【導讀】為此，新龍煤業(yè)有限公司委托我院編制該礦設計，規(guī)模為1200kt/a。受該礦委托，按照質(zhì)量標準化礦井的要求，編制完成該礦技術設計。充分體現(xiàn)市場經(jīng)濟的特點，因地制宜選擇生產(chǎn)工藝，系統(tǒng)設計簡單實用。效益好、符合煤礦發(fā)展趨勢的地方現(xiàn)代化礦井?？刹蓛α?，服務年限15a。主斜井擔負礦井的煤炭提升任務及人員下。3．在井田開拓巷道布置上，以水平標高為+620m水平。個綜掘工作面、一個普掘工作面保證礦井正常生產(chǎn)接替。助運輸巷原則上均采用無極繩連續(xù)牽引車牽引系列礦車運輸。并提出寶貴意見。橫，切割劇烈，屬剝蝕、侵蝕低、中山區(qū)。井田與主要交通干道有簡易公路相接，交通十分便利。西沙溝煤礦為晉中市榆。施家凹煤礦為晉中市。交于F19地表填圖發(fā)現(xiàn)，井田僅影響到12號煤層。影響不大；井田內(nèi)未發(fā)現(xiàn)巖漿巖侵入，井田內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造屬簡單。井田主要含煤地層為二疊系山西組和石炭系太原組，共含煤13層。采煤層，均為本礦批準開采煤層。各可采煤層情況見表2-2-2。

　　

【正文】 繩 連續(xù)牽引車 )→ 一采區(qū)軌道 下山 (雙速絞車 )→工作面軌道順槽 (無極繩連續(xù)牽引車 )、膠帶順槽 (調(diào)度絞車 )→ 回采工作面。 太原理工大學畢業(yè)設計 38 地面液壓支架等大型設備及長材平板車 → 副 斜井 (副斜井 提升機 )→ 副 斜井 井底 車場 (無極繩 連續(xù)牽引車 )→ 集中軌道大巷 (無極繩 連續(xù)牽引車 )→ 一采區(qū)軌道 下山 (雙速絞車 )→ 工作面軌道順槽 (無極繩連續(xù)牽引車 )、膠帶順槽 (調(diào)度絞車 )→ 回采工作面。 地面下井人員 → 主斜 井 (架空乘人器 )→ 清理撒煤斜巷 (步行 )→ 聯(lián)絡巷 (步行 )→ 一采區(qū)軌道 大巷 (無極繩連續(xù)牽引車 或 步行 )→ 一采區(qū)軌道 下山 (雙速絞車或 步行 ) → 工作面軌道順槽 (無極繩連續(xù)牽引車或步行 )、膠帶順槽 (步行 )→ 回采工作面。 二 、運輸方式 (一 ) 井下煤炭運輸方式 井下煤炭運輸采用膠帶輸送機運輸方式。 (二 ) 井下輔助運輸方式 井下輔助運輸方式為：無極繩 連續(xù)牽引車 牽引 系列礦車運輸方式。 各類礦車規(guī)格特征詳見表 721。 表 721 達產(chǎn)時各類礦車規(guī)格 特征表 礦車名稱 礦車型號 容積 (m3) 名義載重 (t) 外形尺寸 (mm) 軌距 (mm) 軸距 (mm) 自重 (kg) 長 寬 高 固定箱式礦車 1 20xx 880 1150 600 550 610 礦用材料車 MLC26A 2 20xx 880 1150 600 550 494 礦用平板車 MPC26A 2 20xx 880 410 600 550 482 重型平板車 MPC166 16 2700 1200 300 600 1000 811 礦車的數(shù)量，以礦井達到設計生產(chǎn)能力時井上下用車地點實際所需車數(shù)按排列法計算而得，計算結(jié)果見表 722。 太原理工大學畢業(yè)設計 39 表 722 達產(chǎn)時各類礦車數(shù)量表 礦車名稱 礦車型號 礦車數(shù)量 (輛 ) 備 注 生產(chǎn) 備用 合計 固定箱式礦車 50 10 60 主要運送矸石 礦用材料車 MLC26A 10 主要運送支護材料和設備維修材料 礦用平板車 MPC26A 39 主要運送一般中、小型機電設備和長材料 重型平板車 MPC166 10 主要運送液壓支架、采煤機等大型機電設備 第 二 節(jié) 運輸設備選型 一采區(qū)膠帶下山帶式輸送機設備選型 結(jié)果： B=1000mm， V=， Lh=， H=， α=～ 176。 驅(qū)動方式采用頭部兩傳動滾筒兩電機，液體粘性軟起動裝置軟驅(qū)動方式。 電動機： YB500S2—4， N=355kW，二臺， 10kV 膠帶：鋼繩芯膠帶， ST=20xxN/mm，阻燃、抗靜電， MT668—20xx 第 三節(jié) 提升 一 、提升方式 一） 、主提升設備 （一）、 主斜井提升帶式輸送機 （ 1） 設備選型 本次設計礦井原煤生產(chǎn)能力按 1200kt/a，礦井主斜井內(nèi)一側(cè)裝備一條鋼絲繩芯帶式輸送機，擔負全礦井原煤提升任務。另一側(cè)裝設架空乘人器，擔負井下生產(chǎn)人員的升降任務。布置形式見主井機械設備布置圖（ C1545—338—00）。 設備選型 參數(shù) 太原理工大學畢業(yè)設計 40 B=1000mm， V=2m/s， Lh=674m， H=， α =25176。 驅(qū)動方式采用頭部兩傳動滾筒兩電機，液體粘性軟起動裝置軟驅(qū)動方式。 電動機 ： Y355M—4， N=185kW，二臺， 10kV 減速器： M3PSF80， i=40，飛濺潤滑，風 冷，二臺（ D=1000mm） 逆止器： DSN130， Tn=130KNm，兩臺 盤式制動器： KPZ—1200/89，一臺 膠帶：鋼繩芯膠帶， ST=20xxN/mm，阻燃、抗靜電， MT668—20xx 自控液壓張緊裝置： ZYJ500J（ ZLY— 01— 100），防爆，拉緊力 F=100kN，N= （二）、主斜井架空乘人器 設備 選型 參數(shù) : 乘人器型號： RJY45—25/745， D=1600mm 鋼絲繩型號和繩速： 619S＋ FC—24—1670， V=電動機： YB2—280S—6， N=45kW 減速器： MC3RV08—63—04， i=82 制動器 BYWZ1—400/125 頭部起總長： L=10+745+10=765m 傾角： α=0～ 25～ 0176。 吊座間距： 15m 二） 、副斜井提升設備 副斜井擔負礦井矸石、材料設備及重大件（液壓支架）等除人員以外的輔助提升任務。 太原理工大學畢業(yè)設計 41 鋼絲繩選擇 選用 32 ZBB 6∨ 19＋ FC 1670 ZZ 641 422（ GB8918－ 20xx） 重要用途鋼絲繩， 其主要技術參數(shù)： 鋼絲繩直徑 d=32 mm；單位長度質(zhì)量 Pk= kg/m，公稱抗拉強度 σB＝1670 MPa ，最小鋼絲破斷拉力總和 Qp＝ 741 kN。 ④ 、鋼絲繩安全系數(shù)校驗： m＝g)c o sf( s inLPQ Q 2CKd p ???? 提大件： m 大＝ ＞ 提矸石： m 矸＝ ＞ (2)、提升機選擇 提升機主要技術參數(shù)： 單繩纏繞式單滾筒礦用提升機 JK－ 3滾筒直徑： Dg＝ 3000mm 滾筒寬度： Bg＝ 2200mm 最大靜張力： Fjmax＝ 135kN 最大靜張力差： Fjcmax＝ 135 kN 減 減速器 速比 i= 最大提升速度： Vmax=提升機配套行星齒輪減速器，液壓盤形制動器。 太原理工大學畢業(yè)設計 42 (3)、電動機選擇計算 電動機計算功率 NS＝?1000maxmaxVKFj＝ 式中： K —— 電動機富裕系數(shù)， 取 K=； Fjmax —— 最大靜張力 , Fjmax=； Vmax —— 最大提升速度 , Vmax＝ m/s； η —— 傳動效率 , η= 選用 660V變頻電動機，電動機技術參數(shù)如下： 額定電壓： 660V 額定功率： 400 kW 額定轉(zhuǎn)速： 580 r/min 過載倍數(shù)： λ＝ 2 冷卻方式： 自帶風扇冷卻 按電動機額定轉(zhuǎn)速核定的最大速度 Vmax＝ inD dg60? ＝ （ 4）、提升系統(tǒng)確定 提升系統(tǒng)見圖 7－ 1－ 1“副斜井提升系統(tǒng)圖 ”。 太原理工大學畢業(yè)設計 43 太原理工大學畢業(yè)設計 44 第 八 章 通風與安全 第 一 節(jié) 概 況 一、瓦斯 據(jù) 20xx 年太原市煤炭工業(yè)局并煤安發(fā) [20xx]322 號文件：礦井瓦斯絕對涌出量為 ，相對涌出量為 ； CO2絕對涌出量為 ，相對涌出量為 ，屬低瓦斯礦井。 二、煤塵 爆炸性 及煤的自燃傾向性 煤塵 根據(jù)地質(zhì)報告，在勘探期間對 15 號煤層取樣，并委托山 西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心進行煤塵爆炸性鑒定。根據(jù)鑒定，本礦 15 號煤層煤塵具有爆炸性，火焰長度 15mm，加巖粉量 55%。 煤的自燃傾向性 ，本礦 15 號煤層 自燃等級為 Ⅱ 級，屬自燃煤層，吸氧量 。 四 、礦井瓦斯涌出量預測計算 采用瓦斯鑒定資料（ 20xx 年太原市煤炭工業(yè)局并煤安發(fā) [20xx]322 號文件）提供的礦井相對瓦斯涌出量為 斯涌出量。因此，當?shù)V井達到設計 1200kt/a 規(guī)模時，絕對瓦斯涌出量為。 回采工作面瓦斯涌出量為 ： q 采 =70%=掘進工作面瓦斯涌出量為： q 掘 =20%= 其中，綜掘約為 q 綜掘 ==太原理工大學畢業(yè)設計 45 普掘約為 q 普掘 ==采空區(qū)及其它地點瓦斯涌出量為： q 掘 =10%=。 第二節(jié) 礦井通風 一、通風方式及通 風系統(tǒng) ，礦井采用中央 并 列式 抽出式 通風系統(tǒng)，主斜井、副斜井進風，回風立井回風。 2.．通風系統(tǒng) 地面新 鮮風流 → 副 斜 井 (或主 斜 井 )→ 副 斜 井 井底 車場、 集中 軌道 大巷、 (或主斜井與一采區(qū)軌道大巷間聯(lián)絡巷巷 )→ 一采區(qū)軌道 下山 、一采區(qū)膠帶 下山 →順槽聯(lián)絡巷 → 膠帶順槽 → 回采工作面 (乏風 )→ 軌道順槽 (乏風 )→ 一采區(qū)回風 下山 (乏風 )→ 一采區(qū)回風 下山 (乏風 )→ 回風 大巷刷大段 (乏風 )→ 回風立井 (主扇風機 )→ 地面。 二、風井數(shù)目、位置、服務范圍 礦井移交生產(chǎn)及達到設計生產(chǎn)能力時，共布置三個 井筒 ，主、副斜井兼作進風井，回風立井為專用回風井。主、副斜井位于工業(yè)場地內(nèi)，回風立井位于風井場地內(nèi)。風井服務年限與礦井服務年限相同。 三 、掘進通風 及硐室通風 井下共布置一個綜掘工作面、一個普掘工作面，均采用獨立通風，掘進工作面所需風量由局部通風機對其壓入式供給。 井底水倉、主水泵房、中央變電所均利用主扇風機負壓通風。 爆破材料發(fā)放硐室采用獨立通風。 四 、礦井風量、風壓及等積孔計算 太原理工大學畢業(yè)設計 46 (一 ) 礦井風量計算 1．按井下同時工作的最多人數(shù)計算 Q 礦 =4NK 礦 式中： N—井下同時工作的最多人數(shù) 75 人； K 礦 —礦井通風系數(shù)， ； Q 礦 =475=360m3/min=2．按采煤、掘進、硐室及其它回風地點實際需要風量的總和計算 aqrlscurhfcfra KQ ?????? ? ?? ?? )Q( 式中： raQ — 礦井需要風量 , m3/min； cfQ — 采煤工作面實際需要風量， m3/min； hfQ — 掘進工作面實際需要風量， m3/min； urQ — 硐室實際需要風量， m3/min； scQ — 備用工作面實際需要風量， m3/min； rlQ — 其他用風巷道實際需要風量， m3/min； aqK — 礦井通風需風系數(shù) (抽出式 aqK 取 ，壓入式 aqK 取 )，新龍 煤礦為低瓦斯礦井，采用抽出式通風方式因此取 aqK =。 （ 1） 采 煤 工作面實際需要風量計算 每個采煤工作面實際需要風量，應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員和爆破后的有害氣 體產(chǎn)生量等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。 a．按氣象條件計算 太原理工大學畢業(yè)設計 47 clchcfcfcf KKSVQ ?????? %7060 式中 : cfV — 采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度小于 20℃取為cfV =； cfS — 采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算， cfS =； chK —采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)，工作面采高為 ，取 chK =； clK —采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)，工作面長度為 150m，取 clK =； 70%— 有效通風斷面系數(shù)； 60— 為單位換算產(chǎn)生的系數(shù)。 帶入各參數(shù)計算得 cfQ =6070%=698m3/min=。 b．按照瓦斯涌出量計算 cgcgcf KqQ ?? 100 式中： cgq — 采煤工作面回風巷風流中 平均絕對瓦斯涌出量， cgq =3/min； cgK — 采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)， cgK =； 100— 按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過 1％的換算系數(shù)。 則 cfQ =100=1092m3/min=。 c．按照二氧化碳涌出量計算 cccccf KqQ ??? 67 式中： ccq — 采煤 工作面回風巷風流中平均絕對二氧化碳涌出量， m3/min； 太原理工大學畢業(yè)設計 48 ccK —采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數(shù)，正常生產(chǎn)時連續(xù)觀測 1個月，日最大絕對二氧化碳涌出量和月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值； 67—按采煤工作面回風流中二氧 化碳的濃度不應超過 ％的換算系數(shù)。 根據(jù) 礦井瓦斯鑒定資料，礦井 CO2絕對涌出量為 ，相對涌出量為 ，遠小于礦井瓦斯涌出量。因此通風計算時，無需再行計算稀釋二氧化碳的需風量。 d． 按工作面溫度計算 Qcf＝ 60VcS cK i 式中： Qcf——工作面 需 風量， m3/min； Vc——工作面適宜風速，依據(jù)《煤礦通風能力核定辦法》回采工作面溫度與風速的對應 關系 取 ； Sc——回采工作面平均有效斷面，工作面取 ； Ki——工作面長度系數(shù)，取 。 Qcf＝ 60＝ 952m3/min＝ e．按炸藥使用量計 算 采煤工作面不使用炸藥，因此無需進行此項計算。 f．按工作人員數(shù)量驗算