12采区设计说明书3.20.doc

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1、目录第一章 矿井概况4第一节 矿井概况4第二节 矿井开拓系统8第二章 采区概况11第一节 采区基本情况11第二节 采区煤层特征11第三章 采区生产能力及服务年限13第一节 采区储量13第二节 采区生产能力及服务年限13第四章 采区采煤方法及巷道布置14第一节 采煤方法选择14第二节 回采工作面布置14第三节 采区下山布置15第四节 巷道断面及支护形式选择15第五章 采区生产系统及设备选型19第一节 采区通风19第二节 机电、运输、排水、供电系统23第六章 安全技术措施28第一节 防治瓦斯措施28第二节 防治煤与瓦斯突出专项措施30第三节 防治冒顶措施35第四节 防治火灾措施36第五节 防治水灾

2、措施37第六节 灾害预防及避灾路线38第七章 采区主要经济技术指标39前 言河南地方煤炭集团兴安煤业有限公司由兴业煤矿、下庄煤矿和西庄煤矿整合而成。整合后生产能力30万吨/年，批准开采二1煤层。该矿初步设计由河南工程咨询监理公司2006年8月提交，省局2006年4月批复（豫煤行2006415号）。矿井工业广场内有主立井、副斜井和风井，其中主立井担任整个矿井的提升任务；副斜井承担下人、运料的任务；风井作为专回。开拓方式为单水平上下山综合开拓，运输大巷标高为+123m，目前开采的上山采区为11采区，由于11采区资源即将枯竭，为保证采区正常接替，加快准备新采区。一、编制设计的主要依据1. 煤炭工业现

3、行的法律、法规、规程、规范和有关规定；2.兴业煤业初步设计3.兴业煤业安全专篇4.兴业煤业矿井地质报告；5.12采区地质说明书；6.兴业煤业瞬变电磁报告； 二、设计的主要技术特征1.利用主立井作为主进风井，新开拓一条岩巷下山与回风立井联通。2.利用现有地面变电所、压风机房等。3.12采区下山采用二煤一岩布置方式，轨道下山布置在二1煤煤层中沿底板掘进，皮带下山布置在二1煤煤层中沿底板掘进，专用回风下山布置在煤层顶板岩层内。4.采用走向长壁普通采煤方法，全部垮落法管理顶板。三、主要技术经济指标1.设计采区生产能力：0.30Mt/a；2.设计服务年限：12采区下山7.69a。3.井巷工程量（12下山

4、）：长度：:2900m，体积：32857m3；4.千吨掘进率（12下山）：62.5m/kt；5.建设工期（12下山）：15个月； 第一章 矿井概况第一节 矿井概况1矿井境界井田走向长0.74km，倾斜长1.425km。井田北以 彭沟正断层为界，南为人为边界与旗山矿搭界，西部以煤层露头为界，东部以二l煤层底板-140m等高线为界。井田面积1.12 Km2。2矿井自然条件（1）地形及地貌本区属低山丘陵区，总体呈东高西低，北高南低的地势。海拔标高+262m+340m。冲沟发育，便于大气降水的排泄。（2）水文区内丘陵间冲沟、季节性水流较发育，井田西部有一工业废水渠，由北向南流过，主井工业广场南部围墙外

5、有一条季节性冲沟。（3）气象本区属温带大陆性季节半干旱气候，春、夏、秋、冬四季分明，最高41，最低-14.5，霜冻期在每年10月至次年3月上旬，年平均降雨量为651mm，最大降雨量为1073.8mm，最小降雨量为430mm，降雨多集中在68月份，占年降雨量的70%左右。年平均风速2.8m/s，最大21.0m/s，冬春季多西北风，夏秋季多东南风。（4）地震依据中国地震动参数区划图，该区属四级地震区，设防烈度VI度。（5）地层该整合井田属隐伏型，全部被第四系掩盖。根据区域钻孔和井筒揭露，以地层沉积时序和接触关系，由老到新有：寒武系、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统石

6、盒子组、第四系。其中含煤地层为石炭系上统太原组；二叠系下统山西组及上统石盒子组。石炭系自下而上划分为本溪组、太原组。a、本溪组本组厚度520m，与下伏寒武系呈平行不整合接触。岩性下部为铁质粘土岩，上部为灰白色铝土质粘土岩及青灰色泥岩，局部夹有层状、似层状及透镜状、漏斗状铝土矿。b、太原组本组为一套海陆交互相沉积建造，按其岩性特征自下而上分三个岩性段：1）下段本段厚30m。主要岩性为灰色生物碎屑灰岩（含燧石团块或燧石条带），夹泥岩或炭质泥岩及薄煤层。2）中段本段厚2540m，一般厚35m左右，主要岩性为灰黄色薄层状细粒长石石英砂岩与泥岩炭质泥岩互层；泥岩中有丰富的植物化石碎片。本段下部局部夹有硅

7、质岩或灰白色粘土岩。3）上段本段厚20m左右，主要岩性为薄层状生物碎屑状岩（含燧石团块）夹灰黄色泥岩，顶部夹有硅质岩，局部炭质泥岩及煤线。二叠系a、二叠系下统山西组1）二1煤段：俗称黄煤段，该段厚615m。二1煤为本矿开采煤层，厚0.3110.63m，平均7.50m。煤层为灰黑色，光泽半亮、粉末状。煤层以上有薄层的灰色泥岩或炭质泥岩，煤层底部为深灰色砂质泥岩夹泥岩。2）大占段：该段厚约35m，下部为灰白色中厚层状粗粒钙质长石石英砂岩（俗称大占砂岩）。具斜层理及水平层理。层面有白云母片及炭屑，含海绿石及磷灰石重矿物颗粒；中部为灰色泥岩；上部为浅灰色细粒砂岩夹泥岩及煤线。3）香炭段：该段厚约15m

8、，以浅灰色细粒砂岩为主（俗称香炭砂岩）夹有泥岩，泥岩中有紫斑及菱铁质鲕粒。4）小紫泥岩段：该段厚约15m，以绿色泥岩为主，夹薄层细粉砂岩及炭质泥岩，泥岩中有紫斑及菱铁质鲕粒（俗称小紫泥岩）。b、二叠系下统下石盒子组1）砂锅窑段：该段厚约25m，以中粒长石石英砂岩为主，俗称砂锅窑砂岩。硅质胶结，底部含砾石。2）大紫泥岩段：该段厚约20m，下部为砂质泥岩，中上部为泥岩，泥岩中含大量暗斑及菱铁质鲕粒，俗称大紫泥岩。c、二叠系上统石盒子组该组为陆相含煤碎屑沉积建造，岩性为黄色、灰绿、黄、米黄等色砂质泥岩、细砂岩、泥岩及斑块泥岩、炭质泥岩和薄煤层（线）组成。沉积韵律明显，可分为六个，分别构成六个含煤组（

9、三八组煤）。该组总厚403689m，本区出露七煤组以下地层，其中三煤段厚约55m，四煤组厚约50m，五煤组厚55m，六煤组厚95m，七煤组约厚55m。各煤组主要标志层有：三煤组底老君庙砂岩，四煤组底红砂炭砂岩，五煤组底部黄砂炭砂岩，六煤组底田家沟砂岩。第四系(Q)区内广泛分布为残坡积物及冲洪积物，主要为粉砂质亚粘土、亚砂土、亚粘土及耕植土等，底部为砾石层，厚010m。（6）矿井地质构造该井田位于白沙许昌向斜南部。矿山范围内地质构造简单，地层为单斜构造，地层走向北偏东812,倾向东偏南812，倾角1418。井田内无大的地质变化及断层构造，煤层产状沿走向和倾向均有一定波状起伏变化。断层：矿山北部边

10、界外有彭沟正断层，断层走向近东西，倾向北，倾角7075，落差大于100m，该断层虽距北部边界较近，但煤层断开部位位于边界以外，区内二1煤层未遭到破坏。矿山东南角边界处有杏山坡断层，断层走向北东3040，倾向南东80，落差80120m。煤层该整合井田含煤地层为上石炭统太原组和二叠系山西组，平均总厚146.95m，自上而下划分为二煤组和一煤组2个煤组，煤层总厚约9.28m，含煤系数为6.32%。其中主要可采煤层为二煤组的二1煤层。二1煤层位于二煤组（山西组）中下部，下距太原组顶部灰岩8m。为本井田主要勘探和开发对象。煤层厚0.3110.63m，平均7.50m，属厚煤层。煤层结构较为简单。煤层可采性

11、指数为0.99，煤厚变异系数为49.6%，属较稳定煤层。煤质二1煤层呈黑色，玻璃光泽，粉状为主，少量碎块，碎粒状，疏松易碎，属构造煤，含少量黄铁矿结核。坚固性系数为0.16，容重一般为1.4t/m3，孔隙度8%。宏观煤岩类型为光亮型煤。显微煤岩组分特征：有机组分以亮煤为主，暗煤和镜煤次之，无机组分以粘土矿物为主。二1煤层原煤灰份平均产率为20.01，属中灰煤。原煤全硫含量2.01%，精煤为1.01%，属中硫煤，脱硫率一般在50左右。二1煤煤种属贫瘦煤，发热量可达6740卡/kg，比重1.5，容重1.39t/ m3。储量由兴业煤业有限公司煤炭资源储量核查报告知：查明储量865.6万t，其中动用4

12、5.5万t，保有储量820.1万t。在保有储量中，探明的（可研）经济基础储量（111b）为407.9万t，控制的经济基础储量（122b）381.6万t，推断的内蕴经济的资源量（333）为30.6万t。附：储量汇总表1-1。表1-1 井田二1煤层储量汇总表原矿名资源储量（万吨）查明资源储量保有储量动用储量镇一矿568.5538.530根杰矿110.5100.510.0西下庄矿59.754.25.5扩界区126.9126.9总 计865.6820.145.5（7）矿井水文地质条件 根据地层岩性及组合特征、含水介质特征和地下水储存与埋藏条件，井田可划分为3个含水层（组）和1个隔水层（组）。含水层：第

13、四系松散层含水层、二叠系砂岩裂隙含水层、石炭系上统灰岩岩溶裂隙含水层。隔水层：本区主要隔水层为石炭系中统本溪组的铝土质泥岩，厚度520m，发育不连续，其隔水性较差。第二节 矿井开拓系统矿井采用单水平上、下山综合开拓方式。主立井1个，承担全矿井的运煤任务。副斜井1个，用于进风、下料、提矸和升降人员。回风井1个，作为矿井专用回风井。运输大巷布置在二1煤层中，大巷标高为+123m。附：矿井主要技术参数与装备情况表1-2。表1-2 矿井主要技术参数与装备情况序 号项 目内 容1矿井名称河南地方煤炭集团季布煤业有限公司2设计能力30万吨/年3核定能力4开拓方式单水平上、下山开拓水平标高+123m5投产时

14、间现处于技改阶段6开采煤层名称山西组二1煤层平均煤层厚度4.22m7回采方式综采普采炮采手镐落煤工作面个数18掘进方式炮掘综掘工作面个数3煤、岩别煤2 岩1个9进风井个数：2； 断面：6m2；回风井 个数：1； 断面：5.31m2 ；安全出口2个安全出口，间距大于30 m，人行道形式：台阶10矿井总人数400人其中：井下工人：250人采煤90人，掘进48人，开拓30人11矿井边界长740m；宽 1425m；面积1.12km212井口标高主+270m，副+270m最高洪水位+260m13煤层顶板岩性及厚度伪顶：炭质泥岩0.8m。老顶：大占砂岩815m直接顶：砂质泥岩1.5m14煤层底板岩性及厚度

15、粉砂岩2m15井下最高温度（）采煤工作面20掘进工作面20机电硐室24井下最高温度2616正常涌水量设 计实际(浮标法测)200m3/h（正常）50m3/h（正常）400m3/h（最大）100m3/h（最大）17中央水仓容积1979m中央水泵房水泵台数：3 台水泵型号MD155-307电动机型号：YB630s.1-4 容量：160Kw单台排水能力110m3/h最大排水能力330m3/h18主立井提升机型号：2JK-2A双滚筒提升机电动机JR136-8，180kW， 380V，735 r/min提升能力300t/h任务提升煤炭19副井绞车型号型号：JK-2/30型电动机型号、容量YR355M2-

16、8型电机，380V、155kW钢丝绳型号、直径型号：67 直径：32mm提升容器斜井人车，2个，型号：XRC-15-6/55，防坠器型号：斜井卡轨式提升能力提人设计： 核定年份： 能力： 实际：18人/次提升能力提物设计： 核定年份： 能力： 实际：4t/次20主扇能力BDK54-6-16 第二章 采区概况第一节 采区基本情况采区位置范围、四邻及井上、下对照关系该采区位于水平以下，开采范围位于+100m至-140m煤层底板等高线之间。采区面积约0.55平方公里。西部为工业广场保护煤柱，东部为矿井边界，北部为矿井边界。南部为旗山煤田。地面标高在+270m+280m之间。 第二节 采区煤层特征1地

17、质构造、水文地质情况根据煤层底板等高线图及现有资料分析，采区内无大、中型构造，褶曲宽缓，局部范围内发育有小褶曲，对煤层回采有较小影响。煤层底板呈凹凸状变化不大，顶板也有一定起伏。该采区水文地质条件简单，直接充水含水层为二1煤层顶板大占砂岩和太原组L7灰岩，预计下山开拓过程中涌水量为520 m3/h，随着工作面的回采，采区涌水量将逐渐增大，预计正常涌水量为60 m3/h,，最大涌水量为120 m3/h。2煤层本采区开采煤层为山西组二1煤，煤层结构简单，偶含不连续的夹矸，夹矸的成分多为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，煤层中含黄铁矿结核，Ag=20.2%，Sq=2.07%。煤厚变化较大011.24

18、m，且变化极不规律，平均为3.1m。煤层走向大致为北东，倾向为南东，岩层倾角69，容重1.39t/m3，煤质牌号为贫廋煤，呈粉末状，机械强度低，灰分中等。3其它开采技术条件（1）煤层顶底板顶板：老顶多为灰色的中粒砂岩（俗称大占砂岩），中间夹细砂岩和粉砂岩，平均厚度21.7m；直接顶为砂质泥岩或泥岩，平均厚度1.2m；伪顶为炭质泥岩，局部发育不稳定。底板：伪底为炭质泥岩，局部发育不稳定；直接底为泥岩或粉砂岩，平均厚度3.4m；老底为砂质泥岩、泥岩、硅质泥岩，平均厚度为10m。（2）煤尘、瓦斯及自然该采区煤层呈粉末状，易于飞扬，可燃性挥发分为15.52%，由浅至深沼气含量增加，预计瓦斯绝对涌出量为

19、1015 m3/min，煤尘具爆炸危险性。该区煤层为不易自然煤层，发火期为六个月。（3）地温矿井全井田平均地温梯度为1.27100m,本采区属地温正常区。 第三章 采区生产能力及服务年限第一节 采区储量设计该采区面积为550000m2，平均走向长720m，平均倾斜长750m，采深417m，平均煤厚7.5m，根据块段法计算,采区工业储量为412万吨，可采储量为300万吨。 第二节 采区生产能力及服务年限1采区生产能力确定根据本采区的走向及倾斜长度，本采区仅可布置七个区段，14个工作面，采用沿空留巷，上行顺序开采，故根据矿井生产能力及本着合理集中的原则，设计12采区下山为1个炮采工作面，为生产做准

20、备的掘进工作面为2个。工作面年生产能力按30万吨计算。2采区服务年限采区生产能力以30万吨/年计，可采储量300万吨，采区服务年限为：T=Zk/AK =300/301.3=7.69式中： T采区服务年限，单位：年； Zk采区可采储量，单位：万吨； A采区生产能力，单位：万吨/年； K富裕系数，取1.3。 第四章 采区采煤方法及巷道布置第一节 采煤方法选择1、采煤方法选择本采区主采煤层为二1煤，普通赋存，大部可采，根据12下山采区几何尺寸及顶板管理的经验和管理水平，结合本区顶板易于垮落的特点，确定采用走向长壁采煤法回采，采煤工艺为炮采，全部陷落法管理顶板。2、工作面参数的确定根据采区布置情况和矿

21、井技术管理水平，设计确定回采工作面倾斜长度为100m，走向长度北翼设计为300350m，南翼为280300m。3、采区及工作面回采率二1煤属中厚煤层，采区回采率按75%计，工作面回采率按93%计。4、区段划分和开采顺序根据采区走向、倾斜长等，下山采区设计布置7个区段14个工作面。区段平均走向长度为730m，区段倾斜长度为100m。相邻两工作面采用沿空留巷技术共用一条巷道。区段之间采用下行开采法，即自上向下顺序开采。第二节 回采工作面布置由兴业煤业采掘工程平面图可知，12采区下山上段南翼大部分在村庄保护煤柱下，可采走向长度为150300m，考虑资源回收和通风运输系统，设计12下山北翼采用走向长臂

22、工作面布置。第三节 采区下山布置1、采区下山布置方案12采区布置三条下山，其中轨道下山和运输下山并联进风，巷道断面在满足风速和安全间隙等要求下不需要做的很大，在煤层中易于施工；两条下山均有运输设备，有利于巷道维修，因此将轨道下山和运输下山布置在煤层中（沿底）。回风下山属专用回风下山，若做在煤层中，为满足风速和矿井通风阻力的要求，巷道断面应达到8.0m2以上，增大了施工难度，且下山中不能铺设运输设备，不利于巷道维修。而布置在岩层中，巷道基本不用维修，通风阻力也较小，下山与顺槽之间空间连接较容易，但增加了井巷投资。综上所述，本次设计将回风下山布置在煤层顶板大占砂岩中，距煤层顶板7m，回风下山在水平

23、投影上位于轨道下山、运输下山之间。由于12采区倾斜长度达890m，若下山一次掘至井田下部边界则运输距离过长，轨道下山提升绞车选型过大。因此12采区分两期开拓，在0水平布置采区水仓、泵房和变电所。后期轨道下山设接力车场向下延伸，运输下山直线延伸，回风下山仍布置在轨道下山、运输下山之间。后期开拓至井田边界后，下山底部布置泵房，下山涌水直接排至井底水仓（0水平水仓报废）。第四节 巷道断面及支护形式选择轨道下山采用29U型钢拱形可缩支架支护，掘进断面12.14，净断面11.33。皮带下山采用29U型钢拱形可缩支架支护，掘进断面12.14，净断面11.33，棚距500mm。专用回风下山采用半圆拱形断面，

24、锚网喷支护，掘进断面8.8，净断面8.15。专回下山、皮带下山、轨道下山断面图分别见断面图册中I-I、II-II、III-III断面图。1、采区专回下山断面设计（1）、采区回风巷断面确定 式中：S回采区回风巷道所需断面，m2；Q回采区总回风量（考虑到1.05的空气膨胀系数），m3/min；采区回风巷风速，6.0m/s；K巷道压缩变形系数，取0.9。（2）选择巷道断面形状由于采区下山巷道服务年限较长,根据专回下山的布置层位,设计专回下山为半圆拱形断面, 锚网喷支护。（3）确定巷道断面尺寸根据采区专回下山巷道通风、行人、运输等方面的要求，直接选择净宽3.2m，高2.9m的半圆拱形巷道，净断面积8.

25、15，完全能够满足通风、行人及设备布置要求。（4）选择支护参数本巷道采用锚网喷支护，穿过稳定岩层，服务年限较长等条件，得锚喷支护参数：锚杆长1.6/1.8m，间排距均为850 mm，锚杆直径d=16/18mm，喷射混凝土厚=50mm,锚杆外露长度=50mm，采用钢筋网背设。2、采区皮带下山断面设计（1）选择巷道断面形状根据采区下山巷道服务年限和皮带下山的布置层位,设计皮带上山为圆弧拱形断面, 采用29U型钢拱形可缩支架支护。（2）确定巷道断面尺寸根据我矿大断面巷道施工经验，直接选择4200（梁）*3750（腿）mm规格的29U型钢拱形可缩支架，该支架净宽3800mm，净高3400mm，净断面积

26、11.33，完全能够满足通风、行人及设备布置要求。（3）选择支护参数本巷道采用架棚支护，得支护参数： 棚距500mm，双抗网背设，网间搭接100mm，遇巷道压力大或围岩松软时补打锚杆锚索加强支护。3、采区轨道下山断面设计（1）选择巷道断面形状由于采区轨道下山巷道服务年限长,根据轨道下山的布置层位,设计轨道下山为半圆拱形断面, 采用29U型钢拱形可缩支架支护。（2）确定巷道断面尺寸根据采区轨道下山巷道通风、行人、运输等方面的要求，直接选择净宽3.8m，高3.4m的半圆拱形巷道，净断面积11.33，完全能够满足通风、行人及设备布置要求。（3）选择支护参数本巷道采用架棚支护，得支护参数： 棚距500

27、mm，双抗网背设，网间搭接100mm，遇巷道压力大或围岩松软时补打锚杆锚索加强支护。4、采区进风巷道断面验算采区进风巷断面确定 式中：S回采区回风巷道所需断面，m2；Q回采区总回风量（考虑到1.05的空气膨胀系数），m3/min；采区回风巷风速，6.0m/s；K巷道压缩变形系数，取0.9。由以上断面设计可知，皮带下山净断面积为11.33，轨道下山净断面积为11.33，可得11.33+11.33=22.668.04,故12皮带下山和轨道下山断面能够满足12下山进风的需求。5、采区车场及硐室(1)采区车场采区上部车场12下山采区上部车场为平车场，位于12轨道下山顶部，直接与12采区运输巷联通。采区

28、中部车场采区中部车场设计为单向甩车场，从轨道下山开口，开石门进入甩车场，采用平巷布置进入煤层中。(2)采区硐室采区绞车房位于采区下山上部，布置在煤层底板硅质泥岩和L7灰岩中。采区变电所及泵房位于采区下山中部，布置在煤层顶板8m层位中。 第五章 采区生产系统及设备选型 第一节 采区通风按最多布置的采掘工作面个数（1个回采工作面、2个煤巷掘进头、1个采区硐室、1个岩巷掘进头）计算总配风量4158m3/min。1、风量计算（1）按井下（12采区）同时工作的总人数计算Q4NK=41301.4=726(m3/min)式中：N按矿井12采区同时工作总人数（考虑交接班），取130人；K风量备用系数1.5。（

29、2）按总回风沼气浓度不超0.75%计算QKQ0.75=1.53.20.75=640 m3/min式中：Q矿井(12采区)平均绝对沼气涌出量取：3.2m/min；K风量备用系数,查表求得：k=1.5。（3）按井下(12下山采区)实际工作地点计算：Q总=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）k根据生产安排，12采区头面最多时为一面、三掘、一峒室。采面配风量900m3/min，掘进面配风按480 m3/min，峒室按100 m3/min，其它地点需风量按90 m3/min。Q总=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）k =（9001+4803+1001+90）1.25=3162.5（m3/min）根据以上计算取风量为：

30、3162.5m3/min。2、计算扇风机排风量Q扇=QK内K外=3162.51.05=3320 m3/min。式中：.K外矿井外部通风系数， K外=1.05。3、阻力计算：12下山采区主扇通风后期（最大阻力）计算。附：12下山采区主扇后期通风系统图及通风参数一览表如下。序号巷道名称支护方式a10-4P（m）L（m）S（m2）Q（m3/s）V（m/s）H（Pa）1主井砼碹35013.814213.2282.12 23.4 2清仓平巷锚喷509.1126.6253.79 1.2 3轨道大巷料碹509.7536.6375.61 12.2 4轨道下山及 工字钢1709.12511.33367.06 3

31、7.8 5轨道下山(上段)工字钢1709.140911.33193.73 172.2 6轨道下山(下段)工字钢1709.133311.33193.73 140.2 7轨道下山(下段)工字钢1709.114611.33112.16 20.6 8下车场工字钢1709.4176.2750.93 0.4 912150运输顺槽工字钢棚2709.43066.27152.78 111.0 1012150切巷单体柱4509.8706.27153.13 62.8 1112150轨道顺槽工字钢棚1708.52974.5153.33 106.0 12上车场联巷工字钢1709.4466.27152.94 12.5 1

32、3回风下山(下段)锚喷5010.2698.15243.29 5.2 14回风下山(下段)锚喷5010.23418.15385.21 64.6 15回风下山(上段)锚喷5010.22028.15395.34 40.3 16西翼回风巷锚喷5010.31178.2405.37 23.3 17风井砼碹507.541225.3146.57.91 379.3 18风硐砼碹50.0 19小计1262.9 20局部阻力15%189.4 21合计27071452.3 根据计算，12区后期通风机工况参数为：22860m3/s，1452.3Pa，目前主扇为BDK54-6-16，功率为2*75KW,根据原12采区设计

33、中主扇额定性能曲线看，现有主扇可基本满足以上工矿参数需求。4、通风路线新鲜风流主立井12采区运输巷12皮带下山（12轨道下山）各用风点。污风回风联络巷12回风下山15区专用回风上山回风立井地面。5、反风系统利用主扇反风系统和井下反向风门进行反风，反风路线为：新鲜风流回风立井12回风下山各用风点各回风联络巷12轨道下山（皮带下山）12采区运输巷地面。6、防尘系统防尘管路从12采区回风巷接到12轨道下山（12皮带下山）到采掘工作面，在工作面上下巷、掘进巷道内及采区各转载点安装喷雾洒水装置，并按规定在巷道内安装隔爆设施。7、监测系统使用安装在调度室内的监测系统，在12中部变电所内设分站，按规定在采掘

34、工作面内安装瓦斯监测探头及断电装置，对工作面内的电气设备进行超限自动断电。第二节 机电、运输、排水、供电系统1、运输：12轨道下山安装绞车，用于提升和下放物件；12皮带下山铺设皮带运输机运输煤炭至主井底煤仓。2、供电：施工前期：采用中央变电所动力和专用变压器向各用电点供电。采区系统形成后采用采区中部变电所向各用电点供电。3、供风、供水风、水管从12采区回风巷主管道接入，由12轨道下山（12皮带下山）经中部车场到各用风用水点。4、排水采区涌水经中部车场进入12轨道下山，最后经12轨道下山自流进入采区中部水仓。采区涌水量预计开拓时20m3/h，投产后可达140 m3/h。 后期设计有12采区下部水

35、仓。（1）矿井排水基本情况兴业煤业主排水系统为单水平中央主排水系统，11采区及12采区矿井涌水经井底车场和12采区运输巷水沟流至主水仓。主排水泵房现安装使用MD155-307主排水泵3台；预计2012年7月新增加2台，电机型号：YB630s.1-4 容量：160Kw。工作方式为一台工作、一台备用、一台检修。主排水泵房标高为+123，出水口标高为+277，排水高度为162m；排水管两趟，管径为159mm。两趟主排水管路在主排水泵房内通过闸阀相互联通，即能独立工作，又能并联运行。3台主排水泵和两趟主排水管正常运行方式为循环方式。（2）12采区排水系统的确定本次设计，在12采区回风下山底部设排水泵房

36、，主要担负12采区的排水任务，排水管路沿12采区回风下山敷设至12采区回风巷，通过回风联巷流入主水仓。（3）15采区排水设备选型根据兴业煤业生产地质报告涌水量计算结果，由地测部门提供，矿井设计最大排水量为330m3/h。初步设计预测季布煤业正常涌水量为100m3/h，最大涌水量为200 m3/h。本设计以初设预测数据及12采区涌水量为计算依据。12采区投产后预计正常涌水量为60m3/h。最大涌水量为120m3/h。根据兴业煤业生产地质报告涌水量计算结果，由地测部门提供，11采区正常涌水量为40m3/h，最大涌水量为65m3/h。1、设计依据正常涌水量： 60m3/h最大涌水量：120m3/h排

37、水高度：排水垂高126m（包括水处理高度，吸水高度）。规程规定，设计采区排水能力时，20小时内排出采区24小时的最大涌水量。（4）排水设备及管路选择水泵根据本矿情况，决定选择MD155-307型多级离心泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，配套电机功率160kW。为安全考虑，本次设计暂考虑在泵房内予留两台同型号水泵备用位置。排水管排水管采用D1595mm（型无缝钢管，吸水管采用D2035mm型无缝钢管。计算管路特性依据排水管路特性曲线式Hz=154+0.002186Q2，在MD450-606型水泵并联性能曲线上作管路特性曲线，二者的交点即为水泵并联工作的工况点N：Q=146m3/h，H=208

38、.6m，=0.75。排水时间正常涌水时开一台泵走一趟管路，每天开泵时间13.2h；最大涌水时期开两台泵，走两趟管路，每天开泵时间13.2h，均满足煤矿安全规程要求。电动机校核电动机功率按照煤矿井下排水设计技术规定中关于“选择水泵电动机容量应以管路未淤积情况下的水泵轴功率为基础，并留有一定的富裕系数”的规定进行校核。管路未淤积时并联水泵的工况值M为Qm=169m3/h，Hm=198.8m，m=75.7%， 水泵所需电机功率： 1030169198.8P= 1.2=149kW 10236000.757水泵所配电动机隔爆型电动机660V 、160kW，满足要求。5、设备选型：12下山采区设计供电方案

39、为：由地面变电所两段母线上分别出两趟电源至中央变电所，由中央变电所向12下山供电。 12下山采区开拓完成后，计划实施以下供电方案：在12下山中部做一个采区变电所，由中央向该采区下山变电所供电。由下山变电所分别向采掘工作面及下山泵房供电，在这两个变电所内分别设置动力变压器和风机专用变压器，就近向整个采区及12下山皮带头供电。12采区供电设计考虑一个采煤队，三个掘进头同时作业；变电所动力变压器选择考虑满足掘进、开拓用电需要。6、设备、电缆选型计算及说明（1）电缆选型计算井下中央变电所至12采区中部变电所高压电缆选择一个炮采工作面主要负荷计有：290KW前、后刮板输送机各一部，Kr取0.9；转载输送

40、机一部90KW，Kr取0.9；平巷皮带输送机一部125KW，Kr取0.8；乳化泵两台275KW，Kr取0.6；瓦斯抽放泵一台160KW，Kr取0.8；整个工作面功率因数（Cos）取0.85，同时系数取1.0。S=（29020.9+900.9+1250.8+1500.6+1600.8）同时系数1.0/（Cos）0.85=850KVA一个掘进工作面主要负荷计有：22KW风机一部，Kr取0.8；40T（40TX）两部，Kr取0.6，其它负荷可忽略，Cos取0.7风机S=(220.8+800.6)/ （Cos）0.7=65.6KVA水泵两台275KW ，Kr取0.8 ，Cos取0.85S=275Kr/

41、Cos=2750.8/0.85=141KVA胶带输送机2160KW+125KW ，Kr取0.9 ，Cos取0.8S=(2160+125) 0.9/0.8=500KVA（2）15采区总负荷S=850KVA+365.6KVA+2141KVA+500KVA=1828.8KVA负荷电流=S/(U)=1828.8KVA/(6KV)=175.9A每趟电缆承担的负载电流为87.95A。查电工手册，我矿现用自中央地面变电所至12采区供电的电缆，每趟载流量为315A，完全可满足要求，不必变动。（3）高爆开关选型：高爆开关选型考虑以下因素：选择开关的最高工作电压6KV。设备额定工作电流大于线路最大持续工作电流，考

42、虑一回路发生故障后，另一回路保证正常生产，总开关额定电流选择300A比较合适。其它开关以所带变压器满负荷为原则选择。选择可能切断的最大短路电流，以中心变电所母线发生短路时的情况最为严重。Id(2)= =1858AId(3)=1.15Id(2) =2.14KV选择开关的额定短路开断电流大于2.14KA按动稳定选择开关回路中可能发生的三短路电流在冲击值Ich(3)=2.14KA =2.996KA选择开关要求其动稳定电流峰值2.996KA按热稳定选择开关ItI=2.14=1.35KA即：It1.35KA矿井现使用的BGP50-10高爆开关，其最高工作电压7.2KV，其额定电流分50A、100A、20

43、0A、300A、400A五档，其额定短路开断电流为12.5KA，额定动稳定电流（峰值）为31.5KA，额定热稳定电流为12.5KA。只有电流互感器根据需要选择，其它配电装置完全相同,可满足我矿12采区需要。（4）变压器的选择12采区下山与我矿现供用电情况基本相同，其变压器的选择长期使用证明是合适的，故12采区变压器选择同其现用的相同。 第六章 安全技术措施根据设计采区瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤尘自然发火、矿井涌水等具体情况，依据矿井防治灾害的经验和煤矿安全规程的有关规定，提出以下具体的灾害防治措施。第一节 防治瓦斯措施1建立瓦斯个体巡回检测和瓦斯监控系统双重监测，可靠地预测和控制瓦斯含量，消除瓦斯爆炸的一切条件。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生产期间严格掌握风量分配，保证各个工作地点和硐室有足够新鲜风。4在采堀工作面与其相互连接的上、下顺槽中设瓦斯