平煤集團**礦庚一采區設計說明書

平煤集團**礦庚一采區設計說明書

**礦總辦室

二00四年十月

庚一采區設計說明書

編　 　製：沈五名 王 輝

楊洪賓 祁幸娟

王校有 朱建軍

總辦主任： 沈五名

副 總： 寇愛民

　 總工程師： 歐陽廣斌

平煤集團**礦

二00四年十月

目 錄

第一篇 采 區 設 計

第一章 礦井地質概況 ------------------------------------------1

第一節 礦井概況 ---------------------------------------------1

第二節 煤層特征及地質構-------------------------- ---- -----2

第二章 一水平基本情況 -------------------------------- -------3

第一節 概述 -------------------------------------------------3

第二節 一水平各生產環節描述------------------- -- - -------5

第三章 二水平基本情況-------------------------- -------------8

第一節 概述 ------------------------------------------- -----8

第二節 二水平各生產環節描述-------------------- ---------9

第四章設計采區概況 ------------------------------------------11

第一節 庚一采區的範圍及井上下情況 -------------- ------11

第二節 庚一采區地質構造 -----------------------------------12

第三節 煤層賦存、煤質及儲量-----------------------------12

第四節 煤層頂底板特征 --------------------------------------14

第五節 其它開采技術條件-----------------------------------14

第五章 采區開拓方案及巷道布置---------------------------17

第一節 庚一采區開拓方案選擇-----------------------------17

第二節 巷道布置-----------------------------------------------22

第六章 采區生產能力、服務年限及采掘關係 ------------24

第一節 采區生產能力及服務年限--------------------------24

第二節 采掘關係----------------------------------------------24

第七章 采煤方法、采麵裝備及采區生產能力核算--- --25

第一節 采煤方法及采在布置-------------------------------25

第二節 采麵裝備----------------------------------------------25

第三節 采區生產能力核算----------------------------------26

第八章 通風方案選擇-----------------------------------------27

第一節 二水平通風概況-------------------------------------27

第二節 通風方案選擇----------------------------------------27

第九章 采區運輸 -----------------------------------------------31

第一節 煤炭運輸----------------------------------------------31

第二節 輔助運輸----------------------------------------------31

第三節 采區主膠帶運輸機選型計算------------ ----------37

第十章 采區排水----------------------------------------------42

第十一章 庚一采區供電--------------------- -------------------44

第十二章 采區壓風與供水------------------- ------------------45

第十三章　采區開拓工程排隊---------------- ------------------45

第十四章 庚一采區投資估算及收益-------------------------45

第十五章　采區主要技術經濟指標-----------------------------53

第二篇 安 全 專 篇

第一章 礦井通風-----------------------------------------------55

第一節 概況 ---------------------------------------------------55

第二節 礦井風量和負壓-------------------------------------56

第三節 庚一采區投產後通風能力03manbetx -------------------56

第二章 瓦斯災害防治------------------------------------------57

第一節 概述 ----------------------------------------------------57

第二節 防止瓦斯積聚的技術措施--------------------------58

第三節 預防瓦斯爆炸的技術措施--------------------------62

第三章 粉塵危害防治 ------------------------------------------65

　第一節 綜合防塵設計----------------------------------------65

第二節 減少煤塵產生、防止浮遊煤層塵飛-------------69

第三節 防止沉積煤塵重新飛揚並參與爆炸的

技術措施----------------------------------------------69

第四節 防止產生引爆火源----------------------------------70

第五節 防止煤塵爆炸02manbetx.com 擴大的措施-------------------70

第四章 防滅火及灌漿-----------------------------------------71

第一節 灌漿係統設計----------------------------------------71

第二節 庚一采區內因火災防治措施 ----------------------72

第三節 庚一采區外因火災防治及裝備-------------------73

第五章 防治水--------------------------------------------------81

第一節 庚一采區水文安全條件03manbetx ----------------------81

第二節 庚一采區排水能力----------------------------------81

第三節 礦井排水能力----------------------------------------84

第四節 防治水建議及措施----------------------------------85

第六章 其它災害的防治--------------------------------------87

第一節 頂板災害的防治-------------------------------------87

第二節 提升運輸02manbetx.com 防治措施及裝備-------------------88

第三節 電氣02manbetx.com 防治措施及裝備-------------------------90

第七章安全監測監控設計------------------------------------92

第一節 概述-----------------------------------------------------92

第二節 監測地點的確定--------------------------------------93

第三節 庚一采區各類傳感器裝備--------------------------94

第四節安全監測監控和傳輸設備選擇--------------------95

第五節安全監測監控係統運行可靠性03manbetx --------------96

前 言

**礦於五八年投產，原設計生產能力60萬噸/年，經多次技術改造和生產布局優化調整，年生產能力已達260萬噸以上，成為集團公司主力骨幹礦井之一。因此**礦的穩產對 集團公司的持續發展和經濟效益的提高起著重要作用。目前，全礦共有一水平丁九、戊九和二水平己一東翼、己三四個采區生產，其中丁九采區剩餘4個工作麵，圈定儲量320.4萬噸，由於受戊九采區戊8—19190麵采動影響，3個工作麵暫時無法回采。為了穩定全礦產量，根據**礦各煤層開采情況，考慮庚組煤煤質需和丁、戊組煤配采，經請示集團公司，同意**礦開采庚組煤，並將庚一采區作為丁九采區的接替采區。此次設計主要內容即是庚一采區設計。

**礦庚一采區東到一、二礦井田技術邊界，西、南至三、**礦井田技術邊界，北至工業廣場北部煤柱線。全區走向長2000m，傾斜長1150m，麵積2.3Km2，地麵標高+180～+407m，回采標高－280m～－450m，回采深度460～825m，主采庚20煤層。在此範圍內,工業儲量650.9萬噸，可采儲量190萬噸。

根椐地質部門提供的資料，庚一采區屬低瓦斯采區，通過通風網絡解算，經多個方案的經濟技術比較，庚一采區按兩條下山開拓，一條皮帶下山，一條軌道下山，軌道和皮帶下山均位於庚20煤層中，皮帶下山進風，軌道下山回風。

庚一采區總開拓工程量3200m，其中，煤巷2280m，岩巷920m。共布置4個工作麵，工作麵走向長900多米，采長200米。

按**礦生產接替要求，庚一采區首采麵必須在2005年3月移交投產，盡管庚一采區開拓工程量較少，要保證生產正常接替，工期已較為緊張，因此庚一采區工程必須及早開工。基於此，現將庚一采區設計呈報，垂盼公司領導及有關處室盡早批複，以便工程及早動工。

** 礦

二00四年十月二日

設計圖紙目錄

1、庚一采區開拓方案一平麵圖　　　 1∶2000

2、庚一采區開拓方案一剖麵圖　　　 1∶2000

3、庚一采區開拓方案二平麵圖　　　 1∶2000

4、庚一采區開拓方案二剖麵圖　　　 1∶2000

5、庚一采區巷道布置、儲量圈定平麵圖 1∶2000

6、庚一采區首采麵布置圖 1∶2000

7、庚一采區煤、矸、料及行人綜和能力圖 1∶2000

8、庚一采區機械設備配備圖 1∶2000

9、庚一采區通風係統圖（容易時期） 1∶2000

10、庚一采區通風係統圖（困難時期） 1∶2000

11、庚一采區供電係統示意圖

12、庚一采區通訊係統示意圖

13、庚一采區安全監測係統圖 1∶2000

14、庚一采區灌漿係統圖 1∶2000

15、工作麵灌漿係統示意圖

16、庚一采區避災路線圖 1∶2000

第一篇 采區設計

第一章 礦井地質概況

第一節 礦井概況

一、交通位置

　　**礦位於平頂山礦區中部，距市中心約6Km。礦區有專用鐵路與國鐵孟平、焦枝線相連，公路四通八達，交通十分便利。

二、自然地理

　　區內為低山丘嶺地形，地麵標高+160～+400m之間，最高點擂鼓台和井田外的龍山、落鳧山、平頂山呈近東西方向分布，形成沙河與汝河的自然分水嶺，區內無常年性河流，僅有一些垂直於地層走向的衝溝，雨季有水、旱季斷流。

三、氣象

　　據平頂山氣象站資料，平頂山地區平均年降雨量為810.8mm，雨季一般在6～9月份，年蒸發量為960.8～1361.5mm。幹旱指數在1.5以上，屬幹旱性大陸季風氣候，平均絕對濕度為13.5mb，平均相對濕度為67%，年平均氣溫150C，最高氣溫為42.60C(1960年8月19日),最低氣溫－15.30C(1958年元月16日)。從12月至來年2月氣溫最低,風向多為北西和北東方向，以北西方向風速最大，可達24m/s，相當於九級大風，降雪時間一般在11月至來年3月，最大積雪厚度30cm,曆年最早初凍時間為10月4日(1962年)，最晚解凍時間為4月18日(1962年)；凍土最大深度為22cm。

第二節 煤層特征及地質構造

一、煤層特征

區內煤層分別貯藏於石炭係太原群，二迭係山西組及上下石盒子組,煤係地層總厚度780m，共含煤7組數十層，其中可采煤層自上而下分別為:丁5、丁6(或丁56合層)，戊8、戊9、戊10(或戊910合層)，己15、己16、己17(或己1617合層)，庚20煤層，共9層，總厚度16.7～19m。丙3、丁4局部達可采厚度，隻有淺部由小煤窖開采。煤的變質程度隨深度增加而增加，炭化程度逐漸增高，灰分、揮發分逐漸減少；從煤質牌號來分，丁、戊組煤為動力用煤，己組煤為煉焦用煤，庚組煤因含硫量高為非煉焦煤。

下麵將本次設計所涉及的庚組煤介紹如下:

庚20煤層:庚20煤層屬較穩定煤層，煤層厚度一般為0.5～2.5m，平均厚度1.8m，煤層傾角60~170，平均120。庚20煤層上距己1617煤層46.29～65.14m，平均51.9m。

二、地質構造

　　本井田位於平頂山煤田李口集向斜之西南翼，諸葛廟背斜的東北翼，基本上是一個走向北西，傾向北東，傾角平緩的單斜構造。

　　在一水平開采的範圍內，根據開采過程中實際揭露的地質構造,丁戊組煤層中落差大於10m的斷層僅二條，常見斷層落差一般不超過5m，其中在丁七采區下山揭露的F1號正斷層為最大，落差為28m，走向近北，傾角530。一水平中一般戊組煤中斷層比丁組多，落差也比丁組大。

　　從二水平回采期間揭露的地質資料看，二水平近走向斷層較多，二水平的斷層比一水平多，落差也比一水平大，其中已一采區上部揭露的F5號正斷層和F9號逆斷層，落差分別達到34m和26m。

第二章 一水平基本情況

第一節 概述

**礦一水平原由武漢設計院設計，於1955年11月開始興建，1958年8月建成投產，設計生產能力60萬噸/年，一水平井底標高±0m。1975年開始對礦井進行環節改造，更換了一水平主井絞車及箕鬥，井底增加了三個緩衝煤倉，擴大了一水平下邊界，將大巷的列車運輸方式全部改為皮帶化運輸。現在一水平的年生產能力約在120萬噸/年左右。

原設計一水平開發範圍為：東以36勘探線與一礦為界，西以42勘探線西70m與六礦相鄰，南至煤層風化帶，北至－100m煤層底板等高線。75年對礦井改造時將一水平丁戊組下邊界擴大到－265m標高，82年又將一水平丁戊組下邊界擴大到－450m標高，96年又將丁、戊組煤下邊界擴大到－520m標高。

一水平隻開采丁、戊兩個煤組、五個煤層。在上述範圍內截止2003年底剩餘工業儲量2530萬噸，其中丁九采區585.4萬噸、戊九采區1944.6萬噸；可采儲量1747.6萬噸，其中丁九采區377.9萬噸，戊九采區1369.7萬噸。一水平按現在年生產能力120萬噸計算,尚有服務年限11.6年。

一水平的開拓方式為：一對中央立井，集中大巷，區內分組集中下山，采麵走向長壁後退開采的開拓方式。

目前，一水平有丁九、戊九兩個正規生產采區。

第二節 一水平各生產環節描述

一、井筒提升

1.主井：一水平主井擔負著丁戊組煤炭的提升任務，井筒直徑5m,井口標高+203.1m，提升高度238m，提升絞車為XKT2×3.5×1.7B—20型提升機，配以EFUDQ日本產800千瓦電機，六噸箕鬥，2003年核定提升能力155萬噸

2.付井:付井擔負著一、二水平輔助提升任務，井筒直徑6m、井口標高+203.1m，一水平提升高度203m，二水平提升高度468m，井筒原安裝一套兩噸單車單層罐籠，采用2JK—4/10.5型絞車提升,配以YR143/49─16型630KW電機一台，九四年將原來的單層單車罐籠改換為雙層單車罐籠，單層提物，雙層提人。2003年核定提升能力365萬噸/年。

3、東風井：原為一水平總回風斜井，九三年改為進風井，井口標高+197.0m，井底標高±0，傾角25°，斜長460m，采用半圓拱料石砌镟及錨噴支護，淨斷麵13.8m2，東風井兼作一、二水平輔助提升之用,采用JK—2.5/30型絞車提升，配以JR157—8型320KW電機一台。

二.通風:

一水平采用中央邊界式通風，原為壓入式，八四年六月改為抽出式,由東風井回風。九三年改為丁九風井回風，仍為抽出式，安裝兩台2AGF606—2.20—1.30—2型安全高效軸流式通風機,目前，一水平總進風量6722m3/min,負壓為4600pa。

三.煤炭運輸

一水平丁戊組煤經工作麵機巷皮帶轉入采區下山皮帶，再經采區煤倉裝到集中下山皮帶拉到一水平井底緩衝煤倉(煤倉3個總容量840噸)，經主井箕鬥提到地麵外運。

四、材料、設備及矸石運輸:

一水平生產中，所需各種材料、設備由付井下到二水平井底車場或由東風井下到一水平井底車場，由電機車經主要石門、大巷運到采區上車場，再由采區軌道下山絞車將材料設備送至各用料地點。矸石運輸與材料運輸方向相反。一水平綜采設備主要由東風井上下。

五、排水

一水平的水都經丁戊組石門流入二水平井底水倉，由二水平井底直接排到地麵。

六、壓風

一水平壓風由安裝於地麵壓風機房的5台5L—40/8型空壓機供風，最大風量160m3/min，壓風通過鋪設在付井井筒中的直徑為8英寸的總壓風管送至各用風地點。

七、供電

**礦地麵建有一個35KV降壓站，35KV架空線由一礦經**礦35KV降壓站到謝莊降壓站，形成兩趟供電回路，**礦降壓站裝設兩台8000KVA變壓器，全礦一水平的變壓器在14000KVA左右,實際負荷為5400～6000KVA，地麵變電所至一水平中央變電所為兩條ZQD50—1502—400m×2和一條ZQD50—1852—560m共三條銅芯鎧裝電纜供電，從采區變電所到各綜采工作麵和綜掘工作麵移動變電站均采用6KV高壓供電，從采區變電所到其它地點一般采用660V和127V供電。

第三章 二水平基本情況

第一節 概述

**礦二水平主要開采己組煤，於一九八五年十二月建成投產。設計生產能力60萬噸/年，二水平井底標高為－265m，原設計劃分為五個采區，後根據全區內的地質構造及開采情況，對原來的采區重新作了劃分，將原來的五個采區劃分為己一采區和己一采區擴大部分開采，擴大部分工程於86年初開工，88年完工，目前己一采區上山部分己經開采完畢，下山擴大部分西已回采結束，東翼正在回采。九七年設計開發二水平己三采區，設計生產能力60萬噸/年，目前己三采區下部開拓工程尚未完工。

原設計二水平開采範圍為：東以36勘探線與一礦為界，西以42勘探線西690m與六礦為界，南以－55m底板等高線為界，北以－450m煤層底板等高線為界。九七年將二水平下部開采標高延深到－600m。目前二水平實際回采下部標高為－590米。

二水平開采己組煤三個煤層，在上述範圍內截止2003年底剩餘工業儲量3159.3萬噸，其中己一東翼713.5萬噸，己三采區2445.8萬噸；可采儲量2180.4萬噸，其中己一東翼501.5萬噸，己三采區1678.9萬噸；二水平生產能力按120萬噸/年計算,尚可服務18.2年。

二水平的開拓方式為：中央一對主付井，邊界集中風井，采區上下山開拓。

第二節 二水平各生產環節描述

一、井筒提升

1、主井：二水平主井為新作主井，井筒直徑5.1m，井深478m，提升高度456.5m，采用6噸雙箕鬥多繩摩擦輪提升，2003年核定提升能力137萬噸/年。

2.付井：二水平付井是將一水平付井延深到－265m，提升高度468m。

3.南風井：南風井原為二水平回風井，2000年改為進風井，井筒直徑4.5m，井深220m。

4己三風井：位於工業廣場煤柱北部，擔負二水平回風，井筒直徑5m，井深580m，安裝兩台BDK—8—NO.30—2×500型風機。

二、通風

二水平采用抽出式通風，新風從主付井進入井下，經二水平井底車場，大巷和采區上下山到各用風地點，乏風由采區的回風上下山到己三風井，經己三風井排至地麵。目前二水平總風量為7300m3/min，負壓2800pa。

三、煤炭運輸

煤由工作麵機巷皮帶轉入采區下山皮帶，分別經己三皮帶暗斜井和東翼皮帶平巷到二水平主井底煤倉，由二水平主井提到地麵。

四、材料、設備及矸石運輸

二水平生產所需各種材料設備由付井下到二水平井底車場，經運輸平巷或斜巷到采區上下車場，由采區軌道上下山絞車將材料、設備送到所需地點，二水平綜采設備主要由東風井上下。

五、排水

二水平采用一級排水，選用200D—65×9型水泵五台，配850KW電機，排水管選用Φ273×10無縫鋼管三趟，從二水平井底中央水泵房直接排到地麵，采區水直接排到二水平井底中央水倉。

六、供電

**礦二水平的用電來源於地麵工業廣場的35KV降壓站，二水平的供電共有三條線路，其中兩條ZQD50—1502—670m×2和一條ZGD42—1502—700m銅芯鎧裝電纜。二水平中央變電所至采區變電所采用6KV高壓供電。

第四章 設計采區概況

本設計為**礦二水平庚一采區設計，庚一采區係丁九采區的接替采區，設計生產能力為45萬噸/年，設計工作製度為：年工作300天,日提升時間14小時，"三八"工作製，兩班半生產，半班檢修。

第一節 庚一采區的範圍及井上下情況

從**礦井田範圍內庚組煤的開采標高看，開采上限標高為－280m，下限標高－1000m，開采垂深較大，為了便於開采我們將分區開采。根據我礦上部己組煤回采情況，考慮工業廣場保護煤柱影響，結合采麵布置，我礦準備先開采以下三點連線以上庚20煤層.三點坐標分別為：1、x=3740770，y=38431015；2、x=3740345、y=38432003；3、x=3740040、y=38432695，並將上述三點連線以上區域劃為庚一采區。

庚一采區東到一、二礦井田技術邊界，西、南至三、**礦井田技術邊界，北以上述三點坐標連線為界。全區走向長2000m，傾斜長1150m，麵積2.3Km2，地麵標高+180～+407m，回采標高－280m～－450m，開采深度460～825m，主采庚20煤層。全區工業儲量244萬噸，可采儲量190萬噸，圈定儲量167萬噸。

本區地表屬於低山丘嶺地形，以擂鼓台、小擂鼓台為分水嶺、向南北皆為下坡，南坡較陡，角度40度左右；北坡較緩，角度8～20度；擂鼓台與小擂鼓台之間為一較大衝溝，方向近北，向北漸趨平緩，擂鼓台西南為一馬鞍地形，山坡有零星果樹和雜木，由於該區地表屬低山丘嶺地形，交通不便，沒有大的建築和設施，隻是分布著零星的村莊，從南到北有褚莊、劉溝、萬家、下晉溝、餘家、上晉溝等。本區地麵無大麵積積水，季節性水流多沿衝溝至山上而下，流向南部，最後流向湛河。

一水平丁戊組煤層下部回采邊界已超過該區下部邊界，故該區回采對丁戊組煤不產生影響。

第二節 庚一采區地質構造

本采區鑽孔對構造控製程度較差，所有鑽孔均未揭露構造，但從三礦庚四采區及**礦己一采區回采情況03manbetx ，該區內地質構造較複雜，同沉積斷層較發育，板舌狀構造可能成為**礦開采庚組煤層的一大特點，采區內構造以正斷層為主，落差一般以0.5～3m為主，其中F1正斷層走向46～550，傾向136～1550，傾角550，落差1.1～2.5m，位於采區中部，影響長度760餘米；F2正斷層,走向305～3100，傾向35～400，傾角620，落差2m，位於采區中部，影響長度390餘米。上述斷層均為己一采區揭露。在采區中部有小褶曲存在，向斜軸走向為北東向，在向斜兩翼，構造發育，頂板較破碎，煤層傾角變化較大，對生產影響較大。

第三節 煤層賦存、煤質及儲量

一、煤層賦存情況

1、庚20煤層:庚20煤層厚度一般為0.5～2.5m，平均厚度1.8m，局部受板舌狀構造影響，煤厚可達3.5m，煤層可采係數92％，變異係數0.23，屬較穩定煤層。庚20煤層結構較複雜，含夾矸1～４層，厚度0.08～0.63ｍ，平均厚度0.16m，煤層走向76～1250，傾向346～350，煤層傾角6～170，平均120。庚20煤層上距己1617煤層46.29～65.14m，平均51.9m。

二、煤質

庚一采區庚20煤層的物理特征見表4-1

物理特征表 表4-1

庚一采區庚20煤層的工業性指標見表4-2

工業性指標表 表4-2

三、儲量

在本區範圍內,儲量級別的劃分：A級750m；B級1500m；C級3000m；利用數字求積儀拉三次以上求得平均麵積，容重采用1.35g/cm3,地損係數按0.1計算，塊段可采儲量按薄、中、厚規定回采率計算，按照上述計算方法得庚一采區儲量為表4-3

儲量彙總表 表4-3

第四節 煤層頂底板特征

本采區庚20煤層頂板為石灰岩，乳狀構造發育，頂板麵呈凹凸不平狀，堅硬完整，回采期間不易冒落，預計隨著回采深度的增加，頂板麵可能逐漸趨於平整。庚20煤層底板以砂質泥岩為主，局部為泥岩，底板麵較為平整。煤層頂底板特征詳見表4-4

第五節 其它開采技術條件

一、煤層瓦斯

由於庚組煤層勘探程度較低，瓦斯含量資料較少，從三礦庚四采區回采情況分析，煤層瓦斯不是太大，瓦斯絕對湧出量為1.2m3/min，屬低瓦斯煤層，但隨著開采深度的增加，煤層瓦斯含量會逐漸增大。

煤層頂底板特征表 表4-4

二、自然發火:

庚20煤層自燃發火資料較少，相鄰二礦庚二采區庚20煤層自燃發火期為4～6個月，生產時要采取相應的防滅火措施。

三、煤塵爆炸指數

由於本采區庚組煤層沒有進行過煤塵爆炸性試驗，缺少煤塵爆炸指數。三礦庚四采區庚組煤層爆炸指數為32％～41.7％,該煤層具有爆炸危險性，生產時要采取防止煤塵爆炸的措施。

四、地溫

**礦恒溫帶溫度為17.2oc，恒溫深度為25m，地溫增溫率為3.29oc/百米，庚20煤層埋深460～825m，理論地溫溫度為31.5～43.5oc，地溫偏高，因此在掘進和回采過程中,一定要加強通風,采取有效的降溫措施,以改善工作環境條件。

五、水文地質

　　本區以擂鼓台為分水嶺，形成南北低中間高的地形，因此地表水係不發育，季節性水流難以聚集，地麵的小型集水體對井下影響不大，故采區湧水主要為頂板的Ｌ5和底板的L6、L7灰岩裂隙水，三礦庚四采區及周圍小窯的老空積水，正常湧水量162m3/h，最大湧水量為275m3/h。

第五章 采區開拓方案及巷道布置

第一節 庚一采區開拓方案選擇

1、下山條數選擇

根據現有資料和臨近礦井回采揭露瓦斯情況分析，庚一采區為低瓦斯采區，該區通風距離又短，通風阻力小，因此我們選擇軌道和皮帶兩條下山開拓。若開采過程中瓦斯湧出較大，可將現有己一西翼皮帶下山或軌道下山改為專用回風，實現兩進一回通風係統。

2、開拓方案選擇

經過我們對相鄰礦井庚組煤巷道支護及其維護狀況調查，考慮到**礦礦井排矸能力，采區接替時間要求，投資經濟效益等綜合因素，結合**礦現有下山布置及使用情況，並考慮到深部庚組煤的開發，我們提出了多個技術上可行的開拓方案，經過對各方案大量的技術經濟比較分析後，選出了兩個技術較為先進的方案。

方案一、用現有己一采區西翼皮帶下山作為庚20煤出煤皮帶下山，采用區段石門與采麵連接。沿庚20組煤層作軌道下山，坡度80，沿煤層作片盤與采麵連接。軌道下山采用全錨支護，矩形斷麵，淨斷麵3.6×2.4＝8.64m2，下山長度1150m。軌道下山用作行人、運料、排矸、回風，皮帶下山用作運煤、進風。軌道下山和皮帶下山中心距30m，皮帶下山位於東側，軌道下山位於西側。見庚一采區開拓方案一平、剖麵圖。

方案二、沿庚20煤作軌道、皮帶下山，坡度80，均采用全錨支護，矩形斷麵，淨斷麵3.6×2.4＝8.64m2。軌道下山長度為1150m。沿煤層作片盤與軌道下山連接；皮帶下山長度為1050m，作跨軌道下山石門將采麵與皮帶勾通。軌道下山用作行人、運料、排矸、回風，皮帶下山用作運煤、進風。軌道下山和皮帶下山中心距30m，皮帶下山位於東側，軌道下山位於西側。見庚一采區開拓方案二平、剖麵圖。

方案優缺點比較表

方案一、二工程量及費用比較表

經過技術經濟比較分析，上述兩方案無論是優缺點比較還是經濟投資都沒有較大差別，如若考慮掘進出煤售煤與投資相抵，方案二比方案一少投資200萬元左右。方案一岩石工程量比較大，根據**礦的排矸能力，目前排矸相當緊張，三水平開工後，排矸更是緊張，開采庚組煤應盡量少排矸石。方案一利用己一西翼皮帶下山作為皮帶下山，目前己一西翼皮帶下山鋪有猴車，猴車能否撤出，需等三水平上部乘人皮帶暗斜井定案以後確定。基於上述原因，經過組織**礦工程技術人員和礦領導研究，均認為方案二比較好，比較切合**礦實際，建議按方案二施工。

另外，由於庚一采區儲量較少，服務年限短，待庚一采區采完後，我們將繼續開采下部庚二采區庚20煤層。即從庚一采區軌道下山下部沿庚20煤層等高線作庚二采區上部平車場，到下山集中保護煤柱內作庚二采區軌道下山，作為輔助運輸。從庚一采區皮帶下山下部沿庚20煤層等高線作庚二采區上部轉載平巷，到下山集中保護煤柱內作庚二采區皮帶下山，作為煤炭運輸。或者將己三采區皮帶暗斜井下延至庚20煤層，作為煤炭運輸。見方案二虛線巷道，下部庚20煤層開采方案另行設計。

第二節 巷道布置

一、采區聯絡石門巷道布置

1、采區軌道下山上部聯絡石門

從二水平井底車場西大巷開口，以160下坡下紮作聯絡石門，見庚20煤後沿庚20煤層作庚一采區上部平車場。聯絡石門長120m，淨寬3.2m，淨高2.8m，淨斷麵7.86m2，半圓拱形，錨噴支護。上部平車場長90m，淨寬4.2m，淨高2.4m，淨斷麵10.1m2，矩形斷麵，全錨噴支護。

2、采區皮帶下山上部聯絡石門

從二水平己一西翼運輸平巷以150下坡下紮作聯絡石門，見庚20煤後作庚一采區皮帶下山，聯絡石門長180m，淨寬3.2m，淨高2.8m，淨斷麵7.86m2，半圓拱形，錨噴支護。

二、采區軌道、皮帶下山巷道布置

為了減少煤炭損失,少留下山煤柱,我們將庚一采區軌道下山、皮帶下山均布置在工業廣場保護煤柱內。為了方便片盤布置，減少岩石工程量，我們將軌道下山布置在西側，皮帶下山布置在東側，兩下山中心距30m。

第六章 采區生產能力、服務年限及

采掘關係

第一節 采區生產能力及服務年限

一.采區生產能力確定:

由於庚20煤含硫量較高，需和丁戊組煤配采，根據庚20煤含硫量，庚20煤與丁戊組煤配比至少應為1：2，考慮全礦井生產能力及一二水平丁戊庚己組煤的產量比例，同時考慮到**礦未開采揭露庚組煤，對庚組煤的賦存情況及水文地質條件不十分清楚，加之庚一采區可采儲量較少，因此我們將庚一采區生產能力定為45萬噸/年。

二.采區服務年限:

庚一采區共有可采儲量190萬噸,根據采區設計生產能力,采區設計服務年限為:

Tn=C·Z/A=0.8×190/45=3.4年

式中:Tn─采區服務年限.年;

Z─采區可采儲量,萬噸;

A─設計采區生產能力,萬噸/年;

C─采區回采率。

第二節 采掘關係

庚一采區設計生產能力為45萬噸/年,布置一個采煤工作麵生產,為了確保采麵正常接替,設計安排2個煤巷掘進頭。采麵、掘進頭的機械裝備情況詳見機械設備配備圖。

第七章 采煤方法、采麵裝備及采區

生產能力核算

第一節 采煤方法及采麵布置

庚一采區範圍內煤層賦存穩定，但地質構造比較複雜，庚20煤平均厚度1.8m，平均傾角12o。根據煤層賦存條件，為合理使用我礦現有設備，保證采區設計生產能力，庚一采區安排一個高檔普采工作麵生產。

采煤方法：設計采用走向長壁後退式采煤法，完全垮落法管理頂板,為了減少采掘動壓影響，區段間采用跳采，區段平巷采用沿空掘巷方式布置。

采麵布置:根據**礦現有設備運輸能力和生產管理水平,區段斜長平均按207m劃分,工作麵長約為200m，按此原則庚一采區共劃分為5個工作麵。但根據調查，上部有一個采麵已被小窯采過，實際隻能布置4個工作麵。

第二節 采麵裝備

由於**礦未開采揭露庚組煤，對庚組煤的賦存情況及水文地質條件不十分清楚，加之庚一采區可采儲量少，生產能力小，考慮設備的適應性及靈活性，我們初步考慮選用高檔普采設備開采。根據施工揭露情況，若煤層賦存及地質條件好，適合綜采，也可安裝綜采設備回采。

一、高檔普采麵裝備:

庚20煤層高檔普采工作麵采用MG—132/320W型雙滾筒采煤機，SGZ—630/264W型可彎曲刮板運輸機，DZ20—30/100型單體液壓支柱2300根，HDJB—1000型絞接頂梁2000根，RB—200/31.5型乳化液泵站。機巷轉載機采用SGW—40T型可彎曲刮板運輸機，機巷運煤采用SDL—110型可伸縮皮帶,帶寬0.8m。

二、高檔普采麵生產能力:

高檔普采麵平均采長200m,平均采高1.78m，則每推進1米的產量:

200m×1.78×1.35t/m3=480.6t/m。

高檔普采麵年推進度按910m計算,則其年產量為:

480.6t/m×910m/a=43.7萬噸/年

第三 采區生產能力核算

1、掘進出煤

經計算,為保證采麵正常接替，2個煤巷掘進頭每年總進尺不得少於2300m,平均掘進斷麵按9.6m2計算,則每年掘進出煤為:

2300m×9.6m2×1.35t/m3=3萬噸

2、回采出煤

由前麵計算知，采麵年生產能力為43.7萬噸/年。

3、采區生產能力

采區生產能力包括回采出煤和掘進出煤，根據以上計算庚一采區年生產能力為：43.7+3＝46.7(萬噸/年)

滿足設計生產能力要求。

第八章 通風方案選擇

第一節 二水平通風概況

目前,我礦二水平現用己三風井回風，己三風井位於工業廣場保護煤柱內，井口安裝有BDK—8—NO.30型風機兩台,風機的負壓H=5490～1260Pa，風量Q=93.8～185m3/s，目前風機的負壓為2800Pa，風量為7300m3/min。

第二節 通風方案選擇

一、方案選擇

由於己三風井位於庚一采區範圍內，為了減少投資，庚一采區通風應首先考慮利用己三風井，若選用己三風井，經包括庚一采區和二水平在內的通風係統網絡解算，己三風井及風機均能滿足安全生產要求，因此庚一采區通風選用己三風井。

二、采區風量計算

1、采麵風量計算

每個采麵實際風量應按瓦斯或二氧化炭湧出量、工作麵氣溫、風速和人數等因素分別計算，取其中最大值。

(1)、按瓦斯湧出量計算

Q=100qK

式中：Q—工作麵配風量

q—工作麵瓦斯絕對湧出量，根據三礦揭露最

大1.2m3/min

K—采煤工作麵瓦斯湧出不均勻備用風量係

數 取1.0。則：

Q=100×1.2×1=120（m3/min）

（2）、按工作麵同時出勤最多人數計算

Q=4N

式中：Q—工作麵配風量

N—工作麵同時出勤最多人數，取40人

Q=4×40=160（m3/min）

（3）、按勞動氣象條件計算

Q=q（at-b）CHφK1

式中：Q—工作麵配風量

q—基本風量；根據以往采麵取330m3/min

a—取0.1

t—工作麵溫度取26o

b—取1.24

C—采煤支護方式係數，高檔麵取0.74

H—工作麵采高；取1.8m

　　　　　φ—工作麵有效斷麵係數，取0.75；

K1—工作麵走向超長係數，取1。則：

Q=330×（0.1×26-1.24）×0.74×1.8×

　0.75×1=448.4m3/min

（4）、風速驗算

15×7.2=108≤448.4≤240×5.4=1296

故:工作麵配風為448.4m3/min。

2、掘進期間配風設計

（1）、按掘進巷道的瓦斯絕對湧出量計算

Q掘=100×q瓦×k掘通=100×1.2×1.5=180m3/min

式中:Q掘—掘進工作麵需要的風量，m3/min;

q瓦—瓦斯絕對湧出量，取1.2m3/min

k掘通—一般取1.5～2.0

（2）、按同時放炮的最大炸藥量計算

Q掘=（7.37～25）×8=59m3/min

式中：Q掘同上。係數一次全斷麵爆破取小值，分次爆

破取大值。

　　　A—一次的最大炸藥用量（kg）取８kg

（3）、按工作麵最多人數計算

Q=4N=4×30=120m3/min

式中：Q—掘進工作麵需要的風量，m3/min，

N—掘進工作麵同時工作的最多人數，取30人

（4）、按風速驗算

15×S掘≤Q掘≤240×S掘

15×9.6=144≤180≤240×9.6=2304

式中:S掘—巷道掘進斷麵

（5）、風機選型

選用2×11KW對旋式風機，供風量250m3/min。

3、硐室風量

根據以往生產經驗，硐室供風量80m3/min滿足需要。

三、采區需風量計算

根據上麵計算，結合現場實際，為確保生產安全，取風量如下：

采麵：600m3/min

掘進頭：250m3/min

硐室：80m3/min

采區總風量：600＋250×2＋80×4＝1422m3/min

＝23.7m3/s

四、通風網絡解算

　　經包括己一采區和己三采區在內的網絡解算，己三風井通風容易時期的負壓和風量分別為：H＝2450Pa，Ｑ＝146m3/s，其中己三采區風量73.8m3/s，己一采區風量48.6m3/s，庚一采區風量23.7m3/s。通風困難時期的負壓和風量分別為：H＝2800Pa，Ｑ＝146m3/s，其中己三采區風量73.8m3/s，己一采區風量48.6m3/s，庚一采區風量23.7m3/s。

五、風機能力分析

目前，己三風井安裝有BDK—8—NO.30型風機兩台，經測定風機風葉35o時負壓為5498～1260Pa，風量為93.8～185m3/s；能滿足困難時期的安全生產需要。

第九章 采區運輸

第一節 煤炭運輸

一、回采工作麵出煤

采煤工作麵的煤炭由工作麵可彎曲刮板運輸機拉到機巷轉載機轉入機巷皮帶→庚一采區下山皮帶→庚一上部運輸皮帶→分運上倉皮帶→二水平主井後倉→倉下分運皮帶→己戊聯絡皮帶→戊七返石門皮帶→5＃倉→丁七鋼纜皮帶→配倉皮帶→主井底煤倉→翻籠皮帶→一水平主井箕鬥→地麵。

二、掘進工作麵出煤

掘進頭放炮落煤後用耙鬥裝入跟在後麵的皮帶上，經皮帶轉入庚一采區下山皮帶→庚一上部運輸皮帶→分運上倉皮帶→二水平主井後倉→倉下分運皮帶→己戊聯絡皮帶→戊七返石門皮帶→5＃倉→丁七鋼纜皮帶→配倉皮帶→主井底煤倉→翻籠皮帶→一水平主井箕鬥→地麵。

第二節 輔助運輸

一、輔助運輸方式

1、材料及設備運輸

庚一采區所需材料及設備由副井下至二水平井底車場,經二水平運輸平巷→庚一運輸斜石門→庚一上車場→庚一軌道下山→各工作麵片盤。

2、矸石及人員運輸

矸石運輸係統與材料運輸係統相同，運輸方向相反，矸石采用2噸固定式礦車運輸。

庚一采區工作人員采用人車運送，軌道下山內設置人車,人車型號為XRB15—916S1。

二、輔助運輸設備

1.庚一采區軌道下山提升絞車選型

(1)原始數據

提升最大斜長：L＝1160m

提升傾角：平均9°，最大16°

最大提升載荷：Q載＝9噸

最大容器自重：Q容＝3.25噸

(2)鋼絲繩選擇

P=Q端(sinβ+f1cosβ)／[110s/m-L(sinβ+f2cosβ)]

=12250(sin9ｏ+0.01cos9ｏ)／[110×170/9－

1160(sin9ｏ+0.3cos9ｏ)]

=2036.89／1552.64

=1.312 （kg/m）

式中:Q端=Q載+Q容＝9000＋3250＝12250（kg）

β—軌道下山傾角9°

L—鋼絲繩最大斜長L＝1160m

ｓ—鋼絲繩最大抗拉強度S＝170kg/mm2

ｍ—提升安全係數(因需提人故取m＝９）

ｆ1—鬥子車運行阻力係數，為滾動軸承取ｆ1＝0.01

ｆ2—綱絲繩移動阻力係數ｆ２＝0.2～0.3取ｆ2＝0.3

考慮到斜井提升的鋼絲繩磨損嚴重，因此選用6×7 型鍍鋅鋼絲繩，主要數據如下:

綱絲繩每米重　PS＝2.129kg/m

鋼絲繩直徑　ｄ＝24.5mm

鋼絲直徑　S＝2.6mm

鋼絲破斷拉力總和　QS＝37850 kg

驗算提升最大負荷時的安全係數:

P＝QS/[Q端×(sinβ＋1cosβ)＋PSL(sinβ＋f2cosβ)]

＝37850/[12250(sin9°＋0.01cos9°)＋2.129

×1160(sin9°＋0.3cos9°)]

=37850／(2036.89＋1118.02)＝12>9

驗算提升最大負荷最大傾角時安全係數

p＝37850／[12250(sin16°＋0.01cos16°)＋2.129×

　150(sin16°＋0.3cos16°)]

＝37850／(3493.85＋180.11)＝10.3>9

注：因最大傾角在軌道上部，提升斜長短，能夠滿足要求。

(3)絞車選擇

ａ、滾筒直徑 D≥60ｄ=60×24.5=1470mm

由於軌道下山為斜巷提升，按規定可不考慮D≥900ｓ

另考慮下山較長，且提升人員滾筒隻允許纏二層，故將滾筒直徑選為2.5m。

ｂ、滾筒寬度計算

B＝[L0+L試+(n′+3)πD](ｄ+ε)／KπDP

＝［1060+30+(2+3)×2.5π］(0.0245+0.002)／

　　　(2×2.521π)＝1.89(ｍ)

式中：K─纏繞層數2層

DP─平均纏繞直徑

DP＝D+(K－1) ／2

＝2500＋(2－1) ／2

＝2521ｍｍ

D─滾筒直徑 D＝2.5ｍ

L0=提升長度 L0=1160－100＝1060米

ｎ─磨擦圈的最少圈數ｎ≥3、取ｎ=3

ｄ─鋼絲繩直徑 ｄ＝24.5ｍｍ

ε─鋼絲繩繩圈之間的距離ε=2～3mm，取ε=2mm

L試─試驗鋼絲繩長度 L試=30ｍ

ｎ′─每季度將鋼絲繩移動四分之一繩圈所需的備用

圈數ｎ′＝2～4圈，取ｎ′＝2

由上麵的計算可知:所選絞車滾筒直徑應為2.5米, 滾筒寬度應為2米,根據這一要求,我們選用JKY2.5/2B型液壓提升絞車。其主要技術特征如下:

滾筒直徑：D＝2500mm

滾筒寬度：B＝2000mm

最大靜張力：Fj＝55000N

最大靜張力差：Fc＝55000N

繩速：V＝0～3.2m/s

c、絞車提升長度

滾筒按纏兩層計算:

KDpπB

L′＝─────－L試－(n′+3)πD

d+ε

2×2.521×2×π

＝─────────－30－(2+3)2.5π

0.028＋0.002

＝1126米

按《01manbetx 》規定,提人時滾筒隻能纏2層

2.提升機強度校驗

根據提升機主軸和滾筒筒殼強度的要求; 提升的實際最大靜張力和最大靜張力差應保證不超過所選提升機允許的最大靜張力和最大靜張力差。

a、驗算最大負荷平均傾角時靜張力差:

Q端(sinβ+ｆ1cosβ)+PSL′(sinβ+ｆ2cosβ)

＝12250(sin9°+0.01cos9°)+2.129×1126×

(sin9°+0.3cos9°)

＝2036.89+1085.24＝3122.13(Kg)＝30597N＜Fj

Q載(sinβ+0.01cosβ)+2Q容f1cosβ+

PSL′(sinβ+ｆ2cosβ)

＝9000(sin9°+0.01cos9°)＋2×3250×0.01cos9°　　　　+2.129×1126(sin9°+0.3cos9°)

＝1496.49＋64.2＋1085.24＝2646(Kg)

＝25930N＜Fc

b、驗算最大負荷最大傾角時,靜張力和靜張力差

Q端(sinβ+ｆ1cosβ)+PSL′(sinβ+ｆ2cosβ)

＝12250(sin16°+0.01cos16°)+2.129×150(sin16°

+0.3cos16°)

＝3673.96(Kg)＝36005N＜Fj

Q載(sinβ+0.01cosβ)+2Q容f1cosβ+

PSL′(sinβ+0.3cosβ)

＝9000(sin16°+0.01cos16°)+2×3250×0.01×

cos16°+2.129×150(sin16°+0.3cos16°)

＝2566.8+62.5+180.11＝2809(Kg)＝27528N＜Fc

3、最大提升速度校驗

根據《01manbetx 》規定：傾斜井巷升降人員或采用礦車升降物料時、提升容器的最大提升速度不得超過5米/s、而我們所選絞車的最大提升速度為3.2m/s、其提升速度不會超過規定。

4、提升電動機的選擇

N＝FV/1000η傳＝55000×3.2/1000×0.85

＝207(KW)

式中：F─提升機的最大靜張力，N

V─最大提升速度，m/s

η傳─液壓傳動效率，取η傳＝0.85

由於所選絞車為液壓絞車，配套選用電動機型號為JBO400L－6，其額定功率為220KW、額定電壓660V、轉速990轉/分。

由於該絞車為液壓絞車、無極調速，故不需驗算電機轉速是否與提升機轉速一致。

5、驗算絞車能否滿足提人要求

根據所選人車，每節車重2480Kg，按3節每節坐20人,人均重量70Kg，則人車總載荷為:

（2480+20×70）×3＝11640(Kg)＜Q端

故能滿足提人要求;

綜上計算所選運輸設備如下:

鋼絲繩：6×7－24.5－170－右交GB1102-74

2×2.521×2π

長度L=────────+100=1195+100=1295m

0.0245+0.002

絞車為：JKY2.5/2B型液壓絞車、最大速度3.2m/s

電機：JBO400L－6型，額定功率220KW、額定電壓660V

人車:XRB15—9/6S1

第三節 采區主膠帶運輸機選型計算

一、原始數據

1.設計運輸生產率A=350t/h

2.輸送機安裝傾角β=9°

3.設計輸送長度L=550m

4.貨載散集密度ρ=0.8t/m3

5.貨載堆積角度γ=30o

6.貨載塊度αmax=300mm

7.貨載斷麵係數k=458

8.輸送機傾角係數c=1.0

9.帶速v=2m/s

二、選型計算

(一).膠帶寬度的選型計算

B==

=0.691(m)

故選用帶寬B=1000mm皮帶

按物料的寬度校驗

B≥2×αmax+200=2×300+200=800mm

故選用帶寬1000mm皮帶合格

(二)、運行阻力計算

Wzh=g[(q+qd)Lsinβ+(q+qd+qg')Lw′cosβ]

Wk=g[(qd+qg〃)Lw〃cosβ-qdLsinβ]

式中：Wzh—直線段重載阻力（N）

Wk—空段運行阻力

β—輸送機傾角

L—輸送機長度 (m)

w′、w〃—分別為槽形、平行托輥阻力係數

w'＝0.04，w〃＝0.035

A 350

q—每米長的膠帶上的貨載質量q=───=────

3.6V 3.6×2

＝48.6kg/m

qd—每米長的膠帶重量 qd=10.9kg/m

qg'、qg〃—分別為折算到每米長度上的上下托輥轉動質量

qg′=Gg′/Lg′ qg〃=Gg〃/Lg〃

Gg'、Gg〃—分別為每組上、下托輥轉動部分質量

Gg'=17kg Gg〃=15kg

Lg'、Lg〃──分別為上、下托輥間距

Lg'=1.5ｍ Lg〃 =3ｍ

qg'=17/1.5=11.33(kg/m) qg〃=15/3＝5(kg/m)

則 Wzh=9.8[(48.6+10.9)×550×sin9o+(48.6+10.9+11.33)

×550×0.04cos9o]=65252.28（N）

Wk=9.8[(10.9+5)×550×0.035×cos9o-10.9×550

×sin9o]=－6228（N）

(三)、膠帶張力的計算

設圖示1、2……9點的張力分別為 S1、S2 、……S9、采用逐點計算法:

S1=S2；S3=1.06S2＝1.06S1；S4=1.06S3=1.1236S1

S5=S4+Wk=1.1236S1－6228

S6=1.06S5=1.191S1－6602

S7=S6+Wzh=1.191S1+58650

S8≈S9=1.06S7=1.262S1+62169

按摩擦傳動條件計算，則S9=4.66S1=1.262S1+62169

S1=18296(N)

S2=18296(N)，S3=19394(N)，S4=20557(N)

S5=14329(N)，S6=15189(N)，S7=80441(N)

S8=85267(N)，S9=85267(N) 　　　　

(四)、膠帶懸垂度的校驗

重段最小張力點張力為S6=15189N

按要求,允許的最小張力 Smin=5(q+qd)Lg'cosβ×g

Smin=5(48.6+10.9)×1.5×cos9°×9.8

=4320(N)＜S6=15189(N)

故滿足懸垂度要求。

(五)、摩擦力備用係數驗算

S1(efx-1) 18296(5.34-1)

n＝ ──────＝───────＝1.186

S8－S1 85267-18296

驗算結果符合要求。

(六)、膠帶級別選擇

n'.Smax

G＝────

B

式中: G—膠帶強度N/mm

n'—安全係數n'＝11

Smax—膠帶最大強力Smax＝S8＝85267N

B—膠帶寬度 (mm)

11×85267

則 G＝─────＝939.9(N/mm)

1000

故選用1000S×1000膠帶

(七)、牽引力及電動機功率的計算

牽引力W0=S9－S1＋0.04(S9＋S1)

=85267－18296＋0.04(85267＋18296)

=71114(N)

W0V 71114×2

電動機功率 N=1.15×──── =1.15×──────

1000n 1000×0.85

=192(kw)

故選用3×75kw電機。

三、結論

通過以上選型計算，確定選用STJ— 1000/3×75普通膠帶輸送機，采用1000S×1000膠帶。

第十章 采區排水

根據地質資料提供，庚一采區正常湧水量為162m3/h，最大湧水量為275m3/h，庚一采區下山斜長1150餘米，平均傾角為9o，排水垂高170m。

由於庚一采區排水垂高不算太大，距二水平井底水倉又近，故庚一采區采用一級排水。庚一采區水由采區下部水倉直接排到二水平井底水倉。

一、水泵最小排水能力計算:

根據《煤礦安全01manbetx 》規定：工作水泵的排水能力應能在20小時內排出24小時的正常湧水量，因此，所選水泵的最小排水能力為:

Qmin＝24QH/20＝1.2QH

＝1.2×162＝194.4(m3/h)

式中：Qmin—水泵最小排水能力

QH—采區正常湧水量

二、所選水泵H1估算:

H1＝K(Hp+Hx)＝1.3(170+5)＝227.5m

式中：Hp—排水高度m

H1─水泵揚程m

Hx—吸水高度，Hx＝5～5.5ｍ，選取Hx＝5ｍ

K—管道損失係數,當傾角<200時，K=1.3～1.35

取K=1.3

三、水泵選型:

根據Qmin和H1查表選擇MD280—43/84×6型水泵配用300KW電機,其流量280m3/h,揚程258m。根據《煤礦安全01manbetx 》庚一采區下部選三台水泵,其中一台工作、一台備用、一台檢修。

四、排水管道計算:

1.排水管道內徑計算:

式中：d＝0.0188(Q/Vc)1/2

d—排水管道內徑mm

Q—水泵流量 m3/h

Vc—經濟流速Vc＝1.5～2.2m/s，取Vc＝2m/s

則：d＝0.0188×(280/2)1/2＝0.2224m＝222.4mm

由於庚一采區排水高度小於400m，因此對管壁度不再進行計算。經查表選用外徑245mm，壁厚6.5mm的無縫鋼管，由於庚一采區正常湧水量大於50m3/h，最大湧水量大於100m3/h，故庚一采區需敷設二趟排水管路。

依照《煤礦安全規程》要求：采區末部設置內外水倉，內倉長70m、外倉長130m、內外水倉斷麵均為9.3m2。

第十一章 庚一采區供電

由於庚一采區下山長度及采麵走向不是太長，同時距井底中央變電所又近，經測算在采區上、下部各設變電所就能滿足用電需要，因此本采區隻在上、下部設變電所。

一、接線方式

為保證供電的可靠性及經濟性，采區變電所采用雙回路幹線方式，並在每個采區變電所都設聯絡開關，平時聯絡開關斷開，運行02manbetx.com 情況下可以合上聯絡，保證本采區供電的可靠性和維修方便。

二、采區負荷

本采區預計總裝機容量3800KW，其中采煤1200KW，運轉1000KW，開拓掘進1000KW，排水600KW。庚一絞車房由上部變電所供電，下部泵房由下部變電所供電。

按照掘進裝備係列化的要求，采煤和掘進從供電係統上分開，並在每個變電所都設置兩台風機專用變壓器，保證開掘工作麵局扇運行的可靠性。

在設備和電纜選擇上都作了初步驗算，能夠滿足供電的安全性和可靠性的要求。由於係初步設計，具體負荷尚不清楚。故各高低壓開關的整定值都末具體標出，留待安裝時重新計算整定。(見供電係統圖)

第十二章 采區供水與壓風

**礦井上下已建有供水、壓風係統。庚一采區所需水和動力風均用4英寸無縫鋼管從二水平井底西大巷軌道引到庚一采區下山，采麵和掘進頭用水及用風均用2英寸鋼管分別由庚一采區下山引至各用風、用水地點。

第十三章　采區開拓工程排隊

　　為了確保庚一采區首采麵按計劃投產，庚一采區設計安排兩個開拓頭保接替，綜合考慮**礦目前的現狀，岩巷掘進頭月進度按90米/月計算；由於庚組煤頂板狀況好，基本不需支護，參考二、三礦庚組煤巷道的單進水平，煤巷掘進頭的月進度按300米/月計算，據此我們對庚一采區開拓工程進行了排隊，預計2005年四季度庚一采區首采麵可投產。庚一采區開拓工程接替安排情況見庚一采區開拓工程接替安排情況表。

第十四章　庚一采區投資估算及收益

庚一采區的準備工程擬一次施工完成，總工程量5755m，概算總投資4154.515萬元，采區可采儲量190萬噸,圈定儲量167萬噸，噸煤投資約為24.87元/噸。按目前噸煤售價 算，噸煤淨利潤約為150元，待采區采完可獲利潤2.5億元，除去投資成本，淨收益20.9億元。年產按45萬噸計算，年利潤為6750萬元，7.4個月可收回成本。

　　投資範圍：主要有庚一采區軌道下山、皮帶下山、軌道上車場、軌道及皮帶上部聯絡石門、庚一采區首采麵等，主要峒室如絞車房、泵房、上部及下部變電所等，以及與之相適應的主要設備購置費、安裝工程費，監測係統設備購置費及安裝費用等。投資情況見下表。

　　投資概算彙總表：

第十五章 采區主要技術經濟指標

1.采區設計生產能力：45萬噸/年

2.工業儲量：650.9萬噸

可采儲量：190萬噸

3.設計采區服務年限：3.4年

4.設計工作製度：300天，14小時，"三八"製，二班半生

產，半班檢修。

5.采區範圍

走向長度：2000m

傾向長度：1150m

麵積：2.3m2

6.開采煤層

組別：庚組

煤層：庚20

7.容重：1.35t/m3

8.瓦斯等級：低瓦斯

9.采區湧水量：正常162m3/h

最大275m3/h

10.回采工作麵個數：4個

11.回采工作麵長度：200米

12.掘進工作麵個數：2個

13.采區運輸方式：

原煤：皮帶運輸

輔助運輸：2噸固定式礦車

14.采區提升絞車：JKY2.5/2B 液壓絞車

15.通風設備：BDK—8—NO.30

16.采區排水設備

水泵：MD280—43/84×6型水泵3台

管道：外徑245mm，壁厚6mm的無縫鋼管二趟

17.采區開拓工程量（含首采麵）：5755m

18.設計采區概算投資（含首采麵）：4154.515萬元

19. 設計采區投產工期：14個月

庚一采區工程費用概算表

庚一采區機電設備購置費用概算表

庚一采區監測設備購置費用概算表

方案一工程量及費用概算表

方案二工程量及費用概算表