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辽宁工程技术大学毕业设计(论文)毕业设计论文晓南矿180万吨年矿井通风及矿井排水设计目录前言41 矿井概况51.1 矿区概述51.2 井田及其附近的地质特征51.3 煤炭性质及矿层特征52 矿井生产能力和服务年限62.1 井田境界62.2 井田的储量62.3 矿井服务年限72.4 矿井的一般工作制度83 矿井开拓方式及开拓系统83.1 井筒的设计及用途83.2 开采水平的设计93.2.1 水平高度的确定93.2.2 井底车场的设计及作用93.2.3 采区划分及开采顺序103.3 采煤工艺113.3.1 回采工艺113.3.2 进刀方式113.3.3 工作面支护113.3.4 端头支护113.3.5 超前支护113.3.6 工作面劳动组织表113.3.7 技术经济指标表124 采区巷道布置及采区生产系统124.1巷道布置124.2 开采顺序144.2.1 沿井田走向的开采顺序144.2.2 沿井田倾向的开采顺序144.3 采区布置及主要参数144.3.1 首采采煤工作面长度的确定及推进方向长度144.3.2 工作面推进度与生产能力144.3.3 盘区及工作面回采率154.3.4 盘区巷道及硐室布置154.4矿井提升与运输系统154.4.1 矿井提升系统154.4.2 矿井运输系统184.5矿井供电、排水与压气系统184.5.1 矿井供电系统184.5.2 矿井排水系统194.5.3 矿井压气系统195 矿井通风设计215.1 确定矿井通风系统215.2 风量计算215.2.1 采煤实际需风量215.2.2 掘进需风量235.2.3 硐室需风量245.2.4 分配矿井总风量245.3 计算井巷通风阻力245.3.1 确定矿井通风的达产时期245.3.2 确定通风容易时期和困难时期255.3.3 矿井通风阻力计算及风量调节255.3.4 局部阻力的计算325.3.5 自然风压325.4 矿井通风总阻力和等积孔计算325.4.1 通风总阻力325.4.2 等积孔325.5 主要通风机选型335.5.1 选择原则及步骤335.5.2 主要通风机的选择335.5.3 主要通风机工况点335.5.4 选择电动机345.6 概算矿井通风费用355.6.1 计算主扇运转耗电量355.6.2 吨煤通风电费计算356通风构筑物366.1 通风构筑物366.2 主要通风机附属设备367 矿井排水系统设计377.1 矿井概况377.2 矿井井下排水系统377.3 井底水仓的设计387.3.1 一般规定和要求387.3.2 水仓容量397.3.3 水仓的规格尺寸407.3.4 水仓的位置及清理407.3.5 排水方式及方法407.4 设备的选择407.5 水泵房的布置487.5.1 水泵房的布置要求487.5.2 水泵房内设备布置要求498 结论51致谢52参考文献53附录A54附录B60前言矿井通风就是依靠通风动力,将定量的新鲜风流,通过设定的通道不断的通入井下,以满足回采工作面、掘进工作面、井下各种硐室的通风需要;同时将井下的污浊空气不断排出地面。矿井通风的基本任务就是供给矿井新鲜风量,以冲淡井下有害气体和粉尘,保证井下风流的质量和数量符合国家安全卫生标准,造就良好的井下工作环境,防止各种伤害和爆炸事故的发生,保证矿井的正常生产。矿井通风是煤矿生产的必要环节,并且在矿井建设和生产期间始终占据十分重要的地位。矿井排水就是通过各种水泵,水沟将矿井生产过程中产生的积水排水矿井的过程,和通风一样,矿井排水在煤矿生产中也是不可或缺的,矿井的水害造成的危害并不比其他危害造成的损失小,甚至比其他危害还要严重,因此矿井排水设计也是煤矿设计中不可缺少的部分。1 矿井概况1.1 矿区概述晓南矿属于铁法煤业集团有限责任公司下属的9对生产矿井之一,现在为中国煤炭工业一级企业,全国特级高产高效矿井,其地理位置位于辽宁省调兵山市晓南镇,地处铁法煤田的东南边缘。晓南矿南北走向长为5公里,东西宽为4.2公里,面积为21平方公里。矿井东距铁岭市35公里,南距沈阳市100公里,矿井内公路与沈环公路相通,并由铁路进行煤炭的运输,交通十分便利。1.2 井田及其附近的地质特征 晓南矿井田地质构造简单,主要以断裂带为主,褶曲次之,并有少量火成岩形成,共发育大断裂带4条。该井田共发育4个煤层,均在上朱罗纪的上部含煤层中,从上往下依次是1#,2#,3#,4#煤层,煤层的厚度分别为3.5m,2.5m,4m,3.5m,均是可采煤层,煤层中的夹石以泥岩和砂岩为主,炭质泥岩次之,煤层结构的总的变化规律是东北部和东南部的地质条件较复杂,断层主要集中在这两个区域,东北部和东南部都是以一条横贯煤田的断层为井田边界。 地表水系不发育,其中发育有两条季节性河流,由于井口标高高于最大洪水高度,含煤地层距地表水系较远并且岩层渗透性较差,地表水对井田开拓并没有太大的影响。井田内含水层主要有第四季流沙层,白垩纪沙砾岩层,朱罗纪砂岩层和砾岩含水层,各个含水层之间的水力联系多以垂直渗透为主,矿井的正常涌水量在4060m3/h之间,最大涌水量为90m3/h。主要的水害情况为采空区积水,一般形成采空区后的积水量多在5003000m3之间,生产中要进行探放水工作,矿井的水文地质类型为简单型。1996年4月测的两条河流的流量分别为319.69m3/h和268m3/h。1.3 煤炭性质及矿层特征该设计矿井的整个煤层以长焰煤为主,深部水平有少量气煤发育。相对瓦斯涌出量为11.95m3/t,属于高瓦斯矿井,类自然发火煤层,自然发火期为13个月,煤尘具有爆炸倾向性,煤尘爆炸指数为27.97%56.02%。煤层的平均倾角为58之间,平均倾角为5.7,在该井田的边界部分由于受到断层影响煤层倾角有一些变化。2 矿井生产能力和服务年限2.1 井田境界该井田的最小倾向长度位于井田的中轴线上,长度为2958m,最长走向长度4318m,井田的总面积为13612291.9423 m2,边界总长度为15390.5464m,该井田的煤层底板标高从-350到+50m左右,在井田的四周预留了30m的边界保护煤柱,其中井田东北部和东南部是利用大的断层作为边界保护煤住。2.2 井田的储量井田的储量分为工业储量,可采储量,设计可采储量工业储量就是井田内部赋存的煤炭的总量,该设计矿井的全部工业储量为2.413亿吨。可采储量工业储量井田边界煤柱断层煤柱防水煤柱由于设计井田范围内只有两条季节性河流,没有永久性的湖泊,所以没有预留防水煤柱,在井田的东北部和东南部一共有4条大的断层,设计时利用断层作为边界保护煤柱,同时地面除了工业广场建筑之外没有任何居民建筑,故地面建筑压煤也不存在,只有边界预留的30米保护煤柱的压煤总量8184972万吨所以可采储量2.413-0.081849722.33115028亿吨设计可采储量(可采储量工业广场保护煤柱井下主要巷道和上下山保护煤住)回采率厚煤层回采率0.75;薄煤层回采率0.85;中厚煤层回采率0.8。工业广场位置布置及保护煤柱计算:本次设计的矿井的工业广场位于整个井田的中央部分,根据表1-1来确定工业广场建筑压煤面积表1-1 工业广场建筑压煤面积Table 1-1 The square of industry construction presses the coal area井型 大型 中型 小型万m2/10万吨0.81.1 1.31.8 2.02.6本次设计的矿井的生产能力为180万吨/年,所以工业广场建筑的占地面积为15万m2,工业广场的长为500m,宽为300m,工业广场四周根据规定要求留15m的保护带。本矿井表土层移位角取45,煤田位移角取70。几何作图法确定工业广场压煤示意图1-1图1-1工业广场压煤示意图Fig.1-1 Pressure coal of the industry square表1-2为工业广场压煤量表1-2工业广场压煤量Table1-2 Amount of industry square presses the coal煤层1#2#3#4#总计工业广场的压煤量/t1929330.914265082539573.14231626.138211674.33井下主要巷道和非永久性上下山保护煤柱损失煤柱损失1763100+1720100+101520+107720+133520+125120)13.5/0.996025363.63吨设计可采储量(2331150288211674.336025363.63)0.8175102392.032吨2.3 矿井服务年限矿井服务年限可按下式计算: (1-1) 175102392.032/(18000001.5)64.8,年 式中:矿井设计服务年限,年;矿井可采储量,Mt;矿井设计年产量,Mt/a;储量备用系数,K=1.31.5。2.4 矿井的一般工作制度该设计矿井的年工作天数为300天,工作制度为“四、六制”,每天3个班采煤,一个班进行检修。每天净提煤时间为14个小时。3 矿井开拓方式及开拓系统3.1 井筒的设计及用途 本矿井的煤层底板的等高线位于-350m水平,最上煤层的煤层等高线位于+45m水平,地面的水平高度为+150m,如果采用斜井开拓的话井筒的开拓费用将会很高,而且由于斜井的斜长比较长,所以铺设管线以及电缆之类的成本将会大大提高。所以本矿井采用立井开拓,共设置有3座立井,分别为主井、副井和风井。主井担负矿井全部的提煤任务,副井担负矿井的人员运输,物料运输以及排矸。由于煤层的相对瓦斯涌出量为11.95 m3/t10 m3/t,属于高瓦斯矿井,所以为了便于通风,专门设置风井回风。该井田地质构造简单,煤层分布均匀、规则。确定井筒位置时,必须考虑矿井合理的开拓布置,为了便于井下运输,通风及巷道维护,一般应将井筒布置在井田的中央。副井与主井的安全距离应大于30米。本矿井采用中央并列抽出式通风,由于风井距离副井大约190m,所以风井对主井以及副井的通风没有影响。下面专门对各个井筒进行简单介绍该设计矿井的主井、副井和风井的井筒直径分别为6.5m、6.5m和8m,3个井筒距离地面的距离分别为240m、220m和213m,井筒具体设计用途见表3-1。表3-1 井筒设计及用途Table3-1 Design and the use of the pit shaft井筒名称主井 副井风井用途提煤升降人员、下料、提矸回风 提升设备一对20吨多绳箕斗一对1.5吨底卸式矿车双层单车罐笼断面形状圆形圆形圆形井筒支护方式混凝土井壁厚400毫米,充填混凝土50毫米混凝土井壁厚450毫米,充填混凝土50毫米混凝土井壁厚300毫米,充填混凝土50毫米井筒深度/m240220213井筒直径/m56.95.2断面积/m219.6237.3721.223.2 开采水平的设计3.2.1 水平高度的确定矿井阶段水平垂高的划分依据见表3-2表3-2 矿井阶段水平垂高Table3-2 The level height of the coal mine 井型开采缓倾斜煤层的矿井开采倾斜煤层的矿井开采急倾斜煤层的矿井大、中型矿井100m250m100m250m100m150m小型矿井60m100m80m120m80m120m本矿井属于大型的缓倾斜煤层的矿井。采取单水平开拓,倾斜长壁开采,水平标高为370m,在海拔标高-220m设置副井,并以此将整个煤层划分成两阶段,上阶段长1352m,下阶段长1615m。3.2.2 井底车场的设计及作用井底车场一共拥有3条大巷,分别是回风大巷,轨道运输大巷和皮带运输大巷。回风大巷专门用于回风;轨道运输大巷负责运料,排矸和行人;皮带运输大巷负责用来运输煤炭。井底车场形式:立式车场。由于本矿井采用皮带运输煤炭,所以可以大大降低运输成本和运输时间,便于实现高产。井底车场布置见图3-13-1 井底车场平面图Fig.3-1 Horizontal plan of the mine shaft station3.2.3 采区划分及开采顺序a 采区形式及尺寸的确定该井田分为两个阶段,划分为3个盘区,分别为N1 ,S1,S2盘区。每个采区划分为若干条带,具体数据见表3-3表3-3条带划分Table2-3 The division of banding采区S1盘区S2盘区N1采区储量(t)466816594926560839243125条带 (条)788倾斜长度/m150516191289走向长度/m176417201725b开采顺序开采顺序是最先开采S1盘区,其次开采S2盘区,接下来是N1盘区。c.开采水平以及采区的巷道布置由于最先开采的是S1盘区,所以就以S1盘区为例进行设计。根据矿井的开拓布置、水平划分和井下主辅运输方式,本着初期工程量省、系统简单、生产过程中运输费用少、能耗低的原则,本矿井布置三条大巷,分别是回风大巷,轨道运输大巷和皮带运输大巷。3.3 采煤工艺3.3.1 回采工艺盘区内沿走向方向划分成七个区段,一个回采工作面就能够满足生产能力要求,采用倾斜长壁综合机械化采煤法,并且采用全部跨落管理顶板,后退式回采.工作面的工作面布置长度为240m。3.3.2 进刀方式 采用MG300-W双滚筒采煤机双向割煤,端部斜切割三角煤进刀,往返一次割两刀。每日割煤6刀,日进度4.8米,采用“4.6”工作制度。3.3.3 工作面支护采用ZZ4000/17/35支撑掩护式液压支架,可以有利控制顶板来压,并且防止采空区矸石进入工作面,为回采工作提供了安全可靠的工作空间。采煤机割煤后,距离后滚筒57组顺序随机移架,及时支护,追机作业,当采煤机割过煤之后先移支架在移动输送机支架前柱和采煤机电缆槽托架之间富裕一个采煤机截深量,有利于通风、行人、运料等。3.3.4 端头支护工作面端头采用ZT7500/18/36型自移式端头液压支架,随工作面推进前移进行支护,缩短了端头支护时间,加快了工作面推进速度,护顶安全可靠。由于工作面调成伪斜后,端头支架与工作面不平行,前梁间存在着三角间隙使得顶板悬露,必须用木板背实。3.3.5 超前支护先在工作面前20m的上下顺槽内回收金属支架,同时在顺槽两侧设双趟十字顶梁,并配以金属铰接顶梁与两侧的十字顶梁相连,使其前后左右互相铰接形成网状,而在十字顶梁外巷帮侧,各架设金属铰接顶梁,并在两趟十字顶梁和短梁下支设四排单体液压支柱,能够控制易破碎、压力大的端头顶板,其整体性好,支架稳定,节省坑木。3.3.6 工作面劳动组织表正常生产时班长进行现场的管理,采煤机司机负责驾驶采煤机进行采煤生产,输送机司机负责将煤炭运输出工作面,泵站司机负责液压支架注液,转载机和运输机司机将煤炭运输到专用皮带运输巷,剩余其他工种负责维护。工作面劳动组织见表3-4表3-4工作面劳动组织表Table3-4 Located labor organizations工种一班二班三班四班合计班长11114采煤机司机222-6输送机司机111-3泵站司机222-6转载机司机111-3运输机司机222-6端头维护工333-9电钳工11136通风工11114支架工444-12合计1818185593.3.7 技术经济指标表 技术经济指标表见表3-5表3-5技术经济指标表Table3-5Technical economic indicators序 号项 目单 位数 量1工作面长度m2402采高m3.53倾角。5.74采煤机-双滚筒5截深m0.86日进度m4.87日产量t50004 采区巷道布置及采区生产系统4.1巷道布置a巷道布置图4-1皮带运输大巷Fig.4-1 The road way of belts图2-3 回风大巷Fig.4-4 The road way for the back wind图4-2皮带运输顺槽Fig.4-2The shafts of belts图2-5回风顺槽Fig.4-5The shafts for the back wind图4-3专用皮带运输巷Fig.2-5 Dedicated transport Lane of belts图4-6专用回风巷Fig.4-6 Dedicated lanes for windb.巷道断面数据见表4-1表4-1巷道断面数据表Table4-1 Data sheet of the pit 巷道类别支护类型断面设计掘进尺寸净周长/m净/m2设计掘进/m2顶板宽B3底板宽B4高H1运输大巷锚喷16.418.64.84.84.016.5回风大巷锚喷16.418.64.84.84.016.5皮带顺槽锚喷14.814.73.34.5314.0轨道顺槽锚喷14.814.73.34.5314.0采区皮带运输巷锚喷14.816.13.54.83.515.3采区轨道运输巷锚喷14.816.13.54.83.515.34.2 开采顺序4.2.1 沿井田走向的开采顺序工作面前进式回采需沿空护巷,巷道维护工作量大,费用高,且漏风量大,故工作面采用走向长壁后退式回采。4.2.2 沿井田倾向的开采顺序由于本矿井涌水量较大,盘区内工作面接替采用自下而上顺序回采。4.3 采区布置及主要参数4.3.1 首采采煤工作面长度的确定及推进方向长度工作面长度与地质因素、技术因素、经济因素密切相关,直接影响生产效益,适当加大工作面长度,不仅可以减少工作面的准备工程量,提高回采率,而且也相对减少了端头进刀等辅助作业时间,保证工作面高产高效。而提高工作面推进方向长度,可以减少搬家倒面次数,为工作面连续稳产、高产高效创造条件。目前我国新建大型矿井综采工作面长度多在150300m之间,年推进度一般在20003000m。根据矿井开拓方案、设计规模、开采技术条件、矿区生产管理水平以及技术发展等因素,结合工作面通风能力计算,确定工作面长度240m,推进方向长度2200m。 4.3.2 工作面推进度与生产能力工作面生产能力按下式计算:A= LVhKr10-3式中:A工作面年生产能力,kt/a; L工作面长度,m;V工作面年推进度,m/a;h采煤机割煤高度,m;K割煤回收率,取95%;r煤的容重,1.52t/m3。A=24015003.50.951.5210-6=1.81Mt/a。经计算,工作面生产能力为1.81Mt/a,考虑5%的掘进煤,则生产能力可达到1.9Mt/a,工作面生产能力能够满足矿井设计生产能力要求。4.3.3 盘区及工作面回采率根据煤炭工业矿井设计规范规定,厚煤层采区回采率为75%,工作面回采率为93%。本矿井二1煤采煤方法采用分层综采,工作面割煤回采率为95%。盘区内通过加强边角煤回收、巷道煤柱回收等措施,可以保证盘区的回采率的要求。为满足通风、运输的需要,盘区布置三条大巷。即输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷各一条,分别担任矿井的煤炭运输、辅助运输及回风任务。4.3.4 盘区巷道及硐室布置根据煤层及顶底板岩性的分析,结合矿区生产实践成果及浅部程村矿井巷道施工情况,为减少岩巷工程量,并确保巷道支护的可靠性,设计回风大巷、输送机大巷和辅助运输大巷均沿煤层布置. 井下盘区布置有盘区变电所等硐室。井底车场主要硐室有主井装载系统硐室(井底煤仓及给煤机硐室、装载胶带巷、箕斗装载硐室及胶带输送机机头硐室等)、副井井筒与井底车场连接处、换装硐室、存放硐室、检修硐室、加油硐室和换向硐室、管子道、井下消防材料库、爆炸材料库、等候室、主井井底清理撒煤硐室和副井井底水窝泵房等。4.4矿井提升与运输系统4.4.1 矿井提升系统(1)主井提升设备及校验提升容器选择本矿主井选用一对JD-20/4型20t、4绳箕斗,担负全矿井的煤炭提升任务,其主要参数为:载重G20t,质量Gz26.370t(含悬挂装置),箕斗本体高度14.934m, 箕斗全高18.672m。根据防滑计算,箕斗不需加配重。提升钢丝绳选择及校核a.绳端荷重:Q46370 kgb.钢丝绳悬垂长度:HC750.3mc.钢丝绳允许最小安全系数:ma7.20.0005750.36.82485d.提升主绳选择:提升主绳选用44ZAB6V37SFC1770ZZ(SS)型钢丝绳4根,左、右捻向各2根,主要技术参数:绳径:dk44mm,丝径3mm,钢丝绳单位长度质量为Pk8.08kg/m,钢丝绳最小破断拉力为Q1270kN。e.平衡尾绳选择:平衡尾绳选用扁P8419187291370型扁钢丝绳2根,主要技术参数:宽厚18729(mm2), 钢丝绳单位长度质量为Pw15.6kg/m。f.钢丝绳安全系数校核:钢丝绳安全系数 m7.3688 6.82485所选钢丝绳满足煤矿安全规程要求。提升机选型及校核a.按钢丝绳直径计算 D90443960(mm)b.按钢丝绳丝径计算 D120033600(mm)c.提升机选择提升机选用JKMD-44(Z)型落地式多绳摩擦轮提升机1台,其主要技术参数如下:摩擦轮直径 D4000 mm天轮直径 Dt4000 mm最大静张力 Fjmax770 kN最大静张力差 Fcmax270 kN提升机旋转部分变位质量Gj24400 kg天轮变位质量Gt27800 kg减速比 I1衬垫摩擦系数 0.25衬垫允许比压 P2.0 MPad.提升机校验实际最大静张力:Fj692.6(kN) 770 kN实际最大静张力差:Fc203.8(kN) 270 kN实际衬垫比压: P1.68 (MPa) 2.0 MPa所选提升机满足要求。(2)副井提升设备及校验提升容器选择提升容器选用1.5t矿车单层双车非标四绳罐笼,一宽罐,一窄罐。宽罐质量为19300kg,载人50人;窄罐增加配重后质量为19300kg,载人22人。罐笼全高为9633mm,本体高为4000mm。正常运输时,小于3t的矸石材料,采用3t无轨胶轮车直接进罐运输;大于3t的材料采用平板车运输;下放最大件时,采用特殊平板车。在升降最大件时需加临时配重22000kg。装罐笼时,应先装临时配重14000kg,然后装最大件,最后将临时配重装到22000kg。出罐笼时,应先将临时配重减到14000kg,然后下最大件,最后下剩下的临时配重。钢丝绳选择及校核a.绳端荷重:提人:Qdr20950kg提物(最大件):Qdw47800 kgb.钢丝绳悬垂长度:Hc749.5(m)c.钢丝绳允许最小安全系数:提人:m19.2-0.0005749.58.82525提物:m28.2-0.0005749.57.82525d.提升主绳选择:提升钢丝绳主绳选用48ZBB6V37S+FC1770ZZ(SS) 1510 961 型钢丝绳,四根。主要技术参数:绳径:dk48mm,钢丝绳单位长度质量为Pk9.61kg/m,钢丝绳最小破断拉力为Q1510kN。e.平衡尾绳选择平衡尾绳选用扁P8419-20633 1370 2880 1950型钢丝绳,两根。主要技术参数:宽厚20633 (mm2), 钢丝绳单位长度质量为Pw19.5kg/m。f.钢丝绳安全系数校核:钢丝绳安全系数:提人 m人12.273 8.82325提物(最大件) m物7.994 7.82325所选钢丝绳满足煤矿安全规程要求。 4.4.2 矿井运输系统(1)主运输本矿井主运输采用胶带输送机运输。矿井投产工作面煤炭经运输顺槽盘区运输大巷上仓胶带斜巷井底煤仓箕斗装载硐室主井至地面。(2)辅助运输矿井辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务。根据生产规模和煤层赋存条件,通过比较确定,井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输。4.5矿井供电、排水与压气系统4.5.1 矿井供电系统晓南矿设110kV变电站,晓南矿变电站,2回110kV电源均取自赵固一矿区域变电站110kV不同母线段,导线LGJ-240,距离每回6.9km,目前2回110kV电源线路已建成。鉴于晓南矿井下水较大,矿建后期增设一回110kV变电站晓南矿110kV电源线路,导线LGJ-240,距离24.66km,以增强矿井供电的可靠性,目前该线路正在施工中。在矿井工业场地内设1座110/10kV变电站,该变电所内设主变压器2台,主变型号为主变型号为SFSZ10-31500/110 31500kVA 11081.25%/10/6kV Yn,d11接线。正常情况下,2台主变同时分列运行,负荷率为0.42。当1台主变检修或故障停止工作时,另1台主变负荷率为0.84,能保证矿井全部负荷用电。110kV变电站分别以10kV向井下(8回)、主井提升(2回)、副井提升(2回)、通风机(2回)、选煤厂(2回)、动力变压器(2回)、井口10kV变电所(2回)、抗灾潜水泵变电所(2回)、水处理站变电所(2回)、铁路信号变电亭(1回)、场前区箱式变电站(3回)、西区雨水排放泵房(1回)和试验变压器(1回)供电。变电站内设2台动力变压器为SCB10-1000/10、10/0.4kV、1000kVA Dyn11接线,正常情况下,2台同时工作,负荷率为0.46,分别以380V电压双回路电缆向生活污水处理站、矿井办公楼、制冷站、监控通信、火灾报警等低压负荷供电,分别以380V电压单回路电缆向铁路通讯信号(另有1回高压专用回路)和室内外照明等低压负荷供电。其中矿井空压机站与选煤厂空压机站联合布置,采用2回10kV电源供电,由选煤厂变电所引来,在空压机站设置配电点。井抽采瓦斯站房,按一级负荷双回路供电,2回电源均直接引自矿井110kV变电站所10kV不同母线。工业场地高于15m的建筑物、构筑物采用避雷针或避雷带进行防雷保护,其接地装置利用建筑物、构筑物基础或钢管接地极,其接地电阻不大于规范规定的要求。4.5.2 矿井排水系统矿井正常涌水量为1970.13 m3/h(-950 m水平),最大涌水量为2561.17 m3/h(-950 m水平)。矿井排水全部进入絮凝反应斜管沉淀池,沉淀后的溢流水水质可同时达到选煤厂生产清水用水水质标准(SS400 mg/L)及煤炭工业污染物排放标准(SS0.256012,m3/min (4-8)式中:12掘进巷道断面积m2。5.2.3 硐室需风量1)采区变电所风量 80 m3/min;2)绞车房风量 80 m3/min;3)火药库风量 100 m3/min。5.2.4 分配矿井总风量矿井总风量 (2784+3442+802+100)1.24478.4 m3/min。式中:1.2为风量系数。分配风量:工作面风量2784 m3/min;掘进工作面: 100, (4-9) =471,m3/min式中:百米漏风率 ; 风筒的使用长度,m; 局扇工作风量,m3/min; 掘进面风量,m3/min。掘进面总风量=4712942,m3/min。硐室需要风量 260,m3/min;其他维护巷道需风量357.9,m3/min;风门漏风量 439.3,m3/min。5.3 计算井巷通风阻力5.3.1 确定矿井通风的达产时期本次设计首先开采的是S1盘区,S1采区最上层煤划分为7个条带,每个条带的服务期限为2年,按照从左向右的顺序编号依次为17号条带,1号条带既是达产时期5.3.2 确定通风容易时期和困难时期本次设计的是S1盘区,S1盘区划分为7个条带,每个条带的服务期限为2年,按照从左向右的顺序编号依次为17号条带。 5.3.3 矿井通风阻力计算及风量调节a 通风阻力计算1)通风容易时期通风系统示意图、通风网络示意图容易时期通风系统图见图5-1容易时期通风网络图见图5-22)通风容易时期最大通风阻力路线e2e3e4e5e6e7e8e40e9e10e11e12e13e14e15e16e17e18e19e203)通风困难时期通风系统示意图、通风网络示意图困难时期通风系统图见图5-3困难时期通风网络图见图5-44)通风困难时期最大通风阻力路线e2e3e4e5e6e7e8e29e9e10e11e12e13e14e24e26e27e15e16e17e18e19e20图5-1容易时期通风系统图Fig.5-1 Ventilation plan of the easiest time图5-2通风容易时期的网络图Fig.5-2 Network plan of the easiest time图5-3困难时期通风系统图Fig.5-3 Ventilation plan of the most difficult time图5-4通风困难时期的网络图Fig.5-4 Network plan of the most difficult time795)列表计算通风容易时期摩擦阻力表5-1 容易时期的摩擦阻力Table5-1 Friction resistance of the easiest time巷道序号巷道名称支架性质V(m/s)(Ns2/m4)U(m)L(m)S(m2) S3R(Ns2/m8)Q(m3/s)h摩(pa)1副立井砼碹2.70.04521.769837.452313.60.0131171782副立井砼碹2.50.04521.71037.452313.60.00019821.33井底车场辅助运输巷锚网喷30.0115.715016.84741.60.00580324井底车场辅助运输巷锚网喷4.80.0115.719616.84741.60.00658142.75井底车场辅助运输巷锚网喷4.60.0115.778916.84741.60.02678118.66运输巷联络巷锚网1.80.0116.4501640960.002281.67首采工作面胶带运输顺槽锚网3.50.01814.8150912.92146.70.18745.7390.48首采工作面切槽锚网3.30.03515.61801427440.03645.775.29首采工作面回风顺槽锚网3.50.01514.8155612.92146.70.16145.733610回风大巷锚网喷4.70.01176516.84741.60.0028012.811总回风巷锚网喷4.70.0116.172017.85639.80.02184.815112总回风巷锚网喷7.80.0116.110017.85639.80.003130.851.313回风立井砼碹7 0.0216.370821.29528.10.024162.2631.4合计22076)列表计算通风困难时期摩擦阻力表5-2 困难时期的摩擦阻力Table5-2Friction resistance of the most difficult time巷道序号巷道名称支架性质V(m/s)(Ns2/m4)U(m)L(m)S(m2)S3R(Ns2/m8)Q(m3/s)h摩(pa)1副立井砼碹2.70.04521.769837.452313.60.0131171782副立井砼碹2.50.04521.71037.452313.60.00019821.33井底车场辅助运输巷锚网喷30.0115.715016.84741.60.00580324井底车场辅助运输巷锚网喷4.80.0115.719616.84741.60.00658142.75井底车场辅助运输巷锚网喷4.60.0115.758916.84741.60.019578118.66辅助运输大巷锚网喷4.90.0116.49301640960.037782257辅助运输大巷锚网喷3.40.0116.412401640960.0578304.88辅助运输大巷锚网喷2.80.0116.42001640960.0086028.89辅助运输大巷锚网喷2.10.0116.4401640960.0016534.510

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