本次設計是開采長治某莊煤礦3、15號煤層，設計圖紙共七張，說明書共十章。3158.343.67m。煤層均有煤塵性，15號煤層自燃傾向為自燃。礦井屬于低瓦斯礦井，瓦斯相對涌1.7m3/t。支架、可彎曲刮板機、破碎機、機等。采空區采用全部垮落法處理頂板。本礦井設計年產量為240萬噸，采用一套綜采放頂煤設備來滿足產量的要求。 摘 目 第一章井田概述和井田地質特 第一節礦區概 二、交通條 第二節井田地質特 第三節煤層的埋藏特 第二章井田境界與儲 第一節井田境 第二節地質儲 第三節計算可采儲 第四節可采儲量的計 第三章礦井工作制度、生產能力及服務年 第一節礦井工作制 第二節礦井生產能力及服務年 第四章井田開 第一節井田開拓基本問 第二節礦井基本巷 第五章準備方 第一節煤層地質特 一、帶區位 四、水文地 六、地質構 第二節帶區巷道布置及生產系 第六章采煤方 第一節采煤工藝方 三、回采工 第二節回采巷道布 六、工作面第七章井下第一節系統及方式的確 一、井下煤炭方式選 二、輔助第二節設備的選擇與計 二、輔助設備選 第八章礦井提 第一節主斜井提升設 第二節帶式輸送機的計算和配 第九章礦井通風與安 第一節通風方式的選 第二節礦井風量計 第三節計算負壓及等級 一、風 二、等積 第四節選取扇風 一、設計依 三、反風措 第五節安全生產技術措 二、防塵措 三、防火措 四、防水措 五、頂板管 六、其 七、避災路 八、安全出 第六節井下安全避險“六大系統 一、監測二、人員定 三、緊急避 四、壓風自 五、供水施 六、通信聯 第十章技術經濟指標及環境保 第一節勞動定員及勞動生產 一、定員范 二、定員依 三、定員方 第二節礦井主要技術經濟指 第三節環境保 二、各種污染的防治措 致 第一章第一節一、礦區地理位900km2。晉城礦區東部。二、交通條 三、礦區的工農業生產建設概堅決打擊開采煤礦，除開采極薄煤層外，強制淘汰年產9萬噸以下的小礦井，逐30聯合等對一批地方煤礦進行改造組建5000萬噸級以上生產能力的大型現代化 60%。抓好潞安屯留礦井、古201050%以上。四、礦區電力供應基本礦區內自備電廠2總裝機容量4.8并網容量3.6萬千瓦潘莊（潘1、潘2）煤層氣資源豐富，蘊藏量240億立方米以上，能利用95%以上。1996年已經3240五、礦區的水文簡六、礦區的地形與氣575mm55cm。七、礦區礦產資源概105.7843.1％。第二節一、井田位置、勘探程度，地質層位的概40km2，面積為生產礦井利用。上馬家溝組峰峰組ZK2-2號鉆孔厚度為99.63m。巖性下部為深灰色中厚層狀石灰巖、泥灰巖、0.40-16.00m，6.20m。5～685.0-125.75m119.92mK1砂巖與下伏地層整合接觸。按巖性組合特征K1砂巖底至K215.28～26.55m,22.81m～灰黑色泥巖為主，115由K2灰巖底至K4灰巖頂28.69～40.32m，平均36.89m灰～灰黑色泥巖、砂質泥巖，夾細粒砂巖、粉砂巖，有灰～深灰色灰巖、泥灰巖3～4含煤3（13、K4灰巖頂至K755.39～68.75m60.22m。為深灰～灰黑色泥巖、5），8巖、粉砂巖、砂質泥巖、泥巖及煤層組成。一般含煤1～3層。地層厚度40～79m，平均57.25m，以底部K7砂巖與下伏地層呈整合接觸。與下伏太原組地層相比，本組以色1、2厚48～80m，平均54.67m。以K8砂巖與下伏地層呈整合接觸。可見水平層理、緩波狀274.93m。（八）第四系二、井田地質構3°～6°，13°。S1背斜：位于井田西部曬里村東、碾頭村西一線，井田內延伸長約2.05km，軸向NE5°～NE15°2-3°ZK3-1、ZK4-1S2向斜于井田西部底山村碾頭村一田內延伸長約2.7km，軸向NE5°～NE20°，4-6°，軸部由地面露頭點控制。延伸長約4.6km，軸向北部近南北向，南部NE5°～NE25°，兩翼傾角4-8°，軸部由S4向斜：位于井田南中部W5號西、W2號鉆孔東一線，井田內延伸長約2.3km，軸3-7°，軸部由地面露頭點和鉆孔控制。4-8°，軸部由地面露頭點和鉆孔控制。6km，4-8°，軸部由地面露頭點孔和鉆孔控制。（1-2-1）表1-2- 長軸短軸XY三、井田水文地溝谷，海拔1019.70m，最大相對高差380.50m，井田內無大的河流，各溝谷平時干枯559.8m，405.60m，靜止水415.92mg/L，pH7.8。635-640m查資料孔單位涌水量為0.021～0.0271L/s.m，滲透系數為0.049～0.072m/d,礦化度為280～320mg/L，水質類型為HCO3-Na·Ca型及HCO3-Ca·Na·Mg型，屬弱富水含30.028～HCO3-CaHCO3-CaNa566.17m第四系黃土覆較厚，不于大氣降的入，水補給件差，僅基巖露頭H

1.6M

（HIi 式中：HIi—導水裂隙帶高度∑M—煤層累計采厚（m）

（井田內3號煤層厚度為6.72～9.71m，根據式2.12.2計算結果，最大導水裂43.5～57.9m61.8～72.3m。H

1.2M

（H

（式中：HIi—導水裂隙帶高度∑M—煤層累計采厚（m）井田內15號煤層厚度為2.70～4.70m，根據式2.3、式2.4計算結果，最大導水60.42～70.42m59.30～75.04m。裂隙帶能到達3號煤層采本礦井開采15煤層最大導水裂隙帶能溝通3號煤層老井田內發育1條正斷層。但因上覆和下伏含水層均屬弱富水性含水層，在斷層本(1) p Q0ppK—富水系數（m3/t）；pP—礦井設計日產量0Q—生產礦井涌水量0P0—礦井設計日產量(t/d)1200kt/a按每年330個工作日計算P3636.36t/d正常涌水（Q1920m3/d， 0富水系數（Kp）0.858m3/t。032400kt/a（P第三節一、煤層賦存特5～6111457.55m，38.34m，9.05%。6.06%。（C3t3俗稱“香煤”。位于山西組下部，上距K8砂巖底42.66m左右，下距K7細砂巖6m左右。煤層厚6.72～9.71m，平均8.34m。結構簡單，含0～1層夾矸，屬全區穩定可局部為細砂巖。3+890——m。1515號煤層俗稱“臭煤”。位于太原組下部，煤層厚2.60～4.36m，平均3.67m， 表1-3- 36.72-0-泥巖2.6-0- 石灰泥巖二、煤的圍巖性（1）3直接頂板大部為泥巖、砂質泥巖，厚10-20m左右，局部為細砂巖。屬中等穩定頂板，老頂為中粒砂巖，厚約11m；底板大部為砂質泥巖、泥巖,厚2m左右，局部為細（2）15直接頂為石灰巖，厚6.66—10.30m，平均厚8.85m，屬非常穩定頂板。局部發育泥巖，炭質泥巖偽頂，厚約0.5m左右；底板為泥巖、砂質泥巖，局部為鋁質泥巖、細7m。2.3、15315本井田3號、15號煤層呈黑色，條痕為黑色，光澤，參差狀—階梯狀斷口，內生裂隙發育，見垂直裂隙，315鐵礦散晶及方解石細脈狀構造狀結構3號號煤層視(相對)密度為1.43t/m3，1.48t/m3。151.46t/m3，真(相對)密度為1.51t/m3局部見細條帶狀粘土，15表1-3- 煤質特征發熱量Qgr,d1-30.37-43371-20.37-65.01-51-29.15-0.53-5062.90-1-20.61-84.48-9.25-01-28.53-綜上所述，根據《中國煤炭分類》(GB/T5751-2009),井田內3號煤層為低貧煤，有少量無煙煤。3號煤層為優質動力用煤，也可作化工用煤及民用煤；15四、其他開采條據山西省煤炭工業廳晉煤瓦發[2011]728號文,山西長治某莊煤業生產1.7m3/t,7.15m3/min，二氧化碳相對涌出量為煤塵0501-MB-D0008）3號煤塵具有性據鄰區雄山煤 表1-3- 煤塵性試性3有95有5有5有表1-3-4 3Ⅲ9ⅡⅡⅡ9、151～3°/100m。第二章井田境界與儲量井田范圍由13個拐點坐標圈定，南北長約5.925km，東西寬約3.18km，總面積16.702km2。批準開采3號、15號煤層，開采標高 m第二節規范》有關規定進行資源儲量估算，本次資源/儲量估算對象為批準開采的3、15號煤S——面積（m3）M——厚度（m）D1.45t/m3，151.46t/m3。333，156111b，3122b，14333 3合計33030 3第三節331，332333.礦井工業資源/儲量：地質資源量中探明的資源量331和控制的資源量332，經分類得出的經濟的基礎儲量111b122b，邊際經濟的基礎儲量2M212M22，連同地質資333 =26797.9Z111b——探明的資源中經濟的基礎儲量構造復雜，煤層賦存不穩定的礦井，k0.7. 18727.5 Zs=Zg-之和。=25108.9=17553.5=7555.4Zk=（25108.9-2823）*0.75 18002其中，3 15

=12677.9=5324.3村莊按帶寬度10m，礦井工業場地、風井場地煤柱按帶寬度15m，表土移動角45°，巖層移動角72°，表土層厚30米留設,主要巷道兩側各留40m，巷間35m10m表2-4- 儲量計算 單位永久煤柱損場地和主要井巷煤第三 第一節第二節對礦井設計生產能力提出了年產300t，240t，180t三個方案，經過分240萬t，理由如下：主采的3號煤層煤類為該層煤為低灰—中灰、特低硫—低硫、特高熱值的貧300萬t，240萬t，180萬t300萬t和240萬t相比，移交時需要兩個回采工作面，初期投資大，建井工期長，投資回收期長，經濟效益差。180萬t和240萬t相比，移交時都只需一個生產工作240萬t生產中后期太原組主要可采煤層中裝備1-2套綜合機械化一次采全高開采工作面，140萬t，是可行的，也是合理的。有較合理的服務年限。300萬t井型服務年限經計算為42.6a，與設計規范規定的60年相比，服務年限偏短，開發強度過大。180萬r的服務年限是78a。與規范規定的50年，服務年限偏長，并不能充分利用已勘探的資源，積壓儲量。240萬t的53.3a50240t第一節井田開拓基本問題井田內可采煤層有2層，煤層間距25—29m不等，間 礦井煤炭流向為向西北方向的鄉鎮公路，故主井及工業場地位置宜選擇井田高級儲量大部分分布在第3’勘探線和第5’勘探線與經緯網格線緯線 方案一為斜井開拓。工業場地及主副井選擇在井田中部鉆孔ZK4-2附近，場地較主斜井井口標高m，井底標高+962m12654m，井筒內裝備帶式輸送機，兼做礦井的安全出口。副斜井井口標高m962m，傾角51021m，采用無軌膠輪車，兼做礦井的進風井和安全出口。采用+960m單水平開發全井田，副斜井落底后，設+962m水平車場，并由石門與大向斜的東翼，基本沿15號煤層設+960m大巷，與大巷相隔70m，在15平家村以北，井口標高m，井底標高+981m176m，凈直徑Ф5m，井筒內裝備梯子間，兼做礦井的安全出口。后期風井采用主斜井井口標高m，井底標高+935m10605m，井筒內裝備帶式輸送機，兼做礦井的安全出口。副斜井井口標高m960m，傾角6765m，井筒內行走無軌膠輪車，兼做礦井的進風井和安全出口。采用+960m單水平開發全井田，副斜井落底后，設+960m水平車場，并由石門與大巷相連。主斜井井底煤倉為上提式，井筒落底后，通過井底煤倉與大巷相連。26m共用，軌道和回風三條大巷。井田中部大巷，布置在井田中部向斜的東翼，基本70m3家村以北，井口標高m，井底標高+960m149m，凈直徑Ф5m，井筒內15號煤層資源儲量估算及煤層底板等高線15號煤層資源儲量估算及煤層底板等高線二、方案比表4-1- 123456好好789831311112壓合計(1)，， 表4-1- 元元元（一）200m。礦井采用“四六”作業制度，年工作日按330d計算，采煤工作面采煤機截深為1.2m31.2×3＝3.6m。Q采＝M1lLrC1M2lLrC2At/a；l—回采工作面長度，200m；C10.95；Q采=220.810%考慮，則Q掘為：Q掘＝KQ＝22.1Q礦＝Q采+Q掘＝220.8+22.1＝242.9t/a可滿足礦井240t/a設計能力的要求。4-2-1。表4-2- 采高年推進年生產能力（萬311第二節一、井筒、石門與大175m。裝備梯子間作為安全出口。故表5-1- 井筒特征輔助、進 123500mm，堅硬基100mm，錨桿采用Ф18mm、L＝1800mm800mm100mmФ20mmL＝2200mm樹脂錨桿；回風斜井表土段及風化破碎帶采用混凝土現澆支護方式，支護厚度為500mm，150mm，錨桿采用Ф18mm、L＝2000mm二、井底車場及硐由于礦井煤炭提升及均采用膠帶，而輔助采用防爆無軌膠輪車，輔助、。、有變電所水泵房、水倉、管子道等硐室變電所水泵防聯合布置，、。、水泵配電密閉柵欄水泵配電密閉柵欄管子管子主斜井井底設有井底煤倉，采用圓形直立普通煤倉井底煤倉凈直徑8.0m，高度25.0m，1821t。為滿足井下消防要求， 大巷與軌道大巷間設有一消防材料庫，采用錨噴由于井下機械化程度較高 材料消耗量不大，運距較短，故井下初期不設 2-5-1343m34866m3表2-5- 傾（度度掘進體積凈1變電所及通道巖2巖3巖4巖5巖6煤7煤8煤9三、建井工作計1(1)拆遷物，平整工業場地1-215-3-1表5-3- 序號12345678923為了加快建井速度，縮短建井工期，根據開拓部署，安排3個施工隊施工，各隊3.32.4Mt/a。第五 第一節一、帶區位二、帶區煤層特首采帶區所采煤層為3號煤層，位于山西組下部，上距K8砂巖底42.66m左右，下距K7細砂巖6m左右。煤層厚6.72～9.71m，平均8.34m。結構簡單，含0～1性為泥巖、砂質泥巖，局部為細砂巖。3—m。3煤層呈黑，條痕為色，光澤，參差—階梯狀口，內生裂331.43t/m31.8t/m33三、煤層頂底板巖石特直接頂板大部為泥巖、砂質泥巖，厚10-20m左右，局部為細砂巖。屬中等穩定頂板，老頂為中粒砂巖，厚約11m；底板大部為砂質泥巖、泥巖,厚2m左右，局部為細四、水文地五、煤層瓦斯、煤塵性和自然發火據山西省煤炭工業廳晉煤瓦發[2011]728號文,山西長治某莊煤業生產煤塵根據山西煤礦礦用安全產品檢驗中心的煤塵性鑒定報告（晉煤檢【2011】道中的粉塵，并經常進行灑水除塵，避免發生煤塵事故。六、地質構3°～6°，13°。 一、帶區準備方式確帶區準備方式存在的問題，如輔助、行人比較的問題在采用無軌膠輪車后二、帶區巷道布 采用集中大巷布置分煤層開采的方式對井田進行開采，即將大巷和軌道大巷輔助巷，軌道大巷和大巷掘至一定位置時掘進進風行人斜巷和材料斜巷至3號煤的帶區輔助巷并繼續開掘順槽和回風順槽至井田邊界,然后開掘開切眼，處煤經溜煤眼至大巷，進風通過行人進風斜巷與大巷相連，本條條巷道,采用一進一回的通風方式，工作面長度為200m，采高3.0m。每月推進89m采輸送機等設備。雙順槽之間保護煤柱留設20m，井田邊界煤柱20m，護巷煤柱30m。回3101工作面推進長度為1609年推進度為1069m，即每個條帶采煤時間為497天左右。工作面采用順序，即先采3101再采3102、3103、3104……依次開采。順槽掘進以可以滿足工作面為宜。大巷掘進以超前掘進工作面100米左右為三、帶區生產系 四、帶區生產能力及回Q采＝M1lLrC1M2lLrC2At/a；l—回采工作面長度，200m；C10.95；Q采=220.810%考慮，則Q掘為：Q掘＝KQ＝22.1Q礦＝Q采Q掘＝220.8+22.1＝242.988.3%75第一節一、采煤方法的選根據地質報告，3K842.66mK7細．3自70年代在開灤礦務局唐山礦試驗成功厚煤層傾斜分層下行垮落金屬網假頂綜3點：采準巷道系統復雜，巷道掘進率高，巷道的掘進與費用高；上分層開采時要綜采放頂煤開采，利用綜采開采下分層及部分夾矸層，采厚3m左右，上分層使④工作面處在減壓帶，降低了支架噸位和支護成本采深度大于300m時，頂煤易于冒落。本井田2號煤層埋深不大于300m，不利于頂煤抗壓強度小于20MPa時，頂煤冒放性較好。本井田2號煤層較軟，內生裂隙較發育，破壞不充分，頂煤放出率降低。理論研究證明綜放開采的最大臨界厚度為12.5～4.5～5.0m（三）1：336.72—9.71m8.34m，有合適的采放比。煤層中單層夾矸厚度不大于0.30m，巖石硬度系數小于3，頂煤中夾矸層厚度占煤層厚度的比例小于10%～15%時，頂煤冒放性好，否則，應采取預破碎措施。2號煤層結構簡單，含0～2層夾矸，夾矸薄且大部分位于煤層下部，因此2號煤層結構對放頂影響，但直接頂能夠隨采隨冒并具有一定的厚度是綜放開采頂煤破碎冒順利放出經技術比較后，設計確定3號煤層采用長壁綜采放頂煤采煤法。．15153號煤層以一個綜放工作面保證年產2.4Mt/aA雙滾筒采煤機的滾筒直徑以大于工作面最大采高的0.5倍為宜。3號煤層采高為3m，所以雙滾筒采煤機的滾筒直徑大于或等于1.5m即可滿足使用據采煤機滾1.6m。CQmQyfDNMtk式中Qh——工作面設備所需最小生產QYD——年生產天數f——能力富裕系數，1.3；N——日作業班數，4班；M——每日檢修班數，1T——每班工作時數，6h;則 V 或中：Vc——采煤機的平均割煤速度Vc

60

K1.15。Qmax60BHVmax600.631.452.31361.8t/N60HVmaxHW式中：N——采煤機截割功率HW0.9kWh/m；K——考慮放頂煤開采采煤機功率系數，取0.9N60HVmaxHwK6032.310.90.9表6-1- YBCS-量QcKc式中：Qc——刮板輸送機能力Kc——采煤機與刮板輸送機同向時修正系數Qm——采煤機最大割煤能力，361.8t/h 表6-1- 長度 電機功率電壓等級SGZ-QGH≥Qf×Kf=514×1.5=Kf－工作面放煤流量不均勻系數，取Kf=1.5表6-1- 長度電機功率電壓等級備注SGZ-機 Qz 機輸送能力，t/h；Kz— 長度電機功率電壓等級備注表6-1- 力寸寸 式中：B——帶式輸送機寬度Q——帶式輸送機的能力K——貨載截面系數，取V——帶式輸送機的速度γ——貨載散集容重，取C——輸送機傾角系數，α＝0～10°時 輸送能最大輸送長度 帶寬機電功率 S7.5，m；式 （°

P=（6-=（6-表6-1- 支架中心距4510該支架對底板最大比壓：1.88MPa；長×寬：4510m×1460m；方式：本架控制；放煤口形式：插板；機數量：雙機；移架步距：600mm。c、后排立柱之間布置寬形四連桿機構，這種機構使支架具有較小的梁端變化推力，防止端面漏冒發生。經過頂梁和掩護量的反復支撐和卸壓，頂煤被礦壓壓酥至 ，其主要技術參數見表6-1-8。表6-1- (轉5表6-1- 公稱流量電壓 表6-1- 容量1臺112架3端頭液壓支架224架444前刮板輸送SGZ-部115后刮板輸送SGZ-部116臺1127機部118PCM-部119部224m根8DW30-根JH-臺22臺227BZ-臺22MYZ-臺22臺44臺33臺11三、回采工（二）頂,隨后推移輸送機。（五）0.6m。CDE采放比3經計算采區回采率為88.3%，大于75%，滿足放頂煤回采率的要求。312～32.8m，巖性較軟，基本頂也10動破壞頂板結構，使頂板能夠隨采隨落。55-8m10-15m6四、勞動組織形泵站、順槽皮帶為專業工種，由專人負責；其它工作均由綜合工種完成。表6-3- 1222282采煤3339331機機36泵站11391112222444312表6-3- 1m2m3度3-4%5m6t7萬8%9t/人月m3m第二節一、盤區巷道布置方 采用集中大巷布置分煤層開采的方式對井田進行開采，即將大巷和軌道大巷輔助巷，軌道大巷和大巷掘至一定位置時掘進進風行人斜巷和材料斜巷至3號煤的帶區輔助巷并繼續開掘順槽和回風順槽至井田邊界,然后開掘開切眼，處煤經溜煤眼至大巷，進風通過行人進風斜巷與大巷相連，本條條巷道,采用一進一回的通風方式，工作面長度為200m，采高3.0m。每月推進89m采輸送機等設備。雙順槽之間保護煤柱留設20m，井田邊界煤柱20m，護巷煤柱30m。回二、采區運煤、輔助、通風及排水系 三、巷道斷面和支護形四、掘進工作面個數和掘進面的機械配備兩個綜掘工作面。綜掘工作面配備EBJ-120TP掘進機、YBT62-2型局部扇風機等6-4-1。表6-4- 綜掘工作面機械設備配備 使用備用1EBJ-臺112帶式QZP-7臺113STJ-部114SCF-臺115MQT-臺1126JK-臺117臺2248HQ-臺1129臺112五、礦井達產時采掘比例關六、工作面3101工作面推進長度為1609年推進度為1069m，即每個條帶采煤時間為497天左右。工作面采用順序，即先采3101再采3102、3103、3104……依次開采。順槽掘進以可以滿足工作面為宜。大巷掘進以超前掘進工作面100米左右為第七章井下第一節系統及方式的確一、井下煤炭方式選輸采用膠帶輸送機。主要理由如下：1、膠帶輸送機具有能力大、潛力大、連續、效率高、操作簡單，容巖巷等優點，對礦井環保工作和采掘有利。二、輔助無軌系統一般采用無軌膠輪車，其優點是不需要鋪設軌道，機動靈活，無軌7°。缺點是要求斷面較大，大巷需要鋪混凝土底。3—5°，傾角平緩，比較適合于采用無軌膠輪車運輸。鑒于無軌膠輪車具有系統簡單，機動靈活，可實現輔助從地面到達井下工作面的連續等優點。故而，本礦井輔助方式選用防爆無軌膠輪車。第二節設備的選擇與計一、帶式輸送機選根據《煤炭工業設計規范，結合當前的設計思想及理念，本礦井開拓巷道均采用煤巷，這樣,井下不采用傳統的電機車方式。布置膠帶機大巷采用膠方式，根據運量與運距，大巷采用DX4-GX膠帶輸送機能力噸/時,輸1 盤區礦井生產能力為2.4Mt/a，井底設置一個煤倉，直徑8m，有效容量分別為1800t。送機。礦井初期移交時裝備大巷帶式輸送機，擔負礦井早期煤炭任務。膠帶輸送大巷都是進風巷道，風速小于4m/s大巷帶式輸送機移交時安裝長度600m。其初始參數：運量Q=960t/h，長度L=997m，巷道傾角β≈5°～0°，其服務年限與盤區服務年限相同。大巷帶式輸送機移交時安裝長度600m期延伸至盤區邊界安裝長度2500m。由移交時位置到達后期安裝位置的時間間隔大約要30年左右。大巷帶式輸送機初始參數：運量Q=960t/h，長度L=600m（移交）／2500m（后期），巷道平均傾角β≈3-5°，其服務年限與盤區服務年限相同。2872t/100t/h的運行環境及輸送機加工安裝質量等綜合因素，確定大巷帶式輸送機的帶寬B=1000mmV=3.5m/sQO=3.6SVkρ=3.6×0.1040×3.15×0.99×950=1109t/h>式中：S——膠帶上物料橫截面積，S=0.1040m2（運行堆積角θ=20°,槽角30°；k=0.99（β≤5°；ρ——原煤松散密度，ρ=950kg/m3；DX4—GX1250（1）Q=B=V=L=mβ=°=f=μ======108mmL=150mm=m=mC==N其中：鋼絲繩芯膠帶每平方米質量24.63Kg/m2，堆積角20°，槽角30°，帶速3.15m/s,上托輥軸承支座選用鑄鐵座，托輥質量22kg，下托輥17kg.FH＝［qR0+式中：δ18°FNd80m誤。具體方法是把主要阻力乘以系數C，即b.d.以上公式中參數：B30°；Cs=0.5（εAPp=3×104—10×104N/m2；＝80834N(2500NPA＝Fu×＝80834PM＝PA／η＝311式中：ηη＝0.82本帶式輸送機采用頭部單滾筒單電機電機傳動，布置形式見圖7-1-1, =

e Fyl

空段阻力Fk,FkqBLfgcosqRULfgqBLgsin=—重段阻力FZhqBqGfcossinLg

4，3 qBqGgLRO(24.6388.18)

8

8F4> F'minqB8

24.639.81380.02 mF

1000125011.1 圍包角F/F G=F3+F4選擇YZL—100 絞車自動拉緊裝置。對停機及意外停電，張緊LH=1600m，Q=1000t/h。驅動方式為頭部單滾筒單電機驅動，驅動滾筒為Φ800mm的膠面滾筒。尾部絞車拉緊。④器：B3SH12 2⑤液粘軟啟動 2 2 1二、輔助設備選1069m150m/100m/月。根據礦井生產安排與采掘進度，材料、設備考慮正常生產與工作面安裝和搬次到位為原則，并兼顧其它地點的工作人員。輔助種類及運選用ZFS6000/20/30型支架其尺寸（長×寬×高6429×1430×2000，19t；MG375-W35t，350021%70t/d。面輔助量為：坑木3m3t/d，油脂1t/d，其它3t/d；每個工作面巷道掘進工作面輔助量為：錨桿6t/d，鋼帶2.5t/d，樹脂1.5t/d，鋼筋網2.5t/d，噴射混凝土用砂石水泥100t/d，鋪底用砂石水泥100t/d，管5t，一般設備和備件100t/d。4t/d，330t/d支架13架/d、與機電設備200t/dSi—第i段距離Vi—第i，km/hS—總距離t=t1+t2+t3+t45min；39min。(4)無 設備選。根據本礦井輔助內容和距離特點，無軌膠輪車主要按國產設備選型，依據國內心生產的井下防爆無軌輔助膠輪車支架及大型設備的拖運、鏟裝車。1 車2、矸石材料、設備車Q—礦井每天出矸量和水泥沙石使用量t/d；N=270×64/15×60×5=3.84(4材料、設備車材料車擔負從地面到井下掘進工作面的材料、設備任務。設備臺數計算同運矸車N=130×64/15×60×5=1.84(2支架車選用DBTFBL-10&CHT-50型無軌膠輪支架車，主要用于支架、采煤機、機等大型設備長距離，也可搬運其他大型設備和部件；WC24REWqC2J(A)型客廂式生產指揮車；提高工效，礦井還配備了WC3E型無軌膠輪材料車和6人座管道安裝車。經計算，配備的輔助車輛詳見表7—2—1。表7-2- 1234TY6/20FB客WqC2J(A)型客廂式生產揮54744244123重量202t/126參考外形尺寸8280×充填式實芯輪胎續表7-2- 56789WC3E64221142211重量76參考外形尺寸(6400×6200×第一節（一）3，1主斜井井筒長度L=654mm，傾角α=12°，主斜井井口標 .00m，井底標其服務年限與礦井服務年限相同。井下原煤通過順槽帶式輸送機到大巷帶式輸送8﹣2-1帶式輸送機原始數據表班4m%m%°%℃主斜井帶式輸送機量（Q）的確Q=A×K1×K2/M×N=627式中：Q，t/h；A——礦井年產量，2.4Mt/a；K1——不均衡系數，1.15；K2MN，16h/dQO=3.6AVkρ=3.6×0..0674×4.0×0.93×950=857t/h>θ=10°；β=12°；ρ——物料松散密度，ρ950kg/m3。阻燃防膠帶ST2000；采滾筒雙驅動方式；配兩臺電機和交流變頻器調速驅動裝置；設有盤形制動器2套和低速逆止器2套；1套絞車拉緊裝置。第二節現場的管理水因素后，確定帶式輸送機正常運行時采用并計算出的參數如下：Q=B=V=4L=mH=mβ=°=f=μ======m=mC=mFH＝［qR0+式中：δ18°FNd80m誤。具體方法是把主要阻力乘以系數C，即b.d.本設備沒有犁式卸料器，故以上公式中參數：B30°；Cs=0.5（εAPp=3×104—10×104N/m2；傾斜阻力＝106083N(2500NPA＝Fu×PM＝PA／η＝518式中：ηη＝0.821α2=120°，α=αα2=300°μ=0.3,eμα=4.81F1= e F2

空段阻力Fk,FkqBLfgcosqRULfgqBLgsin=—重段阻力FZhqBqGfcossinLgF4=F3+Fk=—134NF5=F6—4，3

qB

8F5 F'minqB8

409.81380.02 mF

1000200012.1 雙滾筒傳動功率分配計算（按最小張力計算

e1

e2P1+P2=518KW133KW2385KW1選擇YZL—50的 絞車自動拉緊裝置。對停機及意外停電，張緊裝 帶式輸送機的配置主斜井井筒傾角12°，采用機尾 373ST20008-2-21量2原煤（0-3456度7m8m9N（MT668-YBKYSS-臺12V器機尾絞ZY-KZP-22和程度，分別動作于事故或緊急停機。10kV35kV10kV控系統采用帶式輸送頻控制系統PLC控制，控制系統設備及帶式輸送機起停；設電機、器、滾筒、除鐵器等設備的安裝、、檢修工作。 第九章礦井通風與安全第一節一、礦井通風安全情據山西省煤炭工業廳晉煤瓦發[2010]746號文,山西長治某莊煤業生產1.51m3/t3.25m3/min，二氧化碳相對涌出量為據山西省煤炭工業廳晉煤瓦發[2011]728號文,山西長治某莊煤業生產3號煤層，2010年度30萬噸以上（含30）礦井瓦斯絕對涌出量為4.35m3/min,相對1.7m3/t,7.15m3/min，二氧化碳相對涌出量為2.8m3/t，13240t，煤塵據鄰區雄山煤業資料，3、15號煤塵性其分析結果見表3-2-1。表9-1-1 煤塵性試性3有5有5有表9-1-2 3ⅢⅡⅡ9、15通風方法可分為壓入式、抽出式和抽壓混合式。本礦井屬瓦斯礦井，3號煤層埋出口的需要，全礦井設計采用分區式通風，全井田共劃分2個通風分區（即初期回風第二節一、礦井風量計（2011版）（GB50215-2005版）4m30.70%，

Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ車+ΣQ其它）×KΣQ硐室——獨立通風的硐室所需風量之和，m3/s；ΣQ其它——除采掘硐室外其它需風量總和，m3/s；∑Q采=Q采+Q采式中：Q采準Q——準備工作面的風量，m3/min50%考慮。準Q100q=100×7.9×1.4/60=18.4采Q采采 采Q采=100×q1×K采式中：Q—采煤工作面所需風量，采Q采采式中：Q——工作面供風量，采9-2-1，1.0m/s；表9-2-1 表9-2- Q采Nc29Q采采Q采采Q采采30.3m3/s。則∑Q＝30.3+15.2=45.5m3/s。采Q綜＝100×q掘掘式中：q掘綜Q=100×7.9×1.5/60≈19.75m3/s綜Q綜＝Qf×Ii+15S/60（煤巷ff綜（順槽 綜（順槽Q掘式中：44m3；掘Q掘采用最低風速驗算：Q

采用最高風速驗算：Q

3Q4=4m3/s∑Q大巷Q其它＝（45.5+39.5+4+50）×5%≈7m3/s 9-2-1表9-2- 硫化氫Q柴柴式中：Q柴表9-32-2 2人員7二、礦井風量分9-2-3。9-2-347合（軌道大巷軌道大巷3號煤輔 巷3號煤輔軌道大巷軌道大巷3號煤輔 巷3號煤輔 3號煤輔 名斷面風速5其硐軌道大副斜其硐軌道大副斜軌道大巷軌道大巷材料斜 巷3號煤輔 井底車回風大回風大回風大回風立順進風行人斜回風順進風行人斜大大工作主斜其第三節一、風（10～20a后累加起便得出這兩個時期的通風總阻力hv1min和hymax時的要求既能做到在hrminhrmax。Qf=（1.05～1.10）Q1.051.10。等費用加大，須控制hrmax不能太大（一般不超過3000Pa）特大型的礦井除外，必10%。hm

αLPQSP——井巷凈周長，m；L——井巷長度，m；S因進、出風井井口標高相差較小，井筒垂深小于400m，故取hz=0， ，表9-3- 容易時期通風阻力計算巷道長度凈斷面凈周長風阻系數風阻風量風阻h風速123456輔助大789表9-2-2時期通風阻力計算巷道長度凈斷面凈周長風阻系數風阻風量風阻h風速123456輔助大789二、等hAhA——通風等積孔Q——總風量h——通風總阻力，PahQ，根據礦井通風阻力等級分類標準回風立井服務范圍內礦井為通風容易礦井礦井，9-3-3表9-3- 礦井通風難易程度三、通風設施、防止漏風和降低風阻的措2用以截斷流動或防止瓦斯等有害氣體自采空區向工作面擴散采用不燃性材料制作，用于疏導，主要設在掘進工作面有關的巷道中風巷之間的風門需安裝和集 裝置為防止礦井在反風 短路，在主要風路之間的風門應增設二道反風風門第四節FBCDZ-6-No19BYB185×2kW380V980rpm，1.2Mt/a一、設計依20395m3/s，扇風機選K1、礦井通風量 QK2、通風容易時期負壓：3、通風時期負壓：二、風機選型1、扇風機風量計算KQ=K×QKHmin=hmin＋△h－hz=1648＋150=1798PaHmax=hmax＋△h＋hz式中：△h──通風設備阻力損失（包括風硐損失，△h=150Pa；3QQR=H

=

Q Q2

1

將網路特性曲線方程置于所選風機性能曲線上，其交點即所求工況點(見圖9-4-1)- 9-4-1FBCDZ-10-№32CM點：Q＝180m3/s H

M2點：QM2＝182m3/sθ＝49o/41o ηtr—傳動效率；直接傳動時，容易時期葉片角度為43o/35o，時期通風機葉片角度49o/41oFBCDZ-10-№32C3本通風機采用廠家配套異步防爆電動機，電動機額定功率為315×2kW，電壓為10kV。井口附近建有風機房高壓配電室，兩回10kv電源引自礦井35kv變電站10kv側不同母第五節據山西省煤炭工業廳晉煤瓦發[2011]728號文,山西長治某莊煤業生產3號煤層，2010年度30萬噸以上（含30萬）礦井瓦斯絕對涌出量為4.35m3/min,相對涌出量為1.7m3/t,二氧化碳絕對涌出量為7.15m3/min，二氧化碳相對涌出量為2.8m3/t，根據試驗結果，井田3、15號煤層均有煤塵性，開采中應采取相應防范措根據山西煤礦礦用安全產品檢驗中心的煤塵性鑒定報告（晉煤檢【2011】0501-MR-D0008）3一、預防瓦斯的措12、配備專職瓦斯檢查員，安設瓦斯自動檢測斷電裝置34、下井人員一律配帶礦燈和自救器 明火作業，采用隔爆型電氣設備5、如果使用，必須使用礦用安 ，井下放要實行“一三檢”制度678910KJ83N二、防塵措55～100m3、采掘工作面、運煤處等易產生粉塵的地點設置噴霧降塵裝置，經常灑水防5、經常檢測中的粉塵含量，定期清掃和沖洗巷道周壁，防止粉塵過量積聚或78、為了防止瓦斯、煤塵事故擴大，回風井井口設有防爆門，井下巷道按規定設隔爆水棚。隔爆水棚的設點、數量、水量及安裝質量都必須符合規定要求三、防火措一切人員攜帶煙草和點具下井，井下及井口房內一般進行焊接作機電硐室設煙霧監測火災和滅火裝置各膠帶輸送機巷和輔助大巷均鋪設消放采用安全，明火放，不封泥放井下材料庫設置抗沖擊波活門和密閉門100m50m易燃物和可燃物以 的使用、保管和運送要遵守《煤礦安全規程四、防水措12、井下變電所和水泵房應設防水門4治后采”的原則，防止發生透水事故。89、對封孔不好的鉆孔，時應采取防透水措施該礦存在著突水性，采取以下防止突水的主要措施①在西部10設30m。根據開采中的斷層落差大小，在斷層兩側各留設30m的防水煤柱。必須立即發出警報，撤出所有受水患的人員。動機3臺（185kW、660V）。主排水系統采管路沿副井敷設至地面污水處理池，1趟設計在集中下山和各回采、掘進工作面配備了排水設備，在井底車場設置了水泵房和主、副水倉，在水泵房和變電所通道內安設了防水。當水文地質條件清楚具備可靠的隔水邊界資料后可在礦區或采區堵截水源，減少水的補給量，利用鉆孔將粘土、水泥等材料注入含水層中，形成擋水帷幕，切斷水補給通道。開采受水患的煤層時采掘工作面要設專職水情監視員水情監視員應具有很強的責任心和一定的防水經驗采掘工作面還應建立水情記錄設置的和警報開采受水患煤層特別是在險區作業應確定并及時修訂井下人員遭遇水險的五、頂板管本礦井布置1個長壁式綜合機械化工作面工作面支護采用高阻力支架頂板③工作面煤壁刮板輸送機和支架都必須保持直線支架間的煤矸必須清理干20m：Ⅰ設備選型方面支架可選用多級護幫結構，增大護幫面積；提高支架的：支架支護，按規程要求加強三角區的；加快推進速度；盡可能采用俯斜開采。型式為高強樹脂錨桿工作面安裝前設金屬頂梁和單體支柱補強安裝后由支架支：為進一步觀測礦山壓力的顯現規律，配備如下設備支架壓力自記儀、頂板動：人員在空頂業。Ⅶ工作面推出切眼后，頂板仍不跨落要向匯報。Ⅰ設計采煤工作面有220m須加強支護，安全出口設專人；制定安全措施，報礦主管批準；況，并有功能，便于礦井對損壞巷道和存在安全隱患的巷道進行；Ⅻ工作面選用高阻力支架。六、其12345七、避災路礦井投產前，應制定各種的避災路線作人員的安全井下所有巷道及交岔口處必須有醒目的避災線路標牌以便井下人員在救災指揮部的統一指揮下，準確無誤地安全，減少不必要的人員傷亡。當井下發生瓦斯、煤塵時，必須首先佩戴好自救器，位于進風側的人員，順迎風方向組織。位于回風側的人員，選擇最近聯絡巷，進入進風側，迎風至地面。其避災路線如下：回采工作面

順槽→進風行人斜巷→大巷→主斜井（副斜井）→地面掘進順槽→進風行人斜巷→大巷→主斜井（副斜井）→地面告后立即按預防和處理計劃組織人員搶救災區人員和實施滅作值班調度和八、安全出九、自救器及安全儀器、儀表的配為了保證礦工的生命安全預防突發性事故的發生所有井下人員均應配備化第六節根《關于進一步加強企業安全生產工作（國〔201023號和安監總煤裝〔2011〕33號文《煤礦井下安全避險六大系統建設完善基一、監測、《煤礦安全系統及檢測儀器使用管理規范（AQ1029-2007）的要求，礦井裝備一套28（或不同間隔）敷設至井底，形成監測系統井下工業以太環網。安全生產監測系統主機設在地面調度中心采用工業控制計算機雙機熱備在井下采煤工作面掘進工作面主要進、回風巷，巷道、機電硐室等處設置各種傳感器，監測瓦斯、一氧化碳濃度、溫度、控中心。當出現超限情況時，地面調度中心及現場均有聲、光，通過斷電器實現瓦斯風電閉鎖、瓦斯斷電、故障閉鎖及其它必要的控制，并及時作業人員，、根據安監總煤裝〔2011〕15號文《煤礦井下緊急避險系統建設管理暫行規定要求在井下避難硐（艙應配備獨立的內外環境參數檢測或監測儀器，1211全監測系統聯網的礦井監測系統分站，并配置氧氣、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、溫度等與分站配套的傳感器，實現對避難硐室內外的環境參數進行實時。由調度中心分別敷設1條12芯礦用光纜至各避難硐室。其中副立井井底避難副立井井筒敷設在井下巷道內敷設的避險系統光纜在進入避難硐室前應穿2012控中心之間的直通調度、、人員定位及無線通信等系統。12個移動救生艙安全監測部分設備及儀表的配置要求供貨商嚴格按暫行規定1礦井安全監測系統聯網的礦井監測系統分站并配置氧氣甲烷氧化碳一化碳、溫度等與分站配套的傳感器，實現對各救生艙內外的環境參數實時。接至救生艙的監測電纜在進入救生艙前穿防護確保在災變發生時不被20m。二、人員定設計按照《煤礦井業人員管理系統使用規范（AQ1048-2007）的要求，建設完善的井下人員。在本礦配置一套KJ251A型煤礦井下人員。該系統由地面計算機、交換機、不間斷電源、井下定位分站（、人員識別卡、耦合功能的無線通訊設備，在井口及井下有人員活動的巷道出、、重點區域、巷道分支處及限制出入區域設置分站和及時準確地將井下各個區域人員的動態情況及變化情況以便在災變情況下通知相關部位作業人員及時同時對施救行動進行在井下3個避難硐室內分別設置一臺井下定位分站在避難硐室和出口分別設置1臺人員定位，對出、入避難硐室的人員進行實時監測。避難硐室內定位分站信號利用調度中心與避難硐室之間已有12芯光纜進行在井下可移動救生艙出處設置1臺人員定 對出入救生艙的人員進接至救生艙出處的電纜，應穿防護，確保在災變發生時不被破壞，20m。三、緊急避井下避難硐室（救生艙）監測、空調制冷、凈化、供電、供水等設備及食品，滿足避險人員救生需要。礦井128212井下避難硐室（救生艙）1.21001.25016M16/1620M20/20強度的沖擊波又能阻擋有害氣體的防護密閉門第二道門采用能阻擋有害氣40m，160m22.0m，8.0m20.3m永久避難硐室防護密閉門抗沖擊壓力不低于0.3Mpa，應有足夠的氣密性，密封可靠、開閉靈活。門墻周邊掏槽，深度不小于0.2m，墻體用強度不低于C30的混配備自備氧供氧系統和有害氣體去除設施。供氧量不低于0.5l/min?人，處0.5l/min?20min0.04%0.0024%以下。在整個額定防護時間內，緊急避險設施內部18.5%～23.0%1.0%，1.0%0.0024%3585%，100pa避難硐室（救生艙）內按額定避險人數配備食品、飲用水、自救器、排5000kJ/d·1.5l/d·人。按避難硐室（救生艙）額定人數配備自救器，型號為ZY-45隔絕式自救器，有效防45min。避難硐室（救生艙）內設有與調度室直通的，并配備一定數量的消防救確定專門部門和人員對緊急避險設施進行和管理定期更換部件或設備保證四、壓風自括減壓、節流、、過濾、開關等部件及防護袋或面罩。M250-2S型空壓機6臺，其中5臺工作，1備用。空壓機配套250kW，10kV電動機。按平均每人的壓縮空氣供給量不少于0.1m3/min進行核算，總供風量及供風壓力均滿足10minD273×8無縫沿副立井井筒敷設由井底車場至各盤區壓風干管路選用D159×6無縫，由大巷干管送往井下用氣點及避難硐室選用D108×4無縫壓風管路至最遠點壓力損失不大于0.1MPa。管道在地面采用焊接連接且埋地敷設，在井筒中采用加設套管焊85dB。0.8m裝高度應距底板0.5m，便于現場人員自救應用。管路敷設要牢固平直，壓風管路每隔3m吊掛固定一次，巖巷段采用金屬托管配合卡子固定，煤巷段采用鋼絲繩吊掛。壓風要加強壓風自救系統的管理與保證其完好對入井人員進行壓風自救系統使用的五、供水施DN100，供水水源為經過處理的礦井水。井下另設計1條供水管供水水源為深井水源井水由日用消防水池供水，22DN50。副井立井底車場及桃園進風立井井底車場的2DN50流食。井下人員集中的回采工作面設