综合机械化采煤升级改造初步设计—毕业论文.doc

山西煤炭干部管理学院成人教育专科毕业论文题 目 综合机械化采煤升级改造初步设计前 言推进小型煤矿机械化是贯彻落实科学发展观、促进煤炭工业转变发展方式的一项重要而紧迫的任务。党中央、国务院高度重视煤炭工业的安全与发展，对煤矿机械化、现代化建设做出一系列重要指示，明确要求小型煤矿要依靠科技进步，实行机械化开采，走规模化、现代化发展之路。国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知明确提出，要把经济发展建立在安全生产有可靠保障的基础上，建立更加完善的技术标准体系，促进企业安全生产技术装备全面达到国家和行业标准，彻底淘汰安全性能低下、危及安全生产的落后产能和落后技术、工艺、装备。设计方案充分体现市场经济的特点，因地制宜选择生产工艺，系统设计简单实用，设备选型先进合理。力争通过精心设计和科学管理，将该矿井建设成规模合理、安全条件好、机械化装备水平高，见效快、效益好、符合煤矿发展趋势的新型矿井。大学生活一晃而过，回首走过的岁月，心中倍感充实，当我写完这篇毕业论文的时候，有一种如释重负的感觉，感慨良多。本论文的顺利完成，每一步都是在导师的指导下完成的，倾注了导师大量的心血。首先诚挚的感谢我的论文指导老师。她在忙碌的教学工作中挤出时间来审查、修改我的论文。还有教过我的所有老师们，你们严谨细致、一丝不苟的作风一直是我工作、学习中的榜样；他们循循善诱的教导和不拘一格的思路给予我无尽的启迪。感谢三年中陪伴在我身边的同学、朋友，感谢他们为我提出的有益的建议和意见，有了他们的支持、鼓励和帮助，我才能充实的度过了三年的学习生活。目 录第一章 井田概况及地质特征5第一节 井田概况5第二节 地质特征6第二章 井田开拓8第一节 井田境界及储量8第二节 矿井设计生产能力及服务年限9第三节 井田开拓9第四节 井 筒10第五节 井底车场及硐室10第三章 大巷运输及设备11第一节 运输方式的选择11第二节 矿 车12第三节 运输设备的选型12第四章 采区布置及装备13第一节 采区布置13第二节 巷道掘进14第五章 通风与安全15第一节 概 况15第二节 矿井通风15第六章 提升、通风、排水及压风设备17第一节 提升设备17第二节 通风设备20第三节 排水设备21第四节 压风设备22第七章 地面生产系统22第一节 煤质及用途22第二节 煤的加工23第三节 生产系统23第四节 辅助设施24第八章 地面运输25第一节概 况25第二节 场外道路25第九章 电 气26第一节 供电电源26第二节 电力负荷26第三节 送变电26第四节地面供配电27第五节井下供配电28第六节 矿井安全生产监控30第七节 通信系统33第十章 给水排水34第一节 给 水34第二节 排 水34第三节 室内给排水35第四节 消防及洒水35第十一章 建井工期36第一节 建井工期36第二节 产量递增计划37参考文献38摘 要设计根据现代化煤矿发展趋势，并结合该矿实际，尽量利用现有设施，提高矿井经济效益。矿井设计生产能力900kt/a（净增690kt/a），本次扩建采用一次设计，一次建成投产的移交方式。本次设计是在常顺煤矿基础上进行综合机械化采煤升级改造。设计采用斜井开拓方式，刷大改造现有回风斜井作为矿井扩建后的主斜井，担负矿井煤炭运输任务，进风井兼做矿井一安全出口；改造利用现有的混合提升斜井作为矿井扩建后的副斜井，担负矿井辅助提升任务，进风井兼矿井一安全出口；同时为了满足通风需要，设计刷大改造井田中东部已掘的一个回风立井做为矿井扩建后的专用回风井，井筒内装备封闭式梯子间，担负全矿井的回风任务，兼做矿井一安全出口。井筒布置和开拓方式为该矿稳定生产和发展，奠定了坚实基础。本次设计主要依据为山西省煤炭地质公司2004年9月编制的常顺煤矿生产矿井地质报告，其中12号和15号煤层地质勘探程度较低，建议矿方在二水平开拓开采前，请有关地质部门补充勘探，以便更实际的指导矿井安全建设生产。关键词 机械化采煤 改造 设计第一章 井田概况及地质特征 第一节 井田概况一、交通位置 本矿地理坐标为：东径：11315451131801 北纬：38010638240该矿有县乡公路向东北约10km可达盂县县城与省道相接，向南约10km与省道盂榆线相连，再向南约10km抵寿阳县与石太铁路、307国道、太旧高速公路联网，交通十分方便。二、地形、地貌及河流 本井田地形属中低山区，总体东南高、西北低，井田中部最高点为盘梁山，海拔标高1366m；长沟村内最低，海拔标高1150m，相对高差216m。井田内沟谷纵横，呈南高北低，西高东低之势。本井田属海河流域滹沱河水系，井田南部较大的河流有秀水河，区内仅有一条季节性河流下曹河，水量较小，向东流入秀水河。三、矿井生产建设概况及邻近矿井开采情况1、矿井生产建设概况根据2006年9月山西省煤炭工业局文件同意常顺煤矿进行综合机械化采煤的升级改造，矿井扩建后生产能力由210 kt/a提高至900kt/a。2、邻近矿井开采情况本井田东部边界与新胜煤业有限公司相邻，该矿没有越界开采情况。本井田南部边界与寿阳县方山煤矿相邻，该矿属新规划矿井，尚未开工建设开采各可采煤层，没有越界开采情况。本井田西部边界与西南关村办煤矿相邻，该矿正在基建开采该井田北部8号煤层，没有越界开采情况。本井田北部边界为煤层露头区，没有矿井相邻。四、电源、水源情况 （一）电源情况常顺煤矿现有双回路供电电源一回东宋下曹10kV变电站10kV馈出，另一回温池北上社10kV煤炭专用线。（二）水源情况本矿现有供水水源在工业场地附近，由现有供水泵取水。根据本矿在2006年5月与盂县南楼镇东南关村签订供水协议，同意本矿在东南关村南凿深井一眼，取深层奥灰水，矿井扩建期间两眼水源井同时使用。矿井建成后，井下正常涌水量为45m3/h，最大涌水量为903/h。五、主要建筑材料供应条件阳泉地区除木材、钢材外，大部分建筑材料都能就近解决。石料、红砖、石灰、水泥、河砂主要由本地区建材厂供给。第二节 地质特征一、地质构造 （一）地层本井田位于沁水煤田北部边缘，井田大都为基岩裸露，西北部少有黄土覆盖，井田出露地层有：石炭系上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组及第四系黄土。（二）构造 该井田构造处于盂县坳陷翘起带，井田北部地层总体走向东西，倾向东南，倾角15；井田南部地层走向北东，倾角23。总体为一宽缓的背向褶皱伴以3条正断层。二、煤层及煤质 （一）煤层 1、含煤性井田含煤地层为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组。山西组含煤3层，为3、4、5号煤层，均为不稳定不可采煤层，煤层厚度总1.38m。地层厚度平均45m，含煤系数3.10。太原组含煤7层，含有8、9上、9下、11、12、13、15号煤层。其中9下、12、15号煤层为全井田可采，其余为不稳定不可采煤层，煤层总厚度11.00m，地层总厚度平均119.38m，含煤系数9.20%。2、可采煤层井田内主要可采煤层为9下、12、15号煤层，皆位于太原组（批准井田内开采煤层为8、9、12、15号煤层， 4、8、9上号煤层井田内不可采）。（二）煤质1、煤类及其分布规律根据煤芯、煤层煤样化验结果，按照中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）和煤分类指标，井田内9下号洗煤挥发14.72%15.54%，胶质层Y为0（凝结），粘结指数为514，确定9号煤为贫瘦煤，牌号12；15号洗煤挥发分13.6215.08%，胶质层Y为0（部分凝结），粘结指数为3，确定15号煤层为贫煤，牌号11。2、物理性质及宏观煤岩特征本次矿井地质工作未做煤岩鉴定，据邻区资料，15号煤层有机组分以镜质组为主，含有少量丝质组分，无机组分以粘土类矿物为主，含少量硫化铁类成分。3、化学性质、工艺性能本井田可采煤层均属高变质煤， 9下号煤为低灰中高灰、特低硫低硫、特高热值贫瘦煤，15号煤为低中灰中灰、低中硫中硫、特高热值贫煤。9号煤可作为动力、气化、炼焦用煤，15号煤可作为动力和气化用煤。三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温 1、瓦斯 本次初步设计暂高瓦斯矿井设计，待矿井建设生产后必须及时请有关权威部门进行矿井瓦斯等级鉴定，并根据矿井瓦斯实测数据及时调整矿井瓦斯灾害预防措施、矿井通风设计及矿井主要通风机选型等。2、煤尘及煤的自燃性 根据山西省煤炭工业局综合测试，9号煤层煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为不易自燃。根据山西省煤炭工业局综合测试15号煤层煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为容易自燃。3、地温 据生产矿井井下调查，均未发现有地温异常现象，本区属地温正常区。四、水文地质 1、地表径流井田内河流为秀水河的支流下曹河，为季节性河流，冬春干涸，雨季到来，水量较大，水量突增。2、含水层（1）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层（2）石炭系上统太原组灰岩、砂岩含水层（3）二叠系砂岩裂隙、孔隙含水层（4）第四系砂砾孔隙含水层4、构造对水文地质条件的影响井田为一宽缓的背向斜褶曲构造，目前发现有三条正断层，一个陷落柱，正断层具导水性，井下巷道揭露断层时，均有不同程度的滴水渗水甚至淋水现象，是增加井下涌水量的主要因素。5、矿井充水因素分析井田内9下号、12号煤层水文地质条件属简单型，15号煤层水文地质条件属简单中等型。第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界 常顺煤矿位于阳泉市盂县县城西15km的南娄镇长沟村附近，其井田地理座标：东径：11315451131801北纬：360106380240井田南北宽2.95km，东西长3.35km，面积6.2162km2，采矿许可证批准开采8、9、12、15号煤层，开采深度由1160m970m。二、储量 （一）矿井地质资源/储量本次初步设计的设计依据为山西省煤炭地质公司编制的山西省盂县常顺煤矿生产矿井地质报告，可估算出盂县常顺煤矿（井田面积为6.2162km2）井田范围内各可采煤层的地质资源量。（二）矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量=111b+122b+333k（三）矿井设计资源/储量本井田经计算，矿井设计资源/储量为51329.5kt。（四）矿井设计可采储量经计算，截止目前为止，经计算矿井设计可采储量为36759.3kt。第二节 矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井生产能力确定 结合矿井的开采技术条件、井筒提升能力、井下工作面的装备水平、矿井煤炭外运条件及煤炭市场供求情况，常顺煤矿具备建设900kt/a生产能力的要求。二、矿井水平服务年限 矿井设计服务年限为：T36759.3/（1.3900）=31.4a。其中第一水平（9下号煤）服务年限为：T7952.2/（1.3900）=6.8a。其中第二水平（12号煤和15号煤）服务年限为：T28807.1/（1.3900）=24.6a第三节 井田开拓一、井田开拓现状常顺煤矿原设计生产能力为210kt/a，现实际生产能力为210kt/a。现采用混合提升斜井和回风斜井两个斜井井筒开拓开采9号煤层，两个斜井井筒均位于井田北部长沟村西北约380m处现有工业场地内。二、矿井工业场地位置结合矿井现有基础设施，矿井主要工业场地仍选在现有工业场地内。改造利用现有的混合提升斜井做为矿井扩建后的副斜井，刷大现有回风斜井做为矿井扩建后的主斜井。同时在井田中东部平缓台地上现有一回风立井，本次设计根据通风需要刷大改造现有回风立井做为矿井扩建后的专用回风井。三、水平划分全井田利用两个开拓水平开采全井田内批准开采的煤层。其中采用第一水平（现有生产水平）开采9下号煤层，开采水平标高为1018m。12号、15号煤层采用联合布置开采，可延深现有井筒至15号煤层中布置第二开采水平，开采水平标高为958m。四、开拓大巷布置型式的确定根据井下现有开拓巷道布置格局，9下号煤层宜采用“”字型布置，12、15号煤层宜采用“”字型布置。五、井下开采对地面建筑物的影响根据建构筑物的重要性、用途，并结合场区地面布置情况，建筑物保安煤柱宽度是根据地面各建筑物围护带宽度、表土层和岩石层厚度、移动角用垂直剖面法计算场区建筑的保护煤柱的，在开采过程中，应加强地表观测，根据地表塌陷变形情况，及时调整安全煤柱尺寸。第四节 井 筒一、井筒数目及用途 由于本矿井建设性质为扩建工程，矿井移交生产时，共布置有主斜井、副斜井和回风立井三个井筒。1、主斜井（刷大改造、延深原回风斜井）主斜井担负矿井扩建后的原煤的提升及进风任务，兼做矿井一安全出口。2、副斜井（改造利用、延深原混合提升斜井）副斜井担负矿井扩建后的材料、设备下放、矸石提升及人员升降任务，同时担负矿井进风任务兼做矿井一安全出口。3、回风立井（改造现有井筒）回风立井担负矿井扩建后的全矿井回风任务，兼做矿井一安全出口。第五节 井底车场及硐室一、井底车场形式 依据矿井开拓现状及本次设计的井田开拓部署，在副斜井井底设+1018.000m水平井底车场，9下号煤层井底车场采用甩车场型式，车场内设高、低道线路和进、出车线。二、空重车线长度的确定井底车场线路坡度和长度以满足副斜井提升要求设计，高道线路坡度取11，低道线路坡度取9，进、出车线线路为直道，线路坡度为3下坡。车场轨道采用30kg/m钢轨。三、井底车场及硐室根据原有井筒布置，主斜井9下号煤层井底煤仓落底点标高为+1025.3m，上方设直立式井底煤仓及装卸载硐室；在主斜井一水平井底煤仓落底处和副斜井一水平井底车场之间布置清理撒煤斜巷。在副斜井一水平井底车场设置有主变电所、主水泵房、管子道、井底水仓、井下消防材料库、等候室、调度、信号、急救硐室等硐室；在8号煤层总回风巷和9下号煤层轨道运输大巷附近布置了井下爆炸材料发放硐室。爆炸材料发放硐室通风采用独立通风，其回风道直接与总回风大巷相通。发放硐室内有独立的发放间，发放硐室出口处设有一道能自动关闭的抗冲击波活门。 第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的选择 1、井下煤炭运输方式的选择根据矿井设计规模、主斜井井筒提升方式、井田开拓布置及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，确定井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式。2、井下辅助运输方式的选择井下巷道均沿煤层布置，巷道坡度04。根据巷道布置情况，设计推荐井下辅助运输方式为无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输方式。二、矿井投产及达产时井下运输系统1、运煤系统综采工作面（可弯曲刮板输送机）胶带运输顺槽（可伸缩带式输送机）胶带运输下山（带式输送机）胶带运输大巷（带式输送机）井底煤仓（给煤机）主斜井（带式输送机）地面生产系统。2、掘进排矸系统大巷掘进头或顺槽掘进头矸石（无极绳连续牵引车牵引矿车）轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）+1018.0m水平井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）副斜井（单钩串车牵引矿车）地面排矸系统。3、井下材料、设备和人员等辅助运输系统地面材料、设备车副斜井（单钩串车牵引矿车）+1018.0m井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）轨道运输下山（无极绳连续牵引车牵引矿车）顺槽联络巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）轨道运输顺槽（调度绞车牵引矿车）、胶带顺槽（调度绞车牵引矿车）回采工作面。地面下井人员副斜井（人车）+1018.0m井底车场（步行）轨道运输大巷（步行）轨道运输下山（步行）顺槽联络巷（步行）轨道运输顺槽（步行）、胶带顺槽（步行）回采工作面。第二节 矿 车 一、矿车选型 根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，辅助运输矿车选用1.0t系列矿车。为了方便液压支架等大型设备的运输，设备配备了重型平板车。二、各类矿车数量 矿车数量以矿井达产时井上、下用车地点的矿车数量按排列法计算。 第三节 运输设备的选型一、大巷煤炭运输设备矿井移交生产时，9下号煤层大巷煤炭运输巷主要为胶带运输联络巷、胶带运输大巷和胶带运输上山，三条巷均沿煤层底板布置，倾角09。1、胶带运输大巷联络巷胶带联络巷内铺一台TD75型带式输送机。2、胶带运输大巷胶带运输大巷内铺设一台DTII型PVG整芯带带式输送机。3、胶带运输下山胶带运输大巷内铺设DTII型PVG整芯带带式输送机。二、井下辅助运输设备（一）辅助运输设备轨道运输大巷、轨道运输下山担负设备材料、大件、其它等辅助运输任务，布置一部双轨无极绳连接牵引绞车。（二）采区辅助运输设备采区辅助运输巷道为回采工作面胶带运输顺槽，根据其运距、运量、巷道坡度情况，设计选用4台JD-11.4型调度绞车牵引1.0t系列矿车运输用于胶带运输顺槽内机械设备的检修和运输。采区辅助运输巷道为回采工作面轨道运输顺槽根据其运距、运量、巷道坡度情况，设计选用4台JD-40A型调度绞车牵引1.0t系列矿车满足回采工作面材料、设备的运输。第四章 采区布置及装备 第一节 采区布置一、采区尺寸、巷道布置 1、采区尺寸 矿井扩建移交生产及达到设计年生产能力时，首采区布置在一采区，一采区位于井田东南部、一采区上山及下山巷道南侧，一采区面积为1.51km2。一采区内9下号煤层设计可采储量6202.7kt，采区设计生产能力按900kt/a计算，可服务年限为5.3a。2、采区巷道布置 一采区9下号煤层开拓开采采用单翼布置，采煤方法为走向长壁综合机械化一次采全高采煤方法，在一采区一组上山及下山大巷南侧布置首采工作面，回采工作面顺槽采用双巷掘进。工作面胶带运输顺槽、进风顺槽均沿9下号煤层底板布置，分别与采区胶带运输下山和采区轨道运输下山直接相通，轨道运输顺槽和回风顺槽均沿9下号煤层顶板布置，分别与采区回风上山直接相通，并通过顺槽联络巷与采区轨道运输下山相通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。二、一采区煤炭运输、辅助运输、通风及排水系统1、运煤系统综采工作面（可弯曲刮板输送机）胶带顺槽（可伸缩带式输送机）采区下山胶带运输大巷（带式输送机）胶带运输大巷（带式输送机）井底煤仓（给煤机）主斜井（带式输送机）地面生产系统。2、材料设备、矸石等辅助运输系统地面材料、设备车副斜井（单钩串车）+1018.0m井底车场（无极绳连续牵引车牵引）轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引）轨道运输下山（无极绳连续牵引车牵引）轨道运输顺槽（调度绞车牵引）、胶带顺槽（调度绞车牵引）回采工作面。大巷掘进头或顺槽掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）轨道运输上山（调度绞车牵引）轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）+1018.0m水平井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）副斜井（单钩串车）地面排矸系统。3、通风系统地面新鲜风流副（主）斜井轨道运输大巷（胶带运输大巷）轨道运输下山（胶带运输下山）胶带运输顺槽（进风顺槽）回采工作面（污风）轨道运输顺槽（回风顺槽）回风下山回风大巷总回风大巷回风立井（主要通风机）地面。4、排水系统工作面顺槽（小水泵）顺槽联络巷（小水泵）轨道运输下山（小水泵）轨道运输大巷（水沟、水泵）井底水仓（排水泵）副斜井（排水管）地面井下水处理站。第二节 巷道掘进一、采区巷道断面和支护形式 矿井扩建后移交生产时采区巷道有：工作面胶带运输顺槽、进风顺槽、轨道运输顺槽、回风顺槽和开切眼。工作面胶带运输顺槽沿9下号煤层底板布置，巷道坡度03。巷道净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2。工作面进风顺槽与工作面胶带运输顺槽断面积及支护要求相同，但巷道内不布置任何装备。工作面轨道运输顺槽沿9下号煤层顶板布置，巷道坡度03。巷道净宽3.60m，净高2.80m，净断面10.08m2。工作面回风顺槽与工作面轨道运输顺槽断面积及支护要求相同，但巷道内不布置任何装备。工作面开切眼沿9下号煤层底板布置，采用矩形断面巷道。开切眼巷道净宽10m，净高2.20m，净断面22.00m2，由于巷道跨度大，设计开切眼并采用木点柱临时支护，木点柱间排距均为1.0m。二、掘进工作面个数及机械配备 根据采煤工作面年推进度，本着“保证矿井正常生产时合理的采掘接续”为原则，矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置两个煤巷掘进工作面，其中一个大巷普掘工作面，一个顺槽综掘工作面。三、矿井达产移交时采掘比例关系及矸石量预计矿井扩建移交生产时，井下共布置一个大巷普掘工作面和一个顺槽综掘工作面，采掘比为1：2。井下采掘巷道绝大部分沿煤层布置，由于井下9下号煤层巷道主要为半煤岩，预计井下矸石量为19.3.0kt/a。四、矿井扩建移交生产及达到设计产量时井巷工程量井 矿井扩建移交生产时，新增井巷工程总长度11524.0m，其中岩巷1669.0m，占总井巷工程总长度的14.5%，半煤岩巷9675.0m，占总井巷工程总长度的84.0%，煤巷180.0m，占总井巷工程总长度的1.6%。井巷新增掘进总体积139854.5m3，其中硐室体积为7000m3，万吨掘进率128.0m。第五章 通风与安全第一节 概 况一、瓦斯本次初步设计暂按高瓦斯矿井设计，待矿井建设生产后必须及时请有关权威部门进行矿井瓦斯等级鉴定，并根据矿井瓦斯实测数据及时调整矿井瓦斯灾害预防措施、矿井通风设计及矿井主要通风机选型等。二、煤尘及煤的自燃性 根据山西省煤炭工业局综合测试中心9号煤层煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为不易自燃。根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告15号煤层煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为容易自燃。三、地温 据生产矿井井下调查，均未发现有地温异常现象，本区属地温正常区。第二节 矿井通风一、通风方式和通风系统、风井数目及服务年限 依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央分列式通风系统，主斜井、副斜井井筒进风，回风立井井筒回风。主斜井、副斜井、回风立井服务井田内9下、12、15号煤层开拓开采，总服务年限为31.6a。其中第一水平（9下号煤）服务年限为6.9a。矿井采用机械抽出式通风方式。二、掘进通风及硐室通风矿井移交生产时，井下共配备了一个综采工作面、一个顺槽综掘工作面和一个大巷普掘工作面，采掘工作面均采用独立通风方式，回采工作面采用“U”型全负压通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其进行机械压入式供给。爆炸材料发放硐室和采区变电所均采用独立通风，井下主变电所、主排水泵房、井底煤仓卸载硐室等硐室利用主要通风机负压通风。三、矿井瓦斯采用风排和抽放方案比选（一）瓦斯抽放的必要性本矿井采用瓦斯抽放系统是必要的。矿井投产初期虽然增加了矿井基建投资，但矿井生产建设后期可大大减少井巷、电源耗能及相关安检设备等成本，整体矿井经济效益、社会经济效益和环境效益很高，而且提高了矿井的抗灾能力。（二）矿井瓦斯抽放的可行性根据阳泉矿区的瓦斯抽放经验，9号、12号、15号煤层透气性较差，但邻近层抽放及采空区抽放均属卸压抽放，在阳泉矿区已取得较好效果。此外常顺矿在供水、供电及地面场地情况都具备建立瓦斯抽放泵站的条件，因此矿井建立瓦斯抽放系统完全可行。四、矿井风量、风压及等级孔计算 根据煤矿安全规程一百零三条，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：（一）矿井风量综合计算矿井总需风量为123m3/s，其中主斜井井筒进风量为52m3/s，副斜井井筒进风量为71m3/s，回风立井回风量为123m3/s。（二）风量分配将矿井总需风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：综合机械化回采工作面：38m3/s；顺槽综掘工作面：11m3/s；顺槽掘进头：11m3/s；上山巷道普掘工作面：11m3/s；上山巷道掘进头：11m3/s； 爆炸材料发放硐室：3m3/s；采区变电所配风量：3m3/s；备用工作面：19m3/s；主斜井井底通风行人联络巷：8m3/s；副斜井井底通风行人联络巷：8m3/s；（三）矿井通风负压计算经计算，再加上15%局部阻力，全井田开采9下号、12号煤期间，比较计算后，矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的最大通风阻力线路均在9下号煤层中。矿井通风容易时期最大通风阻力为239.19mmH2O（2344.05Pa），矿井通风困难时期最大通风阻力为360.34mmH2O（3531.30Pa）。矿井通风容易时期和通风困难时期最大通风负压详见表5-2-1、5-2-2。第六章 提升、通风、排水及压风设备第一节 提升设备 矿井采用斜井开拓方式，主斜井担负矿井900kt/a原煤提升，副斜井担负矿井人员升降、矸石提升、设备、材料降送等辅助提升任务，采用专用回风立井回风。一、主斜井提升设备主斜井倾角20，装备一台大倾角钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤提升任务。矿井年产量为900kt/a，工作制度一年330天，一天16小时，小时运输量为196t，由此井底煤仓选取ZWJ400型自流往复式给煤机一台（该型号给煤机可调节不同给煤量来满足要求）。本设计将运量调至Q=250t/h，因此以Q=250t/h作为设备选型依据。根据以上计算，第一水平投产时需要装185kW电机，而第二水平投产时选两台160KW电机就能满足，综合考虑选取两台185kW电机，当第二水平投产时，只需增设一套功率为185KW驱动装置即可。由于主井带式输送机倾角为20，选用尾部重锤车式拉紧装置。井底两个煤仓各装设ZWJ400型自流往复式给煤机一台，用以带式输送机的装载。矿井主斜井带式输送机采用两台调速型液力偶合器配两台10kV 185kW鼠笼型电动机驱动。主斜井带式输送机保护控制系统采用PLC控制系统，设有跑偏、断带、打滑、料斗堵塞、纵向撕裂、超速、温度、烟雾、自动喷雾洒水、拉紧装置限位、沿线急停闭锁等保护。主斜井井口房设高压配电室，两回10kV高压电源分别引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，选用XGN2-12箱型高压开关柜为胶带输送机驱动电机提供电源。两回380V低压电源分别引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段，选用JDK节能型低压成套配电装置，为主斜井井口房内胶带机附属设备、检修绞车及井口房照明等低压负荷提供电源。二、主斜井检修绞车主斜井井筒斜长L=710.7m，井筒倾角=20，采用1t系列矿车单钩串车提升，担负主斜井胶带检修时物料辅助提升。最大提升重量：2t。根据主斜井井筒特征、最大件重量，采用自重为0.6t的矿车下放物料。 1、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验钢丝绳选用11 ZBB67FC 1670 ZS 67.1 41.6，主要技术参数：绳径dk11mm，绳重PK0.416kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs76.09kN。提升系统最大静张力Fj=10.34kN钢丝绳安全系数m = 7.366.5。2、提升绞车选择提升机选择：选用JT-0.8B型矿用绞车，主要技术参数：滚筒直径Dg=800mm，滚筒宽度B=650mm，最大静张力及差Fze=Fce=20kN，减速器速比i=27.53，最大速度Vmax=99.3m/min。钢丝绳在滚筒上缠绕宽度B=27489； M矸石147.5；说明矿方原有的JK-2/30型绞车可用。 2、提升机的选择：（1）滚筒直径：Dg80dK1920mm；JK-2/30型矿用提升机主要技术参数：滚筒直径Dg=2.0m；滚筒宽度B=1.5m；最大静张力及差Fze=62kN，Fce=62kN；最大提升速度Vmax=2.55m/s；i30。（2）钢丝绳在滚筒上的缠绕宽度：Bg1650mm，钢丝绳在绞车滚筒上双层缠绕。（3）最大静张力及差：提升系统最大静张力及最大静张力差：提升矸石时：FZ矸石31.14kN62kN；（4）电动机计算功率N154kw。选用JR128-8，380V，155kW绕线型电动机。3、提升系统：利用原有提升系统。4、提升运动学 5、最大班作业时间5.16h，最大班下井时间42.7min。6、配电与控制：根据副斜井提升设备的选择，副斜井绞车电控选用TKDG-P-1-1-8-6交流电控设备。提升信号选用KXH-12KY斜井提升信号系统。提升机房两回380V电源分别引自工业场地变电所380V母线不同母线段；当一回电源出现故障时，另一回电源可以保证提升机房的全部负荷正常运行。四、下大件专用双速绞车（一）依据本矿大件为液压支架，支架重为13.5t（含平板车重），副斜井至二水平的斜长为673m，倾角18，Hc763m，Ht733m。（二）选型计算绳端荷重Qd13500（sin18f1cos18）=4364kg钢丝绳选用26NAT6V19FC 1870 ZZ 474 273型，d26mm，Pk2.73kg/m，Qs55913kg547.9kN。双速绞车选用SDJ-32型，牵引力320kN，快速本矿下大件不用，只用慢速，绳速为17.52-19.8m/min，电动机380V，110kW，卷筒直径1450，宽1500，重15000kg，外形500022001932。钢丝绳最大静张力FzQdLt.Pk（sin18f2cos18）=7769kg=76kN320kN。第二节 通风设备 矿井总风量123m3/s，通风容易期负压2344.05Pa，通风困难期负压3531.30Pa。一、通风机所需风量和风压QFK.Q129m3/s，Hmin=2540Pa，Hmax=3727Pa二、矿井主要通风机选型据主通风机风量及风压，选用FBCDZ-8-No28A型防爆对旋轴流通风机（配套电机YBFe560M1-8，10kV，2400kW）。其工况点： Qm1138m3/s，Hm12913Pa，m183，m130/25，Qm2129m3/s，Hm23728Pa，m273，m235/30三、电动机容量计算驱动电机计算功率N1544kW，N2740kW。驱动电机YBFe560M1-8，10kV，2400kW。本矿主通风机选用两台FBCDZ-8-No28A型对旋轴流式风机，一台工作，一台备用。通风机采用反转反风方式，当需要反风时将电机停转后，再反转即可反风，确保在十分钟之内完成操作程序，反风量可达正常风量的60%40%。本设计选用一套微机在线监测装置，在风机运行中能准确地反映和记录风机运行曲线、风压、风量、风速、轴承和定子温度及电流、电压、振动等参数，并能记录存档和故障报警，确保通风机安全可靠动行。风井场地设10kV配电室，选用GG-1A（F）型高压开关柜八台；两回10kV电源引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。第三节 排水设备 1、设计依据：矿井正常涌水量QZ45m3/h；矿井最大涌水量Qmax90m3/h；排水管路敷设长度L斜长490m，倾角18。2、设备选型计算：(1)、排水设备所必须的排水能力：QZ54m3/h；Qmax108m3/h；HK（Hs+5.5）1.2（147.9+5.5）184.08m(2)、水泵所需总扬程及管道阻力系数管道阻力系数，(3)、管道单级特性方程，(4)、排水设备及电动机选择：主排水设备选用MD85455矿用耐磨离心水泵三台，配YB系列，660V，2950rpm，90kW电动机驱动，沿副斜井敷设1335排水管两趟，满足矿井正常涌水和最大涌水时排水需要。(5)、水泵运行工况点参数：初期：QM1=95.2m3/h，HM1=202.15m，M1=70，电动机计算功率NM1=78.614kW。后期（管路积垢后）：QM2=85.7m3/h，HM2=219.92m，M2=71，电动机计算功率NM2=75.91kW。(6)、水泵排水能力校验：主排水泵采用“一泵一管”运行方式，正常涌水时三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修；两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。最大涌水时三台水泵，两台工作，一台备用；两趟排水管路同时工作。矿井正常涌水时，初期日排水时间11.345h，后期日排水时间12.602h；矿井最大涌水时，初期日排水时间11.315h，后期日排水时