福建煤電股份有限公司翠屏山煤礦三水平延深初步設計說明書說明書日期：2004年2月2主編：張金泉參加編寫人員：采掘部分：張金泉地質部分：林新堅、蘭綠、湯述泉機電部分：王新枝通風部分：林錦添審核：林忠謙主任工程師：林忠謙礦長：溫洪益公司生產管理部：公司技術中心：總工程師：3第二章：井田概況及地質特征—…………—————4第一節：井田概況——…………………——4第二節：三水平區段垂高的確定—………………—12第三節：三水平延深方案的提出——……………—12第五節：主要巷道布置——………—18第四章：大巷運輸方式—…………………第一節：301采區布置及裝備—……——20第二節：305采區布置及裝備— 第六章：通風系統及設備 —24第一節：通風系統—— ———24 ——35 第一節：301采區的提升運輸系統—— 第三節：301副下山架空乘人器(猴車)—…——40第十章：供電系統—………………——41第十一章：通訊系統——…………——41第十二章：經濟部分——………………—————42第二節：主要設備清冊—……………—434第一章總說明1、初步設計的編制依據、編制情況1989年，翠屏山煤礦依據《生產地質報告》,對二水平進行擴建立項、礦井生產能力由9萬噸擴建為15萬噸，1997年達產后，經過礦井生產系統改造，至2000年礦井生產能力達到21萬噸/年。2002年礦井實際產量達25.5萬噸。截止2003年9月末，二水平保有地質儲量109.65萬噸、可采儲量82.89萬噸。翠屏狀況復雜、煤層穩定性差，地質儲量及可采儲量也變動較大、利保礦井生產穩定持續發展、確保生產接替正常進行，對+200水平以下(三水平)水平開拓延深地質說明書》對礦井三水平一段煤層延深進行設計。2、設計指導思想水平的開采現狀，三水平礦井生產能力按24萬噸/年進行設計，供電、運輸、提升、通風等均按25萬噸/年進行配套設計。3、存在的主要問題和建議由于東山井田根據現有揭露的地質情況，與原地質報告有很大的變化，暫還無法對其進行設計，未來東山井田及三段煤層的開采應根據現有+200揭露情況進一步進行地探工作，完善修改地質報告，再進行設計。第二章井田概況及地質特征及儲量第一節井田概況翠屏山礦區北從4線起，南到龍巖特鋼廠(21線),東至F?斷層，西到翠峰山脊。井田南北走向長4公里，東西寬2.5公里，面積10km2。二、交通礦區位于龍巖市東南2公里，龍巖特鋼廠鐵路專用線本區西部擦邊過，翠屏山主平峒峒口距龍巖水泥廠裝卸點僅1公理、主干運輸線直達井口。網狀公路本區大致是北東高，西南低的山區，區內最高點在8線東頭，海拔880m,西部翠屏山煤礦主平硐硐口標高380m及龍巖特鋼廠一帶標高400m,全區地形本區為亞熱帶氣候，多年平均氣溫為20℃,最高氣溫為39℃,最低氣溫為-5.6℃<55年1月12日>。多年平均降水量為1188.9mm,日最大降水量為322mm,多年平均蒸發量為1657mm。第二節：地質特征5交過不同程度的地質報告，但對礦區地層總體面貌認識不一，后經81~83年重新整理翠屏山礦區資料，建立了與區域地層基本相符的地層柱(一)、童子巖組一段(p't)童子巖組一段地層總厚239~240m,根據巖性、巖相及古生物特征、含煤情況可分為兩個亞段，上亞段厚87m,由Ⅲ標31#煤層頂板至36#煤底板砂巖底界，按此亞段特點可分為上下兩個部分。上部31#~33#煤層底板，厚47m,共含4個煤層層位，33#煤層在礦區內可見局部可采點，下部由34#煤層頂板~36"煤層底板砂巖底界厚38~40m左右組成，含煤3~4層，36#煤層可見局部可采點。下亞段自36#煤層底板至I標砂巖底界，厚152m,含可采局部可采煤層4~5層，即37、38、38下、39、41#煤層，礦區內以38、39#煤層為主采煤層。I標是左右。各煤層見表1。表1:童子巖組一段地層下亞段各煤層特征表煤層厚度頂底板特征煤層18~20m。頂板為細粉砂巖，水平層理發育，常見含炭較高的細粉砂巖，為煤層直接層為全區主要開采煤層較穩定，厚1.3m,常見兩個分層，上下分層層距最大可達18m左右，底板為粗粉砂巖，夾砂質條帶，近煤層處富含根莖化石和形態大小不一的黃鐵礦砂質結核層，形似土豆狀，粗粉砂巖中的白云母片呈油毛氈狀，38"煤層距37°煤層36~38m。等化石，煤層直接頂板含有一層呈透鏡體的黃鐵礦層，厚0.02~0.1m,38煤層局部可采，厚0.6~1.0m,底板為粗粉砂巖夾薄層細砂巖，富含根莖化石，距煤層40~50cm處產有呈層狀排列的蠶豆黃鐵礦結核層，間接底板為石英細砂巖，距38#煤層18~20m左右。石、螺、舌形貝等化石，頂板距煤層5~7處含鞋底狀、橢球狀結核，39煤層為主要煤層，厚1.3~1.5m左右，可見2~3個分層，層位上下間距5~8m,發育41#煤層，局部可采，39#煤層距38下#煤層17~30m左右。(二)、童子巖組第二段(p't2)童子巖組二段地層(動物泥巖段)厚100m左右，按其巖性可為上粗下細兩個部分。下部為團塊狀泥巖，富含肋葉貝、菊石、網格臺蘚蟲、五星海百合莖、帶狀層狀排列，偶見薄層細砂巖有少量的動物化石和植物碎(三)、童子巖組第三段(p't3)很不全。根據鉆孔、槽探、小窯生產揭露的資料，綜述如下：6上亞段(p't3-3)180m童子巖組第三段465m中亞段(p1t3-2)144m1、上亞段：本礦區僅在茶山42孔、15北槽70-11號孔出露，19線以南的12東槽有控制，深部見于57-22號孔，頂部與翠屏山組底部的角礫巖成假整合接觸，巖性以粗細粉砂巖為主：夾有多層鐵質魚而粒及根莖層，本亞段底部為IⅢ4羊齒、大羽羊齒，偶見少量的舌形貝、瓣鰓類。含可采局部可采層3-4層。下部12號煤層為局部可采層，12號煤層底板砂巖為Ⅲ?標。鉆孔控制。由13號煤層頂板至23號煤層IⅢ2厚約144m左右，上部以粗細粉砂砂巖為主夾粗細粉砂巖，含可采局部可采層2~3層，即22#、20#煤層，本亞段下部為IⅢ?標富含戟貝、華夏貝、海扇、螺、腕足類化石，在Ⅲ2的鈣質砂巖中含3、下亞段：由23號煤層底板—Ⅲ?標，厚141m,巖性以粗細粉砂巖夾石英細砂巖為主，含可采局部可采層2~3層，即26#、27#、28#煤層，以28#煤層為主要煤層，28號煤層下部為粗細粉砂巖互層夾中厚層狀的石英細砂巖，含白云母片、海百合莖、海扇、螺網格苔蘚蟲以及其它化石，本層厚約17~20m左右。往下為Ⅲ?標巖性為石英細砂巖，Ⅲ,標頂面的鈣質砂巖層中富含海百合莖，單體珊二、礦區構造翠屏山勘探區地質構造以斷層褶皺為主，淺部及深部都有緩傾角斷層破壞，褶皺形態各異，相互制約，軸面呈波狀起伏，(一)、礦區主體構造的確定層380水平以上勘探面積的85%以上，基本揭露了煤層、構造的面貌，主體構造—東中背斜，東部為黃坑背斜，礦區整體構造是向北北東傾伏的復式向斜構造。由于受北西~南東向的水平擠壓力的作用下，復式向斜的東西兩翼均被F?、F?斷發生了一系列的緊密褶皺和反“S”型褶曲，后經小型次一級的斷層切割破壞，形成了現有的煤層條塊。根據井巷工程揭露材料，每百米巷道有5~7條以上的小(二)、斷層斷、底不斷的斷層較為發育，呈節斜式插入煤層造成煤層定的主要斷層有F?、F?.F?、F?、F?、F?與地質報告基本符合。所增加7有3、F?-1、F茶7經礦井多年開采證實1、緩傾角斷層如F?、F?、F?斷層，其特點是斷層面波狀起伏、傾角變化極大、落差不一，常見推覆和層間滑動、延展較長、不容易消失。破碎帶較大、延深方向長、不容易消失，常以正斷層為主可見逆斷層、如F8為逆沖斷層。與火成巖有密切的關系。其特征是斷層帶不清楚、成彎狀斷而上有許多擦痕2斷層一覽表。表2:斷層一覽表出露位置性質產狀斷距影響范圍備注傾向傾角底部斷層正不等一段地層與灰巖4~10線正4~21線正F?4~10線正13~18線逆F茶6202采區290,245區段41運巷逆13線至15線F茶5380主平峒逆13線至14線F西1350西石門正10線至13線F北8正逆正F中1中采區350石門正12線至13線新增F中2350石門逆12線左右新增F中3350西石門逆12線左右新增F雨2245石門正17線左右新增F南3245石門正17線至18線新增245石門正15線至17線新增5線半正新增F中410線~12線正10線~12線新增F南1245石門正13線至15線新增(三)、火成巖不可采。8水的側向滲透補給和F。斷層下盤灰巖水越流補給，以及不慎觸及灰巖層段所產平主要涌水為二水平各煤層通過采空區滲水及賦存在F。斷層底部的棲霞灰巖水通過斷層滲水及鉆孔導水，預計三水平平均涌水量為95m3/h;最大涌水量為210m3/h;最小涌水量為53m3/h。第三節：儲量(一)、儲量計算范圍及工業指標1、范圍區段生產實際揭露的工程點、對地層及構造形態進行重新系統分析，修改了4~18線地質剖面圖。編制了+200、+160、+120、+80、+40、+0五個區段的水平切面圖，以及編制了38#、39#、41#三層主采煤層儲量計算圖。計算范圍：北起第4勘探線、南至第18勘探線、東至F?邊界斷層、西至+200水平，同時劃分了四個區域；分別是：南至18線、北至F南1斷層；南至F南1斷層、北至緯線X:5960;南界為X:5960、北至7線半；南界7線半、北至第4勘探線。東山井田及三段行計算。2、工業指標依據《煤炭資源地質勘探規范》,按缺煤地區非煉焦煤的工業指標，本礦井煤層傾角一般為25°~60°,確定最低可采厚度為0.6m,灰分(Ag)指標低于40‰,發熱量(mg/kg)大于12.5。(二)、計算方法與參數1、儲量計算方法本礦井構造復雜，煤層傾角一般為25°~60°;按區段作為一個塊段計算單塊段儲量=Z×q×h×TZ:塊段走向長度q:塊段傾向長度h:塊段煤層的平均厚度T:煤層的全層平均容重2、參數的選擇(1)、塊段的斜面積：在煤層儲量計算圖上，量取塊段走向長度傾向長度、長度、即Z×q=塊段斜面積。(2)、塊段煤層計算厚度：參考《生產地質報告》三水平各塊的煤層的煤厚，求得其算術平均值、作為各煤層的計算厚(3)、容重、各煤層分別采用其試測結果平均值列下表：(見表3)表3:各煤層容重測試結果表煤層容重t/m39(三)、儲量計算結果根據《生產地質報告》確定的儲量級別：+200~+120為工業儲量、+120M以2、儲量計算結果±0~+200m保有儲量783.85萬噸，其中工業儲量265.89萬噸，遠景儲量517.96萬噸。(詳見表4、5)質儲量待今后開發過程中進一步驗證。區段煤層報告保有儲量工業遠景計038下000小計038下000小計038下0000小計0總計表5:翠屏山煤礦±0m~+200m儲量情況詳細表單位：萬噸區域區段煤層長度(米)《地質報告》報告保有儲量走向傾向容重煤層傾角工業遠景計38下合計38下合計38下合計總計7線半~X=596038下88合計38下合計38下合計總計區域區段煤層長度(米)《地質報告》報告保有儲量走向傾向容重煤層傾角工業遠景計88合計38下合計38下合計總計14線-8線38下小計小計38下小計總計全礦總計3、儲量分布情況分析從以上儲量表分析，工業儲量占的比例較大的為：4線至7線半占總工業儲量的19.33%,X=5960至14線占總工業儲量的35.11%,14線至18線占總工業儲量的33.16%,而7線半至X=5960工業儲量所占比例較少為12.40%。因此在進行三水平設計時應充分考慮三水平工業儲量的這一分布情況。第三章：三水平延深方式第一節：三水平延深方式的確定三水平是在二水平基礎上進行延深，由于201采區、205采區下部車場均為平車場，直接延深，將在現有+200車場起坡點處形成一個大坑，+200車場將要進行改造，現有+200水平均承擔礦井的主要生產任務，改造車場將大大影響礦井的生產。根據礦井的現有開采狀況，在+200水平運輸巷中采用暗斜井延深方式進行延深。根據設計任務書要求三水平礦井設計生產能力為24萬噸/年，服務年限為(265.89+517.96)×0.8/(24×1.3)=13.46年。三水平其他配套生產能力按25萬噸/年進行設計。第二節：三水平區段垂高的確定根據翠屏山煤礦二水平開采實際情況，在201采區+290區段以上、205采區各區段的區段垂高30米為一個區段，造成一個區段垂高太短，區段生產服務年限太短，約為1~3年；而在201采區+200~+290m之間，采用45米為一個區段，開拓工程量是省了，但由于回采順槽過于長，達到130米以上，造成順槽維護困出現煤層壓薄需破過壓時，常常全巖上山需掘進70~80米以上，增加全巖上山的三水平區段垂高為40米，三水平確定在±0~+200m之間，采用五個區段進行開采，分別是+160、+120、+80、+40、±0m等五個區段。第三節：三水平延深方案的提出例較大的為4~7線及10~18線之間，占總工業量的87.6%,三水平煤層產狀在4~7線為倒轉，在10~18線之間煤層傾向為正常傾向；結合二水平現有開采實際情況，提出以下4種方案：置在現有202采區+200區段中部，也是整個礦井的中部，主副下山設置在41#煤層底板中，二水平采用201采區主副下山集中提升。詳見《三水平延深設計平第二方案：全礦三水平以7線半為界分成兩個采區，分別是301采區和305采區，采用兩對下山進行開采，其中301采區的一對主副下山的上部車場設置在現有202采區+200區段中部，主副下山設置在41#煤層底板中；305采區的一對主副下山的上部車場設置205采區+200區段7線處，主副下山設置在37#煤層頂板中，二水平采用201采區主副下山集中提升。詳見《三水平延深設計平面圖(方案二)》。采區生產能力分別是：301采區為15萬噸/年；305采區為9萬噸/年。第三方案：全礦三水平以7線半為界分成兩個采區，分別是301采區和305采區，采用兩對下山進行開采，其中301采區的一對主副下山的上部車場設置在現有202采區+200區段中部，主副下山設置在41#煤層底板中；305采區的一對主副下山的上部車場設置205采區+200區段石門處，主副下山設置在37#煤層頂板中，二水平分別采用201采區主副下山及205采區主副下山分別進行提升。詳見《三水平延深設計平面圖(方案三)》。采區生產能力分別是：301采區為15萬噸/年；305采區為9萬噸/年。第四方案：全礦三水平以X=5960為界分成兩個采區進行開采，分別是301采區和305采區，采用兩對下山進行開采，其中301采區的一對主副下山的上部車場設置在現有201采區+200南集中運輸巷中部；305采區的一對主副下山的上部車場設置205采區+200區段石門處，兩對主副下山均設置在37#煤層頂板中，二水平分別采用201采區主副下山及205采區主副下山分別進行提升。詳見《三水平延深設計平面圖(方案四)》。采區生產能力分別是：301采區為15萬噸/年；305采區為9萬噸/年。第四節：三水平延深方案的對比及確定一、延深方案優缺點比較：(見表6)表6方案一方案二方案三方案四優點1、全礦三水拓工程量少，2、200區段運輸線短，3、巷道利用率較高。1、三水平南翼實現集中生產，南翼開拓工程量少投資省；2、305采區，開拓見效快，有效地阻止北部小煤的侵入；3、+200區段運輸線路短，運輸費用少。1、三水平南翼實現集中生產，南翼開拓工程量省投資2、305采區，開拓見效快，有效地阻止北部小煤的侵1、三水平兩大下山采區將全礦較均衡地分割兩塊進行開采，有利于兩大采區均衡生產；2、305采區，開拓見效快，有效地阻止北部小煤的侵入。缺點翼較長，運輸線較長，加大各區段長，巷道維加大維護費用。1、南翼較長，運輸線較長，加大各區段的運輸費用；加大維護費用。1、南翼較長，運輸線較長，加大各區段的運輸費用；2、南翼巷道長度較長，巷道維護時間長，加大維護費用；3、二水平采用兩套提升運輸系統，增加運輸費用；4、305采區上部車場施工時會影響205采區+200區段的正常生產。1、兩大下山采區上部+200運輸線均較長，增加+200區段的運輸費用；2、南翼下山采區各區段石門均比較長，增加了各區段的巷道投入；3、二水平采用兩套提升運輸系統，增加運輸費4、305采區上部車場施工時會影響205采區+200二、方案經濟比較：(見表7、8、9、10)表7方案一所需開拓資金開拓工程單價資金(萬元)1301采區+200石門2301采區+200、±0車場3301采區200主井繩道4301采區主下山5301采區160、120、80、40車場6301采區160、120、80、40、±0石門7301采區200副井通道8301采區200絞車房通道9301采區200絞車房301采區160、120、80、40、±0副井通道301采區160、120水倉泵房301采區±0水平中央泵房水倉301采區200、±0水平中央變電所301采區副下山全礦總計表8方案二所需開拓資金開拓工程工程量單價資金(萬元)1301采區+200石門2301采區+200、±0車場3301采區200主井繩道4301采區主下山5301采區160、120、80、40車場6301采區160、120、80、40、±0石門7301采區200副井通道8301采區200絞車房通道9301采區200絞車房301采區160、120、80、40、±0副井通道6301采區160、120水倉泵房301采區±0水平中央泵房水倉301采區200、±0水平中央變電所7301采區副下山小計1305采區+200石門2305采區+200車場3305采區200主井繩道4305采區主下山5305采區160、120、80、40、±0車場6305采區160、120、80、40、±0石門7305采區200副井通道8305采區200繞車房通道9305采區200絞車房9305采區160、120、80、40、±0副井通道6305采區160、120水倉泵房305采區200中央變電所3305采區副下山小計全礦總計表9方案三所需開拓資金開拓工程工程量單價資金(萬元)1301采區+200石門2301采區+200、±0車場3301采區200主井繩道4301采區主下山5301采區160、120、80、40車場6301采區160、120、80、40、±0石門7301采區200副井通道8301采區200絞車房通道9301采區200絞車房301采區160、120、80、40、±0副井通道301采區160、120水倉泵房301采區±0水平中央泵房水倉301采區200、±0水平中央變電所301采區副下山小計1305采區+200石門02305采區+200車場3305采區200主井繩道4305采區主下山5305采區160、120、80、40、±0車場6305采區160、120、80、40、±0石門7305采區200副井通道8305采區200繞車房通道9305采區200絞車房305采區160、120、80、40、±0副井通道305采區160、120水倉泵房305采區200中央變電所305采區副下山小計全礦總計表10方案四所需開拓資金開拓工程工程量單價資金(萬元)1301采區+200石門02301采區+200、±0車場3301采區200主井繩道4301采區主下山5301采區160、120、80、40車場6301采區160、120、80、40、±0石門7301采區200副井通道8301采區200絞車房通道9301采區200絞車房301采區160、120、80、40、±0副井通道1301采區160、120水倉泵房301采區±0水平中央泵房水倉301采區200、±0水平中央變電所301采區副下山小計1305采區+200石門02305采區+200車場3305采區200主井繩道4305采區主下山5305采區160、120、80、40、±0車場6305采區160、120、80、40、±0石門7305采區200副井通道8305采區200繞車房通道9305采區200絞車房305采區160、120、80、40、±0副井通道305采區160、120水倉泵房305采區200中央變電所305采區副下山小計全礦總計從上述方案中，第四方案開拓資金明顯比其余三個方案多，第四方案不給予采用。巷道開拓工程資金第一方案最省，第二、三方案開拓工程資金基本相同，主要考慮由于4線以北的外部小煤侵入，205采區下部三水平建設不加快進行，決了這一問題，但由于目前205采區+200區段正在生產，第三方案進行下山采區開拓會大大影響205采區的生產，第三方案后期還需保留205采區的提升運輸系統，增加運輸費用。綜合以上考慮，采用第二方案為最佳方案。綜上所述，確定第二方案為三水平延深設計方案，即全礦三水平以7線半為界分成兩個采區，分別是301采區和305采區，采用兩對下山進行開采，其中301采區的一對主副下山的上部車場設置在現有202采區+200區段中部，主副下山設置在41#煤層底板中；305采區的一對主副下山的上部車場設置205采區+200區段7線處，主副下山設置在37#煤層頂板中，二水平采用201采區主副下山集中提升。采區生產能力分別是：301采區為15萬噸/年，為主要采區；305采區為9萬噸/年，為配采采區。一、主要運輸大巷與總回風巷布置1、+200運輸大巷利用現有二水平+200南集中運輸大巷，在三水平301采區+0區段沿41#煤層底板掘進北集中運輸大巷，與305采區相連。作為305采區排水及未來四水平+0集中運輸大巷作用。2、由于301采區南翼比較長，各區段采用南集中運輸大巷與石門方式開采各煤層。3、三水平開采總回風巷前期由于二水平還在開采。301采區總回風巷保留現有的+290總回風巷回風，后期二水平+245區段結束以后，總區段南集中運輸巷及202采區石門，利用原有202采區回風上山與+515風井相連，構成301采區的回風系統；在305采區利用205采區+230區段運輸巷作為總回風巷，利用原有205采區南翼通風上山與+450風井相連，構成305采區回風系統301采區+0井底車場采用甩車場布置，在副下山與車場附近布置水倉泵房及+0水平中央變電所；在301采區+0車場尾部附近設立機修硐室及消防硐室，分別作為三水平機車維修硐室和消防之用。305采區+0井底車場采用甩車場布置，在305采區井底車場不布置水倉泵房，其排水通過+0北集中運輸大巷排至301采區+0水平中央泵房，供電直接由305采區+200變電所供電。運輸巷采用電瓶車進行運輸，因此設計+200集中運輸巷采用架線電機車運輸；各區段采用XK2.5—6/48TH型電瓶車運輸。301采區副下山采用猴車運送人員。一、+2001架線電機車設備選擇(一)、原始資料305采區車場至200水平主車場運距1700米，年產量9萬噸；301采區車場至主車場運距550米，年產量15萬噸。井下主運巷道平均坡度為3‰,選用MG-1.1型礦車，自重為600千克，載重1400千克，架線電機車選型ZK7-6/250型。(二)、計算列車中的礦車數1)礦車每班的運輸量305片301片礦車每班的總運輸量Qb=Qb?+Qb?=318噸/班2)電機車運輸的加權平均距離L=(1.7×118+0.55×200)/(118+200)=0.98(千米)3)取休止時間為30分鐘2、按重列車上坡起動時的粘著條件計算列車中的礦車數Q≤ψPg/(Wzhg+ipg+1.0=(0.2×7000×9.8)/(0.0135×9.8+0.003×9.8+1.07=60025(千克)Q—重車組質量ψ—電機車粘著系數，起動(撒砂)時ψ取0.24,起動(不撒砂)時ψ取0.2運行制動(撒砂)ψ取0.17,運行制動(不撒砂)ψ取0.09。P—電機車粘著重量。i—軌道平均坡度，一般為0.003。a—電機車調車時電能消耗系數，取1.4;id一等阻坡度，取0.002;T?=2L×60/0.75V=2×0.9V—機車平均速度，11Km/h=7×9.8×0.09/[1.075×0.117-(0.0075-0.003)×9Pz—電機車制動質量中z—制動時的粘著系數，按不撒砂時取0.09按上述三個條件計算Q值，取最小值537KN為列車組中礦車數，n=Q/(q+qo)=537/(1.4+0.6)5、驗算制動距離 = 7×9.8×0.09/[7+27(1.4+0.6)]=34.5m<40m符合要求.(三)、+200水平所需電機車臺數1、確定機車每班可能運輸次數m=60Tb(T1+θ)=60×6/(14.25+30)=8.1m—每臺機車每班可能運輸次數；T1—列車往返一次運行時間；θ—調車及停車時間，取30min2、每班貨運需要列車數m?=K1Q/nq=1.25×318/27×1.4=10.5m?—每班貨運需要列車數K?—運輸不平衡系數，取1.25Q?—礦井每班產量318噸n—列車中礦車數，取小27部3、確定機車臺數機車備用臺數取1臺合計機車數3臺，架線電機車選型ZK7-6/250型。因此，整個200水平運輸任務需要3輛7噸電機車來完成。架線電機車選型第一節：301采區布置及裝備一、301采區的開采范圍及儲量：301采區的開采范圍為7線半至18線的一段煤層，其工業儲量為214.19萬噸，遠景儲量為386.68萬噸，總計保有儲量為600.87萬噸。二、301采區生產能力及服務年限：301采區的生產能力為15萬噸/年。服三、301采區巷道布置：各區段南翼采用集中運輸巷布置，在區段車場以南至F南1斷層沿41#煤層底板布置，F南1斷層以南沿37#煤層頂板布置，在16線左四、301采區主提升采用絞車提升(絞車選型另計算),副井采用猴車運送人員，各區段煤矸運輸采用XK2.5—6/48TH型電瓶車運輸五、采區建設：采用分期建設的辦法，先對301采區+160、+120區段進行建設，后期再進行延深至+0水平。煤炭開采采用逐漸過渡的辦法，上水平產量六、回采工作面生產能力以301采區+160區段38#北采煤工作面為例進行計算：厚1.7米，可采儲量為6.54萬噸，采用中深孔爆破采煤方法進行開采。其中：Q——采煤工作面年產量(采煤工作面生產能力)L——采煤工作面總長度(米)Af——工作面年進度(米/年)m——煤的厚度(米)Y——煤的容重k——采煤工作面回采率，取0.95其中：t——年工作日，設計中采用330天n——每晝夜完成循環數，取3a——平均每天的進度，取1.05米w——循環系數，取0.75從上述計算A=330×3×0.35×0.75=260米則Q=48×260×1.7×1.58×0.95=31845噸/年根據以上計算，取回采工作面生產能力為3.0萬噸/年。面5個，采掘比按1:1.5計算，則掘進工作面按8個進行配備七、301采區首采面布置301采區首采面巷道布置：301采區首采面巷道布置在301采區+160區段的煤層賦存穩定的北38#煤層。+160區段石門見38#煤層后，沿煤層底板工作面。一、305采區的開采范圍及儲量：305采區的開采范圍為4線至7線半的一段煤層，其工業儲量為51.4萬噸，遠景儲量為131.28萬噸，總計保有儲量為182.68萬噸。二、305采區生產能力及服務年限：305采區的生產能力為9萬噸/年。服務年限為(51.4+131.28/2)×0.8/(9×1.3)=8.0年層布置運輸巷開采各煤層，在各煤層邊界布置一條通風上山與上區段回風巷相四、305采區主提升采用絞車提升(絞車選型另計算),副井采用猴車運送五、采區建設：采用分期建設的辦法，先對301采區+160、+120區段進行(一)、采煤工作面生產能力計算：以305采區+160區段39#北采煤工作面為例進行計算：305采區+160區段39#煤層走向長500米，傾角49°,傾斜長度為53米，煤其中：Q——采煤工作面年產量(采煤工作面生產能力)L——采煤工作面總長度(米)Af——工作面年進度(米/年)m——煤的厚度(米)k——采煤工作面回采率，取0.95其中：t——年工作日，設計中采用330天從上述計算Ar=330×3×0.32×0.75=238米則Q=53×238×1.68×1.52×0.95=30600噸/年根據以上計算，取回采工作面生產能力為3.0萬噸/年。3個，采掘比按1:1.5計算，則掘進工作面按5個進行配備七、305采區首采面布置305采區首采面布置在305采區第一個區段+160區段的煤層賦存穩定的北第六章：通風系統及設備第一節：通風系統(一)通風方式礦井采用兩翼對角抽出式機械通風，其具體參數如下：1、515抽風機服務201、202采區，抽風機型號為BDK54-6NO12其配套電機型號為YBFe200L1-6功率18.5×2kw,電機轉速為980r/mi計讀數為50mmH20,+515回風井風量為1010m3/min,其采區主要由+380主平峒機型號為4-72-11NO12C,配套電機型號為Jo2-72-6,功率22KW,電機轉速為800r/min,抽風機房水柱計讀數為40mmH20,+450回風巷回風量為720m3/min,其采區進風由101平峒進，目前+450總回風巷存在裂隙漏風，漏風(二)采區通風概述+245、+200五個區段，采區進風量基本滿足生產要求。2、205采區：采區設計年生產能力為6萬噸，實際達6萬噸，其采區進風量為400m3/min,共有2個采煤工作面，4個掘進工作面，分別分布在+230、+200兩個區段，采區進風量基本滿足生產要求。3、203采區設計年生產能力為6萬噸，實際達9萬噸，其采區進風量為200m3/min,共有2個采煤工作面，3個掘進工作面，分別分布+290、+260兩個場，不宜直接延深，根據礦井的現有開采狀況1、301采區的年設計生產能力為15萬噸/年，服務年限為20.9年，設計有2、305采區的年設計生產能力為10萬噸/年，服務年限為8年，設計有3個采煤工作面，5個掘進面，采區南北走向800m,垂直高差200m,主采煤層一段有37#、38#、38#、39"、41#。(2)按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算m3/min∑Qw——各硐室實際需要風量的總和m3/min∑Qw-一其它地點實際需要風量的總和m3/minQ扇--局扇實際吸風量取100m3/minI)機電硐室+380絞車房及+200泵房80×2=160m3/minⅡ)采煤工作面5×112=560m3/minⅡ)掘進工作面5×112=560m3/min則礦井總進風量Q礦井=(160+560+896+336+560)×1.2=3014m3/min三、方案選擇針對礦井提高產量及三水平延深的實際情況，提出下列方案：(一)方案提出風機服務305采區，+515抽風機服務301采區、往三段從+200打一專用回風井至+433,長約(550M)服務三段采區以解決邊界通風線路偏長，南北翼阻力分配不均的實際問題。2、對450、515風井的風機通風能力重新核定，對433風井的風機進行計算選擇。3、進風線路(關健線路)1)305采區101平硐→+402~→+380下山→+380集運巷→+380北集運巷→+380水平調車場→205區軌道下山→305區+200水平調車場→+200水平車場→+200~+160主暗斜井→+160水平調車場→+160石門→+160北運輸大巷→+160~+200通風上山→+200回風巷→+200~230通風上山→+230回風巷→+230~+260通風上山→260回風巷→+260~+290通風上山→+290回風巷→+290~+320通風上山→+320回風巷→+320~+350通風上山→+350~+380通風上山→+380通風上山→+380回風巷→+380~+450通風上山→+450回風巷→地面。2)301采區+380主平峒→+380水平石門→+380調車場→+380車場→201區+380~+200主暗斜井→+200水平車場→+200水平大巷→301區+200水平調車場→+200水平上部車場→+200~+160主暗斜井→+160水平洞車場→+160石門→+302區+160石門→+160北運輸大巷→+160~+200通風上山→+200水平回風巷→+200~+245通風上山→202區+245回風巷→202區+245~290通風上山→東區+290回風巷→202區風巷→中區+350~380通風上山→中區+380回巷→西區+380石門→380排矸車場→+380~+515排矸上山→地面3)東山及邊界+380主平峒→+380水平石門→+380車場→201區+380~+200主暗斜井→+200水平車場→+200水平大巷→三水平+200調車場→三水平+200車場→三水平+200~+160主暗斜井→+160水平調車場→+160石門→+160南運輸大巷→+160~+200通風上山+200水平回風巷→+200~+433回風井→地面4)阻力計算見附表B、方案(Ⅱ)1、利用+450抽風機服務305采區，+515抽風機服務301采區及東山采區。2、對+450抽風機，+515抽風機通風能力重新計算核定3、采區回風巷將在+290水平降至在+245水平(二)方案主要優缺點表：表13方優缺點優缺方案(Ⅱ)主要優點量調節；2、避免大部份通風巷道對風速的要求，無須改造巷道；3、阻力電耗；4、安全抗災能力強。主要缺點1、需補打東山采區回風井，550m,多一套抽風機及司機；2、風機分散，1、阻力分布不均衡南翼偏大；2、所需通風機電機功率偏大；3、對中區不利于管理反風困難，局部斷面小需涮邦；4、方案I由于在技術上較方案Ⅱ優，實踐上可行性大，433風量11.2m3/s;通風阻力：容易時期1177Pa,困難時期1487Pa;515風量21.9m3/s;通風阻力：容易時期2053.8Pa,困難時期2557.8Pa;450風量17.92m3/s;通風阻力：容易時期1419.3Pa,困難時期1763.17Pa;按已知條件初選風機條件按漏風系數1.1,由于進出風井口高差小于150m,433風機：風量：Q=1.1×11.2=12.32m3/s=44352通風阻力：容易時期h=1373Pa,困難時期h=1637Pa;515風機：風量：Q=1.1×21.9m3/s=24.09m3/s=86724m3/h;通風阻力：容易時期h=2203.8Pa,困難時期h=2707.8Pa;通風阻力：容易時期1569.3Pa,困難時期1939.5Pa;1、選擇433風機(根據4-72NO10無因次性能曲線)1)計算等效網路等積孔：Ac=1.19Q/h1/2=1.19×12.32/1632)計算風最有利等積孔系數由4-72NO10無因次性能曲線圖1查出最高效考慮10%轉速富余量轉速應為1196,通過以上計算可選擇直徑1.0m,轉速4)等效網絡阻力系數R=1637/(44352)28.32×10?等效網絡阻力特性表達式H=8.32×10?Q2。在轉速為1250r/min的4-72NO10C風特性曲線上做網絡阻力特性曲線，兩線交點為工況點是Q=48062m3/h(13.35m3/s),H=1922Pa,風機效率η=0.8425)選擇電動機2、選擇515風機(根據4-72NO16B無因次性能曲線)Ac=1.19Q/h12=1.19×24.09/2707.2)計算風最有利等積孔系數由4-72NO16B無因次性能曲線圖1查出最高效率工況參數Qo=0.2218,Hzst=0.434A?=QoH?st1/2=0.2218/0.433)計算最有利直徑4)計算必須的轉速n=17.7(h/H??)2/D=17.7(2707/0.434)2/6)等效網絡阻力系數R=2707/(86724)23.6×10?等效網絡阻力特性表達式H=3.6×10'Q2。在轉速為900r/min的風特性曲線上做網絡阻力特性曲線，兩線交點為工況點是5)選擇電動機N=QH/1000ηηc=26.42×3217/1000×0.842×0.95=106KW,由于考慮3、選擇450風機Ac=1.19Q/h1/2=1.19×17.92/1939.2)計算風最有利等積孔系數由4-72NO16B無因次性能曲線圖1查出最高效率工況參數Q?=0.2218,H?st=0.434A?=Qo/Hst2=0.2218/0.4343)計算最有利直徑4)計算必須的轉速n=17.7(h/Ht)12/D=17.7(1939.5/0.434)"2/通過以上計算可選擇直徑1.6m,轉速750r/min5)等效網絡阻力系數R=1939.5/(70952)23.85×10?等效網絡阻力特性表達式H=3.85×10'Q2。在轉速為750r/min的風特性曲線上做網絡阻力特性曲線，兩線交點為工況點是5)選擇電動機N=QH/1000ηηc=20.3×2058/1000×0.842×0.95=52.2KW,由于考慮第七章：排水系統一、排水系統：在采區開采前期的+160、+120區段生產過程中，在+160、+120區段設立小型水倉泵房直接排水至+200區段集中運輸巷中，利用201采區+200泵房抽水至+200集中運輸巷，利用201采區+200泵房抽水至+380主平峒將水排至井口。在開采后期，305采區不設立水倉泵房，在301采區+0水平設立中央泵房及水倉，礦井條件：礦井正常涌水量95m3/h,最大涌水量210m3/h,最小涌水量53m3/h,排水高度為200米，排水管敷設傾角25,礦井水PH值為7,礦井年產量25萬噸。根據計算的QB、Hg,從水泵的技術規格表中，初選效備用水泵臺數檢修臺數水泵總臺數n=n?+n?+n?=1+1+1=3臺Ⅱ、管路的確定1.管路趟數及泵房內管路布置的確定：敷設兩趟排水管路，一趟工作，一趟備用。在水泵房內的布置。2.管徑的計算：排水管直徑d′p=0.0188√QH/Vp=0.0188√288/2=0.226m取Vp=因井深小于400m,選管壁最薄的無縫鋼管，外徑245mm,壁厚6.5mm,內徑232mm。吸水管直徑選標準無縫鋼管外徑273mm,壁厚6.5mm,內徑260mm。Ⅲ、管道特性曲線及工況的確定1.允許吸水高度吸水管內流速vx=QH/900πd2x=288/(900×3.14×0.262)=1.52m/s吸水管阻力損失因dx=260mm,故ξ底=4.4,ξ90=0.40,ξ異=1hwx=[0.0284×(8/0.260)+4.4+0.40+1]×1.522/(2×9.8允許吸水高度2.排水管阻力損失的計算up=QH/900πd2p=288/(900×3.14×0.2322)=1.9m/sp=l+b+l?+4取l=30m,b=20mZξp=ξ間+ξ逆+3ξ90+2ξ30hwp=(0.0293×270/0.232+6.72)×1.92/(2×9.H=(Hp+Hx)+1.7(hwx+hwR=(H-Hg)/Q2H=(218.03-203.6)/2882=0.000取不同的Q值，求得相應的H值列表(見表14)表140驗算水泵級數工業利用區200D43型水泵性能曲線Hm=0.76,ηmax=0.78,0.9ηmax=0.9×0.78=0穩定性Hg≤0.9iH?Hg=203.6,H?=49.5,0.9iH?=0.9×7u?=QM/900πd2p=315/900N=k×yQmHm/(1000×3600×ηMηB)=1.05×(9996×315×220)/(1000×360查200D43×6性能規格表，所配電動機功率為315KE={yQmHm/(1000×3600×ηMηc={9996×315×220/(1000×3600×0.76×1×0.9)=9.15×10?/315×(1×6.8第二節：+200及+0中央泵排水供電能力核算一、200及0中央泵房排水設施情況1、目前200中央泵房地處我礦最低水平，為我礦的主排水泵房，雙回路分水泵4臺，電機功率為315KW,排水管為兩趟12寸無縫管直通380水溝。3臺，電機功率為315KW,排水管為兩趟10寸無縫管直通200水溝。根據2001版《煤礦安全規程》278條要求，工作水泵的能力應能在20小時內排出礦井24小時正常涌水量。根據歷年水文資料目前我礦正常涌水量為Q正常=165立方米/小時；每小時需排水量Q=Q正常×24/20=165×24/20=198立方米/小時；200D43水泵單臺排水能力為300立方米/小時>198立方米/小時，設一臺作為工作水泵即可，再設一臺檢修，一臺備用共需3臺，符合要求根據2001版《煤礦安全規程》278條要求，工作和備用泵的能力應能在20小時內排出礦井24小時最大涌水量。每小時需排水量Q=QMAX×24/20=411.7×24/20=494立方米/小時；200D43水泵兩臺排水能力為600立方米/小時>494立方米/小時，符合要求三、排水管能力核算1、0中央泵至200水平排水管為兩趟10寸無縫管，一趟工作，一趟備用；正常涌水時1臺泵工作，水管流速=1.7米/秒<2米/秒，符合要求最大涌水時2臺泵工作，兩趟水管流速流速:=1.7米/秒<2米/秒，符合要求1、200中央泵至380水平排水管為兩趟12寸無縫管，一趟工作，一趟備正常涌水時1臺泵工作水管流速V==1.18米/秒<2米/秒，符合要求最大涌水時3臺泵工作，兩趟水管流速V==1.77米/秒<2米/秒，符合要求四、配電設備校驗1、正常涌水量200中央泵房2臺和0中央泵房1臺水泵工作。1)雙回路200中央變至0中央變高壓電纜銅芯70mm2(最大載流215A),1臺水泵最大運行電流均為34A,兩回路符合載流需要。一路，2臺水泵最大運行電流均為30A,加上0中央泵運行總電流為94A,兩回路均符合載流需要。2、最大涌水量時200中央泵房3臺泵和0中央泵房均2臺水泵工作。1)雙回路200中央變至0中央變高壓電纜銅芯70mm2(最大載流215A),1臺水泵最大運行電流均為34A,2臺聯合運行時的最大電流為68A,符合載流需一路，3臺水泵最大運行電流均為30A,3臺聯合運行時的最大電流為90A,加上0中央泵運行總電流為158A,兩回路符合載流需要。立方米/小時以下時，主要水倉的有效容積應能容納8小時正常涌水量。則V=8×165=1320m3,水倉凈斷面為7.74m2,內外水倉總長度為170.5m。第八章：供風系統利用地面空壓機壓縮空氣，利用201采區副下山供風管路，采用4寸無縫鋼1、空壓機需供氣量al—沿管路全長的漏氣系數，供風管路最長超過2km,取a?=1.2。y—海拔高度修正系數，海拔低取y=1。n—風鉆工作臺數，按年產量25萬噸計需14個掘進頭(其中2個開拓掘進)。q—風鉆耗氣量2.8m3。k—同時工作系數取1。2、空壓機必須的出口壓力1)輸氣管壓力損失之和，按每公里管道長度損失系數λ=40Kpa/km,長度2)出口壓力Png—風鉆的額定工作壓力0.49Mpa。3)選擇空壓機型式和臺數依據Q和P的計算值，遵循設計規范第134條規定，查空壓機產品樣本(見表4—7),可選5L—40/8和4L-20/8空壓機各兩臺，其中1套備用，或L—60/8型空壓機兩臺，其中1臺備用，由于目前空壓機房已有2臺4L—20/8空壓機，故選擇前方案，需增加兩臺5L—40/8空壓機。4)選擇各段管路直徑按最長供風距離4km,通過空氣量55m3計算，干線管路查表31選擇φ159×4.5(無縫管)。支路管徑按實際掘進頭位置另選第九章：提升運輸系統第一節：301采區的提升運輸系統一、絞車選型1、年產煤15萬噸，提升能力需求含矸提升量應為15萬×1.3=19.5萬噸2、提升斜長(+200～0水平，上、下甩車場各30m):3、提升速度4、每次提升持續時間：Tg=2×(473/3.7+60)=376S(60S為上下車場加減速時間)5、每小時提升次數：6、確定每次提升量：=5.13部選擇提煤6部，提矸5部，加權提升車數6×1/1.3+5×0.3/1.3=5.77部>5.13部br--------年工作日取：330天tn--------日工作時間：15hQk-------每趟串車數C---------提升不均衡系數取：1.25A---------年產量7、初步選擇鋼絲繩：6×19-1550-φ26鋼絲繩直徑26mm,每米重量2.494kg/m,總破斷拉力40867kg8、計算繩端荷重及最大靜拉力=6(1200+600)×(0.4226+0.015×0.906)+4=5×(1700+600)×(0.4226+0.015×0.906)+473×2.49Fd2--------分別為提煤、矸絞車最大靜拉力n2-------分別為提煤矸串車數ml------每部礦車煤炭載重量1200kgm2-----礦車自重600kgm3------每部礦車矸子載重量1700kgLc=473—最大靜拉力點PK----鋼絲繩每米重量sina+f2cosa=0.604(查《礦山固定機械》表1-4-24)a—斜井傾角25°查《礦山固定機械》附表I—199、絞車選型根據計算的繩端荷重及最大靜拉力5729kg,初步選定GKT2000×1500-20,其主要技術參數為：滾筒數量1個，滾筒直徑：2.0米，繩速：3.7米/秒，最大靜拉力6000kg;10、鋼絲繩安全系數校驗選6×19-1550-φ26鋼絲繩，容繩量：第一層：276m第二層：578m第三層：903m>提升斜長533+3圈繩長=548米，符合要求鋼絲繩安全系數校驗查《礦山固定機械》附表I—19:鋼絲繩破斷力總和：Qs=40867kg;提煤安全系數=提矸安全系數 三、電動機選型最大靜張力：5729kgh—效率取0.90六、按電動機的額定轉速核算提升機最大速度D—滾筒直徑n—電機額定轉速i—傳動比查《礦山固定機械》表1-3-25選擇活動天輪。第二節：305采區的提升運輸系統1、年產煤10萬噸，提升能力需求含矸提升量應為10萬×1.3=13萬噸2、提升斜長(+200～0水平，上、下甩車場各30m):4、每次提升持續時間：Tg=2×(473/3+60)=435S(根據380絞車目前實際運行情況60S為上下車場加減速時間)選擇提煤4部，提矸3部，加權平均部數為4×1/1.3+3×0.3/1.3=3.76部>3.29br--------年工作日取：330天Qk------每趟串車數A--------年產量7、選擇鋼絲繩：6×19-1550-中24.5鋼絲繩直徑24.5mm,每米重量2.209kg/m,總破斷拉力36224kg8、計算繩端荷重及最大靜拉力=5(1200+600)×(0.4226+0.015×0.906)+473Fd2=n2(m3+m2)(sin25+flcos25)+LcP=4×(1700+600)×(0.4226+0.015×0.906)+473Fd1Fd2-------