本科毕业论文---兴华煤矿初步设计报告.doc

前 言

湖南省新化县桑梓镇兴华煤矿位于新化县桑梓镇集中村境内，属村办企业，于1999年开始建井，开采接龙桥区段浅部煤层，至2004年底煤炭资源枯竭，无法生存，经新化县人民政府申请，娄底市人民政府批准，将兴华煤矿矿区范围调整至大跃井田浅部，为不影响大跃井田的整体开发，主、风井位置及开采布置都必须重新设计，兴华煤矿特委托我院对该矿井进行技术改造（新建主、风井）设计。
一、设计依据
1、《湖南省冷水江矿井大跃井田地质报告（详查）》；
2、娄市煤安治〔2005〕17号
3、《煤矿安全规程》（2004）；
4、《中国采煤学》；
5、《煤炭法》及《煤矿安全生产基本条件规定》；
6、《煤矿安全监察条例》；
7、有关煤炭资源开发利用政策；
8、兴华煤矿提供的图纸和资料。
二、设计指导思想
根据该矿的煤层赋存条件、地形地质及开采技术条件和目前湖南省小型煤矿开采的技术水平，按照《煤矿安全规程》和《煤矿安全生产基本条件规定》要求，以煤矿实现“正规生产、规范管理、确保安全、提高效益”为指导思想。对每一项工程的设计不仅要考虑技术的先进性和经济的合理性，而更要优先考虑安全性，达到完善矿井安全管理和安全装备，提高矿井抗灾和防灾能力的目的。

第一章 矿井概况及地质概况

第一节 矿井概况

一、 交通位置和自然地理
兴华煤矿位于新化县桑梓镇境内，规划开采冷水江矿区接龙桥区段43～46勘探线之间的煤炭资源。
矿井对外以公路运输为主，矿区有3km简易公路与新化至冷水江公路相连，距新化县城及冷水江市区均为10Km，交通较方便。
兴华煤矿地段属低山丘陵地形，地势为南低北高，最高为耸山，标高为+632.88m，最低为矿井井田2号拐点坐标处，标高为+236.9m。
区内气候温暖潮湿，气候变化较大，每年12月至次年1月为年温度最低期，历史最低温度为零下7.5℃，每年7月至8月为年气温最高期，历史最高气温为43℃，历年平均气温21～22度。每年4月至6月为雨季，历史最小降雨量为1335.4㎜，最大降雨量为1761.9㎜，平均年降雨量1550.6mm，年平均蒸发量968.62mm，4～7月为雨季，12月至次年2月为枯水季节，主要风向为北风及西南风，最大风速为7.5m/s。
二、矿井开采现状及现有生产系统
1、开采现状
矿井采用斜井开拓，主斜井沿顶板穿层布置，位于矿井北翼中部，井口坐标：X=3070091.0、Y=37538772.91、Z= +206.23m，坡度26°，落底于煤层顶板+162.33m标高处，斜长100.14m，向西布置主运输石揭煤后向南沿煤层布置+162运输大巷，以穿层平巷及上山与风井联通，形成矿井负压通风系统。风井位于矿井南翼中部，井口坐标：X=3069881、Y=37538666、Z=+220.81m，底顶板穿层布置，落底标高+190.0m。主斜井为矿井通风、运输和敷设管线及行人用，风井为矿井回风用并兼做安全出口。
主斜井坡度26°，斜长100.14m，采用JT0.8×0.6型矿用提升绞车单钩一次串两车提升，井下运输大巷及采区使用U-0.75m3型矿车人力推车运输。轨型18㎏/m，轨距600㎜。
矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。主斜井为进风井，井口标高为+206.23m，风井为回风井，井口标高+220.81m。新鲜风流经主斜井、+162m运输大巷、通过局扇送风至掘进工作面，泛风经总回风上山至风井，由抽风机排至地面。地面风井口安装有两台YBK56-Ⅱ-6-№11型轴流式抽风机，一台工作，一台备用，额定功率为11kw，井下安装有5.5kw局扇二台。掘工作面采用局扇配风筒压入式通风。矿井实测总进风量为528m3/min，总回风量为540 m3/min。
实测矿井正常涌水量10m3/h，最大涌水量为15m3/h ，PH值呈中性。主斜井井底水泵房排水设备采用D25-30×6型水泵2台，配套电机额定功率30KW。水泵额定流量25m3/h额定扬程180m。排水管路为Ф＝76×4无缝钢管二趟,沿主斜井敷设至地面。
矿井主供电源来自新化县城35KV变电站，供电架空线规格LGJ-50，供电距离10KM，10KV“T”接至矿。矿井应自备有一台75KW的柴油发电机作为矿井备用电源。
经过多年开采，现老矿井范围+140m以上资源已基本采完，老矿井即将报废。

第二节 矿井地质概况

一、地层和地质构造
矿区出露地层由新至老有：第四系（Q）、中上石炭统壶天群（C2+3ht）、下石炭统梓门桥组（C1Z）、下石炭系测水组（C1C）、下石炭系石磴子组（C1S）。
1、第四系（Q）：主要为坡积层，为灰至黄灰色淤泥、粘土、砂土，厚一般5m。不整合于各地层之上。
2、石炭系中上统壶天群（C2+3ht）：由灰白色至浅灰色厚层状灰岩为主，最大厚度800m左右，与下伏梓门桥组呈整合接触。
3、下石炭统梓门桥组（C1Z）：上部为深灰色泥质灰岩，中厚层状，中部为硅质灰岩；下部为深黑色中厚层状泥灰岩，常含微晶石膏0～5层，一般2～3层；层位较稳定。全组平均厚170m左右。与下伏测水组地层整合接触。
4、下石炭统测水组（C1C）
为矿区含煤地层，平均厚约99m，按其含煤性、岩性组合和生物化石生平特征均可分为上段（不含煤段）和下段（含煤段）两段。
1、上段（C1C2）
不含煤段。由色泽较浅的碎屑岩及紫红、灰绿色粉砂岩、砂质泥岩和深灰色泥质岩等组成。厚约76m左右。
2、 下段（C1C1）
含煤段。由颜色较深的碎屑岩夹煤层及泥质灰岩组成，以灰黑色的砂质泥岩、粉砂岩、暗灰色细砂岩、石英砂岩为主。其次为黑色泥岩夹炭质泥岩，一般厚23m左右。与下伏石磴子组地层整合接触。
5、下石炭统石磴子组（C1s）
上部为薄至中厚层状钙质泥岩。下部为黑灰色中厚层状泥灰岩，含方解石脉 及黄铁矿结核。钻孔揭露最大厚度250m。本区可见厚42m。
本井田位于冷水江向斜北翼的西北端，满竹背斜倾伏端的白马山倒转向斜部位，地层走向NW—SW，倾向NE，倾角变化较大，一般为70°。井田构造以断层为主，其中株木山逆断层为区内主干断层，位于42线～51线一带，走向长2500m，倾角35°左右，断距约200m左右。褶曲次之，地质构造属复杂。
二、煤层及煤质
兴华煤矿含煤地层为测水组煤系，矿井内含煤6层，自上而下命名为：上段煤、3煤层、5煤层、6煤层、7煤层、8煤层，上段煤有时为两层，未加细分，统称上段煤，一般不可采。井田内可采煤层为下石炭统测水组（C1C）3、5煤，煤层平均厚度2.76m。其中3煤局部可采，厚0～3.89m，平均厚度1.54m。5煤层全区可采，厚0～8.52m，平均厚度2.0m。其它煤层不可采。
3、5煤层均以粉状结构为主，局部细～中条带状块煤，主要由亮煤和镜煤组成。
煤质属中灰、特低硫、中高发热量无烟煤，适用于动力和民用用煤。具体指标见下表:
指

标
原煤

精煤
分析基水分（％）
干燥基灰分（％）
可燃基挥发分（％）
干燥基全硫（％）
干燥基弹筒发 热 量
（mJ/㎏）
3
煤
原煤
3.59
18.55
7.67
0.97
28.46
精煤
2.81
4.91
4.66

5
煤
原煤
3.9
18.66
7.91
0.60
27.6
精煤
3.29
6.72
5.04

三、瓦斯及煤尘爆炸性、煤的自燃性
该矿2005年未进行瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行[2005]233号），相对瓦斯涌出量为16.61m3/t，属高瓦斯矿井，煤层无自燃发火倾向性，煤尘无爆炸危险性。
四、水文地质
1、矿井水文地质条件
区内主要含水层有梓门桥组、测水组、石磴子组。
梓门桥组地表岩溶发育，属富水性较强的裂隙岩溶含水层；测水组为一水头高，富水性较弱的裂隙承压含水层；石磴子组裂隙发育，属一富水性中等的裂隙含水层。
区内主要隔水层有二层：一层为测水组3煤顶板以上岩层，厚90m以上，主要以浅灰岩层为主，由紫红、灰色砂质泥岩，灰白色石英砂岩，灰色泥质灰岩，为煤层顶板之良好的隔水层。一层为3煤底板深灰色细（粉）砂岩，至石磴子组顶部的钙质泥岩、泥灰岩，厚约25～30m，为煤层底板之良好隔水层。
矿井主要充水来源为测水组砂岩裂隙水、老窿水及大气季节性降水补充水。矿井水文地质条件属简单类型。
2、设计开采范围内涌水量预计
根据新化县煤炭局提供的地质资料，预计该矿井+130m水平正常涌水量将达到10m3/h，最大涌水量为15m3/h。
第二章 开采方案

第一节 矿井境界及储量

一、矿井境界
根据兴华煤矿采矿许可证（2004年12月29日），矿井范围由以下拐点坐标圈定：
1、 X=3069650 Y=37538750；
2、 X=3069975 Y=37538910；
3、 X=3070120 Y=37538825；
4、 X=3070220 Y=37538860；
5、 X=3070270 Y=37538785；
6、 X=3069800 Y=37538505。
开采标高为+280m～+140m。
调整后矿区范围由以下拐点坐标圈定：
1、 3070145 37539610
2、 3070125 37539400
3、 3070530 37539520
4、 3070530 37539070
5、 3070190 37539070
6、 3069975 37538910
7、 3069505 37538750
8、 3069800 37538505
9、 3071000 37539200
10、 3070566 37539714
11、 3070324 37539666
开采标高为+300m～+130m。
二、矿井储量
根据划定的开采范围计算，矿井保有储量110.3万吨，按80％回采率计算，可采储量为88.24万吨。

第二节 矿井生产能力及服务年限

一、矿井工作制度
矿井年工作日330d，每天三班作业，每天净提升时间14h。
二、矿井生产能力及服务年限
根据矿井设计委托书，设计矿井生产能力为3万吨/年。日生产能力：91t/日。
矿井范围内保有地质储量110.3万t，可采储量88.24万t，储量备用系数取1.4，计算得矿井服务年限约21a。T=110.3×0.8/3×1.4=21(a)

第三节 开拓布置

一、开拓方案选择
根据煤层赋存情况、矿区地形和矿井开采现状结合矿方意见，初步提出二个开拓方案：
方案Ⅰ：新掘主平硐和风井。在矿井2号拐点处新掘主平硐，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191°的方位角施工平硐15m，再以ß=28°的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11 m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30°的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，ɑ=215°）贯通。构成矿井负压通风系统。（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）
方案Ⅱ：利用现有的主斜井及工业广场，延深主斜井至+130m标高，沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至矿井井田北翼附近，再布置采区上山。在矿井1号拐点附近布置风井，通过+260m总回风与采区通风上山贯通，形成矿井负压通风系统。
从以上二个方案分析，方案Ⅰ要重新选择主、风井和工业广场并征地，初期投资大，建井工期长，但运输系统简单，前期通风线路短，通风容易。方案Ⅱ首采区生产时运输线路较长（达2000m），煤矸通过轨道上山下放到+130m底板运输大巷，再从主斜井提升至地面，运输系统比较复杂，运输费用较高；由于巷道较长，通风阻力大，通风较困难；原主井因服务年限，受采动压力的影响，巷道严重变形，断面较小需扩大断面，且施工难度大；+130m底板运输大巷需要从小溪流下方通过，且岩柱较小和杨家湾断层的影响，可能导致地表水通过断层裂隙带进入矿井，从而增加排水费用，其优点是可以利用现有工业广场、设施和设备。
方案技术比较表
方案Ⅰ
方案Ⅱ
优点：
1、通风线路短，通风阻力小；
2、煤柱损失小；
3、设计投产工期较短；
4、运输系统简单，运输费用低。
缺点：
1、需另建一套地面生产系统，征地面积大，地面投资费用高；
2、建井工期较长；

优点：
1、可以利用现有工业广场和现有设施、设备；
2、不需要征地；
3、初期投资小。
缺点：
1、运输系统复杂，运输路线长，运输费用高；
2、原主井因服务年限，受采动压力的影响，巷道严重变形，断面较小需扩大断面，且施工难度大；
3、排水费用高；
4、通风路线长，通风困难。
根据兴华煤矿及县、市煤炭局、我院技术专家多次现场勘察，经过技术经济分析比较，选择方案Ⅰ作为本设计方案。
二、开拓方式
矿井采用平硐-暗斜井开拓，主平硐布置在矿井范围2号拐点附近位置，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191°的方位角施工平硐15m，再以ß=28°的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11 m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30°的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，ɑ=215°）贯通。构成矿井负压通风系统。（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）
主平硐采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.2m，墙高1.4m，净断面积4.97m2；风井采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.0m，墙高1.27m，净断面积4.1m2。
主平硐为矿井提升、进风等用，不提升时行人，风井主要为回风之用以及紧急行人安全出口。
井 筒 特 征 表
井筒
特征
单位
主平硐
风井（平硐）
井口
坐标
X
m
3070170
3070180
Y
m
37539420
37539535
Z
m
+238.5
+260.0
井筒倾角
度
28
28
井筒方位
度
200
215
斜 长
m
231.11
44.7
落底标高
m
+130
+239
断面净宽
m
2.2
2.0
断面净高
m
2.5
2.27
净断面积
m2
4.97
4.1
支护形式

料石砌
料石砌
断面形状

半园拱
半园拱
三、水平划分
根据矿井开采深度、煤层赋存条件，矿井划为一个水平开采，水平大巷标高为+130m，采用上山采区开采。
四、采区及区段划分
矿井走向、倾向长度、煤层赋存条件以及煤与瓦斯突出矿井等特点，设计划为三个采区开采，矿井东翼为首采区，即11采区，矿井西翼为接替采区，即12、13采区。
11采区划为四个区段，平硐以上（+240～+260m）为第一区段，区段垂高20m；+200～+240m为第二区段，区段垂高40m；+165～+200m为第三区段，区段垂高35m；+135～+165m为第四区段，区段垂高35m。
12采区划为三个区段， +200～+240m为第一区段，区段垂高40m；+165～+200m为第二区段，区段垂高35m；+135～+165m为第三区段，区段垂高35m。
13采区划为二个区段， +165～+200m为第一区段，区段垂高35m；+135～+165m为第三区段，区段垂高35m。
五、开采顺序
矿井内先采11采区，接替12采区，最后采13采区；采区内先上后下，先上区段，后下区段；煤层内先采3煤，后采5煤。回采工作面为后退式回采。
矿井东翼由于煤层倒转，5煤层位于3煤层之上，故先采5煤再采3煤。
六、采掘比
全矿安排三个掘进头（矿井接替采区12、13采区处于矿井西翼，由于岩巷工程量较大，本设计安排二个岩巷掘进头和一个煤巷掘进头才能保证矿井正常生产），一个回采工作面，可确保矿井生产能力和采掘正常接替，采掘比为1∶3。
七、矿井三量及可采期
矿井开拓布置一个水平、一个采区和1个回采工作面，保证矿井三量和可采期，具体参数见表。
三 量 表
开 拓
准 备
回 采
开拓煤量
可采期
准备煤量
可采期
回采煤量
可采期
30万吨
7年
30万吨
7年
1.4万吨
5个月

第四节 主要巷道及采区布置

一、11采区布置
11采区为投产采区，走向长约500m，倾斜长约180m。
在主平硐15m处以ɑ=191°，ß=28°的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11 m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30°的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，ɑ=215°）贯通。构成11采区负压通风系统。（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）
轨道上山、通风上山及石门等岩石巷道均采用半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽2.0m，墙高1.27m，净断面积为4.1m2。
二、投产工作面布置
投产工作面为1152工作面。该工作面区段运输平巷标高为+240m，即平硐标高水平，区段回风平巷标高为+260m，即风井（平硐）标高。
在主平硐15m处（斜交岩层走向约30°）布置+240m底板运输平巷至11采区中部，然后施工石门揭5煤和3煤，在见5煤处沿5煤层走向向北施工1152运输平巷至矿井边界，沿煤层伪倾斜方向施工1152开切眼至+260m标高停掘。
在风井（平硐）沿岩层走向布置+260m底板回风平巷至11采区中部，然后施工石门揭5煤和3煤，在见5煤处沿5煤层走向向北施工1152回风平巷至矿井边界与1152开切眼贯通，构成1152回采工作面负压通风系统。
为了解决1151工作面掘进出煤矸、行人、回风等问题，在1151运输平巷适当的位置施工行人上山、通风上山至+260m标高与1151回风平巷贯通。
区段平巷采用木棚支护,梯形断面, 巷道净高1.8m，上净宽1.6m，下净宽2.5m，净断面积3.69m2，棚距0.6m，杂木棍和杂木条背邦、顶。
三、接替工作面布置
接替工作面为1151回采工作面。
在+240m石门见5煤处沿5煤层走向向南施工1151运输平巷至矿井边界，沿煤层伪倾斜方向施工1151开切眼至+260m标高停掘。
在+260m回风石门见5煤处沿5煤层走向向南施工1151回风平巷至矿井边界与1151开切眼贯通，构成1151回采工作面负压通风系统。

第五节 车场、硐室、水仓

一、车场
各上、下车场为平车场，中部为甩车场，均为单道起坡，设重车道和空车道储车场，长30m，铺15kg/m轨道，采用三分之一弧形拱，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2。
二、硐室、水仓
在提升上山的上、中、下部车场设信号硐室。
在各提升上山的上、下部车场设配电点硐室。
在11轨道上山下部车场处设水仓和泵房、管子道。按矿井正常涌水量10m3/h计算，水仓有效容量为100m3。
水仓采用三心拱型断面，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2，巷道长20m。

第六节 采 煤 方 法

一、采煤方法选择及支护
矿井东翼3、5煤层倾角约70°，西翼煤层倾角约30°，本矿井范围内3煤局部可采，厚0～3.89m，平均厚度1.54m。5煤层全区可采，厚0～8.52m，平均厚度2.0m。本设计首采区为矿井东翼，煤层为倒转，5煤处于3煤之上，根据煤层赋存条件和开采技术特点，设计采用0煤法，爆破落煤，木支架控顶，全部垮落法管理顶板。（本设计以东翼为例）
回采工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，回柱绞车回柱放顶等回采工艺。
1152回采工作面斜长20～25m，平均煤厚2.0m，倾角平均为70°，回采工作面采用三、五排控顶，一梁三柱倾向木支架支护，排距0.7m，柱距0.7m，最大控顶距2.8m，最小控顶距1.4m，放顶步距1.4m。所用木材直径不小于16cm，顶梁为直径16cm的半圆木，梁长1.8m，探头0.2m。
因矿方未提供煤层顶底板的力学性质和有关矿压方面的实测资料，只能按4～8倍采高估算压力。
P=8γH=8×2.5×2.0=40.0（吨力/m2）
式中：P-估算的采场上方压力（吨力/m2）；γ-采场上方岩层平均容重（t/m3）；H-采高（m）,按煤层平均厚度选取。
而一根直径16cm的松木纵向抗压强度约30吨，设计支护密度为8.16根/m2，安全系数约7。设计支护密度合理。但回采工作面矿压显现是一个动态变化过程，放顶前必须在切顶线加密集支柱，切顶线以内抬楼连锁，上下安全出口及地质构造带等设木垛。作业过程中根据情况加设木垛、丛柱、戗柱、抬棚等加强支架。并进行矿压观测。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
采煤工作面设一个小台阶，台阶长度10mm左右，宽度2～3m。采用“三五”排控顶方式，循环进尺1.4m，一日一个循环，工作面年推进度462m，一个回采工作面可保证矿井3万t年产量。
工作面煤炭自溜至区段煤层运输平巷，区段煤层装入U－0.75m3侧翻式矿车，人力推运从平硐至地面煤仓。
井下原煤运输流程如下:
回采工作面→区段运输平巷→+240m底板运输大巷→平硐→地面
三、矿井生产能力核定
1、采煤工作面生产能力
A采=l·h·L·d·K
=20×2.0×（1.4×330）×1.45×0.95
=25000(t)
式中：l----工作面倾斜长度,m;
h----工作面采高,m;
L----工作面年推进度,m;
d----煤的容重,t/m3;
K----工作面回采率;
2、煤巷掘进工作面生产能力
掘进煤量按回采煤量的20%计算，则全矿掘进煤量A掘进=25500×20%=5100（t）
3、矿井生产能力
A=A回采+A掘进
=25500+5100
=30600（t）＞30000（t）

第七节 矿井通风与安全

一、矿井通风系统及通风方式
通风方式：矿井采用中央边界式通风方式，主平硐 为进风井，风井为回风井。
通风方法：抽出式通风
矿井通风路线：主平硐（进风）→+240m底板运输大巷→+240m石门→1152运输平巷→1152工作面→1152回风平巷→+260m回风石门→+260m回风大巷→风井→地面。
二、矿井风量计算
该矿2005年未进行瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行[2005]233号），相对瓦斯涌出量为16.61m3/t，属高瓦斯矿井。
按回采、掘进、硐室实际需要的风量总和计算矿井总风量。
1、回采工作面所需风量
(1)、按工作面良好气候条件所需风量
-*
(2)、按工作面稀释瓦斯所需风量：
Q采=0.0926qch4×T×K
=0.0926×16.61×91×1.45
=202.95 m3/min
回采工作面所需风量取最大值Q采=226.8m3/min
2、掘进头采用局扇压入式通风，独立通风系统，一个掘进头需要风量150m3/min，则掘进所需风量为：
Q掘=3×150=450m3/min。
3、其他所需风量
其他巷道按50 m3/min配风稀释瓦斯，
Q他=50m3/min。
4、矿井所需总风量Q总
Q总=(Q采+Q掘+Q他)×K通
=(226.8+450+50)×1.2=872.16m3/min=14.54m3/s
5、风速校核
（1）、主平硐断面积为4.97m2，风量是14.4m3/s，
V=14.4/4.97=2.92m/s
1m/s﹤V﹤8m/s
（2）回采工作面
平均控顶距断面积为4.2m2，风量为4.54m3/s
V=4.54/4.2 =1.08m/s
0. 25m/s﹤V﹤4m/s
（3）风井断面积为4.1 m2, 风量为14.54 m3/s
V=14.54/4.1=3.55m/s
1m/s﹤V﹤8m/s
（4）按同时工作的最多人数计算
矿井同时工作的最多人数为80人，所需风量为320m3/min，而本矿所配风量为872.16m3/min＞320 m3/min。
以上风速均符合《煤矿安全规程》要求。
按最大班下井人数和吨煤供风标准校验，供风量符合要求，确定矿井总风量为14.54m3/s。回采工作面按272.16 m3/min配风，掘进工作面按180 m3/min配风,其他巷道按60 m3/min配风。
6、矿井通风阻力计算
通过计算矿井前期通风最大负压为146.88Pa，通风等积孔为：
A=1.19×Q/H1/2=1.19×14.54/146.881/2=1.43m2
矿井通风等积孔等于1，矿井通风难易程度属中等。（见通风负压计算表）
矿井前期通风困难时期通风阻力计算表
序
号
井 巷
名 称
支 护
形 式
阻力系数
（Ns2/m4）
巷道长度
（m）
巷道周长
（m）
净断面
（m2）
风量
（m3）
通风阻力
（Pa）
1
主平硐
砌碹
0.005
15
8.5
4.97
14.54
1.1
2
11轨道上山
砌碹
0.005
231
7.94
4.1
12.54
20.92
3
+130m运输石门
砌碹
0.005
170
7.94
4.1
4.54
2.02
4
1157运输平巷
木支
0.028
350
7.8
3.69
4.54
31.36
5
1157回采工作面
木支
0.048
40
8.2
4.2
4.54
4.38
6
1157回风巷
木支
0.028
330
7.8
3.69
4.54
21.55
7
+165m石门
砌碹
0.005
80
7.94
4.1
12.54
29.56
8
11通风上山
砌碹
0.005
190
7.94
4.1
12.54
17.21
9
风井
砌碹
0.005
60
7.94
4.1
15.54
5.43

小计

133.53

局部阻力
按10%计算
13.35

合计

146.88

矿井后期通风最大负压为277.97Pa，通风等积孔为：
A=1.19×Q/H1/2=1.19×11.54/277.971/2=0.82m2
矿井通风等积孔小于1，矿井通风难易程度属偏困难。（见通风负压计算表）

矿井后期通风困难时期通风阻力计算表
序
号
井 巷
名 称
支 护
形 式
阻力系数
（Ns2/m4）
巷道长度
（m）
巷道周长
（m）
净断面
（m2）
风量
（m3）
通风阻力
（Pa）
1
主平硐
砌碹
0.005
15
8.5
4.97
11.54
0.69
2
11轨道上山
砌碹
0.005
231
7.94
4.1
11.54
17.72
3
+130m运输大巷
砌碹
0.005
880
7.94
4.1
11.54
67.50
4
13轨道上山
砌碹
0.005
75
7.94
4.1
11.54
5.75
5
+165m石门
砌碹
0.005
60
7.94
4.1
11.54
4.6
6
1331运输平巷
木支
0.028
350
7.8
3.69
4.54
31.36
7
1331回采工作面
木支
0.048
40
8.2
4.2
4.54
4.38
8
1331回风平巷
木支
0.028
440
7.8
3.69
4.54
39.42
9
+165m石门
砌碹
0.005
80
7.94
4.1
11.54
6.14
10
13通风上山
砌碹
0.005
75
7.94
4.1
11.54
5.75
11
回风上山
砌碹
0.005
85
7.94
4.1
11.54
6.52
12
+240m回风大巷
砌碹
0.005
720
7.94
4.1
11.54
55.23
13
回风上山
砌碹
0.005
70
7.94
4.1
11.54
5.34
14
风井
砌碹
0.005
30
7.94
4.1
11.54
2.3

小计

252.7

局部阻力
按10%计算
25.27

合计

277.97

第三章 矿井主要机械设备

第一节 矿井提升设备

一、设计依据
1、矿井年产量：3万t；
2、工作制度：年工作日330d，日提升时间14h；
3、11轨道上山上车场标高：+238.5m，落底标高：+130m，
井筒坡度：28°，井筒长度：231m；
4、12轨道下山上车场标高：+240m，落底标高：+130m，
井筒坡度：28°，井筒长度：234m；
5、提升方式及提升容器
提升方式:上、下平车场,单钩串车提升;
提升容器: U-0.75m3侧翻式矿车。
6、矸石产量按原煤产量的10％计算。
二、11轨道提升设备选型
（一）、确定一次提升量
1、提升斜长：
LA＝L＋LB＝231＋21＝252m
式中：LB -- 从变坡点阻车器至尾车停车点的距离，取LB＝21m。
2、一次提升循环时间
TX＝2×（L/V平+30）＝2×（252/1.5＋30）＝396s
3、一次提升量的确定
a′＝Caf.A.Tx/（3600.br.t）=1.2×1.2×33000×396/（3600×330×14）＝1.13t
式中:
C -- 提升不均衡系数 取C＝1.2
af -- 提升能力富裕系数 取af＝1.2
A -- 矿井年产量 A＝33000t（含10％矸石产量）
br-- 年提升工作天数 br＝330d
t -- 日提升工作时间 t＝14h
4、一次串车数的确定
Z＝Q′/v.r.Φ=1.13/（0.75×1.0×0.8）=1.9辆
取Z＝3辆
式中：
V -- 矿车容积 V＝0.75m3
r -- 松散煤容重 取r＝1.0t／m3
Φ -- 矿车装满系数 取Φ=0.8
（二）、钢丝绳的计算
1、钢丝绳的悬垂长度 LC
定井口变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度L′=31m，则：
LC＝L + L′＝231＋31＝262m
2、每m钢丝绳重：
P＝Z（G＋G0）（sinβ＋ωcosβ）／[1.1×σB／ma－Lc(sinβ+ω′cosβ)]
＝3×（600＋400）×（sin28°＋0.025×cos28°）／[1.1×15500／6.5－262×（sin28°＋0.25×cos28°）]
＝0.6038Kg/m
式中：
G -- 矿车载重，G＝0.75×0.8×1000＝600kg
G0-- 矿车自重，取G＝400kg
σB-- 钢丝绳公称抗拉强度
ma-- 安全规程规定钢丝绳最小安全系数 ma＝6.5
ω-- 矿车运行阻力系数 取ω＝0.025
ω′--钢丝绳运行摩擦阻力系数 取ω′＝0.25
选择钢丝绳6×19－15.5－155型。每米钢丝绳重：P＝0.8457kg/m，钢丝破断拉力总和Qq＝13850kg。
3、钢丝绳安全系数验算
m＝Qq / [Z(G+G0)( sinβ＋ωcosβ)+PLc( sinβ+ω′cosβ)]
＝13850／[3×（600＋400）×（sin28°＋0.025×cos28°）＋0.8457×262×（sin28°＋0.25×cos28°）]＝8.5>ma=6.5
故选择6×19－15.5-155型钢丝绳合格。
（三）、提升机的选择
⑴、绞车卷筒直径选择
根据《煤矿安全规程》第416条，安装在井上的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的80倍，安装在井下的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的60倍，在满足提升安全的条件下,按井下使用的绞车计算,则：
D≧60d＝60×15.5＝930mm，
选择标准直径1000mm。
⑵、绞车卷筒宽度的选择
根据《煤矿安全规程》第419条之规定，
缠绕层数：K＝3
平均缠绕直径：
DP＝D +（K-1）d＝1000+（3-1）×15.5＝1031mm
卷筒宽度：
B ＝〔LA+Ly+（3+4）лD〕（d+ε）/（KлDP）
＝〔252+20+（3+4）×3.14×1.0〕（15.5+2）/（3×3.14×1.031）＝530mm
选择标准宽度800mm。
式中：
LA—提升长度
Ly—钢丝绳试验长度，取Ly＝20m
ε—钢丝绳在卷筒上缠绕间距，取ε＝2mm
⑶、提升机的选择
根据计算的绞车直径和宽度，选择JT1.0×0.8型单筒提升绞车。其主要技术参数如下：
滚筒直径D＝1000mm
滚筒宽度B＝800mm
平均速度V平＝1.5m/s
最大静张力Fjmax＝20KN
2、最大静张力校验
Fj＝Z(G+G0)( sinβ＋ωcosβ)+PLc( sinβ+ω′cosβ)
=3×（600＋400）×（sin28°＋0.025×cos28°）＋0.8457×262×（sin28°＋0.25×cos28°）＝1628kg＜Fjmax＝25KN
满足要求
（四）、电动机容量的确定
N ＝ K·Fj·Vmax／（102· η）
＝ 1.1×1628×1.5／（102×0.85）＝31kw
式中：
K -- 电动机备用系数 取K＝1.1
η--电动机效率 η＝0.85
选择YR280S－8型电动机，其额定功率为37KW ,额定转速为730r/min，额定电压为380V，经验算符合要求。
（五）、绞车提升能力的校验
实际提升能力
A′＝ZGbt·3600/（C·Tx）
＝3×0.6×330×14×3600/（1.2×396）
＝63000（t/a）
提升能力满足要求。
富裕系数为：af＝A′/A＝63000/33000＝1.9﹥1.2
故经选型计算，确定11轨道上山提升系统选用JT1.0×0.8型单筒提升绞车，其配套电动机为YR280S－8，功率37KW。配用钢丝绳为6×19-15.5-155型,绞车平均速度为1.5m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车电控制采用JXP-37D成套电控系统。
三、12轨道上山提升设备选型
12轨道上山与11轨道上山井筒参数基本相同,不再进行计算。根据11轨道上山提升系统选型计算,确定12轨道上山提升系统选用JTB1.0×0.8型单筒防爆提升绞车，其配套电动机为YB280S－6，功率45KW。配用钢丝绳为6×19-15.5-155