煤礦年產60萬噸礦井初步設計

GraduationDesignofChongqingDesignofMalincoalminewhichyearlyproduced600,000tonnewmineinGuizhouUndergraduate:ShenPengFeiSupervisor:Prof.HuangMajor:MiningEngineeringCollegeofResoucesandEnvironmentalScienceChongqingUniversityMay 馬臨煤礦隸屬于省習水縣六枝工礦()，位于省習水縣東皇鎮(zhèn)，距縣城4km，東北距重慶254km，南至貴陽361km。本次設計是針對馬臨煤礦年產60萬噸礦井進行初步設計，礦井開采的上界以 m標高為界，開采下界以+950m標高為界。該礦井可采煤層為C8煤層，C12煤層。其中，C8煤層厚度為1.2~2.29m，平均厚度為1.82m；C12煤層厚度為0.7~3.72m，平均厚度為1.38m，設計煤層為C12煤層，設計采區(qū)為東一采區(qū)。煤層以W5勘探線分為東西兩翼東翼煤層傾角為16°~18°，平均傾角17°；西翼煤層傾角14°~16°，平均傾角15°。設計礦井瓦斯相對涌出量為18.3m3/t,屬于高瓦斯礦井，煤塵無爆設計采用斜井加單水平上山開拓；采用分列式通風形式；井田東西兩翼C8煤層布置一個工田開拓；4、采煤方法和采區(qū)巷道布置；5、井下；6、礦井通風；7、礦井排

：礦井初步設計，馬臨煤礦，60萬噸/MaLincoalminebelongstoXiShuiCountyLiuzhimining(group)ofGuizhouprovince,locatedinXiShuiCountyeasthuangtownofGuizhouprovince,4kmawayfromthecountyseat,254kmawayfromChongqingprovince,361kmsouthtoGuiyang.ThisdesignisaimedatMaLincoalannualoutputof600000tonsofmineinthepreliminarydesign,theupperboundofthemineexploitationto+1250melevation,thelowerboundofthemineexploitationto+950melevation.ThemineminableseamasC8andC12coalseam.Amongthem,C8coalthicknessis1.2~2.29m,averagethicknessis1.82m;C12coalthicknessis0.7~3.72m,averagethicknessis1.38m,designofcoalseamfortheC12coalseam,miningareadesignforthefirstminingarea.CoalseaminW5prospectinglineisdividedintotwowings,eastwingcoalseamdipAngleis16°~18°,average17°;Westwing14°~16°seamdip,average15°.Relativedesignofminegaspouringamountof18.3m3/t,belongingtothehighgasofthemine,Noexplosivedust,nospontaneouscombustiontendencyofcoalseamWithonelevelupthehilltodevelopdesign;Thecentralsuchventilationform;Minethingtwopointsandtwominingarea,aminingareatotheeast,thewestsideofthesecondminingarea,C8coalseaminaminingareadecorateaface,thefaceminingcanguaranteemineproduction;Miningsequenceusingminingarea,backinthearea;Tolongwallmining,miningprocessadoptsthecomprehensivemechanizedcoalmining.Thisdesigncontentisdividedintoninechapters:1,anoverviewoftheminingfieldandgeologicalcharacteristics;2,mineproductionscale;3,minedevelopment;4roadwaylayout,miningmethodandminingarea;5,undergroundtransportation;6,themineventilation;7,minedrainageandcompressedair;8,minesafety;9,mineenvironmentalprotection.:Thepreliminarydesignofmine,MaLincoal,600000tons/year,gasmine,thecomprehensivemechanizedcoalminingmethod. 井田概況及地質特 井田概 地質特 礦井生產規(guī) 井田境 井田儲 時 井田開 概 煤層群的分組或....................................................................................... 開采順 采區(qū)計 采煤方法和采區(qū)巷道布 采區(qū)概 煤炭系 采區(qū)準備和................................................................................................................. 采掘..................................................................................................................采煤工 井下和礦井提 井下設計要求的相關原始資 礦井.............................................................................................................................5.2.1方式和系統(tǒng)的選擇決 采區(qū)設備的選擇和驗 礦井提 礦井通 礦井排水和壓 概 礦井安 防止水 預防火 煤層自然發(fā)火性及防滅火措 粉塵防 礦山環(huán)境保 概 廢 大 噪 生態(tài)的防治措 致 參考文 礦區(qū)和礦井的位置、交通概馬臨礦井位于省習水縣東皇鎮(zhèn)，距縣城4km，南至貴陽361km，東北距254km106°10′30″~106°14′15″28°15′54″~28°17′14″。習水縣境內尚無鐵路通達以公路為主以習水縣為中心向北經官渡、合（江）99Km，有三級公路與川黔鐵（公）路相連。石豪至習水僅50km，趕水至石豪已建成煤炭鐵路營運專120km236km經仁懷至遵義，另由溫水向南94km可抵桐梓；向北經寨壩、柏林可達江津。赤水河流經礦區(qū)1.1。礦井的地形、地

1.1本區(qū)屬大婁山系著名的堯龍山主脈的南西端，地形復雜，高山，但井田區(qū)內海拔高度 .84m，最高點在凳，最低點在朝陽洞氣候、溫度、濕度、雨量、雨季、旱季、氣溫23.2℃，最低月（12至次年元月）平均氣溫零下2.3℃。年平均氣溫13.1℃。485.9mm91.6mm，年平均降雨量為1142.2mm，總的是夏季多暴雨，入冬則細雨綿綿，間有霜凍，屬帶溫濕主要河流、湖泊、水庫、等的分入朝陽洞經暗流匯入赤水河。在兩叉河上游構筑有東庫，面積0.63km2，庫1050萬m3，可供當?shù)毓まr業(yè)及生活用水。本地區(qū)的史、結冰期、凍土期概根據(jù)國家建設部、質量監(jiān)督檢驗檢疫2001年7月20日聯(lián)合發(fā)布的《礦區(qū)和礦井開發(fā)史及近區(qū)內廢棄老窯甚多，尤以C8號煤層開采最多。開采最早者為原馬臨煤礦一（PD1500m156m。停采原因多屬遇老窯積水，開采巷道過長，不便，通風不良而引起瓦斯及頂板塌陷等原因。目前在礦區(qū)范圍礦區(qū)所在地農業(yè)、工業(yè)、礦業(yè)概況及原材料供給馬臨礦井位于省習水縣東皇鎮(zhèn)距縣城4km該區(qū)域農業(yè)開發(fā)歷史悠久，經濟類作物有苧麻（出名、花生、竹筍等。煤炭開采不但是當?shù)氐闹匾獊碓赐瑫r還為當?shù)靥峁┝司蜆I(yè)機會，生活用水和工業(yè)用水來源，電供給系統(tǒng)及通信情8對。礦井范圍內的地層情①二疊系上統(tǒng)龍?zhí)督M76.98～108.64m87.34m。②二疊系上統(tǒng)長興組③三迭系下統(tǒng)夜郎組6.38m（Q6～10m。井田范圍內外的主要地質構皺和呈北東---南西向延伸的、規(guī)模不大的斷層外，構造甚為簡單。地層作北（245°團山堡背斜分布于井田西部軸向近東西向東于8～10號勘探線間，1500m50m，兩翼對稱寬緩，北翼地層傾角9°～13°，南翼11°～15°，橫切面呈較協(xié)調的圓弧形。核部地層為P2C，兩翼依次為T1y2、T1y2和T1y3。態(tài)十分相近向斜在井田內延長1200m，北翼地層傾角14°～18°，南翼10°～17°，軸部地層為T1y3，兩翼分別為T1y2、T1y2和P2C。煤層賦存狀況及可采煤層特井田內含煤地層為二迭系龍?zhí)睹航M，厚76.98～108.64m，平均厚87.34m，該灰?guī)r組成。含煤25～32層，總厚5.21～11.43m，平均9.18m，含煤系數(shù)10.20%，C12（C4層（C5、C7、C113.62～5.75m4.57m。C80.05～1.2m厚的水云母粘土巖夾矸，將其分二分層，0.20m1.202～2.29m1.82m。C12煤層：為本井田內結構較簡單的薄—3.72m1.38m1～60.05～0.6m夾煤層厚 煤 層 編 距數(shù)

平夾 均厚 傾性角

頂 底

2

穩(wěn) 定較

1～

礦（St，d（Aad（ad27.44MJ/kg～29.60MJ/kg，各煤層1.2。頂?shù)装鍘r石性質、厚度、特C81m10m1～4m6.0m。局部見炭質泥巖偽底，間接底板為P1m層石灰?guī)r。礦井水文地質條長興組主要為中厚～厚層狀石灰?guī)r厚50～61m局部地段巖溶較發(fā)育，均分布于井田之外。本井田C12煤層緊靠茅口灰?guī)r，該含水層對C12煤層的開采C8和C12煤層。由于C8煤層至該頂界最大厚度73.85m，最小41.39m，平均59.57m。而C8煤層頂板冒落帶最大高度2.29～4.58m，導水裂隙帶27.33m，雖然其上方有含水層，但不會導致頂板含水層的水進入礦井。井田內小煤礦和老窯分布廣老窯及目前生產的小煤礦之水成為礦床充水因一，在今后巷道開拓及開采時應十分注意。30m3/h75.2m3/h。煤層瓦斯情況、煤層性、煤層自燃②煤層性：煤塵無煤質、牌號、用途和主要用礦井勘探的總體本區(qū)由省地質礦產局一O二地質大隊完成勘探工程，在16km2勘探范1112個，坑道（生產井和老窯）1710個工程質量普遍良好該隊提供《地質報告經省儲委以黔儲決10批準，可以作為礦井設計依據(jù)對勘探程度的評的水文地質等，獲得了較豐富的水文地質資料，基本查明了該區(qū)水文地質條件，可以作為設計的依據(jù)；為礦區(qū)供水水源和井下生產用水了方向。地質報告中的遺留問題及其處層透氣性系數(shù)、抽放半徑及瓦斯梯度等參數(shù)；同時應該對C12煤層的開采只能采井田四周邊界名稱描向寬1.0km，面積4.5079km2，開采深度為 井田境界確定依行劃分，井田境界范圍圖見圖2.1，開采標高±350～ 圖 確定后的井田參 最大長度是6200m；最小長度是5100m；平均長度為5200m1070.88m113.5m；西翼平均傾920.00m井田能否拓展，儲量能否增礦井地質資源量的計25°0.8m，根據(jù)任務書所給煤層平均傾角，東翼18°16°，屬于緩傾斜煤層。③水平劃分：根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》第3.2.4條規(guī)定：開采緩傾斜、傾斜煤層的階段垂高為200～350米，而本設計井田開采下界為+950m，開采上界 60°，故采用平面投影圖方法分塊段估算儲量。在煤層底板等高線圖上，將AutoCAD軟件中的area命令，求出各QMdS/S——塊段平面面積（m2——塊段的平均煤厚d——煤層容重（t/m3——煤層傾角。

圖 C8編C8C8號角值mt123456789合計C81379.28t111b122b676.58萬t，標333702.70萬t.設計因再乘以一個厚度系數(shù)λ1=hr1/ 其中λ1——煤層厚度系hr1——C8hs1——礦井實際C8C8ZC8=1379.28×1.70=2344.78萬C12編C12C12C12號值m123456789合計111b、 C12煤層地質儲量為1086.74萬t其中標111b122b1013.82萬t標號33372.92萬t?？紤]的任務書所給煤層厚度及原礦井資料所給煤層厚度，因此λ2：λ2=hr2/ hr2——任務書所給C12hs2——礦井實際C12則根據(jù)任務書所得礦井C12ZC12=1086.74×2.39=2597.31萬那么由上述計算可知：該礦井總地質儲量為ZC=ZC8 .31=4942.09萬t2.4ZgZ111bZ122bZ333式中：Zg——礦井工業(yè)資源儲量，Mt；Z111b—

k——可信度系數(shù)，取0.7~0.9，地質構造簡單，煤層賦存穩(wěn)定取0.9；地質構造復雜、煤層賦存不穩(wěn)定取0.7，根據(jù)本礦實際條件，地質構造中等，煤層賦存較0.8。 .82×2.39+(702.70×1.70+72.92×2.39)×0.8=4667.4萬安全煤柱的留設種類、煤柱計算和總煤柱損失計30m。則礦井的邊界煤柱量：1040.00m780.00m。平均總傾斜長度為1040.00÷cos14°+780.00÷cos18°=1892.00m .00×30×3.1×1.6=182.9萬t； .00×30×3.3×1.6=194.7萬t182.9+194.7=377.6萬t10m的斷層，故不需留設礦井設計資源/儲量的Zc=4667.4-377.6=4289.8萬礦井設計可采儲量的計本礦井+950m水平采用斜井開拓，主斜井布置在灰、深灰色薄層狀泥巖中，③水平煤根《采礦工程設計手冊多水平煤柱寬度取20m設計礦井為單水開采，因此也不需要留設水平煤柱。

Zk(ZcP)C

Zk—礦井可采儲量，萬Zc—礦井設計儲量，萬P—礦井開拓煤柱損失，萬C—礦井采區(qū)回采率，根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》規(guī)定，礦井采區(qū)回采75%80%85%。Zk=4289.8×80%=3431.84萬設計任務書給定的礦井設計生產能力或自定的礦井生產60萬噸/①礦井設計年產量：60萬噸/②礦井設計月產量：5萬噸/③礦井設計日產量：0.18萬噸/礦井設計配產后的年產量、月產量、日產C8、C12煤層兼采，即C8煤層布置首采采煤工作面。66萬噸/年，所以有：①礦井設計年產量：66萬噸/②礦井設計月產量：5.5萬噸/③礦井設計日產量：0.2萬噸/礦井設計服務①T—

TZk/(AK

Zk—礦井可采儲量，萬t；A—設計年產量，60萬t/a；K—1.3計算得：T=3431.84/（60×1.3）=43.99年，取T=43滿足《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》45~90萬t/a40第一水平服務年限T=3431.84/（60×1.3）=43.99年，取T=4360t礦井（15°～30°）20330d，每天三班作業(yè)，其中兩班采煤，一班準備及檢修。8h16h。礦井采煤工作面和掘進工作面的工作方礦區(qū)內相鄰生產礦井開拓方式概述和評東煤磺礦均開采C8、C12煤層。各礦與馬臨煤礦之間均有保安煤柱。相鄰礦影響本設計和礦井開拓方式選擇的主要因馬臨礦井位于省習水縣東皇鎮(zhèn)，距縣城4km，東北距重慶254km，南至361km。106°10′30″~106°14′15″，15′54″~28°17′14″，習水縣境內尚無鐵路通達，以公路為主。以習水縣為中心，向南西，（臨）合（江）93km可直達合江，屬煤炭營運線的長江口岸碼頭。向東經溫水、石豪至趕水99Km，有三級公50km120km236km經仁懷至遵義，另由溫水向南94km可抵桐梓；向北經寨壩、柏林可達江津。赤水河流經礦二疊系上統(tǒng)龍?zhí)督M76.98～108.64m87.34m。二疊系上統(tǒng)長興組82.78m為淺灰綠色塊狀泥灰?guī)r組成，平均厚6.38m。（Q6～10mC80.05～1.2m厚的水云母粘土巖夾矸，將其分二分層，1m10m1～4m。C12煤層：為本井田內結構較簡單的薄—3.72m1.38m1～60.05～0.6m?？刹杉熬?.6m0.4～6.0m。局部見炭質泥巖偽底，間接底板為P1m層石灰?guī)r。18.3m3/t；煤層性：煤塵無；長興組主要為中厚～厚層狀石灰?guī)r厚50～61m局部地段巖溶較發(fā)育，均分布于井田之外。本井田C12煤層緊靠茅口灰?guī)r，該含水層對C12煤層的開采C8和C12煤層。由于C8煤層至該頂界最大厚度73.85m，最小41.39m，平均59.57m。而C8煤層頂板冒落帶最大高度2.29～4.58m，導水裂隙帶27.33m，雖然其上方有含水層，但不會導致頂板含水層的水進入礦井。30m3/h75.2m3/h。在井田方向的或靠近位置使井田兩翼可采儲量基本平衡這樣大巷的費用最低，同時在生產中能保持兩翼均衡生產和采區(qū)的正常底車場及主要大巷位置的選擇統(tǒng)一考慮。廣泛提出開拓儲量中心，利于配產、、通風和開采系統(tǒng)布置，減少生產經營費用。盡量少界溝通，使方便。井筒或平硐應盡量避免穿過流沙層、較大含水層、較厚的沖積層有煤與瓦斯突出的煤層以及較大面積采空區(qū)和大斷層以避免施工，石流、滑坡及森林火災的。該設計礦井井田境界礦井開采標高+950m～m?？紤]到井田區(qū)域的地形地貌，且煤層長度比較大，煤層又為兩翼式，故考慮采用以斜井為主的開拓方案Ⅱ——方案的分析、選擇、方案Ⅰ——主斜井井口標高設置 水平，副立井井口標高設置 水平，m開拓回風大巷，主斜井和副立井分別延伸到+910m、+960m標高，開拓3個采區(qū)開采。方案Ⅱ——

主副斜井井口布置 m水平，主斜井延伸到+920m水平。副斜井+950m水平開拓階段大巷在 m開拓回風 m水平井田沿軸部布置回風大巷，采用上山開采。3.2方案Ⅲ—— m水平，副平硐井口布置在 到C8C12煤層礦井自上而下分一個水平但是采用上下山開采方式在 m水平井田沿軸部布置回風大巷，采用上山開采，分3個采區(qū)開采。方案Ⅳ——考慮到煤層平均傾角為16°，打立井會大大減少開拓長度。在 m水平開拓主副立井，開拓至+920m水平后，開拓主要石門，井底車場。在 m水平開拓回風石門與回風立井經過回風石門連

3.4輸送機時能力大，副立井輔助提升能力、通風能力大的優(yōu)點，并避免了副斜并且不具有下山開采問題缺點是斜井施工井筒長度較長而且石門較長，圖可知，平硐距離過長，費用昂貴、風阻很大，具有上下山開采問題，且下其他方案，后期經濟費用比較高。18°16°，井下涌水量較大，而且存在下行風的問題，不安全，故不適合用選定最佳開拓方車場簡單，可以采用帶式輸送機，可進行連續(xù)，缺點是斜井井筒長度比方案Ⅰ副立井長，管線敷設，通風也相對，方案Ⅰ就大大的縮短了石門的設備、采區(qū)上山的掘進及提升費用等也基本相同，回風大巷及回風平硐的名名 支護形積 （元（萬元1主斜 2副立 3回風 噴射混 4石 5井底 噴射混

單 費土

掘進斷 支護厚掘進斷 支護厚 工程名 支護形積 （元（萬元1主斜 2副斜 3回風 噴射混 石 5井底 噴射混 土 方案Ⅱ/Ⅰ方案水層的，斜井井筒可作為安全出口，一旦發(fā)生透水事故人員可迅速。因井筒形式和數(shù) m水平，主斜井延伸到+920m水平，副斜井在+950m水平開拓階段大巷，在 m水平井田沿軸部布置回風大巷，采用上山井筒位置、坐標、井筒上下高程和井筒長 855m，落平標高＋920m； m107°00′21°，斜785m，落平標高＋950m； .000mY= mZ= m250m階段數(shù)目、垂高、斜長、范 300m16°300/sin16°=1088.4m④階段范圍：在井田范圍內，階段以煤層m底板等高線為上界，以煤層+950m底板等高線為下界。開采水平名稱、位置、數(shù)目、標高、開采 +950主要石門長度、數(shù)量、斷面形狀和尺3.3所示：序 斷面形 優(yōu)缺 適用范

圓弧

1）確定巷道凈寬度由條件和查《煤礦安全規(guī)程》圖表7-2-24分析，選用ZK7-6/250架線式電機車，長：4500mm，寬：1060mm，高：1550mm；查《煤礦安全規(guī)程》圖表7-2-33選用固定箱式礦車MG1.1-6B，載重1.0t，長：2000mm，寬：880mm，高:1150mm.6131.m拱壁間綜合礦井項目雙軌的主石門巷道取人行道寬1000mm根據(jù)行側設備與拱壁間綜合礦井項目雙軌的主石門巷道取行道寬500mm《6141.0tb1300mm兩電機車之間的距離為： 其中：a——行側寬度，500mmA1——設備的最大寬度，1060mmc2）確定拱高h0 3）確定巷道壁高h3a、按照設備上緣至拱壁最小安全間隙要求確定hR2R2(hA/2b 2h3hhc

式中h——g軌面起至車輛上緣高度；R——半圓拱半徑，取1950mm；hc——底板到軌面高度；hb——底板到道渣面高度hbb2——軌道（輸送機）b2B/2c13900/21530R2(hA/R2(hA/2b 2A1——電機車最大寬度A11.5t6-1-1，但是由于道岔選擇，鋼軌規(guī)30kg/m，再結合道床參數(shù)表，?。篽=1550mm，R=1950mm，h

h3155

A1410h3R2R2(Rh31800+hb

jj處巷道有效高度不小于1800mmj100mm，一般取j=200mm。故h3

410(Rn)2(Kb2c(Rn)2(Kb2hhh

式中n——導電弓子距拱壁安全間距，取K——導電弓子寬度之半，K=718/2=359mmb2——軌道中線與巷道中線間距b2B/故h32000410h3

3900/21530d、管道裝設要求確定h3式中式中h5——道砟面至管子底高度，按《煤礦安全規(guī)程》取h5h7——管子懸吊件總高度，取h7b2軌道中線與巷道中線間距，b2B2c1m——導電弓子距管子間距，取m=300mm；故h3180090022e、1.6h3式中hb——底板到道渣面高度

C'——為設備上緣與拱內側的距離，取 設備最大寬度b2——軌道中線與巷道中線:b2B

3900h3

220h3h3=1800mm.

h01800220 .3600mm井底車場（或井口車場）的 存車線和主要大巷 平行 立式折返式 甩車場

本礦斜井井筒傾角16°，又屬單水平開采的中型礦井，故提升量較大，再結合3.6煤層群的分組

3.6山，大巷布置在C12煤層的底板巖石中，這種設計費用會降低，并且能適應施工方便利用區(qū)段石門布置采區(qū)中部車場輔助環(huán)節(jié)少由于傾角較小時，石門過長，掘進工程量大，不容，故此中開采方法一般用于傾角大于15°～層區(qū)段平巷之間采用區(qū)段石門進行聯(lián)系同時為了便于軌道和中部車場的布大巷和總回風巷的位置、數(shù)目、長度、斷面形式和在+950m水平煤層東西翼分別布置軌道大巷、皮帶機大巷，C8煤層頂板為1m，最大10m左右。該頂板的完整性較好，機械強度比較高。底板為泥巖、粘土巖、1～4m。C12煤層頂板為含有硫鐵礦的粉砂巖和細砂巖，局1.6m，頂板的完整性較好。底板為粘土質硫鐵礦，塊狀構造。厚度0.4～6.0m。圍巖整體較穩(wěn)定，采用錨網支護。大巷的斷面形式選為半圓拱形。大巷的斷面形式和尺寸與主石門相同；回風大巷的布置與大巷布置基本相同總回風大巷布置在 m標高，采區(qū)劃本設計井田采用采區(qū)式劃分，共賦存可采煤炭兩層：C8C12煤層，14°18°16°。設計主采煤層為一個水平，并以W5勘探線將水平分為東翼、西翼兩個采區(qū)，采區(qū)平均長度2600m150m，適合綜采，作業(yè)控制容易，調度方便。采區(qū)編號及長度見表3.5及圖3.7采區(qū)編號 西二采

3.7選擇

類型名 采用材 使用情 優(yōu)缺漿砌體

不用

差整體 混凝

金屬網等

3.7推薦的經驗數(shù)

井壁厚度混凝土 缸 注：1.混凝土強度等級不低于本表適用f=4400mm100mm。井筒斷面形狀和尺3.8所示。 斷面

優(yōu) 缺 適用范

3拱

其它結構穩(wěn)定能承受多 井筒布置及井筒裝①井硐布置應綜合考慮井硐圍巖性質、生產能力、方式、通風安全等因輸、通風、管線等布置的要求，滿足施工需要；有利于井筒檢修、、清掃和

DJI5050-8/30型波狀擋邊

副斜

主石 布置礦

井筒延伸，前期工程應采取的必要措意可能發(fā)生的情況。井底車場形式的確定，說明其理井巷工程量小，建設投資??；便于；生產成本低重車線位于直線上，調車錯車方便，開拓工程量小，無折返，調車方便并且Qmc——井底煤倉有效容量，t；0.15~0.25——0.25；A——A=1818t/d故井底煤倉容量為Qmc=0.25×1818=454.5t

3100mm。3‰的流水坡度。礦井最大涌水量為3750m3∕d，最小為1419m3∕d，正常涌水量為2400m3∕d。本1000m3/h以下時，主要8h的正常涌水量，即：Q

故：Q=8×100=800m3。井底車場的布0.5~1.0列車。各車線連接方式：車場在主副井均向一側甩車，并利用大巷作為主斜井的存車線，左右翼以繞道連通，調車比較方便。選定必要的井底車場機電硐室和其它硐由于大巷采用蓄電池電機車，應設蓄電池電機車修理硐室、變流室4800mm200mm，人行側為3‰②為了節(jié)約空間，井下材料庫全部采用壁槽式，壁槽式庫房的壁槽設置在2m4m2，并在庫房的通道與庫房連接處設置齒型阻波墻。庫設置兩個出口：一個出口作為材料及行人；另一出口布置在材料庫回風側，鋪設軌道運送材料。0.2m有向外7‰的下坡庫硐室長度為5m采用砌碹支護方式地面砌筑混凝土并鋪設木地板。井底車場主要巷道和各個硐室的支護方式和材料的選井底車場布置在二疊系下統(tǒng)茅口組（P1m）沿井田方向的開采順在階段范圍內從井田開始沿煤層劃分采區(qū)為了減少初期工程量，減少初期投資，盡快投產，沿煤層的開采順序為采區(qū)前進式。根據(jù)采區(qū)內具體情況，井田內采區(qū)均采翼布置，這樣礦井通風阻力小、距離短。設計16°18°，西翼的平均傾角為沿井田傾斜方向的開采順C8煤層，然后采C12煤層。采區(qū)內也是先采上面的區(qū)段，然后采下面的區(qū)段。第一水平煤層配采措施常配采的煤層保證生產能同采采區(qū)數(shù)和采面1。開采順序為8101工作面→8102工作面→……。采區(qū)計東一采區(qū)作為首采區(qū)，采區(qū)順序為：三兩控制情況及計100m，巖層集中大巷掘過超過采50m，可將該采區(qū)的可采儲量納入計算。本設計準備煤量指采區(qū)上（下）山和集中平巷所包圍的煤量即已經準備準備煤量范圍內，由已掘出的回采巷道（區(qū)段平巷、區(qū)段回風平巷、開掘出工作面的回風順槽開切眼回采煤量也就一個區(qū)段的可采煤量Z1(S'H1Mr10-3P'式中Z1——開拓煤量，萬

S'——煤層已開拓的長度

H1——采區(qū)平均斜長，東翼M——煤層平均厚度，C8煤層平均厚度為3.1m，C12煤層平均厚r——煤的容重，1.60t/P'——開拓煤量范圍內的地質損失，50萬P"——開拓煤量可采期限內不能開采的煤量，22萬C——采區(qū)回采率，厚煤層不低于75%，中厚煤層不低于80%，薄85%C8Z1C8=（1360×720×3.1×1.60×10-4－50－22）×0.8=330.9萬Z1C12=（1360×720×3.3×1.60×10-4－50－22）×0.8=356.1萬2ZSH1Mr10-32式中Z2——準備煤量，萬S——采區(qū)平均長度H1——采區(qū)平均傾斜長度

M——煤層平均厚度，C8煤層平均厚度為3.1m，C12煤層平均厚r——煤的容重，1.60t/C——采區(qū)回采率，厚煤層不低于75%，中厚煤層不低于80%，薄85%準備煤量：(C8C8煤層開拓煤量即可Z2=1300×720×3.1×1.60×10-4×0.8=371.4萬Z3S2hMr式中Z3——回采煤量，萬S2——采區(qū)內區(qū)段沿煤層方向的長度h——采區(qū)內區(qū)段沿煤層傾斜方向的長度，東翼

M——煤層開采厚度，C8煤層平均厚度為3.1m，C12煤層平均厚r——煤的容重，1.60t/C0——工作面回采率，中厚煤層工作面回采率為0.95，薄煤層工作0.97。Z3=1300×150×3.1×1.60×10-4×0.95=91.8萬tT開拓Z1式中：T開拓——Z1——移交時的開拓煤量，Kt；C85.5a，C125.9aT準備Z2式中：T準備——Z2——移交時的準備煤量，萬t；A——礦井年設計生產能力，萬t/a。T回采Z3式中：T——Z3——移交時的回采煤量，萬t；A——礦井年設計生產能力，萬t/a。3～514～6個月，經過計算，“三量”滿足要求。設計井田附近的生產礦井采煤方法的現(xiàn)狀和評區(qū)內廢棄老窯甚多，尤以C8號煤層開采最多。開采最早者為原馬臨煤礦一（PD1500m156m。開拓方式多為平硐開拓方式，少數(shù)為斜井開拓。停采原因多屬遇老窯積水，開采巷道過長，不便，通風不良而引起瓦斯及頂板塌陷等原因。目前在礦區(qū)范圍仍繼續(xù)開采的有銅白煤礦、小井均和礦井上部邊界相連。上述煤窯開采對目前馬臨煤礦開采無安全。選擇設計礦井的采煤方4.1所示：

通常具有較長的工作面，一般為120～180m200m以上。

壁式采煤法又分為長壁采煤法和傾向長壁采煤法，如表4.2所示

3.5—5.0m厚煤層。系統(tǒng)較復雜，設備費、費

回采工作面順煤層布置，沿煤12°以下的煤

設計的東一采區(qū)平均長度為2600m，如使用傾斜長壁采煤法開采會增帶區(qū)煤倉數(shù)量，不易于煤炭的與調度，且東一采區(qū)內煤層平均傾角為17°，不宜使用帶區(qū)開采。故選擇長壁采煤法。投產采區(qū)的位置、邊界、范C8煤層。東一采區(qū)北以井田邊界為界，南以井田+950m水平，上界為水平，平均長度2560m；平均傾斜長度780m。兩翼各劃分為5個綜采工作面，共十個綜采工作面。根據(jù)煤巷掘進實際煤層厚度統(tǒng)計，采區(qū)2.1m～3.8m3.1m16°～18°17°。投產采區(qū)的地質煤層情況以及與整個礦井資料不同之處的補投產采區(qū)位于礦井東翼，東翼傾角16°～18°，平均傾角17°，東翼采區(qū)的煤投產采區(qū)的儲量、生產能力和服務年①投產采區(qū)C8煤層地質儲1024.4t（即儲量劃分塊段7，8，9，10，C120.8t，水平隔離煤柱(只有一個水平，煤柱為0)，采區(qū)煤柱（長1050m，煤柱為10.7萬和回風上山保護煤柱（回風上山兩側各留20m保護煤柱，42.8萬噸。那么采區(qū)設計儲量Zc=2123.9-179.1-10.7-42.8=1891.3萬t，開拓損失煤量P=42.8+10.7=53.5萬式中Zk——礦井可采儲量，萬Zc——礦井設計儲量，萬P——礦井開拓煤柱損失，萬

75%80%85%。Zk=（1891.3-53.5）×0.8=1470.24萬60萬t；T=Zk 式中：T——A——投產采區(qū)生產能力，60萬Zk——投產采區(qū)的設計可采儲量，1470.24萬t；K——1.3。故東一采區(qū)服務年限區(qū)段劃設計采區(qū)東一采區(qū)平均長度為2560m，平均傾斜長度為780m；采區(qū)內C8、C12煤層均采用綜合機械化采煤工藝。根據(jù)《采礦工程設計手冊（上冊》990頁，關于采區(qū)煤柱留設：采區(qū)邊界煤10~20m（20m煤柱5~20m，厚煤道大巷、皮帶機大巷在C12煤層底板，回風上山在C8煤層中，因此只在專20m上（下）山煤柱。根據(jù)設計礦井投產采區(qū)的實際條件，不留設水平煤柱（只有一個水平，北邊界留設30m寬的井田邊界煤柱，東邊界留設30m寬的井田邊界煤柱西邊界邊界留設10m寬的采區(qū)煤柱煤柱，

薄煤 中厚煤 厚煤

小煤柱開 無煤柱開 查《采礦工程設計手冊》962頁、1210頁：綜合機械化采煤工作面的長度，150～220m。L[H2qB(n1)L12n

L——H——采區(qū)傾斜長度q——采區(qū)上下邊界預留煤柱寬度B——n——區(qū)段數(shù)目，5個L1——區(qū)段平巷寬度，5m計算得：東一采區(qū)L=150m②區(qū)段斜長hhLb式中h——區(qū)段斜長L——b——區(qū)段平巷、回風平巷斜寬之和B——區(qū)段煤柱斜寬，采用沿空留巷，因此無區(qū)段煤柱。區(qū)段傾斜長度h=160m5；A0LV0M

式中A0——工作面生產能力L——V0——采煤工作面年推進度M——煤層厚度——煤層容重，t/m3C0——工作面回采率，中厚煤層工作面回采率為0.95，薄煤層工作面0.97。V0=日循環(huán)進度×設計年工作日×正規(guī)循環(huán)0.90.8mV0=330×0.8×4×0.9=950.4m/aC8煤層A0=150×950.4×3.1×1.60×0.95=67.2萬t/at/a萬t/a150m采區(qū)上山布18.8m3t，屬于高瓦斯礦17°17°。C1（3.3m且煤層間為泥巖、粘土巖、泥質粉砂巖，如果使用三煤山上（上山，軌道上山在C12煤層中，回風上山在C8煤層中，開采C8煤層的時候因為煤層間的距離短，會對C12煤層的巷道產生較大的采動影響，安全因素不高，對巷道的比較所以不適合如果使用兩煤一（上山軌道上山在C12煤層中，離短，會對C12煤層的巷道產生很大的采動影響，對巷道的比較，所以掘進工程 工程難 煤炭損 很 較巖層上山，受采動影響小，巷道程量小，費用少

煤層上山受采動影響大，工程量較大，費用

煤層上山掘進快，約能 較24m，且中間層較穩(wěn)定，開采C12，C8煤層的回風上山采動影響較小，巖層上山雖然能力大，穩(wěn)定性好，C8C12C12煤層底板巖層中，且與煤層底板間的法線距離為軌道上山13m，上山10m，上山比軌道高10～15m30m。b、巷道掘進工程量少，費用低②三條上山具體詳述1)軌道上山布置在巖層中平均距煤層底板13m，傾角為17°，布設兩條軌道。軌道上山主要擔負礦井的矸石、材料設備及進風任務。采區(qū)軌道上山采用絞平材料、設備轉運及矸石。采區(qū)上部通過采區(qū)回風石門與回風大巷連接，下4.1。2）上

4.1上山主要擔負采區(qū)的煤炭任務。上山布置在軌道上山左側，與其水平距離30m，距煤層底板10m位置處。布設膠帶輸送機和軌道一條。上山與集中平巷通過區(qū)段溜煤眼相連，下部與采區(qū)煤倉相連，通過煤倉和大巷聯(lián)系采區(qū)上山采用鑄石槽箱刮板輸送機運煤斷面形狀為直墻圓拱形，錨噴支護，主要用于各水平煤炭，下部通過采區(qū)煤倉與各水平大巷聯(lián)系。斷4.2。圖4.2上山斷面形狀C8煤層中。巷道斷面一般采用直墻3.5m3.9m12.34m2，滿足通風要求。區(qū)段平巷布采用沿空留巷技術，本區(qū)段平巷作為下區(qū)段回風平巷使用，掘進坡0.5%577EBH-132區(qū)段巷道主要為煤巷，采用錨桿支護，支護的破碎地段采用砌碹或金屬采區(qū)車場布

分 優(yōu)缺 適用條場場場

車輛順當；調車方便；回風向運作；調車時間長；能力岔點斷面大，不易；兩；工程量省，調車簡單量小，；

8°的甩車場代替由于采區(qū)軌道上山、上山均布置在煤層底板的巖石中，回風上山布置4.3。4.317°4.4采區(qū)下部車場是指采區(qū)上山與階段大巷聯(lián)接處的一組巷道和硐室的總稱。采區(qū)上山布置鑄石溜槽和軌道上山進行輔助，采區(qū)下部車場的基本4.7所示。車場形 優(yōu)缺 適用條

頂 臥 大巷 立 繞式底 臥 石

車方便；繞道條件較差，影響護較大，煤倉較 較

煤層傾角大于12°， 煤層傾角大于12°，大巷距上山12°，存車線較長，立12°，軌道上山提前下點距大巷較遠時采用12°，軌道上山提前下12°，軌道上山提前下 環(huán)形繞 裝

三 岔 向 站式頂 單

不影響大

礦車井底車場為折返式時采用12°，大型礦井底卸式礦車井底車場為環(huán)形式時采用12°，大型礦井底卸式礦車井底車場為環(huán)形式時采用12°，大型礦井大巷運兩巖一煤上山布置，在+950m水平大巷上部，可以選用繞道裝車站式底4.5。4.5采區(qū)煤由于上山與大巷有一定的高差，采區(qū)煤倉可以采用垂直圓形煤倉。圓形煤倉受力性能好，斷面利用率高，施工方便，便于，不易堵倉。4.8

30

100上

50

100

200

300

大于設計東一采區(qū)煤倉容量為300t采區(qū)煤倉是連接上山和大巷或石門或繞道，具備一定容量，能夠實現(xiàn)煤炭和放出的硐室，有時是指將采的煤暫時并轉運到大巷設備上的機械設備。本設計采區(qū)采用垂直圓形倉，因其斷面利用率高，不易形成儲煤死角，便于和施工，能保證巷道布25m4堵塞。采曲線斗倉。采區(qū)聯(lián)絡巷①采區(qū)上山與區(qū)段平巷的聯(lián)采區(qū)上山位于巖層中，區(qū)段平巷位于半煤半巖當中，上山與區(qū)段平巷通過采區(qū)車場和石門相連。第一區(qū)段的區(qū)段平巷作為第二區(qū)段的區(qū)段回風平巷④采區(qū)最下一個區(qū)段的區(qū)段平巷與采區(qū)煤倉的聯(lián)由于采區(qū)最下面的區(qū)段的平巷比采區(qū)煤倉低，石門不能直接與煤倉連接，所以要掘一條斜巷與采區(qū)煤倉連接，將最下一個區(qū)段的煤炭運送到采采區(qū)硐絞車房的位置選擇在圍巖穩(wěn)定、易的地點，滿足絞車房施工、安裝和提升要求的前提下，應盡量靠近變坡點，以減少巷道施工量有利修護，因此布置在C12煤層底板巖層中。斷面設計成半圓拱形，用混凝土或者錨噴砌筑。絞車JKY2.3/2.3B700mm，右側950mm4700mm800mm,2350mm，3150mm6米，支護方式為錨噴支護通風條件好的地方并位于采區(qū)用電負荷中心故放在大巷和回風大巷之間，100250mm0.3%的坡度，以防且礦車運行速度較快，把鉤工在此次有一定的。為了消除這些，應該在軌道上山的下部布置一把鉤房。把鉤房的設置不僅消除了這些，而且也給把煤炭系采煤工作面→區(qū)段平巷→溜煤眼→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→+950m水矸石、材料設備系①材料設備系副斜井→+950m軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)上部車場→部車場→+950m水平軌道大巷→礦井副斜井串車提升。采區(qū)通風系副斜井（新鮮）→井底車場→+950m水平軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)中部車場→繞道→工作面區(qū)段平巷→工作面（污濁） m水平總回風大巷→回副斜井（新鮮）→井底車場→+950m水平軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)變電所→（污濁）→采區(qū)上山→ m水平回風大副斜井（新鮮）→井底車場→+950m水平軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→絞車房→（污濁）→ m水平回風大巷。采區(qū)供電系+950m水平大巷（6kV）→東一采區(qū)軌道上山→采區(qū)變電所→低壓（1140V）→分送采煤工作面配電點、掘進工作面配電點、采區(qū)上山機和采采區(qū)供排水系采區(qū)下部車場水池→采區(qū)軌道上山→采區(qū)上部車場→工作面回風平巷→采區(qū)排水系統(tǒng)：工作面廢水→區(qū)段平巷水溝→區(qū)段軌道石門→采區(qū)軌上山水溝→+950m水平大巷水溝→水倉采區(qū)準巷道掘進速度，應根據(jù)礦井或類似礦井所達到的巷道掘進速度，施工隊4.9所示：

半煤 半煤 巖巖2.有煤和瓦斯突出的煤層巷道掘進速度，應采用0.8進行修正根據(jù)4.3.1950.4m79.2m，那么在開掘巖石巷道的時候選擇鑿巖臺車機械化作業(yè)即可滿足進度要求；在上山、軌道上山布置在巖層中，為巖石巷道；回風上山、區(qū)段巷道布置選擇，回風上山、平巷和軌道區(qū)段巷道的月掘進速度為150m，上采掘4.2.318.818.8年內的順序只需考慮投產采區(qū)東一采區(qū)內的回采工作面即可?，F(xiàn)在列出繪制回采工作面四年內的順序安排表。在繪制順序表之前現(xiàn)將東一采區(qū)的工作面編號采區(qū)內劃分5個區(qū)段，10個塊段采區(qū)采翼布置規(guī)定以采區(qū)上山所在區(qū)域為中心線其以（北）數(shù)字偶數(shù)（2、4、6、8、10）表示；1、23、4工作面屬同一區(qū)段。用數(shù)字表示工作面號。表4.10、圖4.6分別寫出了（東一采區(qū)）工作面編 東一采區(qū) 東一采區(qū) 東一采區(qū)

4.6本設計礦井的采煤方法采用長壁采煤法，后退式采煤。綜合考慮結合此次設計的條件，選定綜合機械化采煤工藝。綜采工作面采滾筒采煤機割煤，采用MFTY300/730—1.1D雙滾筒采煤4.11所示：mfm量臺5V Q采60HBvTK式中H——采煤機最大采高，取B——v——電牽引采煤機牽引速度r——K——采

255.36t/h，滿足生產要刮板輸送機采用SGZ630/220SGZ630/220m2×110/55機采用SZZ-764/1324.13SZZ-764/132設計長 輸送 鏈

型 功 電 破碎機采用PCM1004.14PCM100電動 功V可伸縮膠帶輸送機采用S—100/2614.15S—100/261mV 化，隨時調整搖壁的高度，防止割飄或啃底，以免造成大溜不平，頂溜或采當采煤機運行至端頭（尾）5米時，必須降低速度，由一名控制前滾筒調高按鈕，另一名在端頭架內觀察指揮，當前滾筒巷道半個滾筒時，采滾筒采煤機在運行過程中為了操作安全煤塵少裝煤效果好，前滾筒沿頂板割煤，后滾筒沿底板割煤，并有一定的量，以增加采煤機對底b4.7中a、b、c、d所示：

4.7浮煤在推溜時靠鏟煤板裝入機運出。選擇決定回采工作支護方式、類型、材料、參①支架是控制礦山壓力的基本回采工作面支架必須具備兩個特征：煤層賦存條件相適應，支護斷面與通風要求相適應，支架與采煤機、輸送機根據(jù)井田相鄰礦井礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及成功使用的實際情況，本次設計P9.8Sh

P——S——支架支護的頂板面積，m2，支架長×寬=4.833×1.420=6.86——頂板巖石視密度h——冒落帶巖石的高度（直接頂厚度，m；hMM 2MK1 1.51M——采高，m；確定為K——P(2~4)9.8SM取中間值即P39.8SMcos2P

綜采工作面選用ZY35—17/35型支架。工作面端頭應力集中區(qū)配備端頭板。支架、泵參數(shù)分別見表4.16、表4.17： ZY35—17/35支撐掩護式支架生產廠 鄭州煤機支架高 煤層厚 中工作阻 煤層傾 初撐 支護強

支架中心 項 單 數(shù)型 Vne式中n——工作面支架數(shù)目，取整數(shù)L——e——架中心距n150/1.5=100100

1/4～1/3，搞好工作面兩端頭處的支護綜合考慮各因素，選用端頭支架對工作面兩端頭加強支護±5011機112ZY35—21選擇決定采煤工作采空區(qū)處理的方式方法、設備、器為了好回采空間，保證生產正常進行和作業(yè)人員及設備的安全，除對采800mm800mm1.6m選擇采煤工作面的循環(huán)方式和勞動組織、作業(yè)方3.1m計生產能力為600kt/為了提高綜采的設備效率應該在保證設備的和保養(yǎng)的前提下，力求增加生產時間，因此本工作面的工作制度采用兩采一準的作業(yè)方式，即三八工作制，這種循環(huán)方式能充分利用工作面的空間與時間，增加機80%4.204.5 單 數(shù)1米2米34米5t6個47t8%9人4.84.81212割煤2448246 242412膠帶機121212111 電44 鉗55664411 總 井下設計要求的相關原始資設計礦井原始資料A=60萬t/330③層賦存條件：C83.1m，C123.3m，煤層東翼傾角16°~18°14°~16°；1.60t/m3，低中灰、低揮發(fā)分、低硫～高硫、高發(fā)熱量的無18.3m3/t，為高瓦斯礦井。煤塵無性，煤層無自燃發(fā)火傾向；⑥采煤方法和采煤工藝：長壁采煤法，綜合機械化采煤工藝井筒提升設計主要依據(jù)和相關原始資礦井實際生產能力：66萬t/a主斜井提升方式膠帶輸送機煤炭輔助方式機車人員，電機車和絞車提升材料。33016h8h礦井方式和系統(tǒng)的選擇決①方主斜井原煤方根據(jù)開拓方案和采區(qū)式開采布置，結合礦井井型及距離等實際狀況，主斜井原煤方式為膠帶。輔助方本次設計輔助包括矸石及材料和設備的，采用軌道方式+950m水平大巷及采區(qū)石門方擔負+900m水平以上的輔助材料、設備的提升和人員，因提升量不大，但單件提升重量較重且擔負人員提升安全系數(shù)安全較大采用單鉤。②系煤炭系東一采區(qū)煤炭流向：采煤工作面→工作面巷膠帶機→溜煤眼→運煤上山膠帶機→采區(qū)煤倉→膠帶機大巷→+950m水平煤倉→主斜井膠帶運矸石系在矸石裝車站，裝入1t固定式礦車，通過水平大巷，運至排矸卸載站，再經材料設備系主斜井及水平大巷材料設備分別配備材料車及平板車人員系由于主要平巷的長度超過1.5km，故上下班時應采用機械人員，人井下方式多種多樣，有膠帶、軌道、膠輪汽車等，具體選用什么方式應根據(jù)礦井的基本條件來確定。井下系統(tǒng)主要有運煤系統(tǒng)、運料系統(tǒng)、人員輸送系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)。各個大巷礦車的選型及數(shù)量計軌距3.05t底卸式、5t600、3t底卸式、3t600、1t項 單 1t固定式礦型 t1t1t

1）任務：煤炭、矸石、材料、人員矸石量：13萬運量Q=13000/330調車時間：采區(qū)裝車及井底車場調車時間合計線路平均坡度：i3‰1t600mm

軌矩（mm）外形尺寸（mm）牽引速度（km/h）粘著質量（t） 3t電機車型號：ZK3379/250Q 1.075a(wq

Pn=P；P——g——重力加速度，m/s2,取g=9.8q——電機車撒沙起動的粘著系數(shù)，取q=0.24a——列車起動加速度，m/s2，一般取a=0.04m/s2；ωq——0.0135；i——線路平均坡度，取3‰。Q≤3×9.8×0.24／〔1.075×0.04+(0.0135+0.003)×9.8車組中礦車數(shù)nn

式中Q——重車組質量，t；qq0——礦車質量q0=0.595tN=31.47／（1+0.592）≈20(個20

T2L

L——平均運距，1.75km；v——25(yi(yid

式中Fd——長時制牽引力α——1.1；ωy——0.009；P——3t；id——N28.2／（1+0.592）≈17(個17列車制動時速度按機車長時運行速度，列車制動度按下式計

bl式中：b——制動度Q 1.075a(qid

Pn=P；P——g——重力加速度，m/s2,取g=9.8q——電機車撒沙起動的粘著系數(shù)，取q=0.24a——列車起動加速度，m/s2，一般取a=0.04m/s2；ωq——0.0135；i——線路平均坡度，取3‰。N41／（1+0.592）≈25(個2617采區(qū)設備的選擇和驗①回采工作面設備的選K1=V運/V鏈V 式中：V鏈——工作面輸送機鏈速，64.2m∕min；V采——采煤機平均牽引速度，7.2m∕min；Q運 K——0.4左右；K2——1.5；K3——煤層傾角和方向的關系系數(shù)，取0.7。Qm=60×3.1×0.8×8.3×1.60×0.4=790.42t/hQ運②主斜井，上山帶式輸送機類型、規(guī)格選主斜井原煤選用JI5050-8/30型波狀擋邊帶式輸送機（最大傾角30°皮 機的小 量Qk1A1.1560000130t/

d

330由于本機距離長，選取膠帶機膠帶運行速度為2.5m/sB

QQ 36000.17370.936000.17370.9 同時B2amax2002300200K——斷面系數(shù)，K及帶寬B有關，K值見采礦7-2-16；——tm3v——帶速——速度系數(shù)，見礦工程設計手冊第七篇第二章第一節(jié)表7-2-根據(jù)計算結果，選取膠帶機ST800，P=160kW，L=600m,s=800N/mm，帶寬B=800mm。由于本機距離長，選取膠帶機膠帶運行速度為2.0m/sQQB

0.05

0.0536000.173736000.17370.92.0 同時B2amax2002300200根據(jù)計算結果，選取膠帶機帶寬B=800mm皮帶機大巷設備的選型和計膠帶運行速度為2.0m/s。選取膠帶機帶寬B=1200mm。驅動電機軸功率：PM1160kW。 F2min≥Fu×eμΦ1=70752.5×3.511

a0(qBqG8(h/

8

auqB空載分支：Fmin≥8(ha)min

3308

24828.3N，則膠帶最大張力為Fmax= 輸送帶帶強計算Fmax

DTⅡP=160kWL=500m,m提升設備的選型計需，因此，它是中小型礦井的主要提升方式，一般用于井筒傾角小于25°的能耗優(yōu)點。但是，它需要全程鋪設，且需配備裝、卸載設備及煤倉。通用型18o的斜井提升；當采用深槽大傾角25o；6021°DJI5050-8/30型波狀擋邊噸煤能耗優(yōu)點。經計算（詳細計算見5.2.3，滿足要求。礦井通風設計的基本數(shù)本礦井為高瓦斯礦井，其相對瓦斯涌出量為18.3m3/t；煤塵無，煤選擇礦井通風井的布置方式，主要通風機的工作方法，通風網絡和控制設施的總稱。按進回風在井田內的位置不同，通風系統(tǒng)可分為式，對角式，混合式，①并列式：出風井與進風井大致布置在井田，由主井兼作回風井專設風井。適用于煤層傾角較大，不長（一般小于4km左右，投產初期尚末設置邊界安全出口，且自然發(fā)火不嚴重的礦井。②分列式：進風井與出風井大致位于井田的。適用于煤層傾角較小，長度較大的中型礦井，投產初期多采用這種通風方式。比并列式安全性要好工業(yè)廣場地無噪聲及回風的影響在井動線路為折返式，線路長③兩翼對角式：進風井大致位于井田，出風井位于沿傾斜淺部點與并列式相反，比分列式安全性要好，但初期投資大，建井期較長。⑤混合式：進風井與出風井三個以上的井筒按式與對角式混合組成。其中有分列與對角混合式。并列與對角混合以及并列與分列混合礦井距離很長以及老礦井的改擴建和深部開采限較久，跨度較大，故選擇采用分列式通風。選擇和確定通風系更是有利于與對瓦斯的管理，也適用于礦井長，開采面積大的礦井。主要通風機因故停止運轉時，井下壓力提高，比較安全。嚴重的條件下使用。當主要通風機因故停止運轉時，井下的壓力降低。該方式在礦井總進風路線上設置若干通風構筑物管理，漏風較大。力，適合礦井的需求。但通風管理，一般新建礦井和低瓦斯礦井不宜6.1。6.1計算和確定礦井總進風 式中:Q——礦井總供風量，m3/min；N——礦井通風系數(shù)，包括礦井