人车组成。

电机车制动距离校验，制动距离按下列公式验算：

0.04147v2LPgzz(yi)gPn(qq0)

ｖ-列车制动时的速度，km/h；v=8。5km/h； g—重力加速度，m/s2 ；g =9。8m/s2；

φz-制动时的粘着系数；撒沙时取φz =0。17;

Pz—电机车的制动质量，t;等于电机车全部重量.Pz =12t； P-电机车质量，t；取P=12t； n—列车中的矿车数，取n=20； q-矿车装载质量，t；q=1。5t； q0—矿车质量，t;q0=0。72t;

ωy—重列车运行阻力系数；ωy =0。0075； i-运行线路平均坡度‰，i=3‰ 。

0.041478.5 L129.80.17 (0.00750.003)9.82

1220(1.50.72)=6。6m

制动距离小于40m，满足要求。

3。3.2 带式输送机选型

（1）采区带式输送机主要技术特征: 运量:Q＝1700t/h 带宽：B＝1。2 m 带速:V＝4。0 m/s

机长：L＝1085m（初期）；L＝2540m（后期）提升高:H=-40 m（初期）；H= 87m（后期）最大倾角：α= 10°

胶带型号：ST2500S（阻燃抗撕裂,初期装备ST1200S) 胶带强度：ST＝2500 N/mm

电机:型号YB630S2-4 ，功率Nd＝630kW,电压10kV（初期一台,后期三台） CST驱动器：型号CST750KS—24。5714 ，速比i＝24.5714 液压绞车自动拉紧装置：型号ZYJ-B—20/200

（2）带式输送机简要设计计算错误!装料断面输送能力： Qmax＝3.6SVk

＝3。6×0.1512×4×0.95×900 ＝1862t/h

式中 S — 胶带上物料横截面积,S＝0.1512 m2(动堆积角θ=15°）；

V - 带速，V = 4 m/s；

k — 输送机倾角系数，k＝0。95；  - 物料松散密度，＝900kg/m3 。

装料断面富裕系数

18621.095 17002满载运行圆周力： ○

Fu＝CFH + FS1 + FS2 + FSt C — 附加阻力系数，C＝1。038

主要阻力 FH = fLgqROqRU(2qBqG)cos

式中 f - 模拟摩擦系数，f＝0。028； L —输送机机长；L=3009.534m g — 重力加速度，g＝9.81 m/s2；

qRO —承载分支托辊(φ159）组每米长度旋转部分质量

qRO＝26。325kg/m;

qRU -回程分支托辊(φ159）组每米长度旋转部分质量

qRU＝9。7 kg/m；

qB -每米长度输送带质量，qB = 58.8 kg/m；

1700 qG -每米长度输送物料质量,qG＝= 118kg/m;

3.64FHH =0。028×3009。534×9.81×［26.325+9.7+(2×58.8 + 118）cos2。2°]=224398N 主要特种阻力FS1，包括托辊前倾摩擦阻力Fε和被输送物料与导料槽栏板间的摩擦阻力 Fgl两部分， FS1 = 9547N

附加特种阻力FS2 ,包括两道头部清扫器摩擦阻力和两道空段清扫器摩擦阻力FS2=3360N

倾斜阻力 FSt = qGgH

式中 H — 输送机受料点与卸料点间的高差，H= 116m.

FSt = 118×9。81×116= 134279 N

则 FU =1.038×224398＋9547＋3360＋134279= 380111N

错误!轴功率：N0＝103FuV N0＝10—3×380111×4＝1520。4 kW 错误!需电机功率：N ＝ N ＝

N0123

1520.4＝1919 kW

0.90.9170.96式中 1— 电压降系数,1＝0。9

2— 传动效率，2＝0.98×0.955×0。98=0。917

3— 多机驱动功率不平衡系数,＝0.96。

3选电机功率 Nd=710kW×3 电机功率富裕系数 kd＝

Nd37101.11 =

1919N采用头部双传动滚筒、三电机驱动，功率配比NⅠ：NII =2:1

错误!输送带承载分支下垂度要求最小张力

Fminao(qBqG)g1.2(58.8118)9.8126016N

h80.018()mina式中：（

h）adm-——允许最大下垂度,一般≤0.01 aao—承载上托辊间距，ao = 1.2m

错误!下分支阻力 W=Cflg（qRU+ qB cosα）- qB Hg + Fr

W＝1。038×0.028×3009.534×9.81×（9。7＋58.8×cos2.2°） -58.8×116×9.81 + 2688 = —5483N

错误! 输送带不打滑条件

头部双传动滚筒、三电机驱动,功率配比2：1。

  3 ( e 1)

 F S 2

1 Umax

 1  . 2  380111

1 3 ( 2 .5  1)

 101363N

S3＝S2 + W = 101363—5483=95880N ＞ Fmin

取S2＝101363 N满足传动滚筒起动不打滑和胶带上分支挠度的要求。错误!稳定工况胶带最大张力 S1H = S2 + FUH

= 101363+380111=481474N 错误! 胶带安全系数

103STBK＝

S110331501.2＝

481474＝7.85

第4章采区布置及装备

4.1 采区布置

4.1.1 矿井设计初期采区位置选择

矿井设计初期采区为中一采区，选其为首采区的原因：

（1）和井田内其他采区相比,煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单,地质勘察程度高。

(2）采区生产能力大，服务年限长，能保证接替采区的正常接替。（3）首采区位于工业场地保护煤柱线附近，工程量小贯通距离短.

4。2 采区的划分

4.2。1 采区参数的确定

（1）采区倾斜长度的确定:依据实际条件确定采区倾斜长度为600m. (2）采区走向长度的确定：根据地质因素采区走向长度约2000m. （3）采区生产能力确定

单个工作面生产能力计算如下：A=L×V0×M×γ×C0 式中: A—工作面生产能力，Mt/a;

L—回采工作面长度，m; γ—煤的容重，t/m³；

V0-工作面年推进度,m/a； C0—工作面回采率,取0.95;

M-煤层厚度或采高,m；

A=110×594×10。6×1。41×0。95t=927743t=0.93Mt 采区生产能力：

A采区=k1×k2×Ai (i=1，2……）式中 A—一个工作面生产能力

I—同时生产工作面数目

K1—采区掘进出煤系数，取1.1

K2—工作面之间出煤影响系数，i=2取0.95;i=3取0。9 A采区=1。1×0.95×（0.93＋0。93） =1.94Mt

（4）采区回采率采区回采率=

采区工作储量—开采损失量×100％

采区工作储量4.2。2 采区的划分

（1）缓倾斜部分：

煤层赋存稳定,倾角适中，适合综合开采，分为中一采区，东一采区，西一采区.中一采区为首采区。（2)急倾斜部分:

急倾斜部分开采时间晚，划分为中二采区，西二采区。

4.3采矿(煤）方法

4。3。1 采煤方法

结合采煤方法选择的原则考虑，首采区位于缓倾斜煤层部分，煤层平均厚度10.6m，故使用走向长壁一次采全高综合机械化放顶煤采煤法，顶板管理为全部垮落法。

4.3.2 采煤工艺

首采工作面采用走向长壁综采放顶煤、一次采全厚、全部垮落的采煤方法。割煤方式：单向割煤，往返一次进一刀.

进刀方式：斜切进刀. 附：工作面采煤机斜切进刀方式示意图

图4。5.1 工作面采煤机斜切进刀方式示意图

工艺流程为：割煤—移架—推前溜—放煤—拉后溜。

落煤：采用MG300/700—WD型双滚筒采煤机落煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤.截深0。6米.

装煤：后滚筒割底煤的同时将前滚筒割落的顶煤装入前溜，采煤机空刀返回扫底时，前后滚筒将移架时的落煤同时装入前溜.

移架：工作面采用ZF4800/17/28型低位放顶煤液压自移支架，操作方式为手动本架快速操作，实行追机顺序移架及时维护煤机割过后暴露出来的顶板，顶煤破碎及煤壁出现片帮情况时应超前移架，即煤机未割之前提前移架，将支架伸缩梁、护帮板及时伸出维护片帮后露出的空间。移架步距为0。5米，要求及时到位。

放煤方式：工作面采煤机割煤高度为2。8米，放顶煤高度7.8米, 放顶煤采用多轮顺序放煤。放煤步距为1.2米,每次放煤量为顶煤的1/3-1/2,两次放完,特殊情况可放三次。

顶煤弱化：可利用瓦斯抽放钻孔以及在顶板瓦斯抽放巷内向煤层打钻注水进行顶煤弱化。

（1)顶板管理方法

工作面采用综采放顶煤一次采全厚、全部垮落法的顶板管理方法。（2）工作面支护

首采工作面配备ZF4800/17/28型低位放顶煤支撑掩护式液压支架支护顶板。

错误!老顶的确定

根据老顶来压强度，即直接顶厚度 M 与采高 m 的比值(N=M/m）和老顶初次来压步距L确定，而初次来压未开采前无法测定，根据顶板岩性、开采方法、煤层埋深和已经开采结束的采区综放工作面的测定，初步确定工作面老顶初次来压步距L<25m，且来压显现不太明显，N=M/m=7。9/2。7=2。93≈3，N∈(3—5），所以工作面老顶属Ⅰ级顶板，选用支撑掩护式支架。

2液压支架工作阻力的计算 ○

根据P=（6～8）mγcosα吨/㎡ .式中:P—直接顶及老顶来压

的支护强度，吨/㎡；6～8-采高倍数；m-采高2.7m；γ—直接顶容重,取1。41吨/m³；（工作面直接顶为煤层）α—煤层倾角2～6ο.

故支架承受载荷: P=（6—8）×2.7×1.41×cos（2—6ο）=22.72—30。437（吨/㎡）

ZF4800/17/28型支架支撑面积为6.1㎡，支架所受的最大工作阻力F=（22.72-30。437）×6。1=138。59-185。67吨,而ZF4800/17/28型支架的额定工作阻力为4800KN，即约480吨，故所用支架完全能够满足支护要求。（3）端头支护

工作面下端头配备专门设计的ZZFT8400—20/31一架端头液压支架支护，上出口使用两架ZFG4800/20/31过渡支架支护,靠回风顺槽上帮根据过渡支架与回风顺槽上帮的间隙(间隙大于1。0米时）使用0.8米长的铰接顶梁配DZ—3。2型单体液压支柱组成的一梁一柱走向抬棚支护，棚与棚间距1.0米(具体数量可根据过渡支架与回风顺槽上帮的间距决定)。（4)两道超前支护

两道超前支护采用DZ—3。2型单体液压支柱配合0。8米长的铰接顶梁组成的一梁一柱走向抬棚支护,柱距0.8米，距巷帮0。5—1.0米。

附：工作面支护设计平、剖面示意图

图4。5。2 工作面支护平、剖面示意图

（5)一采区首采综放工作面煤层伪顶为炭质泥岩，厚度4。42至11。35米，质软，遇水易膨胀成沫，直接顶为铝质泥岩，平均厚5.46 米，其下部含粉砂质。工作面初期回采时伪顶会随采随落，当工作面推进一定距离（15—25m)时须防止工作面初次来压.工作面初次来压步距定为15-25米。工作面采厚平均10。6米,其中机采高度2。8米,放顶煤高度7.8米。工作面最大控顶距4。8米,最小控顶距4。2米。

4.3.3 工作面的重要参数

(1）采煤工作面的长度确定

根据地质因素、技术因素、经济因素综合确定.工作面长度为110m。（2)工作面连续推进长度

根据采区地质因素,工作面连续推进长度为1000m。

4。4 采区巷道布置

方案一：在煤层中布置上山三条：一条为轨道上山，设有绞车房，另一条为皮带上山，倾角16°，其中轨道上山用作采区运料，另一条回风上山用作回风。皮带作为运煤，新鲜风流从轨道巷，皮带巷上山，通过绕道进入到工作面，经过上顺槽,进入回风井。

方案二：在煤层底板岩石处布置上山两条：一条为轨道上山，一条为皮带上山,倾角14°，其中轨道上山用作采区运料，回风。皮带作为运煤，新鲜风流从轨道巷,皮带巷上山，通过绕道进入到工作面，经过上顺槽，进入回风井.

方案比较（1)技术比较

表 4。4.1 技术比较方案方案1 优点 1、掘在煤层内布置上山，掘出费用低 2、通风路短，通风阻力小 3、材料和行人的运输环节小，时间短 4、施工工序简单 1、在岩石中布置上山，服务年限长 2、将上山布置在岩层中,在开采两层煤时共用此条上山,节省经费用缺点 1、在煤层中布置上山服务年限低 2、在煤层中布置上山维护费用较高 1、工程量大,施工难度较大 2、在岩石中布置上山，要求穿煤层时所用石门较多 3、巷道连接复杂,工序环节增加，采煤巷道布置复杂方案2 （2）经济比较两种方案的经济比较从上山的掘进费用维护费用进行比较，比较如下：

表4。4.2 经济比较掘进费用（单位：110元）

4方案一运输上山轨道上山 68. 70.40 方案一运输上山轨道上山小计 21.6 19。8 180.44 小计运输上山轨道上山运输上山轨道上山 4方案二 86。3 87.5 方案二 12。6 11.7 198。1 维护费用（单位：110元) 经过上述经济技术上的比较，本设计采用第一方案.

4.5 工作面设备确定

(1)设备配备及能力校核各设备的技术特征及配备如下：错误!支架

工作面下端头配用ZT14400—20/31型一组（一主两付)端头液压支架支护，上、下出口各使用2架ZFG4800E-18/31过渡支架支护;ZFQ4200-16/28基本支架75架.

基本支架(75架）

型号:ZF4800—17/28，四柱支撑掩护式低位放顶煤支架；

支护高度：1。7—2。8M；支架宽度：1。43—1。6M；支架中心距：1。5M；初撑力:3196KN（P=31.4MPa); 工作阻力：4800KN，支护强度:0.16MPa;

操作方式：本架操作，但应预留自动控制接口；适应煤层倾角≤20；泵站压力：31.4MPa。过渡支架（4架）

型号：ZFG4800-20/31，四柱支撑掩护式放顶煤过渡支架。支架总长度：6。5M 放煤口(长×宽)1300×560MM 端头支架(1架）

型号:ZZFT8400—20/31

支架高度：2000-3100MM；支架宽度:2950-3100MM；工作阻力：8400KN；支护强度:0。56MPa; 推转载力：5218KN；错误!采煤机

型号：MG300/700-WD；最大生产能力:549—873T/H；截深:0。63—0。8M；采高范围:1.8—4.0M; 牵引速度：0-0.8M/Min；牵引力:520KN；电机功率：300×2+40×2+18。5；电压:1140V; 滚筒直径：1.8/2。0/2。2M；整机重量：40T

3前部刮板输送机 ○

型号:SGZ—830/630,中双链；输送量：1200T/h；

刮板链速：1.3m/s 中部槽规格：1500×770×315 mm 刮板间距1104 mm 电动机型号：YBSD-315/160-4/8Y 功率：2×315/160KW 转速：1485/735r/min 错误!后部刮板输送机

型号：SGZ—830/630，中双链；输送量：1200T/h；

刮板链速:1。3m/s 中部槽规格:1500×770×315 mm 刮板间距1104 mm 电动机型号：YBSD-315/160-4/8Y 功率:2×315/160KW 转速：1485/735r/min 错误!转载机

型号：SZZ-830/250; 铺设长度 :37。8m；运输能力:1100t/h；刮板链速：1。4m/s 刮板间距736 mm ；电动机型号：YBS-110 功率：250KW ；转速：1475rpm 6破碎机 ○

型号:PLM-1500型连续型破碎机;

尺寸：45001970×1850MM; 功率：110KW; 重量:17T；刀齿径460mm。

○，7乳化液泵站

型号：VRB250/31.5；公称压力：31.5MPa; 公称流量:250L/Min; 电机功率：160KW；外形尺寸：2365960985MM；重量：3000Kg.

错误!乳化液箱型号：RX-2000；液箱容量：2000L；重量:2000Kg。错误!胶带输送机

型号:DSP—1063/1000；输送量：1000T/h；输送长度：1000m; 带速：2.5m/s;

带宽：1000mm; 与转载机搭接长度：15m；

胶带型号：PVG800S; 胶带径向拉伸强度：800N/mm；驱动功率：160kw；主电机：YBS-16；电压;660/380v；转速：1470r/min; 减速器：JS160，速比：19.867;

传递功率：160kw；传动滚筒直径:630mm; 卸载滚筒直径:400mm；机尾滚筒直径：400mm

○，10移动变电站

根据首采工作面主要设备负荷统计，经计算选用KBSGZY—1250/6/1.14型移变2台， KBSGZY—1250/6/0.69型移变1台。

表4。5.1 综放工作面机电设备配备表序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 设备名称采煤机转载机破碎机胶带输送机前部刮板输送机后部刮板输送机端头支架过渡支架基本支架移动变电站移动变电站矿用隔爆智能真空馈电开关 1140矿用隔爆兼本质安全型6组合开关真空磁力起动器乳化液泵馈电开关绞车真空磁力启动器可逆真空启动器潜水泵照明综保型号及规格 MQ300/700-WD SZZ-830/250 PLM1500 DSP1063/1000/2＊160 SGZ-830/630 SGZ—830/630 ZT14400—20/31A ZFG4800E—18/30 ZFQ4200—16/28 KBSGZY—1250/6/1.2 KBSGZY—500/6/0.69 KBZ-200/1140(660) QJZ-1600/1140(660）/6 QIZ—200/1140 VRB—250/31.5 KBZ-400/1140 JD—25 BQZ—80 BQD—80/660ND IS80-65—160 BAX—4.0 单位台台台台台台组架架台台台台台套台台台台台台数量 1 1 1 1 1 1 1 4 75 2 1 2 2 2 2 1 2 2 2 2 2 4。6 劳动组织

表4。6.1 劳动组织表序号工种

班次合计备注 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 支架机组司机移溜工泵站司机电工溜子司机机组检修支架检修泵站检修电检修端头工溜子检修破煤工放顶工修护工记录员一班 8 2 4 1 1 1 4 2 4 1 二班 8 2 4 1 1 1 4 2 4 1 三班 8 2 4 1 1 1 4 2 4 1 检修 5 5 4 6 3 15 2 24 6 12 3 3 3 5 5 4 6 12 3 6 12 15 5 4。7 技术经济指标分析

表4.7。1 经济指标表序号 1 2 3 4 5 6 7 8

项目（3）煤层倾角采区范围（1)走向长度 (2)倾斜宽度（3）面积区段个数回采方式回采工作面个数及长度单位度 m m k㎡个个/m 指标 11-35 2400 1400 3。36 1 后退式 2/110 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35

工作面推进方式回采工作面年进度采煤方法顶板管理办法掘进工作面个数采区运输方式与设备 (1）运输斜巷（2)运输大巷（3)运输上山矿井通风 (1)瓦斯等级（2)通风方式（3）扇风机型号及数量采区排水 (1)涌水量(正常/最大）（2)排水设备型号及数量采区供电 (1）电动机总容量 (2)年耗电量（3)吨煤耗电量劳动生产率 (1)回采工效率（2)全员效率施工工期概算投资吨煤投资原煤成本 m 个型号/台 m³/h kW 度度吨/工吨/工月万元元元/吨后退式 1200 走向长壁综采放顶煤全部垮落法 2 ST630 B=1000mm v=3。15m/s ST1000 B=1000mm v=3。15m/s ST2000 B=1000mm v=3。15m/s 高瓦斯矿井对角抽出式一级排水 72/180 MD280—43×2 4238.3 17200 21.08 7.61 5.5 48 4902。57 54。54 85.27

第5章矿井通风与安全

5。1 拟定矿井通风系统

为了利于瓦斯、粉尘及火灾的防治，工作面设计为“一进二回\"的B型通风方式。工作面通风利用矿井全负压,根据煤层赋存特征和系统巷道的布置方式，工作面采用上行通风。矿井采取两翼对角式抽出式通风方法.

5。2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算

a 2 Q Q3支护（NL p S S H （m³/(m³/s23方式．s/(m) (m) (㎡） (㎡） (Pa） 2s）） 4m) 料石砌碹料石砌碹锚喷锚网锚网锚喷 0.008 0.008 0。012 0。014 0。014 0.014 400 13。40 12。30 1860 114 12.20 8。00 40 512 42.6 40.6 96。2 10.0 15.0 1814。76 98.90 V （m/s) 3.46 5.08 7.82 0。79 1.49 序号巷道名称 1 2 3 4 5 6 主立井主立井绕道中一采区运输石门工作面运输顺槽工作面回风顺槽中一采区回风巷总计 18。27。02 36 9254.44 100 225 108.76 0。90 55。62 13。40 12.30 1860 1050 14.00 12.60 2000 1050 13。20 10。08 1024 1200 12。40 12。30 局部阻力按总阻力的15％计算表5.2。1 风井通风困难时期经计算风井通风容易时期:合计1532.65,总计2144.91 经计算风井通风困难时期:合计2944。78，总计3239.5.

5。3 计算矿井总风量

5。3.1 按井下同时工作的最多人数计算

Q矿进＝4×N×K矿通＝4×130×1.05＝546m3/min＝9.1m3/s;

式中 Q——矿井总供风量,m3/s；

N-—矿井井下同时工作的最多人数，最大班下井人数为130人; K矿通-—风量备用系数，分区式通风取1。05。

按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 Q矿井＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑硐＋∑Q其它)×K矿通

式中 ∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和,m3/s；

∑Q掘-—掘进工作面实际需要风量总和，m3/s; ∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s; ∑Q其它——矿井除采煤、掘进和硐室地点外其它需要进行通风的风量总和，m3/s。（1）一个工作面达产时工作面风量计算错误!按瓦斯出量计算

Q采＝（100×q瓦采×T×K采通）/（24×60）首采区工作面实际需风量：

Q采＝（100×4.5×2752×1。4)/(24×60)＝1204m3/min＝20。1m3/s 式中 Q采-—采煤面实际需要的风量，m3/s;

q瓦采——采煤工作面的瓦斯相对涌出量，预测首采区煤层相对瓦斯涌出量为3

4.5m/t，瓦斯涌出量一般；

K矿通——采煤工作面瓦斯涌出量不均匀备用风量系数，综采取1.4； T——工作面日产量，2752t。错误!按工作面人数计算

Q采＝4×N＝4×29＝116m3/min＝1。93m3/s; 式中 Q采——采煤工作面实际需要的风量,m3/s；

N——采煤工作面同时工作的最多人数，29人. 错误!按风速进行验算按最低风速验算：

Q采≥15×S采≥15×6。8≥102m3/min≥1。7m3/s; 按最大风速验算：

Q采≤240×S采≤240×9.2≤2208.0m3/min≤36.8m3/s；

经过以上三种计算，当一个工作面回采达产时时，矿井按1号煤层采煤工作面投产时风量取40。2m3/s。

（2）掘进工作面实际需要风量的计算

○，1综掘工作面

每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取最大值.

a。按瓦斯涌出量计算 Q掘＝100×q掘×K掘通

式中 q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，

K掘通——瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，机械化掘进取1.8。按瓦斯涌出量计算掘进面需风量见表6—3-4。 b。按局部通风机的实际吸风量计算

局部通风机选型根据工作面的需要风量，考虑局扇通风距离、风筒直径、管理水平等因素。掘进工作面选用2×30kW局部扇风机，风量为260～630m3/min,每个掘进面取4。5～10m3/s。

表5.3.1 按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需要风量综掘掘进工作面平巷围岩性质 q瓦（m3/min） K掘通 (m3/min） Q掘（m3/s) 6.42 c。按工作面人数计算 Q掘＝4×n＝4×15＝60m3/min＝1.0m3/s

式中 Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/s；

nj—-掘进工作面同时工作的最多人数，15人. d。按风速进行验算

按最低风速验算：Q掘≥0.25×60×S掘 m3/s；按最大风速验算：Q掘≤4×60×S掘 m3/s；

表5.3。2 按风速验算掘进工作面需风量综掘掘进工作面 Sc(m2） Q采≥15×S采 Q采≤240×S采运输顺槽 14.6 3。65 58。4 轨道顺槽 12.1 3。03 48.4 备注煤（1号煤层) 4.5 1。8 385。2 备注错误!硐室及车场需风量煤仓通风联络巷：2m3/s。 1220m水平井底车场：6m3/s.

采区变电所、绞车硐室：2×2m3/s. 采区煤仓通风巷:2m3/s. 采区车场：3m3/s。错误!其它地点供风量

根据我国大多数机械化矿井的统计资料，一般按下列公式计算:

∑Q其它＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑硐)×5%＝(30.1+10+20+11.7+12+19)×5％＝5.1m3/s，设计取6 m3/s.

矿井设计生产能力1.5Mt/a。经计算，矿井总风量按一个工作面投产时所需最大风量进行计算,，ΣQ采＝40。2m3/s；三个掘进工作面，其中綜掘工作面ΣQ综掘＝2×10＝20m3/s。硐室等地点实际需要风量，ΣQ硐＝17m3/s；其它地点需风量ΣQ其它＝6m3/s。 Q＝（40.2+20+11。7+12+17+6）×1.15＝122.9m3/s,取123m3/s

5.4 矿井通风设备的选型

（1）通风机设备选型设计依据

容易期：风量Q易=81。8m3/s 负压 P易=1566。67Pa 困难期：风量Q易=81m3/s 负压 P易=1945。62Pa (2)通风机设备选型计算

根据矿井所需要的风量和负压计算，其风量和负压应分别为：

Q = k×Qk

H = Kk+HZ+h1h2

式中：Q——-—主通风机必须产生的风量,m3/s； Qk-——矿井所需的风量，m3/s K---—漏风系数，取1.05;

H--—-主要风机必须产生的负压,Pa; Hk———矿井所需的负压，Pa;

Hz———进回风井自然高差所产生的风压,Pa,本矿井进，回风井井口标高相差为0m，故设计取0；

h1——-风道、通风附属设备风压损失，取150Pa；

Tj-—-消声器的风压损失，取100Pa；

带入各参数后,得：

Q易=85.（m3/s） Q难=85。05（m3/s）

H易= 1566。67+150+100=1816.67Pa H难= 1945。62 +150+100= 2192。62Pa

所以通风机选用2台FBCDZ-8—№22B型煤矿地面防爆抽出式对旋轴流式通风机，其中1台工作，1台备用.每台通风机备用两台380V8级160Kw专用防爆电动机.

1通风机运行工况 ○官网阻力系数

RH2

Q.670.24626 R易181685.2

则通风容易期网络阻力方程为H易=0。24626Q2易，

.620.30375 R难219585.052则通风容易期网络阻力方程为H难=0。30375Q2难，通风网络阻力计算已考虑海拔高度的影响。

根据计算轴功率,通用电动机留有充足的备用系数,满足风机功率选用要求.风井通风容易、困难期运行曲线见图

风机运行工况点的运行参数见下表

表5.4。 1 风机运行工况点的参数表项目风量负压叶片安装角运行转速效率计算轴功（m3/s） (Pa) 度 (r/min）率(kw）通风容易86 1817 32° 740 83% 188.27 期M易通风困难85 2196 34° 740 83％ 224. 期M难 2通风设备反风 ○

风井通风设备系统利用手动、电动两用风门配合，通过风机反转进行反风。要求各个时期通风系统反风风量均大于正常风量的40％，反风轴功率均小于配套电动机容量，算选通风机和电动机容量满足反风要求。当风机运行到困难时期时叶片的最大角度比风机所允许的角度小11°，大于规范规定的5°的要求。

矿井内各掘进工作面均单独配风,通风方式采用局部通风机压入式通风。均选用对旋式局部扇风机,综掘工作面局部通风机型号为BDJ－№10/60,风量728～1165m³/min，全压914～2733Pa，功率2×30kW;普掘工作面局部通风机型号为FBD№5.6/2×11型，风量3.8～5.0m³/s，风压700~3500Pa，功率2×11kW.

井下需要单独通风的硐室有炸药发放硐室、充电硐室、采区变电所等，均设计有的通风系统。井下机电硐室设在进风风流中。

5.5 计算矿井通风等积孔

1.19QhA=

式中：A—风井等积孔，㎡；

Q—风井风量，m³/s,东风井Q东=72m³/s,北风井Q北=76m³/s。 h—矿井负压，Pa；风井通风容易时期等积孔为：A东=

1.19722144.91=1.85㎡

通风困难时期等积孔为：A东=

1.19722577.18=1.69㎡

北风井通风容易时期等积孔为:A西=

1.19761934.06=2.06㎡

通风困难时期等积孔为：A西=

1.19763239.25=1.59㎡

5.6 概算矿井通风费用

矿井通风费用以吨煤成本计算。吨煤成本主要由以下费用项目构成：（1)电费(W1）矿井通风难易程度容易中等矿井总风阻Rm/NS2·m—8 〈0.355 0.355～1。420 >1。420 等积孔A/m2 〉2 1～2 〈1 （2）设备折旧费用（W2）

通风设备折旧费用与设备数量、成本及服务年限有关，吨煤通风设备折旧费W2按下式计算为

W2 = (G1+G2)/T, 元/吨

1.材料消耗费用(W3） 2.通风工作人员工资（W4)

3.专为通风服务的井巷工程折旧和维护费（W5） 4.每吨煤的通风仪表的购置费用和维护费用（W6） W = W1+W2+W3+W4+W5+W6

5.7 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施

5。7。1 瓦斯

大水头煤矿为高瓦斯矿井，根据《大水头煤矿采区地质说明书》，煤层瓦斯含量为8—10m³/t，煤层瓦斯赋存东高西低，分布十分不均匀，特别在构造复杂区域瓦斯含量与瓦斯压力受地质构造控制明显.但地质说明书并未提供详细的瓦斯参数，煤层瓦斯参数依据原矿井设计中的有关资料。

煤层瓦斯压力：P=0.35—1.48MPa

煤层瓦斯含量:W=8-10m³/t

煤层透气性系数γ＝0。0032-0。0035㎡/at㎡·d 钻孔瓦斯流量衰减系数α＝0。002—0。013/d 瓦斯放散初速度：△P=3—15 （1）抽放方法

根据大水头煤矿开采条件，抽放方法采用顺层钻孔掘前预抽，采前预抽、边采边抽及采空区抽放等综合抽放方法，并建立地面瓦斯抽采系统。

错误!采前预抽

工作面上下顺槽开口掘进时，在掘进巷道两帮每隔50m施工抽放钻场，两帮钻场错距25m.在钻场内沿倾斜方向施工φ94mm，深70m的顺层钻孔提前对工作面煤层预抽瓦斯，每个钻场施工8个钻孔。钻孔分两排施工,每排4个孔,上排见煤层顶板，下排见煤层底板。工作面两顺槽外侧的钻场沿倾斜方向施工的顺层抽放孔主要对相邻工作面煤体提前预抽。

错误!掘前预抽

在工作面掘进中,如瓦斯涌出量大,仅靠通风无法解决时，在掘进巷道两帮的钻场内沿工作面走向（掘进迎头方向）各施工φ94mm、深80m抽放孔5个,钻孔终孔距巷帮外廓5～8m,对掘进工作面前方煤体提前预抽，随着工作面掘进每50m施工一组10个孔，始终保持30m的抽放超前距,以减少掘进工作面瓦斯涌出量，减轻风排瓦斯的负担。（2）瓦斯抽放措施

一采区瓦斯抽放时,抽放瓦斯纯量按照18.82m³/min计算，原抽放泵站安装的SKA—420型抽放泵满足要求，并采取以下措施：

错误!利用负压调节方法使各区域抽放负压分配合理,在较远区域加设移动抽放泵，以增加抽放能力.

错误!采用先进的大孔径、深钻孔技术,尽可能提高抽放浓度。

错误!无中巷开采时，煤层顺层钻孔抽放时间短，不能有效长期抽放，因此要施工走向大直径深孔对工作面进行集中预抽，确保达30%以上抽放率。

○，4在煤层掘进顺槽时，采取边掘边抽和试验以大直径岩石走向钻孔代替走向高

抽巷抽放技术，边掘边抽的瓦斯浓度较低，并影响瓦斯发电利用时，设置移动抽放泵抽放并排入总回风，浓度超过20％时可并入永久抽放系统抽放。

错误!采用孔板流量计和抽放监测装置计量，为防止孔板流量计对抽放系统增加阻力，在安装孔板的位置加装同等管径的旁通管,在旁通管上安装闸阀控制,当测定孔板压差时关闭旁通阀门，正常抽放时打开旁通阀，以减小孔板形成的阻力。

5。7.2预防火灾事故安全措施

（1）煤层的自燃倾向性等级

煤层自燃发火与煤质组成部分有关，煤层炭化程度高，煤的着火点高，同时还取决于煤的氧化作用、吸氧量及氧化发热速度.井田内煤层煤的吸氧量0。42～0.78cm3/g，自燃等级为Ⅰ—Ⅱ类，属于容易自燃-易自燃。

煤的自燃倾向测试成果见表5。7。1。

表5.7.1 煤的自燃倾向测试成果表

煤层 4 吸氧量 cm3/g 0。50 全硫％ 0.57 等级 Ⅱ类自燃 (2)外因火灾防治措施

错误!井下机电设备硐室防火措施

设计将设在井下变电所内各种设备与墙壁之间留出0。5m以上的通道，各种设备相互之间，留出0。8m以上的通道，并在硐室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌；此外还要求硐室内悬挂与实际相符的供电系统图；在入口处和硐室内的明显地点悬挂“高压危险”字样的警示牌。

井下变电所和采区变电所采用砌碹支护；硐室采用向外开的防火铁门，并在硐室内设置干四氯化碳灭火器和防火砂箱.从井下变电所出口防火铁门起5m内的巷道支护采用砌碹或锚喷支护。

错误!井下电气设备的防火措施

井下电气设备防爆等级设计严格按照《煤矿安全规程》规定选择，即在井下变电所、采区变电所、移动变电站、回采工作面、运输顺槽、回风顺槽等处均选用防爆型电气设备。

井下供电采用双回路，采用中性点不接地系统，并设置了防止地面雷电波及井下的防雷设施。井下高压采用10kV电压,低压采用3300、1140V、660V电压，照明采用127V电压。

错误!井下电气设备的各种保护

井下高压馈出线具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。低压电动机的控制设备具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制装置.由地面变电所至井下的高压馈电线上，装设有选择性单相接地保护装置.井下低压馈电线上，装有检漏保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。煤电钻配电设备采用有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。井下36V以上的用电设备和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、棚架等，均设置了保护接地；设计将主接地极设在井下变电所旁的主排水泵硐室的主副水仓中，并将所有保护接地和局部接地装置与主接地极连成一个总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2Ω；每一移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值不得大于1Ω。

○，4井下电气设备的检查、维护、修理和调整

电气设备的检查、维护和调整，由电气维修工进行。高压电气设备的修理和调整工作,应有工作票和施工措施。

井下电工，在特殊情况下，可对井下变电所内高压电气设备进行停、送电的操作,但不得擅自打开电气设备进行修理.

井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。

5带式输送机火灾防治措施 ○

主斜井、运输上山、运输石门及工作面运输顺槽采用带式输送机运输方式，选用ST型(阻燃型)钢绳芯胶带输送机，担负原煤的运输任务.为防止火灾发生，设计采用以下防治措施：

a.采用阻燃型胶带，带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的材料符合阻燃型和抗静电性的规定.

b。带式输送机设有隔爆型综合保护装置（沿线拉绳开关、防打滑、防煤位堵塞、烟雾、温度、自动洒水、防纵向撕裂、防跑偏、防断带等），驱动轮采用胶面以防打滑；煤仓设有煤位信号装置。

c。巷道照明采用防爆灯，并有充分的照明。

6井下防火构筑物 ○

a。设计在+1220m水平井底车场内设消防材料库(已有）,存放一定数量的防灭火材料(如砖、砂子、水泥、粘土、板材、灭火器、钢丝绳等)，以便当井下发生事故时使用.消防材料库两侧通道设双扇栅栏门。

b。井下的回采工作面采到停采线，在运输、回风顺槽内施工永久性防火墙，隔离采空区.

第6章矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型

6。1矿井提升设备选型

本矿井设计井型为150万吨/年，考虑设置一对井筒进行提升，即主井和副井进行提升。主井采用箕斗提升,主要负责提煤；副井采用罐笼提升，负责提矸、下料、升降设备和人员等各种辅助提升提升为主井和副井提升，大巷运输水平为1220m水平,地面井田标高为1600m，提升高度为400m，故应采用立井多绳绞车式提升，副井筒也采用多绳绞车式提升机进行提升。

6.1.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料

该矿井设计生产能力为每年150万吨,年运输矸石18万t,辅助运输通过1。5t固定式矿车、平板车和材料车来完成。煤的散体容重为1。38t/m3，矿井工作制度为：一年工作日为330天，每天净提升时间18小时，每天4班作业，每班工作6小时,井下大巷运输水平1220m.

6.1.2 提升设备的选型计算

（1）主立井提升容器确定错误!一次合理提升量

QAcaf3600tnTj

式中:A —— 矿井设计生产能力,t；

c —— 提升不均衡系数，箕斗井为1.1~1。15,取1.15;

af—— 提升富裕系数，第一水平取1。20；

t —- 日提升小时数,取14h; n —— 年工作日数，取300d；

Tj—— 一次循环时间，s；

式中：H-—提升高度，m;

HVjTjuVja箕斗井:HHXHSHZ

式中：Hs——矿井开采水平垂直深度，m；

Hx——卸载水平至井口水平距离，m,取20m； Hz--装载水平至井底车场水平距离,m，取20m；

Vj——最大提升经济速度，其中；

Vj0.4H

a——加速度,取0.8m/s2；

u——箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间,取u=10s；

——休止时间,s，取θ＝10s;

表6.1.1 箕斗休止时间箕斗规格5及以下 5～9 （t）休止时间8 10 （s）所以：

12 12 16 16 20 20 HHXHSHZ ＝400+20+20 ＝440m

Vj0.4H

＝0.4440 ＝8。39m/s

Tj＝

所以：

HVjuVja

4408.391010 8.390.8＝83s

QAcaf3600tnTj

1501041.151.283＝11。35t

360018330错误!选择提升容器规格尺寸

根据Q值及煤的松散容重即可选用12t标准箕斗，根据表中斗箱有效容积，计算一次实际提升量：

Q=r'QV

式中： r'--煤的松散容重，取r'1；

1.38，其中1.38为煤的容重,为碎胀系数，取1。

QV——箕斗容积; β--满度系数，取0。9；

r'1.421.41＝1.28t/m3

1.1所以：Q=0.91.2810＝11。5t

根据箕斗实际提升量，选择JDG—12/110＊4型单绳提升12t箕斗. （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GDG1.5/6/2/4型1。5t矿车双层四车罐笼,其自重为14t。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5h（包括提人、材料、矸石…），其中升降工人时间，按工人下井时间的1.5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%。

错误!下井人数的确定

因为该矿年产量为180万吨，且工作制度为“四六制”,三班采煤一班准备。所以该矿总工作人员为：

1500000n

3304=1100

其中管理人员占10％,为110人。井下工人为1100－110＝990人所以下井最大工人数990/4+24＝272人

○，2用提升人员进行验算:

4060nrn0

VjHaVj

式中:nr——每罐提升人数，32人;

n0——最大作业班下井人数，272人;

a-—提升加速度,取0。7m/s2 ; HHsHx ＝400+20＝420 式中:

Hs——矿井开采水平垂直深度，m；

Hx—-卸载水平至井口水平距离，取20m；

-—稳罐附加时间，取＝5s；

θ--上下人员休止时间，取36s; 所以：

4060nrVjHaVj＝

40600.44204205360.70.4420＝745386人

32

满足要求。

错误!以最大班净作业时间5小时验算 a.提矸石每班作业时间（小时）

t矸式中：

Q0QOTq23600qo

——每日矸石提升量，t；

——每次矸石提升量，t；

HTqu3.03Hu

V式中:H——提升高度； H=HS=430m

V——最大提升经济速度； u——稳罐附加时间，u=5s；

q0所以:

——休止时间,＝100s；

Tq3.034205100=69.5 s

140.769.5

236006＝0。23h

t矸b.升降其他人员的时间0。2×t人（min）

t人n0Tq60nrt人1.5（60min）

22969.51.5

60＝6。3min=0.11h

0。2×t人＝0。2×6。3

＝1。26min=0。02h

c。下坑木、支架按日需量的50％计算；取25min 25min=0。42h

d.下炸药2～4次，取4次；保健车2～4次，取4次；运送设备5~10次，取10次；其他5~10次，取10次；则:总计4+4+10+10＝28次

2869.5t0.54h

3600所以：

总作业时间为：t总=0。24+0.11+0。02+0。42+0.54 ＝1.34h<5h 故满足要求。

（3)提升钢丝绳的选择计算

5-3-1 多绳提升系统图

错误!提升钢丝绳的绳端荷重Qd 箕斗提升时：Qd＝（Q+Q2)g （N)；罐笼提升时:Qd＝〔Q2+m（G+G0）〕g （N）；式中：Qd -— 钢丝绳绳端荷重，kg；

Q2 -— 罐笼的质量，kg； Q—- 一次提升量，kg； m-—每次提升的矿车数； G—- 矿车中的装载质量,kg； G0——矿车的质量，kg；所以：

箕斗提升时:Qd＝(Q+Q2）g

＝（11600+7400）×9。8 ＝186200 kg

罐笼提升时：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g

=〔14000+2×（1500+718）〕×9.8

=180672kg

错误! 钢丝绳最大悬垂长度

Qr17224,m nrQ280式中：

4Qvd3600428823600——悬垂长度，m

HH——尾绳环的高度，m

HHHg1.5S=10+1.5×1。8=12。7m

式中：：S-—提升钢丝绳的中心距，m

Hg-—过卷高度，m 取10m Ht-—提升高度，m

HtHzHsHx，m

Hz——装载水平至井底运输水平的高度，m；

Hs——井田深度，m；

——卸载水平到井下运输水平的高度，m；

H‘K——提升容器在卸载位置时，容器底部到主导轮轴的高度,m。

‘HKHrHghH2X ，m

式中：Hr—-容器全高,m.

h——导向轮中心距楼板层面的高度， h=0。75R,

R-—导向轮半径,m R取2m h=0。75×2=1。5m

H2X——主导轮中心至导向轮中心的高度，m，取6.5m

H‘K＝7。25+10+1.5+6。5＝25。25 m

故箕斗:Hc＝13。225+470+25.25＝496。38 m

罐笼:Hc=13.225+450+25。25 =476.38 m

○，3确定钢丝绳每米质量

对于等重尾绳提升系统,提升钢丝绳在A点受最大静张力，且重载容器在任何位置时,其值不变. 箕斗提升:PQQ2BngrmHc0a，kg/m

P罐笼提升：

Q2(GG0)BngrmHc0a，kg/m

式中：B—-钢丝绳公称抗拉强度，Pa;B=1700×106

r0-—钢丝绳密度，kg/m3；r0=9421.49kg/m3

n—-钢丝绳数目；n=4

g——重力加速度，m/s2;

ma——提升钢丝绳的安全系数，《规程》规定当钢丝绳悬垂长度Hc不大于1200m时，按下列公式计算：

专为升降物料时：ma =7。2-0。0005Hc 专为升降人员时：ma =9。2—0.0005Hc 升降人员和物料时:

升降人员:ma =9.2—0.0005Hc 升降物料：ma =8。2-0。0005Hc 混合提升：ma =9.2—0.0005

主井：ma＝7.2—0。0005Hc＝7。2-0.0005×470=7 副井：ma＝9。2-0。0005Hc＝9.2—0。0005×450＝9 故，箕斗提升时：

PQQ2BngrmHc0a＝

1160074001.8kg/m

170000000049.89421.487496.38罐笼提升时：

PQ22(GG0)140002(1500718)＝2.25 kg/m

1700000000B4ngrmH9.89421.489476.38c0a根据计算出的P值，选出钢丝绳的类型：

主井副井提升时:则根据矿山机械P260选钢丝绳6×19股(1+6+12）绳纤维芯见表6.1。1和表6。1。2。

表5-3—2 箕斗提升钢丝绳的技术参数绳6×19股(1+6+12）绳纤维芯直钢丝总断面参考质钢丝绳公称抗拉钢丝破断拉力总径积量强度和 mm mm2 Kg/m ·N/mm2 N（不小于） 26。258。63 2。44 1700 439500 0 表5—3—3 罐笼提升钢丝绳的技术参数绳6×19股(1+6+12)绳纤维芯直钢丝总断面参考质钢丝绳公称抗拉钢丝破断拉力总径积量强度和 mm mm2 Kg/m ·N/mm2 N（不小于） 28。2。95 2.74 1700 536000 0 错误! 验算钢丝绳的安全系数 nQzmag(QQnPH)2C箕斗提升： nQzma罐笼提升: gQ22GG0nPHC 主井箕斗验算得：

44395009.8(1900041.8470)=8。01>ma＝7

验算通过

副井罐笼验算得：

45360009.65m9.8(1843642.25470) >a=9

验算通过

（4）卷筒及天轮直径

卷筒及天轮直径应该满足： DJ≥80dc；DJ≥1200δc 式中：DJ——天轮直径

dc——钢丝绳直径 δc——钢丝直径

主井： DJ≥80×26=2080mm DJ≥1200×1.7=2040mm 副井： DJ≥80×28=2240mm DJ≥1200×1.8=2160mm 查表选择TZ2500/28(26.5）型号的天轮，

6。2 主运输设备选型

（1)本矿井采煤工作面每天生产5454。5t煤，工作18h/d，所以，工作面每小时采煤303t。考虑到有增产的可能，所以输送机的小时输送能力应大于工作面小时的输送能力。

各种设备选型特征如表6.2。1、表6。2.2、表6。2.3所示。

表6.2。1 可弯曲刮板输送机出厂设计电动机运输能型号长度长度力t/h 功率(Kw）电压(V）（m）（m）型号 SGZ－600 730/2

表6.2.2 可伸缩胶带输送机特征表电动机运输出厂输送带型号能力长度宽度速度功率功率台数电压（V) t/h （m） (mm) m/s （Kw) 因数 DX—550 3

表6.2.3 顺槽转载机特征表出厂小时电动机机型长度运量功率电压型号（m) t/h （Kw）（V）双边KBY550－43 630 132 1140 链 132 600 800 2.0 2 40×2 660/ 1140 0。86 150 200 YSB－132×2 132 660/1140 型号 SZZ-730/132

(2）大巷运输设备

本矿井年生产能力为180万吨，运煤采用皮带运输.辅助运输可选用1。5吨固定矿车和平板车，材料车等辅助车辆。

错误!轨道运输大巷

轨道大巷内的设备选型见表6。2。4和表6。2.5所示。

6。2。4 蓄电池式电机车主要技术特征表型号粘着质轨距量(t） (mm) 600 速度 Km/s 6。2 功率电压（Kw）（V) 11×2 110 外形尺寸 443×1054×1550 XK8－8 6/110A 表6.2.5 矿车主要技术特征表名称型号自重名义载最大载轨距轴距外形尺寸（Kg重(t）重（t） (mm) (mm）（mm） ) 1.5 2。7 600 750 240010501200 240010501200 ××718 ××566 1。5tMG1.7固定－6A 矿车 1。5tM C1。材料1。5 5－6A 车 1.5tMP1.5平板－6A 车

1。5 2900 600 750 2900 600 750 2400×1050 ×415 527 错误!列车组成计算

在确定电机车粘着质量及矿车形式之后，可以根据运输条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来确定,分别为:①按电机车的粘着质量。②按牵引电动机的允许温升。③按列车的制动条件。分别计算如下:

a。按电机车的粘着力条件计算

以电机车在最困难的启动条件下启动时,车轮不打滑为计算依据.

Qzhppwzhi0.11a

式中：P——机车粘着重量，t;

Qzh-—重车组质量，t；

ψ-—机车粘着系数，启动ψ= 0.24;

Wzh——重列车起动时的阻力系数，取0.0105； I—-轨道线路平均坡度，i = 3‰；

a——列车起动时的加速度 ,a= 0.04m/s2；所以:

80.24Qzh80.01050.0030.110.04

=107-8 =99（t）

b.按牵引电动机允许温升条件计算

Qzh1000FchT(Wzhid)gTP

式中：Fch——电机车小时牵引力，N；

P —-机车重量

α—-电机车调车时的电能消耗系数,取1.25； T——机车往返一次的运行时间，min； θ——列车往返一次的运行时间，min; Wzh——重列车运行阻力系数，取0.007;

id-—等阻力坡度一般为2‰ ～ 3‰,取2‰； g——重力加速度,取9.8 m/s2；其中:

Ttzhtk

60LP60LP0.75Vzh0.75Vk

式中：T——列车往返一次的运行时间,min;

LP——加权平均运距，Km，取1Km；

Vzh——重列车的运行速度,Km/h，取6 Km/h; Vk—-空列车的运行速度，Km/h,取8 Km/h；所以：

601601T0.7560.758 =23min

θ—-列车往返一个循环中的休止时间，min，取θ＝5min; 所以:

Qzh10001.25

1280023(0.0070.002)9.82358209(t)

c.按列车制动条件计算根据《煤矿安全规程》，列车制动距离，制动时不得超过40m.在车组重量计算时,一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算.

列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为:

b(Vch21)3.62LT

式中:Vch——机车长时制运行速度，取Vch=10Km/s；

LT-—制动距离，运送物料时取40m；

所以：

1021)0.0963.6240

按制动条件计算车组重量的最大值是：

b(QzhPP0.11bWzhi

Q式中：zh-—重车组质量,t；

P--机车重量，t；

ψ——机车制动时粘着系数,取ψ= 0。17；

——重列车运行的阻力系数，取0.007； I——轨道的平均坡度，取i＝3‰； b-—列车制动时的加速度 m/s2 由此:

80.17Qzh8

0.110.0960.0070.003=199t

错误!列车中矿车数量的确定

WzhZQzhminGG0

式中:

Qzhmin-—距三个约束条件确定的车组质量中最小者，t；

G、G0—-分别为矿车的载重或自重,t；所以：

99Z45台

1.50.718错误!电机车台数的计算

a.机车的加权平均周期运行时间

T60Lp0.75Vzh60Lp0.75Vk

式中:

LP-—加权平均运距，Km，取1Km；

Vzh——重列车的运行速度，Km/h，取6 Km/h； Vk—-空列车的运行速度,Km/h，取8 Km/h；

θ—-列车运行一个循环中休止时间，min，取5min；所以:

601601T50.7560.758 =13。3+10+5=28min

b、每台机车每班可能运行次数：

60TbT 次/班

式中：

Tb—-一个工作班内的运输工作时间，不运人取

Tb＝7h；运人取7.5h

T—机车的加权平均周期运行时间，min；

所以：

c。班产量

607.528 =16 次/班

Ab＝A1 + A2 +…+ An , t/班

式中：A1，A2，…，An--各采区的班产量，t/班；因为只有一个采区生产，所以：

Ab＝A1

＝1×0。8×7.5×170×1.38

＝1407t/班

运煤采用皮带运输大巷电机车只负责运矸石和运人

d。每班所需运送货载总次数

b式中：

KAa（次/班）ZG

Aa——每班矸石产量，t/班；

K——生产不均匀系数，取K＝1.35； Z——一列矿车的矿车数，取16辆；

G——矿车载重，取1。5t;

又因为：

Aa＝0.1Ab

＝0。1×1407＝140.7t/班

所以：

be。每班运送总次数

1.35140.7161.5 =8次/班

eb人次/班

式中:人取2 所以:

e＝8+2＝10次/班

f.工作机车台数

Ne＝10/16 =1台

取1台.

g。备用与检修台数

N`0.25N

=0.25×1 =0.25台

取1台。

h.所需机车总台数

NeNN`=1+1=2台

错误!运输大巷皮带输送机能力计算

目前,新型高强度带式输送机已普遍使用,其带强大大超过普通胶带，单机长度可超过3kin 以上，带速由过去的2m/s增至2m/s以上,运输量也大大提高以上,故这里采用新型高强度带式输送机运输。

a.胶带输送机的确定

原始资料：输送机长度L＝1000m、倾角(°），设计运输生产率A (t/h),货载的散集容重r （t/m3），货载在胶带上的堆积角（°）、货载块度（mm）。 L=1000m A=600t/h =0°～2° r=1.25t/m3 =30° =250mm

B胶带宽度:

式中:B——胶带宽度， mm

A——设计运输生产率,t/h； r——货载散集容重,t/m3; c——输送机倾角系数，c=1;

k——货载断面系数，k=458（槽形)； V——运行速度，m/s;V=2。5m/s

AKVrc

B600420mm4582.51.251

取带宽B=1000mm;.

带宽除满足运输生产能力要求外,还需按物料的块度进行校核。对原煤：

B2amx200(mm)

其中

amx=250mm

B10002250200700(mm)

所以,带宽B=1000mm符合物料的块度的要求

b.胶带运行阻力计算

胶带输送机运行阻力计算示意图如图5-1所示:图中3-4段为运送货载段，胶带在这一段托辊上所遇的阻力为重段运行阻力，用的阻力为空段运行阻力，用WK表示。

Wzh表示；1—2段为回空段，胶带在这段

图6。2。6 胶带输送机运行阻力

两者表示如下：

'W2h(qqdqg)L'cos(qqd)Lsin''WK(qdqg)L''cosqdLsin

式中:——输送机的倾角,在该段运行方向向上运输取正，反之取负； L—-输送机长度,m；

'、''-—分别为槽形、平形托辊阻力系数； q-—单位长度的胶带上的货载重量，kg/m，可由

q＝

600=66.66kg/m

3.62.5q=A/3。6V求出:

qd-—每m长的胶带自重，qd=21。45kg/m；

'qg''、 qg——分别为折算到每m长度上、下托辊转动部分的重量，kg/m；

'Ggq'gL'g\"Gg （kg/m）

q\"gL\"g (kg/m)

其中:

'Gg、

\"Gg—-分别为每组上、下托辊转动部分重量，kg；

L\"gL'g—-上托辊间距,m，取1。5m；

——下托辊间距,m，取2.5m。

'qg1711.3kg/m1.5

q\"g176.8kg/m2.5

取'＝0。03 ''＝0.025

W2h=（66.66+21.45+11.3)×1000×0。03×1×9.8=30046。8N=3066kg WK=（21。45+6。8) ×1000×9。8×0.025×1=6921.25N=706。25kg

胶带绕经滚筒也要遇到阻力。这一阻力包括由于弯曲时胶带本身的刚性阻力和滚筒

轴承的摩擦阻力。此阻力可按下列公式计算。

在导向滚筒上所遇到阻力：W23(0.05~0.07)S2 在传动滚筒上的阻力：即4—1段的阻力：

W41(0.03~0.07)(S4S1)

式中：S2、S4、S1-—胶带在相应点上的张力，kg。

○，6胶带张力计算——逐点计算法

用《逐点计算法》计算各点的张力的一般步骤是：

a。按逐点计算法找出S1与S4的关系

S4= S1+ W2h+ WK+ W2—3

b。按摩擦传动条件找出S1与S4的关系

eua1S4S1(1)

n式中:n—-摩擦力备用系数，设计时取n=1.15～1.2；由：

S4 =S1+3066+706。25+0。06×（S1+706。25）

S1(11871)115

得: S1=5476.7kg S2=6182.95kg S3=6552。93kg S4=9619.93kg

c.验算按上述计算法求得Smin 2h

Smin2h(qqd)L'gcos8Ymax

式中：Smin 2h--重段胶带最小张力，kg;

L'g——重段两托辊间距，m；

-—输送机安装倾角，°；

q、qd——分别为货载和回空胶带每米重量，kg/m；

Ymax'YLmax—-胶带最大允许下垂度，计算时可取＝0.025a

将上述数值代入，Smin 2h式

可得：

=5×（69。45+21.45)×1。5

=681.75kg〈 S3

Smin2h5(qqd)L'gcosSmin2h5qdL\"gcos式中：

L'g=5×21。45×2.5=268.125kg、L\"g—-分别为重段，空段两托辊间距，m.

由以上计算可知满足要求.

错误!牵引力及功率的计算

对于图6.2.6,所示的胶带输送机传动滚筒的圆周牵引力为

'WOSYSLS4S1

式中:SY-—胶带与滚筒相遇点的张力，kg;

SL——胶带与滚筒分离点的张力，kg。

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SYSL(0.03~0.05)(SYSL)S4S1(0.03~0.05)(S4S1)

WOS4S10.04(S4S1)

=9619。93-5476。7+0。04×（9619。93+5476.7）

=4747.1kg

因此，电动机的功率为

NWOV102

式中：V——胶带运行速度;

η——传动效率0。85~0。94。

NWOV4747.12103.41021020.9kw

6。3排水设备

该矿井下采区水泵房设在1220水平,水泵房仍利用1220副井车场泵房，矿井采用二级排水系统,即由采区水泵房排至1220石门,然后自流至水泵房，水泵房直接排至地面。即：

1220采区水泵房→材料斜巷→1220石门→1220水泵房→主井→地面

6.3.1设计依据

（1)、矿井正常涌水量：Q=72m³/h （2）、矿井最大涌水量：Q=180m³/h （3）、灌浆脱水量：100m³/h （4）、排水口标高：+1600.00m （4）、泵房标高：+1220。00m （5)、排水管路长:400m

6。3。2 设备选型

（1）正常涌水量时水泵所必须的排水能力：

Qr1722420=206。4（m³/h） Q1=20H1=K（H+5.5）=1。30（60+5.5)=85。15（m）

根据和初选MD280—43×2型水泵，流量Q=280m³/h，扬程H=86m。（2）正常涌水量期间所需水泵的工作台数

Q206.4n=r=0。74（台） Q280（3）正常涌水量期间一昼夜内水泵工作时间

Qr17224280=14.74（h） T=nrQ（4)排水管直径

D==0.226(m）

故选MD280-43×2型水泵3台，其中1台工作，1台备用，1台检修，配YB315S-4 660V 110kW型电动机。

排水管选用Φ245×8无缝钢管两趟，沿采区材料斜巷敷设。

4Q4288vd3600236006.4压缩空气设备

根据矿井开拓、开采布置情况，地面及井下均有用气设备，但是主要用气量集中在井下掘进工作面，井下有混凝土喷射机，凿岩机，风镐等风动设备。

大水头煤矿采用集中压风站布置，压风机站建在平硐口约60m处,机房内布置四台4L—20/8型空压机，设计排气量为20m³/min，排气压力为8kg/c㎡，配有2m³储气罐三个,其中二台工作，一台备用或检修.冷却系统采用开启式循环冷却系统，装有2BA-6型水泵，4。5kW三套,两套工作,一套备用或检修，5L—40/8型空压机一台,以备检修使用。设计排气量为40m³/min，排气压力为8kg/c㎡。主管路为108mm的焊管，从地面敷设到井下各采掘工作面。

核定依据

（1）地面用风量为3m³/min；

（2）井下一采区设一个岩巷掘进工作面，一个煤巷掘进工作面；岩巷掘进工作面的风动工具为:

（3）煤巷掘进工作面的风动工具为：

转子—Ⅱ混凝土喷射机 1台耗气量8m³/min/台 MQT-70C型锚杆钻机 1台耗气量3.6m³/min/台

表6.3。1 风动工具

风动工具 ZY24型凿岩机 FG-8。3风镐转子-Ⅱ混凝土喷射机 MQT-70C型锚杆钻机

耗风量(m³/min) 2.8 1.2 8 3.6 使用台数 4 1 1 1 同时使磨损漏风海拔高度用系数系数系数修正系数 1 1 1 1 1.15 1。2 1。15 1.2 1。15 1.2 1.15 1。2 1。157 1。157 1。157 1。157

第7章环境保护

7。1环境现状及地面保护物概述

（1）地理位置、地形地貌

矿区地处干旱区,地貌形态的雕琢以剥蚀为主,且受构造和岩性的制约，基岩裸露，地形复杂，井田南部有刀楞山，山前为沙川丘陵，东北及东部为黄土丘陵山地。区内无常年性流水，井田南部有大水头沙河自东向西流过,平时干涸，雨季暴雨来临时可形成洪水，河水猛涨,但河面开阔，数十分钟后水流即可消失。西二采区地面为荒坡区,其上部靖远电厂的储渣区有积水存在。

本区属性干旱气候,年最低气温—23.8℃,最高气温+37.4℃，平均日温差180左右。冰冻期为11月至次年2月,地表冻结深度可达0。95m。年降雨量为238.2mm，多集中在6～9月份，年蒸发量为1500mm以上。全年多北风，次为东南风，冬春之交有大风，最大风力可大8级。

（2)气候气象

井田气候特征属于干旱的温带高原性气候，太阳辐射强烈，日照丰富，干燥少雨，风大沙多，无霜期短。冬季漫长寒冷，夏季炎热而短暂，春季回暖升温快，秋季气温下降显著.

据历年资料：当地最高气温+36。6℃，最低气温为—30。1℃，年平均气温8。7℃；年降水量为194.7～531。6mm，平均为396。0mm，且多集中于7、8、9三个月内；年蒸发量为2297.4～2833。7mm，平均为2534.2mm，年蒸发量为年降水量的5～12倍。区内风多雨少,最大风速为28。7m/s,一般风速2.3～5.2m/s,且以西北风为主.冻结期一般从10月份开始至次年4月份，最大冻土深度为1.74m，最大沙尘暴日为50天/年.

（3）地表水

井田内没有常年地表径流，雨水多通过风积沙渗入地下. （4）水文地质条件

大水头井田的直接充水含水层以裂隙含水层为主，孔隙含水层次之，直接充水含水层的富水性微弱，补给条件和径流条件较差，以区外承压水的侧向径流为主要补给源，大气降水为次要补给源;煤层虽位于地下水位以下,但直接充水含水层的单位涌水量q＜0.1L/s·m(q=0.00379～0.00807L/s·m）,富水性弱；井田内没有水库、湖泊等地表水体,也无常年地表径流，潜水含水层与煤层的间距较大，平均在600m以上，水文地质边界简单，地质构造简单。

（5)地震

井田所在地靖远县地震动峰值加速度为 0。05g，对照烈度为Ⅵ度，属弱震区. (6）社会环境概况

白银市是以煤炭、电力、化工、建材等产业为主的新兴工业城市。2005年末，全市总人口139万人，其中城镇人口61万人。2005年全市生产总值550亿元,地方财政收入46亿元.白银市2005年生产总值29.5亿元,财政收入3.08亿元。

靖远煤业集团有限责任公司大水头煤矿位于甘肃省白银市平川区境内,距靖远煤业集团有限责任公司约3km。井田走向北西～南东，倾斜北东，长约7.99km，宽约2.5km，面积约15.16k㎡.地理座标:东径104°48′—104°55′，北纬36°43′-36°47′。铁路专用线由白(银)-宝（积山)线长征站接轨，行程1.3km，直接通达本矿工业场地；矿区公路与兰（州）—银(川)公路、靖(远)—海（源)公路连接，交通运输十分便利。

（7) 环境现状

错误!水环境:依据已编制完成的环评报告,本次对各监测点地下水水质评价执行《地下水质量标准》(GB14848—93）中的Ⅲ类标准。本井田地下水质评价因子除大肠杆菌群在陕汉毛利和母杜柴登监测点处超过外，其余均能达到《地下水质量标准》(GB14848—93）中的Ⅲ类标准,地下水环境质量总体良好.超标主要与当地居民对水井管理不善有关.

2大气环境：依据已编制完成的环评报告，评价区内各监测点SO2小时浓度、日○

均浓度均未超过《环境空气质量标准》(GB3095-1996)中的二级标准，这表明当地 SO2环境质量良好,具有较大的环境容量；TSP、PM10日均浓度均超过GB3095-1996中的二级标准，最大超标率分别为80%和100％，最大超标倍数分别为0。56和0.40倍,这主要与区域处于沙漠风沙区，由于风吹地面沙尘导致，因此区域环境空气中TSP、PM10超标。错误!声环境:本项目拟建工业场地周围和拟建铁路专用线、排矸道路沿线均为农村环境,没有工业噪声污染源。根据监测统计结果，拟建工业场地厂界区域、风井场地厂界区域、铁路专用线及拟建道路两侧区域环境噪声均满足《城市区域环境噪声标准》2类区标准限值,即区域内声环境现状质量良好。

错误!生态环境现状

根据白银市功能区划，矿区所在区域生态功能属于干旱地带，项目区属黄土丘陵沟壑区，水土流失严重，是国家级水土流失重点监督区和重点治理区，属国家Ⅰ级标准治理区。

由于受特殊地理环境和气候的影响，区内暴雨集中，干旱多风，致使地表沟壑纵横，水土流失和土地沙漠化较严重，制约了当地农牧业生产和工业的发展。

5特殊环境要素 ○

经调查，本区范围内无各级部门批准的文物保护对象、风景名胜区和自然保护区等。

7。2 主要污染源及污染物

（1）污染源排放污染物类型

错误!空气污染物:工业场地锅炉房排放的烟尘、SO2。

错误!水污染主要为矿井井下排水和工业场地生产、生活污水。井下排水中主要污染物为SS，生活污水的主要污染物为COD、BOD5、SS和少量油类等。

3固体废弃物主要有灰渣、少量的生活垃圾和水处理污泥。 ○

错误!矿井噪声影响主要来源于矿井通风机房、提升机房、锅炉引风机房及坑木加工房等.

7。3 资源开发对生态环境影响与评价

（1）地形地貌变化

地表沉陷的主要表现形式是开采后会形成明显下沉盆地，破坏了地表形态的连续性与完整性，造成与周围自然景观不协调。

（2）土地利用方式的变化

大水头矿井工程总占地面积为7.99km土地利用类型包括灌丛类草地和沙地,项目建设后土地利用方式发生改变,全部变为工业用地。

（3）对植被的影响

评价区内大面积为草灌，沉陷对土地利用的影响主要为对草灌的影响，首采区开采后，井田内草灌受一般影响的面积为23.26k㎡，重度影响的面积为4。25 k㎡.

（4）对水环境的影响

井田内地表水系不发育，也无水库、湖泊等地表水体，矿井无污水外排，所以矿井对该区地表水体不会产生影响。

（5）土壤侵蚀变化情况

由于该区第四系潜水位较高，加之沉陷深度较大，因此在井田内一定区域内将形成永久性积水区，在永久性积水区边缘由于受降水和蒸发的影响使得水位变化,从而产生土壤次生盐渍化。

（6）矿井开采地表沉陷情况

根据环境评价所要求的精度，大水头矿井地区煤炭开采地表沉陷预测可采用概率积分法模型.地表移动变形模式输入参数见表7.3.1。

表7.3.1 地表移动变形模式输入参数表

序号 1 2 3 4 5 参数下沉系数主要影响正切水平移动系数拐点偏移距最大下沉角符号 q tgβ b s θ 单位 / / / m deg 参数值 0.71 2。2 0。30 0 90-0。68α 根据煤层平均开采深度和开采厚度及有关预计地表沉陷预测结果见表7。3。2。

表7。3.2 地表沉陷预测结果统计表下沉深度 (㎜) 首采区 2492 3193。05 1424。13 4272。40 倾斜 (㎜/m） 6.3 11.15 5.35 15.04 水平移动 (㎜) 540。4 957.92 427.24 1281。72 水平变形 (㎜/m）沉陷面积（㎜/m） 88。15 曲率（10—3/㎡）范围煤层 2-1 0.03 2。5 2—1 全井田 2-2中 3—1

0.06 5。08 2。44 6.86 0。03 95。10 0.08 4-1 4272.40 1424。13 1424.13 1424.13 1424.13 4272.40 14。15 4.54 4.37 4.26 4.16 12.35 0.07 1281。72 427。24 427。24 427。24 427.24 1281.72 6。45 2.07 1。99 1。94 1.90 5.63 4-2中 0.02 5-1 0.02 5—2 6-2上 6-2中 0。02 0。02 0。05 地表点承受的移动变形情况可以分为三类：动态变形、永久变形和半永久变形。地表上受开采影响的点，从下沉开始直结束有一个时间过程，这一过程与工作面开采速度、回采深度及开采厚度等一系列因素有关.本矿井首采工作面开采后地表一点移动变形持续时间预计总时间为236天。

沉陷区的地表裂缝大致可以分为两组.一组是永久性裂缝带,位于采区边界周围的拉伸区，裂缝的宽度和落差较大,平行于采区边界方向延伸.另一组为动态裂缝,它随工作面的向前推进，出现在工作面前方的动态拉伸区，裂缝的宽度和落差较小，呈弧形分布，大致与工作面平行而垂直工作面的推进方面。随着工作面的继续推进，动态拉伸区随后又变动态压缩区，动态裂缝可重新闭合。

7.4 资源开采环境损害的控制与生态重建

（1）水土保持责任范围

本工程水土流失防治责任范围为1207.84h㎡，其中项目建设区113。95h㎡，直接影响区1093。h㎡。

（2)水土保持分区

根据项目所在地区水土流失特征、地貌类型、场地布置情况，本工程水土保持防治分区为六个区，即矿井及选煤厂联合工业场地防治区、排矸场防治区、供水工程防治区、供电通讯线路防治区、场地运输系统防治区及采空塌陷防治区。

(3)周转排矸场防治措施

矿井运行过程中将有部分弃矸、弃土排至排矸场中，为了防止矸石、弃土在存放过程中新增水土流失，水土保持方案设计对堆矸表面覆土后进行植物防护.为了降低排矸场地在排矸过程中对周边环境的污染，保护周边环境，方案设计在排矸场周边20m范围内首先设置沙柳网格沙障固沙、后在沙障内种植灌草,形成周边植物防护带.

(4)场外运输系统防护措施

场外运输系统所经地区均为草地，在场外运输系统设两侧防护林，并对施工道路进行植被恢复.

（5)供水管线防护措施

供水管线均为地埋管线，需设临时挡护及植被恢复措施。（6）供电通讯线路防护措施

供电通讯线路在施工过程中，对电杆杆基周围施工区的原地表植被均造成。（7）采空塌陷区防护措施

对采空塌陷区采用补播封育草地的措施保护及植被恢复。

7.5 矿区环境保护与生态重建估算

（1)工业场地及周边

场地绿化面积为5.63h㎡,绿化系数为20％。

错误!场内道路两侧防护林长3101m，折合绿化面积1.h㎡；错误!建筑物空地绿化3.03h㎡；

○，3场区围墙内周边防护林长2310m；

错误!工业场地排水明沟施工区撒播草籽面积0.23h㎡。

（2)供水工程

错误!输水管线施工区种草5。60h㎡；

○，2管线开挖推土区草袋临时挡护1000m³。

（3）场地运输系统

错误!进场道路和主、次物流道路两侧防护林长450m；错误!铁路装车站及引接线路基两侧防护林长3050m；

(4）供电线路施工区种草5。55h㎡。

(5）运行期浅部塌陷区采取补播封育及造林措施.

本项目环保工程投资2447.47万元,占项目建设总投资的比例为0。56%。其中矿井环保工程投资2148。47万元,环保工程投资占项目建设总投资的比例为0。49%。项目年环境代价991.63万元，吨煤环境代价0.83元，万元产值环境代价46元，吨煤炭开采成本131.54元,年环境代价占年生产成本的0.63％。

环保专项投资汇总，见表7。5

表7.4.1 环保专项投资汇总表

序号一污水处理 1。1 生活污水处理设施 1.2 井下水处理站二三四五六七八大气污染防治排矸场固体废物处置噪声控制绿化环境监理、验收水保投资(根据报告批复) 合计环保工程投资矿井总投资的比例（％） 2。1 锅炉废气治理环保项目投资估算(万元) 1116 466 650 15 15 70 12 12 30 10 50 854.47 2148.47 0.49 4。1 生活垃圾处置论文:综放工作面安全回撤技术措施

第1章概况

1.1 工作面概况

综放工作面设计走向长1500m,可采走向长1460 m,倾斜长110m，平均煤厚10。6m，煤层容重1.41t/m3。工作面累计推进1400m，剩余可采走向长度60m。工作面进入末采挂网期。根据两道及工作面回采期间揭露地质情况来看，工作面末采段内煤层发育较稳定，运输顺槽、回风顺槽均采用锚网支护,但工作面煤层较为破碎。

1。2 工作面设备概况

综放工作面现有ZF4800—17/28型基本支架76付，ZFG4800—20/32B型过渡支架3付,ZZFT14400-/17/30型端头支架1组； MG250/600-QWD型采煤机1台；SGZ-7/315型前溜1台、SGZ-830/315后溜1台;SZZ-830/250型转载机1台；PLM1500型破碎机一台；DSP-1063/1000型胶带输送机1台；以及设备列车等设备。

该综放工作面除设备列车进入下一综放工作面安装外,其余设备全部回撤升井至地面机修厂。

第2章回撤的主要设备、电缆

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 名称基本支架过渡支架端头支架采煤机前溜后溜转载机破碎机胶带输送机高压电缆低压电缆低压电缆设备列车规格型号 ZF4800-17/28 ZFG4800—20/32 ZZFT14400-/20/31 MG250/600QWD SGZ-7/315 SGZ-830/315 SZZ—830/250 PLM-1500 DSP—1063/1000 UGSP－3×50＋1×16 U－3×35＋1×16 U－3×2.5＋1 单位架架组台台台台台台 m m m 套数量 76 3 1 1 1 1 1 1 1 ？ ? ？ 1 现安装地点东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面东110综放工作面回撤到地点地面地面地面地面地面地面地面地面地面地面地面地面东111综东110综放工作面放工作面第3章回撤通道施工

3。1 工程量及断面

回撤通道断面为矩形，净宽2.8m，即从伸缩梁完全收回时端部至煤壁距离为2.8m,净高2.8m，通道长度116m（帮—帮），平均坡度为1°（回风侧高出运槽侧2。3m）,净断面7.84m2，掘进断面8.12m2 。回撤通道下出口1。5m施工成喇叭口,加以锚索加强支护,锚索间排距1。5m。

3.2 施工方法

工作面挂网打锚杆推进9.2m时(金属网压入采空区2。0m为标准），开始施工回撤通道。通道施工时，掐开支架推溜油缸与前溜的连接，工作面只推运输机割煤,不移架，并及时对架前空顶在煤体裸露的第一时间立即铺网打注锚杆支护，回撤通道顶网采用12＃铅丝菱形金属网,联网扣数每米不得少于11扣。

3.3 回撤通道支护参数

回撤通道采用锚网、锚索支护。

附：东110综放工作面回撤通道支护示意图

第4章回撤工艺和顺序

4。1 工作面设备停电顺序

工作面停电顺序按采煤机、前后溜、转载机、破碎机、胶带输送机、馈电开关、组合开关、移变，然后停电至东一采变高开柜，要求停电闭锁并悬挂停电警示牌。

4。2 系统设备的回撤顺序

（1）运输顺槽按设备列车→胶带输送机→转载机(破碎机)→前后溜机头→机尾过渡架→基本支架→机头过渡架→后溜机头→端头支架的顺序进行回撤。

（2）回风顺槽按采煤机→ 前后溜机尾→前后溜中部槽→过渡槽顺序进行回撤。(此项工作与运输顺槽回撤作业同步进行）

4。3 设备回撤方法 4。3.1 液压支架的回撤方法

回撤支架前准备工作：回撤前，先解体端头架2＃付架和主架靠近2＃付架的前立柱，然后使用大链与顶部锚杆捆绑（专用锚杆）拴牢，下部在原立柱向后1m左右位置打单体支柱配合支撑。给回撤支架下出口转向留有充足的空间。

（1）回撤顺序：支架回撤由工作面机尾向机头方向进行，首先回撤机尾79#过渡支架，然后回撤78－4＃中间支架以及两付机头过渡支架。用77＃支架抽出转向后作为掩护支架.回撤的第一付支架79＃支架为过渡支架，回撤前，先拆除前梁外运，剩余部分整体装车外运；最后回撤端头支架，回撤端头支架之前,必须恢复其前立柱，采用迈步移架方法自移出工作面至运输顺槽解体位置,解体装车外运。

（2）回撤方法：首先将回撤支架的护帮板、伸缩梁、侧护板、尾梁、插板收回，侧护板用销子销住，降架到最低高度，解除主液管，然后用帮部专用锚杆（Ф22×2600mm)大链吊挂滑轮，利用滑轮组及工作面（或下出口）慢速绞车将支架抽出，最后用绞车配合单体柱将支架调转900后，用工作面(或下出口）慢速绞车将支架从回撤通道拉至装车平台装车，在支架回撤过程中，掩护支架随工作面支架回撤用慢速绞车及时前移。

（3）端头支架的拆卸装车:端头支架在运输顺槽的合适位置进行解体拆卸，拆成前梁、后梁、顶、底、推移梁五部分后装车外运。

(4）过渡支架的解体装车：三付过渡架采取解体前梁后装车，分前梁和主体两部分外运.

(5)回撤空间的维护：在支架回撤过程中,采用码木垛、打点柱方法维护回撤空间。第一付支架79#抽出，后部空间够码设一个木垛时,先升紧支架，架后及时进行木垛支护，转向后，其抽出后的空间必须及时再码设一个木垛加强支护.另外，第一付支架抽出后在通道上出口再码设两个木垛,共四个木垛，将上出口用木垛支护加强。最后一付端头支架回撤后，随着端头支架前移,其后部够码设一个木垛时，及时进行木垛支护（先升紧支架）,则下出口至少码设4个木垛.

4.3.2 其它主要设备的拆除方法

(1）采煤机

解体地点:东110综放工作面上出口

解体顺序:左右滚筒→左右摇臂→左截割部→牵引部→中间箱→右截割部→底托架。

解体方法：先断开供电电缆电源、电缆夹、喷雾冷却水管，在支架悬挂倒链,通过专用钢丝绳将所拆除部件悬吊稳定,取掉连接装置、定位件后外运。（2）刮板输送机前、后溜由工作面机尾向机头拆除,断开供电电缆,断开刮板链，拆除部件连接装置，各部件装车外运.

（3)转载机拆除顺序：电动机→ 联轴器→ 减速箱→ 机头部→ 行走小车→挡煤板及中部槽→ 机尾.

拆除方法：用固定在巷道顶部专用起吊锚杆上的倒链，通过专用钢丝绳悬吊部件,在过桥下打两个木垛支撑，然后去掉各部件联接，拆卸外运。

(4)胶带输送机拆除顺序：胶带→ 电动机→ 联轴器→减速箱→ 传动滚筒→ 机头大架→ 支撑架→ 机尾大架及附件。

拆除方法：在机头接茬处断开胶带，点动收回胶带,然后断开电源，利用固定在起吊梁上的倒链，依次顺序拆除各部件外运。

第5章设备装运

5。1 装车方法

（1）采煤机解体后拉至东110工作面回风顺槽装车。前、后溜溜槽拉运至东110工作面上出口或工作面中部起吊装车.转载机、破碎机、皮带在东110运输顺槽起吊装车，以上两处地点可平行作业。

(2）液压支架采用平台装车,具体方法：从工作面抽出并调向的支架用慢速绞车拉至装车平台前，将装支架平板车推入装车点并与平台挂环固定，防止平板车在装车时移动,然后开动慢速绞车，将支架经装车平台缓缓拉上平板车，用单体柱或本架拉架油缸调整好位置使其平衡稳定,上紧四条专用紧固螺拴后运走。

（3）回撤、拉移需打专用锚杆。详见附图。

5。2 设备运输路线

（1）采煤机、前后溜溜皮及机尾→东110回风顺槽→东一采区回风下山→2＃联络巷→东一采区运输下山→东1180运输大巷→副井→地面→机修厂。

（2）转载机、皮带、76付基本支架、上出口一付过渡架、下出口两付过渡架、端头架从东110运输顺槽→东一采区运输下山→东1180运输大巷→副井→地面→机修厂。

(3）设备列车—东110综放工作面运输顺槽→东运下山→东111综放工作面运输顺槽。

5.3 绞车使用要求及明细表（资料由机电运输部提供） 5.3.1 运输小绞车运输能力验算

（1）1#绞车：运槽口运下段使用JD-11。4小绞车只用于平巷转弯拉移，运输能力满足要求，不予验算。

(2）2#绞车：东110综放工作面运槽口的JHMB—14型绞车验算.

提斜坡度最大为8°,长90m，使用JHMB-14慢速绞车绞车运输，运行速度5.4~8.4m/min,φ24mm钢丝绳,最重设备为支架,自重17t，平板车重1。5t，单车设备总重18。5t。单钩提升车数不超过1车，单钩提升设备总重不超过18.5t.

则：P=W×（sinα+f1×cosα)+q×L（sinβ+f2×cosβ)。 Pmax-绞车牵引力，140kN； P—钢丝绳所受最大静拉力； W—最大载荷； α—提斜倾角8°;

β—最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角，8°； f1—矿车与轨道之间的阻力系数，0。015； f2—钢丝绳牵引阻力系数，0.15；

q-钢丝绳单位重量，20。776N/m(2。12kg/m)；重力加速度，g=9。8N/kg； L—斜巷长度，90米;

错误!计算绳端允许最大载荷185kN Pmax-qL(sinβ+ f2cosβ）

Wmax＝───────────────── sinα+ f1cosα

140000—20.776×90×(0。1392+0。15×0.9903）＝────────────────────── 0。1392+0.015×0。9903

＝905276。7877N≈905。28kN 〉 W=181.3kN（单钩提升设备车总重）

2计算钢丝绳所受最大静拉力 ○

P=W×(sinα+0.015×cosα）+q×L× （sinα+0.15×cosα) =181300×(0.1392+0。015×0。9903）+20。776×90× (0.1392+0。15×0.9903) = 28.47kN

φ24mm钢丝绳（破断拉力为317kN)

安全系数:N=F/P=317/28.47=11.13〉6。5

经验算：绞车提升能力和钢丝绳的安全系数满足单钩运输1车设备，单钩提升设备

车总重不超过18。5t的要求。

（3）3＃慢速绞车：工作面下出口装车的JHMB-14型慢速绞车验算。提斜坡度最大为2°，长100m，使用JHMB—14慢速绞车绞车运输，运行速度5。4～8.4m/min，φ24mm钢丝绳，最重设备为支架，自重17t，平板车重1。362t，单车设备总重18。362t.单钩提升车数不超过1车,单钩提升设备总重不超过18.5t。

则：P=W×（sinα+f1×cosα）+q×L（sinβ+f2×cosβ). Pmax—绞车牵引力,140kN； P—钢丝绳所受最大静拉力； W—最大载荷；

α—提斜倾角2°；

β—最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角，2°； f1—矿车与轨道之间的阻力系数,0。015； f2-钢丝绳牵引阻力系数,0.15；

q—钢丝绳单位重量，20.776N/m（2。12kg/m)；重力加速度,g=9。8N/kg； L-斜巷长度，100米;

错误!计算绳端允许最大载荷185kN Pmax—qL（sinβ+ f2cosβ）

Wmax＝───────────────── sinα+ f1cosα

140000-20。776×100×(0.0349+0.15×0。9994）＝────────────────────── 0。0349+0.015×0。9994

＝2798421.3334N≈2798.42kN > W=181。3kN（单钩提升设备车总重）错误!计算钢丝绳所受最大静拉力

P=W×(sinα+0.015×cosα)+q×L× （sinα+0。15×cosα)

=181300×（0。0349+0.015×0。9994）+20.776×100× （0.0349+0。15×0。9994） = 9。43kN

φ24mm钢丝绳（破断拉力为317kN) 安全系数:N=F/P=317/9.43=33。62>6。5

经验算：绞车提升能力和钢丝绳的安全系数满足单钩运输1车设备，单钩提升设备车总重不超过18。5t的要求。

（4)4#慢速绞车：东110工作面移架和装车的JHMB—14型慢速绞车验算。提斜坡度最大为3°，长120m,使用JHMB—14慢速绞车绞车运输,运行速度5.4～8。4m/min，φ24mm钢丝绳，最重设备为支架，自重17t，平板车重1.362t，单车设备总重18.362t。单钩提升车数不超过1车，单钩提升设备总重不超过18。5t。

则:P=W×（sinα+f1×cosα）+q×L（sinβ+f2×cosβ). Pmax-绞车牵引力,140kN； P-钢丝绳所受最大静拉力； W—最大载荷；

α—提斜倾角3°；

β—最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角，3°；

f1—托运支架与装车平台之间的阻力系数，取0.2； f2-钢丝绳牵引阻力系数，取0.02;

q—钢丝绳单位重量，20.776N/m（2。12kg/m）；重力加速度,g=9。8N/kg； L—斜巷长度，120米；

错误!计算绳端允许最大载荷185kN Pmax-qL（sinβ+ f2cosβ）

Wmax＝───────────────── sinα+ f1cosα

140000-20。776×120×（0.0523+0。02×0。9986) ＝────────────────────── 0。0523+0.2×0。9986

＝554796.513N≈554。8kN 〉 W=181。3kN（单钩提升设备车总重) 2计算钢丝绳所受最大静拉力 ○

P=W×（sinα+0.015×cosα）+q×L× (sinα+0.15×cosα)

=181300×（0.0523+0.2×0.9986)+20。776×120× （0.0523+0。020.15×0。

9986） =45。87kN

φ24mm钢丝绳（破断拉力为317kN)

安全系数：N=F/P=317/45。87=6。91〉6。5

经验算:绞车提升能力和钢丝绳的安全系数满足单钩拉移1付支架，单钩提升设备总重不超过18。5t的要求.

（5）5#慢速绞车：东110工作面切眼抽架、移架的JHMB—14型慢速绞车验算。提斜坡度最大为2°，长120m，使用JHMB—14慢速绞车绞车抽架、移架,运行速度5.4～8.4m/min，φ24mm钢丝绳，最重设备为支架,自重17t，单钩拉移不超过1付，单钩移架总重不超过17t。

则：P=W×（sinα+f1×cosα)+q×L(sinβ+f2×cosβ)。 Pmax—绞车牵引力，140kN； P-钢丝绳所受最大静拉力; W—最大载荷； α-提斜倾角2°;

β-最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角，2°;

f1—托运支架与工作面底板之间的阻力系数，取0.3； f2-钢丝绳牵引阻力系数，取0.02；

q-钢丝绳单位重量，20.776N/m（2.12kg/m）；重力加速度，g=9.8N/kg； L—斜巷长度，120米；

错误!计算绳端允许最大载荷185kN Pmax-qL(sinβ+ f2cosβ）

Wmax＝───────────────── sinα+ f1cosα

140000—20.776×120×（0。0349+0.02×0.9994) ＝────────────────────── 0。0349+0.3×0.9994

＝417851.2118N≈417。85kN > W=181.3kN（单钩拉移总重） ○，2计算钢丝绳所受最大静拉力

P=W×（sinα+0.3×cosα)+q×L×(sinα+0。02×cosα)

=181300×(0。0349+0.3×0.9994)+20.776×120× (0。0349+0.02×0。9994） = 60。82kN

φ24mm钢丝绳（破断拉力为317kN)

安全系数：N=F/P=317/60.82=5。21＜6。5

3由于钢丝绳所受最大静拉力的安全系数不满足，因此采用至少1组动滑轮进行拉○

移，由于抽移支架时使用动滑轮，按1/2力计算，60.82kN×1/2=30。41KN 安全系数:N=F/P=317/30.41=10.42〉6.5

经验算：钢丝绳的安全系数满足单钩抽移支架要求。

（6）6＃绞车:东110工作面回风口的JHMB-14型绞车验算. 回风口坡度最大为12°，长40m,使用JHMB-14慢速绞车绞车运输，运行速度5.4~8。4m/min，φ22mm钢丝绳，前溜中部槽4节装车并1辆提升时总重：4×1300=5200Kg；后溜中部槽6节装车并1辆提升时总重：6×1150=6900Kg;最重设备为采煤机机身，解体后自重13。5t，平板车重1。362t,单车设备总重14.862t。单钩提升车数不超过1车,单钩提升设备总重不超过15t.

则：P=W×（sinα+f1×cosα)+q×L(sinβ+f2×cosβ）。 Pmax—绞车牵引力，140kN； P—钢丝绳所受最大静拉力； W—最大载荷;

α—提斜倾角12°；

β-最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角，12°； f1—矿车与轨道之间的阻力系数，0。015; f2—钢丝绳牵引阻力系数,0。15;

q-钢丝绳单位重量，20。776N/m(2.12kg/m）；重力加速度，g=9。8N/kg； L—斜巷长度，40米；

错误!计算绳端允许最大载荷150kN Pmax—qL（sinβ+ f2cosβ)

Wmax＝───────────────── sinα+ f1cosα

140000—20。776×40×（0。2079+0。15×0。9781）＝────────────────────── 0。2079+0.015×0.9781

＝627687。2859N≈627。69kN 〉 W=147kN（单钩提升设备车总重）错误!计算钢丝绳所受最大静拉力

P=W×(sinα+0.015×cosα)+q×L× （sinα+0。15×cosα) =147000×(0。2079+0。015×0.9781）+20。776×40× (0。2079+0.15×0.9781) = 33。01kN

φ24mm钢丝绳(破断拉力为317kN）安全系数:N=F/P=317/33.01=9。6〉6.5

经验算:绞车提升能力和钢丝绳的安全系数满足单钩运输1车设备，单钩提升设备车总重不超过15t的要求。

(7）7＃、8#使用JD-11.4小绞车只用于平巷转弯拉移，运输能力满足要求，不予验算。

5.3.2 运输系统小绞车参数表

编号 1# 2# 4# 型号巷道最大倾最大运输钢丝绳型角 0距离号 JD-11。4 0 30 6×19-φ18 JHMB-14 80 20 30 20 120 100 60 100 100 40 6×19—φ24 6×19—φ24 6×19—φ24 6×19-φ24 6×19-φ24 容绳量（m） 40 120 100 120 120 50 3＃ JHMB-14 JHMB-14 5＃ JHMB—14 6＃ JHMB-14 7# JD-11。4 00 80 6×19—φ18 100 JD—8＃ 00 80 6×19-φ18 100 11.4 综放工作面回撤共需JHMB-14型慢速绞车5台； JD-11。4绞车2台。第6章回撤期间顶板管理

工作面回撤期间，每回撤一付支架必须及时在原位置打设木点柱、码放“＃\"字形

木垛，木垛间距1500mm，木垛周边补打带帽穿鞋木点柱,间排距1000～2000mm，每撤两付支架后要及时拉移掩护支架，在掩护支架后距通道煤帮1500mm处码放一“＃\"字形木垛，木垛间距2000mm，木垛间增设两根带帽穿鞋木点柱，间距700mm,支撑维护的空间高×宽必须达到1800×1200mm,保证通风畅通.同时要加强对未回撤支架的供液管理，泵站压力不小于28Mpa。始终保持支架高度在2.6m以上，并视具体情况可在支架顶梁下预先架设点柱加强支护，防止支架高度降低，抽移支架时要防止支架刮破金属网造成抽冒，发现金属网破洞,须立即用铁丝等修补。

两道超前支护位置顶部提前进行φ22×2600mm的螺纹钢锚杆加固，其间排距800×800㎜.在工作面回撤煤机、前后溜之前，将回风顺槽超前支护单体柱等拆除;运输顺槽在解体转载机、皮带机尾之前将超前支护拆除。回撤完支架的区域必须设好栅栏，悬挂警示牌，严禁人员进入。

第7章回撤期间“一通三防”管理及安全技术措施

7.1 回撤期间通风系统及瓦斯、煤尘、火灾防治

（1）通风系统：工作面推进至回撤通道后工作面的基本的通风方式不变.风流路线为:新鲜风流从运输顺槽→工作面回撤通道→回风顺槽→东一采区第一回风下山→东一采区总回风→东风井排出。根据工作面瓦斯涌出情况,及时调整工作面供风量.回撤期间采用打点柱、码放木垛等方法支护维护好回撤通道,保证通风行人畅通。

（2)瓦斯防治：回撤期间要加强工作面瓦斯检查，发挥好集中监测作用，尤其当班瓦检员要随时检查高顶及上、下隅角的瓦斯，回风流中瓦斯探头保持完好,遇有异常情况，立即汇报调度室，及时处理。自工作面开始铺网起，每隔3米用麻袋在工作面上下隅角码双层黄土墙严密封堵。

(3）煤尘防治：回撤时工作面保留原防尘供水管路，派专职人员每天对两道及工作面、顶板瓦斯抽放巷洒水降尘，清理浮尘，确保无煤尘堆积。

（4)火灾预防：回撤期间防灭火消防管路必须完好，加强监测检查,如发现异常情况,采用灌浆、注氮为主，洒浆、注水为辅的综合灭火方法.

1束管监测系统对采空区气体进行24小时连续监测，同时每天对巷顶、工作面、○

架间、顶板瓦斯抽放巷等处进行人工检查。

错误!工作面停止放顶煤后，每天要对采空区进行灌浆、注氮。错误!回撤时，在工作面上、下出口灌浆管路上各设一“三通”，利用灌浆管路和防尘管路向液压支架间插管注浆、注水，回撤空间及时喷洒泥浆，覆盖暴露面。

对运输顺槽、回风顺槽和顶板瓦斯抽放巷立即进行永久性封闭,○，4回撤结束后，

将各灌浆管、注氮管联结后向采空区连续灌浆、注氮确保采空区无火灾隐患。

错误!工作面回采至铺网位置时，对工作面浮煤喷洒泥浆，防止自然发火,并在两道上下隅角每隔3米码一道黄土墙防止向采空区漏风，回撤通道掘通后在两道上下隅角再施工两道黄土墙。

7.2 “一通三防”安全技术措施

（1）回撤期间工作面风量调节必须报矿总工程师批准后进行，调节结束，及时将测风报告上报有关矿领导及部室.

(2）回撤时,在回撤通道口灌浆管的“三通\"堵盖为焊接Ф25毫米的球形阀,以便洒浆。

（3) 各巷道施工的永久密闭要符合《矿井通风设施质量标准》要求,密闭墙体应设灌浆管、注氮及返水管，密闭外距巷口1。2米范围内设栅栏、说明牌板和检查箱。

（4）工作面封闭后每日对采空区进行灌浆。

（5）灌浆时保证水土比符合要求，派专人巡查灌浆管路、密闭墙体及采空区的脱水情况，并做好灌浆原始记录.

（6）注入采空区的氮气浓度不得小于97％.及时向调度室汇报灌浆、注氮情况，确保正常运转。

（7)工作面平板车支架装车对固定螺栓眼要用电气焊时，必须编制专门安全技术措施。

（8)末采回撤期间严格执行《东110综放工作面末采及设备回撤期间防灭火安全技术措施》。

（9)工作面设备回车期间瓦检员随时检查瓦斯情况，严禁瓦斯超限作业。

(10)回撤支架前，回风顺槽及东一回风下山必须断电撤人，并设警戒,严禁人员进入东110工作面系统。

第8章施工组织安排

劳动组织：采用“三八”制作业形式，具体人员配备见回撤施工组织安排明细表。

回撤施工组织安排明细表工种人数圆班人数支架工装车工绞车工维护工绞车工运输工泵站工运料工电工班长跟班队长合计

6 4 2 4 2 6 1 4 2 3 4 38 18 12 6 12 6 18 3 12 6 9 12 114 回风顺槽、运输顺槽运输顺槽综放工作面工作区域主要工作内容支架抽出、调向、拉移、装车及回撤支架后维护顶板运送回撤出的设备保证泵站安全运转运送支护材料等保证各设备供电正常

致谢

此毕业设计是本人依据在靖远煤业集团大水头矿参观学习所收集的相关资料;遵照

采矿工程专业毕业设计大纲，参考采矿工程专业的部分教材、资料；在西安科技大学来新平老师的精心指导下完成的。

编制本设计的指导思想是按照投资省，见效快，投产早，简化生产环节、提高装备水平、实现高产高效,以经济效益为中心,以安全生产为根本.

在设计中，本着技术可行、经济合理、高产高效的设计原则, 力求达到少投入、高起点，主要环节不图省，次要环节不求高。着重对靖远煤业集团大水头煤矿进行开采及采煤方法设计.

在此，我要万分感谢多年来对我关心和培养的老师们，在他们的指导和鼓励下，我完成了这次的毕业设计，但是由于本人水平有限，加之时间仓促,错误之处在所难免，恳请各位老师和同学们批评指正.

参考文献

【1】徐永圻. 煤矿开采学。徐州:中国矿业大学出版社，1999 【2】张国枢. 通风安全学. 徐州：中国矿业大学【3】余学义。张恩强.开采损害学.北京.煤炭工业出版社【4】张恩强。勾攀峰。井巷工程。徐州。中国矿业大学【5】矿井开采设计.西安。西安科技大学

【6】采矿教研室.采矿工程专业毕业设计指导书.西安。西安科技大学

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