偶看新闻广东安全教育平台2017:矿井设计
来源：百度文库 编辑：偶看新闻 时间：2024/07/06 16:59:24
摘 要. I
绪 论. 1
第1章 井田概况及矿井地质特征. 2
1.1 井田概况. 2
1.1.1 井田位置及范围 . 2
1.1.2 交通位置. 2
1.1.3 地形地势. 2
1.1.4 气候. 2
1.1.5 河流. 2
1.2 地质特征. 3
1.2.1 矿区范围内的地层情况. 3
1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造. 4
1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征. 6
1.2.4 岩石性质、厚度特征. 6
1.2.5 井田内水文地质情况. 7
1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性. 7
1.2.7 煤质、牌号及用途. 8
第2章 井田境界、储量、服务年限. 9
2.1井田境界. 9
2.1.1 井田周边状况. 9
2.1.2井田境界确定的依据. 9
2.1.3 井田未来发展情况. 9
2.2 井田储量. 9
2.2.1 井田储量的计算. 9
2.2.2 保安煤柱. 10
2.2.3 储量计算方法. 10
2.2.4 储量计算的评价. 11
2.3矿井工作制度、生产能力及服务年限. 12
2.3.1 矿井工作制度. 12
2.3.2 矿井生产能力的确定. 12
2.3.3 矿井服务年限. 13
第3章 井田开拓. 14
3.1 概述. 14
3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述. 14
3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况. 14
3.2 矿井开拓方案的选择. 14
3.2.1 井硐形式和井口位置. 14
3.2.2开采水平数目和标高. 16
3.2.3 开拓巷道的布置. 16
3.3 选定开拓方案的系统描述. 22
3.3.1 井硐形式和数目. 22
3.3.2 井硐位置及坐标. 22
3.3.3 水平数目及高度. 23
3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置. 23
3.3.5 井底车场形式的选择. 24
3.3.6 煤层群的联系. 26
3.3.7 采区划分. 26
3.4 井筒布置及施工. 27
3.4.1 井硐穿过的岩层性质及井硐维护. 27
3.4.2 井硐布置及装备. 28
3.4.3 井筒延伸的初步意见. 30
3.5 井底车场及硐室. 30
3.5.1 井底车场形式的确定及论证. 30
3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度. 31
3.5.3 通过能力计算. 33
3.5.4 井底车场主要硐室. 33
3.6 开采顺序. 36
3.6.1 沿煤层走向的开采顺序. 36
3.6.2 沿煤层倾向的开采顺序. 36
3.6.3 采区接续计划. 37
第4章 采区巷道布置与采区生产系统. 38
4.1 采区概述. 38
4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱. 38
4.1.2 采区地质和煤质情况. 38
4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限. 38
4.2 采区巷道布置. 39
4.2.1 区段划分. 39
4.2.2 采区上山布置. 39
4.2.3 采区车场布置. 41
4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护. 49
4.2.5 采区硐室简介. 50
4.2.6 采区工作面的接续. 52
4.3 采区准备. 53
4.3.1 采区巷道的准备顺序. 53
4.3.2 采区主要巷道的断面及支护方式. 54
第5章 采煤方法. 55
5.1 采煤方法的选择. 55
5.2 回采工艺. 56
5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备. 56
5.2.2 工作面循环方式和劳动组织形式. 57
第6章 井下运输和矿井提升. 60
6.1 矿井井下运输. 60
6.1.1 运输方式和运输系统的确定. 60
6.1.2 矿车的选型及数量. 60
6.2 矿井提升系统. 63
6.2.1 矿井提升设备的选择. 63
第7章 矿井通风安全. 65
7.1 矿井通风系统的确定. 65
7.1.1 概述. 65
7.1.2 矿井通风系统的确定. 65
7.1.3 主扇工作方式的确定. 66
7.2 风量计算与风量分配. 66
7.2.1风量计算. 66
7.2.2 风量分配. 69
7.2.3 风量的调节方法与措施. 69
7.2.4 风速的验算. 69
7.3 矿井通风阻力的计算. 70
7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力. 70
7.3.2 矿井等积孔的计算. 72
7.4 通风设备的选择. 72
7.4.1 主扇的选择计算. 72
7.4.2 电动机的选择. 73
7.4.3 反风措施. 73
7.5 矿井安全生产措施. 74
7.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸. 74
7.5.2 火灾与水患的预防. 75
第8章 矿井排水. 76
8.1 概述. 76
8.2 矿井主要排水设备. 76
8.2.1 排水方式与排水系统简介. 76
8.2.2 主排水设备及管路的选择计算. 77
第9章 采区供电. 79
9.1 矿井供电系统概述. 79
9.1.1 地面变电所. 79
9.2 采区电器设备的型号及数目. 79
9.3 变压器容量选择. 80
9.4 电缆选择计算. 80
绪 论
煤矿生产系统是否能够达到预期目的，都决定于矿井开采设计是否合理。采矿工程专业毕业设计是采矿专业学生对矿井系统整体设计的全过程，通过毕业设计可以进一步熟悉矿井生产系统。本设计说明书中所编写各章节是相互联系相互影响的，根据客观实际，结合资料等因素，全面地培养解决矿井设计中各种实际问题的能力，通过技术经济比较，做到设计内容的准确无误。设计矿井必须从国家的国情和煤矿实际情况出发，依据设计矿井自身条件，按照《煤矿安全规程》的规定积极贯彻集中化，机械化、正规化以及技术经济等方面合理化的原则，努力做到投资省、工期短、出煤快、效率高、安全性好、综合经济效益高。通过本次设计将理论与实际充分结合，综合阐述井田开拓方式、准备方式、采煤方法、矿井通风与安全、矿井排水、采区供电及其与矿井有关的设计问题。该设计矿井全部采用走向长壁后退式采煤方法开采，并采用综合机械化开采，采用全部垮落法处理采空区。
第1章 井田概况及矿井地质特征
1.1 井田概况
1.1.1 井田位置及范围
新兴煤矿位于七台河矿区西部，距七煤公司约十二公里，行政区划属黑龙江省七台河市新兴区管辖。地理坐标为北纬45°46′～45°47′，东经130°30′～130°31′。井田范围：北界74层煤层露头，与新立矿、新建矿相邻；南界到桃七三区44号煤层-800标高；东界为F11号断层，与桃山矿相连；西部以F14号断层为界，与东风矿相邻。东西走向长约7.5公里，南北倾斜宽约6.5公里，面积约48.75平方公里。
1.1.2 交通位置
区内有矿用铁路专用线与勃七线，牡佳线接轨。铁路交通方便。公路可通往桦南、佳木斯、双鸭山、宝清、密山、鸡西、勃利、依
兰和哈尔滨等市县。公路交通十分方便。交通位置图详见1—1：
1.1.3 地形地势
井田北部有倭肯河由东向西流，地形大部属丘陵区，地面标高在+70米～+140米。
1.1.4 气候
区内由11月至翌年4月为冻结期，冻结深度为1.5m～2m,最高气温在零上27℃～31℃，最低气温在-29℃～34℃,全年平均气温在零上0.5℃，年降水量为370mm～631mm。
1.1.5 河流
区内只有鹤立河在井田上方流过后经人工改造从西部边界通过，最高洪水位238m，最大流最为180立方米每秒，地下水原始流向与地表河流流向一致，水力坡度2‰左右。
图1—1 交通位置图
1.2 地质特征
1.2.1 矿区范围内的地层情况
本矿区煤系地层属上侏罗统鸡西群含煤地层，主要由城子河组上部和穆棱组下部组成。下部界限从74号煤层底板开始，上至44号煤层，地层厚度1265米，共含煤56层，总厚度28.51米，含煤系数为2.33%，其中可采和局部可采20层。穆棱组平行不整合于城子河组之上，以42号煤层底板含砾粗砂岩为城子河组和穆棱组分界。根据岩性特征和含煤性，本矿区的地层主要在城子河组第五段和第九段之间，煤系地层综合柱状图详见图1—2：
1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造
新兴四矿位于弧形构造西翼，区内地层总体向南倾斜，煤层走向由N60°W渐变为EW方向，煤层倾角由北向南逐渐变大，井田北部煤层倾角一般在7～11°，井田中部煤层倾角15～20°，井田南部煤层倾角20～30°，整个井田为一向南倾斜呈弧形展布的单斜构造。
井田内的地质构造以断层为主，根据多年来生产实践和勘探资料，现确定井田内的断层共有26条。井田内的断层构造可分为四组，现分述如下：
第一组与煤层走向斜交，走向一般在N30～50°W，属张性断层，断层面比较平直，倾角一般在55～70°左右，为正断层。属于这组断层的有：F11、F3、F7、F8、F4、FB、F47、F26、F14、F48、F52、F10等。其中落差较大的F4号断层作为划分井区的界线，F11,F14是划分井田矿界的主要构造。
第二组与煤层走向斜交，局部近于平行，走向N45～80°E，属压扭性断层，常被第一组切割，这组断层在井田内不太发育，属于这组断层的有：F27、F43、F02、F1等，其中F27号断层构成了矿井南部与桃七三区的界线。
第三组与煤层走向近于直交，走向SN～S10°E，属于张性断层，在走向上延伸不远即尖灭消失，落差一般不大，这组断层有FE、F42、F29、F13、F40、F30、F01等。
第四组与煤层走向斜交，走向N30°W，属于压扭性断层，与第二组断层走向近于平行，断面疏缓，倾角一般在50°左右，是逆断层。这组断层在井田内很少发育，只有FD，F03属于这种性质的断层。
桃七三区经过多年勘探，现已查明，区内断层共计29条，其中
界
系
群
组
段
厚度
分布
范围
岩性特征
接触关系
第
三
系
0～280
第6
线东
侧普
遍发
育
本系由浅绿，绿色泥质粉砂岩及浅灰色、分选甚差，磨圆度不好的细砂岩组成。胶结不良成半胶结，粒度由上而下变粗。
中
生
界
下
白
垩
统
鸡
西
群
穆
棱
组
5线
南侧
发育
本组主要由粉砂岩、泥岩组成，次为细砂岩夹少量中砂岩，全组岩石颜色较其下部的城子和组偏浅，上中部基本不含煤，本组被早白垩纪辉绿岩侵入。
城
子
和
组
上
0～270
全区
发育
本组由灰白色砂岩，灰浅灰色砂岩和粉砂岩与细砂岩互层组成夹有薄层凝灰岩，粒度由上而下由细变粗。为便于对比，划分为上中下三段，主要煤层集中于中段，本组被早白垩纪岩浆分二期侵入。
中
220～374
下
0～230
元
古
界
麻
山
群
分布
本区
外围
构造
盆地
基地
主要由黑云母片花岗麻岩，石英片岩，石英岩，绿泥石片岩，片岩等组成。被前古生界粗粒、斑状黑云母花岗岩侵入。
图1—2 煤系地层综合图
正断层8条，逆断层21条，特别是F4、F27、F18、F7T、F5、F8六条断层横贯全区，煤层特征详见表1—1：
表1—1 断层一览表
序
号
断层
编号
性质
产状
落差
m
可靠
性
走向
倾向
倾角
1
F14
正
NW
WS
70o
100-250
较可靠
2
F26
正
NW
NE
60-70o
20-120
较可靠
1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征
煤层赋存状况见可采煤层特征详见表1—2：
表1—2 可采煤层特征表
煤层号
煤厚
层间距
（m）
可靠性
47
2.4
全局可靠
24
48
2.6
全局可靠
23
49
3
全局可靠
80
51
1.3
全局可靠
20
58
1.2
全局可靠
25
60
0.8
全局可靠
210
63
0.8
全局可靠
25
65
0.9
全局可靠
50
67
0.7
全局可靠
25
68
0.8
全局可靠
1.2.4 岩石性质、厚度特征
岩石主要物理力学性质指标详见表1—3
表1—3 岩石主要物理力学性质指标
名称
容重
kg/cm3
孔隙度
抗压
强度
102kg/m3
抗拉强度102 kg/cm3
变形模量102 kg/cm3
弹性
模量kg/cm3
细砂岩
2.0～2.6
5～25
2～20
0.5～0.4
0.5～8
1～10
中砂岩
2.3～2.6
5～15
1～15
0.2～1.5
0.8～8
2～8
泥质岩
2.7～2.8
1.6～5.2
12.83
0.6～2.0
2～7
5～10
粉砂岩
2.2～2.7
5～ 20
5～20
0.5～2.0
1～8
5～10
1.2.5 井田内水文地质情况
七台河发源于本区南部山区，为倭肯河支流，河宽20米左右，水深0.30米左右，平常期流量为0.5～1.5立方米/秒，洪水期流量为10～200立方米/秒，属季节性河流，该河位于本区西部，泾流方向由南向北，垂直煤系地层走向，基本切割本矿区全部煤系地层，对矿区的开发有一定的影响。
第四纪疏松含水层主要分布在本区北部和西部七台河两侧，呈条带状分布。七台河冲积层宽约1500米，厚度约10米，其中含水层厚约6米，岩性主要为灰-灰绿色砂岩和碎石，分选不良，微含粘土胶结，粒径一般为10～40毫米，大者可达100毫米，成份主要是安山岩、石英岩和砂岩，多呈棱角状或半圆状。单位涌水量为0.2～1.12公升/秒米，渗透系数为5～40米/日。地下水化学类型为HCO3-NaCa水。冲积层与煤系地层为不整合接触，其间无隔水层，所以冲积层地下水与煤系岩层地下水联系是比较密切的。
本煤田是属于裂隙冲水为主的矿床，岩层富水性主要取决于岩层裂隙发育程度和补给条件，岩层富水性是有层的规律，同时也存在垂直分带规律。生产实际中随着开采面积的增大，涌水量增加，随着开采深度的增加，涌水量减小，浅部风化裂隙带是矿床主要充水地段。
1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性
1.瓦斯：新兴四矿属于低瓦斯矿井。
2.煤尘：煤尘爆炸指数为36.4，属于有爆炸危险的煤层。
3.煤的自燃：本矿目前无自然发火测定资料，历史上各煤层均无自然发火现象。
1.2.7 煤质、牌号及用途
1.煤的物理性质
本矿区内的煤层是由高等植物所形成的腐植煤，其肉眼煤岩成分主要是亮煤、暗煤，夹镜煤丝带，丝炭较少，黑色光亮，内生裂隙发育，质脆，黑色，条带状，层状结构，其煤岩类型多为光亮型、半亮型和半暗型。镜下鉴定为：煤岩组成多是凝胶物基质体，色鲜红，以镜煤化物质为主，树脂胶体占次要地位，矿物杂质多见，主要是石英、长石、高岭石、方解石和云母，尤其以长石和粘土质泥岩多见。
2.煤的化学性质
原煤灰分变化较大，一般在20～30%。净煤灰分一般在10%左右，胶质层厚度一般在9～15mm，挥发分一般在30～39%，硫含量一般在0.2%左右，磷含量一般在0.01～0.02%，属低硫、低磷煤，发热量一般在7000大卡/公斤左右。根据化验资料，按照中国煤炭分类国家标准，本矿区的各煤层挥发分差距不大，胶质层厚度也基本相近，主要以煤的粘结指数GRI为依据。GRI〈65的定为气煤，GRI〉65的定为1/3焦煤，本矿区参与储量计算的14个煤层，除51层和65层为气煤外，其他煤层均为1/3焦煤。煤的变质作用以区域变质作用为主。主要工业用途以冶金用煤为主，火电厂作动力用煤次之。
第2章 井田境界、储量、服务年限
2.1井田境界
2.1.1 井田周边状况
新兴煤矿位于七台河矿区西部，距七煤公司约十二公里，行政区划属黑龙江省七台河市新兴区管辖。地理坐标为北纬45°46′～45°47′，东经130°30′～130°31′。井田范围：北界74层煤层露头，与新立矿、新建矿相邻；南界到桃七三区44号煤层-800标高；东界为F11号断层，与桃山矿相连；西部以F14号断层为界，与东风矿相邻。东西走向长约7.5公里，南北倾斜宽约6.5公里，面积约48.75平方公里。
2.1.2井田境界确定的依据
由于本矿区内的断层落差较大，如西部的F14断层，北部74层露头线为界，南部至桃七三区，北部与新立矿相邻，44号煤层-800标高，东界为F11断层，属于水平划分。
2.1.3 井田未来发展情况
新兴四矿远景储量开发区为桃七三区，位于本矿区南部2 .5公里处,桃七三区的勘探区范围为：东起F7断层，与桃山矿生产区相邻；西部以F14号断层为界；北以F27号断层为界，与新兴矿生产区相邻；南以F8号断层为界。东西走向长6.5公里，南北倾斜宽2.5公里，面积约6.25平方公里。
2.2 井田储量
2.2.1 井田储量的计算
设计井田范围内的煤层有47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#十层，各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井内所埋藏的具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。
矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是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后的储量。矿井可采储量是指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带区回采率的储量。
2.2.2 保安煤柱
保护煤柱的设计原则如下：
(1)在一般情况下，保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定；
(2)地面受护面积包括受护对象及周围的保护带；
(3)当受护边界与煤层走向斜交时，应该根据基岩移动角求得垂直于受护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱；
(4)立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立井深度大于或等于400米的以边界角圈定，小于400米的以移动角圈定。
为了安全生产，本设计矿井依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下：
1.边界断层留设30m～50m保安煤柱；
2.井田内部断层留设30m保安煤柱；
3.河流两侧各留设15m保安煤柱；
4.地面建筑物留设20m保安煤柱；
5.煤层大巷两侧煤柱各宽50～100m；
按以上方法计算得：工业广场煤柱损失：11.6Mt；
断层、边界、巷道保安煤柱损失：20Mt；
总损失量：31.6Mt。
2.2.3 储量计算方法
1.工业储量计算
计算公式如下：
块段储量=块段面积/cos(平均倾角)×平均厚度×容重。
2.可采储量计算
计算公式如下：ZK =（ZC－P）×C
式中
ZK —可采储量；
ZC — 工业储量；
P — 永久煤柱损失；
C — 采区回采率。
回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计井田可采储量为119.215Mt。
2.2.4 储量计算的评价
本设计井田的各类储量计算严格按照有关规定执行，由人工完成，计算依据严格的科学计算方法以及合理的参数计算而得计算过程比较细致，计算结果比较精确。矿井可采储量汇总详见表2—1：
表2—1 矿井可采储量汇总
煤层号
煤厚/m
工业储量/Mt
永久损失/Mt
开采损失/Mt
可采储量/Mt
一
水
平
47
2.4
17.8
2.86
1.49
12.8
48
2.6
19.3
3.11
1.61
13.89
49
3
22.27
3.51
1.87
16.03
51
1.3
9.7
1.55
1.17
6.98
58
1.2
8.9
1.42
1.08
6.4
60
0.8
5.9
0.94
0.76
4.2
63
0.8
5.9
0.94
0.76
4.2
65
0.9
6.9
1.1
0.83
4.97
67
0.7
5.2
0.83
0.63
3.74
68
0.8
5.9
0.94
0.76
4.2
二
水
平
47
2.4
17.4
2.784
2.116
12.5
48
2.6
18.8
3.008
2.256
13.536
49
3
21.7
3.472
2.604
15.624
51
1.3
9.4
1.504
1.128
6.768
58
1.2
8.7
1.392
0.684
6.264
60
0.8
5.8
0.928
0.696
4.176
63
0.8
5.8
0.928
0.696
4.176
65
0.9
6.5
1.04
0.78
4.68
67
0.7
5.1
0.816
0.612
3.672
68
0.8
5.8
0.928
0.696
4.176
总计
14.5
212.77
34
25.788
152.982
2.3矿井工作制度、生产能力及服务年限
2.3.1 矿井工作制度
根据《设计规范》规定：
（1）矿井年工作日按330天计算；
（2）矿井每昼夜四班工作，其中三班进行采、掘工作，一班进行检修；
（3）每日净提升时间16h。
2.3.2 矿井生产能力的确定
一.根据《煤炭工业矿井设计规范》，矿井的设计生产能力应为：
大型矿井：1.20、1.50、1.80、2.40、3.00、4.00及以上（Mt/a）；
中型矿井：0.45、0.60、0.90（Mt/a）；
小型矿井：0.09、0.15、0.21、0.30（Mt/a）。
除上述井型以外，不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。
二.矿井设计生产能力方案比较
本矿井已查明的工业储量为16557.8Mt，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的10%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为11921.5Mt。
2.3.3 矿井服务年限
根据地质报告的资料描述，井田内的煤储量丰富，地质构造比较简单，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计，并设计矿井生产能力为1.2Mt/a，按照公式：
P=Z/AK
式中:
P—为矿井设计服务年限，a；
Z—井田的可采储量,Mt；
A—为矿井生产能力,Mt/a；
K—为矿井储量备用系数，一般取1.4；
计算得：P=91a ；
经与《煤矿安全规程》和采矿设计手册相核对，确定91a为比较合理的服务年限。
第3章 井田开拓
3.1 概述
3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述
新兴四矿周边均由落差数百米的大型断层作为矿界，与邻区无采动影响。北界74层煤层露头，与新立矿、新建矿相邻；南界到桃七三区44号煤层-800标高；东界为F11号断层，与桃山矿相连；矿井采用双立井开拓方式。
3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况
井田开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：
（1）总体设计和矿井生产能力要求井；
（2）煤层赋存和开采技术条件；
（3）地形地貌和地面外部条件；
（4）技术装备和工艺系统条件；
（5）田地质和水文地质条件；
（6）施工技术和设备条件等。
对以上各种因素要综合研究，通过系统优化和多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素如下：
（1）地表因素
本井田属于缓坡丘陵地形，井田北部及中部皆为山岗地带，岗沟起伏较缓,地表平均标高+70m。
（2）煤层赋存情况
整个井田的煤层上部标高在+50m，下部标高在-800整个矿共有十层可采煤层，全区发育。煤层走向长度为3.95公里，倾向长度为2.05公里。本井田煤层属于倾斜中厚煤层，平均倾角在25°左右。
3.2 矿井开拓方案的选择
3.2.1 井硐形式和井口位置
1.井筒形式：
开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：
（1） 井田地质和水文地质条件；
（2） 煤层赋存和开采技术条件；
（3） 地形地貌和地面外部条件；
（4） 技术装备和工艺系统条件；
（5） 施工技术和设备条件；
（6） 总体设计和矿井生产能力要求等。
综合以上各种条件，开拓方案类型有以下几种：
①平硐开拓 ②斜井开拓 ③立井开拓
根据该设计矿井的实际情况，设计采用双立井开拓。
2.井口位置：
井口位置的选择需要综合考虑以下因素：
（1）井下条件：
①在井田走向的储量中央或靠近中央位置，使井田两翼可采储量基本平衡；
②井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的地层或地段；
③勘探程度及初期工程量。
（2）地面条件：
①井筒位置应选在比较平坦的地方，并且满足防洪设计标准；
②井口要避开地面滑坡、岩崩、雪崩、泥石流、流砂等危险地区；
③井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求；
④工业场地不占或少占用良田；
⑤井口位置要与矿区总体规划的交通运输、供电、水源、居住区、辅助企业等的布局相协调，使之有利生产、方便生活。
考虑三种方案：井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长；井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的运输工程量也小；井筒位于井田深部时，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大，石门也较长，但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利；本井田煤层均为倾斜中厚煤层，井田走向长度较大，但倾斜长度不大，从有利井下运输和保证第一水平合理的服务年限出发，也应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置，由此比较可初步确定本设计井田的井筒位置在井田的中部。
3.2.2开采水平数目和标高
（1）本设计井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素：
（2）合理的水平服务年限；
（3）煤层赋存条件及地质构造；
（4）生产成本；
（5）水平接替；
（6）井底车场及其主要硐室的位置应尽量处于较好的岩层内。
根据上述因素，本设计井田设计提出水平划分方案如下：
方案一：井田划分两个开采水平；一水平运输标高-350m，二水平运输标高为-800m。一水平实行上山开采，二水平上山开采。
方案二：井田划分三个开采水平，一水平标高-300m，二水平标高-600m，三水平标高-800m。各水平均实行上山开采，水平储量及服务年限详见表3—1：
表3—1 水平储量及服务年限
方案
水平
储量（Mt）
服务年限（a）
方案一
一水平
77.50
46.1
二水平
75.59
44.9
方案二
一水平
30.00
25
二水平
42.00
24.2
三水平
81.09
41.8
从该表中可知，方案二的一水平服务年限达不到规范要求的服务年限，水平储量严重不足，而方案一的水平服务年限能够满足一水平服务年限不小于30年的基本要求，储量充足，且有利于采区的接续，巷道利用率高，吨煤成本相对较低。故采用方案一的水平划分方法，即划分两个开采水平，水平运输标高分别为-100m和-800m，两水平均采用上山开采。
3.2.3 开拓巷道的布置
开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道，如井筒、井底车场、主要石门、运输大巷和主要风井等。
（一）运输大巷的布置：
运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管线敷设，服务年限较长。
煤层群开拓时，主要巷道布置方式一般可分为三类：
（1）单层布置：自井底车场开掘主要石门后，分煤层设置水平运输大巷。
（2）分组集中布置：在煤层群中，相近的煤层为一组设分组集中大巷，由分组集中运输大巷开采区石门与各采区煤层联系。自井底车场开掘主要石门与个分组集中大巷贯通。
（3）集中布置：在开采近距离煤层群时，只开掘一条水平集中运输大巷，用采区石门联系各采区煤层。
现依据矿井设计生产能力及技术可行角度，特提出以下二种大巷布置方式：
方案一：分组集中大巷
方案二：集中大巷
分组集中大巷和集中大巷比较详见表3—2：
表3—2 分组集中大巷和集中大巷比较表
特点
集中大巷布置
分组集中大巷布置
优
点
1.大巷工程量少
2.生产区域比较集中，运输条件好
3.采区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大
4.大巷维护容易
1.总的巷道工程量较少
2.生产比较集中
3.采区巷道分组联合布置
4.大巷容易维护，运输条件好
缺
点
1.总的石门长度大
2.初期工程量大，建井时间长
3.有反向运输
1.石门长度较长
2.掘进工程量大
适应条件
1.煤层间距小
2.井田走向长度大，服务年限长
3.下部煤层底版有坚硬有岩层，采区尺寸大，石门长度短
1.可采煤层数目多，间距大小不同
2.采区巷道为分组联合布置，煤层分组间距大
3.井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程少，工期长
依据本井田的地质条件及煤层赋存状况：本井田共有可采煤层10层，即47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#十层煤，其中，47#,48#,49#相邻煤层间距较近，约30m左右。58#与60#，63#与65#，67#与68#间距较近，因此47#、48#、49#可用一组上山联合准备。58#与60#，63#与65#，67#与68#可共用一组上山联合准备。所以根据本井田的实际情况，本井田采用方案一。
在一定的井田地质条件、开采技术条件下，矿井开拓巷道有多种布置方式，开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式，一般应在技术可行的多种开拓方式中进行技术经济分析比较后，才能确定。
平硐开拓是最简单的开拓方式，有很多突出优点。首先我们应该考虑平硐开拓方式是否可行。参照平硐开拓方式适用条件，结合本设计井田的地形地质及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件不具备。因此，平硐开拓方式对本设计井田不适用，排除采用平硐开拓方式。立井开拓和斜井开拓方式在技术上均可行，综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高，但针对本井田的地质状况，综合开拓方式也可行，应该予以考虑。依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求，对本井田开拓方式选择提出三种方案：
①方案一：双斜井开拓方式
②方案二：双立井开拓方式
③方案三：主立井副斜井开拓方式
（1）技术比较
方案一：双斜井开拓方式
优点：①掘进速度快，初期投资较双立井开拓较省；
②井筒设备较简单；
③建井期稍短些；
缺点：①井筒过长，煤柱损失严重；
②通风线路长，通风阻力大，费用增加；
③井筒过长，如果地质条件复杂，不易维护，安全性降低；
④辅助运输时间长。
方案二：双立井开拓方式
优点：①适应性强，技术成熟可靠；
②井筒短，提升速度快，提升能力大；
③通风断面大，风阻小，满足大风量要求；
④便于井筒延伸；
⑤对于开采深部赋存煤层有长处。
缺点：①初期投资大，建井期限稍长；
②需要大型的提升设备；
③多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。
方案三：主立井副斜井开拓方式
优点：①掘进速度快；
②有助于辅助运输；
③可满足最大风量的通风要求。
缺点：①井口相距较远，不利于工业广场的布置；
②地面工业建筑分散，生产调度及联系不方便；
③地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失。
技术比较详见表3—3：
表3—3 技术比较表
方
案
名
称
优 点
缺 点
Ⅰ
双
立
井
开
拓
1.适应性强，技术成熟可靠
2.井筒短，提升速度快，提升能力大；
3.通风断面大，风阻小，满足大风量要求
4.便于井筒延伸
5.对于开采深部赋存煤层有长处。
1.初期投资大，建井期限稍长；
2.需要大型的提升设备；
3.多水平开拓，立井石门长度大，掘进工程量大，掘进费用高。
Ⅱ
双斜井开拓
1.掘进速度快初期投资较双立井开拓省；
2井筒设备较简单；
3.建井期稍短些；
1.井筒过长，煤柱损失严重；
2.通风线路长，通风阻力大，费用增加；
3.井筒过长，地质条件复杂时，不易维护，安全性降低；
4.辅助运输时间长。
Ⅲ
主立副斜井
1.掘进速度快；
2.满足最大风量的通风要求；
3.有助于辅助运输。
1.井口相距较远，不利工业广场的布置；
2.地面工业建筑分散，生产调度联系不方便；
3.地面工业建筑占地多，增加了煤柱损失。
依据开拓方案技术比较，可初步选定两种较合理开拓方案：
①方案一：双斜井开拓方式详见图1—1：
图1—1 双斜井开拓
②方案二：双立井开拓方式详见图1—2：
（2）经济比较
两个方案在技术上均比较合理，两者之间的区别在于主石门掘进长度、井筒掘进费用、维护费用、提升费用等。两个方案的井底车场、水平运输大巷以及各种采区石门和采区上山的工程量基本相等。因此，只需要比较它们的不同之处。开拓方案经济比较详见表3—4：
图1—2 双立井开拓
表3—4 开拓方案经济比较
方案
双 立 井 开 拓
双 斜 井 开 拓
内容
工 程 量
单价
（元）
费 用
（元）
工程量
单 价
（元）
费 用
（元）
单位
名称
数量
单
位
数量
数量
数量
单
位
数量
数量
基岩段
主井掘进
49.8
10m
32984
1642603.2
157.32
10m
8604
1353581.28
基岩段
副井掘进
46.2
10m
42103
1945158.6
150.4
10m
9342
1405036.8
基岩段
主井辅助费
48.3
10m
43412
2096799.6
161.28
10m
14852
2395330.56
基岩段
副井辅助费
44.2
10m
46428
2052117.6
150.4
10m
14852
2233740.8
表土层
副井辅助费
5
10m
24520
122600
15.65
10m
11911
186407.15
主井提
升费用
89.5
10m
0.9126
81.6777
93.9
10m
0.423
39.7197
副井提
升费用
15.5
10m
2.83
43.865
30.85
10m
0.712
21.9652
箕 斗
2
个
247581
495162
罐 笼
2
个
219786
439572
钢丝绳
输送机
162
10m
5100
826200
串车
12
10m
5324
63888
主井提升机
1
个
1019600
1019600
1
个
93000
93000
副井提升机
1
个
878439
878439
1
个
9238600
9238600
总 计
10692177.54
17795846.27
吨煤成本
8.9
14.8
从经济比较表可知，立井开拓比斜井开拓费用低，投资少，所以该设计矿井选择方案一，双立井开拓方式。
3.3 选定开拓方案的系统描述
3.3.1 井硐形式和数目
本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进风井。
3.3.2 井硐位置及坐标
井筒确定的理由是：
（1）位于井田储量中央：井筒距北部边界0.8公里，南部边界1.15公里，西部边界2.05公里，东部边界1.9公里；
（2）有较好的地形条件：井口处标高+70m，地面平缓；
（3）交通条件好：井口距公路1000m；
确定井筒坐标为：
① 主井井口坐标为：XA=5070514，YA=-88500
② 副井井口坐标为：XB=5070469，YB=-88500
主井井口标高为+70m，副井井口标高为+70m，拟定二水平为井筒最终水平。主井井深400m，副井井深380m，两井筒中心线间距为70.6m。
3.3.3 水平数目及高度
本井田采用多水平开拓,拟定第一水平为-350m,垂深400m，第二水平拟定标高为-800，垂深400m。
3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置
1.大巷数目：一条运输大巷。
2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种，各种大巷布置方式的优缺点如下：
（1）煤层大巷：当煤层顶底板较稳定，煤层较坚硬，易维护，煤层起伏和断层、褶皱小时，可保证巷道较为平直，保证运输设备运行。没有煤与瓦斯的突出，无自燃发火等情况下，应优先考虑采用煤层大巷。对于新建矿井，在煤层中布置巷道，在建设期间，还有早出煤，早投产，节省投资以及探明地质情况的优点。
下列情况宜布置煤层大巷：
①煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时，不宜布置底板大巷的；
②煤层群中相距较远的单个薄煤层或中厚煤层，走向不大， 资源储量有限、服务年限短的；
③煤层群下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的；
④煤质坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层；
⑤单独开拓的薄煤层或中厚煤层；
⑥煤层坚硬而顶板松软或膨胀，难以维护的。
（2）岩石大巷：
岩石大巷布置优点很多，易维护，费用低。大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定，而较少受地质构造的影响。煤的损失少，安全条件好，受煤与瓦斯突出以及自燃发火影响较小。缺点主要为岩石工程量大，掘进速度慢，投资费用高，建设工期长。在具体条件下是采用岩石大巷还是煤层大巷需要做全面细致的方案比较才能合理的确定。
本设计矿井对大巷布置提出两种方案：
方案一：煤层大巷布置
方案二：岩石大巷布置
煤层大巷与岩石大巷相比较有以下缺点：
①煤层大巷的巷道维护困难，维护费用高；
②当煤层起伏褶曲较多时，巷道弯曲转折多，机车运行速度受到限制，运输能力降低；
③为了便于巷道维护，巷道维护留设保安煤柱增多，煤柱回收困难，资源损失大；
④煤层有自燃发火危险时，一旦发火就要封闭大巷，导致矿井停产，而且因煤柱受影响破坏，封闭效果不好，处理火灾困难。
综上所述，煤层大巷与岩石大巷相比缺点大于优点。根据本设计矿井的具体条件，所以采用方案二：岩石大巷布置。
大巷与石门服务年限较长，运输能力要求大，所以大巷和石的断面和支护设计基本相同，断面尺寸详见断面图3—3：
3.3.5 井底车场形式的选择
井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。
1.设计依据
（1）矿井设计生产能力及工作制度；
（2）矿井开拓方式；
（3）井筒及数目；
（4）矿井主要运输巷道的运输方式；
（5）矿井瓦斯等级及通风方式；
（6）矿井地面及井下生产系统的布置方式；
（7）各种硐室有关的资料。
2.设计要求：
（1）井底车场富裕通过能力，应大于矿井设计生产能力的30%；
（2）尽可能提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场通过能力；
图3—3 大巷、石门断面
（3）井底车场线路布置应该结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便，布局合理，注意节省工程量，便于施工和维护；
（4）为了保护井底车场的巷道和硐室，在其所在范围内应该留设相应的保安煤柱。
（5）井底车场设计时，应该考虑到增产的可能性；
（6）应该考虑主、副井之间施工时便于贯通。
3.立井井底车场的基本类型：
（1）环形式：立式、斜式、卧式；
（2）折返式：梭式、尽头式。
4.井底车场形式选择：
（1）保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；
（2）调车简单，管理方便，弯道及交岔点少；
（3）操作安全，符合有关规程、规范；
（4）井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；
（5）施工方便，各井筒间、井底车场与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短建井工期；
（6）当大巷或石门与井筒的距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可选择立式井底车场；
（7）井底车场形式也取决于矿车的类型，当采用定向卸载的底纵卸式、底侧卸式矿车时，其卸载站可布置折返式，亦可布置环形式。但其装车站的线路布置必须与其相对应。
综上所述，结合本设计矿井的有关设计参数，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为环形卧式相结合的车场，采用两翼来车的形式。
3.3.6 煤层群的联系
当煤层群倾角比较大，各煤层平巷为水平布置时，常采用石门联系。区段运输集中巷通过溜煤眼和石门与各煤层超前运输巷联系。这种施工方式施工方便，可以利用区段石门布置采区中部车场，辅助运输环节少，人员行走不便，但是当煤层倾角较小时，石门过长，掘进工程量大。石门不容易维护，且石门辅助输送机运煤，公用设备较多，所以它一般用于设备倾角大于15º～20º的煤层。
本设计矿井井田范围内共有十层可采煤层，即47#、48#、49#、51#、58#、60#、63#、65#、67#、68#煤层，根据各煤层层间距大小，故采用分层开采。
3.3.7 采区划分
将井田划分为若干采区时应该考虑如下原则：
（1）根据《煤炭工业矿井设计规范》，采区宜双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时，可单面布置；
（2）开采多煤层井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；
（3）采区走向长度根据煤层地质条件、开采机械化水平、采区储量、生产能力及巷道维护等因素综合考虑；
（4）初步设计一般负责划分一水平采区，需要沿走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，全井合理，更有利于初期生产；
（5）采区划分要考虑采区接续关系，使其适应各翼储量及产量分配；
（6）采区划分要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界外延的可能性；
（7）煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区，走向长度要适当增大；
（8）采区走向长度不大，两翼均不超过1500m，可以不划分采区，直接从井田境界后退式回采；
（9）初期采区尺寸要适应目前输送机长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可适当加大。
结合上述原则，本设计井田以井田境界内的断层为界，将井田的47层划分为三个采区，采区划分示意图详见图3—4：
图3—4 采区划分
3.4.3 井筒延伸的初步意见
为了保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从-350水平延伸至-800水平。井筒延伸方案主要有以下两种：
方案一：直接延伸原有主副井；
优点：可以充分利用原有设备和设施，提升系统简单，转运环节少，经营费用低，管理方便；
缺点：原有井筒同时担负生产和延伸任务，施工和生产相互干扰，接井技术难度大，矿井将短期停产，延伸两个井筒的施工组织复杂，延伸后提升长度增加，提升能力下降；
方案二：暗斜井延伸
优点：生产与延伸相互干扰小，暗斜井做主井，系统简单，提升能力大，可充分利用原有井筒提升；
缺点：增加了提升、运输环节和设备，通风系统复杂。
通过上述两种方案比较，并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征，初步决定采用立井直接延伸方案。
3.5 井底车场及硐室
3.5.1 井底车场形式的确定及论证
井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下：
（1）该矿井设计生产能力为1.20Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16小时；
（2）矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平；
（3）主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由25辆矿车组成，由两台10t架线式电机车一前一后牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输、掘进煤和矸石列车采用1.5t固定式矿车，由35辆1.5吨矿车组成，两台10t架线式电机车一前一后牵引；
（4）本设计矿井属于低瓦斯、低涌水量矿井；
（5）矸石量占矿井产量的20%，由副井提升，掘进煤占5%，由翻车机翻入井底煤仓，由主井提升。
综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井选用环形卧式井底车场。
3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度
1．井底车场线路布置的要求
（1）井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井空、重车线和回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不同；
（2）井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；
（3）为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；
（4）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题；
（5）井底车场的线路工程量小；
（6）尽量减少道岔和交岔点；
（7）线路布置要有利于通风。
2．存车线长度的确定
确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：
（1）大型矿井的主井空、重车线长度各为1.5～2列车长；
（2）副井空、重车线长度，大型矿井按1.0～1.5列车长；
（3）材料车线长度，大型矿井应能容纳15辆材料车；
3.存车线长度的计算
①主井空、重车线，副井进、出车线：
L=mnLk+NLj+Lf
式中：
L—主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m；
M—列车数目，列；
N—每列车的矿车数，按列车组成计算确定；
Lk—每辆矿车带缓冲器的长度，m；
N—机车数；
Lj—每台机车的长数；
Lf—附加长度，取10m；
经过计算，得主井L=1.5×25×（3.45+0.2）+2×4.5+10=155.8m
副井L=35×（2.4+0.2）+2×4.5+10=110m
②材料车线有效长度
L=nc×Lc+ns×Ls
式中：
L—材料车线有效长度，m；
nc—材料车数，辆；
Lc—每辆材料车带缓冲器的长度，m；
ns—设备车数，辆；
Ls—每辆设备车带缓冲器的长度，m；
L=nc×Lc+ns×Ls=15×2.6+2×4.5=48m
根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长72m。
4．线路道岔的计算
①单开道岔非平行线路联接
DK630/6/25
α=9°27′44" δ=450 a=4972mm b=5128mm
R=25000mm β=δ-α=35°32′16" T=8012mm
M=25503mm m=15775mm n=11068mm f=5921mm
②单开道岔平行线路联接
DK630/6/25
α=9°27′44" δ=45? a=4972mm b=5128mm
R=25000mm B=9604mm m=9732mm T=2069mm
n=m-T=7663mm D=13206mm
③渡线道岔线路联接
DX630/6/2516
α=9°27′44" δ=45? a=4972mm b=5128mm
R=25000mm L0=9600mm L=19544mm N=9735mm
D=18896mm C=2483mm
④对称道岔线路联接
DC630/3/15
α=18°26′06" δ=45? a=2560mm b=2852mm
R=25000mm T=2016mm m=4994mm L=9505mm
B=4929mm
⑤垂直三角道岔线路联接
DC630/5/25
α=18°25′16" a=3258mm b=4142mm R=25000mm
α1=18°55′30" β=69°06′59" a1=2064mm b1=2736mm
b1′=2774mm T=1729mm m=27483mm M=25325mm
3.5.3 通过能力计算
1．井底车场线路布置和调度表详见图3—7，表3—6：
2．矿井日产原煤4400吨，日产掘进煤为4400t×0.06=264t，3t底卸式矿车日运煤量为4000×0.94=4136t。3t底卸式矿车列车数为4136/（3×25）=55列。每日运矸石量为4136×0.20=827t，1.5t固定式矿车列车数为827/（1.5×35）=16列。
每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5t固定式列车数之比为55/16=4:1，每一调度循环时间为44分，列车进入井底车场平均间隔时间为48.6/10=4.9分，列车在井底车场平均运行时间为7.5分，3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为7.6分，1.5t固定式列车在井底车场平均运行进间为7.8分。
3．通过能力计算
按公式计算：
N =TaQ/1.15T
=31.6（25×3×4+1.5×15）/(1.15×44)
=2.03Mt/a
通过能力富余系数为2.03/1.2=1.7>1.3，所以满足设计规范要求。
3.5.4 井底车场主要硐室
1.主井系统硐室
主井设有3t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。
2.副井系统硐室
表3—6 井底车场调度表
副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处、中央水泵房、水仓及清理水仓硐室、中央变电所及等候室等。
主排水泵房和中央变电所应联合布置，以便使中央变电所向主排水泵房的供电距离最短。水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。
3.其它硐室
其它硐室有医疗室、架线电机车库、调度室及修理间、蓄电池电机车库及防火门硐室、充电硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。
3.6 开采顺序
开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行，因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定、合理的开采顺序应满足下列要求：
1.符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；
2.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置；
3.保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产；
4.降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。
3.6.1 沿煤层走向的开采顺序
根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用两翼同时开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁后退式开采。
3.6.2 沿煤层倾向的开采顺序
该设计矿井采用上行式开采，由于头三层煤层间距较近采用联合开采。井田内共有十个可采煤层，首先开采47#煤层，将其作为首采区达产。
3.6.3 采区接续计划
根据井田的地质条件，该井田内有两条正断层F26，F14，因此以该断层为界，将井田划分为9个采区，合理的采区接续应有如下要求：
1.开采水平、采区的生产正常接续，从而保证矿井持续稳产、高产；
2.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费；
3.符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源；
4.便于灾害防治，有利于巷道维护。
采区接续详见表3—7：
表3—7 采区接续表
第4章 采区巷道布置与采区生产系统
4.1 采区概述
4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱
本设计采区为东一采区，位于井田东部。西部以正F26断层为界，东部以井田边界为界。浅部以+50标高为界，深部以-350标高为界。
采区煤柱包括采区范围内的边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。本采区采用走向长壁后退式联合开采，采区煤柱留设如下：各煤层在采区边界留设20m煤柱，井田境界处留设35m保护煤柱。
4.1.2 采区地质和煤质情况
采区地面标高为+100米左右，采区内没有断层，地质构造简单，涌水量小，防水工作简单，水文地质类型为简单型。
采区内有煤层三层，煤层倾角在25°左右，中厚煤层，煤层平均厚度为2.4m，属于有煤尘爆炸危险的矿井。
4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限
1.采区生产能力是采区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。影响采区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造，采区类型，矿井生产能力，采区正常接替和准备时间、掘、运、通风的装备水平及设备能力等。
采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度。
一个采煤工作面产量A0（Mt/a)可由下式计算：
A0 =L×V0×Mr×C0
式中：
L — 采煤工作面的长度，m；
V0 — 工作面推进度，m/a；
M — 煤层厚度或采高，m；
r — 煤的密度，t/m3；
C0 — 采煤工作面采出率，中厚煤层取95%。
设计回采工作工艺为综采，日进尺数为7.2m。所以V0=7.2×330=2376m，即工作面年推进度为2376m。
A0=180×2376×2.4×1.40×0.95=1.36Mt
采区生产能力与采区内同采工作面的个数有关，为保证采区的正常衔接，在一个采区中同时生产的采煤工作面为1～2个，少数可达3个，所以采区生产能力为：
式中：
n—同时生产的采煤工作面数；
K1—采区掘进出煤系数，取为1.1左右；
K2—工作面之间出煤影响系数，n=2时取0.95，n=3时取0.9。
本采区采用1个面，AB=136.5Mt/a。
2.采区储量及服务年限
采区煤层全部可采，根据几何法求得可采储量为24.19Mt，本采区设计生产能力为1.2Mt/a，则本采区服务年限经计算为14.4a。
4.2 采区巷道布置
4.2.1 区段划分
由于本采区采用走向长壁采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。本设计采用分区式通风，一水平设在-350m标高处，上山长1008m，区段垂高180m，确定合理工作面长后，将本采区划分为六个区段。
4.2.2 采区上山布置
采区上山布置，受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，应综合考虑上述因素，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。
根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况，结合上述煤层上山和岩石上山的情况，本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案：
方案一：煤层上山
优点：采区上山沿煤层布置时掘进容易，费用低，速度快，联络巷工程量少，生产系统比较简单。
缺点：受工作面采动影响大，生产期间上山的维护困难，改进支护，加大煤柱尺寸，可以改善上山维护，但会增加煤炭的损失。
该方案将运输、轨道、通风上山布置在49#煤层中，由于受采动影响，维护这三条上山较为困难；且留设大量保护煤柱。故该采区布置三条煤层上山的方案在技术上不合理。
方案二：两岩一煤上山
该方案将运输上山和轨道上山布置在煤层底板岩石中，将回风上山布置在煤层中，该方案在技术上可行。
方案三：岩石上山
优点：受采动影响小，上山维护费用少，减少煤炭损失。
缺点：掘进困难，费用高，速度慢，联络工程量大。
根据本设计采区实际情况，两岩一煤、三条岩石上山布置方案在技术上均合理，具体选用哪种方案，还应该进行经济比较，经济比较详见表4—1：
表4—1 经济比较表
项 目
轨道上山
运输上山
回风上山
费用总计
（万元）
二
岩
一
煤
上
山
倾 角
25°
25°
25°
长 度
958
958
1090
组合
基价
单价
8812
8812
15384
合计
8441896
8441896
187.6848
387.7172
辅
单价
515.9
515.9
388.0
助
费
合计
62.9398
54.1695
47.3360
164.4453
三
条
岩
石
上
山
倾 角
25°
25°
25°
长 度
958
951.916
958
组合
基价
单价
8812
8812
8812
合计
107.5064
92.5260
107.5064
307.5388
辅
助
费
单价
515.9
515.9
515.9
合计
62.9398
54.1695
62.9398
180.0491
通过技术经济比较后，结合本采区的实际情况，因此采用将三条上山布置在第三层煤煤层底板中。
4.2.3 采区车场布置
采区下部车场基本形式：采区下部车场由辅助提升车场和装煤车场组成。根据煤炭装车地点，设计采区下部车场为大巷装车式。大巷、轨道上山均条用600mm轨距、1.5t矿车。大巷用10t架线式电机车牵引，列车由40个矿车组成。上山辅助运输由绞车完成。车场与大巷铺设30kg/m钢轨。
1.根据《煤矿矿井井底车场和硐室设计规范》的规定：
（1）采区车场和硐室的设计，应根据采区巷道布置、采区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等因素进行全面考虑确定；
（2）采区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中；
（3）采区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也可采用其他支护方式。
2.设计步骤
(一)装煤车场设计
根据给定条件，装煤车场为大巷装车式详见图4—1：
1―运输上山；2―调度绞车；3―煤仓；4―空车存车线；
5―重车存车线；6―装车点道岔；7、8―通过线渡线道岔；
9―通过线；
图4—1 大巷装车式线路布置图
大巷轨道中心线距离为1600，渡线道岔DX630/5/1516，α=11º18′36″，a=3967，b=4333。
渡线道岔联接长度:
(4—1)
由公式(4—1)得
(4—2)
由公式(4—2)得
(4—3)
由公式(4—3)得
取 75000
(4—4)
由公式(4—4)得
取 69000,
(4—5)
由公式(4—5)得
(二)辅助提升车场设计
①甩车道计算
辅助提升车场在竖曲线以后25º坡度跨越大巷见煤。斜面线路采用DC630/3/15对称道岔，α=18º26′06″，a=2560，b=2852。车场双道中心线间距为1600，对称道岔线路联接长度为：（联接半径取12000）
(4—6)
由公式(4—6)得
水平投影长度 (4—7)
由公式(4—7)得
竖曲线计算：（详见图4—2）
根据生产经验，竖曲线半径定为：
RG=15000(高道，重车线)
5RD=9000(低道，空车线)
存车线取半列车，即
(4—8)
由公式（4—8）得
(4—9)
iG取8‰（高道动滚行坡，重车道）
iD取10‰（低道自动滚行坡，空车道）
则高道竖曲线回转角
图4—2 竖曲线计算图
低道竖曲线回转角
竖曲线投影长度：
②起坡点位置确定
绕道车场起坡后跨越大巷，需保持一定岩柱。根据经验，取运输大巷中心轨道面水平至轨道上山轨面垂直距离15m。详见图4—3：
1―大巷；2―绕道；3―煤层底板；4―车场至上山斜巷；
1―大巷中心线至大巷在上山一侧轨道中心线间距；
图4—3 顶板绕道式车场起坡点位置计算图
(4—10)
由公式(4—10)得
(4—11)
由（4—11）得
式中:
h1=20000+hc=20160
hc―轨道上山轨面距煤层底板垂直距离为160
③绕道线路计算
顶板绕道式车场线路计算详见图4—4：
1―煤仓；2―上山皮带中心线；3―轨道上山轨道中心线；4―大巷；
图4—4 顶板绕道式车场线路计算图
如图4-4中所示，R1、R3取12000，弯道部分轨道中心距为1600，
则R2=13600 均为90º。
（4—12）
由公式（4—12）计算得
值（低道）：取c=3000；
=10437
值（高道）：
N2道岔联接计算：
选用ZDK630/5/15，α=11º18′36″，a=3967，b=4333。联接曲线半径为12000。
l2,因列车已进入车场，列车速度控制在15m/s，R取12000。
） （4—13）
取4000
N3道岔联接计算：
选用DK630/5/15，α=11º18′36″，a=3967，b=4333。δ=90º，联接曲线半径为15000。
l3的确定：
（4—14）
l3=R1+c+l1-e-n-R3=24125
确定绕道车场的开口位置：
（4—15）
由公式（4—15）计算得
④高低道高差闭合计算
设1、1′相对标高为±0.000m，
2点标高为：
3点标高为：
4、4′点标高为：
2′点标高为：
以高道计算2′点标高：
高低道闭合无误。
4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护
1.煤仓形式
按照煤仓仓体倾角的不同，煤仓可分为垂直式，倾斜式和垂直与倾斜混合式三种形式。在煤仓容量和断面一定的情况下，当煤仓高度不受限制时，宜采用垂直式；当煤仓高度受到限制时，倾斜式和混合式可增加仓体的长度，由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。
2．煤仓容量
(1)按采煤机连续作业割一刀的容量计算
Q＝Q0+L×m×b×rC0×Kt
式中：
Q — 采区煤仓容量
Q0 — 防空仓漏风留煤量，一般取5～10吨；
L — 工作面长度，米；
m — 采高，米；
b — 进刀深度，米；
r — 煤的容重；
C0 — 工作面的回采率；
Kt — 同时生产工作面系数综采时取1，普采时取1～0.25；
n — 采区内同时生产的工作面数目；
Q＝10+180×2.4×0.8×1.40×0.95×1＝469吨
(2)按运输大巷列车间隔时间内采区高峰期产量计算。
Q＝Q0＋Qh×ti×ad
式中：
Qh — 采区高峰期生产能力,t/h；
ti — 列车进入采区装车站的间隔时间，一般取高限20－30分钟；
ad — 不均衡系数，机采区1.15－1.2，炮采取1.5
故
Q＝10＋6000/18×1.6×0.5×1.2＝330吨
(3)按采区高峰生产延续时间计算(Q h＞Q t时)
Q＝Q0＋（Qh－Qt）×thc×ad
式中：
Qt — 采区装车站通过能力；t/h（一般为平均产量的1～1.3倍）
thc — 采区高峰生产延续时间；机采取1～1.5h炮采取1.5～2h
Q＝10＋[6000/18×2.0－6000/18×1.3]×1.5×1.2＝430t
取最大值Q＝469吨。
一般采区煤仓容量可按表4—5取：
表4—5 采区煤仓容量表
采区生产能力Mt/a
煤仓容量（t）
0.3以下
50～100
0.3～0.45
100～200
0.45～0.60
200～300
0.60～1.00
300～500
1.00以上
大于500
所以本采区煤仓容量为500吨。
3.煤仓结构及支护方式
煤仓结构包括:煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。
上部收口：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。
仓身：采用锚喷支护
下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。
4.2.5 采区硐室简介
采区硐室包括采区绞车房、采区变电所和井下空气压缩机硐室。
1．采区绞车房
采区绞车房主要依据绞车的型号及规格，基础尺寸，绞车房的服务年限和所处围岩性质等进行设计。采区绞车房设计的内容有以下几个方面：
（1）绞车房的位置应选择在围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的地点；在满足绞车房的施工、机械安装和提升运输要求的前提下，绞车房尽量靠近变坡点，以减少巷道工程量；绞车房与邻近巷道留有足够的岩柱，以利绞车房的维护。
绞车房有两个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房的风道，绳道的位置应使绳道中心与上山轨道中心线相重合。根据绞车最大件的运输要求，宽度为2000mm，长度不小于5m，绳道断面与连接的巷道断面一致，便于施工。
（2）绞车房的布置原则：在保证安全生产和易于检修的条件下尽可能布置紧凑，以减少硐室工程量。绞车房的平面尺寸一般根据绞车基础尺寸和与四周硐壁的距离决定。绞车基础前面和右侧与硐壁的距离要考虑能进出电动机；后面以能布置部分电气设备后尚能适应司机活动，并能从后面行人；左侧只考虑行人方便与安全。
（3）绞车房的高度的确定：高度的确定与绞车的规格型号及安装要求有关。其高度为4m。绞车房的断面设计成半圆拱形，用全料石拱料面砌筑，条件允许的地方用锚喷支护。
2．采区变电所
采区变电所的位置应选择在顶板稳定、地压较小、通风良好、无淋水的地点，以利硐室的维护和设备正常运转，在满足设备布置要求的前提下，应尽量减少硐室的工程量，降低工程费用。为了便于向采区各个用电点供电，在采区内，变电所的位置应选在采区用电负荷的中心，使各翼的供电距离基本相等，保证在该区域内最远距离的设备能够正常启动。为了便于设备的运输，变电所的位置应设在铺设轨道的巷道附近。因此，变电所一般是设置在采区上山或石门附近的稳定围岩中。
采区变电所的尺寸由硐室内设备的数量、规格、设备间距以及设备与墙壁间距等因素确定。高压电气设备与低压电气设备分别集中在一侧布置，硐室宽度为2.5～3m左右，硐室中主要人行道宽度为1.4m。采区变电所的高度，是根据人行高度，设备高度及吊挂电灯来确定，其为2.5m。采区变电所采用锚喷支护，底板用100号混凝土铺底，须高出邻近巷道300mm且具有3‰的坡度，以防矿井水流进变电所。硐室内不设电缆沟，电缆沿墙敷设。电缆穿过密闭门处，需要套管保护。硐室与通道的连接处，须设向外开的防火栅栏两用门。
3.井下空气压缩硐室
空气压缩机硐室设在维岩稳定、无淋水、有新鲜风流通过的主要巷道内。机电硐室的温度不要超过30℃,硐室断面为半圆拱形，用全料、石拱料面砌筑。条件允许的地方用锚喷支护。
4.2.6 采区工作面的接续
编制采煤工作面接替计划的原则及应注意的问题：
（1）年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量。必须确保矿井计划产量的完成。并力求各月采煤工作面产量较均衡。
（2）矿井两翼配采的比较与两翼储量分布的比例大体一致。防止后期形成单翼生产。
（3）为确保合理的开采顺序，上下煤层（包括分层）工作面之间，保持一定的错距和时间间隔煤层之间，除间距较大或物殊要求允许上行开采外要接自上而下的顺序开采。
（4）为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔，特别是综采工作面要防止两个面同时搬迁接替。
（5）为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的采数目及工作面数，避免工作面布置过于散。
本采区共有三个煤层，各煤层采用分区段依次开采。每个煤层采完一个区段再开采下一煤层的同一区段。详见采区工作面接续表4—6：
表4—6 采区工作面接续表
4.3 采区准备
4.3.1 采区巷道的准备顺序
当运输大巷和回风大巷的掘进工作面超过采区沿走向的中央位置一定距离（100m左右）后，即可开始采区的准备工作。
自运输大巷、采区运输石门到达采区下部预定位置后，开掘采区下部车场顶板绕道、采区下部材料车场，然后距煤层底板15米处沿煤层倾向自下而上掘进采区轨道上山、运输上山、回风上山，与此同时自风井向采区掘回风石门、采区上部车场和绞车房，与采区轨道上山、运输上山及回风上山联通，当形成通风回路后，即可自采区上山向采区两翼掘进第一区段的区段运输平巷、区段回风平巷，当这些巷道掘进到采区边界后，即可掘进开切眼形成采煤工作面，安装好机电设备和进行必要的准备工作后，即可开始采煤。采煤工作面向采区上山后退回采，与此同时需要适时的开掘下一区段的区段运输平巷、回风平巷和开切眼，保证采煤工作面的正常接续。
在掘进上述巷道的过程中，要将下部的采区煤仓、采区变电所、上部的绞车房等硐室及相关联络巷道掘完，并完善车场。这样第一区段的采煤工作面就准备完毕，各巷道及硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备移交生产。
4.3.2 采区主要巷道的断面及支护方式
兼于安全生产，回风、运输平巷均采用锚喷支护。巷道断面详见图4—7：
图4—7 巷道断面图
第5章 采煤方法
5.1 采煤方法的选择
采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合设计采区具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用先进技术，以便于提高机械化水平。
（一）选择采煤方法的制约因素
1.采区煤层赋存状况及地质条件
2.采区水平的划分和采区巷道布置
3.采区储量、生产能力及服务年限
现有技术及设备等
（二）直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面
1.煤层倾角
2.煤层厚度
3.煤层及围岩特征
4.煤层的地质构造情况
5.煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况
（三）采煤方法的选择
本设计采区走向长度为3227m，倾斜长度1022m，第一开采水平布置在-350m标高处。采区内共有可采煤层3层，煤层平均倾角25°，煤层地质构造简单，煤层稳定，瓦斯涌出量小，煤层无煤尘爆炸的危险但无自然发火现象。
根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定采用走向长壁后退式采煤方法。这种采煤方法具有产量大，效率高，生产系统简单，巷道掘进量小，回采工序简单，材料消耗少，成本低以及生产安全等优点。
5.2 回采工艺
5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备
1.采煤工艺的选择
采煤工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。
(1)落煤，使用双滚筒采煤机割煤，双向割煤往返两刀，上行割煤、移架、推移输送机，下行重复上行时的工序，截深0.8m。
(2)装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。
(3)运煤，由刮板输送机经转载机胶带输送机运到采区煤仓，然后由大巷装车站运至井底车场，由主井箕斗提升到地面。
(4)支护，工作面内部使用支撑掩护式液压支架支护；工作面端头支护方式为基本支架加锚杆支护，并采用超前支护方式，超前20m左右。
(5)采空区出处理，采用全部垮落法处理采空区。
2．设备选型
采煤机的特征详见表5—1：
表5—1 采煤机特征表
采煤机
AM-500
牵引
方式
交流电牵引
电动机
功率
375kw
采高
2.2～3.4m
牵引力
680～410kN
灭尘
方式
内、外喷雾
牵引
速度
0～7.2
m/min
台数
2
煤层
倾角
0°～30°
主机
重量
40t
电压
1140v
截深
800mm
机面
高度
1545mm
厂
家
太原矿山机械厂
滚筒
直径
140mm
卧底量
200mm
煤层顶底板岩性为细砂岩，判断为中等稳定顶板，老顶为Ⅱ级顶板，周期来压明显。液压支架的特征详见表5—2：
表5—2 液压支架的特征表
型号
ZY400/18/38
外形尺寸(mm)
4440×1420
重量
11.4t
支护强度(Mpa)
0.707
支撑高度
1.8～3.8m
工作阻(KN)
4000
支架类型
支撑掩护式
厂家
郑州煤机厂
刮板输送机特征详见表5—3：
表5—3 刮板输送机特征表
型号
SGZ-764/265
电动机
出厂长度
150m
功率
2×132KW
输送量
900t/h
电压
1140V
外形尺寸
1500×764×222
链速
1m/s
5.2.2 工作面循环方式和劳动组织形式
采用四六工作制，三班生产，一班准备，采煤机日进9刀。
1.工作面概况
设计采区位于矿井的东部，所采煤层厚度为2.4米，倾角平均为25°，煤的硬度系数f=4～5，煤层伪顶为细砂岩，厚1～2.9米，直接顶为粉砂岩，厚0.29～3.6米老顶为细砂岩和粗砂岩，煤层地质构造简单。工作面采用走向长壁后退式开采。工作面长度180米，工作面走向长度约为1500米。
2．工作面主要设备详见表5—4：
表5—4 工作面主要设备表
序号
设备名称
规格型号
单位
数量
1
采煤机
AM-500
台
1
2
液压支架
ZY400/18/38
个
150
3
刮板输送机
SGZ-764/265
台
1
4
转载机
SZB-764/132
台
1
5
胶带输送机
DSP-1063/1000
部
1
6
单体液压支柱
QDZ-20/35
根
120
7
回柱绞车
JD-14
台
2
8
乳化液泵站
MRB-125/31.5
台
4
9
破碎机
LPS-1000
台
1
10
喷雾泵站
WPZ-320/63
台
2
3.工作面劳动组织
工作面采用“四六”工作制，即三班采煤，每班作业时间6小时，采煤时间共18小时，一班检修，作业时间为6小时。
见工作面劳动组织表5—5和循环作业表5—6：
表5—5 劳动组织
工种
一班
二班
三班
四班
合计
班长
2
2
2
2
8
采煤机司机
3
3
3
9
支架工
8
6
8
8
30
运输机司机
2
2
2
2
8
泵站司机
2
2
2
2
8
电工
1
2
1
1
5
转载机司机
1
5
1
1
4
机电维修工
8
8
小计
19
23
19
19
80
第6章 井下运输和矿井提升
6.1 矿井井下运输
本设计矿井年产量为1.2Mt/a，属于大型矿井，采用双立井开拓方式，主井提升采用箕斗提升；副井，运输大巷采用3t底卸式矿车运输，掘进煤及矸石用1.5t固定式矿车运输。
6.1.1 运输方式和运输系统的确定
井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作进行统筹安排，运输方式与设备的选型要根据设计生产能力、煤层赋存条件，瓦斯情况和采煤方法等情况来确定。
1.煤的工作面运输方式：工作面采用双滚筒采煤机落煤，割下来的煤用可弯曲刮板运输机运出工作面。
2.区段运输平巷运输方式：本设计采区采用可伸缩胶带运输机运输。并且设有轨道，用绞车牵引1.5t固定式矿车运送材料和矸石。
3.区段回风平巷运输方式：本设计采区运料回风巷为机轨合一巷布置。轨道运行齿轨车牵引1.5t固定式矿车，用于运料和掘进初期排矸。
4.大巷运输方式：本设计采用轨道运输，采用10吨架线电机车牵引矿车运输。
综合上述运输方式，确定本矿井井下煤炭及材料运输系统如下：
运煤系统：工作面内双滚筒采煤机采落的煤经刮板输送机和转载机，运至区段运输平巷的胶带运输机，经过采区运输石门运至溜煤眼，通过溜煤眼溜到运输上山的胶带上，运至采区下部车场采区煤仓上口，通过采区煤仓在运输大巷内大巷装车运到井底车场通过主井箕斗提升到地面。
运料系统：工作面所需物料及设备经副井下放至井底车场，由电机车牵引经采区下部车场，经轨道上山到采区上部车场，然后经区段回风平巷送至采煤工作面。
6.1.2 矿车的选型及数量
1.架线式电机车台数的确定
工作电机车台数计算如下:
N =1.5Q(10L+20)/(2100P)
式中：
N — 工作电机车台数，台；
1.5 — 产量与运输不均衡系数；
Q — 采煤班产量，t；
L — 运输加权平距离，km；
15 — 运行时间与运距换算系数；
2100 — 每班工作时间与机车载重乘积；
20— 装卸及调车时间。
N＝1.5×4100×(10×1.8+20)/(2100×15)＝8
检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。
N1＝N×25％＝4台,因为是双机牵引，故取3台，则架线式电机车总台数为12台。
2.电机车型号确定
本设计矿井选用ZK10－6/550型电机车，该架线式电机各项参数详见表6—1所示：
表6—1电机车参数表
型号
轨距
电机型号
额定电压
外形尺寸
ZK10－6/550
600mm
ZQ－21
550V
4500×1360×1550
3.大巷运输及辅助运输矿车型号确定
大巷运输选用MD3.3-6型3t底卸式矿车运输，辅助运输选用MG1.7-6A型1.5t固定式矿车运输。
4.确定矿车台数
每组运煤列车矿车数确定为25辆，本设计矿井有3组运煤列车，则3t底卸式矿车总数为：N＝25×3＝75辆，备用及检修的台数为n＝N×25％＝19辆，总矿车数为：N总＝N＋n＝94辆。
每组材料列车牵引35辆1.5t固定式矿车，本矿井确定备有3组材料列车：即N=3×35＝105辆，备用及检修的1.5t矿车数量为：n＝N×25％＝27辆，总材料车为N总=N+n=132辆。
6.1.3 采区运输设备的选择
采区运输设备包括工作面运输设备，运输、回风斜巷运输设备。各设备只选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输才能协调进行。
（1）工作面输送机选型原则：
①刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；
②要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。
综上所述，刮板输送机选择型号为：SGZ-764/265，输送量900t/h，刮板链速1m/s，机槽尺寸：1500×764×222，当B=800mm时输送机弯曲段长度为12米。
（2）转载机选型原则
①转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力，它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。
②转载机的机型，机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理。
③转载机尾部和工作面输送机机头部有一定的卸载高度以避免工作面输送机底链回煤。
根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：SZZ－764/132，运输能力1100t/h,可延伸长度41.2m,链速1.3m/s，刮板间距700mm,中部槽寸，长：1500×764×222。
（3）可伸缩带式输送机选型原则：
①工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力；
②移动尾装置宜选用液压式。
根据以上原则及采区的输送能力，选择DSP－1063/1000型可伸缩带式输送机。运输能力630t/h，输送长度1000m，带宽1000mm，运速2m/s，贮带长度50m，机头外形尺寸为：1663×2589。
6.2 矿井提升系统
6.2.1 矿井提升设备的选择
矿井提升系统主要包主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特如下：
1.提升方式的选择
(1)中型矿井的主立井一般采用箕斗提升，副立井采用罐笼提升，中小型矿井的主副井，均可采用罐笼，无论是采用箕斗或罐笼，一般均应双钩提升；
(2)立井绞车提升，开采深度大于350m的大、中型矿井，应采用的绳塔式或落地式摩擦软绞车；
(3)在立井提升中，一般当年产量在60万吨及其以上，井深又在300～350m以上时采用多绳提升为好，如果井深更大，即使年产量较小，也以多绳摩擦提升为易。
综合上述原则及实际情况，本设计立井采用多绳摩擦箕斗提升，副立井采用罐笼提升。
2.提升设备选择
矿井主提升系统主要包括主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种设备特征如下。
①主井采用一对12t多绳摩擦式箕斗提升，主井箕斗型号详见表6—2：
表6—2 主井箕斗型号表
型号
JDS-12/110×4
名义载重量
箕斗自重
有效容积
17.6m3
12t
12t
最大提
升高度
1000m
表6—3 提升机的技术特征
型号
JKD—4×4
电动机功率
2×2×800KW
卷筒数量
2个
卷筒宽度
2000mm
卷筒直径
4m
提升速度
6.6m/s
最大提升高度
1258m
传动效率
0.85
②副井采用一对1.5t矿车双层双车罐笼提升。型号详见表6—4：
表6—4 罐笼的技术特征表
型 号
GDG1.5K×4/90×6
矿车型号
MGC1.7—6
乘人
面积
一层面积
5.5㎡
乘人数
62
总面积
11㎡
乘车辆
4
罐笼总载重
13.8t
罐体自重
17t
最大终端载荷
550kN
罐笼高度
13.8m
第7章 矿井通风安全
7.1 矿井通风系统的确定
7.1.1 概述
根据邻近矿井的数据及实际勘探资料，可以推算出本设计矿井矿井瓦斯相对涌出量为2.38m3/t，矿井属低瓦斯矿井。有煤炸危险性，井田范围内煤无自燃倾向，依据煤尘爆炸指数及瓦斯鉴定表和邻近矿井的实际开采情况，瓦斯含量由浅到深逐渐增加。
7.1.2 矿井通风系统的确定
矿井通风系统是向矿井内各作业地点供给新鲜空气，排出污浊空气的通风网络，通风动力和通风控制设施的总称。良好的通风系统对井田开采具有重要的意义。且与整个矿井的开拓布置有紧密联系，对保证安全生产，提高煤矿的经济效益有深远意义。
常见的通风系统有中央式、对角式、混合式和分区式，以下将这三种形式分析比较：
1.中央式
风源与井下的流动路线是折返式，其优点是地面建筑和供电集中。便于管理，建井期限较短，井筒延深时通风比较方便；缺点是井底车场漏风大，风路长，风阻大，采空区漏风大，并且工业广场受扇风机噪音影响。
2.分区式
在各采区分别设通风上山直贯地面，优点是风流在井下是直向式的。因此漏风小，阻力小，各采区阻力也较平均，矿井风压也较稳定，工业广场不受回风污染及噪音危害，且安全出口多；缺点是管理较分散，反风较困难。
3.混合式
这种通风方式是几种通风方式混合组成的，通常适于地形复杂，温度高等条件下的矿井，系统较复杂，管理较困难。
本设计矿井为年产1.2Mt/a的矿井，井田走向长，瓦斯含量低，煤层埋藏较深，地质条件较简单，参照原煤炭部于1984年制定的《关于改革矿井开拓布置的若干技术规定》，本设计矿井采用分区式通风系统。
7.1.3 主扇工作方式的确定
矿井主扇的工作方式有三种：压入式、抽出式、混合式。本设计矿井采用抽出式的主扇工作方式，其原因如下：
1．抽出式通风使井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流处于压力升高可能使瓦斯涌出量减少，比较安全；而且漏风小，通风管理较简单。
2．抽出式通风线路漏量小，系统较简单，且容易将有些地点的有害气体排到井外。
3．如果采用压入式，能用一部分回风把塌陷区的有害气体压到地面。且进风线路漏风大，管理较困难。
4．如果采用混合式通风，会产生较大的通风阻力，且风机设备多，管理复杂。
综合上述，且根据本矿井的实际情况，确定该矿井的通风方式为抽出式。
7.2 风量计算与风量分配
7.2.1风量计算
1．《煤矿安全规程》规定，生产矿井的风量应该按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。每一工作地点每人每分钟供给风量都不得少于4m3。
2．《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井风量备用系数为1.15～1.45。矿井风量按上述进行计算后，还应根据邻近或类似矿井经验按实际需要配风进行校核。
矿井总进风量为：
Q＝（∑Qa＋∑Qb＋∑Qc+∑Qd）×K
式中：
Q — 矿井总进风量；
∑Qa — 采煤工作面实际需风量和，m3/min；
∑Qb — 掘进工作面实需风量和，m3/min；
∑Qc — 硐室实际需要风量和，m3/min；
∑Qd — 矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和，m3/min；
K — 矿井通风系数。
一．采煤工作面需风量的计算：
1.按瓦斯涌出量计算：
Qa＝100×QCH4·ai×Kc=100×2.1×1.4＝294(m3/min)
式中：
QCH4·ai — 第i个工作面瓦斯绝对涌出量；
Kc — 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常,机采工作面可取1.2～1.6；炮采工作面可取1.4～2.0。
2.按人员计算：
Qh＝4×Ni＝4×25＝100(m3/min)
式中：
N — 第i个工作面最多人数，人；
3.按工作面温度计算：
Q采＝60×VC×SC×K1=60×2×12×1.3=1872
式中：
VC — 回采工作面的适宜风速；m/s
SC — 回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，㎡；
4.按工作面极限允许风速验算：
4×60×Sm≥Qai≥0.25×60×Sm
即：1968≥Qai≥123
式中：
Sm — 回采工作面平均有效断面，取8.2m2；
Qai — 第i个采煤工作面实际需要风量，（m3/min）；
根据《煤矿安全规程》的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，则单个工作面需风量确定1701.8m3/min。
∑Qa＝Kz×∑Qai＝1.1×1×1701.8＝1872(m3/min)
式中：
n — 采煤工作面个数；
Kz — 备用工作面系数，取1.1；
二．掘进工作面需风量计算：
1.按瓦斯涌出量
Qhi=100×Qghi×Kghi=100×0.6×1.8=108m3/min
式中：
Qhi — 第i个掘进工作面的需风量，m3/min；
Qghi — 第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量；
Kghi — 第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备风量系数，一般1。5～2.0。
2.按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×i×kf=300×1.3=390m3/min
式中：
Qf — 掘进面局部通风机额定风量,m3/min；
i — 掘进面同时运转的局部通风机台数,台；
Kf — 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3。
3.按工作人员数量计算
Q掘 =4Ni
式中：
Ni — 掘进工作面同时工作的最多人数，人。
按工作面人数计算，风量偏小，故不作计算。
根据以上计算取最大值∑Qb为390m3/min。
三．硐室实际需风量：
井下爆破材料库取250m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取120m3/min
则 ∑Qc＝250+120＝370m3/min
四．其它巷道实际需风量
按瓦斯涌出量计算：
∑Qd=133qtkt=133×2.6×1.3=450m3/min
根据以上计算得矿井总风量为：
Q=（∑Qa+∑Qb+∑Qc）×K=5102
7.2.2 风量分配
根据《煤矿安全规程》的规定，风量分配如下：
（1）采煤工作面分配风量为1872m3/min；
（2）掘进工作面分配风量为390m3/min；
（3）硐室分配风量为1200m3/min，变电所为1200m3/min，充电硐室为120m3/min，水泵房130m3/min，柴油机硐室取750m3/min；
（4）其它井巷需风量为364m3/min。
7.2.3 风量的调节方法与措施
1．局部风量调节
可采用增阻法，减阻法及辅扇调节法。
增阻法主要采用风窗调节，减阻法主要在风阻大的地段扩大段落区域同断面积，在需要风量的地点可设局扇调节。
2．矿井总风量调节
主要采用改变主扇的工作特性或改变矿井网络路总风阻值。
采用改变主扇转速或改变主扇中叶片安装角的办法，对于有前导器的扇风机，可以通过改变前导叶片角度的方法调节，也可更换主扇风机。
7.2.4 风速的验算
1．工作面风速验算：
（1）最低风速验算：
Qa≥0.25×60×Saim3/min
0.25×60×10＝150m3/min
（2）最高风速验算：
Qa≤4×60×Saim3/min
4×60×10＝2400m3/min
综上计算，综采面的风量符合要求。
2．掘进低风速验算：
（1）按最低风速验算：
Qm≥0.25×60×Sai＝0.25×60×10＝150m3/min符合要求。
（2）按最高风速验算：
Qm≤240Sai＝240×10＝2400m3/min符合要求。
3．其它井巷风速验算：
（1）其它井巷需风量Qd＝450m3/min
Qd≥0.15×60×12＝108m3/min符合要求。
（2）大巷风速验算：
矿井总风量：
Q＝(Qa+Qb+Qc+Qd)×K
＝5102m3/min
V＝Q/S大巷＝5102/(13×60)＝6.5m/s
根据<<规程>>中要求，大巷中风速不能超过8m/s,则符合要求。通过验算，各风速均满足要求。各种巷道和采煤工作面的适宜风速,详见表7—2：
表7—2 各种巷道和采煤工作面的适宜风速
序号
巷道名称
适宜风速
1
运输大巷、主石门、井底车场
4.5～5.0
2
回风大巷、回风石门、回风平硐
5.5～6.5
3
采区进风巷、进风上山
3.5～4.5
4
采区回风巷、回风上山
4.5～5.5
5
采区运输机巷、胶带输送机巷
3.0～3.5
6
采煤工作面
1.5～2.5
7.3 矿井通风阻力的计算
7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力
h fr ＝a×L×U×Q 2／S3
式中：
hfr — 井巷的摩擦阻力，Pa；
a — 摩擦阻力系数，N·s2/m45；
L — 井巷的长度，m；
U — 井巷的周边长，m；
Q — 井巷的通过风量，m3/s；
S — 井巷的净断面积，m2；
通过平均井巷净断面积进行计算：
hfmax＝0.0012×5100×14.2×19600/2100＝811Pa
hfmin＝0.0012×2200×14.12×19600/1947＝375Pa
在井下，局部风阻为总风阻的10%则：
hmax＝hfmax／0.9＝901Pa
hmin＝hfmin／0.9＝417Pa
抽出式通风考虑一定的漏风量,则通过主扇风机的风量为:
Q扇＝K×Q＝1.2×140＝168
式中：
K — 漏风系数；K=1.2
矿井总阻力为 R＝h/Q2＝0.025，0.025＜0.35所以本矿井通风容易程度属容易。通风系统网络图详见图7—1：
图7—1 通风系统网络图
7.3.2 矿井等积孔的计算
矿井等积孔是衡量矿井通风难易程度和是否经济的重要指标，由于矿井井型和瓦斯等级不同，等积孔不同，等积孔的经济合理值变化较大，不能用一个标准来衡量全矿井的通风难易程度。因此，可以用矿井等积孔表示矿井通风的难易程度，根据矿井总风阻或等积孔，通常把矿井通风难易程度分为三级，如表7—4所示。
表7—4 矿井通风难易程度分级表
矿井通风难易程度
矿井总风阻Rm/Ns2·m-8
等积孔A/m2
容易
＞0.355
＞2
中等
0.355～1.420
1～2
困难
＞1.420
＞1
等积孔的计算方法：
A=1.19/Rm1/2
式中：
A — 矿井或通风区的等积孔；m2
则A=1.19/0.0981/2
=1.19/0.313
=3.8>2
对照上表可知，该矿井通风难易程度为容易。
7.4 通风设备的选择
7.4.1 主扇的选择计算
主主扇的选择计算主要以以下几个因素来考虑：
1.风机的工作风量
Qf＝PL×Q
式中：
PL — 考虑外部漏风系数，取1.3；
由公式得Qf＝PL×Q＝1.3×74.5＝96.85m3/s
2.风机的风压
对于抽出式通风矿井，通常采用轴流式风机，轴流式风机风压静压力为：
Hs =h+hd+hn
式中：
h — 矿井总风阻；
hd — 风机附属装置的阻力，取hd=18；
hn — 自然风压，当自然风压与扇风机风压同向作用时，hn取正，反向hn取负。
最大阻力：
Hs1=hf1+hd+hn=327.56+18=345.56
Hs2=hf2+hd+hn=190.54+18=208.54
(由于进回风井长度基本相等，且其井口标高基本相等,则Hn取0)
静压风阻：
选择风机为KDF—6.3型
7.4.2 反风措施
当井下发生火灾时，利用反风设备改变火灾烟流方向，以使火源下风侧的人员处于火源的“上风侧”的新鲜风流中，阻止烟流到采掘工作面，保护井下人员安全。具体措施是：短路反风，通过开关风门来完成，全矿井反风通过主要通风机及其附属设备得以实现。
7.5 矿井安全生产措施
本矿井瓦斯涌出量不大，正常涌水量较小，有煤尘爆炸危险但无自燃发火倾向，因此,为了保证安全生产必须制定预防措施。
7.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸
1.预防瓦斯爆炸措施
(1)搞好通风
有效的通风是防止瓦斯积聚的最基本最有效的方法。必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部通风机风筒末端要靠近工作面，放炮时间内也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大风量和提高风速。
(2)及时处理局部积存的瓦斯
①采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理，具体做法是工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障；
②综采工作面瓦斯积聚的处理，采用的措施是:加大工作面风量;防止采煤机附近的瓦斯积聚；
(3)经常检查瓦斯浓度和通风状况
(4)通过瓦斯抽放技术处理瓦斯浓度大的煤层
2.预防煤尘爆炸措施
(1)建立严格完善的规章制度，严格按《煤矿安全规程》中的有关煤尘方面的规定工作；
(2)在井下一定距离内应有完善的防尘撒水系统；
(3)井下设防水棚、盐水棚；
(4)建立井底车场防爆制度，为防止卸载站附近架线火花引起煤尘爆炸危险。卸载硐室处设立拱巷，翻罐笼硐室处设挡墙，以便把架线线路和卸载点分开，在此区段行车时，不要拉电弓，防止产生火花。
7.5.2 火灾与水患的预防
1.水患的预防
2.火灾的预防
3.防治提升事故的主要措施
章 矿井排水
8.1 概述
在矿井建设和生产过程中，随时都有各种水源涌入矿井。矿井排水设备不仅要排除各时期涌入矿井的矿水，而且在遭到突然涌水的袭击有可能淹没矿井的情况下，还要抢险排水。新兴四矿的水温地质条件为较强坚硬裂隙岩层充水的矿床。单位用水量为3.25升/秒米，含水层以静储量为主，根据实测资料，年平均用水量为247m3/h，遇个别断层会发生涌水现象，但其水量有限，且在短期内就会被疏干，随着开采水平的延伸，涌水量越来越小。因此，该区水文地质较简单。
8.2 矿井主要排水设备
新兴四矿采用扬水法排水方式。主排水设备负责把全矿或大部分涌水排至地面；辅助排水设备负责把下一开采范围的水排至主排水设备所在的水平；区域排水设备负责把区域的涌水直接排至地面；转载排水设备负责把由于反向坡度不能自流集中到主排水，转载到主排水设备，中央排水设备负责把几个涌水量不大的矿井涌水，汇集起来排出矿井。本系统采用集中排水系统，可将全部井巷的涌水集中水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。
8.2.1 排水方式与排水系统简介
矿井排水系统，依据矿井开采深度、开拓系统及各水平涌水量的大小，采用中央排水系统或分段排水系统。这两种排水系统阐述如下：
1．分段排水系统
当单水平开拓井筒延深，排水所需压头超过了水泵可能产生的扬程时，可以采用分段排水系统，即先将涌水排至井筒中间水仓，然后再由中间泵房将水排至地面。这种方法比用水示串联操作简单，而对泵及管路的强度没有特殊要求。
2．集中排系统
这种排系统是将全部井巷的涌水集中至水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。集中排水系统开拓量小，管路敷设简单，基建费用低，便于管理，是我国普遍采用的排水系统。
新兴四矿采用双立井两水平开采方式。水平设在－350，－800标高处。本矿井属于低涌水量矿井。根据以上各排水系统的特征，以及本设计矿井的实际情况，本设计矿井选用集中排水系统排水，即将涌水排至井底车场附近水仓内，然后由水泵将水排至地面。
8.2.2 主排水设备及管路的选择计算
1．主排水设备的选择
（1）设计依据：矿井正常涌水量：QE＝247m3/h
矿井最大涌水量：QK＝370m3/h
副井的井口标高：＋70m
水平的标高：-350m
水泵的选择：
水泵所需最小流量可由下式计算：
Q1＝24×Q×E／20
式中：
Q1 — 水泵所需量最小流量：m3/h
则：Q1＝24×247／20＝198m3/h
水泵所需的扬程：
HB＝K(Hp+Hx)
式中：
HB — 水泵扬程，m；
K — 管路损失系数，取1.25；
Hp — 排水高度，可取井筒垂高；
Hx — 吸水高度，取5.0；
水泵参数详见表8—1：
表8—1 水泵参数表
水泵型号
级别
流量
扬
程
m
转速
r/min
配带电机
效率
％
吸程
M /h
T/s
型号
电机功率
D450/60*6
8
336
53
451
1480
JSQ158-4
680
70
5
则HB＝1.25×(470+5.0)＝593.75m
（1）选择水泵：
选用D450/60*6型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。
2.水管路的选择
管内径的选择： ；m
式中：
dp — 排水管内径；m
Q — 通过管子的流量m3/h
VP — 流速；m/s；一般取1.5～2.2
则：dp＝0.183m；dx＝dp+0.025＝0.208m
通过以上计算选择管路内径为200mm,外径为219mm的无缝钢管。
因本设计矿井排水量为150m3/h，所以各泵应有独立的吸水井，两台泵两趟管路的布置，一台检修，其主要布置采用用“三泵两管”的布置方式。
第9章 采区供电
9.1 矿井供电系统概述
9.1.1 地面变电所
本设计矿井地面变电所的主要作用是接受来自电力系统的电能，再变配给矿井地面和井下的用户。地面变电所的主要变压器选用两台，当一台停止运行时，另一台保证安全和原煤生产用电负荷，且不小于全部负荷的75%。地面变电所设双回路电源进线，当任一回路发生故障停止运行，另一回路应仍能担负矿井全部负荷。变电所的设置靠近主要负荷和电缆入井井筒，以便留有进出线走廊。
井下供电采用深井供电系统，高压电能由电缆送到井下直达采区变电所，在井底设中央变电所，在采区设置采区变电所。采区的用电由副井向下送电，副井中敷设钢管加固，在钢管中敷设电缆向采区供电。中央变电所将矿井供电线路的35KV高压电变为6KV的高压电，由光线电缆输送到各采区变电所，各采区变电所将井下中央变电所送来的6KV高压电变为660V(或380V)低压电输送给工作面的用电设备，采区变电所设在采区硐室，独立通风。
9.2 采区电器设备的型号及数目
本设计采区设计能力为1.2Mt/a，一个工作面达产，一个掘进工作面，供电方式为双电源。
采区电器设备的型号及数目详见表9—1：
表9—1 采煤工作面设备统计表
序号
设备名称
规格型号
单位
数量
1
采煤机
AM-500
台
1
2
液压支架
ZY400/18/38
台
150
3
刮板输送机
SGZ-764/265
台
1
4
转载机
SZB-764/132
台
1
5
胶带输送机
DSP-1063/1000
部
1
6
回柱绞车
JD-11.4
台
2
8
乳化液泵站
XRB2B80/200
台
1
9
破碎机
LPS-1000
台
1
10
喷雾泵站
WPZ-320/63
台
2
9.3 变压器容量选择
本设计采用需用系数法计算采区变电所容量
S＝K×∑P／cosa
式中：
S — 变压器的计算容量
K — 需用系数，取0.65
∑P — 电变压器供电的所有用电设备额定功率之和
cosa — 电变压器供电的用电设备的加权平均功率
S＝0.65×1745.9/0.7＝1621KW
由S值，选取的变压器详见表9—3：
表9—3 变压器选型表
型号
额定容量
额定电压（KV）
损耗(W)
阻抗电压(%)
空载电
流(%)
高压
低压
空载
短路
STL-1008／6
1800
6
0.4
6150
22000
4.5
4．5
9.4 电缆选择计算
采区电缆可选35mm2橡套电缆，但考虑机械强度，应选用50 mm2的电缆。实际流过电缆负荷电流由下式计算：
∑P1000／ ×ν cosa× ＝172A
选两条相同的电缆对采煤机供电，则每条电缆的长时允许负荷电流大于实际流过电缆的负荷电流故选取的电缆的主截面合适。电缆及开关型号详见表9—4、9—5：
表9—4 开关型号选型表
电缆用途
电机容量(千瓦)
电缆型号与规格
机组
300
UCPQ-1140-3×70+1×10+3×6
刮板输送机
75／75
UPQ-1140-3×35+1×16-200
乳化液泵
13
UPQ-1140-3×10+1×10-10
转载机
75
UPQ-1140-3×25+1×10-10
动输斜巷皮带输送机
30／17
U-1000-3×10+1×6-10
运料斜巷绞车
75
U-1000-3×16+1×6-10
运输巷胶带输送机
160
UGSP3×35+1×16/3JS
局扇
22
U-1000-3×4+1×4-10
表9—5 电缆型号表
设备
型号
规格
采煤机电缆
Vcp-1000
3×50＋1×16
刮板输送机电缆
Vp-1000
3×50＋1×10
转载机电缆
Vp-1000
3×25＋1×10
乳化泵站电缆
Vp-1000
3×6＋1×6
回柱绞车JD11.4电缆
Vp-1000
3×25＋1×10
通风机电缆
Vp-1000
37＋110
各种设备开关
QCS-80
电线路图表如图9—1所示：