平煤四矿毕业设计说明书资料

本设计的井田面积为12平方千米，年产量90万吨。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角8－12°，平均煤厚4m，整体地质条件比较简单，沼气和二氧化碳含量相对较高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上下山开采，煤层采用采区上下山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。

关键词：立井、倾斜长壁、一次采全高、综合机械化、高产高效

Abstract

These designed allotment area for 12 square kilometers，Yearly Output ninty trillion. Allotment intrinsically ocurrence of coal seam compare stabilize，coal seam pitch eight－twelty acid，average coal thick 4m，integrally nature condition compare simplicity， Both methane and carbon dioxide content relatively high, and neither do inflow of water no large either. On the basis of Preliminary Design，said shaft opt in adopt three vertical shaft fluctuate mountain exploitation，coal seam grouping band region fluctuate mountain co- disposal 'mode of opening，design adopt comprehensive mechanization full-seam mining stopper art，incline longwall method，treat goaf with whole straddle alight law from actual geologic information instance proceed allotment exploit and stand-by mode. The Preliminary Design of the both both combine versus mine haul, shaft exaltation, shaft drain and ventilation of mines isopuant systemic equipment lectotype count，as well as versus shaft technical safety measures and environmental protection claim，complete wholly shaft. Both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft 'experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit and social benefit.

Keyword： Vertical shaft, incline length wall, full-seam mining, comprehensive mechanization, high yield highly active

目 录

目 录 ............................................................................................... 1 1 矿区概况及井田地质特性 ......................................................... 2

1-1 矿区概况 .................................................................................. 2 1.2 井田地质特征 ............................................................................ 6 1.3 水文地质 .................................................................................... 10 1.4 其它开采技术条件： ................................................................ 13

2 矿井储量、年产量及年限 ......................................................... 15

2.1 井田境界 .................................................................................. 15 2.2 井田储量 .................................................................................. 15 2.3 矿井年储量及服务年限 .......................................................... 20

3 井田开拓 ................................................................................. 21

3.1概述 ............................................................................................. 21 3.2 井田开拓 .................................................................................. 21 3.3 井筒特征 .................................................................................. 27 3.4 井底车场 .................................................................................. 30 3.5 开采顺序及采区回采工作面的配置 ...................................... 41 3.6 井巷工程量和建井周期 .......................................................... 44

4 采煤方法 ................................................................................... 47

4.1 采煤方法的选择 ...................................................................... 47 4.2 采区巷道布置及生产系统 ...................................................... 47 4.3 回采工艺设计 .......................................................................... 54

5 矿井运输、提升及排水 ........................................................... 60

5.1 矿井运输 .................................................................................. 60 5.2 矿井提升 .................................................................................. 68 5.3 矿井排水 .................................................................................. 81

6 矿井通风与安全技术措施 ....................................................... 90

6.1 矿井通风系统的选择 .............................................................. 90 6.2 风量机算及风量分配 .............................................................. 91 6.3 全矿通风阻力计算 .................................................................. 95 6.4 扇风机选型 ............................................................................ 100

6.5 矿井安全技术措施 ................................................................ 103

7 矿山环保 ................................................................................. 106

7.1 矿山污染源概述 .................................................................... 106 7.2 矿山污染源的防治 ................................................................ 107

结论 .................................................................错误！未定义书签。 致谢 .................................................................错误！未定义书签。 参考文献 ....................................................................................... 110

前 言

本次毕业设计是在河南平顶山煤业集团四矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。

采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。

设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻《矿产资源法》、《煤炭法煤炭工业技术政策》、《煤炭安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。

本设计以《实践教学大纲及指导书》为依据，严格按照《安全规程》的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！

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1 矿区概况及井田地质特性

1-1 矿区概况

1.1.1 交通位置

四矿位于平顶山矿区中部，在一、二矿以西，三矿以北，六矿、五矿以东，北侧丁戊组为一、六矿，己组为五矿。其地理位置坐标，东经：113°14′34″～113°17′12″，北纬：33°46′08″～33°48′28″。范围为32线至40线和40线至42•线西南方的一部分，矿区走向长约3KM，倾向长约4KM，总面积约13.2 平方公里。

四矿距平顶山市区约六公里，市内有七路公共汽车直通矿部，并有一、八路公共汽车经过四矿口。平顶山火车站向东有漯宝线与京广线相接，往西经宝丰与焦枝线相连，区内还有平韩线、平午线；公路北通郑州，南达南阳，与临近市、区的长途汽车，均为全天候公路，交通十分便利。 如下图1-1-1 交通位置图：

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图1-1-1 交通位置图

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1.1.2 气象

据平顶山气象站资料，平顶山地区平均年降雨量为810.8mm，雨季一般在6～9月份，年蒸发量为960.8～1361.5mm。干旱指数在1.5以上，属干旱性大陆季风气候，平均绝对湿度为13.5mb，平均相对湿度为67%，年平均气温150C，最高气温为42.60C(1960年8月19日),最低气温－15.30C(1958年元月16日)。从12月至来年2月气温最低,风向多为北西和北东方向，以北西方向风速最大，可达24m/s，相当于九级大风，降雪时间一般在11月至来年3月，最大积雪厚度30cm,历年最早初冻时间为10月4日(1962年)，最晚解冻时间为4月18日(1962年)；冻土最大深度为22cm。

1.1.3 自然地理

平顶山煤田位于沙河和汝河之间的低山和丘陵地带，四周均为平原，四矿位于煤田中段南部。井田内最高点为擂鼓台，标高505.6米，最低点在褚庄附近，标高150.4米。井田中部高，南北低，擂鼓台、小擂鼓台及407.7米高地一线为近东西向分水岭，分水岭以南坡度较陡，以北坡度较缓，基本呈单面山地形。

井田内无大的河流，只有季节性小溪和冲沟，分水岭以北的小溪和冲沟在雨季有水北流，属汝河水系，分水岭以南的小溪和冲沟有水流出井田入湛河至沙河。

平顶山地区属大陆性半干旱气候，年均降雨量742.6mm，平均气温14℃，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明。

本区属地震烈度区Ⅵ度区，按《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），本区所属地震动峰值加速度分区为0.05g。

本区经济由于受交通条件影响，在山北由于交通不便，经济较为落后；在矿区南部，经济条件较好。平顶山市以煤炭生产为主产业，其原煤产量居全国前几位，为缓解南方煤炭馈缺起着不容忽视的作用；并以其为中心形成了铁路、公路网络，交通运输极为便利；同时，还有平高电器、神马集团、姚孟电厂等大型企业，工业较为发达。平顶山市的农业生产以小麦、玉米为主，并发展畜牧业养殖多种经营模式，在向现代农业过渡。

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1.1.4 矿井及小窑

四矿东与一、二矿相邻，西与五、六矿相邻；南与三矿相邻。相邻矿井基本情况如下：

一矿：位于平顶山市区以北3.0公里处，井田面积为27.5平方公里。该矿于是1959年开始生产，到了2001年底该矿拥有可采储量1.14亿吨。该矿2001年煤炭产量为334.4万吨，一矿有五个采煤工作面，全部采用机械化开采；该矿的主要煤种为1/3焦煤、焦煤和肥煤。是煤炭部特级质量标准化矿井，煤炭部首批建设的十五个现代化样板矿之一，国家一级计量单位，曾被煤炭部授予“大庆式企业”称号。

二矿：位于平顶山市区北0.5公里处,1957年10月1日投产,原设计生产能力21万吨/年，现核定生产能力40万吨/年,井田面积10平方公里,主要煤种为肥煤。

三矿：位于平顶山市区西3公里处，1957年12月31日建成投产，原设计生产能力30万吨/年，现核定生产能力35万吨/年，井田面积5.88平方公里,主要煤种为肥煤。

五矿：位于平顶山市西北8公里处，1958年12月31日建成

投产，原设计生产能力120万吨/年，现核定生产能力120万吨/年，井田面积11.8平方公里,主要煤种为1/3JM。

六矿：位于平顶山市区西北9.0公里处,井田面积为30.1平方公里。该矿于是1970年投产，到2001年底该矿拥有可采储量1.196亿吨,该矿2001年煤炭产量为275万吨。六矿有二个采煤工作面，全部采用机械化开采。该矿的主要煤种为1/3焦煤。

井田内共有小井8座，即褚庄一矿、祖平煤矿、顺达煤矿、神鹰煤矿、广武新兴二矿、湛河区张庄煤矿、刘沟村煤矿、胜利煤矿。

1.1.5 矿井附近工农业情况

平顶山地区以煤及农业为主，市区及周边煤化工比较多，因此工业相对较发达，其它地方以农业为主，劳动力资源丰富，具有较好的开采优势。

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1.2 井田地质特征

1.2.1 区域地质简况

平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部位，淮阳山字型构造的西翼反射弧顶部，为纬向构造与山字型构造的复合部位，由于二者的共同影响，使得整个煤田形成了一系列北西向的复式褶皱（李口向斜、灵武向斜、郭庄背斜、牛庄向斜、诸葛庙背斜等）和大断层（白石沟逆断层、锅底山正断层、山庄逆断层等），总体构造线为北西向。追溯区域地质历史，平顶山煤田曾受到中岳运动、少林运动、怀远运动、加里东运动、印支燕山运动和喜山运动六期构造运动的影响，在Ｃ－Ｐ煤系沉积以后，燕山运动最为重要，使区内中生代及其以前地层（包括前震旦纪）卷入了这次运动，形成了北西向的褶皱和断裂，并拌有中酸性岩浆侵入。喜山运动在本区主要表现为差异升降运动，并使先期断裂再次活动，形成了一幅复杂的构造图案。

井田地表多被第四系地层覆盖，依据钻探工程揭露地层从老到

新依次有：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。

1.2.2 矿井地质

1.2.2.1 地层

本井田内地层层序由老至新依次为：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。

寒武系崮山组系石炭、二叠系含煤地层的沉积基底，厚度大于68米，为灰色厚～巨厚层状白云质灰岩。

石炭系本溪组上界为太原组Ｌ7灰岩底面，•下界为崮山组白云质灰岩的顶面，厚度平均为5.6米，•主要为浅灰色～灰白色铝土质泥岩和深灰色、灰黑色

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炭质泥岩。

石炭系太原组上界为Ｌ1灰岩的顶面，•或为山西组底部砂质泥岩的底面，下界为本溪组铝土质泥岩的顶面，或Ｌ7灰岩的底面，厚度为53～86米，平均62.5米，•由深色生物碎屑灰岩、燧石灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤组成，间夹菱镁质泥岩薄层，庚组煤位于本组下部灰岩的上部。

二叠系山西组上界为下石盒子组砂锅窑砂岩底面，下界为太原组顶部灰岩顶面，厚87～114米，平均为105.3米，由浅灰绿、深灰色中～细粒砂岩、泥岩和煤组成。含煤2～5层，为己组煤。

二叠系下石盒子组上界为田家沟砂岩的底面，下界至砂锅窑砂岩的底面，厚度284～311米，平均304.4米，•由灰黄色、深灰色中～细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。依据岩性和含煤性，自下而上分为戊组煤、丁组煤和丙组煤。 二叠系上石盒子组上界至平顶山砂岩底面，下界至田家沟砂岩顶面，厚294～331米， 平均314.5米。•主要由灰白色、灰黄色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中～细粒砂岩及劣质煤层组成。自下而上分为乙组煤和甲组煤。

二叠系石千峰组在井田内出露不全，厚度0～255米，平均137.8米。主要由平顶山砂岩等组成。

第四系厚0～33米，平均为11.93米。主要为黄土沙砾滚石（平顶山砂岩和石千峰组砂岩）之山坡残积物分布于低洼处，厚度不大，表土平均2米厚。

1.2.2.2 构造

受区域构造的控制，特别是李口向斜及锅底山正断层的影响井田构造总体上为一北北东向缓倾斜的单斜构造，地层走向100°，倾向10°，倾角6•°～18°。在此单斜构造之上发育有一条大中型断层和少量小断层，褶皱构造不发育（见图1-1“矿区构造纲要表图）。

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图1-2-1 平顶山矿区构造纲要图

（一）褶曲

井田内的褶曲构造有两种表现形式，一种是断层面附近的拖曳小褶皱及挤压揉皱现象，它是断层的伴生褶曲，不具独立的构造意义，因此，将其放在断层构造中论述；另一种是宽缓的小褶皱，规模较小，它对巷道的布置和岩层产状及矿井生产有一定的影响。

井田内褶皱主要为晋沟向斜，该向斜在井田内的南东部较为明显，向北西方向在39-18孔北约150米处消失，延伸长度2000米左右，它对井田内各煤层的产状，巷道布置均有一定影响，但由于甚为开阔，故伴生构造少见，对煤层厚度影响也不明显，仅局部对生产影响较大。

井田内背斜不发育，揭露较少，控制程度较差。

（二）、断层

井田范围内的大中型断层共有二条（见主断层一览表1-1），其主要特征如下：

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F1锅底山正断层

该断层走向N25°～50°W，倾向南西，倾角60°～70°，落差110～200米，位置在四矿西南，三矿西北部，在一、四、六扩勘区内有六个钻孔控制，地表有零星露头控制。

（三）矿井小断层

矿井小断层在煤田地质勘探中一般不能控制，•只能在矿井地质及巷道掘进或煤层开采过程中才能发现，这些小断层数量不多，具有一定的随机性等特点，给矿井地质工作带来些许不便，成为影响煤矿生产的地质因素之一.

表1-2-1主断层一览表

产 状 编 号 名称及性质 走向 倾向 倾角 延展落差 长度 （m） （m） 控制工程 简要描述 控制程度 F1 锅底山正断层 350° 310° 南西 60° 70° 100 200 46-6孔 46-7孔 46-8孔 47-14孔 47-7孔 42-12孔 39-17孔 39-8孔等 矿区外控制工程很多，区内无控制工程，其小山北分支断层为该井田二水平南部边界 可靠

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河南理工大学2007届本科生毕业设计

1.3 水文地质

平顶山煤田是以李口向斜为主体的向斜含煤盆地，其北西、南东、北东及南部边缘分别受落差数百米至上千米的郏县断层、落岗断层、襄郏断层及鲁叶断层等构造的切割，形成相对独立的水文地质单元。平顶山矿区于李口向斜南翼，北部以红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、马棚山、平顶山等低山组成地表分水岭，标高300～500m，坡度8°～50°，以北渡山、九里山、扣皂山等残丘组成西南部地表分水岭，标高130～160m，坡度15°～30°，•震旦系石英岩与寒武系灰岩在西部零星出露，大气降水可直接补给地下水。南北分水岭之间为西窄东宽的槽形谷地，其间多被第四系坡积冲积物覆盖。地势西高东低，地层倾向北北东，倾角12°左右。

（一）、含水层

井田内按地层由老到新的顺序分为4个含水层，•据井田及邻区资料将含水层叙述如下：

①、寒武系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

主要为中厚层状白云质灰岩、鲕状灰岩、泥质条带灰岩、泥岩、砂质泥岩，井田内厚度大于200m•，•埋深大于239m。主要含水层段为寒武系中统张夏组鲕状灰岩和上统崮山组白云质灰岩，两组灰岩厚度为200m左右，为含煤地层基底，己16-17煤层底板间接充水含水层。据《河南省平顶山煤田一、四、六矿井深部扩勘地质报告》和邻区资料，••该含水层在-150m以上的浅部岩溶裂隙较发育，深部岩溶裂隙不发育，地下水补给和迳流条件差，灰岩含水层富水性明显弱于浅部。

② 二叠系己煤组顶板砂岩裂隙含水层

本含水层共有两层砂岩含水层，自下而上为大占砂岩、香炭砂岩，大占砂岩距己16-17煤层5～15m，一般为7m•，为己16-17煤层顶板直接充水含水层，•主要为中粗粒长石石英砂岩，硅质和钙质胶结。香炭砂岩下距己16-17煤层5～30m，一般为20m，为己16-17•煤层的间接充水含水层。水质类型ＨCO3-Na。

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本含水层属砂岩裂隙弱含水层。

③、二叠系平顶山砂岩裂隙含水层

平顶山砂岩位于煤系顶部，总厚109.23～134.95m•，上部中粗粒砂岩，中部中粒砂岩，下部中粗粒砂岩，底部有5～10m含砾粗砂岩。平顶山砂岩埋藏浅，在分水岭有出露，厚度大，节理裂隙发育，岩石较破碎，主要接受大气降水补给，但由于该含水层补给区地形较陡，不利于裂隙水的补给，故含水性较差，水质类型ＨCO3-Na型，本含水层属砂岩裂隙弱～中等含水层。

④、第四系松散孔隙含水层

第四系厚度0～43m，•系出露地表岩层经风化后堆积于山麓，主要由砂砾石组成，在沟谷地带有季节性下降泉出露，泉流量0.5～3L／s，水质类型ＨCO3-Ca型。

（二）涌水量及综合地质柱状图

矿井正常涌水量120立方米/小时，最大为253立方米/小时,涌水量较小,水文地质条件较简单。地质综合柱状图见图1-3-1：

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由深灰色砂质泥岩、粉砂岩、泥岩及细～中粒石英岩屑砂岩和煤层组成。含煤２～５层，其中己15、己16、香炭砂岩己17为本区可采煤层、己16、己17煤层在井田内绝大区域合层。富含动植物化石。 香炭砂岩(K3)灰～灰白色细～粗粒砂岩、中厚层状，中部常出现大型板状交错层理，硅质和少量碳酸盐胶结，碎屑颗粒分选磨圆较好，为石英砂岩。西煤K3大占砂岩K2己14统组段0.25-3.71.382.42-4.993.9887-104873.83105.313-31.519.5己15 大占砂岩(K2)灰色细～中粒砂岩，分选磨圆中等，层面富含大量白云母片，及炭质，为其突出特征，故得名油毡砂岩。厚底12.38m,一般21.7m。己16、17波浪带砂岩 由L1～L3灰岩组成，夹薄层细砂岩，粉砂质泥岩及不87-114105.31P1稳定煤层，灰岩中含蜓科、海百合茎、介形虫、砂质L2上石上太中原炭下组系统53-6862.5C33泥岩及细砂岩中含植物化石。段4C3893.33L3段14-29913.9320.6灰～深灰色，黑色砂质泥岩，细砂岩，L4灰岩，2～3层极不稳定煤层组成。砂岩层面上富白母碎片，砂质L4泥岩中含完整植物化石和海百合茎等。庚20.21段底部C3218-28936.4322.5L6L7由L5～L7三层浅灰～深灰色生物碎屑泥晶灰岩及砂质泥岩和煤层组成含煤２～5层，其中庚20为可采煤层。C310-9.5942.035.6K1 K1浅灰～乳白色铝土质泥岩，块状，具豆状及鲕粒状结构，致密，细腻，具滑感，大部具紫褐色斑块，含黄铁矿集合体及大量黄铁矿结核。

图1-3-1综合地质柱状图

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1.4 其它开采技术条件：

煤具有自燃发火期，发火期为4-6个月，相对瓦斯涌出量为11.24立方米/吨，为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。

表1-4-1主要地质构造

序 号 煤层厚度 煤层间距 倾 角 围岩性质 煤 牌 号 硬 度 容 重 煤层结构 及稳定性 1 最平均大-厚度 最小 2 3 顶 板 底 板 4 5 6 7 8 19 10 11 己16-17 3.8-4.2 4 0 10 大占砂岩 波浪带砂岩 JM 1.4 稳定

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序号 煤牌号 煤层名称 表1-4-2 煤的工业分析表

水分 灰分 挥发含磷 含硫 （﹪） （﹪） 分 （﹪） （﹪） （﹪） 胶质层厚 MM 发热量 MJ/KG 10 备注 1 2 3 4 5 6 7 8 9 12 1 JM 己16-17 0.7％ 15.91％ 26.44％ 0.005％ 0.51％ 24.5 27.91 低灰 低硫 高发热量 优质炼焦用煤

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2 矿井储量、年产量及年限

2.1 井田境界

井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。一般情况下以下列情况为界：

1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界： 2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保安煤柱为界： 3、以相邻矿井井田境界煤柱为界： 4、人为的划分井田境界：

平煤四矿二号井位于平顶山矿区中部，在一、二矿以西，三矿以北，六矿、五矿以东，北侧丁戊组为一、六矿，己组为五矿。其地理位置坐标，东经：113°14′34″～113°17′12″，北纬：33°46′08″～33°48′28″。范围为32线至40线和40线至42•线西南方的一部分，矿区走向长约3KM，倾向长约4KM，总面积约13.2 平方公里。

2.2 井田储量

矿井储量是指矿井边界范围里，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示煤炭的质量。

本井田采用等高线法计算储量，该方法是目前我国所用比较广泛的方法之一。

等高线法根据煤层底板等高线 间距相近的以等高线为边界划分为一块，如此把井田划分为几块，在CAD图上算出每一块面积及平均倾角，再算出其倾斜面积，依据各块煤厚及容重算出储量，再后相加既的矿井的工业储量。

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2．2.1 矿井的工业储量

矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2－2－1的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见2－2－2。

表2－2－1 矿井高级储量比例 地质开采条件 储量级 别比例（％） 井田内A+B级储量占总储量的比例 简单 大型 40 中型 35 小型 25 大型 35 中等 中型 40 小型 中型 复杂 小型 20 25 15 第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例 70 60 40 60 50 30 40 不作具体规定 第一水平内A级储量占本水平内储量的比例 40 30 15 30 20 不作具体规定 不要求

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表2－2－2 矿井工业储量汇总表

工业储量（万吨） 煤层名称 A 煤层 4572 B 3048 A+B 7620 C 0 A+B+C 7620 符合 备注 总计 4572 3048 7620 0 7620 符合 2.2.2矿井设计储量

矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％，故：

Zs＝Zg－P 式中：

Zs——矿井设计储量； Zg——矿井工业储量；

P ——永久煤柱损失量，由于没有大断层、建筑物河流等，只有边界煤柱。 边界煤柱=192.5万吨 由此：

矿井设计储量Zs＝7427万吨

2.2.3矿井设计可采储量

矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表2－2－3；矿井工业广场地保护煤柱留设见图2－2－1；工业广场保护煤柱设计计算参数见表2－2－4。

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表2－2－3 矿井可采储量汇总表

矿井设计储量（万吨） 开采水平 煤层名称 工业储量(A+B+C) (万吨) 永久性煤柱损失 断层 Ⅰ 7620 0 境界 192.5 7427 矿井可采储量（万吨） 设计煤柱损失 工业广场 234 井下巷 道 147 其他 无 设计储量 可采储量 5292

表2－2－4 工业广场保护煤柱设计参数表

煤层倾角（°） 煤厚（m） Φ（°） γ（°） β（°） δ（°） 埋深（m） 10 4.0 45 60 75 75 470

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工业广场保护煤柱计算图Ⅰ－ⅠⅡ－ⅡⅡⅠⅠⅡ

图2-2-1 工业广场保护煤柱计算图

19

2.3 矿井年储量及服务年限

2.3.1矿井工业制度

根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为330天，每日三班工作，每日工作8小时，每日净提升时间数为16小时。

2.3.2矿井服务年限

初步设定该矿井设计年产量为0.90Mt/a，根据公式：

ZT

AK式中：

T——矿井服务年限，年； Z——矿井可采储量，万吨； A——矿井生产能力，万吨/年；

K——储量备用系数，K=1.3～1.5，此处取1.4。 由此验算服务年限如下：

T=5292/90×1.3=45.2年 符合要求。

20

3 井田开拓

3.1概述

3.1.1 开拓方式的选择

由于煤层埋藏比较深，井田范围里没有煤层露头，采用斜井开拓井筒过长，以至初期建井时间过长，斜井不能打在煤层底下，况且要给它留较多煤柱，所以选择用立井开拓。立井开拓适应性较强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等地质条件的影响。立井开拓井筒短，提升能力大，对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。

3.1.2影响立井开拓的主要因素分析

影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。

3.2 井田开拓

3.2.1对井田开拓中若干问题分析 3.2.1.1井田开拓方式

由于本井田的埋藏较深，倾斜长度较长，固采用立井多水平开拓。并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。

为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越表土层，初期决定开

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凿一个风井。并采取中央边界式通风，风井位于南部边界处，这样由于边界留有边界煤柱，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下30m处，

根据平煤四矿井田走向及倾向长度及设计规范的有关规定，本井田可以划分三个水平，采用立井或暗斜井开拓，具体方案见下面说明书。

3.2.1.2井硐形式、数目及其配置

⑴.井硐形式选择

由于平煤四矿矿区南北走向一直为上坡，但坡度不大，井田靠北为山丘，煤藏较深，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。

⑵井筒数目

因为平煤四矿走向长度大，且为高瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对立井井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平边界开设一个风井用于第二水平的回风。

⑶井筒位置选择

根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处偏南处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。

3.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置

为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层30m处的己组煤层底板岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。

考虑到该煤层具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的焦煤，将巷道布置在煤层中维护较困难。所以将回风大巷布置在煤层的南端煤层上部的岩石中。

3.2.2方案的提出及技术比较

根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列二种：

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⑴立井一水平暗斜井二三水平，

图3－2－1 立井一水平暗斜井二三延伸开拓

⑵立井一二水平暗斜井三水平，见图3－2－2；

图3－2－2 立井一二水平暗斜井三水平开拓

从以上方案的简图可以对方案Ⅰ和方案Ⅱ进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，两个方案均属技术上可行的方案。水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年），初期采用的开拓方案一样，一个立井

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延深，一个暗斜井延伸，从表面上很难看出两方案的优劣，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。

3.2.3方案经济比较

由于方案Ⅰ和方案Ⅱ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅱ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差

表3－2－1 基建工程量

时期 项目 主井井筒/m 方案Ⅰ 立井465+20 暗斜井600 立井465+5 暗斜井600 13430+11140 150 方案Ⅱ 立井465+20 暗斜井600 立井465+5 暗斜井600 13430+11140 150 立井220 暗斜井700 立井205 暗斜井700 副井井筒/m 早期 井底车场/m 运输大巷/m 主井井筒/m 2300 副井井筒/m 2300 后期 井底车场/m 13430+11140 13430+11140 主石门/m 0 1400 运输大巷/m 150 150

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表3－2－2 基建费用表 方案Ⅰ 方案 项目 主井井筒 副井井筒 早期 井底车场 风井 运输大巷 小计 主井井筒 后期 副井井筒 1000 1000 工程量/m 485 470 24570 210 150 单价/ 费用/万元 289.30 316.98 690.42 125.6 23.10 工程量/m 485 470 24570 210 150 方案Ⅱ 单价/ 费用/万元 289.30 316.98 690.42 125.6 23.10 元m1 5964.9 6744.2 281 5964.9 1537.1 1445.06 2174.45 2174.5 281 0 1125.32 2570.38 元m1 5964.9 6744.2 280 5964.9 1537.1 1445.06 217.45 217.45 690.42 0 220 205 24570 1400 5964.9 6744.2 281 1537.1 1175.1 2620.16 131.23 138.26 690.42 215.19 井底车场 24570 主石门 小计 共计 0

别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表3－2－1、表3－2－2、表3－2－3和表3－2－4。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。

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表3－2－3 生产经营费用 项目 方案Ⅰ生产经营费用/万元 石门运输 0 1.2×5291.8×0.485×0.85=2617.8 提升 1.2×3128.3×1.6×0.48=2877 123×365×24×37×0.35×10＝1395.3 123×24×365×18.5×0.16×10=318.90 7209 -4-4项目 方案Ⅱ生产经营费用/万元 石门运输 1.2×3121.8×1.4×0.381=1998.2 提升 1.2×5291.8×0.705×0.85＝2120.33 123×24×365×18.5×0.35×10-4=697.排水 排水 6 123×24×365×18.5 ×0.49×10-4=976.7 合计 7477.8 合计

表3－2－4 费用汇总表

方案 项目 基建工程费 生产经营费 总费用 方案Ⅰ 费用/万元 2570.38 7209 977938 百分率/％ 100 100 100 方案Ⅱ 费用/万元 2620.16 7477.8 10097.96 百分率/％ 101.9 103.8 103.2

从前面表格中的计算可以看出，方案Ⅰ的总费用要比方Ⅱ案的高出3.2﹪，由于方案Ⅰ暗斜井可以当作上山，由此可以减少434.9万元的费用，节约了2000米左右的岩石巷道，故决定采用方案Ⅰ。

确定方案

综上比较可知方案Ⅱ的总费用超过了方案Ⅰ，故决定采用方案Ⅰ。即采用

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立井一水平加暗斜井延伸。第一水平位于-250m，采用上下山开采；第二水平位于-495m,采用上下山开采，第三水平位于-585米，采用下山开采。

3.3 井筒特征

在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。

3.3.1主井

主井主要用于提煤。井筒直径5.0m，采用9t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用混泥土砌壁，表土层不厚不需特殊施工，井壁厚度：基岩段350mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深485m。

主井井筒断面布置如下：

2010145013005602300

00350570

502100主井断面图图3－3－1 主井断面布置图

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3.3.2副井

主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，井壁厚度：基岩段400mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为470m。

副井井筒断面布置如下： 400

3006000

12045550301016504004120副井断面图图3-3-2

副井风速校核：

QVVmax

MS式中：

V——通过井筒的风速，m/s；

Q——通过井筒的风量，m3/s； S——井筒净断面积，m2；

M——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；

Vmax——《安全规程》规定的允许最大风速； 由此：

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1650165022704700V3692

0.828.2760 ＝2.72m/s<8m/s

所以井筒选择符合要求。

3.3.3风井

风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深150.3m。 风井井筒断面布置如下：

1198

35011561278

50037636005683840568风井断面图

图3－3－3 风井断面布置图

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表3－3－1 井筒特征

井筒名称 X（m） 井口坐标 Y（m） Z（m） 用途 提升设备 井筒倾角（°） 断面形状 支护方式 井筒壁厚（mm） 提升方位角（°） 井筒深度（m） 净（m） 断面积 掘（m） 22主井 38431739.45 3738906.95 184 提煤 9t箕斗 90 圆 混凝土砌碹壁 350 209 485 19.6 22.5 副井 38431724.6 3738955.05 185 提料、矸、人、进风 1.5t双层双车罐笼 90 圆 混凝土砌碹壁 400 119 470 28.3 32.2 风井 38431078.3 3738624.15 156 回风 —— 90 圆 混凝土砌碹壁 350 —— 210 19.6 22.5 3.4 井底车场

井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。

井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。

井底车场设计示意图如图3-4-1井底车场示意图：

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图3-4-1 井底车场示意图

3.4.1设计基本参数

主井净直径5.0m，装备有一对9t箕斗，副井净直径6.0m，装备一对1.5t双层双车罐笼。

井下主要运输大巷采用皮带运煤，辅助运输采用1.5t固定式矿车（掘进煤列车由18辆矿车组成），煤矸混合列车由18辆矿车组成，其中煤车4辆，矸石车14辆。8t蓄电池式电机车牵引，掘进煤由副井提升运出。矸石辆占矿井产量的20％，由副井提升。掘进煤辆占5％。矿井为高沼气矿井，最大沼气相对涌出量11.24m3/t，副井进风，风井回风。

3.4.2一些基本问题的确定

⑴车场形式，初步设计已确定为刀式车场，东西两翼来车均由主石门进入井底车场。

⑵车线长度，主井线路长由于采用皮带运煤，由副井确认，副井进车线按1.5列车计算，材料车线按10辆1.5t材料车考虑。

⑶主、副井中心线间距离，Y方向为35米，X方向为36米，主井卸载站的长度为13米。

⑷设计采用22Kg/m的钢轨。副井单开道岔采用5号道岔。对称道岔选3

31

号曲线半径为20m。

⑸巷道断面18.43m2，运输巷道断面16.37 m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。

副井车线长度：L=m×n×L1+L3+L2

L—为储车线的长度； m—为列车数； n—每列车的矿车数； L1—一辆矿车长度； L2—电机车的长度； L3—电机车的制动距离。

L=1.5×18×2.4+4.8+12 =81.6

材料车线的长度： L=2.4×10

=24

3.4.3线路联接计算

3.4.3.1单开道岔非平行线路联接

已知：道岔ZDK622-5-15，a＝3768mm，b＝4232mm，α＝11°18′36″，R＝20000mm，δ＝45°。

查表得：m＝11838mm，n＝8908mm，H＝6299mm，T＝6056mm，Kp＝11760mm。

32

单开道岔非平行线路联接如图3－4－2。

图3－4－2 单开道岔非平行线路联接

基本起轨点3.4.3.2单开道岔平行线路联接

已知：道岔DK622-5-15，a＝3768mm，b＝4232mm，α＝11°18′36″，R＝20000mm，S＝1600mm。

查表得：L＝13748mm，c＝1946mm，n＝6178mm，D＝11642mm。 单开道岔平行线路联接如图3－4－3。

图3－4－3 单开道岔平行线路联接

基本轨起点3.4.3.3对称道岔线路联接

已知：道岔DK622-3-15，a＝2460mm，b＝2800mm，α＝18°26′06//，S

33

＝1600mm。

查表得：c＝1794mm， L＝10234mm。 对称道岔线路联接如图3－4－4。

基本轨起点a对称道岔线路联接mnTbBL

cs

3.4.3.4马头门线路的确认：

图3-4-3 马头门线路布置

由上图可以看出：马头门的空、重车线的长度计算为：

LO=LS＋LN

=（a/2＋b＋c＋e＋f）＋（f＋e'＋bˋˊ＋a/2）

34

=（3.01/2＋3＋3＋9.6＋10.243）＋（10.243＋3.5＋3＋3.01/2） =27.345＋18.245 =45.596m

取LO=49.6m..................................※ 式中： a—罐笼长度 取3.01；

f—基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离，其长度取决于对

称道岔的型号，取f=10.234m；

e—对称道岔连接系统末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取9.6m。 c—单式阻车器轮挡面至摇臂中心线之间的距离。一般取2～3m；取3m。 b、b'—摇台摇臂长。600㎜轨距摇臂长，取e'=3.5m，e=3m。 e,—出车方向摇台摇臂轴中心至对称道岔连接系统末端之间的距离，通

常取3m；

3.4.4轨道线路平面布置

3.4.4.1已知条件

⑴主、副井中间线距离，石门方向36000mm，垂直石门方向35000mm。 ⑵副井井筒中线与提升中线相距200mm，主井井筒中线与煤仓中线相距13000mm，卸载站中线与煤仓中线相距400mm，双轨直线轨心距1600mm。

故井筒的相互位置见下图：

图3－4－5 井筒相互位置图

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3.4.4.2线路闭合计算

根据副井出车线布置要求,副井空车线为： EF＝5000+2×13748+24000+5000+31460 =92912

AD＝50/sin60° ＝70711mm

B点弯道长度：31416 mm 两弯道之间应留：10000 mm

CD＝81600+38718+10000+24000+2×13748—50000 ＝131814mm

AB=81600+38718+10000+24000+2×13748 =181814

BC=31416×2+10000 =72832

3.4.5通过能力计算

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3.4.5.1区段划分见下图

图3－4－6 区段划分

3.4.5.2调车作业程序及时间（表3－4－1，表3－4－2）

表3－4－1 1.5t煤列车调车作业程序及时间

区段 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅵ Ⅵ Ⅴ Ⅳ 运行状况 牵引列车 摘钩、掉头、机车运行 掉头、挂钩、顶列车 机车运行 掉头、过道岔、机车运行 机车运行 机车运行过弯道 牵引空列车过弯道、挂钩 牵引空列车 牵引空列车过弯道 小计 运行距离（m） 运行速度（m/s） 运行时间（s） 61.8 51.8 43.2 43.2 70.7 131.7 73.2 73.2 131.7 70.7 1.5 2.0 1 2.5 2.0 2.5 2 1.5 2 2 41.2 25.9+30 43.2+30.0 17.3 35.4+10 52.7 36.6 49.1+30 65.9 35.4 503 表3－4－2 1t煤矸混合列车调车作业程序及时间

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调度图表见下图（图3-4-2）

区段ⅠⅡⅢⅣⅤⅥⅦⅧⅪⅩ

图3-4-2 井底车场调度表

3.4.5.3每一循环进入井底车场列车数

每一调度循环进入井底车场得列车数比可用两种方法计算： ⑴按运量和净载重计算

矿井日产煤2727t；矸石量占20％，日运量545t；掘进煤占5％，日运量煤136t；每日1.5t煤矸混合列车数＝（136+545）/（18×1.5）＝25.2列

每一调度循环时间＝41.2+55.9+17.3+35.4+10+52.7+36.6+79.1+65.9+35.4 ＝503s

列车进入井底车场的平均时间间隔＝8.4/2 ＝4.2min

列车在井底车场平均运行时间＝4.2×60 ＝252s 3.4.5.4通过能力计算

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N=252000/1.15×Q/T =65.7

M—井底车场的通过能力；

Q—每一调度循环进入井底车场的所有煤矸石重； T—没一调度循环时间。

通过能力富裕系数＝65.7/90×0.2＝3.65 满足设计规范要求。

3.4.6坡度

井车场应留一定的坡度，重车线留5‰的下坡，以让列车自行进入.

3.4.7确定各井底车场硐室位置

3.4.7.1井下中央变电所

⑴硐室位置

中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。

⑵支护形式和特殊要求

变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。

硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。

变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。

硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。 中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。

39

3.4.7.2中央水泵房硐室

⑴水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：

①管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。 ②一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。

③具有良好的通风条件。

根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。

⑵硐室支护与特殊要求

①中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。

②出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起5采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。

③泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。

④水泵工作的总能力应能满足20小时内排出框架24小时的正常用水量。 3.4.7.3水仓容量与数量

水仓是按矿井正常涌水量计算的，《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。

据以上可知，本设计矿井正常涌水量为123立方米/小时，小于1000立方米/小时。故其容量V=Q×8 式中：

V——水仓容积，立方米；

Q——矿井正常涌水量，立方米/小时； 由此：V=8×123=984立方米

设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有982/2=492立方米。若用净断面为10平方米的半圆拱形断面，那末一条水仓长度为 L=492÷10=49.2m

40

3.4.7.4水仓的支护形式和特殊要求

本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，其坡度常为1‰～2‰。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝，再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。 3.4.7.5等候室

在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，等候室和工具房相邻，以便工人领取工具。 3.4.7.6其它峒室

其它峒室主要有调度室、电机车房和电机车修理间、防火门峒室、火药库等。

3.5 开采顺序及采区回采工作面的配置

3.5.1开采顺序

上、下山采区均采用前进式的开采方式，即上山采区采用仰斜开采，下山采区采用俯斜开采。

3.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数

采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表 规定：

表3-5-1 矿井同时生产的采区个数 矿井设计生产能力（Mt/a） 采区个数 2.4～3.0 3～4 1.5～1.8 2～3 1.2及以下 1～2 因为设计矿井年产量为90Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。

41

3.5.2.1矿井达到设计产量的回采工作面个数

⑴确定达到设计产量时工作面总线长：

BAXmLK 3式中：

B—回采工作面总线长, m； A—矿井设计年产量, t/a； X—回采出煤率，可取0.9； Σm—同采煤层总厚度, m；

—煤层容重, t/m3；

K3—工作面采出率，97％、95％、93％；L—年推进度，L＝330×n×I×Ф； 其中：

300—矿井年工作日，天； n—日循环数； I—循环进度，m；

Ф—正规循环系数，Ф＝0.8～1； 由此：

L＝330×4×0.61×1

＝792m

B=90×0.9/4×1.4×792×0.93 =196

⑵确定同采工作面数

NBnL（取整数）

式中：

N——同采工作面数，个； B——工作面总线长，m； n——同采煤层数； L——回采工作面长度，m； 由此:

N=196/200 =1个

42

3.5.2.2采区工作面配置

采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。因此，在满足矿井服务年限的条件下，由于采区内同采工作面为1个，所以采区内同时生产的工作面为1个。 3.5.2.3矿井产量的验算：

AnmiIiliiKi

i1n式中：

An——矿井同采工作面产量总和，万t； mi——第i号工作面采高，m；

Ii——第i号工作面长，m；

Li——第i号工作面年推进度，m/a；

i——第i号工作面煤的容重，t/m3；

N——同采工作面数。 由此：

200×792×1.40×1 An＝4×

＝88.7万t

计算结果An加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过1.15A。

全矿井掘进煤A掘＝An×0.06 ＝59.3×0.06 ＝5.322万t 实际产煤为An+A掘＝88.7+5.322

＝94.022万t

因此进行验算有：94.022/90＝1.05<1.15 故符合设计要求。

43

3.6 井巷工程量和建井周期

3.6.1概述

根据以上各章节计算的结果，计算统计达到设计产量时的井巷工程量。 设计中的井筒有：主井、副井、风井。主井直径为5m，副井直径6m，风井

222

直径为4m。断面面积分别为19.635 m、28.27 m和19.635 m。采用普通法施工,月进度为50m。

设计中的巷道有：井底车场、运输大巷、回风大巷、回风石门、采区运输平巷、采区回平巷、运输上山、轨道上山、回风上山、工作面开切眼。

3.6.2井巷工程量和建井周期的各计算图表

矿井建设主要工程包括井筒、井底车场巷道及峒室、主要石门、运输大巷及采区回采巷道等全部工艺。

本设计中矿井的主要巷道由：井底车场、运输大巷、轨道大巷及工作面巷道。断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计。

各巷道的掘进速度指标见下表（表3－6－1）

表3－6－1 平巷掘进速度表 掘进机械化程度 煤岩类别 煤 综合机械化掘进机组 半煤岩 液压凿岩台车机械化作业线 液压钻作业线 岩 岩 煤 钻爆法 半煤岩 150 250 120 80 250 月进度 400

44

矿井达到设计产量时井巷工程量见下表（表3－6－2）

表3－6－2 矿井达到设计产量时井巷工程量表 序号 断面形状 支护材料 巷道断面（m） 净 一 1 2 3 4 5 6 7 二 1 2 3 4 5 6 开拓巷道 主井 副井 风井 井底车场 运输大巷 回风大巷 回风石门 准备巷道 回风上山 运输上山 轨道上山 区段运输巷 区段回风道巷 工作面 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 矩形 锚喷 锚喷 锚喷 锚网 锚网 锚网 13.93 13.93 13.93 13.93 13.93 15 14.41 14.41 14.41 14.41 14.41 15.86 圆形 圆形 圆形 半圆拱形 半圆拱形 梯形 梯形 混泥土砌壁 混泥土砌壁 混泥土砌壁 锚喷 锚喷 锚网 锚网 19.6 28.3 19.6 18.43 16.37 16.37 13.93 22.5 32.2 22.5 20.34 18.43 18.43 14.41 1000 1000 1000 1550 1550 200 13930 13930 13930 21591.5 21591.5 3000 14410 14410 14410 22335.5 22335.5 3172 掘 485 470 210 1000 150 1550 20 9506 13301 4116 18430 2455.5 25373.5 278.6 10912.5 115134 4725 20340 2764.5 28566.5 526.5 3巷道名称 巷道长度（m） 工程量（m） 净容积 掘进容积 3

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井巷工程施工进度见下表（表3－6－3）

表3－6－3 井巷施工进度表 序号 工程名称 工程量（m） 施工速度（m/月） 时间（月） 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 主井 副井 风井 井底车场 回风石门 运输大巷 回风大巷 区段运输巷 采区回风上山 采区运输上山 采区轨道上山 开切眼 485 470 210 1000 20 150 1550 1550 1000 1000 1000 200 50 50 50 180 180 180 400 120 120 400 400 400 9.7 9.4 4.2 5.6 0.1 0.8 3.9 3.9 5.56 5.56 5.56 0.5

46

4 采煤方法

4.1 采煤方法的选择

为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。平煤四矿煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为己

16-17

煤层，己

16-17

煤层属于近水平煤层，平均倾角8°-12°。煤层平均厚度为

4.0m。煤尘无爆炸性，煤层有自燃发火倾向；发火期4-6个月，为高瓦斯矿，相对瓦斯涌出量为11.24立方米每吨，煤硬度不大，煤层直接顶为大占砂岩，岩厚度变化在8-15m之间，中等稳定，不易容易冒落。底板为波浪带砂岩。地质构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。

4.2 采区巷道布置及生产系统

布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。为了布置采区巷道，需要确认采区走向长度，区段斜长和数目，以及采区里各种煤柱尺寸，然后确认采区上下山、区段平巷、区段集中巷的位置、条数以及它们之间的联络巷的形式。

4.2.1采区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段上山为例）

本采区位于井田的南部，采用双翼开采，倾向长度1000m，一翼走向长度1550m，一共布置10个工作面，采用一个工作面生产，年产量为90万吨。

47

4.2.2确定区段斜长和区段数目

具前所述，工作面长度定为200m，回采巷道宽4m，区段斜长为208米，分5个区段，采用无煤柱护巷技术。

4.2.3煤柱尺寸

由于采用无煤柱护巷，没有区段煤柱，上下留30米的煤柱，采区边界留

25米煤柱。

4.2.4采区上下山的布置

由于煤层瓦斯涌出量较大，按照《煤矿安全规程》规定，必须布置三条上山，考虑到第一水平服务时间较长，且有自然发火危险，将上山布置在煤层底板下的岩层中，以煤的间距为25米左右。运输上山布置在轨道上山三米下，回风上山在最上，距轨道上山3米.

4.2.5回采巷道的布置（分带斜巷的布置）

由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。

4.2.6联络巷的布置

回风巷用斜巷与回风大巷联接，运输巷用进风行人斜巷与大巷联接，上山以各区段用斜巷联系。

48

4.2.7采区车场形式的选择

4.2.7.1采区上部车场：结合该处具体情况，上部车场采用甩车场。具体形式见下图。4.2.7.1采区上部车场：

图4-2-1 上部车场

1—风窗 2—轨道上山 3—回风上山 5—绞车房 6—甩车道 7回风大巷 8—绕道 9—风门

· 4.2.7.1 采区中部车场：该车场为绕道式甩车场，具体形式见图4-2-2：

49

—

图4-2-2 中部车场

1—轨道上山 2—回风上山 3—运输上山 4—区段运输平巷 5—石门 6—车场绕道 7—回风斜巷

4.2.8采区硐室

4.2.8.1采区煤仓：

圆形垂直煤仓，净直径2m，高度为10m。（大巷布置在煤层底板下垂距为30m的岩层中）支护方式采用砌碹支护，壁厚300－400mm。 4.2.8.2绞车房：

绞车房布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，支护采用锚网。 4.2.8.3变电所：

由于采用上下山开采，并且采用采区式布置，将变电所设在轨道运输巷道的一侧（采区用电荷中心处），支护方式采用料石支护。主要尺存高度为2.5米，长度为16米，3‰的坡度，宽度为3.6米

50

4.2.9采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率

采区掘进巷道及其煤巷统计见表4-2-1、表4-2-2。

表4-2-1 采掘进巷道统计

序号 围岩形式 支护方式 巷道断面(m2) 净断面 13.93 掘断面 14.41 巷道长度(m) 同类巷道总长度(m) 巷道名称 1 运输上山 砂岩 锚喷 1000 1000 2 回风上山 砂岩 锚喷 13.93 14.41 1000 1000 3 轨道上山 区段运输上山 区段回风上山 开切眼 砂岩 锚喷 13.93 14.41 1000 1000 4 煤 锚网 13.93 14.41 1550 3×1550 5 煤 锚网 13.93 14.41 1550 3×1550 6 合计 煤 支架 15 15.86 200 10×200 岩巷3000 煤巷 11300

51

表4-2-2采煤巷统计表

序号 巷道名称 区段1 运输平巷 区段2 回风平巷 3 合计 开切眼 15.86 22.204 2000 44408 1502 1502－234 0.952 1.54 14.41 20.174 4650 93809 1502 0.952 1.54 14.41 20.174 4650 93809.1 1502 0.952 1.54 巷道断面面积(m) 2每米出煤量(t/m) 巷道全长(m) 全部出煤量(t) 采总出煤量〔wt〕 采千吨掘进率(m/kt) 采掘进出煤率(％) 9486 99338.8 0.952 1.54 4.2.7确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数

根据采区生产能力，采区巷道布置、煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方法为综掘。当某一回采工作面将要采完时，须把一个接替回采工作面准备好，以确保工作面的正常生产。故需要配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。

采掘工作面的比例关系(头、面比)计算方法如下：

N＝tjtht1t2

式中：N — 掘进工作面回采工作面头面比；

t1— 机械安装时间，综采一个月； t2— 工作面备用时间，按半月计。 th— 回采工作面所需时间，月；

L th＝g

Vh

52

其中：Lg—区段内回采工作面沿走向全长，m； Vh—回采工作面月速度，m/月； tj—掘进工作面所需时间，月；

Itj＝n

Vj其中：In—接替工作面的巷道长度，m；

Vj—巷道的掘进速度，m/月；

3300所以：400

=8.251550 th＝

40.630＝21.5月

tj＝又因为t1＝1，t2＝0.5。

8.25所以： N＝

21.5-1-0.5 ＝0.4125

4.2.8采区生产系统

采区生产系统包括采区内的煤、矸石、材料和设备的运输路线。 4.2.8.1煤炭运输系统

分带运输斜巷采用SDJ-150型胶带输送机配75KW的电机两台。 运煤路线：

综采工作面的煤炭——区段运输平巷——溜煤眼——运输上山——采区煤仓——运输大巷——井底车场——主井到地面 4.2.8.2辅助运输系统：

采区内以轨道上山及区段回风平巷构成辅助运输系统，担负着设备、材料、矸石和人员的运输任务。

辅助运输路线：

副井——井底车场——运输大巷——轨道上山——区段回风平巷——综采工作面

矸石运输由岩巷掘进工作面往外运的方向与上述方向刚好相反。

53

辅助运输系统均采用1.5t的固定式矿车运输。 4.2.8.3通风系统

根据采区巷道布置及生产安排，主要进风巷为轨道上山；主要回风巷为回风上山及回风平巷。

通风路线：

副井——井底车场——运输大巷——轨道上山——区段运输上山——综采工作面——区段回风平巷——回风上山——回风石门——风井。 4.2.8.4排水系统

根据采区巷道布置，工作面污水经水沟流至区段运输上山至运输上山，再经运输大巷由井下中央泵房排至地面。 4.2.8.5供电系统

高压电缆由井底中央变电所，经运输大巷至采区变电所，经降压后的低压电通过轨道上山由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的配电点以及运输平巷输送机，区段回风巷绞车等用电地点。 4.2.8.6供水系统

采掘工作面、斜巷及采区运输巷输送机转载点所需的防尘喷雾用水，由地面储水池以专用管道送至采区用水地点。

4.3 回采工艺设计

在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计主要包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护方式和采空区处理方法、绘制机械配备平剖面图、编制循环图表及工作面技术经济指标表。

4.3.1综采工作面的主要设备(见表4-3-1)

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表4-3-1 综采面主要设备表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 设备名称 采煤机 刮板输送机 液压支架 乳化液泵台 端头支架 转载机 移动变电站 喷雾泵站 型号 MXA-300/45 SGZ-764/264 BC480-22/42 MRB-125/320 ZT900/18/38 SZB730/40 KSGZY XPB-250/55 数量 1 1 133 1 200 2 1 1 工作面长度为200m,煤层倾角平均为8.6°,顶底板都比较稳定。走向长度为1550m，煤厚为4m，故采用一次采全高、全部垮落法管理顶板。

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机械配备平剖面图见下图（图3－4－1）。

图133－4－1 机械配备平面图 121078921AA3AA101147561----采煤机4----破碎机7----调度绞车10----煤电钻13----下端头支架 2----刮板机5----转载机 8----乳化液泵 11----小水泵

3----液压支架6----顺槽输送机9----喷雾泵12----上端头支架4.3.2工作面循环方式和循环作业图表的编制

综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个工序即为完成一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为104人，劳动组织表见表4－3－2。在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班采煤，一班准备的三班作业制。

56

表4－3－2 劳动组织表

班次 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 工种 一班 支架 机组司机 移溜工 泵站司机 电工 溜子司机 机组检修 支架检修 泵站检修 电检修 端头工 溜子检修 破煤工 修护工 记录员 送料工 班长 井下保管 材料员 队长 合计 8 2 3 1 1 1 6 2 1 1 1 1 26 二班 8 2 3 1 1 1 6 2 1 1 1 1 26 检修 4 4 4 5 3 15 2 4 1 2 3 1 48 16 4 6 2 2 2 4 4 4 5 12 3 4 15 4 4 3 4 3 3 104 合计

57

综采生产、割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间。因此，准备班的工作量不是太大，主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护工作。在工作面还有如加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等。但这些工作可以平行进行，一般一班即可顺利完成。循环作业图表：

见图4－3－2。

58

一二三采煤机割煤移输送机设备检修班时面长/图4－3－2 循环作业图表

59

图例移支架

5 矿井运输、提升及排水

5.1 矿井运输

5.1.1井下运输系统和运输方式的确定

根据矿井井下开拓系统和采区回采工作面的布置，确定煤炭矸石材料设备和人员在内的运输系统如下：

1．煤炭运输系统：

综采工作面的煤炭——区段运输平巷——运输上山——采区煤仓———运输大巷——井底中央煤仓经主井提升至地面

2．设备材料和人员的运输系统：

副井罐笼中的设备（材料、人员）——井底车场——运输大巷——采区轨道上山——区段运输平巷———综采工作面。

3．矸石运输系统：

掘进工作面出的矸石——区段回风平巷——轨道上山——运输大巷——井底车场——由副井提至地面。

5.1.2采区运输设备的选型

采区主要设备主要包括回采工作面、顺槽、采区上下山的主要运煤设备、矸石、运料运输设备。其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来决定，对于采区运输设备，原则上不必进行设计计算，直接从有关设备技术特征表中选用即可。

带区设备选型时，运输设备的小时生产能力的确定依据是回采工作面可弯曲刮板输送机小时运输能力，应大于回采工作面采煤机设计的小时生产能力，同时不应小于回采工作面的小时运输能力。各种设备选型特征如表5－1－1、表5－2－2、表5－1－3所示。

60

表5－1－1 可弯曲刮板输送机

型号 SGD－764/264 出厂长度（m） 型号 YSB－160

表5－1－2 可伸缩胶带输送机特征表

电动机 与转载机接头（m） 储带长度（m） 台功率电压（V） 电动机 功率（Kw） 160×2 电压（V） 660/1140 运输能力t/h 700 150 运输型号 能力t/h 出厂长度（m） 台数 输送带 速宽度度功率因数 （mm） m/s 数 （Kw） SSD800、2×40SJ－80 400 800 2 800 2.0 12 80 2 40×2 660/1140 0.86

表5－1－3 上下山带式输送机

型号 带宽（mm） SD—80X（下山） STJ—800/75S

带速(m/s) 2 运量 (t) 400 主机功率(kw) 40×2 整机载重(t) 114.57 最大倾角(°) 18 生产厂家 淮南煤机厂 800 800 2 400 75 33.152 16 淮南煤机厂 61

表5－1－4 顺槽转载机特征表

型号 机型 双边链 出厂长度（m） 小时运量t/h 630 型号 KBY550－132 电动机 功率（Kw） 电压（V） 132 1140 SZZ-730/132 43 5.1.3大巷运输设备

大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井，采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。

矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于90万吨的矿井，应选用底卸式矿车，辅助运输可选用1.5吨固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。年生产能力小于90万吨的矿井，选用一吨固定式矿车和与之相一致的辅助车辆。根据以上原则，同时参考《矿山固定机械》有关内容，确定选用以下固定设备。（见表5－1－5表5－1－6）

表5－1－5 蓄电池式电机车主要技术特征表 粘着型号 质量（t） 配套电机 轨距（mm） 轴距（mm） 速度Km/s 型号 功率（Kw） 电压（V） 4490XK8—6/140KBT DZQB—7.5 ×2×7.5 140 1044×1600

外形尺寸 8 600 1150 7.8 62

表5－1－6 矿车主要技术特征表

名义名称 型号 载重最大载重轨距（mm） 轴距（mm） 单列弹簧式 缓冲器 外形尺寸（mm） 自重（Kg） （t） （t） 1.5t固定式矿车 1t平板车 MG1.7—6A MP1.5—6A MC1.5—6A 1.5 2.9 1.5 2.9 1.5 / 600 750 2400×1050×1200 718 600 750 单列弹簧式 2400×1050×1200 664 1t材料车 600 750 单列弹簧式 2400×1050×1200 694

表5－1－7 大巷胶带运煤特征表 型号 DP340/800

运量 400 带宽 800 运距 300 整机载重 28898.5 5.1.4列车组成的计算

在确定电机车粘着质量及矿车形式之后，可以根据运输条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来确定，分别为：⑴按电机车的粘着质量。⑵按牵引电动机的允许温升。⑶按列车的制动条件。分别计算如下： 5.1.4.1、按电机车的粘着力条件计算

以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。

PQzh ≤｀p

Wzhi0.11a式中：

P——机车粘着重量，t；

63

Qzh——重车组质量，t；

ψ——机车粘着系数，启动ψ= 0.24；

Wzh——重列车起动时的阻力系数，取0.0105； I——轨道线路平均坡度 ，i = 3‰；

a——列车起动时的加速度 ，a= 0.04m/s2； 所以：

80.2410

0.01050.030.110.04 ＝107 ＝97）

Qzh＝5.1.4.2按牵引电动机允许温升条件计算

FchQzh＝P

T1000（Wzhid）gT式中：

Fch——电机车长时牵引力，N； P ——机车重量

α——电机车调车时的电能消耗系数，取1.25； T——机车往返一次的运行时间，min； θ——列车往返一次的运行时间，min； Wzh——重列车运行阻力系数，取0.007； id——等阻力坡度 一般为2‰ ~ 3‰，取2‰； g——重力加速度，取9.8 m/s2； 所以：

Qzh＝10001.251500010

T（0.070.02）9.8T其中：

Ttzht k60Lp60Lp ＝ 0.75Vzh0.75Vk式中：

64

T——列车往返一次的运行时间，min；

Lp——加权平均运距，Km，取1Km；

Vzh——重列车的运行速度，Km/h，取6 Km/h； Vk——空列车的运行速度，Km/h，取8 Km/h； 所以： T＝6010.756601 0.758 ＝23min

θ——列车往返一个循环中的休止时间，min，取θ＝5min； 所以：

Qzh＝10001.251500010＝260t

23（0.0070.002）9.82355.1.4.3按列车制动条件计算

根据《煤矿安全规程》，列车制动距离，制动时不得超过40m。在车组重量计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算。 列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为：

V21 b＝（ch）3.62LT

式中：

Vch——机车长时制运行速度，取Vch=10Km/s；

LT——制动距离 ，运送物料时取40m； 所以： b＝（7.821）=0.06 3.6240按制动条件计算车组重量的最大值是：

PQzh＝P

0.11bWzhi式中：

Qzh——重车组质量，t； P——机车重量，t；

ψ——机车制动时粘着系数,取ψ= 0.17;

65

Wzh——重列车运行的阻力系数，取0.007； I——轨道的平均坡度，取i＝3‰； b——列车制动时的加速度 m/s2 由此： Qzh＝80.1710

0.110.10.0070.003＝842

5.1.4.4列车中矿车数量的确定

QZ＝zhmin

GG0式中：

Qzhmin——距三个约束条件确定的车组质量中最小者，t；

G、G0——分别为矿车的载重或自重，t； 所以： Z＝97

1.51.80.0974 ＝39辆>18辆

前面选的符合要求

5.1.5电机车台数的计算

5.1.5.1机车的加权平均周期运行时间

60LP60LPT＝，min

0.75Vzh0.75Vk式中：

LP——加权平均运距，Km，取1Km；

Vzh——重列车的运行速度，Km/h，取6 Km/h； Vk——空列车的运行速度，Km/h，取8 Km/h； θ——列车运行一个循环中休止时间，min，取5min； 所以： T＝6016015

0.7560.758

66

＝13.3+10+5 ＝28min

5.1.5.2每台机车每班可能运行次数：

60Tbγ＝ 次/班

T式中：

Tb——一个工作班内的运输工作时间，不运人取Tb＝7h；

T—机车的加权平均周期运行时间，min；

所以：

γ＝

60728 ＝15 次/班 5.1.5.3班产量

Ab＝A1 + A2 +…+ An ， t/班

式中：A1，A2，…，An——各采区的班产量，t/班；

因为只有一个采区生产，所以： Ab＝A1

＝2×0.6×4×200×1.4 ＝1344t/班

5.1.5.4每班所需运送货载总次数

K（AbAa）b＝ZG，次/班

式中：

Aa——每班矸石产量，t/班；

K——生产不均匀系数，取K＝1.35； Z——一列矿车的矿车数，取18辆；

G——矿车载重，取1.5t；

又因为：

Aa＝0.2Ab

＝0.2×1344 ＝268.8t/班

所以：

67

1.35268.8 b＝

181.5 ＝14次/班 5.1.5.5工作机车台数

N＝总＝14/15  ＝0.93台

取1台。

5.1.5.7备用与检修台数

｀N＝0.25N

＝0.25×1 ＝0.25台 取1台。 5.1.5.8所需机车总台数

｀ N总＝NN ＝1+1 ＝2台

5.2 矿井提升

5.2.1矿井提升概述

该矿井设计井型为90万吨/年，考虑设置一对井筒进行提升，即主井和副井进行提升。主井采用箕斗提升，主要负责提煤；副井采用罐笼提升，负责提矸、下料、升降设备和人员等各种辅助提升

提升为主井和副井提升，大巷运输水平为-285m水平，地面井田标高为+190m，提升高度为485m，故应采用立井多绳摩擦式提升机，副井筒也采用多绳摩擦式提升机进行提升。

68

5.2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料

该矿井设计生产能力为每年90万吨，年运输矸石18万t，井下运输大巷中采用皮带运煤，辅助运输通过1.5t固定式矿车、平板车和材料车来完成。平煤四矿的煤质为优质焦煤，煤的散体容重为1.3t/m3，矿井工作制度为：一年工作日为330天，每天净提升时间16小时，每天3班作业，每班工作8小时。

该矿采用立井开拓，第一水平标高-250m，第二水平高度深-495m。

5.2.3提升设备的选型计算

5.2.3.1主立井提升容器确定

⑴一次合理提升量

QAcaf3600tnTj

式中：

A —— 矿井设计生产能力,t；

c —— 提升不均衡系数,箕斗井为1.1～1.15,取1.15；

af—— 提升富裕系数,第一水平取1.20； t —— 日提升小时数,取16h； n —— 年工作日数,取330d；

Tj—— 一次循环时间,s；

HVjTju

Vja其中：

H——提升高度，m； 箕斗井：HHxHsHz 其中：

Hs——矿井开采水平垂直深度，m；

Hx——卸载水平至井口水平距离，m，取20m； Hz——装载水平至井底车场水平距离，m，取20m；

Vj——最大提升经济速度，其中Vj0.4H；

69

a——加速度，取0.75ms2；

U——箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取u=10s；

——休止时间，s，取θ＝10s；

表5-2-2 箕斗休止时间 箕斗规格（t） 休止时间（s）

5及以下 8 5～9 10 12 12 16 16 20 20 所以：

HHxHsHz ＝465+20+20 ＝505m

Vj0.4H ＝0.4505 ＝8.99m/s

HVjTju

Vja5058.991010 ＝

8.990.75 ＝88.2s 所以：

QTj

3600tn901041.151.288.2

360014300Acaf ＝7.2t

⑵选择提升容器规格尺寸

根据Q值及煤的松散容重即可选用9t标准箕斗，根据表中斗箱有效容积，计算一次实际提升量： Q=r'QV 式中：

70

式中： r'——煤的松散容重,取r'取1.1；

QV——箕斗容积；

β——满度系数，取0.9；

1.4 r'1.4,其中1.4为煤的容重,为碎胀系数,

 ＝

1.4 1.1 ＝1.27t/m3 所以：

Q=0.91.2710 ＝11.4t

根据箕斗实际提升量，选择JDS－9/110×4型多绳摩擦式9t箕斗。箕斗有效容积10m3，自重10.7t。 5.2.3.2副立井提升容器的确定

副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为GDG－1.5/6/2/2型1.5t矿车双层双车罐笼，其自重为6.56t。

要求最大班工人下井时间一般不超过40min，最大班净作业时间，一般不超过5h（包括提人、材料、矸石…），其中升降工人时间，按工人下井时间的1.5倍，升降其它人员时间，按升降工人的20％，提升矸石按日出矸量的50％；升降坑木、支架按日需量的50％。 ⑴下井人数的确定

因为该矿年产量为90万吨，且工作制度为“三、八制”，二班采煤一班准备。所以该矿总工作人员为：

900000n＝

3003 ＝1000

其中管理人员占10％，为100人。井下工人为1000-100＝900人 所以下井最大工人数900/3＝300人 ⑵用提升人员进行验算：

71

4060nrn0

VjHaVj式中：

nr——每罐提升人数，32人； n0——最大作业班下井人数，300人；

a——提升加速度，取0.7m/s2； HHsHx ＝465+20 ＝485 其中：

Hs——矿井开采水平垂直深度，m； Hx——卸载水平至井口水平距离，取20m； ——稳罐附加时间，取＝5s； θ——上下人员休止时间，取36s； 所以：

4060nr

VjHaVj406032

0.44854855360.70.4485 ＝ ＝705>200人 满足要求。

⑶以最大班净作业时间6小时验算

①提矸石每班作业时间（小时） Q0Tq t矸＝23600q0式中：

Q0——每日矸石提升量，545t；

q0——每次矸石提升量，3t； 所以：

72

t矸＝545105

236003 ＝2.65h

＝159min

②升降其他人员的时间0.2×t人（min）

t人＝Tqn060nr105300t人＝1.5

60241.5（60min）

＝25min

0.2×t人＝0.2×25 ＝5min

③下坑木、支架按日需量的50%计算； 取0.3h＝18min

④下炸药2~4次，取3次；保健车2~4次，取3次；运送设备5~10次，取8次；其他5~10次，取8次；

则：总计3+3+8+8＝22次 22×105s＝38.5min 所以：

总作业时间为：159+25+5+18+38.5 ＝245.5min ＝4.09h<6h 满足要求。

5.2.3.3提升钢丝绳的选择计算

立井多绳摩擦式提升，宜采用同向捻的提升钢丝绳。 ⑴提升钢丝绳的绳端荷重Qd

箕斗提升时：Qd＝（Q+Q2）g，N； 罐笼提升时：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g，N； 式中：

Qd —— 钢丝绳绳端荷重，N； Q2 —— 罐笼的质量，kg； Q—— 一次提升量，kg；

73

2——每次提升的矿车数； G—— 矿车中的装载质量，kg； G0——矿车的质量，kg； G——重力加速度，9.8N/kg； 所以：

箕斗提升时：Qd＝（Q+Q2）g

＝（11400+10700）×9.8 ＝216580，N

罐笼提升时：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g ＝〔6840+2×（1500+718）〕×9.8 ＝110504.8，N ⑵钢丝绳最大悬垂度

Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ，m

式中：

Hc——尾绳环的高度，m；

HH＝Hg＋1.5s

s——提升钢丝绳的中心距，m； Hg——过卷高度，取6.5m； Ht——提升高度，m；

Ht＝Hz＋Hs＋Hx

Hz——装载水平至井下运输水平的高度，取20m； Hx——卸载水平至井口的高度，取20m； Hs——井筒深度，465m；

Hkˊ——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴的高度； Hk′=Hr＋Hg＋h＋H2x

Hr——容器全高，m；

h——导向轮中心距楼板层面高度，h＝0.75R； R——导向轮半径，m；

H2x——主导轮中心至导向轮中心的高度，m；

根据所选提升容器查表得箕斗全高为12m，罐笼全高为10m。按《煤矿安全规程》第397条表6规定，取v＝8m/s时，过卷高度取8.25m，即Hg＝8.25m。

根据井筒断面布置和所选容器得外形尺寸可知，罐笼提升得提升钢丝绳的

74

中心距为1740mm，箕斗提升的提升钢丝绳的中心距为1600mm。

根据主导轮直径为2.8m查表可知H2x＝5m，且主导轮半径为R＝1.4m。 ①对于箕斗井： HH＝Hg＋1.5s ＝8.25+1.5×1.6 ＝10.65m

Ht＝Hz＋Hs＋Hx ＝20+465+20 ＝505m

Hk′=Hr＋Hg＋h＋H2x

＝13.35+8.25+0.75×1.25+5 ＝27.5m 所以：

Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ

＝10.65+505+27.5 ＝543.15m ②对于罐笼井： HH＝Hg＋1.5s ＝8.25+1.5×1.74 ＝10.86m

Ht＝Hz＋Hs＋Hx ＝20+465+20 ＝505m

Hk′=Hr＋Hg＋h＋H2x

＝7.25+8.25+0.75×1.25+5 ＝21.4m 所以：

Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ

＝10.86+505+21.4 ＝537.26m

⑶确定钢丝绳每米质量P

75

箕斗提升：

Pn(BQQ2Hc) ，Kg/m

gr0ma罐笼提升：

Q2(GG0)P2 ，Kg/m

Bn(Hc)gr0ma式中：

B——钢丝绳公称抗拉强度，1550Pa；

r0——钢丝绳密度，9349Kg/m； n——钢丝绳数目；4 g——重力加速度，9.8m/s2； ma——提升钢丝绳的安全系数；

《煤矿安全规程》规定当钢丝绳悬垂长度Hc不大于1200m时，按下列公式计算ma：

专为升降物料时：ma＝7.2-0.0005 Hc 人员和物料混合提升时：ma＝9.2-0.0005 Hc

同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为1550N/mm2和1700 N/mm2两种钢丝绳，不妨取钢丝绳的公称抗拉强度B＝1550N/mm2＝1550×106Pa。查表并计算可得钢丝绳密度为9350Kg/m3。 ①对于主井（箕斗井）

ma＝7.2-0.0005 Hc ＝7.2-0.0005×543.15 ＝6.73 所以：

1140010700 61550104(543.15)9.893506.73 ＝2.8 Kg

②对于副井（罐笼井）

P3

ma＝9.2-0.0005 Hc ＝9.2-0.0005×537.26

76

＝8.93

68402(1500718)P

15501064(537.26)9.893508.93 ＝5.08 Kg

根据计算出的P值，主井提升钢丝绳决定选用绳18×7股（1+6）绳纤维芯，直径为28mm的钢丝绳，其参考质量为299.60Kg/100m，钢丝破断拉力总和为496500N。副井提升钢丝绳决定选用绳6×19股（1+6+12）绳纤维芯，直径为24.5mm的钢丝绳，其参考质量为216.5Kg/100m，钢丝破断拉力总和为355000N。 ⑷验算钢丝绳的安全系数

箕斗提升时：

nQz mag(QQ2nPHt)4496500 9.8(114001070042.996505) 7.198>6.73 罐笼提升时：

manQz

gQ22GG0nPHc4355000 9.868402150071842.08537.449.2>8.98

所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的要求。 5.2.3.4多绳摩擦式提升机的选择

提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差Fe后，查提升机特征表确定的。 ⑴主导轮直径

根据《安全规程》规定，摩擦式提升机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之比应符合下列要求：

有导向轮时：D≥90d

对箕斗井：D/d＝3250/28＝116>90 对罐笼井：D/d＝2800/24.5＝114>90

所以主导轮直径选D＝2.8m，主、副井均能满足《安全规程》的要求。

77

⑵ 钢丝绳最大静张力Ff的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的Ff。 箕斗提升时：

Ff＝〔Q2+Q+np（Hk′+Ht）+nqHH〕×g N

＝〔11400+10700+4×2.996×（27.5+505）+4×2.996×10.65〕×9.8 ＝280369.3 N 罐笼提升时：

Ff＝〔Q2+2（G+G0）+np（Hk′+Ht）+n1qHH〕g N

＝〔6840+2×（1500+718）+4×2.165×（21.4+505）+4×2.165×10.88〕

×9.8 ＝156102.7 N

⑶钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差Fc 箕斗提升时： Fc＝〔Q+︱ΔHt︳〕g ＝（10700+0）×9.8 ＝104860 N 罐笼提升时： Fc=〔2G+(ΔH+1)〕g ＝（2×1500+1）×9.8 ＝29409.8 N 式中：

Δ——提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提升系统Δ＝0，上式中Δ取其绝对值；

根据上述最大静张力差和主导轮直径口，查表得： 箕斗井： JKM3.25/4（Ⅰ） 罐笼井： JKM2.8/4（Ⅰ）

78

表5-2-3 提升机特征表：

提升机型号 主导轮 钢丝绳最 钢丝绳 直径 (mm) 最大提升速度 (m/s) 扭距 最大 最小 JKM3.25/4（Ⅰ） 3.25 450 32.5 12 390 t 减速器 质量 直径(m) 大静张力 (kN) 225 23 JKM2.8/4（Ⅰ） 2.8 300 28 11.8 190 133 17.2

5.2.3.5电动机容量选择

本部分内容，不进行运的学和动力学的计算，只进行近似计算：

KQVNP

102式中：

K——矿井提升阻力系数，箕斗井取1.15，罐笼井取1.2；

——减速器传动效率，取0.92； P——动负荷影响系数，P＝1.2－1.4； V——提升速度，V＝0.4H； P＝1.15114000.45051.2

1020.92 ＝1507 Kw

79

P＝1.230000.45051.2

1020.92 =344.8 Kw

根据计算功率选定电动机型号为：主井选用2台JR1510-14，副井选用一台JR158—8， 起特征见下表：

表5-2-4 电动机特征表

型号 容量 Kw JR1510-4 JR158-8 850 380 电压 v 6000 6000 转速 rpm 1458 738 效率 ﹪ 93 91.5 功率因素 0.89 0.84 转子转动惯量 210 275 自重 kg 5100 4300

5.2.3.6提升机与井筒的相对位置： （1）计算井架的高度 HJ=Hx+HR+Hg+0.75T

试中： Hx—井口到卸载位置的容器底部的距离（罐笼10米，箕斗20米） Hr—容器全长， Hg—过卷高度

0.75RT—附加距离，RT为天轮半径 计算后取整数。 对箕斗：

HJ=20+3.104+8.25+0.75×3.25×0.5 =32.6 取30米

HJ=10+3.104+8.25+0.75×2.8×0.5 =22.4 取23米

（2）井筒中心线与提升机卷筒中心线间的水平距离：

按提升机房基础与井架斜撑不相接： LS≥0.6HJ+DJ+3.5

80

对箕斗 LS=0.6×33+3.25+3.5 =26.55

对罐笼 LS=0.6×23+2.8+3.5 =20.1

5.3 矿井排水

5.3.1概述

平顶山煤田是以李口向斜为主体的向斜含煤盆地，其北西、南东、北东及南部边缘分别受落差数百米至上千米的郏县断层、落岗断层、襄郏断层及鲁叶断层等构造的切割，形成相对独立的水文地质单元。平顶山矿区于李口向斜南翼，北部以红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、马棚山、平顶山等低山组成地表分水岭，标高300～500m，坡度8°～50°，以北渡山、九里山、扣皂山等残丘组成西南部地表分水岭，标高130～160m，坡度15°～30°，•震旦系石英岩与寒武系灰岩在西部零星出露，大气降水可直接补给地下水。南北分水岭之间为西窄东宽的槽形谷地，其间多被第四系坡积冲积

物覆盖。地势西高东低，地层倾向北北东，倾角12°左右。

井田内按地层由老到新的顺序分为4个含水层，分别为：寒武系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层、二叠系己煤组顶板砂岩裂隙含水层、二叠系平顶山砂岩裂隙含水层、第四系松散孔隙含水层。

本矿小时正常涌水量为120m3/h，最大涌水量为253m3/h，井型为年产90万吨的中型矿井，属于高瓦斯矿井。

矿井主要根据第一水平情况进行设计，采用集中排水系统，对其它水平只作适当地说明。采用集中排水系统，分段排水。排水系统图见5-3-1：

81

图5－3－1 矿井排水系统简图

排水系统：主排水设备设置在第一水平，第二水平的涌水量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。

5.3.2排水设备选型计算

5.3.2.1水泵型号及台数

⑴水泵最小排水量的确定 正常涌水量时：

24QQB′＝＝1.2Q m3/h

20式中：

QB′——水泵最小排水量，m3/h； Q——矿井正常涌水量，m3/h； 由此：

QB′＝1.2×120

＝144 m3/h

最大涌水量时：

24QrQBr′＝ ＝1.2 QBr′ m3/h

20式中：

82

Qr——矿井最大涌水量，m3/h； 由此：

QBr′＝1.2×253 ＝303.6 m3/h ⑵水泵扬程的计算

HHX HB'Pg式中：

HP——排水高度，取井筒垂深，m；

HX——吸水高度，取5m；

g——管道效果，竖井取0.89－0.9；

所以： HB'4655 0.9 ＝522m

⑶水泵形式及台数的确定

根据水泵扬程和矿井正常涌水量，从产品样本中选择额定值接近所需值的水泵，水泵型号选200D65×8型，额定流量190m3/h，扬程548m，转速1480rpm，吸程7m，效率64％，配带电动机型号JSQ－158-4型，容量680KW，吸入口径为200，吐出口径200外形4131×1530×1540，自重7125kg。

水泵台数的选择：根据《安全规程》规定：必须由工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70％。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。

正常涌水量工作水泵的台数：

QB' n1Qn式中：

Qn——所选水泵的额定流量，190 m3/h；

144n1

190 ＝0.76

83

取n1＝1台。

备用水泵台数：

n2＝70％n1＝0.7 取n2＝1台。

最大涌水量时水泵工作台数：

QBr'' n1Qn303 ＝

190 ＝1.59 取n1'＝2台。

并且n1'＝2≤n1+n2＝2，满足要求。 检修水泵台数

n3＝25％×n1＝0.5 取n3＝1台。

水泵总台数为：

n＝n1+n2+n3 ＝1+1+1 ＝3 台 5.3.2.2管路的确定

⑴管路趟数的确定

《安全规程》规定必须由工作和备用的水管，其中工作水管的能力应配合工作水泵在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量，工作和备用水管的总能力，且能配合工作和备用水泵在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量，因此，设计中主排水管敷设两趟，一趟工作，一趟备用。

⑵管径计算 排水道管径： dp′=式中：

v — 排水管流速，v＝1.5－2.2m/s取v＝2m/s； 所以：

84

4Qn ，m

3600vdp′=4190 36003.142 ＝0.184m

查表，选用外径为219mm的标准无缝钢管，壁厚35mm，内径185mm。 吸水管直径：

''dxdp0.025，m；

由此：

'dx0.1840.025＝0.209m

查表，选用外径为245mm的标准无缝钢管，壁厚36mm，内径209mm。 由于垂高大于400m时，必须验算。 5.3.2.3管道特性曲线，确定工况点 ⑴最大吸水高度的计算

Vx2 ，m Hx允＝Hs允Hwx2g式中：

Hs允——产品样本上给出的允许吸上真空度，m（取额定工况时的Hx允） Vx——吸水管中流速，m/s；

Qn ，m/s VX900dx2dx——所选标准吸水管的内径，m； Hwx——吸水管的阻力损失，m；

LxVx2 ，m Hwx(x)dx2g查表可知，因dx＝219mm，故＝19.3，x＝0.0284，取Lx＝7m 由此：

VXQn9001.54m/s

900dx29003.14(0.209)2HwxLxVx2 (x)dx2g71.54219.3) ＝(0.0284 0.18429.8 ＝2.47m 最大吸水高度：

85

Vx2 Hx允＝Hs允Hwx2g1.542 ＝72.47

29.8 ＝3.719m

⑵求管道特性方程，绘制管道特性曲线

H＝Hg1.7（HwxHwp1）式中：

Hg＝Hp+Hx＝4657＝472m；Hwp——排水管阻力损失，m；

Vp2Hwp＝（pp），m

dp2gLpp——排水管沿程阻力系数；

Vp——排水管中流速； Qn ，m/s； Vp＝900dp2dp——所选标准排水管内径，m；

p——排水管上各管件局部阻力系数之和；

Lp——排水管长度，m； Lp＝L1L2L3L4

L1——泵房里最远一台泵排水管长，取20m； L2——斜巷内排水管长，取20m； L3——井管内管长，取井筒深； L4——地面上排水管长，取20m； 所以：

Lp＝L1L2L3L4 ＝20+20+465+20 ＝525m

查表，因dp＝219mm，故p＝0.0293。

p＝0.08×4+3.5+8×3+3×1.5+1.14+1×3+5＝41.46

又因为：

86

Qn 2900dp190 ＝ 29003.140.0.184 Vp＝ ＝1.99m/s 所以：

Vp2 Hwp＝（pp）

dp2gLp5256 ＝（0.0270.1841.2994）1.46

29.8 ＝24.3m

H＝472+1.7×（2.47+24.3+1）

＝519.2m 管道阻力系数：

HHg R＝Qn2式中：

Qn——所选泵的额定流量，m3/h； 所以：

R＝519.2472

1902 ＝13×104

则管道特性方程为：

HHgRQ247213104

Q m/h H m 30 472 取不同的Q值，求得相应的值列表如下： 50 100 150 200 475.25 485 501.25 524 250 553.25 ⑶确定水泵级数及工况点 水泵级数：

i＝H/Hk＝519.2/65＝7.9 取8极 式中：

Hk——所选水泵一级额定扬程，m； 由上计算结果决定选七级水泵。

工况点参数：QM＝242 m3/h，M＝0.69，NM＝64Kw，HM=536m。

87

所选的水泵管道特性曲线见图5－3－3。

工况点

图5－3－2 水泵管道特性曲线

5.3.2.4校验计算

⑴验算排水时间及排水管中的流速 正常涌水时：

88

Tn24Q n1QM24120 1242 ＝11.9<20h 最大涌水时：

24QTm'r

n1Qm24253 2242＝12.5<20h

排水管中的实际流速：

Qm Vp900dp2242 9000.184 ＝2.53m/s

⑵校验水泵经济性和稳定性 经济性：M0.9n 式中：

n——水泵额定工况时的效率；

0.640.90.690.621

稳定性：Hg0.9iH0 式中：

H。——水泵流量为零时一级扬程；

4720.9760468 ⑶验算电动机功率

rQMHM （Kw） N(1.11.15)1023600Mn式中：

n — 传动效率，直连时n＝1；

1.1～1.15 — 富裕系数：当Q≤300m3/h，取1.1；

1480190536N＝1.1

10236000.691 ＝667<680所以电动机的功率符合要求。

89

6 矿井通风与安全技术措施

6.1 矿井通风系统的选择

6.1.1通风设计的基本依据

由地质资料所述；矿开CH4的相对涌出量为11.24m3/min；煤层的瓦斯含量较高。总体看，该矿井为高瓦斯矿井，且煤尘没有爆炸危险性，有自然发火倾向，发火期为4-6个月。

从临近的矿井情况来看，邻矿得瓦斯含量也较高，且有瓦斯突出的倾向；所以本矿井确定为高沼矿井是适合的。

选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。

6.1.2矿井通风系统要符合下列要求：

⑴每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30m。

⑵进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。 ⑶箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回风井使用时，必须遵循下列规定：

①箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15％，并应有可靠的降陈措施，但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井。

②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应有装

90

有专用的消防管路。

⑷所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。

⑸每个矿井必须有完整的独立的通风系统。

⑹采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。 ⑺回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。 ⑻井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。

6.1.3矿井通风系统的确定

本设计井田倾向约3.9km，且煤层相对赋存较深，倾角较小，属于近水平煤层。采用立井三水平上下山开拓，倾斜长壁采煤法，经济技术上综合考虑，拟采用中央边界式通风方式。风进设在边界煤柱的中央，采用副井进风，风井回风。

结合设计矿井的情况，通风系统采用抽出式通风方式，抽出式主扇使井下风流处于副压状态，但一旦主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采区瓦斯涌出量减少，有利于安全。

6.2 风量机算及风量分配

确定矿井总风量：

Qkj=（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj）Kkj 式中:

Qkj——矿井总进风量，m³/min；

∑Qcj ——采煤工作面实际需风量总和，m³/min； ∑Qjj——掘进工作面实际 需要风量总和，m³/min； ∑Qdj——独立通风的硐室实际 需要风量总和，m³/min；

∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和,m3/min； Kkj——矿井中通风系数，（包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取1.15～1.25；

91

6.2.1采煤工作面实际需风量

采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算，即：

Q采nQ综采nQ机采nQ炮采nQ其它Q备(m3min)

式中：

Q综采——综采工作面所需要的风量，m3min；

Q机采——一般机采工作面所需要的风量，m3min； Q炮采——炮采工作面所需要的风量，m3min； Q其它——其它开采工作面所需风量，m3min；

Q备——备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，m3min； n——各种开采法工作面的个数。

根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算： 本设计单一工作面开采，采用综采的采煤工艺。所以上式可简化为

Q＝Q采综采＋Q备

综采工作面所需风量计算： 按沼气涌出量计算： Q综采＝100Q综瓦

式中：

Q综采 ——综采工作面所需的风量，m³/min Q综瓦——综采工作面的绝对瓦斯涌出量，m³/min；

qTkQ综瓦＝瓦综采瓦 ，m3/min

2460其中：

T综采——综采工作面平均日产量，t/d； k瓦——瓦斯涌出不均衡系数，取k瓦＝1.15； 100——按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算； q瓦——相对瓦斯涌出量，m³/t； 所以：

Q综瓦＝11.2427271.2

2460 ＝25.54m3min

92

Q综采＝100Q综瓦＝100×25.54＝2554 m3min

Q＝1Q采综采＋Q备

＝1×2554+0.5×2554 ＝3831 m3min

6.2.2掘进工作面所需风量

掘进工作面所需风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需风量的总和计算，即：

（nQ煤掘nQ岩掘）k掘备，m3min。 Q掘式中：

Q煤掘——每个煤巷掘进工作面所需要的风量，一般取150～200m3min；

Q岩掘——每个岩石掘进工作面所需要的风量，一般取200～300m3min； n——需要独立通风的煤巷、岩巷数；

k掘备——掘进工作面备用系数，一般取1.20。 由此：

（200200）1.20 Q掘=480m3min

当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。

6.2.3峒室实际需风量

峒室实际需要风量应按矿井各个独立通风峒室实际需风量的总和计算，即： Q硐Q充Q机Q采硐Q其它硐，m3min

式中：

Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气计算，即：Q火＝0.07V（m3min）

V——包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m³）或者按经验值给定风量，此处取100m³/min；

应按回风风流中氢气浓度小于0.5﹪计算，Q充——充电硐室实际需要风量，

93

但不得小于100m3min。或安经验值给定100～200m3min；

Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算；

即：

Q机860i(1ui)，m3min

1.20.2460ti——机电硐室中运转的机电总功率，kw；

(1ui)——机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0.23，水泵房取0.02～0.04；

860——1 kw/h的热当量数，卡；

ui——机电设备效率；

t——机电硐室进、回风流的气温差，℃；

Q采硐——采区绞车房或边电硐室实际需要风量，按经验供给风量 60～80m3min；

Q其它硐——其它硐室所需风量，根据具体情况供风。 所以：

Q空86021300.2647m3min

1.200.2460486016800.02169m3min

1.200.24604

Q水Q机Q空Q水 ＝647+169 ＝816m3min

Q硐＝100+816+60+80+80+60+7

＝1123m3min

由以上计算所得出矿井总风量：

Qkj(QcjQjjQdjQgj)kkj

=（3831+480+1123）×1.15 =6249.1m3min

94

6.2.4风速验算：

表6-2-1 各巷道风速、断面、风量一览表如下： 风量 断面 风速 巷道名称 副井 井底车场 运输大巷 轨道上山 回风上山 工作面 运输平巷 掘进煤巷 掘进岩巷 回风大巷 回风石门 风井 允许风速 m3min 6249.1 6249.1 6249.1 3831 6249.1 2554 2554 200 200 6249.1 6249.1 6249.1 m2 19.26 18.43 16.37 13.93 13.93 15 13.93 13.93 13.93 13.93 13.93 15.86 ms 5.4 6.36 4.56 4.5 7.48 2.83 3.05 0.24 0.24 7.48 7.48 6.04 ms <8 <8 <8 <6 <8 <4 <6 <4 <4 <8 <8 <15 6.3 全矿通风阻力计算

在扇风机整个服务年限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加，为了扇风机处于整个服务年限内均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限 内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。

6.3.1计算原则

⑴在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计产量以后，通

95

风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长风量最大的一条线路作为阻力最大的风路。如果矿井服务年限较长，则只计算头15－25a的通风容易和困难两个时期的巷道通风总阻力。 ①设计矿井通风容易时期的通风阻力

副井——井底车场——运输打巷——轨道上山——区段运输平巷——工作面——区段回风平巷——回风石门——风井 ②通风困难时期通风路线

副井——井底车场——运输大巷——轨道上山——区段运输平巷——工作面——区段回风平巷——回风上山——回风石门——风井

⑵通过主扇的风量Q扇必须大于通过风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力必须先计算出Q扇：

对于抽出式：

Q扇(1.051.10)Q矿，m3min 式中：

1.05-1.10——为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取1.10

所以：

Q扇1.05Q矿1.056249.16562m3min

6.3.2计算方法

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：

Q2h摩aLV3(pa)

S式中：

L、V、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积（m,m,m2）；

96

表6-3-1 容易时期各区段井巷的摩擦阻力 序巷道号 名称 副井井筒 井底车场 运输大巷 轨道上山 区段运输平巷 回采工作面 区段回风平巷 回风石门 支护形式 混凝土 锚喷 混泥土 锚喷 工字钢 液压支架 锚喷 锚喷 混凝土 a104巷道长巷道周风量Q 324度L（m） 长U（m） （m/s） /NSm400 90 39.2 80 127.4 465 81.6 75 1000 1550 18.8 18 16.99 15.025 15.025 104.15 104.15 104.15 63.85 42.6 断面积S 2（m） 19.26 18.43 16.37 13.93 13.93 h摩（Pa） 风速m/s 1 2 3 4 5 531.1 10.8 12.3 181.3 199.2 5.4 6.36 6.8 4.5 3.05 6 240 200 15.5 42.6 15 310.14 2.83 7 127.4 1550 15.025 42.6 13.93 199.2 3.05 8 85 20 15.025 104.15 13.93 10.2 7.48 9 合计 风井 360 210 15.7

104.15 15.68 334 1788.14 6.64

97

表6-3-2 困难时期各区段井巷的摩擦阻力 序巷道号 名称 副井井筒 井底车场 运输大巷 轨道上山 区段运输平巷 回采工作面 区段回风平巷 回风上山 回风石门 风井 支护形式 混凝土 锚喷 混泥土 锚喷 工字钢 液压支柱 工字钢 锚喷 锚喷 混泥土 a104巷道长巷道周风量Q 324度L（m） 长U（m） （m/s） /NSm400 90 39.2 80 127.4 465 81.6 75 1000 1550 18.8 18 16.99 15.025 15.05 104.15 104.15 104.15 63.85 42.6 断面积S 2（m） 19.26 18.43 16.37 13.93 13.93 h摩（Pa） 风速m/s 1 2 3 4 5 531 10.8 12.3 290.08 199.2 5.4 6.36 6.8 4.5 3.02 6 240 200 15.5 42.6 15 310.04 2.93 7 127.4 1550 15.05 42.6 13.93 199.2 3.05 8 80 2600 15.05 71.8 8.1 13.93 5.16 9 10 合计 85 360 20 210 15.05 15.7 104.15 104.15 13.93 13.93 10.2 15.86 7.48 6.64 2493.95

a ——摩擦阻力系数；

Q——各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿（即考虑井巷的内部漏风和配风不均等因数）后所求得风量值，m3s；

98

将以上的计算结果填入下表

其总和为总摩擦阻力h摩即是

h摩h12h23hn(n1)(pa)

式中：

h12,h23hn(n1)为各条井巷之摩擦阻力，Pa；

由以上表格中得计算结果，可以得出 ⑴通风容易时期的总阻力

h阻易1.2h摩易1.21788.142145.77（Pa）⑵通风困难时期的总阻力

h阻难1.15h摩难1.152493.952868.04(Pa)

6.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔

6.3.3.1矿井总风阻

2145.77hR矿易阻易20.1794k

Q扇65622602868.04hR矿难阻难20.2397k

Q扇65622606.3.3.2等积孔

1.19A矿易2.81m2

R矿易A矿难1.192.43m2 R矿难对照《通风安全学》中P49的表3-4-1可以知道，本设计所计算出的R矿易、

A矿易；R矿难、A矿难均在通风中等的指标之内，所以该设计矿井的通风安全级别为通风容易。

99

6.4 扇风机选型

6.4.1选择主扇

通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主扇在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。 6.4.1.1确定主扇的风压

对抽出式通风，分别求出两个时期的扇风机静压： 容易时期：

h扇静易h阻易h自助 （Pa）式中：

h自助——通风容易时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，h自助0。

困难时期：

h扇静难h阻难h自反 （Pa）式中：

h自反——通风困难时期反对主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，取h自反=0 mmH2O。 由此：

h扇静易h阻易02145.77Pa

h扇静难h阻难02868.04Pa 6.4.1.2、选择主扇

根据求出的Q扇、h阻难、h扇易两组数据，在扇风机个体特性曲线图表上选择合适的主扇。

根据通风机的技术资料，考虑到本BDNO24型通风机的效率较高，故本设计选用BDNO24型通风机。其技术参数下图：

100

工况点工况点

图6－4－1 扇风机特性曲线

由以上的扇风机特性曲线可以看出扇风机在通风容易时期和通风困难时期的工作点为上图所标。（见表6－4－1）

101

表6－4－1 容易时期和困难时期的工作点 容易时期 困难时期 风量（m3/s） 114 110.5 全压（Pa） 2320 2950 效率（％） 75 76 安装角（°） 42/39 45/42 6.4.2选择电动机

根据通风容易和通风困难两个时期主扇的输入功率，计算电动机的输出功率N电出，当选择异步电动机时，可用下式计算：

容易时期：

NN电出扇入难（kW)转

410 1 ＝410

N电入 N电出1.10（kW)电

=501.1

－4－2。

表6－4－2 电动机技术参数表

型号 容量（Kw） 电压（Kv） 电流（A） 转速（rpm） 效率（％） 功率因数 850 6 96 1485 93.0 0.89

根据以上的计算数据，决定选用JR1510－4型电动机。其技术参数见表6

102

6.5 矿井安全技术措施

6.5.1预防瓦斯爆炸的措施

1．矿井必须建立瓦斯的个体的回检测和连续检测的双重监测体系 2．除了专职监察人员外，班，组长合技术人员，管理人员必须携带沼气测定仪或沼气连续指示报警器。

3．放炮时必须携带沼气测量仪。

4．测风员除必须根据需要佩带高、中、低风速表外还必须携带温度计和沼气测定仪

5．调度作业人员（如井下电工，密闭工，维修工等）和特殊作业人员（如处理溜煤眼堵塞等）均需配沼气报警器。

6．普采面采煤机和会风道、回风流中的绞车房，顺槽煤向掘进头应安设AQJ-9型瓦斯指示报警器。将仪器悬挂在作业区附近的顶板上代替瓦斯稽查员。以仪器连续监测瓦斯浓度的变化。注意放炮时拿走仪器防止炮坏。

7．加强矿井通风设施的维修﹑管理，减少漏风，提高矿井有效风，确保向采煤面和掘进头输送足够的新鲜空气。

8．长距离掘进，应配备大功率局扇和保质保量的风筒。 9．电气设备应达到防爆要求。

10．较多采区是矿井的重点带区（也是唯一的较多带区）。因此必须在地面装设瓦斯集中监测系统，以监测沼气为主，当设备落实后还应同时监测一氧化碳和风速等。瓦斯集中监测系统由ABD-21型数字式甲烷遥测系统组成。井下设备六个ABD-21-T数字式甲烷监测仪，六台ABD-21-K甲烷超限断电仪，地面行政小楼内设有值班室。内设ABD-21-S数字式甲烷遥测仪，对井下综采工作面回风流掘进工作面，采区回风巷以及上山绞车房等测点瓦斯浓度自动进行连续监测并以数字予以显示。当瓦斯超限时，井上、下之间信号以频分载波方式通过专用电缆传输。

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6.5.2防尘措施

1．矿井建立完善的防尘洒水系统，地面设两个1000m3的水池。（水池同时为防灭火服务）供水系统必须设计过滤装置保证水的清洁。

2．防尘水管路达到所有采掘工作面，溜煤眼，翻笼运输机转载点，回采工作面，回风顺槽等，并要进行喷雾除尘。

3．井下所有主要运输巷道主要回风巷，上下山开口在掘进的巷道中所设防尘洒水管路需每个100米安设一个三通，并设法们一共清洗巷道时使用。

4．所有回采工作面都要进行煤层洒水，并需采用水泡泥，喷雾或其他综合防尘措施。

5．所有巷道掘进即都应配备专用除尘措施。

6．在岩巷工作面积和低沼气的绝境工作面要配备抽出式除尘设备。 7．锚喷支护巷道要采用除尘器等设备。 8．呼吸性粉尘测定仪。

6.5.3预防井下火灾的措施

1．副井上下的两侧，井下主变电所，带区变电所，井下火药库设易关闭的防火门

2．井下设消防材料列车库，并备有一定数量的灭火器材。

3．在下列地点应配有泡沫灭火器。井下火药库4台井底（）场4台采掘工作面附近巷道16台。

4．普采工作面内每个40米要挂设一台泡沫灭火器全工作面共6台。 5．井下移动变电站，采区变电站，放车房硐室各配置自动泡沫灭火器2台，灭火手雷4个。

6．标有有效期的消防器具必须按期更换。

7．矿井要指定专人携带CO检查器，氧气测定仪和必要的各种气体检定管，按规定定期检测，并在地面建立实验室。

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6.5.4为防止井下水灾的措施

1．采面推进过程中，随时注意工作面涌水情况，若有异常情况可采取有效的现场处理措施，并向矿调度室及有关部门汇报。

2．进、回风巷道设水沟并保持畅通。

3．采面尽量全高开采，工作面坡度保持一致，保证流水畅通。

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7 矿山环保

随着经济的发展，环境污染程度的加深，环境保护意识在人们的观念中也逐步得到加强。煤矿企业也也应该根据自身情况，在进行煤炭生产、加工和运输的同时，能够重视环境保护工作，认真贯彻、落实环境保护这一基本国策。

7.1 矿山污染源概述

矿山主要的污染源有大气污染、废水排放、固体废弃物排放与噪声污染。

7.1.1大气污染

矿山大气污染主要来源于燃煤的锅炉、窑炉、茶炉、食堂炉灶排放的废气以及煤在筛分破碎和转载储运过程中逸散到大气中的煤尘，尤其是露天落地储煤场，遇到大风天气会产生扬尘。矿山主要产生煤尘的部门有选煤厂筛分车间、原煤储存仓、装车仓、露天贮煤场地、主场房等，此外道路也会产生扬尘。

7.1.2废水排放

矿山污水主要有采矿污水、选煤污水及其它附属工业污水和生活污水。 随着矿井的生产，将有大量的矿井水被排出，一部分被处理后返回井下利用了，其他部分如不作处理就外排必定造成水污染。如果选煤厂无专门尾矿水处理系统，悬浮物将大大超过标准，矿井水流过的地方不仅造成环境污染，还将造成农作物的减产，甚至绝收。

7.1.3固体废弃物排放

矿山在进行煤炭生产和加工过程中带来的固体废弃物主要是煤矸石。这些煤矸石除少量利用外，大部分均堆放在矿井附近，这样不仅占有大片土地，而

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且矸石山燃烧体热能大，遇水易自燃、冒烟产生二次污染。

7.1.4噪声污染

矿山噪声主要来自煤炭生产加工和运输过程中，设备所产生的不同程度噪声。噪声源主要分为三大类。

1．空气动力性噪声主要来自主扇风机、空气压缩机、鼓风机、真空泵等。 2．机械性噪声主要来自破碎机、振动筛、跳汰机、离心机以及溜槽中物料与槽体撞击声。

3．电磁性噪声来自发电机、电焊机等。

7.2 矿山污染源的防治

对于煤矿企业来说，应针对矿山的主要污染源，本着预防、控制污染的原则，对矿山污染采取有效而切实的措施，使其得到严格的控制，并不能对人体造成危害。

7.2.1大气污染防治

煤泥水虽然无毒，但也能对大地产生一定污染。选煤厂选用洗水闭路循环方式，洗水往复循环使用，很少向外排放。如果洗水闭路循环系统发生故障时，系统内煤泥水可进入事故涝坑或第二段浓缩机，，处理后作为新注入的循环水返回再用。特殊情况确需排水时，只要排出压滤机中的一小部分，每小时排放量不超过20立方米，且水经过压滤后已经达到污水排放标准的要求。选煤厂无论何时不会向外排放煤泥水。

7.2.2矿山水污染的防治

设计矿井的污水主要来自于两个方面：井下涌水中含煤，洗煤厂里的洗

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煤水。

1．井下涌水主要由下列水源组成，即地下水及老窖涌水入道，采矿过程中形成的废水，地表水通过水裂隙，地表土壤及松散岩层或其它井巷相连的通道流入井下。

2．矿工业中废水的形成：洗矿、破碎、选矿用水，冷却用水：凿岩防止用水以洗涤和生活用水等。`

3．矿山常用的处理方法是采用沉淀法，具体措施是修建两个大型沉淀池，煤等比较重大的污染经过沉淀过虑后，可以从污水中分离出来的达到治理污水的作用。

7.2.3矿渣利用

四矿的煤矸石由平顶山煤电公司土地复垦部拉一部分填塌陷区，开展土地复垦工作；被附近的砖厂拉去一部分，粉碎后掺入粘土中作为内燃材料；矿区周围的群众征得平顶山煤电公司的同意后，拉一部分矸石铺路、水坑或垫低洼处。

煤矸石是机砖作内燃的好材料，也是硫化床锅炉用作发电的好材料。平顶山煤电公司组织技术人员研究探讨煤矸石开发利用问题，拟建一座12.5万千瓦的矸石电厂，已编制出了可行性报告，2006年10月向上级主管部门和省计委申请立项，待批准后即开工建设。煤矸石将由废渣变为一种燃料，发出电和热，造福人民。

7.2.4噪声的控制

鉴于目前的技术水平和现有的设备条件，对主要噪声源采用吸声、声等技术进行处理。

选煤厂防止噪声污染的主要措施有：一是在满足生产工艺的情况下尽可能选用低噪声设备；二是在总平面、工艺布置上尽可能将高噪声车间与低噪声车间或高噪声设备与低噪声设备分开布置，对于能单独隔离的高噪声设备尽量采取隔离措施；三是利用先进的治理经验，对噪声较大的设备首先从声源上采取

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措施加以控制，限制声源的扩散距离；四是对工人较集中的岗位进行重点防护，对于难以达到标准的岗位采取个人防护措施；五是在原煤准备车间中的等厚筛司机操作岗位设置隔音值班室，预先把分级筛用隔音墙与手选皮带隔开，使手选工少受噪声干扰，尽量降低石槽落差，同时在槽内衬耐磨橡胶以降低矸石与钢槽摩擦时所产生的噪声；六是将鼓风机放在主厂房低层且单独隔离，鼓风机进、气口分别设置消声器，同时选用低噪声电机；七是让跳汰机乏气集中排放到室外，并在阀气口设置消声器；八是对控制室进行隔音、震处理，并布置在远离震源处；九是对中煤矸石等溜槽内衬耐磨橡胶降低噪声，对脱水筛、脱泥筛尽量采用橡胶弹簧，以降低筛震时所产生的噪声。十是对高噪声岗位工人进行个人防护，带防噪音耳塞，以减少噪声对人体所造成的危害。

除对选煤厂主要噪声污染源采取防治措施外，对工业广场主要噪音污染源也采取了防治措施。如副井绞车房、压风机房等高噪声操作室均为在机房内用隔音门、隔声板、隔声窗建立的操作室，这样使操作人员免受设备噪声的侵害。

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参考文献

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