焦作白庄煤矿毕业采矿设计分析

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1、概述第一章矿井概况 3.第一节地理概况 3第二节地质条件 4第三节矿井简况 6第四节矿井现有问题及整改方法 9第二章工业广场 1.0.第一节地面煤炭生采系统 10第二节主要机器设备 11第三节工业广场及各环节生产能力 12第三章井田开拓方式及主要生产系统 1.3.第一节井田开拓方式 13第二节矿井储量及服务年限 14第三节主、副井提升系统 15第四节矿井通风系统 18第五节供电系统 26第六节井下排水系统 28第七节井下运输系统 31第四章工作面施工及回采工艺 3.3.第一节采煤概况 33第二节采面施工系统 34第三节采面通风与放炮及机电管理 41第四节采面支护及液压系统管理 48第五节采面安

2、全措施 51第六节劳动组织及主要经济技术指标 55第五章井巷工程技术 5.5.第一节井巷施工 55第二节施工过程中的安全措施 60第三节劳动组织及主要经济技术指标 69第四节规格质量标准及机电管理 70第六章总结 7.1.第六章附图 7.1.一、采面施工1、采煤系统图2、工作面每班开工前施工图3、四对八根长梁超前支护图4、爆破说明书5、劳动组织与经济技术指标6、供电系统图二、井巷施工1、施工系统图2、巷道支护断面图3、巷道施工爆破说明书 4、劳动组织图表概述一、实习地点 本次实习地点为焦煤集团白云煤业有限公司白庄煤矿二、实习目的煤矿开采与掘进实习是在学该课程一段时间后、 后续课程学习之 前进行

3、的一个承上启下的重要教学环节。 通过实习， 了解煤矿的生产 技术状况及发展情况，树立为煤炭工业现代化做出奉献得专业思想。 熟悉实习煤矿井上、 井下概貌以及煤炭的生产过程及矿井各主要生产 环节，掌握煤矿生产基专业技能和生产工艺组织过程， 争强社会责任 感、使命感和树立企业精神。 全面认识所学专业的工作岗位生产技能 要求和特点。 并将所学的专业理论知识与实践相结合， 进一步加深对 煤矿开采与掘进技术理论知识的理解与运用能力。 同时这次实习， 也 是一次接触社会、了解煤矿，向工人和工程技术人员学习的好机会。第一章 矿井概况第一节 地理情况一、矿区地理位置，地形地貌，交通情况 焦作煤业（集团）白云煤业

4、有限公司白庄煤矿位于河南省、焦作 市、修武县、方庄镇境内，西距焦作市区 25 公里，南距修武县城 15 公里，地理坐标为：东经：113 24 58113 26 58；北纬： 35 20 2235 21 31。本区属山前冲洪积平原，地势呈北高南低，西高东低；全区被新生界掩盖，有少量黄土冲沟。海拔标高 105.90 119.99m,相对高差 14.09m。本区西部边界距焦作市约20km,南距焦（作）新（乡）铁路修武车 站约12km,修武云台山旅游区公路从矿区西约 600m处通过。区内 有简易公路与之相连，交通便利。二、井田位置，边界范围，井田面积，相邻矿井关系 白庄煤矿井田位于焦作煤田东部，西起界

5、碑断层 , 东与吴村煤矿 相邻, 南至魏村断层 ,北到九里山断层和煤层露头 , 面积 2.6 平方公 里。第二节 地质条件一、井田地质情况，地层，含煤地层，构造 地层：区内基岩全部被新生界所覆盖， 据钻孔和矿井工程揭露资 料，地层由老至新为：中奥陶统马家沟组、中石炭统本溪组、上石炭 统太原组、下二叠统山西组和下石盒子组、 上二叠统上石盒子组和第三、四系。含煤地层为石炭二叠系含煤地层。构造：本区东段为一单斜构造，地层走向北东，倾向 150，倾角 15;西段为白庄背斜，地层走向北东，倾向南西和北西，倾角 15 26 ;全区共发现落差10m以上的断层14条，10m以下的断层15条, 采掘中发现2m以

6、下的小小断层14条。构造复杂程度属中等类型。二、主要可采煤层情况，煤层赋存条件，煤层层数，厚度，资源 储量，煤质，煤种矿井开采煤层为二 1煤层，位于山西组下部， 层位稳定， 全区可 采，煤层厚度2.368.02m，平均5.51m，煤层结构简单，仅局部 含厚0. 050. 25m的炭质泥岩或泥岩夹矸12层。本区含煤地层为太原组、山西组和下、上石盒子组，含煤地层总 厚度约550.73m,共含煤13层，煤层总厚9.30m,含煤系数1.69 %, 可采煤层厚度7.21m，可采含煤系数1.3 1 %矿井开采二 1煤层, 2005 年底保有资源储量为 918 万吨,其中 （ 111b）275 万吨,可采储

7、量 182 万吨。二 1煤为黑色,以块状为主,少量粉粒状,似金属光泽,煤岩组 分以亮煤为主,次为镜煤和暗煤,煤岩类型属半亮光亮型煤。煤的 视密度为1.47t /m,真视密度为1.56t /用。原煤灰分为7.0219.0%, 平均 13.5%;硫分为 0.271.0%,平均 0.5%;全水分为 1.446.64%, 平均3.46%;发热量为29MJ/kg。为低水、低灰、特低硫，抗碎强度 高,热稳定性好,高熔灰分,中高发热量无烟煤三号。三、水文地质情况,开采技术条件本区二 1 煤层顶板直接充水含水层为砂岩裂隙孔隙含水层,底板 直接充水含水层为太原组上段灰岩岩溶裂隙含水层, 因本区构造复杂 程度东西

8、有所差异， 其水文地质勘查类型东部应划为第三类第二亚类 第二型，西部则应划为第三类第二亚类第二型偏三型。总体来看，本 区属以底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件中等偏复杂的矿床 类型。二 1 煤层伪顶岩性以泥岩、 砂质泥岩和炭质泥岩为主， 随采随落。 老顶多直接压煤或与伪顶直接相连，岩性以厚层状中细粒砂岩为主， 致密坚硬，稳定性好。煤层直接底板岩性为泥岩和砂质泥岩，稳定性 较好。矿井经瓦斯等级鉴定，最大绝对瓦斯涌出量为2.9m3/mi n最大相 对 瓦 斯 涌 出 量 为 5.97m3/t, 目 前 矿 井 绝 对 瓦 斯 涌 出 量 为 2.73 m3/min,相对瓦斯涌出量为 5.52 m

9、3/t，属低瓦斯矿井。按低瓦 斯矿井管理；二 1煤层无煤尘爆炸危险性； 自燃发火倾向等级为三类， 属不易自燃煤层；地震动峰值加速度值为 0.15 ,对应的地震设防烈 度为度；地温属正常区，无高温影响。第三节 矿井简况一、矿井建设情况白庄煤矿是在 1970 年封丘、修武两县合办的小煤窑基础上发展 起来的,没有进行正规的开采设计。1979 年 12 月,白庄煤矿自行设计,对矿井进行了技术改造, 由于当时为地方煤矿,没有进行立项、开竣工和投产验收。二、煤矿生产现状1 、主要生产系统,采掘工艺,开拓方式和开采方法,水平、采 区划分矿井运输提升：回采工作面、下山均采用 SGW 17型和SGV 20 型刮

10、板输送机运输，水平运输大巷采用7吨电机车运煤；主井采用2.5米绞车提升，主要提升原煤和材料；付井采用2.0米绞车提升，主要提升人员。矿井通风方式为中央并列抽出式机械通风。井下排水系统为各出水点通过水沟或水泵流入采区临时水仓， 采区泵房分别排至水平运输大巷，经水沟流入中央水仓，再由中央泵 房排至地面，为两极排水。矿井供电采用3.5KW双回路双电源供电。2、通风方式矿井通风方式为中央并列式。主井进风，副井回风，主扇型号均 为K70-N18型轴流式通风机，一台工作，一台备用。3、现主要生产煤层、采区、工作面情况矿井生产煤层为二i煤，煤层层位稳定，全区可采，煤层厚度 2.368.02m，平均5.51m

11、。生产采区为11采区和12采区，各布 置一个回采工作面和一个掘进工作面生产。14采区正在进行开拓，因出水现正在封堵。4、近几年生产完成情况2003年一2005年产量如下单位：（万吨）年度200320042005原煤产量32.526.225.5其中回米产量29.223.622.9其中掘进产量3.32.62.65、今后三年的生产接续安排2007年2009年采煤工作面接续表采煤队工作面编号工作面可采储量（万吨）接续起止日期后一年后二年后三年1103煤柱上分层4.306.12.53.107.3.151103煤柱下分层4.307.3.164.307.6.301101煤柱上分层7.107.7.17.1采一

12、队07.12.201101煤柱下分层7.107.12.2108.6.100.56.6东大巷下煤柱上分层12.608.6.11 8.44.209.4.10东大巷上煤柱上分层11.309.4.1110.810.1.10合计46.71515151203煤柱上分层3.106.12.1 2.007.2.201203煤柱下分层3.107.2.212.107.5.10采二1201煤柱上分层4.807.5.114.8队07.9.201201煤柱下分层4.807.9.213.11.708.2.101200煤柱上分层7.808.2.11 7.808.9.151200煤柱下分层7.808.9.1609.4.203.

13、54.312142工作面8.909.4.218.710.1.10合计40.3131313全矿总计87282828第四节 矿井现有问题及整改方法一、各生产系统（环节）存在的主要问题1、矿主井提升系统存在的主要问题是： 主井绞车为上世纪60年 代仿苏产品，服役时间较长。2、矿副井提升系统存在的主要问题是： 主井绞车为上世纪60年 代仿苏产品，服役时间较长。3、矿井排水系统存在的主要问题是：排水管路使用时间长，老 化易被腐蚀。4、矿井运输系统存在的主要问题是：水平大巷采用架线式电机 车运输，设备老化，东、西区斜巷运煤均采用刮板输送机运输，运输 线路长。5、矿井采掘工作面存在的主要问题是：回收下山煤柱

14、，工作面 走向长度较短，搬家频繁，影响生产。6、矿井通风系统存在的主要问题是：矿井生产已到后期，正在 回收煤柱和拾边角残留煤工作，井下部分巷道受采动的影响，出现裂 缝、支架变形，顶板破碎，采空区逐渐扩大，废巷、老巷逐渐增多。二、采取的整改措施1、主井绞车运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护 装置的试验和对关键部位的探伤，强化日常管理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。2、副井绞车运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护 装置的试验和对关键部位的探伤，角移式制动器更要认真维护检测。 作好钢丝绳的防锈蚀处理， 定期检修维护， 以保证运转的安全性和连 续性。3、排水管路应定期进行

15、防腐处理，应加强对水泵性能的定期检 测和日常维护。以保证水泵的正常运行4、应加强对电机车和刮板输送机的日常检查维护，强化制度管 理，最大限度的服务好原煤的安全生产。5、加快 14 采区勘探、开拓，保证正常生产。6、瓦斯治理方面需采取以下措施： 、临时的施工地点多为残米，距离近，但巷道多、压力大，通 风难度增加，容易出现瓦斯死角，是当前瓦斯管理的重中之重。要求 检查员必须严格交接班，坚守工作岗位，认真检查瓦斯，重点排查局 部瓦斯，彻底消除瓦斯超限隐患。 、局扇供风地点增多，回收煤柱地点增多，通风条件受到限制， 加强局部通风也是当前瓦斯管理工作的重点。 要求各地点瓦检员配合 通风工、电工抓好局扇管

16、理，做好双风机、双电源、自动换台、自动 分风。实现风电、瓦斯电闭锁。加强风筒管理，保证掘进头供风量， 消除瓦斯隐患。 、认真做好井下所有通风巷道和通风设施的检查工作，特别是 米空区周围的巷道，要重点检查，防止出现漏风、瓦斯盲区，发现问 题及时处理。 、所有作业地点，均设专职瓦检员，严格按照规定检查瓦斯、 执行“一炮三检” 和“三人连锁” 等放炮管理制度。 做到牌板、 记录、 报表三对照，当天瓦斯日报表和监测报表送总工程师和总经理签字审 阅，对重大的通风、瓦斯问题，制定措施，进行处理。第二章 工业广场第一节 地面煤炭生产系统一、概况地面建有 40万吨/ 年选煤厂和 20万吨/年洗煤厂，井下原煤经

17、矿 车提至地面，再经翻箩进入大炭筛，滤出大炭后进入给煤机，给入带 式输送机， 进入选煤系统分级振动筛， 从选煤厂出来的块煤经胶带输 送机进入洗煤系统， 从选煤厂出来的沫煤和从洗煤厂出来的块煤全部 地销，无外送。地面贮煤厂面积 40000平方米可贮存原煤 10 万吨， 工业广场露天存放。二、地面生产系统各环节主要设备及能力计算（一）原煤给煤、筛分环节：k2 往复式给煤机一台 , 处理能力 200t/h ；TD75型（B=800mm皮带机一部，输送能力为280 t/h,振动筛型号为2ZD1530型一台，筛板层数2层，处理能力150 t/h 。最小设备年处理能力：A = 330 x 16X 150/

18、 （10、1.2 ） =66万 t/a。A 年处理能力，万 t/a 。1.2 系统中各环节设备的处理能力不均衡系数。（二）地面运输环节：靠铲车装运，装车能力能满足矿井生产配 套能力。（三）铁路运输能力：无外运。（四）汽车运输能力：全部地销，可以满足矿井生产需要。 综上所述， 地面生产系统的核定能力取其系统中的最小环节能力，即为66万t/a。上年度为28万t/a，能力变更主要原因是震动 筛处理能力变更。三、由于地面系统较长，环节多，任一环节出现问题，都影响 到原煤的正常生产， 因此，要加强对地面系统每个环节设备的日常维 护检查，强化责任管理，尤其皮带机的综合安全保护功能要加以完善， 坚持正常使用

19、。第二节 主要机器设备一、主井提升机提升机型号2 6 M2500/1220型缠绕式双滚筒绞车，该绞车为六十 年代仿苏产品，抚顺产。绞车提升最大速度为 4.2m/s ，提升井口标 高+115.8，井底标高 -66.2 米，提升高度 182米，提升容器为一吨单 层罐笼，矿车采用 1 吨 U 型矿车，矿车载重 1 吨，电机型号：功率 200KW6KV两回电源线路，电控采用TKD型。提升一次循环时间50S二、副井提升机提升机规格型号26 M2000/1020缠绕式双滚筒提升机，井口标高 +114.5，井底标高-58，提升高度 172米, 井筒直径 4.2 米。用一台角 移式制动器，绞车为六十年代仿苏产

20、品，提升容器为一吨单层罐笼， 徐州产，有MA标志。楔型连接装置，提升钢丝绳直径为 ？24.5mm 钢丝绳罐道，电机型号为 JR125-6.功率130KV，电压380V,串电阻 调速，TKD电控系统，保护装置齐全、可靠，装有 BF-111型防坠器2 台。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为 70s、 70s、 80s。三、通风机主扇型号均为 K70-NO18 型轴流式通风机，一台工作，一台备用。 主扇排风量为1575m3/s，负压范围50250mmO,风机叶片安装 角400,配套电机两台均为JR2355-8型95kw,电压380V、转速720r /min 。主扇于 2004年 12

21、月底进行风机性能检验，均符合规定，能满 足矿井通风需要。目前运转的H号主扇抽风量为2968.1 m3/mi n,风压490Pa,等积孔2.66m2，通风阻力515 Pa,电流125A,电压360V, 前轴温19C，后轴温22C。第三节 工业广场及各环节生产能力一、地面建有 40 万吨/年选煤厂和 20万吨/年洗煤厂，井下原煤 经矿车提至地面，再经翻罗进入大炭筛，滤出大炭后进入给煤机，经 带式输送机， 送入选煤系统分级振动筛， 从选煤厂出来的块煤一部分 经胶带输送机进入洗煤系统， 另一部分进入煤仓或落地。 从选煤厂出 来的沫煤和从洗煤厂出来的块煤全部地销，无外送。 2003-2005 年共 生产

22、原煤85万t，入洗三炭20万t，洗精煤16万t。地面储煤仓 3 个，总容量为 1.2 万 t ，是矿井日产量 1500t 的 8 倍。贮煤厂面积 40000平方米可贮存原煤 10万吨，工业广场露天存放。二、各环节生产能力 矿井主提升系统核定能力为 34 万 t ，取值合理，计算准确； 矿井主提升系统核定能力为 51 万 t ，取值合理，计算准确； 矿井排水系统核定能力为 60 万 t ，取值合理，计算准确； 矿井供电系统核定能力为 51 万 t ，取值合理，计算准确； 矿井运输系统核定能力为 30 万 t ，取值合理，计算准确； 矿井采掘工作面核定能力为 28 万 t ，取值合理，计算准确；

23、矿井通风系统核定能力为 30万 t ，取值合理，计算准确； 矿井地面生产系统核定能力为 66万t，取值合理，计算准确； 选煤厂生产核定能力为 66 万 t ，取值合理，计算准确； 以最薄弱的生产系统能力为最终的核定生产能力，即 28 万 t/a 。第三章 井田开拓方式及主要生产系统第一节 井田开拓方式、井田范围白庄煤矿位于焦作煤田东部，井田西起界碑断层 , 东与吴村煤矿 相邻,南至魏村断层 , 北到九里山断层和煤层露头。 井田东西长 2.6 公 里，南北宽1公里，面积约2.6平方公里，计算开采深度为+30-560 米。矿井开采煤层为二 1 煤层，位于山西组下部，层位稳定，全区 可采，煤层厚度2

24、.368.02m,平均5.51m,煤层结构简单，仅局 部含厚0. 050. 25m的炭质泥岩或泥岩夹矸12层；煤层走向北 东，倾向1500，倾角15。；煤层埋藏深度为130660m。二、开拓方式 矿井为立井单水平下山分区式开拓井下分东西两翼开采， 生产水 平为-66 水平，整个矿井共三个采区，现 1 1、 1 2两个采区进行生产； 14 采区进行开拓， 因 14 采区地质构造较复杂， 开拓过程中断层出水， 现正在封堵。第二节 矿井储量及服务年限矿井保有资源储量 9 1 8万吨；其中：（ 1 1 1 b） 275万吨， （ 3 33） 643万吨，可采储量 182万吨； 14采区开拓后，可采储量

25、将增加 100 万吨左右；矿井资源储量能满足矿井生产的需要。以最薄弱的生产系统能力为最终的核定生产能力，即28万t/a。一、 2005 年末资源储量核查结果为：（111 ）为182万吨，（111b ）为275万吨，（333）为643万吨开拓煤量为 182万吨，可回采 5年。准备煤量为 182万吨，可回采 60月。回采煤量为 11.5 万吨，可回采 4.6 月二、服务年限白庄煤矿矿截止 2005年末可采储量 182 万吨，上次核定生产能 力24万t /a,本次拟调整核定生产能力为 28万t /a。矿井剩余服务年限为：a = G/k b A = 182/ （1.3 x 28） = 5.0 a式中：

26、 a 矿井剩余服务年限；G 2005 年末可采储量, 182 万吨；A 矿井拟调整的核定生产能力 28万 t a：KB 储量备用系数,矿井地质构造较简单；煤层赋存较稳定,开采技术条件较好,取 1.3矿井剩余服务年限5a，资源储量满足生产服务年限的要求，经 核算,核定生产能力为 28 万 t a。第三节 主、副井提升系统一、主井提升系统（一）主井提升（运输）方式主井为立井提升, 采用单层罐笼 1 吨矿车提升, 主要担负主井原煤提升任务。（二）主要技术参数提升机型号2 6 M2500/1220型缠绕式双滚筒绞车，该绞车为六十 年代仿苏产品,抚顺产。绞车提升最大速度为 4.2m/s ,提升井口标 高

27、+115.8,井底标高 -66.2 米,提升高度 182米,提升容器为一吨单 层罐笼,矿车采用 1 吨 U 型矿车,矿车载重 1 吨,电机型号：功率 200KW6KV两回电源线路，电控采用TKD型。提升一次循环时间50S（三）检测时间及结论2004年7月由河南省安全产品检测中心里进行了绞车性能测试, 结论合格，目前绞车运行正常。（四）主井提升能力核定计算：由公式：A= 3600 x bx t x pmX k410 x kiX k2X T3600X 330 x 16x 1 x 1410 x 1.2 x 1.1 x 50=34.8 （万 t/a）式中：b-年工作日（330d）;t-日提升时间（16

28、h）;P m -每次提升煤炭量（1t/次）；k-装满系数，立井提升取1;k1-提升不均匀系数，井下无缓冲煤仓（1.2 ）;k2-提升能力富余系数（1.1 ）;T-提升一次循环时间，现场实测（50S）由以上计算，该矿主井提升核定能力为 34万t/a。上年度为28 万t/a，能力变更主要原因是电控系统改造，更换了高压换向器，加 装了动力制动，井口井底状况进行改善，提升循环由60s缩短为50s。二、副井提升系统（一）畐U井提升方式和任务副井为立井提升，主要用于升降人员及材料。（二）提升机主要技术参数提升机规格型号2 6 M2000/1020缠绕式双滚筒提升机，井口标高 + 114.5，井底标高-58

29、，提升高度172米,井筒直径4.2米。用一台角 移式制动器，绞车为六十年代仿苏产品，提升容器为一吨单层罐笼， 徐州产，有MA标志。楔型连接装置，提升钢丝绳直径为？24.5mm钢丝绳罐道，电机型号为 JR125-6.功率130KV，电压380V,串电阻 调速，TKD电控系统，保护装置齐全、可靠，装有 BF-111型防坠器2 台。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为 70s、70s、 80s。（三）检测结果及结论2006年4月进行了绞车性能测试，结论合格（四）副井提升能力核定计算：5A = 330 x 3X10Px 3600-Tr-DTqR M4 ( Tg + Tc)GPc5X 360

30、0 3780 5X 80=330 X3X -0106104 （ x 70 + x 70）1.10.9=51.46（万 t/a ）式中：Tr：每班上下人总时间3780S/班其中：实测工人每班下井时间为35mi n,则升降工人时间为35 x 1.5=52.5min，升降其他人员时间为 52.5 x 0.2=10.5min，因此每 班人员上下井总时间为 52.5+10.5=63mi n二3780sD:下其它料次数5次R:出矸率2005年提升矸石22750车，原煤产量25.5 万t，则R = 22750 x 1.1 x 100% = 9.8 %255000设计出矸率为10%，实际出矸率为9.8 %，故

31、取10%。Pg：每次提矸石重量1.1吨M:每吨煤用材料比重2.6%2005年提升各类材料7280车，原煤产量25.2万t ,贝卩 M = 7280 X 0.9 X 100% = 2.6%255000Tg：提矸一次循环时间70s/次（实测）Tc：提升材料一次循环时间70s/次（实测）Tq：下其他材料每次循环时间80 s/次Pc：每次提升材料重量0.9 t由以上计算，该矿副井提升核定能力为51万t/a。上年度为25万t/a，能力变更主要原因是上下井时间缩短，提升机性能改善。第四节矿井通风系统一、矿井通风概况矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式机械通风。两个 进风井筒，一个回风井筒，主井进风1

32、843.9m3/min、斜井进风777.9 m3/min,副井回风2689.8 m3/min，矿井总需要风量 2000 m3/min， 实际进风量2621.8 m3/min，有效风量2250.1 m3/min。2005年度矿井瓦斯等级鉴定报告中，矿井最大绝对瓦斯涌出量 为2.9 m3/min,最大相对瓦斯涌出量为5.97 m3/t,目前矿井绝对瓦斯 涌出量为2.73 m3/min，相对瓦斯涌出量为5.52 m3/t，属低瓦斯矿井。主扇型号均为K70-W8型轴流式通风机，一台工作，一台备用。 主扇排风量为1575m3/s，负压范围50250mmO,风机叶片安装 角400,配套电机两台均为JR23

33、55-8型95kw,电压380V、转速720r /min。主扇于2004年12月底进行风机性能检验，均符合规定，能满 足矿井通风需要。目前运转的H号主扇抽风量为2968.1 m3/mi n，风压490Pa,等积孔2.66m2，通风阻力515 Pa，电流125A,电压360V, 前轴温19C，后轴温22C。井下实行分区通风：东、西区进风和回风，具有独立完善的通风系统，不存在串联、扩散、老塘通风，东区进风1326.6 m3/min,回风 1368.9 m3/min;西区进风 1295.2 m3/min,回风 1320.9 m3/min。 用风地点分布情况： 东区 1 1 05煤柱工作面、 1 1

34、05辅助巷掘进工作面、 11022联络巷掘进工作面,西区 12012回采工作面。其中, 1105辅助 巷、 1 1 022联络巷掘进工作面均 8月份开始掘进,局扇及开关安装符 合规程要求,均实现双风机、双电源、自动换台、自动分风、风 电和瓦斯电闭锁,保证其掘进不停风、瓦斯不超限、不违章,1105煤柱工作面与 1 20 1 2工作面为负压通风, 均具备独立、 完善的通风系 统。 （7 月份无掘进工作面 ） 。二、计算过程及结果（一）矿井需要风量计算1 、矿井风量计算原则： 生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面,硐室（独立通风）及 其它巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作 面风量（

35、我矿暂无备用工作面） 。现有通风系统必须保证各用风地 点稳定可靠供风。Q矿（E Q采+艺Q掘+艺Q硐+艺Q其它）X K矿通式中：艺Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/min艺Q掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/min艺Q硐硐室实际需要风量的总和， m3/min 艺Q其它其它巷道实际需要风量的总和，m3/minK矿通矿井通风系数,取 1.152、采煤工作面的需要风量： 回采工作面实际需要风量按瓦斯、 二氧化碳涌出量和爆破后的有 害气体产生量以及工作面气温、 风速和人数等规定分别进行计算, 取 其中最大值。、 1105 煤柱工作面需要风量 、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件公式计算需要风量，其

36、计算公式为：Q采 i=Q基本 x K采高 x K采长 x K温=277.2 X 1.1 X 1 X 1=304.9 m3/min式中：Q采1采煤工作面需要风量 m3/min ;Q基本工作面所需的基本风量 m3/min；Q基本=60 x工作面平均控顶距x工作面采高x工作面有效断面 70%X适宜风速(不小于1.0m/s )=60x3x2.2x0.7x1=277.2m3/min，工作面平均控顶距二(最大控顶距+最小控顶距)+ 2= (3.6+2.4 ) + 2=3m,工作面采高为2.2 m;K采高一一回采工作面采高调整系数取 1.1；K采长一一回采工作面长度调整系数取 1.0；K温回采工作面温度调整

37、系数取1.0。 、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q 采2=60x V采 x S采=60x 0.8 x 6.6=316.8 m3/min式中：V采采煤工作面风速 m/s,取0.8S采采煤工作面平均断面积 m2，(3.6+2.4 ) x 2.2 - 2=6.6 m2最大控顶距为3.6 m ,最小控顶距为2.4 m ,采高为2.2 m ; 、按回采工作面同时工作人数计算：Q 采 3=4x N=4x 80=320m3/min式中：N工作面同时工作最多人数取 80人。 我矿使用的炸药为乳化炸药,故不进行炸药供风量计算。 、经计算比较取Q采 3作为需要风量，按风速进行验算：15S 采 Q 采 3240

38、S 采得 993201584 m3/min。、 12012回采工作面需要风量 、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件公式计算需要风量，其计算公式为：Q采 i=Q基本 x K采高 x K采长 x K温=277.2 X 1.1 X 1 X 1=304.9 m3/min式中：Q采1采煤工作面需要风量 m3/min;Q 基本工作面所需的基本风量 m3/min；Q基本=60 x工作面平均控顶距x工作面采高x工作面有效断面 70%X适宜风速(不小于1.0m/s )= 60 x 3x 2.2 x 0.7x 1=277.2m3/min，工作面平均控顶距二(最大控顶距+最小控顶距)+ 2= (3.6+2.4 ) 2

39、=3m,工作面采高为2.2 m;K 采高回采工作面采高调整系数取 1.1；K采长一一回采工作面长度调整系数取 1.0；K温一一回采工作面温度调整系数取 1.0。 、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q 采2=60x V采 x S采=60x 0.8 x 6.6=316.8 m3/min式中：V采采煤工作面风速 m/s,取0.8S采采煤工作面平均断面积 m2，(3.6+2.4 ) x 2.2 - 2=6.6 m2最大控顶距为 3.6m , 最小控顶距为 2.4 m , 采高为 2.2 m； 、按回采工作面同时工作人数计算：Q 采 3=4x N=4x 70=280 m3/min式中：N工作面同时工作

40、最多人数取 70人。我矿使用的炸药为乳化炸药,故不进行炸药供风量计算。 、经计算比较取Q采 2作为需要风量，按风速进行验算：15S 采 Q 采 2240S 采得 99316.815S掘=15X 4 =60 即：21060 m3/min式中：S 掘 掘进工作面的断面积，4m2、 11022联络巷掘进工作面需要风量 、按瓦斯涌出量计算：Q掘 i=100x q 掘x K掘通=100x 0.4 x 1.3=52 m3/min式中:Q掘i单个掘进工作面需要风量 m3/min;q 掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量0.4m3/min；K掘通瓦斯涌出不均衡系数 ,8 月份日最大瓦斯绝对涌出量0.4 m3/m

41、in,平均日瓦斯绝对涌出量 0.3m3/min,比值取1.3。 、按局部通风机实际吸入风量计算：Q掘 2=Q扇 x I+15 x S=150x 1+15X 4=210 m3/min式中：Q扇局部通风机实际吸入风量 m3/min;I 掘进工作面同时通风的局部通风机台数 1 台;S 煤巷断面积 4m2。 、按掘进工作面同时工作的最多人数计算：Q掘 3=4x N=4X 32=128 m3/min式中：N掘进工作面工作最多人数，取 32人。我矿使用的炸药为乳化炸药,故不进行炸药供风量计算。 、经计算比较取Q掘2为需要风量。按风速进行验算煤巷掘进风量：Q掘 215S掘=15x 4 =60 即：21060

42、 m3/min式中：S 掘 掘进工作面的断面积，4m2井下共有2个掘进工作面，需风量均选择 210 m3/min,掘进工作面需要风量：艺Q掘=210+210=420 m3/min。4、井下硐室需要风量,按矿井各个独立通风硐室实际需要风量 的总和来计算：艺Q硐=0硐1+Q硐2 +Q 硐 3+Q 硐 4+ Q 硐5 + Q硐6+ Q硐 7+ Q 硐8=80+60+60+60+60+60+60+60=500 m3/min式中：Q硐所有独立通风硐室需要风量总和，m3/minQ 硐1炸药库，m3/minQ硐 2 东 1.6m 变电所 , m3/minQ硐 3 东 022 泵房， m3/minQ硐4东液压

43、泵站， m3/minQ硐5西大巷变电所， m3/minQ硐6西 0.8m 变电所， m3/minQ硐7西下山泵房， m3/min硐8西开拓变电所。 m3/min根据硐室配风原则：爆炸材料库风量为60100 m3/mi n。由于我矿的爆炸材料库比较小，距井底较近，瓦斯含量低，通风良好的情 况下，选择风量值为 80 m3/min。机电硐室需要风量按照设备的降温要求， 硐室内最高温度不超过30 C,其它硐室温度不超过 26C的原则，结合我矿的实际情况，瓦 斯浓度不超过 0.5%的基础上，风量选择 60 m3/min。5、其它井巷实际需要风量：、按瓦斯涌出量计算：Q 其 i=100x qcH4XK 其

44、它=100x 0.4 x 1.3=52 m3/min式中 :Q 其 1西开拓大巷需要风量，m3/minq CH4最大瓦斯绝对涌出量，0.4 m3/minK 其它瓦斯涌出不均衡系数，取 1.3。、按风速进行验算：Q其 i9x S其 i 5245 m3/min式中：S其i西开拓大巷断面积5m2 西区开拓属于临时排水巷道 , 瓦斯绝对涌出量较低，按瓦斯涌出 量计算该井巷实际需要风量不符合我公司井下实际情况。 因西区开拓 排水安装并使用一台工作局扇和一台备用局扇，选取风量为210 m3/min。6、矿井总需要风量：Q矿二（艺Q采+艺 Q掘+艺Q硐+艺Q其它）x K矿通=（636.8+420+500+2

45、10）x 1.15=1766.8 x 1.15=2031.8 m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/minQ掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/minQ硐硐室实际需要风量的总和，m3/minQ 其它其它巷道需要风量的总和， m3/minK 矿通矿井通风系数，取 1.15（二）矿井通风能力计算 :1 、计算公式：本矿井属于低瓦斯矿井 ,年产量低于 30 万吨/年。采用总体记算 法（公式一）。Q进 x 330P= （万 t/a ）qx kx 104式中： P 矿井通风能力，万 t/aQ 进 矿井总进风量， m3/minq 平均日产一吨煤实际需要风量， （m3/min）/t/aK

46、矿井通风系数。2、参数选取：根据8月份矿井测风情况，矿井总进风量 Q进为2621.8 m3/min 根据煤矿通风能力核定办法的要求， 计算 q 值时，首先应对上年 度供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价。对上年度生产 能力安排合理性进行必要分析与评价。 对串联和瓦斯超限等因素掩盖 的吨煤供风量不足要加以修正 , 计算应考虑近三年来的变化。 取其合 理值。平均日产一吨煤需要的风量， 应根据矿井上年度年产量和上年度矿井实际需要风量计算确定。上年度矿井总需要风量为 2045.7 m3/mi n,需要风量计算时矿井通风系数K=1.15，矿井实际需要风量为1778.9 m3/min。上年度实际生

47、产原煤为25.5万吨。按照平均工作日 330 天计算,平均日产量为 773t ,平均日产一吨煤需要的风量 为：q = 778.9/773=2.30（m/min）/t/a结合我矿实际情况K值取为1.25。3、通风能力计算：QX 3302621.8 X 330P = 4 = 4 = 30.1 万 t/aqXkX1042.3X1.25X104经（公式一）计算,矿井通风能力核定为 30.1 万 t/a 。第五节 供电系统一、概况（ 一） 煤矿电源线路情况公司有李一白、古一白两趟 35KV架空线路，两回路电源线路均 为 LGJ 1 20 型,长度分别为 2000米和 1980米（二）地面设 35KV变电

48、所占地 2500平方米，装设 S9-5000/35 主变一台,另一台 S73150/35 变压器备用,装机容量为 3150KW, 矿井实际用电负荷为3100KW（含水泥厂负荷），井下最大涌水时的用 电负荷 1300 KW。（三）下井电缆规格、回路数沿井筒敷设6KV下井电缆三路，主井筒150mm2 180 mm电缆各 一路，副井筒150 mm电缆一路，均为ZLQ。型铅包粗钢丝凯装电缆， 每路长350m地面变电所各保护装置定期由供电局校验整定，运行 可靠，能满足矿井配套生产能力。2005年全矿用电量1030万kwh, 2005 年实际生产原煤 25.5 万 t 。根据我矿目前现状，我们决定近期将5

49、000 KVA主变更换为3150KVAE常运行，另一台3150KVA变压器备用，所以下面主变容量 以3150KVA计算。二、计算过程及结果（一）电源线路安全载流量及压降校核1、安全载流量校核、3100全矿计算电流：I = -3 35 0.9= 56.8（厲线路LGJ 120允许载流量：环境温度 25时为380A （查表），考虑 环境温度40c时温度校正系数0.81，贝S Ix= 380X 0.81= 307 A I = 56.8 A 。2、线路压降校核LGJ-120线路单位负荷矩时电压损失百分数：当 cos?=0.9时为 0.0378 % /MW.km （查表），则电源线路电压 降为：0.03

50、78 % x 2X 3.1=0.23 % 156A。2 、电缆压降校核ZLQ。型3X 150电缆单位负荷矩时电压损失百分数，当cos?=0.8时为0.521 %/MW.km（查表），则每根电缆线路电压降为：0.521% 1.3 0.353=0.07 % 5 %。其中井下负荷为1.3MVY线路长0.35km。由以上校核可知，下井线路安全载流量及压降均符合要求，当一回电缆故障时，其余电缆能保证井下全部负荷用电。由于井下中央变电所还需向采区供电，故下井电缆电压降应留有一定富余。（三）线路能力计算A = 330 x 16X P/ （104W=330x 16x66130/ （104x 40.39 ）=2

51、70 （万 t/a ）p线路供电容量。当线路允许载流量为380A时，P =3 x 380x 35 x 0.9 = 20732 KW当线路压降为5%时，P =5%= 66.13（MW = 66130 KW0.0378% 2即线路允许合理供电容量为20732KWW 为上年度吨煤综合电耗， W = 1030/25.5 = 40.39（kwh/t ）（四）主变压器能力计算。A = 330 x 16S =330x 16 3150 0.9104104 40.39=37 （万 t/a ）式中：S-主变压器容量，3150kvAW-上年度吨煤综合电耗，9 -矿井功率因数，取0.9由以上校验和计算，电源线路和下井

52、电缆符合规程要求根据线路及变压器的能力计算，取其较小值确定供电系统核定能力为36万t/a。上年度为35万t/a，能力变更主要原因是线路允许合理供电容 量变更。第六节井下排水系统、概况（一 ）矿井排水系统基本情况由于矿井已报废 ,现仅回采煤柱 ,排水系统较简单，东区由下山 3 台4时水泵3趟？100mm管路排至水平大巷，西区由4台4寸水泵4 趟？100mrtf路排至水平大巷，单台水泵流量为100m3/h,功率为37KW 由大巷排水沟自流至中央泵房水仓，水沟总长度 1200 米。中央泵房 装有JG10D55 4水泵6台，每台电机容量500KV，水泵额定流量 600m3/h,两台工作，两台备用、两台

53、检修。一般情况下一台水泵运 行即可满足要求，水由主、副井筒各两趟325 X 10管道排至地面（无缝钢管） ，排水高度约为 180m 。中央泵房主水仓为内外两个，容量 分别分2500M和3766M,均按时清挖能保证容量。（二）矿井正常涌水量和最大涌水量2005 年矿井实际正常涌水量 408 m 3/h ，实际最大涌水量 600 mVh。同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为600mVh。二、计算过程及结果（一）、校验水泵能否在 20h 内排出 24h 的正常涌水量和最大涌 水量。正常涌水时，2台泵工作，20h排水量：600 X 2X 20 = 24000（ m3。 正常涌水时，24h 涌水量：

54、408 X 24 = 9792 （m3 24000 m3 最大涌水时，24h 涌水量：600 X 24 = 14400 （m3 24000 m3 以上计算表明， 2台水泵及 2趟管路工作， 备用水泵未投入， 20h 能排出矿井 24h 的正常涌水量或最大涌水量，符合煤矿安全规程 要求，且排水系统能力较大。（二）、水仓容量校验。由于矿井正常涌水量为 408（ m3/h ） 8Q要求。38Qn = 8 X 408 = 3264 （ m3）Q矿井正常涌水量；水仓总容量为：2500+3766 = 6266 （用）3264卅，满足煤矿 安全规程要求。（三）、排水能力计算1、正常涌水时排水能力计算。20B

55、 nAn= 330 10=62.36 x 12.7PnBn = 1200m3/h工作泵小时总排水能力Pn:平均日产吨煤所需排出正常涌m3t (统计05年数据)Pn= QnX 24x 330/ (25.5 x 104)=408X 24x 330/ (25.5 x 104)=12.7(m3t )(万 t/a )则：An二 3301020 x 12002、最大涌水时排水能力计算。Am = Bnx 20x 330 Pmx 104Bm=2400m3/ h （工作泵+ 备用泵小时总排水能力）f :日出吨煤所需排出最大涌水量（m3t ）（05年数据）Pn= Qmx 24x 330/ （25.5 x 104）

56、=600x 24x 330/ （25.5 x 104）=18.6（m3t ）2400 x 20 x 330 = 85.16 （万 t/a ） 18.6 x 104通过以上校验和计算，排水系统符合煤矿安全规程要求，取计算结果的较小值，确定矿井排水系统核定能力为60万t/a。上年度为51万t/a，能力变更主要原因是日出吨煤所排的最大涌水量减 少。（四）、防水要求（1）矿井工作面回采过程中，可能会遇到顶板淋水，必须加强 防治水管理，确保水路畅通。（ 2）矿井下必须做好水文地质工作，查明构造发育情况及其富 水性。（3）采面坚持跟底回采，不跟底时，支柱必须垫长方木，支柱 绑好防倒链，对支柱进行多次注液，

57、提高支柱的初撑力，保证支架稳 定。（4）加强职工培训，提高防治水意识。若发现有突水征兆或发 生突水时，除现场采取有效措施外，还要及时准确判断水情，并报告 有关部门，水情严重时人员沿避灾路线撤出。第七节 井下运输系统一、概况井下分东西两翼开采，两翼下山均用SGW22型刮板输送机运输， 东区下山倾角 15度，长度 280米，西区下山倾角 14度，长 260 米， 工作面和顺槽均用SGW22刮板机运输，水平大巷用直流架线式电机 车轨道运输，机车型号ZK7型，轨距600毫米，湘潭电机车厂70年 代生产，共有三台，东西两翼各一台正常运行，一台备用。轨道规格 为18kg/m钢轨，东大巷运输长度为625米，西水平大巷运输长度260 米。二、井下运输系统环节设备能力（ 一） 东翼：工作面：顺槽长度约80米，用SGW22型刮板输送机运输，v二0.5 m/s,输送能力100 t/h下山运输斜长280m倾角15度，采用SGW22型 刮板输送机运输， v= 0.5 m/s ，输送能力 100 t/h（二）西翼：工作面：顺槽长度约110米，用SGW22型刮板输送机运输，v二0.5m/s,