十一三采区设计说明书09.7.doc

《十一三采区设计说明书09.7.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《十一三采区设计说明书09.7.doc（40页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、目 录前 言1第一章 采区地质情况2第一节 采区位置与范围2第二节 井上、下标高2第三节 地质条件2第四节 水文地质情况3第五节 煤层赋存状况及储量情况7第六节 其它地质情况7第二章 巷道布置8第一节 巷道布置8第二节 巷道断面及支护形式8第三节 工作面和各类煤柱尺寸的确定9第三章 采煤方法10第一节 开采程序10第二节 采煤工艺10第三节 采煤方法与顶板管理10第四节 采区生产能力及服务年限13第四章提升、供电、排水、通风、防尘、15安全监测设备的设计、选型和计算15第一节 提升设备的选型计算15第二节供电设备的选型与计算18第三节排水系统 24第四节 一通三防25第五章 采区主要经济指标及

2、费用估算32第六章 安全技术措施33第一节 井下五大灾害（瓦斯、水、火、煤尘、顶板）防治措施33第二节 避灾措施37前言玉山煤矿位于山东省章丘市曹范镇境内，井田东部有潘王公路，南部有埠大公路，北有济王公路，距曹范镇镇政府3km，距枣园火车站15km左右。年设计生产能力18万t，井田内可采煤层有4层，即3煤、4煤、9煤、10-1煤。现有生产水平二个，即-110m水平和-220m水平。3、4层煤已于2006年3月全部回采结束。-110m水平现有生产采区913采区，开拓采区1013采区和914采区。开采方法：玉山煤矿为地下开采。采用立井分区式开拓，主井进风、升降人员、提升煤炭矸石、材料设备，副井回风

3、。采煤方法采用走向长壁后退式，回采工艺为炮采。储量情况：截止2008年12月底，913采区剩余可采储量4.8万t，1013采区剩余可采储量42.1万t。采区的接续情况：本采区为913采区的接续采区，目前913采区剩余可采储量4.8万t,采区生产能力180t/d，预计采至2009年8月份，十一三采区的投产日期为2009年9月份。第一章 采区地质情况第一节 采区位置与范围一、地面情况地表主要有黄旗山，其它地方为农田。该采区对应的地表为丘陵地带，无建筑、无河流，第四系黄土覆盖。二、井下情况东部、南部至副井采空区保护煤柱，西至井筒保护煤柱，北至101310运输巷。三、周边的采掘情况本采区南部已回采，其

4、他部分未开拓。第二节 井上、下标高一、采区范围井上标高：+155m +170m二、采区范围井下标高：标高-91 -121米第三节 地质条件一、采区几何尺寸及主要煤柱的留设尺寸1、采区几何尺寸：采区走向长560m，倾向长600m，面积201200m2。2、煤柱的留设尺寸（1）巷道保护煤柱：1013轨道下山和皮带下山保护煤柱：20m（2）断层保护煤柱： F15断层留设20m。二、采区地质构造及煤层顶、底板岩性1、地质构造：采区西部有F15断层（断层产状为走向30度，倾向300度，倾角60度）。断层落差较大1018米，根据9层煤巷道实际揭露采区中部有一断层，（断层产状为走向70度，倾向340度，倾角

5、65度），落差1.26米左右，随深度增加，落差可能会加大。2、煤层顶、底板岩性石炭系太原群，以深灰色泥岩、粉砂岩、和浅灰色中、细砂岩为主，中夹5层灰岩，一灰厚约3.004.5米，较稳定。二灰距一灰14米左右，厚约1.33.6米，较稳定。三灰距二灰19米左右，厚约1.42.0米，较稳定。5层灰岩均是较好的标志层。含煤10余层，其中3、4、9、10-1层煤可采。其中煤3、煤4 赋存不稳定只局部开采。第四节 水文地质情况一、地表、井下赋水情况（一）地表赋水情况地表为一丘陵地带，矿区地势西高东低。地表无大的河流，冲沟较发育，径流条件好。（二）井下赋水情况1、含水层直接充水含水层 山西组砂岩含水层为3、

6、4层煤开采的直接充水含水层。山西组含沙岩层较多，其中3煤顶板发育一至数层中细粒砂岩，有时粗砂岩，总厚度在20m左右，裂隙较发育，为裂隙承压含水层，与煤3相距05m。间隔粉沙岩或泥岩，矿井生产开采3层煤时，涌水量一般在2030m3/h.涌水较为稳定。该层砂岩在浅部露头接受第四系沙砾层水补给。3、4层煤之间亦发育一至数层中细粒砂岩，裂隙较发育，为裂隙承压含水层，厚度可达10余米，亦是3、4煤开采的直接充水含水层。 第五层石灰岩含水层为9煤顶板，在本区厚3.004.50m，一般在3.88m左右，据临区抽水资料，水质类型为SO4CL-CaMg型水。五灰含水层单位涌水量在0.0026.49L/sm,渗透

7、系数1.5618.31m/d，富水性极不均匀，可由弱含水层变化强含水层。在本矿区于家埠、宋家埠、玉山煤矿均开采10-1层煤，矿井涌水量一般在3060m3/h，由于矿井生产，目前该含水层水位已降至-100m左右水平。 第四层石灰岩含水层位于9层煤之上，下距9层煤12米左右，灰岩厚1.303.60，一般在2.50m左右，岩溶发育，钻孔揭露该层灰岩均有不同程度漏水现象。含水性中等至较弱，对煤9开采有充水危害。间接充水含水层 第四系沙砾层含水层广布于矿区范围内，厚度0-15m，为冲洪积物，中下部为沙砾石层，为孔隙含水层，直接接受大气降水补给，含水丰富。该含水层可通过煤系中各含水层露头及构造带补给煤系各

8、含水层，对矿井涌水有间接影响。 本溪组徐家庄灰岩厚6.0010.26m。岩溶裂隙较为发育，富水性中等强。下距奥灰20m左右，上距9煤41m左右。开采9煤，由于底板采动影响，加上水压作用，在隔水层较簿或构造薄弱带，可造成底板突水。现按突水系数法对徐灰的影响作一简单评价。采用公式： TS=式中：TS突水系数Mpa/mP隔水层承受的水压为3.11MpaM底板隔水层厚度30mCP采矿对底板隔水层的活动破坏厚度为10米目前徐灰水位标高在+76m左右，10-1煤开采水平最深为-235m，故P3.11Mpa。矿压破坏带深度，按本地区多年实践经验，取10m，于是得TS=0.16。按矿井地质规程，临界突水系数为

9、0.060.1，该区10-1煤徐灰水突水系数为0.16，在正常情况下没有徐灰突水威胁，但在构造发育地带，临近突水临界值，亦应高度重视。 奥陶系灰岩含水层奥陶系灰岩为煤系基底。据区域资料，其厚度在700m左右，其上部层段岩溶裂隙发育，富水性极强。本区奥灰上距徐灰20m左右，在构造破坏地段，两者往往有一定水力联系。对开采太原组下部煤层，尤其是10-1煤层危害较大。3、隔水层突水系数为0.16Mpa/m，大于突水系数的临界值为0.06-0.1Mpa/m；安全隔水层厚度为15.7米小于实际隔水层厚度30米，因此开采时受承压水威胁。 由于10-1煤受承压水威胁，裂隙发育地段或遇断层时易导水，特别10层煤

10、，底板距徐灰仅为30米左右，加之爆破时破坏底板深度10米左右，遇较大断层易突水。二、充水因素及威胁程度（一）充水因素1、顶板含水层：五灰为9煤直接顶，四灰距9煤12m。在开采过程中，四、五灰将沿采动裂隙直接泄入工作面。 2、底板含水层：主要是徐灰和奥灰含水层，富含高承压岩溶裂隙水，在矿山压力的作用下对开采构成威胁。（二）水害评价1、巷道掘进保证安全所需的安全隔水层厚度计算（1）计算公式：H安=（2）参数确定L巷道宽度(M)取3m Kp底板隔水层抗张强度8104Par隔水岩体的容重(t/m3)取2.8H作用于隔水层水头高度(m),按采区下限-121m水平, 徐灰目前水头值+76m，水头压力1.9

11、7106Pa，徐灰最大水头值+95m，水头压力为2.16106Pa。 （3）采区下限-121m水平安全隔水层厚度计算结果2、突水系数计算（1）计算公式：Ts=P/（M-Cp）（2）计算参数选取底板隔水层厚度M(m)M9煤至徐灰：采用采区内隔水层厚度最小的-110西大巷探查孔资料41m；底板隔水层承受的水压P(MPa)P=(水位+采区开采上、下限标高+隔水层厚度)/102根据观测资料，徐、奥灰区域水位基本一致，故徐、奥灰最高水位采用一区副井观测孔近十年最高水位+95m（2004年10月15日）。目前水位徐灰采用观测孔水位+76m(2008年12月20日)。采动矿山压力对底板的破坏深度Cp（m）取

12、经验值10m。各水平突水系数计算结果3、威胁程度分析（1）顶板水(四、五灰)四、五灰含水层-70m水平以上已基本疏干，采区开拓准备期间巷道掘进时，初期揭露水量较大，后期逐渐疏干，对工作面影响较小。（2）底板水徐上砂岩含水层根据已有的勘探资料，徐上砂岩整体富水性较弱，初步分析对采区开采威胁较小。徐灰含水层根据计算的巷道掘进保证安全所需的安全隔水层厚度分析，巷道掘进期间正常条件下徐灰含水层基本无威胁。根据采区突水系数的计算,采区上、下限徐灰目前突水系数为0.060.07MPa/m，从突水系数分析，采区正常块段能实现安全开采。底板徐奥灰水防治 坚持“逢掘必探，不探不掘、不探不采”的原则。一是加强掘进

13、工作面超前探查，坚持逢掘必探，查明构造分布情况和含导水情况。二加强底板的水文地质的探查，每个工作面回采前要施工探查底板的钻孔，主要探查底板的隔水层厚度，各岩层的富水性及之间的水利联系情况。根据探查成果来确定合理的开采方法，确保实现安全开采。 留足各类断层保护煤柱和防水煤柱。 逐步建立矿区水文动态观测系统，监测水动态变化情况，掌握水动态变化规律。采取防、堵、疏、排、截相结合的综合防治措施。防：严格执行有疑必探，不探不掘，先治后采的原则，回采时留足断层保护煤柱，在掘进过程中，遇到地质构造时，要查明地质产状和水文地质状况，采取措施后再进行掘进通过。堵：继续对出水点进行水文地质分析，采取有效的方法进行

14、封堵。疏：施工水文地质勘探钻孔，了解地下水的补给条件及运动规律，底板隔水层岩性组合情况、隔水层厚度及富水性情况，并疏排底板水使底板含水层水压降低到安全开采水压。排：加大水泵排水能力，确保生产安全。截：对底板注浆截流及注浆帷幕截流进行封堵出水点。三、采区涌水量根据本采区的水文地质条件和充水因素，根据正在生产的十一0采区的实际涌水量，采用面积比拟法来预测本采区的顶板涌水量，底板涌水量参照十一0采区的数据。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采区顶板正常涌水量,为5m3/h，最大涌水量8m3/h； F十一0-十一0采区开采面积0.25km2； F-1013采区

15、设计开采面积0.21km2； -不均匀系数，十一0采区最大和最小涌水量之比,为1.6。 计算结果:Q正=4.2m3/h；Q大=6.7m3/h。底板涌水量参照十一0采区的数据，正常涌水量为60 m3/h ，最大涌水量为170m3/h。通过计算得，本采区正常涌水量Qc=64.2m3/h，最大涌水量Qmax=176.7m3/h。四、防治水措施及建议1、由于采区受底板水的严重威胁，采区投产前要编制专门的防治水方案和措施。2、-220m水平运输大巷建有水闸门，为保证各采区间的安全，该采区在设计时要预留好建水闸墙位置和保护煤柱，一旦发生水害事故，可立即建筑水闸墙进行隔离。3、采区开拓过程中要加强地质和水文

16、地质观测，及时对地质构造及异常现象（如底鼓、顶底板渗水等）进行分析和资料编录，为采区的生产提供基础资料。4、采区要根据涌水量预测结果，按照煤矿安全规程规定和集团公司规定建立具有一定抗灾能力排水系统。5、采区2条边界断层，由于断层控制程度较差，采区开拓准备过程中要加强构造的分析，在接近断层时要按规定进行探查，确保巷道掘进安全，并按探查和实际揭露资料，重新计算核定断层防水煤柱，回采时要严格按规定留设好煤柱。6、定期对-220大巷四道防水闸门进行关闭试验，并按规定进行检查维护。7、定期对-220排水泵房进行检修，保证排水设施的正常运转。第五节 煤层赋存状况及储量情况一、煤层赋存状况根据巷道实际揭露，

17、煤层两极厚约0.81.4米，平均1.2米，中间有2层0.3-0.4m厚的夹矸，f=2-3,属较稳定煤层，上距9煤层1520m。煤层顶板为砂质泥岩，老顶为粉砂岩，煤层底板以粉砂岩为主，次为粘土岩、泥岩。煤10-1受岩浆岩侵蚀比较严重，西南部和南部因岩浆岩侵蚀而出现大片无煤区。二、煤层储量情况十一三采区工业储量43.4万t，可采储量42.1万t。三、煤质如下表 物理类型煤层颜色光 泽硬度视密度煤岩类型10-1煤黑色玻璃中等1.4半亮型煤工业指标煤 层GRIAdVdAfStdPdQgrdY工业牌号10-1煤09.994.061.24025.1MJ/kg0贫煤第六节 其它地质情况一、采区瓦斯：瓦斯：相

18、对涌出量为1.27m3/t,绝对涌出量为0.30 m3/min,为低瓦斯矿井。 CO2：相对涌出量为1.52m3/t,绝对涌出量为0.36 m3/min。二、煤尘：不爆炸。三、自燃发火：属三类不易自燃煤层。四、地温：地温1519，无高温异常区。五、地压：无冲击地压。第二章 巷道布置第一节 巷道布置本采区为两翼下山采区，开拓10-1煤。采区轨道下山布置二节，皮带下山与轨道下山平行布置，两条下山相距30m。区段平巷布置在10煤中，沿煤层顶板掘进，通过绕道与皮带下山连接（详见十一三采区巷道布置平、剖面图）。十一三采区走向长平均560m，倾斜长600m，采取两翼布置，共布置回采工作面10个。第二节 巷

19、道断面及支护形式一、采区轨道下山轨道下山方位55，全长600m，沿煤层顶板掘进；巷道采用矩形锚喷支护，巷道净宽2.4m，净高2.0m，净断面积4.8m2，掘进断面积5.98m2；锚杆采用18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，株距800mm、排距1000mm，每米3条锚杆；喷射50mm厚的砼。二、采区皮带下山皮带下山与轨道下山平行布置，方位55，两条巷道相距30m。皮带下山沿10煤顶板掘进，采用矩形锚喷支护，巷道净宽2.2m，净高2.0m，净断面积4.4m2，掘进断面积5.28m2；顶板采用锚杆支护，锚杆采用18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，株距800mm、排距1000mm，每米3条锚杆；喷

20、射50mm厚的砼。三、采区上部车场上部车场采用双轨起坡甩车场，方位155，布置在10煤中，全长50m（包括单轨段）。车场采用矩形锚喷支护，净宽3.2m，净高2.0m，净断面积6.4m2，掘进断面积7.8m2；锚杆采用18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，株距800mm、排距1000mm，每米5条锚杆；喷射100mm厚的砼。上部车场单轨段采用矩形锚喷支护，净宽2.4m，净高2.0m，净断面积4.8m2，掘进断面积5.98m2；锚杆采用18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，株距800mm、排距1000mm，每米3条锚杆；喷射100mm厚的砼。四、采区下部车场下部车场采用双轨起坡甩车场，方位140，

21、布置在10煤中，长50m。巷道采用矩形锚喷支护，净宽3.2m，净高2.0m，净断面积6.4m2，掘进断面积7.8m2；锚杆采用18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距均为900mm，每米5条锚杆；喷射100mm厚的C20砼。五、区段平巷布置在10煤中，沿10煤顶板掘进。巷道采用矩形锚喷支护，净宽2.2m，净高1.8m，净断面积3.96m2，掘进断面积4.6m2；顶板采用锚杆支护，锚杆采用18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，株距800mm、排距1000mm，每米3条锚杆；喷射100mm厚的砼。六、采区泵房、水仓由于本采区为下山采区，1013轨道下山、回风下山与-220大巷贯通，工作面若有水

22、，可以自流至-220泵房水仓，然后排往井底中央水仓，排到地面。第三节 工作面和各类煤柱尺寸的确定首采工作面为10131工作面，开采顺序为下行式开采，上出口采用留煤柱的方法维护。根据我矿采煤方法及实践经验，上出口采用留煤柱透出口（长10m，宽5.0m，全煤高）的方法进行维护，保留煤柱为10m，每区段斜长80m，下山保护煤柱为20m，两下山间距30m，回采工作面年推进度660m。第三章 采煤方法第一节 开采程序本采区共布置10个回采工作面，首采工作面为1013下山右翼的10131工作面，开采顺序为下行式开采，上出口采用沿空留巷留煤柱透出口的方法维护。第二节 采煤工艺根据我矿技术装备水平及人员素质，

23、决定采用炮采落煤、人工装煤、刮板输送机运煤的方式回采，即采用炮采回采工艺。工艺流程包括：交接班打眼装药放炮支护攉煤运输 支护移溜第三节 采煤方法与顶板管理一、采煤方法（后附平、剖面图）根据10煤的赋存条件、现有矿井技术装备条件、采煤实践经验及生产管理水平确定本采区采用单一走向长壁后退式采煤方法。炮采回采工艺，人工清扫浮煤。二、顶板管理根据我矿历年来回采经验，确定采用全部陷落法管理顶板。1、支护形式的选择 根据本矿历年来开采经验，确定采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护，顶梁上用小杆足顶，每梁上三条，两端探头5cm，三四排控顶，“见四回一”的支护形式。（一）支柱型号的选择 本采区煤层厚度为0.8m1

24、.4m，最厚达1.4m，平均1.20m。采煤工作面正常情况下平均采高1.20m（当煤层厚度小于0.8m时，采用放顶或起底的方法达到1.0m高，以满足单体支柱的使用要求），受地质条件影响，采高变化在0.81.40m之间。 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工作面最大控顶距范围平均最大下沉量(m) (由邻近工作面矿压资料提供) b顶梁厚度0.096m c

25、支柱活柱留有的最小行程，一般取0.1m经上述计算，本采区采煤工作面选用： DZ08-30/100 DZ10-30/100 DZ12-30/100 DZ14-30/100型单体液压支柱；HDJA-800型金属铰接顶梁。（二）支护设计参照本采区采煤工作面煤层及顶底板岩性柱状图以及顶板控制设计矿压依据，利用主动控顶法进行支护设计计算。该采区煤层直接顶为砂质泥岩，粉砂岩，厚约0.21.4米，老顶为粉砂岩，厚约7.48.1米，煤层倾角平均15；直接顶为冒落带，老顶已进入裂隙带。因此本工作面的控顶原则为：支、切、让。支：支工作面空间上头冒落带岩层重量。 切：老塘内岩层。让：裂隙带岩层允许下沉量。（1）支：

26、支护强度计算。PT=9.8rhcos=9.82.53cos15=71(KN/m2)式中：PT支护强度(KN/m) r冒落岩层平均容重(t/m3)，一般取2.5 h冒落带岩层厚度2(m)，h平均采高2.51.22.5=3 煤层平均倾角15以支柱初撑力设计工作面内的支护密度。因此，支护密度为n=PT/P0=71/90=0.78(棵/m2) 式中：n支护密度 (棵/m2) PT支护强度71(kN/m2) P0支柱的初撑力90(kN)本采区采煤工作面采用HDJA-800铰接顶梁，因此，工作面控顶内排距1.0米。柱距为：I柱=1/(I排Ikn)=1/(0.81.21.2)=0.87(m) 取柱距为0.8

27、m。式中：I柱柱距(m)I排排距(m) n设计支护密度1.2(棵/m2) Ik考虑到溜道和顶梁长度系数。1.0米顶梁时取1.1；0.8米顶梁时取1.2。工作面实际支护密度为 n实=1/(I排I柱)=1/(0.80.7)=1.790.78(棵/m2) n实n，符合要求。（2）切：密集线支柱的支撑力q1=9.8rhllcos=9.82.53.02cos15=142 (KN/m) 式中：q1密集线支柱的支撑力 r岩层容重，一般取2.5t/m3 h1冒落带岩层厚度3.0m 1岩梁悬臂长度，一般取2m 工作面倾角15切顶排密度为：n1 (棵/m) n1=q1/p。=142/90=1.58(棵/m) 式中

28、p。新设密集支柱的初撑力。根据以上设计计算，密集线每个档内加支1棵戴帽点柱形成密集支柱，符合要求。支护设计密度校核根据顶板控制参数直接顶初次垮落时的工作面实际支护强度，校核设计支护密度。 n初=P初/P0 =107/90=1.19(棵/m2)实际支护密度n实=1.791.19 满足支护要求式中：n初直接顶初次垮落时工作面满足要求的支护密度 P初直接顶初垮时工作面实际支护强度107kN/m2 P 0工作面支柱初撑力90kN（3）让：h (m) h/I=H/I老 h=HI/I老=0.14.2/3.4=0.124(m)式中：h允许顶板下沉量 (m) I工作面最大控顶距4.2 (m) H冒落岩层至老顶

29、高度0.1 (m) 冒落带岩石碎胀系数，取1.5(或现场实测) I老老顶总厚度3.4(m)根据煤炭部质量标准中要求，顶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支架有效支撑能力 25(t/棵) q底板允许比压值24(MPa)所以，当工作面底板松软时，支柱必须选用250mm的圆形铁鞋，以增强工作面支护强度。（三）工作面支护方式根据工作面所选用的支护形式，支护设计，确定采用单体液压支柱配合HDJA-800型铰接顶梁支护，三、四排控顶，“见四回一”支护方式。排距1.0米，柱距0.8米；最大

30、控顶距4.2米，最小控顶距3.2米；放顶步距0.8米。密集为单排单列切顶。每个柱挡内加支一棵支柱形成密集。三、采掘机械确定序 号设备名称型号功率（kW）1提升机JTKB-1.0452刮板输送机SGD32017B303煤电钻MD1.21.24液压泵站XRB2B-80/20375混凝土喷浆机HPHVIB2.26绞车JD11.411.47风动凿岩机76558锚杆安装机MJ60第四节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力1、回采工作面单产A0A0=mlIk1=1.20706601.495%=7.37（万t/a）式中：m-煤层采高1.2m; l-工作面长度70m； I-工作面年推进度660m/a；-煤

31、的容重1.4t/m3； k1 -工作面回采率95%。2、采区生产能力AA=A0k2=7.371.2=8.84（万t/a）式中：k2-采区内掘进煤系数1.2。二、采掘工作面个数本采区布置1个回采工作面，2个掘进工作面。三、采区服务年限采区服务年限T=采区可采储量/A=42.1/8.84=4.8（a）根据煤炭工业设计规范规定，采区生产能力10万吨/年，要求采区服务年限T3年。本采区生产能力8.84万吨/年，服务年限4.8年，能保证采区的均衡能力。四、工作制度及采掘比例关系根据煤炭工业设计规范规定，矿井年工作日为330天，结合本矿历年来采掘经验，采用“三八”制工作制度，边生产边检修，每天净提升时间1

32、6小时；按照采掘并重，掘进先行的原则，本采区共布置一个回采工作面，二个掘进工作面。第四章 提升、供电、排水、通风、防尘、安全监测设备的设计、选型和计算第一节 提升设备的选型计算一、提升绞车及钢丝绳选型及效验1、运料、排矸采用600mm轨距的矿车及平板车。运送材料和设备的路线是：物料经采区上部车场、轨道下山、区段平巷送至掘进工作面或采煤工作面。掘进工作面所出的煤和矸石，利用矿车从各区段平巷经轨道下山提至上部车场。2、初选绞车根据单绳运输、运输距离、产量及本矿现有设备，初步选用JTKB-1.0 0.8W型单滚筒提升绞车，其主要技术特征为允许钢丝绳最大静张力Fjzh=25000N；允许钢丝绳最大静张

33、力差Fch=25000N；滚筒直径D=1000mm；滚筒宽度B=800mm；绳速v=1.7m/s；电动机功率N=45kW；2、计算车组中的矿车数（1）车组往返一次的循环时间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）车组中的矿车数n为n=(2L/vp4LwT0)/(3.6m/Q4Lc/v) =（2300/1.53+430+90）/（3.61000/8041.2/0.85） =15.3辆式中 L主要运输距离（斜坡直线段长度），m；Lw弯

34、道长度，一般Lw=3050m；Lc矿车长度，m；n车组矿车数；vp车组沿直线段L运行的平均速度，一般vp=（0.80.9）v，m/s；v车组在弯道及过道岔时的运行速度，v=0.5v；T0绞车换向及矿车摘挂钩时间，T0=245=90s；m每个矿车的载货质量，kg；Q小时运输量，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）根据矿车连接器检验矿车数矿车连接器强度所允许的矿车数为npc/（mm0）（sinzhcos）g=60000/（1000+610）（0.259+0.0090.966）9.8=14辆根据生产需要及本矿经验，实际采

35、用4辆矿车，连接器强度满足要求。式中 pc矿车连接器的许用拉力，一般为30000或60000N；m矿车载货质量，1000kg；m0矿车自身质量，610kg；zh重车组矿车阻力系数，zh=0.009；巷道倾角，=15(最大值)；g重力加速度m/s2。3、选择钢丝绳钢丝绳的总长度，可按Lk=300m来考虑，（既从下部车场到滚筒边缘的长度）。取k=0.35，根据公式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）9.8 =1.065

36、kg/m式中 p钢丝绳单位长度质量，kg/m； /k钢丝绳的阻力系数，若钢丝绳全部架在托滚上时/k=0.150.35；若全部拖在枕木或底板上时/k=0.40.6；若部分在托滚上时/k=0.250.4。0钢丝绳的假定密度，0=890010500kg/m3，一般取0=10000 kg/m3。钢丝绳中钢丝的拉断应力，N/m2或Pa。取1400106k钢丝绳的安全系数，对新用钢丝绳为升降人员物料时k=9。根据计算结果，查钢丝绳规格表，选用钢丝绳619NF-15.5。其绳径d=15.5mm，p=1.273kg/m，Q断=17917kg。4、验算钢丝绳的安全系数单绳下山运输时，其最大运行阻力可能有以下四种

37、情况（1）空车下放Wzd=Wk=nm0（kcos+sin）g+pLk（/kcos+sin）g =4610（0.0110.966+0.259）9.8+1.0653000.5979.8 =8316N（2）重车下放Fzd= n（m+m0）（sinzhcos）g+pLk（sin/kcos）g =416100.2689.8+1.065300（-0.0791）9.8 =16666N（3）在上部车场料车上提W/zh= n（m+m0）（zhcos+sin）g =16895N（4）重车从底车场上提时 Wzd= Wzh=n（m+m0）（zhcos+sin）g+pLk（/kcos+sin）g =4（1000+610

38、）（0.0090.966+0.259）9.8+1.065300（0.350.966+0.259）9.8 =18764N根据公式kQz/Wzd=179172/18764=9.5根据规定，运送人员及运料时k=9，所以9.59，所选钢丝绳强度足够，可以应用。式中公式符号同上。5、计算电动机功率根据公式N= Wzdv/1000 =187641.7/（10000.85） =37.5kW考虑电动机15%的备用功率，则电动机功率为N/=1.15N=1.1537.5=43.2kW所以，选择一台45kW的电动机能满足要求。6、验算绞车绞车滚筒直径的验算 滚筒直径应满足D60d=6015.5=930mm所选绞车滚

39、筒直径1000mm大于930mm ，所以滚筒直径满足要求。验算最大静张力及最大静张力差根据最大静张力公式Fzd=n（m+m0）（sin+zhcos）g+PL（sin+/kcos）g =18764N最大静张力差为Fchzd= n（m+m0）（sin+zhcos）g+PL（sin+/kcos）gnm0（sinkcos）g =187645939 =12825N因为Fjzd=60000N 所以FjzdFzd，绞车强度足够。根据计算结果，选用JTKB-1.0型单滚筒提升绞车；619NF-15.5型钢丝绳，每次提升矿车数为4辆，可以满足生产要求。滚筒宽度校验：对于井下斜巷道提升，提升人员和物料，按规程规定

40、可缠绳层数2层；卷筒平均直径Dp为：Dp=D+(n-I)/2=2+(2-1) =2.02m卷筒宽度B：=632mm=0.632m2.0m 合格；式中：L斜巷道长度，300m; 15矿车在上、下车场最大运行距离; 30验绳长度; 3摩擦圈数; 4为每两个月移动1/4周的备用系数; 钢丝绳间隙，3mm; n缠绕层数，2层。故所选绞车满足要求。第二节供电设备的选型计算原始参数：1013采区布置一个采煤工作面，两个掘进工作面，根据供电原则，结合现场实际及现有设备情况，确定采区供电方式，选择变压器、电缆、高低压开关及保护装置。（后附供电系统图）采区的供电采用双回路供电方式，一回路引自1013采区的移动变

41、电站KBSGZY-200KVA变压器，另一回路来自-70变电所KS9-315KVA变压器。采区总负荷统计：1013采区计划安装1部11kW吊挂皮带，1部17kW固定溜子，1台37kW泵站，1部17kW采面溜子， 1台电煤钻综保2.5 kVA。【2部37kW水泵，1台照明信号综保2.5 kVA，用-70变电所1#-2#变压器】，2部25kW绞车，2台11kW局扇采区总负荷为：P = 11+17+17+37+2.5+252+112+5.52=167.5kW采煤部分供设计：原始参数：1013工作面走向长度300m，倾斜长度70m，倾角15。采用运输机械运煤方式。决定采区供电方式，选择变压器，电缆，高

42、低压开关及保护装置。一、负荷统计：1013工作面计划安装1部11kW吊挂式皮带，1部17 kW固定溜子，1台37 kW泵站，1部17 kW循环溜子，1台电煤钻综保2.5 kVA。则总负荷为：P=111737172.5=84.5kW二、变压器的选择：所需变压器的容量为：Sb=Pkx/ cos=84.50.6/0.7=72.4kVA式中kx取0.6，cos取0.7根据设备情况及现场因素，选择一台变比为10000/660V，200kVA移动变。三、干线低压电缆的选择：1、变压器到1#开关为开关的工作电流：I1-3=kxP103/Uecos=67.60.6103/6600.7=50.6A选用50mm2

43、橡胶电缆，U-350+110，允许工作电流173A，长度150米。2、2#开关的工作电流：I3-4=kxP103/Uecos=67.60.6103/6600.7=50.6A选用50mm2橡胶电缆，U-350+110，允许工作电流173A，长度20米。3、3#开关的工作电流：I4-5=kxP103/Uecos=380.6103/6600.7=28.4A选用35mm2橡胶电缆，U-335+110，允许工作电流147A，长度200米。4、4#开关的工作电流：I4-5=kxP103/Uecos=29.20.6103/6600.7=21.8A选用35mm2橡胶电缆，U-335+110，允许工作电流147A，长度150米5、5#开关的工作电流：I4-5=kxP103/Uecos=15.60.6103/6600.7=11.