1、十一三采區設計說明書 目 錄前 言1第一章 采區地質情況2第一節 采區位置與范圍2第二節 井上、下標高2第三節 地質條件2第四節 水文地質情況3第五節 煤層賦存狀況及儲量情況7第六節 其它地質情況7第二章 巷道布置8第一節 巷道布置8第二節 巷道斷面及支護形式8第三節 工作面和各類煤柱尺寸的確定9第三章 采煤方法10第一節 開采程序10第二節 采煤工藝10第三節 采煤方法與頂板管理10第四節 采區生產能力及服務年限13第四章提升、供電、排水、通風、防塵、15安全監測設備的設計、選型和計算15第一節 提升設備的選型計算15第二節供電設備的選型與計算18第三節排水系統 24第四節 一通三防25第五

2、章 采區主要經濟指標及費用估算32第六章 安全技術措施33第一節 井下五大災害（瓦斯、水、火、煤塵、頂板）防治措施33第二節 避災措施37前言玉山煤礦位于山東省章丘市曹范鎮境內，井田東部有潘王公路，南部有埠大公路，北有濟王公路，距曹范鎮鎮政府3km，距棗園火車站15km左右。年設計生產能力18萬t，井田內可采煤層有4層，即3煤、4煤、9煤、10-1煤。現有生產水平二個，即-110m水平和-220m水平。3、4層煤已于2006年3月全部回采結束。-110m水平現有生產采區913采區，開拓采區1013采區和914采區。開采方法：玉山煤礦為地下開采。采用立井分區式開拓，主井進風、升降人員、提升煤炭矸

3、石、材料設備，副井回風。采煤方法采用走向長壁后退式，回采工藝為炮采。儲量情況：截止2008年12月底，913采區剩余可采儲量4.8萬t，1013采區剩余可采儲量42.1萬t。采區的接續情況：本采區為913采區的接續采區，目前913采區剩余可采儲量4.8萬t,采區生產能力180t/d，預計采至2009年8月份，十一三采區的投產日期為2009年9月份。第一章 采區地質情況第一節 采區位置與范圍一、地面情況地表主要有黃旗山，其它地方為農田。該采區對應的地表為丘陵地帶，無建筑、無河流，第四系黃土覆蓋。二、井下情況東部、南部至副井采空區保護煤柱，西至井筒保護煤柱，北至101310運輸巷。三、周邊的采掘情

4、況本采區南部已回采，其他部分未開拓。第二節 井上、下標高一、采區范圍井上標高：+155m +170m二、采區范圍井下標高：標高-91 -121米第三節 地質條件一、采區幾何尺寸及主要煤柱的留設尺寸1、采區幾何尺寸：采區走向長560m，傾向長600m，面積201200m2。2、煤柱的留設尺寸（1）巷道保護煤柱：1013軌道下山和皮帶下山保護煤柱：20m（2）斷層保護煤柱： f15斷層留設20m。二、采區地質構造及煤層頂、底板巖性1、地質構造：采區西部有f15斷層（斷層產狀為走向30度，傾向300度，傾角60度）。斷層落差較大1018米，根據9層煤巷道實際揭露采區中部有一斷層，（斷層產狀為走向70

5、度，傾向340度，傾角65度），落差1.26米左右，隨深度增加，落差可能會加大。2、煤層頂、底板巖性石炭系太原群，以深灰色泥巖、粉砂巖、和淺灰色中、細砂巖為主，中夾5層灰巖，一灰厚約3.004.5米，較穩定。二灰距一灰14米左右，厚約1.33.6米，較穩定。三灰距二灰19米左右，厚約1.42.0米，較穩定。5層灰巖均是較好的標志層。含煤10余層，其中3、4、9、10-1層煤可采。其中煤3、煤4 賦存不穩定只局部開采。第四節 水文地質情況一、地表、井下賦水情況（一）地表賦水情況地表為一丘陵地帶，礦區地勢西高東低。地表無大的河流，沖溝較發育，徑流條件好。（二）井下賦水情況1、含水層直接充水含水層

6、山西組砂巖含水層為3、4層煤開采的直接充水含水層。山西組含沙巖層較多，其中3煤頂板發育一至數層中細粒砂巖，有時粗砂巖，總厚度在20m左右，裂隙較發育，為裂隙承壓含水層，與煤3相距05m。間隔粉沙巖或泥巖，礦井生產開采3層煤時，涌水量一般在2030m3/h.涌水較為穩定。該層砂巖在淺部露頭接受第四系沙礫層水補給。3、4層煤之間亦發育一至數層中細粒砂巖，裂隙較發育，為裂隙承壓含水層，厚度可達10余米，亦是3、4煤開采的直接充水含水層。 第五層石灰巖含水層為9煤頂板，在本區厚3.004.50m，一般在3.88m左右，據臨區抽水資料，水質類型為so4cl-camg型水。五灰含水層單位涌水量在0.002

7、6.49l/sm,滲透系數1.5618.31m/d，富水性極不均勻，可由弱含水層變化強含水層。在本礦區于家埠、宋家埠、玉山煤礦均開采10-1層煤，礦井涌水量一般在3060m3/h，由于礦井生產，目前該含水層水位已降至-100m左右水平。 第四層石灰巖含水層位于9層煤之上，下距9層煤12米左右，灰巖厚1.303.60，一般在2.50m左右，巖溶發育，鉆孔揭露該層灰巖均有不同程度漏水現象。含水性中等至較弱，對煤9開采有充水危害。間接充水含水層 第四系沙礫層含水層廣布于礦區范圍內，厚度0-15m，為沖洪積物，中下部為沙礫石層，為孔隙含水層，直接接受大氣降水補給，含水豐富。該含水層可通過煤系中各含水層

8、露頭及構造帶補給煤系各含水層，對礦井涌水有間接影響。 本溪組徐家莊灰巖厚6.0010.26m。巖溶裂隙較為發育，富水性中等強。下距奧灰20m左右，上距9煤41m左右。開采9煤，由于底板采動影響，加上水壓作用，在隔水層較簿或構造薄弱帶，可造成底板突水。現按突水系數法對徐灰的影響作一簡單評價。采用公式： ts=式中：ts突水系數mpa/mp隔水層承受的水壓為3.11mpam底板隔水層厚度30mcp采礦對底板隔水層的活動破壞厚度為10米目前徐灰水位標高在+76m左右，10-1煤開采水平最深為-235m，故p3.11mpa。礦壓破壞帶深度，按本地區多年實踐經驗，取10m，于是得ts=0.16。按礦井地

9、質規程，臨界突水系數為0.060.1，該區10-1煤徐灰水突水系數為0.16，在正常情況下沒有徐灰突水威脅，但在構造發育地帶，臨近突水臨界值，亦應高度重視。 奧陶系灰巖含水層奧陶系灰巖為煤系基底。據區域資料，其厚度在700m左右，其上部層段巖溶裂隙發育，富水性極強。本區奧灰上距徐灰20m左右，在構造破壞地段，兩者往往有一定水力聯系。對開采太原組下部煤層，尤其是10-1煤層危害較大。3、隔水層突水系數為0.16mpa/m，大于突水系數的臨界值為0.06-0.1mpa/m；安全隔水層厚度為15.7米小于實際隔水層厚度30米，因此開采時受承壓水威脅。 由于10-1煤受承壓水威脅，裂隙發育地段或遇斷層

10、時易導水，特別10層煤，底板距徐灰僅為30米左右，加之爆破時破壞底板深度10米左右，遇較大斷層易突水。二、充水因素及威脅程度（一）充水因素1、頂板含水層：五灰為9煤直接頂，四灰距9煤12m。在開采過程中，四、五灰將沿采動裂隙直接泄入工作面。 2、底板含水層：主要是徐灰和奧灰含水層，富含高承壓巖溶裂隙水，在礦山壓力的作用下對開采構成威脅。（二）水害評價1、巷道掘進保證安全所需的安全隔水層厚度計算（1）計算公式：h安=（2）參數確定l巷道寬度(m)取3m kp底板隔水層抗張強度8104par隔水巖體的容重(t/m3)取2.8h作用于隔水層水頭高度(m),按采區下限-121m水平, 徐灰目前水頭值+

11、76m，水頭壓力1.97106pa，徐灰最大水頭值+95m，水頭壓力為2.16106pa。 （3）采區下限-121m水平安全隔水層厚度計算結果2、突水系數計算（1）計算公式：ts=p/（m-cp）（2）計算參數選取底板隔水層厚度m(m)m9煤至徐灰：采用采區內隔水層厚度最小的-110西大巷探查孔資料41m；底板隔水層承受的水壓p(mpa)p=(水位+采區開采上、下限標高+隔水層厚度)/102根據觀測資料，徐、奧灰區域水位基本一致，故徐、奧灰最高水位采用一區副井觀測孔近十年最高水位+95m（2004年10月15日）。目前水位徐灰采用觀測孔水位+76m(2008年12月20日)。采動礦山壓力對底板

12、的破壞深度cp（m）取經驗值10m。各水平突水系數計算結果3、威脅程度分析（1）頂板水(四、五灰)四、五灰含水層-70m水平以上已基本疏干，采區開拓準備期間巷道掘進時，初期揭露水量較大，后期逐漸疏干，對工作面影響較小。（2）底板水徐上砂巖含水層根據已有的勘探資料，徐上砂巖整體富水性較弱，初步分析對采區開采威脅較小。徐灰含水層根據計算的巷道掘進保證安全所需的安全隔水層厚度分析，巷道掘進期間正常條件下徐灰含水層基本無威脅。根據采區突水系數的計算,采區上、下限徐灰目前突水系數為0.060.07mpa/m，從突水系數分析，采區正常塊段能實現安全開采。底板徐奧灰水防治 堅持“逢掘必探，不探不掘、不探不采

13、”的原則。一是加強掘進工作面超前探查，堅持逢掘必探，查明構造分布情況和含導水情況。二加強底板的水文地質的探查，每個工作面回采前要施工探查底板的鉆孔，主要探查底板的隔水層厚度，各巖層的富水性及之間的水利聯系情況。根據探查成果來確定合理的開采方法，確保實現安全開采。 留足各類斷層保護煤柱和防水煤柱。 逐步建立礦區水文動態觀測系統，監測水動態變化情況，掌握水動態變化規律。采取防、堵、疏、排、截相結合的綜合防治措施。防：嚴格執行有疑必探，不探不掘，先治后采的原則，回采時留足斷層保護煤柱，在掘進過程中，遇到地質構造時，要查明地質產狀和水文地質狀況，采取措施后再進行掘進通過。堵：繼續對出水點進行水文地質分

14、析，采取有效的方法進行封堵。疏：施工水文地質勘探鉆孔，了解地下水的補給條件及運動規律，底板隔水層巖性組合情況、隔水層厚度及富水性情況，并疏排底板水使底板含水層水壓降低到安全開采水壓。排：加大水泵排水能力，確保生產安全。截：對底板注漿截流及注漿帷幕截流進行封堵出水點。三、采區涌水量根據本采區的水文地質條件和充水因素，根據正在生產的十一0采區的實際涌水量，采用面積比擬法來預測本采區的頂板涌水量，底板涌水量參照十一0采區的數據。公式:q正=q十一0(f/f十一0)1/2；q大=q正式中:q十一0-十一0采區頂板正常涌水量,為5m3/h，最大涌水量8m3/h； f十一0-十一0采區開采面積0.25km

15、2； f-1013采區設計開采面積0.21km2； -不均勻系數，十一0采區最大和最小涌水量之比,為1.6。 計算結果:q正=4.2m3/h；q大=6.7m3/h。底板涌水量參照十一0采區的數據，正常涌水量為60 m3/h ，最大涌水量為170m3/h。通過計算得，本采區正常涌水量qc=64.2m3/h，最大涌水量qmax=176.7m3/h。四、防治水措施及建議1、由于采區受底板水的嚴重威脅，采區投產前要編制專門的防治水方案和措施。2、-220m水平運輸大巷建有水閘門，為保證各采區間的安全，該采區在設計時要預留好建水閘墻位置和保護煤柱，一旦發生水害事故，可立即建筑水閘墻進行隔離。3、采區開拓

16、過程中要加強地質和水文地質觀測，及時對地質構造及異常現象（如底鼓、頂底板滲水等）進行分析和資料編錄，為采區的生產提供基礎資料。4、采區要根據涌水量預測結果，按照煤礦安全規程規定和集團公司規定建立具有一定抗災能力排水系統。5、采區2條邊界斷層，由于斷層控制程度較差，采區開拓準備過程中要加強構造的分析，在接近斷層時要按規定進行探查，確保巷道掘進安全，并按探查和實際揭露資料，重新計算核定斷層防水煤柱，回采時要嚴格按規定留設好煤柱。6、定期對-220大巷四道防水閘門進行關閉試驗，并按規定進行檢查維護。7、定期對-220排水泵房進行檢修，保證排水設施的正常運轉。第五節 煤層賦存狀況及儲量情況一、煤層賦存

17、狀況根據巷道實際揭露，煤層兩極厚約0.81.4米，平均1.2米，中間有2層0.3-0.4m厚的夾矸，f=2-3,屬較穩定煤層，上距9煤層1520m。煤層頂板為砂質泥巖，老頂為粉砂巖，煤層底板以粉砂巖為主，次為粘土巖、泥巖。煤10-1受巖漿巖侵蝕比較嚴重，西南部和南部因巖漿巖侵蝕而出現大片無煤區。二、煤層儲量情況十一三采區工業儲量43.4萬t，可采儲量42.1萬t。三、煤質如下表 物理類型煤層顏色光 澤硬度視密度煤巖類型10-1煤黑色玻璃中等1.4半亮型煤工業指標煤 層griadvdafstdpdqgrdy工業牌號10-1煤09.994.061.24025.1mj/kg0貧煤第六節 其它地質情況

18、一、采區瓦斯：瓦斯：相對涌出量為1.27m3/t,絕對涌出量為0.30 m3/min,為低瓦斯礦井。 co2：相對涌出量為1.52m3/t,絕對涌出量為0.36 m3/min。二、煤塵：不爆炸。三、自燃發火：屬三類不易自燃煤層。四、地溫：地溫1519，無高溫異常區。五、地壓：無沖擊地壓。第二章 巷道布置第一節 巷道布置本采區為兩翼下山采區，開拓10-1煤。采區軌道下山布置二節，皮帶下山與軌道下山平行布置，兩條下山相距30m。區段平巷布置在10煤中，沿煤層頂板掘進，通過繞道與皮帶下山連接（詳見十一三采區巷道布置平、剖面圖）。十一三采區走向長平均560m，傾斜長600m，采取兩翼布置，共布置回采工

19、作面10個。第二節 巷道斷面及支護形式一、采區軌道下山軌道下山方位55，全長600m，沿煤層頂板掘進；巷道采用矩形錨噴支護，巷道凈寬2.4m，凈高2.0m，凈斷面積4.8m2，掘進斷面積5.98m2；錨桿采用18mm1800mm的螺紋鋼樹脂錨桿，株距800mm、排距1000mm，每米3條錨桿；噴射50mm厚的砼。二、采區皮帶下山皮帶下山與軌道下山平行布置，方位55，兩條巷道相距30m。皮帶下山沿10煤頂板掘進，采用矩形錨噴支護，巷道凈寬2.2m，凈高2.0m，凈斷面積4.4m2，掘進斷面積5.28m2；頂板采用錨桿支護，錨桿采用18mm1800mm的螺紋鋼樹脂錨桿，株距800mm、排距1000

20、mm，每米3條錨桿；噴射50mm厚的砼。三、采區上部車場上部車場采用雙軌起坡甩車場，方位155，布置在10煤中，全長50m（包括單軌段）。車場采用矩形錨噴支護，凈寬3.2m，凈高2.0m，凈斷面積6.4m2，掘進斷面積7.8m2；錨桿采用18mm1800mm的螺紋鋼樹脂錨桿，株距800mm、排距1000mm，每米5條錨桿；噴射100mm厚的砼。上部車場單軌段采用矩形錨噴支護，凈寬2.4m，凈高2.0m，凈斷面積4.8m2，掘進斷面積5.98m2；錨桿采用18mm1800mm的螺紋鋼樹脂錨桿，株距800mm、排距1000mm，每米3條錨桿；噴射100mm厚的砼。四、采區下部車場下部車場采用雙軌起

21、坡甩車場，方位140，布置在10煤中，長50m。巷道采用矩形錨噴支護，凈寬3.2m，凈高2.0m，凈斷面積6.4m2，掘進斷面積7.8m2；錨桿采用18mm1800mm的螺紋鋼樹脂錨桿，間排距均為900mm，每米5條錨桿；噴射100mm厚的c20砼。五、區段平巷布置在10煤中，沿10煤頂板掘進。巷道采用矩形錨噴支護，凈寬2.2m，凈高1.8m，凈斷面積3.96m2，掘進斷面積4.6m2；頂板采用錨桿支護，錨桿采用18mm1800mm的螺紋鋼樹脂錨桿，株距800mm、排距1000mm，每米3條錨桿；噴射100mm厚的砼。六、采區泵房、水倉由于本采區為下山采區，1013軌道下山、回風下山與-220

22、大巷貫通，工作面若有水，可以自流至-220泵房水倉，然后排往井底中央水倉，排到地面。第三節 工作面和各類煤柱尺寸的確定首采工作面為10131工作面，開采順序為下行式開采，上出口采用留煤柱的方法維護。根據我礦采煤方法及實踐經驗，上出口采用留煤柱透出口（長10m，寬5.0m，全煤高）的方法進行維護，保留煤柱為10m，每區段斜長80m，下山保護煤柱為20m，兩下山間距30m，回采工作面年推進度660m。第三章 采煤方法第一節 開采程序本采區共布置10個回采工作面，首采工作面為1013下山右翼的10131工作面，開采順序為下行式開采，上出口采用沿空留巷留煤柱透出口的方法維護。第二節 采煤工藝根據我礦技

23、術裝備水平及人員素質，決定采用炮采落煤、人工裝煤、刮板輸送機運煤的方式回采，即采用炮采回采工藝。工藝流程包括：交接班打眼裝藥放炮支護攉煤運輸 支護移溜第三節 采煤方法與頂板管理一、采煤方法（后附平、剖面圖）根據10煤的賦存條件、現有礦井技術裝備條件、采煤實踐經驗及生產管理水平確定本采區采用單一走向長壁后退式采煤方法。炮采回采工藝，人工清掃浮煤。二、頂板管理根據我礦歷年來回采經驗，確定采用全部陷落法管理頂板。1、支護形式的選擇 根據本礦歷年來開采經驗，確定采用鉸接頂梁配合單體液壓支柱支護，頂梁上用小桿足頂，每梁上三條，兩端探頭5cm，三四排控頂，“見四回一”的支護形式。（一）支柱型號的選擇 本采

24、區煤層厚度為0.8m1.4m，最厚達1.4m，平均1.20m。采煤工作面正常情況下平均采高1.20m（當煤層厚度小于0.8m時，采用放頂或起底的方法達到1.0m高，以滿足單體支柱的使用要求），受地質條件影響，采高變化在0.81.40m之間。 a：支柱最大高度hmax(m)hmax=mmax-b+c=1.40-0.096+0.1=1.404mb：支柱的最小高度hmin(m) hmin=mmin-s-b-c=0.8-0.1-0.096-0.1=0.504m 式中：mmax工作面最大高度(m)mmin工作面最小高度(m) s工作面最大控頂距范圍平均最大下沉量(m) (由鄰近工作面礦壓資料提供) b頂

25、梁厚度0.096m c支柱活柱留有的最小行程，一般取0.1m經上述計算，本采區采煤工作面選用： dz08-30/100 dz10-30/100 dz12-30/100 dz14-30/100型單體液壓支柱；hdja-800型金屬鉸接頂梁。（二）支護設計參照本采區采煤工作面煤層及頂底板巖性柱狀圖以及頂板控制設計礦壓依據，利用主動控頂法進行支護設計計算。該采區煤層直接頂為砂質泥巖，粉砂巖，厚約0.21.4米，老頂為粉砂巖，厚約7.48.1米，煤層傾角平均15；直接頂為冒落帶，老頂已進入裂隙帶。因此本工作面的控頂原則為：支、切、讓。支：支工作面空間上頭冒落帶巖層重量。 切：老塘內巖層。讓：裂隙帶巖層

26、允許下沉量。（1）支：支護強度計算。pt=9.8rhcos=9.82.53cos15=71(kn/m2)式中：pt支護強度(kn/m) r冒落巖層平均容重(t/m3)，一般取2.5 h冒落帶巖層厚度2(m)，h平均采高2.51.22.5=3 煤層平均傾角15以支柱初撐力設計工作面內的支護密度。因此，支護密度為n=pt/p0=71/90=0.78(棵/m2) 式中：n支護密度 (棵/m2) pt支護強度71(kn/m2) p0支柱的初撐力90(kn)本采區采煤工作面采用hdja-800鉸接頂梁，因此，工作面控頂內排距1.0米。柱距為：i柱=1/(i排ikn)=1/(0.81.21.2)=0.87

27、(m) 取柱距為0.8m。式中：i柱柱距(m)i排排距(m) n設計支護密度1.2(棵/m2) ik考慮到溜道和頂梁長度系數。1.0米頂梁時取1.1；0.8米頂梁時取1.2。工作面實際支護密度為 n實=1/(i排i柱)=1/(0.80.7)=1.790.78(棵/m2) n實n，符合要求。（2）切：密集線支柱的支撐力q1=9.8rhllcos=9.82.53.02cos15=142 (kn/m) 式中：q1密集線支柱的支撐力 r巖層容重，一般取2.5t/m3 h1冒落帶巖層厚度3.0m 1巖梁懸臂長度，一般取2m 工作面傾角15切頂排密度為：n1 (棵/m) n1=q1/p。=142/90=1

28、.58(棵/m) 式中p。新設密集支柱的初撐力。根據以上設計計算，密集線每個檔內加支1棵戴帽點柱形成密集支柱，符合要求。支護設計密度校核根據頂板控制參數直接頂初次垮落時的工作面實際支護強度，校核設計支護密度。 n初=p初/p0 =107/90=1.19(棵/m2)實際支護密度n實=1.791.19 滿足支護要求式中：n初直接頂初次垮落時工作面滿足要求的支護密度 p初直接頂初垮時工作面實際支護強度107kn/m2 p 0工作面支柱初撐力90kn（3）讓：h (m) h/i=h/i老 h=hi/i老=0.14.2/3.4=0.124(m)式中：h允許頂板下沉量 (m) i工作面最大控頂距4.2 (

29、m) h冒落巖層至老頂高度0.1 (m) 冒落帶巖石碎脹系數，取1.5(或現場實測) i老老頂總厚度3.4(m)根據煤炭部質量標準中要求，頂底板移近量小于采高的10%。即：采高1.210%=0.12(m) h200(rt/q)1/2=200(25/24)1/2=206.35 (mm) 式中rt支架有效支撐能力 25(t/棵) q底板允許比壓值24(mpa)所以，當工作面底板松軟時，支柱必須選用250mm的圓形鐵鞋，以增強工作面支護強度。（三）工作面支護方式根據工作面所選用的支護形式，支護設計，確定采用單體液壓支柱配合hdja-800型鉸接頂梁支護，三、四排控頂，“見四回一”支護方式。排距1.0

30、米，柱距0.8米；最大控頂距4.2米，最小控頂距3.2米；放頂步距0.8米。密集為單排單列切頂。每個柱擋內加支一棵支柱形成密集。三、采掘機械確定序 號設備名稱型號功率（kw）1提升機jtkb-1.0452刮板輸送機sgd32017b303煤電鉆md1.21.24液壓泵站xrb2b-80/20375混凝土噴漿機hphvib2.26絞車jd11.411.47風動鑿巖機76558錨桿安裝機mj60第四節 采區生產能力及服務年限一、采區生產能力1、回采工作面單產a0a0=mlik1=1.20706601.495%=7.37（萬t/a）式中：m-煤層采高1.2m; l-工作面長度70m； i-工作面年推

31、進度660m/a；-煤的容重1.4t/m3； k1 -工作面回采率95%。2、采區生產能力aa=a0k2=7.371.2=8.84（萬t/a）式中：k2-采區內掘進煤系數1.2。二、采掘工作面個數本采區布置1個回采工作面，2個掘進工作面。三、采區服務年限采區服務年限t=采區可采儲量/a=42.1/8.84=4.8（a）根據煤炭工業設計規范規定，采區生產能力10萬噸/年，要求采區服務年限t3年。本采區生產能力8.84萬噸/年，服務年限4.8年，能保證采區的均衡能力。四、工作制度及采掘比例關系根據煤炭工業設計規范規定，礦井年工作日為330天，結合本礦歷年來采掘經驗，采用“三八”制工作制度，邊生產邊

32、檢修，每天凈提升時間16小時；按照采掘并重，掘進先行的原則，本采區共布置一個回采工作面，二個掘進工作面。第四章 提升、供電、排水、通風、防塵、安全監測設備的設計、選型和計算第一節 提升設備的選型計算一、提升絞車及鋼絲繩選型及效驗1、運料、排矸采用600mm軌距的礦車及平板車。運送材料和設備的路線是：物料經采區上部車場、軌道下山、區段平巷送至掘進工作面或采煤工作面。掘進工作面所出的煤和矸石，利用礦車從各區段平巷經軌道下山提至上部車場。2、初選絞車根據單繩運輸、運輸距離、產量及本礦現有設備，初步選用jtkb-1.0 0.8w型單滾筒提升絞車，其主要技術特征為允許鋼絲繩最大靜張力fjzh=25000

33、n；允許鋼絲繩最大靜張力差fch=25000n；滾筒直徑d=1000mm；滾筒寬度b=800mm；繩速v=1.7m/s；電動機功率n=45kw；2、計算車組中的礦車數（1）車組往返一次的循環時間t=t1+t0，st1=2l/vp+4（lwnlc）/v，s =2300/1.53+4（30+41.2）/0.85 =556st=2l/vp+4（lwnlc）/v+t0，s =556+90 =646s（2）車組中的礦車數n為n=(2l/vp4lwt0)/(3.6m/q4lc/v) =（2300/1.53+430+90）/（3.61000/8041.2/0.85） =15.3輛式中 l主要運輸距離（斜坡直

34、線段長度），m；lw彎道長度，一般lw=3050m；lc礦車長度，m；n車組礦車數；vp車組沿直線段l運行的平均速度，一般vp=（0.80.9）v，m/s；v車組在彎道及過道岔時的運行速度，v=0.5v；t0絞車換向及礦車摘掛鉤時間，t0=245=90s；m每個礦車的載貨質量，kg；q小時運輸量，取80t/h。其中取vp=0.9v=0.91.7=1.53m/s；v=0.5v=0.51.7=0.85m/s。（3）根據礦車連接器檢驗礦車數礦車連接器強度所允許的礦車數為npc/（mm0）（sinzhcos）g=60000/（1000+610）（0.259+0.0090.966）9.8=14輛根據生產

35、需要及本礦經驗，實際采用4輛礦車，連接器強度滿足要求。式中 pc礦車連接器的許用拉力，一般為30000或60000n；m礦車載貨質量，1000kg；m0礦車自身質量，610kg；zh重車組礦車阻力系數，zh=0.009；巷道傾角，=15(最大值)；g重力加速度m/s2。3、選擇鋼絲繩鋼絲繩的總長度，可按lk=300m來考慮，（既從下部車場到滾筒邊緣的長度）。取k=0.35，根據公式p=n（m+m0）（zhcos+ sin）g/k0lk（/kcossin）g =4（1000+610）（0.0090.966+0.259）9.8/1400106/（910000）300（0.350.966+0.259

36、）9.8 =1.065kg/m式中 p鋼絲繩單位長度質量，kg/m； /k鋼絲繩的阻力系數，若鋼絲繩全部架在托滾上時/k=0.150.35；若全部拖在枕木或底板上時/k=0.40.6；若部分在托滾上時/k=0.250.4。0鋼絲繩的假定密度，0=890010500kg/m3，一般取0=10000 kg/m3。鋼絲繩中鋼絲的拉斷應力，n/m2或pa。取1400106k鋼絲繩的安全系數，對新用鋼絲繩為升降人員物料時k=9。根據計算結果，查鋼絲繩規格表，選用鋼絲繩619nf-15.5。其繩徑d=15.5mm，p=1.273kg/m，q斷=17917kg。4、驗算鋼絲繩的安全系數單繩下山運輸時，其最大

37、運行阻力可能有以下四種情況（1）空車下放wzd=wk=nm0（kcos+sin）g+plk（/kcos+sin）g =4610（0.0110.966+0.259）9.8+1.0653000.5979.8 =8316n（2）重車下放fzd= n（m+m0）（sinzhcos）g+plk（sin/kcos）g =416100.2689.8+1.065300（-0.0791）9.8 =16666n（3）在上部車場料車上提w/zh= n（m+m0）（zhcos+sin）g =16895n（4）重車從底車場上提時 wzd= wzh=n（m+m0）（zhcos+sin）g+plk（/kcos+sin）g

38、=4（1000+610）（0.0090.966+0.259）9.8+1.065300（0.350.966+0.259）9.8 =18764n根據公式kqz/wzd=179172/18764=9.5根據規定，運送人員及運料時k=9，所以9.59，所選鋼絲繩強度足夠，可以應用。式中公式符號同上。5、計算電動機功率根據公式n= wzdv/1000 =187641.7/（10000.85） =37.5kw考慮電動機15%的備用功率，則電動機功率為n/=1.15n=1.1537.5=43.2kw所以，選擇一臺45kw的電動機能滿足要求。6、驗算絞車絞車滾筒直徑的驗算 滾筒直徑應滿足d60d=6015.5

39、=930mm所選絞車滾筒直徑1000mm大于930mm ，所以滾筒直徑滿足要求。驗算最大靜張力及最大靜張力差根據最大靜張力公式fzd=n（m+m0）（sin+zhcos）g+pl（sin+/kcos）g =18764n最大靜張力差為fchzd= n（m+m0）（sin+zhcos）g+pl（sin+/kcos）gnm0（sinkcos）g =187645939 =12825n因為fjzd=60000n 所以fjzdfzd，絞車強度足夠。根據計算結果，選用jtkb-1.0型單滾筒提升絞車；619nf-15.5型鋼絲繩，每次提升礦車數為4輛，可以滿足生產要求。滾筒寬度校驗：對于井下斜巷道提升，提升

40、人員和物料，按規程規定可纏繩層數2層；卷筒平均直徑dp為：dp=d+(n-i)/2=2+(2-1) =2.02m卷筒寬度b：=632mm=0.632m2.0m 合格；式中：l斜巷道長度，300m; 15礦車在上、下車場最大運行距離; 30驗繩長度; 3摩擦圈數; 4為每兩個月移動1/4周的備用系數; 鋼絲繩間隙，3mm; n纏繞層數，2層。故所選絞車滿足要求。第二節供電設備的選型計算原始參數：1013采區布置一個采煤工作面，兩個掘進工作面，根據供電原則，結合現場實際及現有設備情況，確定采區供電方式，選擇變壓器、電纜、高低壓開關及保護裝置。（后附供電系統圖）采區的供電采用雙回路供電方式，一回路引

41、自1013采區的移動變電站kbsgzy-200kva變壓器，另一回路來自-70變電所ks9-315kva變壓器。采區總負荷統計：1013采區計劃安裝1部11kw吊掛皮帶，1部17kw固定溜子，1臺37kw泵站，1部17kw采面溜子， 1臺電煤鉆綜保2.5 kva。【2部37kw水泵，1臺照明信號綜保2.5 kva，用-70變電所1#-2#變壓器】，2部25kw絞車，2臺11kw局扇采區總負荷為：p = 11+17+17+37+2.5+252+112+5.52=167.5kw采煤部分供設計：原始參數：1013工作面走向長度300m，傾斜長度70m，傾角15。采用運輸機械運煤方式。決定采區供電方式

42、，選擇變壓器，電纜，高低壓開關及保護裝置。一、負荷統計：1013工作面計劃安裝1部11kw吊掛式皮帶，1部17 kw固定溜子，1臺37 kw泵站，1部17 kw循環溜子，1臺電煤鉆綜保2.5 kva。則總負荷為：p=111737172.5=84.5kw二、變壓器的選擇：所需變壓器的容量為：sb=pkx/ cos=84.50.6/0.7=72.4kva式中kx取0.6，cos取0.7根據設備情況及現場因素，選擇一臺變比為10000/660v，200kva移動變。三、干線低壓電纜的選擇：1、變壓器到1#開關為開關的工作電流：i1-3=kxp103/uecos=67.60.6103/6600.7=5

43、0.6a選用50mm2橡膠電纜，u-350+110，允許工作電流173a，長度150米。2、2#開關的工作電流：i3-4=kxp103/uecos=67.60.6103/6600.7=50.6a選用50mm2橡膠電纜，u-350+110，允許工作電流173a，長度20米。3、3#開關的工作電流：i4-5=kxp103/uecos=380.6103/6600.7=28.4a選用35mm2橡膠電纜，u-335+110，允許工作電流147a，長度200米。4、4#開關的工作電流：i4-5=kxp103/uecos=29.20.6103/6600.7=21.8a選用35mm2橡膠電纜，u-335+11

44、0，允許工作電流147a，長度150米5、5#開關的工作電流：i4-5=kxp103/uecos=15.60.6103/6600.7=11.6a選用16mm2橡膠電纜，u-316+14，允許工作電流97a，長度50米6、電煤鉆電纜選用uz-500-34+11.5，長度150米。四、計算電壓損失：1、礦變的電壓損失：ub%=（urcosuxsin）% =0.42（1.230.73.810.71）% =1.7%式中=sb1/sbe=84.5/160=0.42查表：ur=1.9，ux=4.09cos取0.7，sin取0.71所以，礦變的電壓損失為：ub=6901.7%=12v2、電纜的電壓損失：（1

45、）變壓器到1013-1#開關的電壓損失：l=0.1km，k=0.127%，p=0.6p=0.684.5=50.7kw所以，u1%=0.150.70.127%=0.6% u1=6600.6%=42.4v所以，變壓器到皮帶的電壓損失為：u=12+42.4=54.4v63v 合格（2）變壓器到乳化泵的電壓損失：l=0.146km，k=0.127%，p=0.6p=0.637=22kw所以，u1%=0.146220.127%=0.4% u1=6600.4%=2.64v所以，變壓器到乳化泵的電壓損失為：u=54.42.64=57 v63v 合格五、短路電流的計算：1、泵站最遠點：50mm2/120m，查表

46、la=120m，則i2d=2257a2、17 kw固定溜子最遠點：50mm2/100m，35mm2/200m，查表la=374m，則i2d=1366a六、低壓開關的選擇、整定及校驗靈敏度：1、1#開關的選擇、整定及校驗： iz1=iqeie=248.6+1913.2+19+2.5=302.3a選用kbz-400開關，整定400a，k=2257/400=5.61.5 合格2、2#開關的選擇、整定及校驗： iz=40a選用qbz-80開關，整定40a，k=1366/40=34.151.5 3#開關的選擇、整定及校驗：（2個皮帶機開關是一條皮帶2個電機）iz=12a選用qbz-80開關，整定12a，

47、k=1366/12=1131.54、4#開關的選擇、整定及校驗： iz=18 a選用qbz-80開關，整定18a，k=1366/18=75.81.5 合格5、5#開關的選擇、整定及校驗： iz=18a選用qbz-80開關，整定18a，k=1366/18=75.81.5 合格 電煤鉆綜保選用zz8l2.5i型1、工作面機械設備配置表：序 號設備名稱規格型號容 量（kw）臺 數（臺）電 壓（v）電 流（a）起動電流（a）1固定溜子sgd-320/17171660191022采面溜子sgd-320/17171660191023吊掛皮帶dt11-65011166013.279.24泵 站xrb2b-8

48、0/2037166041.42225電 煤 鉆md-1.21.211272、工作面電氣設備配置表：序 號設備名稱規格型號電 壓（v）電 流（a）臺 數（臺）整定值（a）1高 防 開 關kbg-250/6y6k250152移動干式變壓器kbsgzy-2006k13饋 電 開 關kbz-40066040014004真空開關（皮帶）qbz-80660802185真空開關qbz-80660801126真空開關qbz-80660801407電煤鉆綜保zz8l-25-ii660/12713、工作面電纜配置表：序號規格型號電壓（v）允許長時工作電流（a）長度（m）1up-3501106601731002up

49、-3351106601472003uz-500-3411.512726150掘進部分供電設計：原始參數：掘進工作面二個，1013軌道下山，1013皮帶下山。一、負荷統計：1、1013軌道下山：1部25kw絞車，2臺11kw局扇,2臺5.5kw潛水泵。21013皮帶下山：1部25kw絞車，2臺11kw局扇,2臺5.5kw潛水泵。則總負荷為：p=252112+5.52=880.6/0.7=72.4二、變壓器的選擇：所需變壓器的容量為：sb=pkx/ cos=72.40.6/0.7=62.05kva式中kx取0.6，cos取0.7根據設備擁有情況及現場情況，選用一臺變比為10000/660v，200

50、kva移變。三、低壓電纜的選擇：1013軌道下山：1、1#開關的工作電流：i3-4=kxp103/uecos=400.6103/6600.7=29.9a選用50mm2橡膠電纜，u-350+110，允許工作電流173a，長度200米。2、2#開關的工作電流：i4-5=kxp103/uecos=28.80.6103/6600.7=21.56a選用25mm2橡膠電纜，u-325+110，允許工作電流113a，長度30米。3、3#開關的工作電流：i3-4=kxp103/uecos=120.6103/6600.7=8.98a選用10mm2橡膠電纜，u-310+14，允許工作電流79a，長度20米。4、4#開關的工作電流：i3-4=kxp103/uecos=120.6103/6600.7=8.98a選用4mm2橡膠電纜，u-34+12.5，允許工作電流52a，長度5