级设计题目-参考说明书

Thisdesignincludesthreeparts:Generalpart,translationpartandspecialpart.ThegeneralpartisamineofNo.11mineral1,500,000tnewwellindesign.TheNo.11mineislocatedinhenandingshanterritory.11indingshanmineinurbannorthwest13km,administrativedivisionZhanHeOubaofengcountyofdingshan'sjurisdiction.TogetherwithMinegeographicalcoordinatesforlongitude113°8°26"~113','15",11°3347°~3330"','20"51.North-southlength8.05km,compartmentalizedwest-eastwidth325km.Designareaabout25.5km2.Twocoalseamrecognizebase-levelcycle,thicknessfor7.5m,averageinclinationfor10°.Mine246.9t/hnormalsection,belongtolowgasmine.Coal-dustexplosiondanger,andcoalseamareaspontaneouscombustiontendency.TheNo.11minedesignannualproductioncapacityisupto1.5Mt/a,for64aservicelife.Mineworksystemfor"38"system.Themainmethodsofminecoalfortowardslongwallcomprehensivemechanizedtopcoalcaving.Mineastwolevelsofminingdevelopment.Thefirstlevelelevation-upto500mbsecondlevelusedarkshaftsofextendingthedeepto-700m.Adoptsverticalshaftexpand,Lord,mainlyusedforascensionismainlyusedforshaftwellofcoalgangue,andascendnel,materialByusingaoremineefficientpracticesside.Face240minlength.TransportationDaHangadoptstapetransportcoal,railDaHangadoptswiringtypeelectric otivetraction3.0tfixedboxharvestersgangueandmaterialsetc.TransportationFormineventilationwayoutventilationmode,windWellslayoutsfortwo-wingTheprojectssectionminefloodcontrolisTranslationpartofanarticleaboutnoonecomprehensivemechanizedminingcoalunitsoftheplane,anditsapplicationistrueandtitled"miningfacedifferentunmannedfullaccountofmechanizedfarm":minedesign;Mechanizationlong-walltopcoalcavingtechnology; 一般部矿区概述及井田地质特矿区概 矿区地理位 矿区地形特 情 矿区交通条 矿区气候条 矿区水文情 区域经济情 井田地质特 井田地形特 井田地质勘探程 井田煤系地层概 井田地质构 岩浆活 井田水文地质特 煤层特 煤层埋藏条 可采煤 煤层围岩性 煤的特 井田境界和井田境 井田范 开采界 井田尺 矿井工业储 井田地质勘 储量计算基 工业储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井保护煤柱损失 矿井设计储 矿井设计可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开拓的基本问 开采水平的确定及采区划 开拓方案的提 开拓方案比 技术比 经济比 方案二、三的详细经济比 矿井的基本巷 井 主要开拓巷 井底车场及硐 验算井底车场空重车线长 准备方式-采区巷道煤层的地质特 采区位置及范 采区巷道布置及生产系 采区长度的确 确定采区巷道布 采区巷道布置参数确 煤柱尺寸的确 采区上山布 区段平巷的布 采区内工作面的顺 采区通风、及其它系 采区内各种巷道的掘进方 采区生产能 采区采出 采区车场选 采区上部车场选 采区中部车场选 采区主要硐 采煤采煤工艺方 采煤工艺确 机械化程 工作面长度的确 工作面落煤、装煤方式及落煤、装煤机 工作面运煤方式及运煤机 工作面支护方式及支架选 各工艺过程注意事 采煤工 回采工作面吨煤成 工作面劳动组织和作业循环图 采煤方法和回采工艺的分析和论 回采巷道布 采区巷道布 回采巷道断面选择及其掘进方 井概 矿井设计生产能力及工作制 系 采区设备的选 设备选型原则 采区运煤设备选型及能力验 采区辅助设备选 大巷设备选 大巷设备的选 大巷设备能力验 矿井概 主副井提 主井提升设备选 副井设备选 矿井通风及安全技通风方式选 矿井通风系统和通风方 采区通风概 采区上（下）山通风系 工作面通 通风构筑 采区及全矿所需风 采煤工作面所需风量的计 掘进通 掘进通风方 矿井实际总需风 矿井风量的分 风速验 全矿通风阻力的计 确定矿井通风容易时期和时 矿井通风阻力计算的方 矿井总等积 通风机选 选择风机的基本原则及技术资 矿井自然风 通风机风 风机风量及风机选 电动机的选 对矿井主要通风设备的要 矿井防治措 瓦斯管理措 煤尘的防 防 防 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部矿井水灾防我国矿井水害分 华南晚二叠世煤田的岩溶水水害 东北侏罗纪煤田的裂隙水水害 西北侏罗纪煤田的裂隙水水害 —滇西中生代煤田的裂隙水水害 我国煤矿水害防治对策研究现我国煤矿水害防治对策研究现 煤矿水害防治方 近期我国煤矿水灾的主要特点及防治对概 老空、老窑水充水特 老空、老窑水水害原 老空、老窑水事故的预防措 矿井发生水灾的主要原 矿井防治水新技 矿井水文地质勘探的理论研究成 注浆堵水的发 注浆堵水在煤矿防治水害中的应用与发 对煤层底板突水的新认 水体下采煤技术途径发展的新趋 概 水体下采煤地质、水文地质条件分 系统监测水体下采煤时的水动 探测导水裂隙带的发育高 水体下采煤技术途径发展的新趋 参考文 翻译部英文原 中文译 致 矿区概

1矿区地理位13km处，行政区划属平顶山市湛河区和宝丰县共同管辖。113°8′26″～113°11′15″,33°47′30″～33°51′20″。矿区地形特情据有关资料统计，平顶山周围历史上发生有感共27次，除1924年2月4日张潘57度，震情记载为“张潘店（20Km，平顶山市东北67Km处的张潘街）民舍皆倾覆，被伤者无数，民野宿”，属破坏性外，其余26次为1960年至1996年发生的小震，震级1.5～2.8级，无破坏性。根据国家质量技术发布“中民GB18306—2001《中国动参数区划图》”焦作市动峰值加速度g为0.1，本区峰值加速度为0.05g，对应的基本烈度为Ⅵ度，设防应为矿区交通条311国道通过井田南部。另外，县县间公路和简易公路交错，与周围各县市均可相通，交通甚为畅达、便利（1-1）1-1矿区气候条本区属南暖温带季风区半干旱大陆气候。据平顶山气象站降雨量观测资料，年平均(43年平均)732.8mm1322.6mm(1964年)373.9mm(1966年)6～938.42％；其中月最大降雨量可达379.2mm(19957月)234.4mm(1958630日)。另据平顶山气象站观测资料，年平均(26年平均)14.9大可达24.0m/s，元月份气温最低，平均为1.0℃，最低气温为-18.8℃(1955年1月30日)14.0cm(1977130日)22.0cm(19541126日)；24.0m/s，七月封气温最高，平均为27.7℃，最高气温为42.6℃(1966年7月19日)，年平均气压100560Pa，最高气103990Pa(1970年1月4日)，最低气压97890Pa毫巴(1956年8月3日)；年平均蒸发1880.4mm2825.0mm(1959年)1490.5mm(1964年)矿区水文情5.8km12.5km，6～964～711222.3～4.6％。区域经济情井田地质特井田地形227.3～320.4m245.6～130.0m2.0～3.5m系灰岩组成呈北西～南东向展布的剥蚀残丘()和垄岗，标高110～176.1m；井田南中部为剥蚀残丘，垄岗与坡洪积层之间由冲洪积层组成的北西～南东向槽形谷地，标高+110.0～+140.0m55井田地质勘探部中南地质局平顶山勘探队（401队）126队进247134192.31m，98718m；2124井田煤系地层1、寒武系上统崮山组为85～160m，以灰色～浅灰色厚层状白云质灰岩为主，具细晶质及糖粒状结构，局部夹薄 2、石炭系56.00～102.01m67.92m、上统本溪组1.00～15.00m5.77m。产植物化石。、上统太原组102.02m62.00m。为一套海陆交互相含煤岩系，主要由砂岩、砂质泥岩、砂泥质灰 （太原网格长身贝 （似纺锤蜓 （假纺锤蜓 oculus- （猫眼鳞木 （斯氏鳞木 （科达3、二叠系、下统山西组34.50～131.00m，93.79m。主要由灰、深灰、灰黑色泥岩、砂质泥 （舌形贝 （河炭蚌 、下统下石盒子组305.80～409.00m321.81m。由浅灰色、灰白色、灰绿色4个含煤组段。本组含丰富的动植物化石，主要有： （烟叶大羽羊齿 （剑瓣轮叶 、上统上石盒子组311.59m9～17层，个别煤 （舌形贝 （多叶瓣轮叶 （枝脉蕨 （烟叶大羽羊齿、上统石千峰组积的灰白色厚～62.70～182.00m。4、三叠系上统刘家沟组170m左右。主要由褐红色、砖红色砂岩、粉砂岩、砾屑灰岩和钙质泥岩组成。5、第三系0～6.93m3.50m，分布于井田中南部。6、第四系120.00m井田地质构5～15°。井田内褶皱与大中型断裂构造均较简单，而根据生现象；在井田深部，地层较缓，在上呈缓波状展布，在50勘探线附近形成一宽缓向斜，562条（3.3-1），表1.2- 编断层名性倾倾落控制程逆可张庄断逆可岩 动地层单柱状 界系统组(群1234789棕黄色砂质粘土及红黄色粘土含铝质结核厚0～87.05m。底部含砾,砾面层0～61.10m第三古生界系灰白色泥灰岩,0～29.82m。零星分布于井田南部煤层露头一带紫红色、暗红色中—粗粒石英砂岩,中夹砾屑灰岩，细砂岩、砂质泥岩二迭系P石千峰组紫红及暗红色细至中砂岩，以长面石英为主，间夹薄层紫红色细砂岩灰白及肉红色中至粗粒长石石英砂岩,成份以石英为主，风化和构造裂隙发育灰色细砂岩与砂质泥岩夹泥岩，主要成份为石英和长石，含少量黑色矿物和植物化石片灰黄色中至粗粒砂岩夹砂质泥岩。下部夹一层煤线山西组灰色泥岩,下部夹煤线一层灰色粉砂岩，间夹泥岩，底部为灰色泥岩，泥岩常为鲕状结构，具菱铁矿结核灰色中至粗砂长石石英砂岩，成份长石20～25%，石英60～70%二灰色砂质泥岩，泥岩夹粉砂岩，含菱铁矿与黄铁矿结核，夹不稳定煤线二层细至中粒长石夹砂岩，具楔型交错层理，波绞层理，透镜状层理，常含粉砂岩条带二灰黑色泥岩、砂质泥岩夹细砂岩，含菱铁矿结核及植物化石，含薄煤和煤线各一层煤，厚0～4.37m,平均1.08m,极不稳定煤层,中深部沿有一不可采带暗灰至深灰色砂质泥岩、泥岩,团块状构造，顶部在井田深部偶为0.28m，厚炭质泥岩暗灰色至深灰色细至中粒砂岩，成份主要为石英长石，富含白云母片，炭质及黄铁砂晶体深灰色砂质泥岩，泥岩有时相变为细砂岩和粉砂岩，含泥质色体钙质胶结二煤，厚0.27～20.54m,平均7.5m,属稳定—较稳定煤层黑色泥岩、砂质泥岩，有时相变为粉砂岩,含菱铁矿结核，上部偶夹煤线一层炭组—深灰色，含蜓科化石。夹不稳定薄煤层一8煤，偶夹极不稳定煤层一9煤。—东部相变为砂质泥岩，西部相变为细砂岩，局部夹薄煤层或煤线（一7煤）。—色砂质泥岩，夹不稳定薄煤层或煤线（一6煤）。—上部为灰色细纱岩（胡石砂岩）。中部为灰至深灰色隐晶及细晶质灰岩（L），呈透镜状。下部为灰色砂质泥岩，泥岩有时相变为砂岩，其夹不稳定薄煤层一煤井田水文地质1、含水层情况以及岩层的透水2煤层特煤层埋藏条 煤 可采煤平均值局部分可采煤12 地层时名结简5采岩/岩6定 515357井煤层名平均值平均值平均值平均值2～二煤层围岩性11215.42mL710.84m23.72m7.5m0.96,51.8%，属较稳定型基本全区可采的厚煤层。1～3层，岩性为泥岩或炭质泥岩，其直接顶板为深灰色砂质泥220～4.70m1.08m1.3-70.6554.2%，井田东部-450m等高线以深存在较大面积的可采区，约占井田面积的煤的特1121~1.5b37.0~82.6%，主要为均质镜和基质镜；惰质组占7.2~34.6%，以丝和粗粒体为主，少量半丝、微粒体、个别菌类体；壳质组占6.5~25.2%，以小孢子体为主，少量角2采用1997年7月平顶山煤业（）公司地测处编制的《平顶山矿区十一矿井田补充勘探及矿井地质报告》以及2002年10月15日平顶山天安煤业编制的《省平顶山煤田天安十一矿资源储量复核报告》提供的资料显示，二1煤层与二2是密1.32。3 煤煤 煤分质量分水灰水灰82)3高b211.3-7。 煤煤全硫分St,d(%)质量分质量分原浮54特低硫05特低硫9 煤分Vdaf分Vdafd各煤层中磷分含量测试统计结果见表1.3-7。依据准，二1煤层属低磷煤4、发热量量）21、煤层为高～特高热值煤。各煤层煤灰中以SiO2为主，Al2O380%以上，反映了煤中矿物组成大多以硅酸盐类为主,214煤层煤灰组分中SiO2含量相50%，Al2O3含量则相反。 煤煤碳氢氮氧 煤650121Y18～31mm，属中强～4Y33～ 煤变形温软化温流动温灰灰>1377>1393>1399521煤层为低灰、特低硫、低磷、高热值、中强~强粘结性、较高软化温度灰、1/3焦煤、是优质的炼焦用煤。井田境井田范50勘探线与平煤五矿为邻，二（己）组煤层在-280m煤层底板等高线以浅与平煤香山公司为邻，以深与平煤五矿为邻），59勘探线，南起各煤层露头，（己）煤层分别以-300m、-500m、-550m、-700m为南界，与地方煤矿香山矿相邻〕，二（己）组煤层-800m底板等高线。开采界8.58m1.80井田尺东西长(H)8.05Km，南北倾向平均宽(L)3.25km井田水平面积(S)SHL8.053.2526.16km²）。2-1所示。矿井工业储

2-1井田地质247134192.31m。井田范围内钻孔分布分储量计算基本次储量计算是按照《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/0215-2002要求的工业指标进行资151540.8m12为炼焦用0.70m。2各煤层见煤点原煤最高硫分（St.d）3%。煤层最低发热量工业储量计112名2、资源/（1）(a15°，故参加资源储量估算的见煤0.05m度，参加储量估算，但并入夹矸以后煤层总灰分不大于40%；夹矸厚度大于0.05m小于煤层2块段平面积是利用AutoCAD软件，在煤层底板等高线图上面积数据，面积数据乘以面25即为换算后实际代表的块段平面积。该方法求得的面积数据精确，速度快捷。34以本矿1997年7月平顶山煤业（）公司地质测量处编制的《平顶山矿区十一矿井田补充勘探暨矿井地质报告》、2002年10月15日平顶山天安煤业编制表2- 煤层编视密度2111152-2图2- 二1煤层储量块段的划zisimi

(2-1式中Zi——各块段储量，万t；γi1.32t/m³计算。具体计算情况见表2-2所示。2-21块煤储123467896655985合---17.5m26.1km21.32t/m31煤工业储矿井可采储安全煤柱留设20m宽的围护带；工业广场属Ⅱ级保护建（构）15m宽围护带。50m五条，工业广场占地面积指标见表2-3。表2-2工业广场占地面积指标（万占地面积指标（公顷/10万240矿井保护煤柱损失150m1053万t。1.5Mt/a400m×300m的长方形。工业广场11°，其中心处煤层埋藏深度为-500m24m，主井、副井、风井及地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。2-3岩层移动角广场中φ2-32-3P＝141900/cos11°×7.5×1.32=133.6万t。3P＝7.5×1.32=231.3万tP＝601977.5×1.32＝55.万t则井筒保护煤柱压煤量为：231.3+55.6＝287万t4147m3500mP＝1473500×7.5×1.32＝475.3万tP＝133.6+231.3+287+475.3＝1127.2万t矿井设计储P1之后的储量。可按ZsZg式中Zs——矿井可采储量，万Zs=23890.83-1127.2=22763.63万t。矿井设计可采Zk(ZSP2)式中Zk——矿井可采储量，万P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，万t；关于采出率C0.750.8Zk23890.83-1173.8)×0.75=17039.7725万矿井工作制330816h矿井设计生产能力及服务年确定依2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采1矿井设计生产1.5Mt/a矿井服务年矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限TTZK/(AK式中T——矿井服务年限，a；Zk——矿井设计可采储量，万t；A——设计生产能力，万t；T=17040/(150×1.3)=井型校1井田内二17.5m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井216t3新建矿井设计服务年限新建矿井设计服务年限煤层倾角煤层倾角煤层倾角6.0及以————表3-井田开拓的基本问

本设计井田平均长8.05km。井田平均倾斜长3.25km井田的平均水平宽度3.53km。煤层的最大倾角为15°,最小倾角为5°，平均为10°。井田的水平面积为25.5km2，井田主要可采煤层为二1煤层，平均厚度为7.5m斯和水涌出量均不1234、确定矿井开采程序，做好开采水平的56、合理确定矿井通风、及供电系统200～300m立井：煤层埋藏深、表土厚或水文情况复杂，井筒需特殊施工；开采煤层受倾角、厚度、4时，均可采用立井开拓。200－300m耕土～1－2m，多为砂质粘土或粉砂：其下为细砂，局部井筒沿井田的有利位置：当井田形状比较规则而储量分布均匀时，井筒沿井的有利位置应在井田 ；当井田储量分布不均匀时，井筒应布置在井田储量 ，水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理12400m300m。开采水平的确定及采区划本设计中只针对二17.5m10°左右，为缓斜煤层，瓦斯开拓方案的提282m，主副井标高+101m，主副井落底后下设-500m水平车场；-500m水平岩石大巷按照3%流水坡度掘进，布置在二1煤层下部岩石中，延伸时通过阶段石门将立井与第二水平的暗立井联系起来；回风大巷通过回风石门与风井联系。主、副井井筒均为立井，布置在井田，在井田的上部边界设置回风井，方案一用斜井形式。这种开采方式所需掘进的阶段石门长度较短，对矿井的有利，且第二水平方案二现煤炭的连续，提升能力大。暗副井为立井形式，副井之间采用阶段石门相联系，共设第一阶段水平井筒延伸形式基本与方案一相同，布置在二1煤层下部岩石中，延伸时通过阶段石门将立井与第二水平的暗立井联系起来；回风大巷通过回风石门与风井联系。矿井主、副井井筒均为立井，布置在井田，在井田的上部边界设置回风井，总方案四开拓方案比技术比能考虑分煤层布置阶段大巷以解决问题。以上所提方案均为多水平开拓方式。区别主要在于井筒形式、位置及阶段石门布置不同，这就会造成基本费用与生产费用不同。井均为斜井，斜井的提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速 过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（4-1），在方案三、四中选择方案表4- 数基建费(万元主井开7副井开7石门开岩井底车岩小生产费(万元立井提系煤量(基价(/t排涌水量基价(/t大系煤量(基价(/t小合 数基建费(万元主井开7副井开7井底车岩小生产费(万元立井提系煤(提升高系煤(提升高排涌水量时服务年大系煤(平均运小合(万元 数主井开7副井开7暗井开井底车岩小立井提系煤(基价(系煤(基价(排基价(大系煤(基价(小合 基建费(万元主井开0副井开0石门开岩井底车岩小生产费(万元立井提系煤量(基价(元/t排涌水量基价(元/t大系煤量(基价(元/t小合4-2方名方案二、三的详细经济比4.3所示。4-3 基建费(万元主井开7副井开7井底车岩小生产费(万元立井提系煤量(基价(元/t系煤量(基价(元/t排基价(元/t大系煤量(基价(元/t小合 数量基价(元费用(元主井开7副井开7井底车岩岩小立井提煤量(万提升高度煤量(万提升高度排涌水量时间大煤量(万平均运距大单价(元/a4小合4-4方名项生产费矿井的基本井4位于矿井工业场地，担负全矿井150t/a的煤炭，主井井筒采用立井形式，圆形断7.0m28.27m216t的箕斗，井壁采用混凝土砌4.5。8.0m46.56m24.6。5.0m19.63m2400mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见图主要开拓主要开拓巷道如轨道大巷（图4.8）和辅助大巷（图4.9）。由于其服务时间井底车场及硐6m2000m33t①井下变电所及水泵0.5m，水泵房与变电所通往井底车场的通道设7m以上，管子道倾角25°～30°，保证水泵房与副井巷道之间有10m以上的岩柱。管子道断面600m3/h8×600=4800m3。⑦4.10验算井底车场空重车线长由于井下煤炭采用胶带输送机，所以，主井的空重车线不需验算设计辅助采用MLC3-6型3t材料车，其外形尺寸为（长×宽×高）20m60.94m49.209m1(31绕道回车线，进入副井空车线，牵引列车驶向采区。（4）4.104.54.6井4.7类断面掘进尺净掘宽高型煤1718图4.8辅助大巷断 0 0 掘进尺寸净周长净掘宽高图4.9大巷断图 井底车 0 0 掘进尺寸净周长净掘宽高图4.11 石门断轨道石门断面设 断面特征 掘进尺寸高喷 净掘宽 15.03 煤层的地质

图 辅助石门断7.5m10°1.32t/m3煤系地层为石炭二迭系下统山西组，下石盒子组。主要煤层有二1、二2煤层，其中二1煤为本矿井设计的可采煤层，其余煤层无开采价值。二1煤平均厚度为7.5m。二1煤层为稳表5- 煤层名煤倾容硬二稳中本采区水文地质条件属于简单型，从二1煤层顶板第一层砂岩到铝质泥岩间的砂岩所组成。二1煤层顶板砂岩分布不稳定，多数为粉砂岩、细砂岩互层。该含水组砂岩裂隙不发育，富水性较弱。钻孔单位涌水量q=0.000085～0.0624ml/s.m，渗透系数k=0.00047～0.202m/d，水质类型属于CL-Na或CO-CL-Na型。4.93m3/t二1煤和二2煤具有煤尘和自燃发火，煤尘指数为25%二采区位置及范东部以风氧化带（即矿井边界）为界。采区东西平均长约3.6km，南北倾向长平均约1.6km282m采区巷道布置及生产系采区长度的确该矿井长度约为8.05㎞，井田范围内只有一条断层对矿井生产无大的影响，煤层井采区长度为3600m左右。确定采区巷道布采区巷道布置参数确10m柱留40m煤柱，上山与轨道上山间距30m，区段斜长为240m。煤柱尺寸的确20m40m。采区上山布置在40m的上山保护煤柱。采区内地质构造情30m宽的煤柱。采区上山区段平巷的布17.5m，煤层硬度f2，属于中硬煤层，所30m宽煤柱。区段平巷均采用矩形断采区内工作面的顺采区内工作面的顺序为左右两翼跳采，区段由上到下依次123456789图5.1工作面顺采区通风、及其它系工作面→平巷→溜煤眼→上山→采区煤仓→大巷→立井→地面污风：工作面→区段回风平巷→上山→回风石门→风井→地面排水系统：工作面（掘进头）→区段平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部场→大巷→井底水仓→副井→地面采区内各种巷道的掘进方200m掘联络巷贯通。供风。每个掘进工作面配备一台FD-II2*55KW局扇，通风方式为压入式。本设计所选用的配套综掘设备主要为：AM-50型掘进机，QZP-160A型机SSJ800/2×40I5-25-3表5- 机型AM-型6-4f类型截齿类数1水平30°，上外形尺(长×宽×高制造厂制造厂表5- 型类(长×宽×高2(长×宽×高型JDSB—制造厂采区生产 式中：A——工作面日产量，吨/C——0.84。A=240×4.8×3×1.32×0.84工作面的年生产能力为A×330×10-4=5196.97×330×10-4=171（万吨/年5—211

式中：Ab——采区生产能力，万吨/年K1——采区掘进煤系数，取为K2——1A0i——工作面生产能力，297.87万吨/年。采区采出Q=S×M×R×10- M——煤层厚度，7.5m；R—则：Q ×7.5×1.32×10-4=5075.84（万 ×30×2）×1.32×7.5×10-=322.89（万采区采出率

工业储量开采损失

3%—7%7%采区采出率

QP7%P

=5075.84322.897%322.89

根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）0.750.80.8586.77%，符合《煤炭工业设计规范》规定。采区车场选采区上部车场选5.3所示：5.3采区中部车场选5.4所示：采区下部车场选

5.45.5所示。5.51大巷；2轨道大巷；3采区下部车场；4回风上山；5采区煤仓采区主要50～500t表5- 采区生产能力（万60～1002～6m4～6m为佳，由因为煤仓过高，容易使煤压实而起30m20m左右为好，但由于本采区生产能力比较大，尺5m21m19m2净断面煤仓利用率与回风巷同一水平的岩石中。所选用的绞车为JIP—1.61.6m。设计绞车3900mm，3.6m3m8m100#混凝土铺轨轨5.7轨轨图5.8采区上山示意采煤工艺方

282m。采区标高为-150m～-600m10°1.32t/m3,然发火险性，煤尘具有性，相对瓦斯涌出量为4.93m3/t。采煤工艺本设计只对二1煤进行具体设计。二1煤层厚度7.5m，煤层倾角为10°左右，不存在支架费用减少，便于采掘①煤损多，工作面采出率低（10%左右5～12m3；煤层倾角不宜过0.5m3；煤层直接顶具有随顶煤1.0～1.2倍，基本顶悬露面积不宜过大；地质93-97%以上。7.5m,1：1.5。鉴于二1煤厚7.5m，单工作面即可完成产量机械化程运料用3t的MLC3-6材料车，采煤机破煤，由刮板输送机运出工作面到机，再由6-1：表6- 序设备名设备型1支234机56789工作面长度的确设备是影响工作面长度的主要因一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150～200m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构130～250m较为合理。参考十一矿现场生产经验，结合采区区段的整体划分，确定首采盘区采煤工作240m。800～1000m。2100m。工作面落煤、装煤方式及落煤、装煤机3.0m800mm4.8m171万t。本工作面选用MXG-600/4.56-2。表6- 项技术特单型—采m煤层倾°截滚筒直m牵引方无—牵引速牵引形销轮齿—ZB-150斜轴式轴向柱塞—马达型CZG-125斜轴式轴向柱塞马—CBK10—CBK20—机面高量型—功台2台电V冷却方—内外喷—总t设计单—制造厂—工作面运煤方式及运煤机链 能力大，但受力不均，适用煤质较硬的煤；中单链与中双链 能力较大，煤1.2倍。输送机中部槽的SGZ-830/6306-3。表6- 型制造厂能设计长m出厂长m平行布刮板间无30×108-电压等V链工作面支护方式及支架选采用普通支撑掩护式支架，根据“三机”选型配套原则，选用ZZ5600/23/47（B）型P=1000×N×M×γ×9.8×10- 因此：P=1000×6×7.5×2.6×9.8×10根据以上计算，所选支架ZZ5600/23/47（B）型能满足要求表6- 项技术特单号——高mmm工作阻支护强°重t型—型框—行型—行型—行型—行工作阻制造厂—根据支架选型要求及设计的特点，选用ZT17500/18/365表6- 型初撑力生产厂工作面采用FLZ38-20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护①辅助顺槽的超前支护采用单体支柱配合1000800十字铰接顶梁，铰接顶3个十字铰接顶梁，每个十字铰接顶梁下设一颗单体液压支柱、辅助顺槽超前支护距离不低于20m.②胶带顺槽超前支护采用单体支柱配合2.6m一字横梁铰接1000×800十字铰2.6m1000×800十字铰接顶梁，2.6m的一字梁段跨假设的2.6m一字长梁，在采煤壁楔梁托住，在人行道侧与十字铰接顶梁铰接，十10#铁丝捆紧，以防倒柱伤人。1.8m,0.7m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。2.0m处，班长表6- SZZ-764/160型机技术参数 型t/hSZZ-制造厂西北一生产能出厂长m爬坡角°刮板间电V质t表6- SSJ1200/2×250型可伸缩胶带机技术参数号—m—mm机型功电V质t设计单—制造厂—表6- 项单技术特型破碎能转电机功各工艺过程注意事1m200mm）10m明显错差（2／3），200mm。350～550mm之间；移架过程中于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推溜时，不应100mm1050m，清43台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移，损③当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。8m2而不垮落，必须将锚①在各点落煤处加设缓冲装置5m/min150－200mmA-A 2A-A-A 2A-AA2A-AA12A-A2A,⑦各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强，对于失效锚采煤工割煤→移架→推前溜→移架→放煤→拉后溜→④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤，如图(d)④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤，如图(d)

图 移支移架采用滞后采煤机后滚筒4～6架支架追机顺序移架，移架步距为0.6m，最大距离不14～16m5m范围内严禁其他人员作业。4～6架，顺序追机推刮板输送机，推刮板输送机步距为机水平曲度超过3度，垂直弯曲度超过1度。回采工作面吨煤成工作面吨煤成本由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4设备折旧费6-9。6-9设备名型数支MXG-11机SLL-111液21合工人工资12060（吨工），120/60＝2（元/吨材料费工作面材料费（C3）5.0元／吨。（见《采煤工作面分册》第七项）电费 循环产量= γ——煤层平均容重，t/m3d——=1890×3.6×0.84/1504.38=4.1（度/t）=0.35（度0.55元/Kwh（5）工作面吨煤成本=11.2（元工作面劳动组织和作业循环图240m420割 移推6.2表6- 序序工一班二 检修 8合31采煤方法和回采工艺的分析和论本矿设计主采煤层为二17.5m10°，采区内无大1.8m～2.2m灰色块状含植物叶片化石，含粉砂质。老1.7m2.4m3.5m2.8m，从最不利1.8m，计算支架所需工作阻力及初撑力2.2m。3.0m计算。3.0m9.0m，直接顶和老顶的第一、二分层（2.2+1.7+2.4）6.3m，故垮落带岩层包括老顶第三分层（3.5m），9.8m。20m。40m。4.8m340mm，顶板下沉系数η0.025最小控顶距为：Lx= 最大控顶距为：Ld= Ld——b——0.8m。LxLd+LhLd=Lx+b340mm30mm。①支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量，设支架所需工作阻力为P，则：iL(rhL'rhi

) lili

P (kN架)γ—垮落带直接顶岩层平均容重，22KNh—lz`—直接顶研梁长度（为端面距ld,支架顶梁长度lh与直接顶岩层在支架顶梁后的极限悬顶距lzx之和,0.34+4.8+2.0(经验)=7.14m；γli—i层老顶及其附加岩层的平均容重,25kg/m2；hli—i层老顶Llki—i层老顶岩块长度，Llk1=16m，Llk2=19m，Llk3=22m。（经验α=4656.29kN/架0P应能保证直接顶与老顶之间不离层。P''，则：0 L P01 (kN

P''2L 2P P

（kN架L0P''作用点距顶梁后端的距离，1.8m（预计 1.5222.27.142 2(5.141.8)

599.61(kN架PP''P''P599.61(kN/架 ③

DhD

LD'—最大控顶距，为Lz+L(循环进尺，0.8m)5.14+0.8=5.94mLDh=0.025×3.0×5.94=0.4455所需支架最大高度为Hmax，则Hmax=Mmax=4.5m；所需支架最小高度为Hmin，则Hmin=Mminh－aA—卸载高度，0.05m。3.5—4.5m4.7m以上，最小高度应2.5m。防推：预防推跨型冒顶的措施是提高支架的初撑力，将下位岩层上位岩层，令上P岩层间产生的摩擦力足以防推，为此支架所需初撑力0式中：γx—下位岩层平均体积力PLhLcos1sin)(kN架

axx hx—下位岩层厚度f—0.30PP1.5×22×1.7×7.14×[cos13°+(1/3)×sin13°]=420.18kN/架0PPP

PP0、0PP

P0PPP控顶设计时暂由0

Lh(L1

) P'' (kN架)P

式中：LZDXC—直接顶初次跨落步距，取18mP''={1.5×22×2.2×[5.14+(18/2)]×cos13}÷0.9=1110.97kN/架 lahlz2lzDXC

'p '

KN架2

l0式中：h—2.2m（p

时用）

1.522 14PP''P''P2351.6

kN架

2351.6iiL(rhL'rh P kN

1 (

2=4410.8(kN/架初放阶段所需支架工作阻力(P4410.8kN/架)(P0599.61kN/)比正常生产期间所需支架工作阻力(P4656.29kN/架)(0599.61kN/架)大，支架选型时应以大的为准。回采巷道布采区巷道回采巷道断面选择及其掘进方6.36.415m的保护煤柱。回采巷道均为煤巷，采用综合机械化掘进设备掘进。配套综掘设备主要为：AM-50型掘进机，QZP―160A型机，SSJ800/2×40I型可伸缩胶带输送机。其主要技术特征见第掘进机按设计要求截割出巷道轮廓，然后找尽顶帮危煤，人工窜前探梁，探梁上铺20秒，继续开动钻机紧固锣6.3概

6.4为10°，煤的容重约为1.32t/m3,煤尘具有性，相对瓦斯涌出量为4.93m3/t,属低瓦斯矿矿井设计生产能力及工作制井工作制度为“三八”16330系采区设备的选设备选型原则必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等采区运煤设备选型及能力验刮板输送机的型号为：SGZ-830/6307-2；破碎机型号为：PLM—22007-4；SSJ1200/2×2507-5。表7- 项技术特单号——输送长m带托辊直类—带型—功电v适应角0～°质t生产厂—表7- 型制造厂能设计长m出厂长m平行布刮板间无30×108-电压等V链①机的能力应大于工作面刮板机的能力（一般为1.5~3.0倍），它的②机的机型，应尽量与工作面机的机型一致，以便于日常及配件管理③机尾部与工作面机的连接处要配套表7- SZZ-764/160型机技术参数 型制造厂西北一生产能出厂长m爬坡角°刮板间电V质t②破碎机的结构应与所选机结构尺寸相适应参照以上原则，通过查阅相关资料，选用PLM—22007.4表7- 项单技术特型破碎能转电机功区段胶带巷采用可伸缩胶带机运煤，胶带机选型的原则①机的能力要能够把工作面采下的煤炭顺畅地从区段顺槽运走②传动装置优先采电机、双滚筒驱动表7- SSJ1200/2×250型可伸缩胶带机技术参数项技术特单号—输送长m带托辊直类—宽储带长mm型功电V质t设计单—制造厂—QLNdHL—工作面的长度，240mN—每班进刀数，2d—采煤机的截深，0.8mH—煤层厚度，7.5m—煤的容重，1.32tm3K—0.84。

Q1—t/min；V—4mmin；d—采煤机的截深，0.8m；h—3.0m—煤的容重，1.32tm3K1—采煤机的煤炭回收率，取0.98=12.42Q3LNdhL—工作面的长度，240mN—每班进刀数，2d—采煤机的截深，0.8mh—采煤机的采高，3.0m—煤的容重，1.32tm3工作面刮板机能力验算13.17×60=790.2<

机能力验算4790.2t/h<2200可伸缩胶带机能力验算790.2t/h<1600可伸缩胶带机能力满足要求采区辅助设备选3tMLC3-6表7- MLC3-6型3t材料车型号及技术参数特征项单技术特名—材料矿型—t3轨轴牵引高型—质JKY2/1.5B型矿用防爆提升绞车牵引3t材料式矿车。其技术特征见表7-6：表7- 项技术特单型—直宽丝直速功转比无级调—质生产厂—3吨矿车装满物料时x1TL1Lx1

(7- 式中 L—区段平巷长度，1400mL1—下部车场线路长度，取V0—串车下车场内运行的平均速度，取Q1—摘挂钩时间，取V—最大提升速度，取4ms则TX=70/1+1.08×1400/4保证所 能力的一次提升穿车的矿车数Z(A1B1)

(7- T式中：Z1A1—每班的辅助提升量，这里按煤炭产量的10﹪计算A2—每辆矿车的装载量T1B30m312B—一辆材料车的实际体积，1.7m32Z=(185.5/3+30/1.7)×Z=2，2大巷设备选大巷设备的选的要求，设计生产能力为1.5Mt/a的矿井，在大巷选用胶带输送机运煤。大巷采用胶带能力大。在距离不长时经济效果好大巷带式输送机承担全矿年产1.5Mt煤炭的任务，属大运量、长运距的大型输送机。设计在胶带大巷采用SSJ-1200/M7-7。表7- 项技术特单号SSJ-—输送长m带2托辊直质t比带类—带电型—功电V最大坡——N储带长m—卷带方采用分立式和固定式2—传动方—在轨道大巷选用架线式电机车牵引矿车，运材料和矸石采用3t的MLC3-6材料车。架线电机车型号为ZK10﹣6/250﹣47-8；3t的材料车矿车型号为MLC3-67-5。项单技术特型—粘t轨供电电VN最型—功数—2调速方—电制动方—电m7长宽固定轴车轮直生产厂—大巷设备能力验大瞬时出煤能力为1000t/h,大巷采用SSJ-1400/3×400型胶带机能力为1200t/h，完概

1.5Mt/a，矿井提升工作制度为“三八”制，主副井都为立井开7.0m620m820m，支护方式为混8.0m605m805m，支护方式主副井提33016采筒单绳缠绕式提升机JDS-16/150×416t箕斗，其技术特8-1：表8- JDS-16/150×4型16t箕斗技术特征项单技术特型—JDS-数对1t数根4直箕斗自T8-2所示：表8- 项技术特单型—4m4m根4根间外形尺m质t外形尺m生产厂—副井设备GDG1.5/6/2/4K2JK﹣3/20型提升机作为副井提升机，其技术8-38-4所示：表8- 项技术特单型—个罐笼质t数根直根8-42JK﹣3/20项技术特单型—功转外形尺m机器质生产厂—通风方式选

矿井通风系统和通风式（图9.1）、分列式（图9.2）、两翼对角式（图9.3）、分区对角式（图9.4）和混合式通风。但一般来说新建矿井多4种方式中选择。混合式是前几种方式的综合，多在49.1图9.1并列采区采区采区图 采采区采区图 两翼对角9.4表9- 项类适用条式长度小于4Km，而且瓦斯、自角式表9- 工作方优缺会减少采区通风采区上（下）山通风4.93m3/t属于低瓦斯，采区采用两条上（下）山工作面通适用于本设计的采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式（UZUZY 双Z图 表9- UZY双Z①本矿采水平上下山开采因此工作面巷道掘进采巷掘进，每隔100m开掘一个联络巷。双巷之间留设15m的10°，按照《设计规范》的有关要求，采用上行通风。这样瓦斯自然流动通风构筑挡风墙（密闭）在需要堵截和交通的巷道内，设置挡风墙采区及全矿所需风采煤工作面所需风量的计Qwi=100×Qgwi×Kgwi 式中：Qwi——第i个工作面的需风量，m2/minQgwi——第i14.93m3/t6017.6t。则工作面瓦斯绝对涌Kgwi——i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常综采工作面取Kgwi=1.2～1.6。采工作面可取1.4～2.0；水采工作面可取2.0～3.0。本设计取QW=1006—1可知，当回采工作面的气23°时，回采工作面的风速取1.5m/s。因此，工作面所需风量可按下式计算：Qa160Vai＝2340m3式中：Vai——ms

a ——第i个回采工作面的平均断面积（m2aSlxld 5.346.14225.83(m2SaM——煤层开采厚度，3m；lx——最小控顶距，5.34m；Sa——最大控顶距，6.14m工作面30人，交时人数最多，按60人计算

4

式中：4——每人每分钟应该供给的最低风量，m3nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。取nw

m3由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：2678（m30.25m/s4m/s的要求进行验算。Qa10.2560390(m3/Qa14604606240(m3/通过风速验算可得：390Q采

3944.2m3min由于本设计为一矿一面达产，不设备采面，因此通风容易时期及通风时期均为Q采=2678m3min掘进通Qb100qgb285(m3/bQ——m3bq——掘进工作面回中沼气的绝对涌出量，m3/

14.93m3/t6017.6t×10%=601.8tqgbkb——1.5～2.0；1.8～2.0。Q掘＝QfIkQf――

Qf

m3/minI――I=1kf――1.2～1.3，进风巷中无1.21.3。

nj――掘进工作面同时工作的最多人数，根据现场生产实际，取nj＝30人。由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：285（m3/min）15.03m2，区段煤层平巷掘进断面积13.5m2。Q＝0.15×60×S

＝135.27m3/Q＝0.25×60×S＝15×13.5

＝202.5m3/式中：Sj――掘进工作面巷道过风断面，(按区段平巷的断面计算)13.5m2。Q掘＝4×60×SQ掘＝4×60×S285（m3/min）作为每个掘进工作面所需风量是可以满足通风容易 时期，都有二个区段煤层平巷巷需要独立通风

m3/掘进通风9.69.6矿井实际总需风矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量与各条风的漏风量之总和根据现场生产经验，各个需要独立通风的硐室所需风量为：库100m3/min，采区80m3min80m3/min。Q硐＝100+80+80＝260 Q其它的大小和分配主要割据矿井开采的具体条件，瓦斯涌出情况，巷道的数量和每条需要风量及允许的最低风速等因素确定的，大型矿井一般按（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）的Q其它Q其它QQ采Q掘Q硐Q它＝3819.01m3/时期QQ采Q掘Q硐Q它＝3992.60m3/采式中： ――采工作面实际需风量之和，m3/min采掘 ――m3min掘硐 ――m3min硐它 ――m3min它

K――矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式或并列式通风时，可取1.20～1.25；采用分列式或混合式通风时，可取1.15～1.201.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥90104taT90104ta矿井风量的分回采工作面只配给其计算的风量，即2476.5m3/min容易时期回采工作面的上下风巷分配的风量为：2476.5×1.1=2724.15m3/min。时期回采工作面的上下风巷分配的风量为：2476.5×1.15=2847.98m3/min则通风容易时期，掘进工作面共分配风量为：313.5×2=627m3/min；通风时期，掘进工作面共分配风量为：327.75×2=655.5m3/min采区变电所容易时期：80×1.1=88m3/min；时期：80×1.15=92m3/min（4）Q容易时期Q其它时期Q其它风速验ViQi/Si

式 Vi——第i段井巷风速Qi——第i段井巷断面所通过的风量，m3/min

Q工作面/(Sw

Sw——回采工作面的有效通风断面面积，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，Sw=26m2。则v工作面=2476.5/（26×60）=1.6m/s<4m/s

则容易时期v进风平巷=2724.15/（14.19×60）=3.2m/s<4m/s，满足要求。 时期v进风平巷=2847.98/（14.19×60）=3.3m/s<4m/s，满足要求

则容易时期v回风平=2724.15/（14.19×60）3.2m/s4m/s，满足要求。则时期v回风平巷=2847.98/（14.19×60）=3.3m/s<4m/s，满足要求

则容易时期v=3819.01（19.63×60）=3.24m/s8m/s，满足要求。则时期v副井=3992.60/（19.63×60）=3.39m/s<8m/s，满足要求。9.4所表示：表9- 序巷道名风风校1副8m/s2井底车8m/s3轨道大8m/s4轨道上6m/s54m/s64m/s74m/s8风8m/s9.5表9- 序巷道名风风校1副8m/s2井底车8m/s3轨道大8m/s4轨道下6m/s54m/s64m/s74m/s8风8m/s全矿通风阻力的计（1）1015%计算；确定矿井通风容易时期和时本矿井采用两翼对角式通风，很明显，15–25年内矿井通风容易时期应该是首采矿井通风阻力计算的→5→7（轨道上山）→8（采区中部车场）→9（顺槽）→10（工作面）→11（顺槽→12→13（回风石门）→14(回风石门→16（风井）→→13（下山）→15→16（下山）→17(上区段上山)→19（回风石门）→20（风阻力hfr：hr=α×L×U×Q2/S3 hr——L——各井巷的长度，m；U——巷道净断面周长，m；S——Q——α9-10中表9- Q0-1-锚2-锚3-锚5-轨上锚6-轨上锚7-锚8-锚支区锚锚锚15-风合表9- 序号巷名支形Qv0-副井1-锚2-锚3-采上部车锚4-轨下锚6-采中部车锚7-区锚支架锚13-下锚15-下锚16-上锚锚19-风合 式中：hrmin，hrmax——容易，时期矿井井巷通风总阻力hfmin，humax——容易，时期矿井井巷摩擦阻力，pa1.10，1.15为，容易时期局部阻力系数。通风时期hrmax=1.15×977.35=1157.38矿井总等矿井总风阻：R易＝h易/Q易 易式中：R——Ns2m8；Q——m3/min。易矿井总等积孔：A易＝1.1896/R易 =2.31A——m21Q——m3minhmin——Pa通风时矿井总风阻：R难＝h难/Q难 式中：R难——通风时期矿井总风阻，Ns2/m8；hmax——通风时期矿井的摩擦阻力，Pa；Q——m3/min。矿井总等积孔：A难＝1.1896/R难 =2.22式中：A——通风时期矿井总等积孔，m22Q——m3min9-8等积孔矿<1中阻力中1～2小阻力容>2通风机选通风设备的选型是根据计算出的关矿总风量Q，容易时期最小阻力hmin和时期最大阻力hmax进行设计的，它包括通风机和电动机的选择及通风机附属装置设计。选择风机的基本原则及技术资10590%； 矿井自然hn=[H1r1-H2r2-（H1-H2）（r1+ H2——风井深度冬季的自然风压hn1hn1=[285×1.28-85×1.2-（285-85）（1.28+1.2）/2]夏季的自然风压hn2hn2=[285×1.2-85×1.24-（285-85）（1.2+1.24）/2]表9- r1，r2参数地季副风通风机风hfsmin=hrmin-hn+h风 式中：hrmin——通风容易时期的矿井通风阻力 h风硐——表示风硐影响的阻力，取h风硐＝80pa。hfsmin=1087-通风时hfsmax=hrmax-hn+h风 式中：hrmax——通风时期的矿井通风总阻力 ——通风时期阻碍风机风压的矿井自然风压hfsmax=1157.38+72.52+80=1309.9pa表9- 时风容易时时东翼风风机风量及风机选通过风机的风量Qf 式中：Q总——K漏——1.059-11时效转风压容电动机的选根据通风容易时期和时期通风机的输入功率Nfmin和Nfmax计算出电动机的输出NeNmin=90kw，Nfmax=120kw，因通风机功率小于Nmin=Qf·hfsmin·Km/(1000ηs 通风时期Nmax=Qf·hfsmax·Km/(1000ηs =122.92因为Nmin=89.12>0.6Nmax=0.6*122.92=73.75，所以选择一台电动机，其功率为：Nmax=122.92KwJR126—6型异步电动机。电动机技术参数如下9-12：表9- 项参单额定功电机效%功率因额定电A额定电v飞轮转总N对矿井主要通风设备的要5%,15%；10min内开1次。改变通风机的转数的风叶的角117条条有关规程；矿井防治措瓦斯管理严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新按井下在册人员配备式自救器3m煤尘的防利用环境安全监测系统，及时测定中的风尘浓防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层几2所有机道和回风道必须设置隔爆木采掘工作面的工人应按规定佩带防止冒和防尘防防

Q85°0

Qf Qf9.112K56NO.181010-1序单1煤层牌焦2层23m4煤层倾°56d班37万8a9a井田长mm瓦斯等通风方两翼对开拓方m-m-个1个1mmm个2大巷方辅助大巷方mm/t/元参考文[01].煤矿矿井采矿设计手册.：煤炭工业[10]自然科学名词审定.煤炭科技名词戴绍城.高产高效综合机械化采煤技术与装备.:煤炭工业中配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册.徐州:中国矿业大学黄元