主排水泵选型计算设计
一、概述
本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m，副立井、回风立井井口标高均为+1195m，副立井、回风立井落底标高均为+220m，主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m，初期大巷最低点标高为+205m。
根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，正常涌水量大于120m3/h，最大涌水量大于600m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。
二、矿井主排水
（一）设计依据
地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h，最大涌水量为1284m3/h计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。
（二）排水系统方案
根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较：
方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m，年排水电费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。
方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷→主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井井口低273m，排水设备工况扬程低，水泵级数少，设备投资省，电耗低。
经上述综合分析比较，设计推荐本矿井排水系统采用布置合理，综合运营费用低的方案二，即主排水泵房设置在初期大巷最低点，井下涌水由主井排出方案。
（三）矿井主排水泵房排水设备
1、设计依据
根据确定的排水系统方案，本矿井主排水泵房设置在+205m水平副立井井底车场附近的初期大巷最低点，排水管路经管子道、沿主斜井井筒敷设至地面。
地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆渗水增加水量50m3/h，因此在设备选型时按正常涌水期排水量857m3/h，最大涌水期排水量为1284m3/h计算；初期大巷最低点标高+205m，主斜井井口标高+922m，排水垂高715m，考虑矿井水处理所需要增加的15m扬程后，排水总垂高为732m，排水管路敷设长度约5800m。
2、排水设备方案
水泵及管路的初选
（1）泵应具有的排水能力：
正常涌水量 Q
=1.2×857=1028.4m3/h;
1
=1.2×1284=1540.8m3/h
最大涌水量 Q
2
排水扬程 H=1.15×（717+5）=830.3m
（2）排水设备初选
MDS420-96系列矿用耐磨离心式排水泵，其额定扬程应不小于830.3m。
（3）排水管路初选
D=（4×420/3.14×1.8×3600）1/2 =0.287m 取 DN=0.30m即DN300mm
排水管路选用D325型复合钢管，吸水管路选用D377型复合钢管。
（4）排水系统阻力系数
排水管阻力损失：
式中：
?－－速度压头系数，1；
1
?－－直管阻力系数，
2
?－－弯管阻力系数，0.76～1.0；
3
4?－－闸阀阻力系数，0.25～0.5； 5?－－逆止阀阻力系数，5～14； 6?－－管子焊缝阻力系数，0.03；
3n －－弯管数量，个； 4n －－闸阀数量，个； 5n －－逆止阀数量，个； 6n －－管子焊缝数量，个；
λ－－水与管壁的阻力系数；
d L －－排水管路总长度，m ；
d V －－排水管流速，m/s ；
旧管时：
吸水管路及局部水头损失之和sf
H '： 式中：
'2?－－直管阻力系数，
'3?－－弯管阻力系数，0.76～1.0； '4?－－滤水器阻力系数，2～3；
'5?－－偏心异径管阻力系数，0.16～0.36；
'
3n －－弯管数量，个；
λ－－水与管壁的阻力系数；
s L －－吸水管路总长度，m ； s V －－吸水管流速，m/s ；
旧管时：'1.7 1.70.3350.57sf sf H H m '==?=旧
排水系统阻力系数
则排水系统Q-H 特性曲线方程为H=722+8.407×10-4Q 2 3、水泵及管路的计算机优化
根据矿井排水系统和参数，经我院通过部级鉴定的《矿井排水设备选型优化设计计算程序》设计计算，选出了适合本矿井主排水泵房的3个排水设备方案，其技术经济参数详见表7-3-1。
从方案表中可以看出，方案三所选排水系统设备，排水能力大，但水泵运行工况效率低，年电耗高，基建投资多，年综合营运费用也较高，故设计不予推荐；方案二所选排水系统设备，虽然电动机容量较小，但水泵台数多，年电耗较高，基建投资也较多，因水泵运行工况效率低、综合营运费用也较高，设计也不予推荐；方案一所选排水系统设备，基建投资低，水泵运行工况点效率高，年电耗少，年综合运行费用最低。故设计推荐方案一作为本矿井主排水设备方案。
矿井主排水设备选型方案比较表
表7-3-1
（1）排水管路壁厚按下式计算：
式中：
δ－－排水管路管壁计算厚度，cm；
P－－管路最大工作压力，设计取为9.5MPa；
－－管路管材外径，cm；
D
W
ψ－－管路焊缝系数，无缝钢管取1；
[σ]－－管材需用应力，MPa；
本公式已计入管材的制造误差及腐蚀附加厚度。
代入各参数后：
则排水管路壁厚选择为21mm。
排水管路选用2趟D325×21型聚乙烯复合钢管（基材为无缝钢管），分段选择壁厚。排水管路由+205m水平主排水泵房→管子道→主斜井井筒敷设至地面。正常涌水期3泵3管运行，最大涌水期4泵4管运行。
（2）选定方案的设备及运行工况
经计算机优化，并结合前期可研设计时专家的评审建议，本矿井主排水系统设备选用MDS420-96×9型矿用耐磨离心式主排水泵7台，每台水泵配套1台YB2系列4极 10kV 1600kW矿用隔爆电动机。正常涌水期3台工作，3台备用，1台检修，最大涌水期4台水泵工作。
鉴于本矿井的涌水水质较差，考虑到延长排水管路的使用寿命，减小管路维护工作量，主排水管路选用4趟D325矿用聚乙烯复合钢管（基材为无缝钢管），分段选择壁厚。排水管路经管子道、主斜井井筒敷设至地面。正常涌水期3泵3管运行，最大涌水期4
泵4管运行。
矿井排水设备运行特性曲线详见图7-3-1。
矿井排水系统布置详见图7-3-2。
矿井排水设备运行工况详见表7-3-2。
水泵运行工况点参数表
表7-3-2
水泵运行时，日排水时间均＜20h，排水能力满足要求；水泵所需轴功率（计算轴功率）均小于所配电动机容量1600kW，所选电动机容量满足水泵要求。
为了节约能源，设计选用ZPB-G型高压气液两用射流装置，使水泵实现无底阀运行。射流泵接井下压缩空气管路作为备用能源。
设计选用MZ941H-100型矿用电动隔爆闸阀，实现水泵房自动化控制；选用J
745X-100
D
型多功能水泵控制阀，减小水垂对排水系统的冲击。
泵房内设置起重梁，配置手动单轨小车和环链手拉葫芦，以便于设备安装和维修。
根据本矿井开拓方式及井下辅助运输无轨化的特点，传统的人工挖掘，清仓绞车清运水仓淤泥方法，效率低、劳动强度大，不适合本矿井高产高效的要求，同时煤泥（含有水）运输也不方便，还影响井下环境。为此，设计考虑选用国内近几年开发的ZQ-ⅢY 型水仓自动清挖系统1套，用于井下水仓清理。该系统含有淤泥搅拌设备、MQB-Ⅱ型泥浆抽排泵、脱水设备、浓缩设备及装车系统，能将水仓淤积的煤泥转化为煤饼，装载到井下无轨胶轮车上，运到地面，操作方便，使用可靠，己在多对矿井中成功应用，反应较好。ZQ-ⅢY型水仓自动清挖系统总装机容量约35kW。
（四）矿井主排水设备的供配电与控制
根据现行《矿山电力设计规范》、《煤矿安全规程》要求，井下主排水泵为一级负荷，主排水泵电机由井下中央变电所一对一供电，10kV高压电源线路采用MYJV-10kV 3×70煤矿用交联聚乙烯电力电缆。井下主排水泵电机，采用高压软起动。同时，在水泵房设有就地操作箱。主排水泵供电系统图详见附图C1361G1-261·2-1。
为了实现矿井井下主排水自动化，设计有自动化排水系统。该系统采用防爆PLC控制，能根据井下水仓水位自动起停水泵，工作泵故障时，备用水泵自动投入。
现场控制器采用S7系列PLC，完成数据采集与控制功能。并配置工业智能图形工作站，作为数据显示和操作监控设备。
系统控制点设于井下中央变电所中，为二合一控制站，即井下排水三遥系统和中央变电所三遥系统共用硬件平台。
1、操作方式：系统控制具有自动、半自动和手动检修3种工作方式。
2、程控功能：PLC主要实现主排水系统的数据采集、动态显示及主排水泵自动启停、自动倒换等顺序控制功能。
3、监控功能：具有故障自诊断、流量、压力、设备运行工况和在线设备性能等参数、控制系统状态、高、低压配电及MCC系统等的连续实时显示以及报表打印、数据存储功能。
4、水泵监控系统与井下控制网联网，实现在矿调度室进行三遥。
五、抗灾潜水电泵排水系统
（一）概述
本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，水文地质类型为复杂，涌水量在西北地区较大，对采掘工程、矿井安全构成一定水害威胁。为此设计考虑在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。鉴于本矿井井下水压大于6MPa，高压水闸门尚无定型设计产品，超高压防水闸门也还在研究阶段，考虑实际抗灾需要，以及目前潜水电泵设备发展状况，采用增加潜水电泵排水系统以增强矿井的抗灾排水能力，设计在井底车场主排水泵房水仓附近设潜水电泵系统，排水管路沿回风立井井筒敷设至地面。
（二）设计依据
本矿井回风立井井口标高为+1195m ，井底车场主排水泵房水仓附近的标高为+205m，排水垂高990m。在主排水泵房水仓附近设置潜水电泵硐室，潜水电泵硐室标高为+205m，排水管路沿西回风大巷转回风石门至回风立井井底，由回风立井井筒敷设至地面，井下水排出后留有3m水头。
矿井最大涌水量1234m3/h，总排水高度993m，排水管路长度1880m。
（三）抗灾潜水电泵选型
1、抗灾潜水电泵选型
根据排水能力要求、估算水泵扬程，本矿井抗灾潜水电泵排水系统选用3台BQ550-1105/13-2500/W-S型，额定流量550m3/h，额定扬程1105m的矿用隔爆卧式潜水电泵，当井下突水或涌水量增大时，3台水泵同时工作，每台水泵配用1台4极、10kV、2500kW矿用潜水泵专用隔爆型电动机。
2、排水管路选择
排水管路直径：
0.304()
===，取D=0.30m，公称直径为DN300mm。
D m
V—设计排水管流速，m/s。
式中：
d
结合所选水泵台数、水泵扬程，排水管路选用3趟外径为D325mm的聚乙烯复合钢
管（基材为无缝钢管），分段选择壁厚。当井下突水或涌水量增大时，3趟管路同时工作。排水管路由卧式潜水泵硐室→管子道→回风大巷→回风石门→回风立井井筒敷设至地面。
3、管路阻力系数计算 （1） 排水系统阻力系数
① 排水管路中阻力损失af H 按下式计算： 式中：
1?—速度压头系数，取1?=1；
2?—直管阻力系数，
λ—水与管壁的阻力系数，对于DN300mm 管路，λ=0.027；
d L —排水管路总长度，本矿井抗灾排水系统为1880m ；
D —排水管路公称直径，本矿井抗灾排管路管径为0.30m ；
3?—弯管阻力系数，0.76～1.0；
3n —弯管数量，个，本矿井抗灾排水管路系统为2个；
4?—闸阀阻力系数，0.25～0.5；
4n —闸阀数量，个，本矿井抗灾排水管路系统为2个；
5?—逆止阀阻力系数，5～14；
d V —排水管流速，m/s ；
则，抗灾排水泵排水管路阻力损失： 抗灾排水管路旧管（淤积）时阻力损失：
② 吸水管路及局部水头损失之和sf
H '，因潜水泵无吸水管，故可不考虑。 ③ 排水系统阻力系数 新管（管路未淤积）时： 旧管（管路未淤积）时：
则排水系统新管（管路未淤积时）阻力特性方程为：H=H t +RQ 2=993+1.970×10-4Q 2 旧管（管路未淤积时）阻力特性方程为：H=H t +R ’Q 2=993+3.345×10-4Q 2 式中：H t —吸水面至排水口几何高差，m ；本排水系统H t =993m 。 4、水泵运行工况
按新管（管路未淤积时）阻力特性方程和旧管（管路未淤积时）阻力特性方程，在BQ550-1105/13型水泵特性曲线上绘出管路阻力特性曲线，得出水泵运行工况点。
矿井抗灾排水设备运行工况点详见表7-3-3。
抗灾水泵运行工况点参数表
矿井抗灾潜水电泵运行特性曲线见图7-3-3。
由水泵运行工况点参数表可知，在排水新管（管路未淤积）时，潜水电泵工况流量593 m3/h，工况扬程1061m，计算轴功率2204kW＜2500 kW，抗灾排水潜水电泵配用的电动机容量满足水泵排水要求。
所选水泵采用高压软启动器起动，起动能力能够满足2500kW水泵电动机起动要求。
按抗灾排水管路系统最大工作压力状况，计算管路壁厚：
故所选外径D325 mm、壁厚23mm的聚乙烯复合钢管（基材为D325×23型无缝钢管）满足排水要求。
5、电动机容量、管路壁厚及排水能力校验
由水泵运行工况点参数表可知，当井下突水或涌水量增大时，3趟 D325×23型排水管路配合3台BQ550-1105/13-2500型潜水电泵工作。管路淤积后潜水电泵工况流量559 m3/h，工况扬程1098m，计算日排水时间17.66h，小于24h，抗灾排水潜水电泵的排水能力满足要求。
（四）抗灾潜水电泵的供配电与控制
根据现行《矿山电力设计规范》、《煤矿安全规程》要求，抗灾潜水泵为一级负荷，抗灾潜水泵电机，采用电气软起动方式，其10kV高压电源由地面抗灾潜水泵高压配电室
一对一供电。
抗灾排水监控系统采用PLC完成数据采集与控制功能，能根据水害危险在地面控制点进行操控。在潜水泵的出口管路安装有电动闸阀，总出水管路上安装压力与流量传感器。
抗灾潜水泵控制点设于地面抗灾潜水泵高压配电室，井下潜水泵自带的压力、流量等保护参数，通过4～20mA模拟量信号接入地面PLC中。
抗灾潜水泵10kV配电室供电系统图详见附图C1361G1-261.1-16。
主排水泵选型计算设计 一、概述 本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m，副立井、回风立井井口标高均为+1195m，副立井、回风立井落底标高均为+220m，主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m，初期大巷最低点标高为+205m。 根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，正常涌水量大于120m3/h，最大涌水量大于600m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。 二、矿井主排水 （一）设计依据 地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h，最大涌水量为1284m3/h计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。 （二）排水系统方案 根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较： 方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m，年排水电费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。 方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷→主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井
设计题目：矿井排水设备选型设计 综放工作面选型设计 本次设计是根据煤矿的实际情况、环境条件而制定的。好的煤矿机械设备选型设计和供电系统，对于企业来说，可以更好的利用和合理分配电力资源，促进安全生产和降低生产成本。所有的设计方案都要以《煤矿安全规程》、《煤矿井下供电设计规范》、《煤矿电工手册》等为准则。 本设计介绍了矿井排水设备选型、综放工作面供电系统；排水设备选型主要介绍确定排水系统、选择排水设备、给出指标经济核算、绘制水泵房布置图、绘制管路系统图等；紧力及选用的电机功率的计算等；综放工作面供电系统主要是介绍采煤工作面供电系统拟定、电缆选型校验、低压供电系统开关整定校验、高压系统整定校验、接地保护系统、漏电保护系统。 总之，所有的煤矿机械设备选型和供电系统都是以井下安全生产所服务为目的。设计一套完整、完善的煤矿机械设备选型设计和井下供电系统，对煤矿安全生产是必不可缺少的。 关键词：机械设备选型; 排水设备选型；选型设计；井下；综放工作面；供电。
目录 目录 (2) 绪论 (4) 第一部分矿山固定设备选型设计 (6) 矿井排水设备选型设计 (6) 1. 概述 (6) 2. 排水设备及系统的选择 (7) 2.1设计的原始资料 (7) 2.2水泵的型号及台数选择[6] (8) 2.3 管路的选择 (8) 3. 工况点的确定及校验 (10) 3.1 管路系统 (10) 3.2 校验计算 (12) 4. 电耗计算................................................................................................. 错误!未定义书签。 4.1 年排水电耗................................................................................... 错误!未定义书签。 4.2 吨水百米电耗校验....................................................................... 错误!未定义书签。 第二部分综放工作面供电设计............................................................... 错误!未定义书签。 1. 概述......................................................................................................... 错误!未定义书签。 1.1综放工作面供电系统拟定[2].......................................................... 错误!未定义书签。 1.2 综放工作面负荷统计.................................................................... 错误!未定义书签。 1.2.1材料道供电系统负荷：（660V）.............................................. 错误!未定义书签。 1.2.2 溜子道供电系统负荷：（660V）............................................. 错误!未定义书签。 1.2.3 工作面1140 V 供电系统负荷：............................................ 错误!未定义书签。 2. 设备的选择、整定计算、校验[10] [11]： ............................................... 错误!未定义书签。 2.1功率因数[3]：.................................................................................. 错误!未定义书签。 2.2 各变压器容量校验：.................................................................... 错误!未定义书签。 3. 材料道供电系统：................................................................................. 错误!未定义书签。 3.1 设备选择：.................................................................................... 错误!未定义书签。 3.2 电缆的选择[5]................................................................................. 错误!未定义书签。 3.2.1干线............................................................................................ 错误!未定义书签。 3.2.2 负荷线....................................................................................... 错误!未定义书签。 3.3 电压损失检验[12]： ................................................................... 错误!未定义书签。 3.4材料道开关整定计算、校验：..................................................... 错误!未定义书签。 3.4.1 材料道配电点(3-5＃ KBD-200A）整定：（动力）............... 错误!未定义书签。 3.4.2 材料道分支馈电（3-4＃ KBD＃- 400A）............................. 错误!未定义书签。 3.4.3 材料道总馈电（3-1＃ KBD-400A）....................................... 错误!未定义书签。 4. 溜子道供电系统：................................................................................. 错误!未定义书签。 4.1 设备选择、校验：................................................................................ 错误!未定义书签。 4.2 1# 移变（660V）供电系统：........................................................... 错误!未定义书签。 4.2.1 电缆选择、校验[1].................................................................... 错误!未定义书签。
10级采矿工程专业 煤矿开采学课程设计说明书 学号：120XX020XX34 姓名：刘洋 班级：采矿工程<5、6>班 指导老师：王文 设计成绩： 设计时间：20XX-10-22---20XX-11-8
目录 一、带区巷道布置 1、带区概况 (3) 2、采区储量及服务年限 (3) 3、带区的再划分 (6) 4、确定采区内巷道布置 (8) 5、确定工作面回采巷道布置方式及推进终点位置 (12) 6、确定通风布置系统煤层通风系统 (12) 7、带区车场路线设计 (13) 二、采煤工艺设计 1、采煤工艺方式的确定 (14) 2、工作面主要机械设备 (15) 3、采煤机工作方式 (16) 4、工作面的支架方式 (17) 5、超前支护方式和距离 (18) 6、校核支架的强度和高度 (18) 7、工作面合理长度的验证 (21) 8、循环方式选择及循环图表的编制 (23) 总结 (27) 参考文献 (28)
一、带区巷道布置 1.1 带区概况 本采区为某矿第二水平第四采区，其中二采区已采，六采区未采。上部标高-150m，下部标高-300m。本采区构造简单，单斜构造，煤层为厚煤层，煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，煤层厚度4.5m，煤的密度为1.35t/ m3，煤的密度为1.35t/ m3，自然发火期为3-12个月。采区走向长度20XXm，倾斜长度1200m,煤层倾角为7.5°，采区生产能力自定。 运输方式：大巷运煤采用胶带输送机，辅助运输采用1.5t固定式矿车，10t架线电机牵引。 瓦斯等级：瓦斯相对涌出量 5 m3/t，为低瓦斯矿井。 图1 煤层柱状图 1.2 采区储量及服务年限 1.采区工业储量
矿井主排水系统毕业设计 第一章矿井概况 一、矿井简介 该矿井属于某煤田——河流区域，最高海拔+170米左右，平原最低标高+110左右，井田内多为缓岗丘陵，堆积平原和玄武岩地相间，该河蜿蜒蛇曲，横贯井田南部为老年期河流，沿河两侧有大片沼泽湿地，河宽10～15米，坡度2.6%河深1～2米，平均流量0.77米3/秒，最小流量0.23米3/秒，最大流量（暴雨后）0.85米3/秒。除此主干流外，还有季节冲沟，本区最高洪水位标高为+125米。 矿井东南为背斜构造，地层倾角最大60度左右，中西部有不明显褶皱，倾角一般10～18度，区内断层共11层，其中除F11逆断层外，F1～F10均为正断层，断层落差最大120～150米，最小为0～17米。 二、水文地质 1、第四系孔隙含水层 该河在本区段上游以粗砂含水层为主，分选性和渗透性较好，含水丰富，其厚30米以上，最宽分布2100米，分选
性和渗透性由上游逐渐减弱，该河下游以灰色砾砂为主，分选性与渗透性均好，含水丰富，含水层厚度平均为15米最厚25米，分布宽1100米，水力性质为潜水，埋在地表0.6米以下，水位1.2米左右，砾砂层含水层与煤系地层直接接触，二者的联系是密切的。 2、侏罗系含水带 从水文地质条件和地貌来看，西部为补给区，东部为排泄区，当地下水流到大中沟时，在低洼处，形成上升泉排泄于地表，东区侏罗系含水带划分为： 1）裂隙含水带，分布在120米以上，主要由中粗沙层组成，强化风隙含水带裂隙发育，含水丰富。 2）孔隙含水带，含水带在120米以下，即位于强风化裂隙含水带以下，但二带无明显界限，孔隙含水带单位涌水量在0.04～0.064升/秒.米，地下水受到到控制，总的规律是由西向东流。 3）自垩系隔水带 岩性为灰绿色岩，全区分布厚度不一，在背斜轴部岩基附近厚305米，两冀其它部分，平均厚160米，最低处为18.6
煤矿排水系统设计精编 W O R D版 IBM system office room 【A0816H-A0912AAAHH-GX8Q8-GNTHHJ8】
主排水泵选型计算设计 一、概述 本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m，副立井、回风立井井口标高均为+1195m，副立井、回风立井落底标高均为+220m，主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m，初期大巷最低点标高为+205m。 根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，正常涌水量大于120m3/h，最大涌水量大于600m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。 二、矿井主排水 （一）设计依据 地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h，最大涌水量为1284m3/h计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。 （二）排水系统方案 根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较：
方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m，年排水电费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。 方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷→主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井井口低273m，排水设备工况扬程低，水泵级数少，设备投资省，电耗低。 经上述综合分析比较，设计推荐本矿井排水系统采用布置合理，综合运营费用低的方案二，即主排水泵房设置在初期大巷最低点，井下涌水由主井排出方案。 （三）矿井主排水泵房排水设备 1、设计依据 根据确定的排水系统方案，本矿井主排水泵房设置在+205m水平副立井井底车场附近的初期大巷最低点，排水管路经管子道、沿主斜井井筒敷设至地面。 地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆渗水增加水量50m3/h，因此在设备选型时按正常涌水期排水量857m3/h，最大涌水期排水量为1284m3/h计算；初期大巷最低点标高+205m，主斜井井口标高+922m，排水垂高715m，考虑矿井水处理所需要增加的15m扬程后，排水总垂高为732m，排水管路敷设长度约5800m。
赵楼矿井下爆炸材料库设计说明书 一、矿井概况 根据已批准的**体规划，本矿井井田边界为东起**断层…..矿井设计规模…Mt/a，年工作日330天，每天三班作业，净提升时间为16h，矿井劳动定员为….人。 二、设计依据 1、《煤矿安全规程》(2006版)中的有关规定； 2、《煤矿矿井井底车场硐室设计规范》(MT/T5026-1999)中“井下爆炸材料库”的有关规定，《爆破安全规程》（GB6722-2003）、《煤炭工业矿井设计规范》（MT/T5026-1999）； 3、《采矿设计手册》中的有关规定； 4、矿井机械化程度，日炸药消耗量和日雷管消耗量； 5、井下爆炸材料库围岩资料； 6、井下爆炸材料库所在区域巷道关系及井上下关系对照图。 三、爆炸材料库服务区域 该爆炸材料库为新建矿井永久性爆炸材料库，由于矿井开拓形式考虑工业场地压煤量少、井下勘探程度及地层地质的原因，所以初步设计选定井口及工业场地位于构造验证孔附近，造成井下爆炸材料库可直接服务区域主要为矿井一采区，距离超过2.5km以后应在适当位置建立火药发放硐室，以方便使用。但井下永久炸药库仍可作为井上下炸药的主要中转站继续使用。 四、爆炸材料库类型
根据井下巷道的布置关系及库房周围的巷道及地质状况，设计推荐采用壁槽式布置，该布置形式由于将爆炸材料分散储存，巷道布置较硐室式要求稍低，易于在满足规程规定的前提下灵活布置。 五、爆炸材料库容量选择依据 根据矿井..Mt/a的设计年产量，普掘工作面将是矿井投产后的爆炸材料主要消耗地点，根据初步设计，矿井后期考虑8个普掘工作面和4个综掘进工作面。1个普掘工作面的炸药消耗量按每日两茬炮，日进尺3.6m计算，每炮进尺1.8m。掘进断面按平均22m2计算，每次爆破平均消耗炸药45～50kg，取48kg；消耗雷管约100发，则一个工作面日均消耗炸药48×2=96kg，消耗雷管约100×2=200发。8个普掘头用炸药量约96×8=768kg, 消耗雷管约200×8=1600发。同时，考虑到煤矿的井下断层较多的实际地质条件，综掘头过断层时用药平均按普掘头的0.2倍计算，则4个综掘头日均消耗炸药量96×0.2×4=76.8kg, 消耗雷管约200×0.2×4=160发。 3天炸药消耗量：（768＋76.8)×3=2534.4kg 10天雷管消耗量：（1600＋160）×10=17600发 六、井下爆炸材料库位置选择 根据开拓部署及矿井初期投产安排，设计将爆炸材料库位置选择在井底车场附近，并尽量靠近一采区。 七、主要技术要求 1、布置形式 本爆炸材料库采用壁槽式布置，右侧回风、左侧进风，回风道连
龙岩学院资源工程学院 课程设计 题目：矿井排水设备选型设计 姓名：xxx 学号：xxxxx 班级：采矿工程 年级 : 2010级 指导老师 :xxxxx老师 2013-7
矿井排水选型设计 1、设计题目 某矿正常涌水量为210m3/h，最大涌水量为290m3/h，矿水为中性、密度为1050kg/m3，竖井排水，井深200m，试选择水泵型式，确定台数，确定排水系统，选择管径、管材，验算排水时间，判别工作稳定性。 2、矿井排水系统确定 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数目。 矿井排水系统见图3－1。 图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。 3、排水设备选型计算 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：
Q B ′＝ 2420 Q ＝1.2Q m 3/h 式中： Q B ′——水泵最小排水量，m 3/h ； Q ——矿井正常涌水量，m 3/h ； 由此： Q B ′＝1.2×210 ＝252 m 3/h 最大涌水量时： Q Br ′＝2420 r Q ＝1.2 Q Br ′ m 3/h 式中： Q r ——矿井最大涌水量，m 3/h ； 由此： Q Br ′＝1.2×290 ＝348 m 3/h ⑵水泵扬程的计算 'P X B g H H H η+= 式中： P H ——排水高度，取井筒垂深，m ； X H ——吸水高度，取5m ； g η——管道效果，竖井取0.89－0.9； 所以： '40050.9 B H += ＝450m 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250D60×7型，额定流量330 m 3/h ，扬程420m ，转速1480rpm ，吸程6.2m ，效率73％，配带电动机型号JKZ －1250型，容量850KW ，外形2620×1200×1210，自重3500kg 。 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。
主排水泵选型计算设计 、概述 本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m， 副立井、回风立井井口标咼均为+1195n,副立井、回风立井落底标咼均为+220m主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m初期大巷最低点标高为+205m 根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h,正常涌水量大于 120nVh，最大涌水量大于600nVh，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按 照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。 二、矿井主排水 （一）设计依据 地质报告提供矿井正常涌水量807nVh，最大涌水量为1234nVh，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h 的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h ，最大涌水量为1284nVh计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。 （二）排水系统方案 根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较： 方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m年排水电 费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。 方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷一主斜井井筒敷设，将矿井 涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井 井口低273m排水设备工况扬程低，水泵级数少，设备投资省，电耗低 经上述综合分析比较，设计推荐本矿井排水系统采用布置合理，综合运营费用低的方案
安徽矿业职业技术学院 毕业设计说明书 设计题目某煤矿主排水设备选型设计作者姓名叶德伍 学号 1 系部机电工程系 专业矿山机电 指导教师张丽芳老师 2013年3月28日
本次论文设计是基于煤矿流体机械选型设计，完成煤矿主排水设备水泵的型与设计。 本文根据安全和工作能力的要求，选取相应的水泵，以与对应的电动机。并且根据煤矿需要，计算年耗电量，进行基本的生产成本算。 本文主要是煤矿用排水设备的选型，通过对以上设备的合理选型与设计，使工人的工作条件得到一定的改善，实现最大的经济效益。 选型设计中，根据《煤矿安全规程》的有关规定，在保证与时排除矿井涌水的前提下，使排水总费用最小，因而选择最优方案。 根据设计任务书所提供资料，以严格遵守《矿井安全规程》所规定的有关条款为依据，以安全可靠为根本，投入少、运行费用低为原则的设计指导思想，在煤矿生产中，单水平和两个水平开采，应根据矿井的具体情况进行具体分析，综合基建投资,施工，操作和维修管理等因素，在确定最合理的排水系统。 初步选择排水方案，进行设备选型以与相关计算，确定设备工况，校验水泵的稳定工作条件、经济运行条件，排除不合理方案。对所剩方案进行经济核算，根据各设备外形尺寸与安装要求，并考虑其运行条件，最终确定泵房与管路的布置图。 关键词：矿井涌水; 水泵; 工况点; 设备布置; 修改建议： 1、目录从第1页开始 2、7.4设备购置费7.5安装工程费这两部分去掉
第一章、绪论 (1) 1.1矿水 (4) 1.2矿山排水设备的组成 (4) 第二章、矿井排水系统的确定与要求 (5) 2.1排水系统的要求 (5) 2.2矿井排水系统的确定 (5) 2.3矿井主排水系统的设计 (6) 第三章、水泵的选型与台数计算 (7) 3.1设备最小能力计算 (7) 3.2水泵扬程 (7) 3.3预选水泵的形式 (8) 3.4确定水泵的级数 (8) 3.5选定水泵的有关参数 (8) 3.6校验水泵稳定性 (9) 3.7确定水泵的台数 (9) 第四章、吸、排水管道选型计算与管道的布置 (10) 4.1管路敷设 (10) 4.2主排水管路连接 (10) 4.3管路支承梁计算 (10) 4.4管径计算 (11) 4.5确定管路壁厚 (11) 4.6计算管路特性 (12) 4.7吸、排管道的布置 (13) 4.8管道特性曲线的绘制与工况点的确定 (13) 第五章、水泵工作合理性校验 (14) 5.1校验排水时间 (14) 第六章、水泵电动机的选型计算 (15) 6.1水泵电动机的选型要求 (15) 6.2电动机结构型式的选择 (15) 第七章、主排水经济指标的计算 (16) 7.1计算水泵安装高度 (16) 7.2验算电机容量 (16) 7.3计算耗电量 (17) 第八章、水泵房、水仓的布置尺寸确定 (20) 8.1水泵房的布置与尺寸的确定 (20) 8.2水仓的布置与尺寸的确定 (22) 8.3水泵房的草绘绘制 (23) 参考文献致 (24) 致谢 (25)
矿井排水设备选型设计课程设计
龙岩学院资源工程学院 课程设计 题目：矿井排水设备选型设计 姓名：xxx 学号：xxxxx 班级：采矿工程 年级: 2010级 指导老师:xxxxx老师 2013-7
矿井排水选型设计 1、设计题目 某矿正常涌水量为210m3/h，最大涌水量为290m3/h，矿水为中性、密度为1050kg/m3，竖井排水，井深200m，试选择水泵型式，确定台数，确定排水系统，选择管径、管材，验算排水时间，判别工作稳定性。 2、矿井排水系统确定 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数目。 矿井排水系统见图3－1。 图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。 3、排水设备选型计算 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：
Q B ′＝ 2420 Q ＝1.2Q m 3/h 式中： Q B ′——水泵最小排水量，m 3/h ； Q ——矿井正常涌水量，m 3/h ； 由此： Q B ′＝1.2×210 ＝252 m 3/h 最大涌水量时： Q Br ′＝2420 r Q ＝1.2 Q Br ′ m 3/h 式中： Q r ——矿井最大涌水量，m 3/h ； 由此： Q Br ′＝1.2×290 ＝348 m 3/h ⑵水泵扬程的计算 'P X B g H H H η+= 式中： P H ——排水高度，取井筒垂深，m ； X H ——吸水高度，取5m ； g η——管道效果，竖井取0.89－0.9； 所以： '40050.9 B H += ＝450m 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250D60×7型，额定流量330 m 3/h ，扬程420m ，转速1480rpm ，吸程6.2m ，效率73％，配带电动机型号JKZ －1250型，容量850KW ，外形2620×1200×1210，自重3500kg 。 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
煤矿开采毕业设计 说明书
第一章矿（井）田地质概况 1.1 矿（井）田位置及交通 1.1.1 交通位置 王家山煤矿位于靖远县城北约60km, 宝积山矿区西北约10km, 行政区划属白银市平川区王家山镇和东升乡管辖。面积约 8.3421km 2,地理坐标为：东经104 ° 48 ‘06 〃?104 ° 53 ‘12 〃，北纬 36 ° 5135 〃?36 ° 5314 〃。 靖远煤业有限责任公司取得王家山煤矿的采矿权, 国土资源部12 月26 日颁发了采矿许可证, 开采深度标高为效期 自12 月至12 月。 1780 —850m, 有 王家山煤矿西北距国道（积山）线的长征车站接轨专用线。矿区内的公路、 309 线约2.5km 。铁路由白（银）?宝, 经旱平川、水泉, 至煤矿工业广场有简易公路纵横交错, 交通甚为方便。交 通位置如图 1.1
图1.1交通位置图 1.1.2地形地貌 矿区地处干旱区，地形复杂。地形陡峻，最高点位于枸条岘, 标高2021.7m, 最低点位于下红湾，标高1815.0m, 相对高差 206.7m,水洞沟以西基岩裸露，属剥蚀构造地貌，王家山向斜两翼 形成相向的单面山着向斜的倾没, 岩层逐渐被黄土覆盖; 水洞以东主要为黄土丘陵区, 相对高差较小，一般20?50m。 由于沿张性构造裂隙易于向下切割侵蚀故横向沟谷发育。随
1.1.3 气象及水文情况 矿区气候属内陆半沙漠干旱气候 ㈠气温：月平均-9?24 C ,最低-18?23 C ,最高达35?38 C , 年平均7.9?9.2 C。夏季酷热，冬季严寒，春、夏、秋季昼夜温差10?16 °C ㈡降水量：年平均量在187 ?374mm 之间, 平均250mm 左右. 多集中于7、8、9 三个月, 降水量占全年的50?60%, 常形成暴 雨。 ㈢蒸发量：年平均1439 ?1782mm, 平均1655mm, 为降水量的 6.6 倍。 ㈣湿度：年平均55 ?64%, 4、 5 月份最干燥, 为41 ?60%, 7?11 月份湿度在58?75% 之间。 ㈤风向：除夏、秋季有东南风外, 其它时间多西北风, 风力2? 4 级, 最大达6?8 级, 全年平均风速 1 ?1.4m/s 。 ㈥每年11 月至次年 3 月为冻结期, 最大冻结深度93cm 。 区内无常年流水, 仅有两条砂河在每年7?9 月雨季期间山洪暴发才有短暂的暂时性流水。一条是苦水峡砂河, 发源于矿区东南部的小井子沟, 由南向北穿过矿区中部, 经胶泥崖村、大红沟、北滩, 与咸水河汇合, 至中卫注入黄河; 另一条是孔家沟砂河, 由李家坪向西流经矿区南侧, 在33、 107 号孔附近折向西南, 经石碑 子沟、旱平川, 流入黄河。 矿区以南的变质岩裂隙水沿F1 断裂带溢出, 在苦水峡砂河上游形成水质良好, 但水量甚小的上升泉, 最小涌水量0.175L/S, 最大涌水量为 1.112L/S 。由于受F1 断裂带中断层泥的阻滞, 进入孔 家沟砂河后形成地下潜流，潜水面深3?10m,对河床中分布的各
煤矿井下排水自动控制系统 设 计 方 案
一、总则 本方案就是针对煤矿井下主排水系统远程数值化集中控制技术要求,并充分考虑其先进性、安全性、可靠性、经济性及安装、使用与维护的方便而设计。 (一)设计依据 (1)设计方案根据使用方提出技术要求作出。 (二)设计原则 (1)控制系统由地面控制中心,监控分站与工业电视监视组成。 (2)解决就地控制存在的事故隐患,减少各设备之间相互脱节、无法充分发挥效率的缺点。实现就地无人操作,仅设巡检人员。 (3)本系统采用分布式控制,结构合理,信息共享,实现提高指挥效率与生产率,达到减人提效的目的。 (4)实现主排水系统中各种保护与水仓水位的控制信号及工业电视监视信号全部由已有矿井千兆以太网为平台进行数据命令传输。 (5)充分满足现场运行与检修要求。 (6)保证整个系统运行可靠、故障率低、维护方便与修改灵活。 (7)系统具有灵活与可靠的控制功能,简单实用,易于掌握,视频效果明显。 (8)系统具有自诊断功能,报警时可以发出声、光报警 (9)系统结构合理,便于系统的扩展。 (10)使用组态软件编程与模拟动态人机界面具有网络中断主排水系统自动停止功能确保设备安全运转。 (三)达到的技术水平与实现的目标 (1)实现就地与分区集中控制、可视化与语音通话三位一体的自动化控制系统体系。 (2)立足于高起点、高技术与高质量,将计算机控制系统与工业电视相
结合,实现以“集中控制为主,现场监控为辅”的控制模式,保证主排水系统系统的连续性与可靠性。 (3)系统技术达到国内领先水平。提高开机率与管理水平,减少操作人员与工人的劳动强度,为今后矿井生产综合自动化打下良好基础。(4)实现调度中心对主排水系统的长距离控制、多点位信息传输与集中监测监控。具有在线监测、分析及完善的保护与报警功能。 (5)实现在控制中心对现场所有控制分站远程编程。 (6)利用各种保护传感器,实现主排水系统及相关设施的集中控制与保护。 (7)通俗易懂的区域传统操作台,现场技术人员可在最短的时间内掌握操作方法。 (8)与工业电视相结合,有机的完成可视化管理的先进理念。 二、系统结构 针对矿现场煤流运输生产系统的特点,按照以“区域集中监控为主,现场多点监测为辅”的原则,提出以下设计方案。 (一)控制设备 根据现场实际分布情况,采用的集控系统结构原理图,如图1所示。利用光纤、电缆组成混合现场总线,实现对现主排水系统及工业电视。 监测监控系统主要由地面监控中心,传输线路,控制分站与水泵电机开关、水位传感器、开停传感器、甲烷传感器、烟雾传感器电压传感器、电流传感器、温度传感器、门禁传感器信号等构成(可根据实际要求扩展)。 (二)控制系统组成 主排水系统地面集中控制系统结构如图2所示。主要由四部分组成:
前言 一、概述 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发〔2009〕83号“关于忻州市宁武县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”，同意以山西忻州神达能源有限责任公司为主体兼并重组山西宁武泰华煤业有限公司、山西宁武南岔煤业有限公司2处地方煤矿整合为1处，关闭山西宁武新堡煤业有限公司，兼并重组后矿井名称为“山西忻州神达南岔煤业有限公司”，2010年1月15日山西省国土资源厅为山西忻州神达南岔煤业有限公司换发采矿证(证号：C1400002010011220053745)，井田面积5.6532km2，批准开采2号、3号、5号煤层，生产规模1.20Mt/a。 二、编制矿井兼并重组整合设计的依据 1. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2007]35号文《山西省人民政府办公厅关于印发山西省加快培育和发展大型煤炭集团公司的实施方案的通知》； 2. 山西省人民政府文件晋政发[2008]23号文《山西省人民政府关于加快推进煤矿企业兼并重组的实施意见》； 3. 山西省人民政府办公厅文件晋政办函[2008]168号文关于印发《山西省煤矿企业兼并重组流程图》的通知； 4. 山西省人民政府文件晋政发[2009]10号文《山西省人民政府关于进一步加快推进煤矿企业兼并重组整合有关问题的通知》； 5. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2009]100号文《山西省人民政府办公厅关于集中办理兼并重组整合煤矿证照变更手续和简化项目审批程序有关问题的通知》； 6. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发[2011]12号文《山西省人民政府办公厅关于认真贯彻落实省领导重要批示精神，确保圆满完成煤矿企业兼并重组整合工作的通知》；
矿井主排水系统设计
第一章矿井概况 一、矿井简介 该矿井属于某煤田一一河流区域，最高海拔+170米左右, 平原最低标高+110左右，井田内多为缓岗丘陵，堆积平原和玄武岩地相间，该河蜿蜒蛇曲，横贯井田南部为老年期河流，沿河两侧有大片沼泽湿地，河宽10~ 15米，坡度2.6%河深1~ 2米，平均流量0.77米3/秒，最小流量0.23米3/秒，最大流量（暴雨后）0.85米3/秒。除此主干流外，还有季节冲沟，本区最高洪水位标高为+125米。 矿井东南为背斜构造，地层倾角最大60度左右，中西部有不明显褶皱，倾角一般10?18度，区内断层共11层，其中除F11逆断层外，F1?F10均为正断层，断层落差最大120?150米，最小为0?17米。 二、水文地质 1、第四系孔隙含水层 该河在本区段上游以粗砂含水层为主，分选性和渗透性较好，含水丰富，其厚30米以上，最宽分布2100米，分选性和渗透性由上游
逐渐减弱，该河下游以灰色砾砂为主，分选性与渗透性均好，含水丰富，含水层厚度平均为15米最厚25米，分布宽1100米，水力性质为潜水，埋在地表0.6米以下，水位1.2米左右，砾砂层含水层与煤系地层直接接触，二者的联系是密切的。 2、侏罗系含水带 从水文地质条件和地貌来看，西部为补给区，东部为排泄区，当地下水流到大中沟时，在低洼处，形成上升泉排泄于地表，东区侏罗系含水带划分为： 1）裂隙含水带，分布在120米以上，主要由中粗沙层组成，强化风隙含水带裂隙发育，含水丰富。 2）孔隙含水带，含水带在120米以下，即位于强风化裂隙含水带以下，但二带无明显界限，孔隙含水带单位涌水量 在0.04?0.064升/秒.米，地下水受到到控制，总的规律是由西向东流。 3）自垩系隔水带 岩性为灰绿色岩，全区分布厚度不一，在背斜轴部岩基
矿井主排水系统设计 Company number：【0089WT-8898YT-W8CCB-BUUT-202108】
第一章矿井概况 一、矿井简介 该矿井属于某煤田——河流区域，最高海拔+170米左右，平原最低标高+110左右，井田内多为缓岗丘陵，堆积平原和玄武岩地相间，该河蜿蜒蛇曲，横贯井田南部为老年期河流，沿河两侧有大片沼泽湿地，河宽10～15米，坡度%河深1～2米，平均流量米3/秒，最小流量米3/秒，最大流量（暴雨后）米3/秒。除此主干流外，还有季节冲沟，本区最高洪水位标高为+125米。 矿井东南为背斜构造，地层倾角最大60度左右，中西部有不明显褶皱，倾角一般10～18度，区内断层共11层，其中除F11逆断层外，F1～F10均为正断层，断层落差最大120～150米，最小为0～17米。 二、水文地质 1、第四系孔隙含水层 该河在本区段上游以粗砂含水层为主，分选性和渗透性较好，含水丰富，其厚30米以上，最宽分布2100米，分选性和渗透性由上游逐渐减弱，该河下游以灰色砾砂为主，分选性与渗透性均好，含水丰富，含水层厚度平均为15米最厚25米，分布宽1100米，水力性质为潜水，埋在地表米以下，水位米左右，砾砂层含水层与煤系地层直接接触，二者的联系是密切的。 2、侏罗系含水带
从水文地质条件和地貌来看，西部为补给区，东部为排泄区，当地下水流到大中沟时，在低洼处，形成上升泉排泄于地表，东区侏罗系含水带划分为： 1）裂隙含水带，分布在120米以上，主要由中粗沙层组成，强化风隙含水带裂隙发育，含水丰富。 2）孔隙含水带，含水带在120米以下，即位于强风化裂隙含水带以下，但二带无明显界限，孔隙含水带单位涌水量在～0.064升/秒.米，地下水受到到控制，总的规律是由西向东流。 3）自垩系隔水带 岩性为灰绿色岩，全区分布厚度不一，在背斜轴部岩基附近厚305米，两冀其它部分，平均厚160米，最低处为米，单位涌水量为升/秒.米，所以视为隔水层。 3、矿床充水 1）地表水对矿床充水，该河由西向东横贯全区，它的注入是矿井充水的主要补给合源。 2）地质构造对矿床充水的影响，主干断层F10伴生几条高度正断层，是沟通第四系含水层的煤系地层，含水层的良好通道，容易对矿井造成突然涌水和增大涌水量。 3）大气降水，大气降水是地下水主要来源，砾砂含水层和玄武岩覆盖层裂隙发育是大气降水渗入补给的良好通道。 4）煤系地层顶部80米以上岩石含水性强，区内百分之百的涌水部位多数岩性是中性粗砂岩，开采时要防止突然涌水。 第二章矿井主排水设备选择计算
门克庆煤矿矿井初步设计说明书
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 第一章井田概况及矿井建设条件 第一节井田概况 一、井田位置及交通 1. 井田位置 门克庆井田位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内，鄂尔多斯呼吉尔特矿区的中部，行政区划分别隶属乌审旗图克镇、伊金霍洛旗台格苏木管辖。 其地理坐标为： 东经：109°25′35″～109°31′00″ 北纬： 38°52′21″～ 38°59′00″ 井田范围：按鄂尔多斯呼吉尔特矿区总体规划，门克庆井田境界由原门克庆井田和陕汉毛利井田合并后范围为准，由4个拐点坐标圈定(各拐点坐标见表1-1-1)。井田北与葫芦素井田毗邻，西与梅林庙井田相接，南与母杜柴登井田为邻，东与二号勘查区西部边界相接。井田东西宽约7.6km，南北长约12.3km，井田为一规则的长方形，面积约94.95km2。 2. 井田交通 井田交通方便，东部有包(头)～神(木)铁路、正建的新包(头)～西(安)铁路和210国道(包头～南宁)呈南北向通过；紧邻井田西部边界外有规划的矿区铁路、矿区公路呈南北向通过。井田距210国道约23km，有乡村公路相通。沿210国道向北约130km可至鄂尔多斯市东胜区，向南约60km 可达陕西省榆林市。 东胜区是鄂尔多斯市政治、经济、文化、通信中心和重要的交通枢纽，
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 交通网络四通八达，主要的铁路和公路均在此交汇，南北向有210国道(北京～南宁)、213省道(包头～府谷)、包神铁路(包头～神木)、拟建的包西铁路(包头～西安)通过，东西向有109国道(北京～拉萨)通过。东胜区北距包头市108km，南至包神铁路大柳塔车站78km，西距乌海市360km，东抵自治区首府呼和浩特245km。 表1-1-1 井田境界拐点坐标表 本井田铁路、公路交通便利，为煤炭外运及生产所需设备、材料物资运输创造了有利条件。 井田交通位置见图1-1-1，井田在矿区中的位置见图1-1-2。 二、地形地貌 井田位于鄂尔多斯高原之东南部，区域性地表分水岭“东胜梁”的南侧为毛乌素沙漠的东北边缘地带。井田内地形总体趋势是东北高、西南低，