玫瑰营矿矿井初步设计-煤矿毕业论文设计说明书

玫瑰营矿矿井初步设计——煤矿毕业设计说明书目录前言 1中文摘要 1英文摘要 2第1章矿区概述及井田特征 3第1.1节矿区概述 3第1.2节井田地质特征 6第1.3节煤层特征 8第2章井田境界和储量 10第2.1节井田境界 10第2.2节井田工业储量 10第2.3节井田可采储量 11第3章矿井的年产量效劳年限及工作制定 14第3.1节年产量及效劳年限 14第3.2节矿井工作制度 14第4章井田开拓 16第4.1节概述 16第4.2节开拓方式确定 17第4.3节开采水平的设计 26第4.4节井底车场 29第4.5节开拓系统综述 38第5章采煤方法和采区巷道布置 39第5.1节煤层的地质特征 39第5.2节采煤方法及回采工艺 40第5.3节开采巷道及生产系统 47第5.4节采区车场设计及峒室 49第5.5节采区采掘方案 51第6章矿井运输与提升 54第6.1节概述 54第6.2节采区运输设备的选择 54第6.3节主要巷道运输设备的选择 54第6.4节提升 58第7章矿井通风与平安 69第7.1节矿井通风方式与通风系统的选择 69第7.2节采区及全矿所需风量 70第7.3节矿井通风阻力计算 76第7.4节扇风机选型 77第7.5节防止特殊灾害的平安措施 80第8章矿井排水 83第8.1节概述 83第8.2节排水设备选型 83第8.3节水仓及水泵房 87第8.4节技术经济指标 88第9章技术经济指标 94致谢 96参考资料 97前言本次毕业设计，我们组所做的是河北邯郸矿务局下属的玫瑰营矿矿井初步设计。在毕业设计之前，我们设计组在崔景昆老师带着下到云驾岭进行为期一个月的毕业实习，在此期间我们搜集了毕业设计所需的资料，同时在生产一线积累了实际生产的经验。在实习过程中我们更加深刻的了解了我们以后的工作，并且，更重要的是学到了重要的设计思想及设计中所涉及的现场工作经验，为毕业设计及以后的工作打下良好的根底。本次毕业设计是我们设计小组的共同成果。是同学们经过共同讨论及指导老师经过屡次指导的结晶、经过大家反复比拟后确定的，是我们大学四年采矿专业学习的总结。玫瑰营矿矿井初步设计包括以下几个局部：矿井内水文、地质、村庄、交通等根本情况概述。矿井井田范围内煤的地质储量、工业储量及可采储量。矿井生产能力及效劳年限。矿井井田的总体开拓设计，井筒位置及形式选择、水平划分、延伸方案确定、采区划分、井底车场确实定及线路计算、硐室布置等内容。本设计时间为2004-3-15到2004-6-6共12周时间。时间较为充足，由于本人水平有待提高，缺少工作经验，所以在设计中难免有缺乏和欠考虑之处，希望各位老师和同学给予批评指正，本人不胜感谢。AbstractThisgraduationdesignisaboutthenewmineplanningforMeiguiyingcoalminewhichisacoalminebelongingforHandanCMA.Itinvolvesthegeology,development,operation,transportation,anddrainageamongotherrespect.Inspecicalterms:Summaryofthemine.Thischaptermainlyintruducestheposition,geologyandconditionofthecoalseam.Minedevelopment.Thischapterextrapolatesamongotherareas,reserve,servinglimits,workingsystem,spotofthedraft,selectionoflevel,furtherdriftofmine,paneldivisionandundergroundstation.Designofminingdistrictsandretreatingtechnology.Thischapterexplainsthesituationoftheminingdistrict,technologyandtechniquesoftheworkingface,roadwaylayoutandoperationsystemintheminingdistrict,thedesignoftheminingdistrictstation,cavelayoutandschedulefordrivageandmininginthemainminingdistrict.Operationalsystemofthemine.Thischapterstatestransportation,anddrainagesystemsofthemineandtheselectionofequipmentusedinthesystemmentionedabove.Inordertopracticeandreinforcethewealthoftheknowledgelearnedinthepastfouryears,Itrymybesttointroducevariousstate-of-the-artswhenrespectingthespecificsituationofMeiguiyingcoalmine.Forinstance,amongwallminingontheinclination,longwallminingonthestrikewithtopcoaldrawing,andamongothers,driftionandretaininggatewaysalonggoafarepreferredintheminewithacollegestudent’sabilitytodoelementaryscientificresearch.What’smore,itcompletedwiththeaidofAutoCAD2000,whichstreamlinedthedesignprocessdramaticallyandlessenedthe-----每列车的矿车数，按车组成计算确定，15辆；l1----一个矿车带缓冲器的长度，1.5吨固定式矿车2.4米，3.0吨底卸式矿车3.45米；N----电机车数，台；l2----每台电机车的长度，米；l3----列车制动距离，1.5吨固定式矿车取7米，3.0吨底卸式矿车取40米。材料车线：L=nl1=米〔4－4－2〕式中：L----材料存车线长度，米；n----容纳的材料车，10辆；l1----一个材料车带缓冲器的长度，2.4米。人车线：一般为一列车加15～20米。调车线长度：L=mnl1+Nl2+l3=米〔4－4－3〕为取整数72米。线路布置：〔见图4-5〕图4-5钢轨、道岔及曲线巷道参数的选择：钢轨：井下运输机车轴重一般超过矿车轴重，依据机车轴重选择钢轨轨型，其计算公式如下：q=5+aP〔4－4－4〕式中：q----钢轨单重，公斤米；P----机车轴重，单机10吨架线式电机车轴重5.0吨；a----系数，井下a=2.5。经计算，钢轨单重需要18公斤米。弯道半径：以上运输设备均采用600毫米轨距选择，因此点机车行驶的弯道半径选用12～15米，非电机车行驶的弯道半径选用9～12米。道岔：1吨矿车的井底车场，选用4号道岔。3吨矿车的井底车场，选用5号道岔〔包括渡线道岔〕。当采用甩车方式调车时，作为甩车的道岔〔包括渡线道岔〕，可选用5号道岔；不通行电机车的，可采用4号道岔。根据弯道半径可以选择道岔型号〔见表4-2〕。表4-2道岔特征表道岔名称辙岔号曲线半径〔米〕主要尺寸参数〔毫米〕图示辙岔角〔α〕abLSL0DK624-5-15单开道岔515325841427400——DX624-5-1216渡线道岔4123496340413292160063004.4.3、井底车场的调车方式固定式矿车采用甩车调车：电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20米进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。底卸式矿车采用折返式调车方式：机车摘钩、顶列车过卸载站。井底车场坡度设计：井底车场坡度可按表4-3选用。表4-3井底车场线路坡度矿车种类车线名称矿车运行线段矿车载重〔吨〕坡度〔〕固定式矿车副井进车线复式阻车器至单式阻车器118~20〔下坡〕副井出车线罐笼边缘至第一个材料车线道岔止118~20〔下坡〕回车线过空、重车1<7〔上坡〕底卸式矿车重车线33〔下坡〕卸载线30〔下坡〕空车线30~3〔机车摘钩、顶列车过卸载站〕4.4.4、井底车场的通过能力计算区段划分：首先将井底车场线路绘制在1：500的平面图上，并在图中标出主要线路长度、道岔位置及其编号等，然后按以下原那么把整个线路划分为假设干区段。凡一台电机车〔或列车〕未驶出之前，另一台电机车〔或列车〕不能驶入的线路，应划分为一个区段。区段划分时，必须考虑设置信号的合理性和可能性。对通过线和有跟踪列车〔或电机车〕形式的线路，区段划分不宜太多、太密。井底车场线路区段划分参见图4-6。调度作业程序及时间；电机车〔或列车〕在各区段的运行速度为2.0米秒，附加时间取10秒。调度图表：根据图3-6编制的机车运行时间统计结果如下：煤列车由入场到出场的运行时间为287秒，即约4.9分。混合列车由入场到出场的运行时间为314秒，即约5.2分。列车由入场到出场的平均运行时间为5.9分。列车进入井底车场的平均间隔时间为6.4分。通过能力计算=富裕系数114.690=1.27，满足设计标准要求。式中N----井底车场年通过能力，吨；m----每列车的矿车数，辆；G----每辆车的净载煤重，吨；K----矸石运出量占煤产量的百分率；ta---列车进入井底车场的平均间隔时间；---每年运输工作时间，按年工作日300天，每天14小时计算，分；1.15----运输不均衡系数。图4-6井底车场运行系统及调度图表4.4.5、井底车场各硐室布置水仓由两个独立的巷道组成,及主仓和副仓,当一个清扫时另一个正常使用,。其作用是将矿井涌水暂时储存起来并予澄清,然后供应水泵排至地面。水仓采用机械清理，射流泵清仓，沉淀浆排泥。水仓尺寸见第七章第四节。中央水泵房和中央变电所中央水泵房和中央变电所联合布置在车场绕道附近，分别有一条通道与井底车场连接。水泵房地面标高比井底车场轨道高0.5米。水泵房和变电所之间有防火门。水泵房尺寸见第七章第四节。中央变电所硐室宽度取3.5m，硐室断面为三心拱形，硐室的最大净高居底板面3m。管子道布置3。井底煤仓及卸载站硐室煤仓选用立式煤仓，具有以下优点：〔1〕可为椭圆形，仓底不用铺钢轨。〔2〕不拐弯，不易发生堵仓。〔3〕煤粉率低。卸载站硐室设于主井重车线末端。煤仓容积：根据?标准?规定，大型矿井应容纳1～2小时提升量，取2小时，煤仓直径3～8米。煤仓容积：Q=240×104×2〔300×14×1.4〕＝816m3煤仓直径:D=7m煤仓高度：H=8163.14〔D2〕2＝21m调度室和保健站调度室和保健站采用联合布置，采用扩散通风，长度5米，铺设厚的混凝土地板或木地板。底板高出大巷底板300米，大巷有30％的坡度，规格尺寸为净宽6.4米，净高3.2米，净长10米，半圆拱，混凝土支护。井下火药库根据?设计标准?，火药库距主要井巷及硐室死亡距离符合规定要求。井下火药库采用壁槽式，布置在距调度室外侧的轨道大巷一侧，与轨道大巷垂距50米，有两个便于运送火药和行人的出口与轨道大巷相连，库房规格为A×B=52×30,全混凝土支护，容积600公斤。信号硐室硐室形状取直墙半圆拱，宽3米，高3米，长1.5米。等候硐室布置在副井井筒附近，有两个通路与井底车场相连。电机车库及电机修理间布置在井底车场或大巷等进出车方便、枯燥的地方，此矿井布置在进入车场的道岔前。节开拓系统综述经过多方位的比拟，确定本井田为立井加立井延伸多水平分区式开拓。在井田东部边界与断层F32的交界处布置一对立井，通风方式采用中央边界式，矿井井型为90万吨。本井田共划分为两个水平，即-200水平和-400水平，均为上山式开采，刀把式井底车场，运输大巷和主石门均采用电机车运输。生产系统如下：1、运煤系统工作面镏子——区段皮带运输巷——运输上山——采区煤仓——运输大巷——井底车场——主井2、运料系统副井——井底车场——运输大巷——采区下部车场——轨道上山——层间联络斜巷——区段运料巷——工作面3、排矸系统与运料系统线路反向4、通风系统新鲜风流——副井——井底车场——运输大巷——采区下部车场——轨道上山——区段运料巷——工作面——区段回风巷——回风石门——回风大巷——风井5、供电系统高压电缆由井底车场中央变电所——运输大巷——采区下部车场——运输上山——采区变电所——回采工作面、掘进工作面、上山和区段平行的运输机、移动变电所等处6、压气和供水系统掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、平巷以及运输上山皮带机转载点所需的防尘喷雾用水，分别由地面〔或井下〕压气泵房和地面贮水池〔或井下小水泵〕以专用管路送至各个需要的地点。第5章采煤方法和巷道布置 第5.1节采区概况5.1.1、采区位置及范围本采区位于井田中上部，北部以井田边界为界，北部为第一水平第一采区，采区含有2#、4#煤，其中2#煤厚米，4#煤厚1.68米。走向长度1600米，倾向长度1000米，采区面积，可采储量1566万吨。地面无村镇，但与煤层边界和断层相连，需要留边界保护煤柱。5.1.2、地质构造本采区单斜构造，煤层平均倾角为11度左右，井田范围内有大断层F2，无小断层。地层走向近东西，倾向向南北倾斜，倾角10—30º。断层根本为高角度正断层，断层面倾角一般50—65º，以NE为主，断层面一般不宽，井田南部断层较多且落差大，北部构造相对简单，大中型断层一般相互交叉或切割，落差大的切割落差小的。小构造比拟发育，走向与其邻近的大中型断层根本一致，但延伸不远即消失。5.1.3、水文地质条件本水平主要影响水源是2#煤顶板砂岩水及野青灰岩水，易于排放与疏干。4＃煤层的直接或接顶板为山西组砂岩含水层，呈区段性的透镜体分布，厚度变化很大，含水层岩性为灰白色和白色中粒及中细粒砂岩，泥质胶结，裂隙不发育，为弱含水层。5.1.4、可采煤层的煤质指标特征本井田煤层属于二迭纪山西组和石炭纪太原组，工业牌号为气肥煤，主要可采煤层为2＃、4#煤。5.1.5、开采煤层的瓦斯及煤尘情况瓦斯涌出量统计经地质分析及预测，2#、4#煤瓦斯涌出量小于1m3t，煤层最大瓦斯涌出量2m3t，为低瓦斯矿井。煤尘情况依据煤炭科学研究总院抚顺分院对邯郸矿业集团云驾岭煤矿煤尘爆炸性鉴定报告：煤样编号B201—27—3。爆炸性试验：煤样水份，灰份，挥发份﹪，﹪，火焰长度，无。鉴定结果：不具爆炸性。第5.2节采煤方法和回采工艺5.2.1、采煤方法的选择本采区可采2#煤、4#煤煤。2#煤平均厚度米，4#煤平均厚米，煤层间距3mmmm，灰黑色，泥质胶结，含植物根部化石，具缓波状层理。4#煤层顶板岩性在井田西部和东南部以粉砂岩为主，局部地段为中、细砂岩，井田东部主要为中细砂岩。根据以上地质地形条件比拟适合布置综采，工作面一次采全高。采煤方法选用走向长臂采煤法，巷道采用集中联合布置。5.2.2、回采工艺1、落煤方法采用MLS3－340型双滚筒采煤机割煤，往返一次进两刀。割煤的工艺过程：采煤机自工作面下〔或上〕切口向上〔或向下〕沿底割煤，。下端头机窝采用爆破方式落煤。2、装煤方法利用滚筒上的螺旋叶片和运输机上的铲煤板将煤装入刮板运输机。爆破落煤处人工清理攉煤。3、运煤方法采用SGWD-180型刮板输送机运煤。进刀方式工作面人工做缺口，上缺口长10米，下缺口长5米，开动千斤顶将输送机机头和采煤机一起推入新位置，即直接推入法进刀。工艺流程机组割煤——挂梁——推移输送机——铲浮煤、支柱——机组割煤5.2.3、工作面长度确实定〔1〕本井田内2＃煤层厚度为4.9米，属于厚煤层，而且地质条件简单，瓦斯含量不大，通风相对简单，回采工艺采用综合机械化采煤，工作面的矿压显现不明显，因此可采用较长工作面。本采区倾斜长度1000米，可以将其大体上划分为5个工作面，每个工作面长大约为200米。〔2〕工作面长度的验算1、根据通风条件验算工作面的长度越长，瓦斯涌出量越大，所需风量越大，而工作面的断面积一定，风量太大会导致工作面的风速加大，引起煤尘飞扬，出于对工作环境的考虑，因此对工作面长度有一定的限制。根据下式：L≤60vMSCfQbBPN〔5－2－1〕＝60*4*0.95*3.7*(4*1*0.6*8)=215式中:v---工作面通过的最大风速，v=4ms；S---工作面最小空顶距，m；Cf---风速收缩系数，可取0.9-0.95；Qb---昼夜产煤一吨所需风量，1m3min；B---循环进度，即机采面采煤机截深，mP---煤层产出率，即单位面积上出煤量，P=MγC,tm2;N---昼夜循环数，即每日割煤刀数。工作面长度为200米，小于215米，故合理。根据采煤机能力验算工作面进刀：N=K*Z*t1(N*l60*r+t2)〔5－2－2〕=0.8*7*2(1*+1)=式中：K---事故影响系数，取0.8；t1---每班工作时间，取7小时；Z---工作班数，2班；N---割煤方式系数，双向割煤取1；L---工作面长度，200米；r---采煤机实际生产正常割煤速度，取2.5ms;t2---每班辅助时间，取1小时。所以日进刀数取整数8,小于11，故取日进刀8合理。工作面日产量：Q=N*L*S*m*γ*c〔5－2－3〕*1.4*0.93＝吨天式中:N---日进刀数，8刀；L---工作面长度，200m;m---采煤高度，m;γ---煤的容重，tm3c---回采率，93％；满足采区生产能力的要求。根据运输能力验算工作面小时生产能力Q=60*m*γ*1.4*0.63*1.4*0.93＝338吨时〔5－2－4〕运输设备小时运输能力刮板输送机：500t----采高，m；α---煤层平均倾角，15度；P=2所以选用TZ720-20.532型支架，由于煤层倾角大于15o,必须加设防倒防滑装置。5.2.5、回柱放顶回柱放顶方法及措施放顶方法:采用人工移架、人工回柱的方法进行放顶。放顶措施:〔1〕、液压支架采用随架放顶的方法进行放顶。〔2〕、人工回柱放顶遵循自上而下，由里向内的放顶顺序。〔3〕、放顶由两个人配合作业，一人回柱，一人观察顶板和清理后路，放顶前先清理好后路和改好歪扭支柱，必要时加板梁棚子进行支护，然后放顶。〔4〕、放顶时，梁口必须先插好专业放顶销，先回柱，后撤梁，回柱应缓慢进行。〔5〕、开始放顶或回收最后一根点柱，放顶压力加大时，应提前加临时棚子后放顶。〔6〕、放顶过程中，倒入采空区的点柱梁要用长把工具钩出，严禁钻入采空区去梁、柱及其他材料。〔7〕、单体支柱段实行全空间管理，放出的点柱承载在靠人行道里侧排距的两棚子中间。〔8〕、放顶时及时在新切顶线加打密集支柱。〔9〕、无论人工移架或人工回柱时，严禁开开工作面后刮板输送机。上下順槽回撤及工作面滞后距离要求〔1〕上順槽支架回撤：随放顶支架及后部镏子的移动，回放十字顶梁与工作支架尾梁放齐。〔2〕下順槽支架回撤：随放顶回撤，滞后放顶线距离不超过2.0米。〔3〕上下順槽回撤的点柱和梁必须及时清理走，马放到指定地点，严禁堵塞后路。〔4〕前部镏子以后順槽镏子暴露局部加盖人身护罩。〔5〕假定铺设方法及质量要求3、铺设材料规格及质量要求本工作面上端一架轻放支架至两行十字架范围内铺设塑料顶网。〔1〕顶网规格〔2〕铺顶网时，沿工作面倾斜方向展开平铺。〔3〕顶网进入支架顶梁后，要保证网扯平，拉支架时，注意顶梁前部不扯网。4、铺设考前须知〔1〕铺网前要严格审帮问顶，找活煤、活渣及伞檐。〔2〕联网使用塑料绳，绳径不小于6mm，绳长不小于0.9m，用尼龙绳联网时，尼龙绳成两股，把两片网拉紧，结成死扣，联网时要把经纬同时连住。〔3〕联网间距:每200mm一道，连紧连牢。〔4〕铺设网时，走向上对接。5.2.6、正规循环方式和劳动组织方式作业方式采用“三、八〞制作业方式，早班检修，中晚班生产。正规循环方式多循环作业方式。小班两循环，循环进度0.6m，日进量2.4m.正规循环作业图表〔见表5－1〕。4、劳动组织方式劳动组织为追击作业，随机组割煤后，各专业工种及时完成各项任务。劳动组织图表〔见表5－2〕5.2.7、工作面机械设备简介采煤机选用MLS3－340型双滚筒采煤机割煤表4-1采煤机技术特征表采高生产能力设计功率滚筒直径截深牵引速度牵引形式牵引力单位M吨小时kwmmmmmminKN1.6～5.0670-78021701350600链牵引210刮板输送机刮板输送机选取SGWD—180型刮板输送机。表4-2刮板输送机技术特征表出厂长度输送能力刮板链速中部槽长×宽×高电机功率刮板链间距单位mthmsmmKWmm2205001500*732*22090*2920第5.3节开采巷道和生产系统5.3.1、概述本采区位于北部边界，北部以井田边界为界，西部为一三采区，东部为一二采区，南部为二一采区。采区含有2#、4#煤，其中2#煤平均厚米，4#煤平均厚度为厚米。走向长度公里，倾向长度1.1公里，采区面积2.156平方公里，可采储量万吨。本采区单斜构造，煤层倾角11度，井田范围内有小断层，可以忽略。5.3.2、采区形式、采区上、下山1、由于本采区走向长度大，最大长度1960米，倾向长度将近1100米，煤层平均倾角110，为缓倾斜煤层，采用走向长壁跨上山法开采。沿采区中央倾斜方向布置两条岩巷上山，进行双翼后退式回采。上山布置方式有两种：一是岩层上山；二是煤岩上山。煤层上山的优点：〔1〕巷道维护容易，维护费用低；〔2〕巷道受采动影响小，效劳年限长；〔3〕能实现跨采；〔4〕开掘容易，岩石工程量少。缺点是：增加了煤柱损失。岩石上山的优点是：〔1〕巷道维护容易，维护费用低；〔2〕巷道受采动影响小，效劳年限长；〔3〕能实现跨采。缺点是：〔1〕开掘困难，准备时间长；〔2〕岩石巷道工程量增加，投资高。由于本采区的煤层赋存不深，地压不大，上山长度不长，而且开采2#、4#煤，故布置两条煤岩上山，但考虑本采区采用中央并列式通风，需单独做一条回风上山，为布置简单，合理调整三条上山位置，再考虑经济性，把其布置在4#煤层底板上。三条上山：一条为轨道上山，作为行人、运料、排矸、进风用，内部使用单轨吊。一条为皮带上山，巷道内布置与采区煤仓相通的胶带运输机，把工作面的煤经下顺槽通过胶带运输机运至采区煤仓。一条为回风上山，单独回风。巷道端面特征见图所示。5.3.3、采区区段划分本采区使用走向长壁采煤方法，工作面长度设计为200米，所以把整个采区划分为5个区段，双翼布置对采工作面对煤层进行跨上山回采。5.3.4、采区储量及回采率该采区走向长度公里，倾向长度1.1公里，采区面积2.156平方公里，工业储量为300万吨，可采储量万吨。5.3.5、采区生产系统1、运煤系统工作面镏子——区段皮带运输巷——运输上山——采区煤仓——运输大巷——井底车场——主井2、运料系统副井——井底车场——运输大巷——采区下部车场——轨道上山——层间联络斜巷——区段运料巷——工作面3、排矸系统与运料系统线路反向4、通风系统新鲜风流——副井——井底车场——运输大巷——采区下部车场——轨道上山——区段运料巷——工作面——区段回风巷——回风石门——回风大巷——风井5、供电系统高压电缆由井底车场中央变电所——运输大巷——采区下部车场——运输上山——采区变电所——回采工作面、掘进工作面、上山和区段平行的运输机、移动变电所等处6、压气和供水系统掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、平巷以及运输上山皮带机转载点所需的防尘喷雾用水，分别由地面〔或井下〕压气泵房和地面贮水池〔或井下小水泵〕以专用管路送至各个需要的地点。第5.4节采区车场设计及硐室5.4.1、采区上部车场采区车场是采区巷道布置系统的一个重要组成局部，按其位置不同可分为：上、中、下部车场。按其形式又分为平车场、甩车场和绕道车场。由于采区运输上山采用皮带运输，故无需布置采区上部车场和中部车场，只需布置采区下部车场即可。5.4.2、采区下部车场设计由于煤层倾角为18度，运输大巷距上山落平点较远，且顶板围岩较好。故下部车场采用顶板立式绕道、大巷装车。装车站布置调车方法采用调度绞车调车，线路布置采用尽头式。装车站线路总长度L=l1+l2+l3+l4〔5－4－1〕式中l1---空车存车线长度，l1=Le+nLm+(3～5)式中Le---机车长；n----列车矿车个数；Lm---矿车长度；(3～5)---制动距离，ml2---重车存车线长度，l2=nLm；l3---煤仓溜煤闸门制度线道岔长度，l3=Le+0.5Lm；l5---单开道岔长度。所以装车站线路总长度：L=l1+l2+l3+l5〔5－4－2〕=4.5+15×3.45+5+15××125mα辅助提升下部车场确定起坡点的位置运输大巷的位置，在巷道布置是已经确定。起坡点至运输大巷中心线的距离L1=+RD〔5－4－3〕式中θ---轨道上山的起坡角，〔为行车平安不超过25o,此处取25o〕；RD---竖曲线半径；×Lm)-c1-lAB-K1式中K1---内侧曲线弧长：K1=Lg=d+l5+c2=44m式中l5---单开道岔平行线路联接长度；c2---插入直线段，取2m。绕道车场开口位置确定：X=LB+m-X1=59m 式中X1---运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距,28m；LB---Lg+R3+R1+S2；m----见单开道岔非平行线路联接计算。图5-3采区下部车场线路图第5.5节采区采掘方案5.5.1、采区巷道的断面和支护形式表4-5采区巷道特征表井巷名称巷道性质支护方式断面形状运输大巷岩巷锚喷半圆拱形区段运输平巷半煤岩巷锚喷梯形区段回风平巷半煤岩巷锚喷梯形回风石门岩巷锚喷半圆拱形联络斜巷岩巷锚喷梯形、采区巷道的掘进方法和作业方式掘进方法采区巷道采用半煤岩巷和岩石巷道。机械化掘进，连续运输。利用AM—50掘进机掘进，煤岩分掘分运。配套设备掘进采用AM—50掘进机，运输煤岩采用桥式胶带转载机，伸缩带式输送机，辅助运输采用单轨吊，支护采用机载锚杆钻机打锚杆支护。工作面通风采用局部扇风机，扇风机采用压入式。局扇和启动装置安装在离掘巷道口10米以外的进风侧，局部风扇把新鲜风流经风筒送到掘进面，污风沿巷道排出。在通风除尘方面，在巷道内或主机上设置干式布袋除尘装置，配合内外喷雾，综合除尘。掘进速度根据各掘进队施工技术力量，煤岩性质，作业方式以及掘进关系，参照?设计规程?，规定巷道掘进速度如下：岩巷：月进度150米煤巷：月进度为450米5.5.3、采区工作面配备及三量管理根据本矿采掘的具体情况，在移交采区时至少有二个采区进行生产，每个采区布置对采工作面，每个工作面都布置成综采面，三个生产一个准备。三个煤量及可采期如下表。开拓面积〔m2〕比例容重煤厚可采系数煤量合计2#293%4＃297%准备2#293%4＃297%回采2#293%4＃297%3、开拓煤量及可采期ZK=〔开拓局部的地质储量-开拓局部地质损失-煤柱损失〕*采区回采率那么，根据上图可知，开拓煤量为1105.1万吨。可采期Tk＝1105.190＝12年4、准备煤量及可采期ZK=〔准备的采区地质储量-采区地质损失-呆滞煤量〕*采区回采率那么，根据上图可知，开拓煤量为1078.8万吨。可采期Tk＝1078.890＝11.43年取11.7年。5、回采煤量及可采期ZK=〔回采局部的地质储量-回采局部的地质损失-煤柱损失〕*采区回采率可采期Tk＝117.540790＝1.31年以上结果均符合?标准?中的有关规定。5.5.4、工作面推进速度、生产能力、采区回采率工作面进度：设计采区的煤层均适宜于综采，结合邻矿的经验和现在采煤方法进度常规，日进刀4刀或5刀，截深0.6米，日进度为2.4米或3.0米。生产能力确实定G＝200*0.6**1.4*4＝吨A＝*3*300*〔1＋10％〕＝108.7万吨所以三个工作面生产可以达产。采区回采率采区回采率=%=(180)*100%=91.7%根据?煤炭工业技术政策?规定，本次设计的采区回采率91.7%>80%，符合要求。第6章矿井提升和运输第6.1节概述本矿井设计年产量为180万吨，工作概述制度为：年工日300天，日工作14时，煤层倾角约为100——30033。井下采用三吨底卸式矿车运输煤炭，采用一吨固定式矿车运送掘进煤，矸石，材料及设备。主井装备两对8吨箕斗，安装2.8米多绳摩擦提升机提升，担负提煤任务。副井装备一对一吨双层单车罐笼，安装3.25米多绳绞车，作为提矸，下料，上下人员及进风用。矿井的矸石量系数为20%，最大班下井人数为425人。第6.2节采区运输设备的选择巷道名称设备类型设备规格所需设备台数输送能力工作面刮板输送机SGWD—1801500运输平巷转载机SZQ—751630皮带输送机SD—150P2630采区上山皮带输送机DP—36310003630轨道上山绞车第6.3节主要巷道运输设备的选择6.3.1、计算的原始资料大巷运输方式有两种选择：一、是采用ZK10—6550架线式电机车牵引600毫米三吨底卸式矿车运输方式运送煤炭，一吨固定式矿车运送掘进煤炭`矸石、材料、及设备。二、采用皮带运输机。一方案具有以下优点：〔1〕大巷遇断层可适当调整；〔2〕装车点灵活〔大巷和石门均可〕；〔3〕工程量省，投资省。缺点：非连续运输；人员多；运费高。二是采用钢丝绳牵引皮带输送机运送煤炭，一吨固定式矿车运送煤炭、矸石、材料及设备。该方案的优点：〔1〕连续运输；〔2〕便于集中管理；〔3〕运输量大；〔4〕人员少；〔5〕运费省。缺点：大巷遇断层不宜调整。但考虑到煤层倾角缓，走向变化大，局部构造发育等特点，大巷采用机车运输，适应性较强，因此决定采用机车运输方案。本矿井大巷运输采用ZK10—6550架线式电机车和三吨底卸式矿车作为运煤的主要设备。辅助运输采用一吨矿车运送掘进煤炭、矸石、材料及设备等。6.3.2、计算参数〔1〕、矿车班产量S=3000吨班N=1.5Q(11L+30)/2100P〔2〕、平均运距Lp=〔3〕、调车时间井底车场Q1=17采区装车站Q2=13Q=Q1+Q2=30〔4〕、运输不平衡系数K=6.3.3、列车组成的计算由于井型和运输距离已经确定，工作电机车台数可按下述公式计算：N=1.5Q(11L+30)2100P(6-3-1)×3000(11×+30)2100×10≈13台式中N—工作电机车台数，台—产量和运输不平衡系数； Q—采煤班产量，吨；L—运输距离，公里； P—机车自重，吨； 11—运行时间和运输距离换算关系； 30—装、卸及调车时间，分；2100—每班工作时间与机车有效载重的乘积。检修及备用电机车台数取工作电机车台数25%，N备=13×25%≈4台整个矿井共需17台电机车。矿车数量按近似公式计算：W=5PNG=5×10×143≈220辆备用及修理矿车数量为使用数量的20%：W备=220×20%=44辆；平板车取25辆。6.3.4、电机车台数确实定根据计算及现场经验，运送煤炭的列车有一台架线式电机车，牵引17辆三吨底卸式矿车组成。现做如下校验：按电机车的粘着质量计算重车组质量F=1000(P+Qz)[(Wz+ip)g+1.075a]N〔6－3－2〕式中：F――重列车上坡起坡时电机车所需给出牵引力NP――电机车质量ｔQz――重车组质量tWz――ip――运输线路的平均坡度，一般3‰g――2a――2由F≤1000Pngψ，得〔6－3－3〕式中ψ——按牵引电动机的温升条件计算重车组质量〔6－3－4〕式中，Fd——电机车的等值牵引力，N；Fz——牵引重车组时电机车的牵引力，N；Fk——牵引空车组时电机车的牵引力，N；tz——重列车运行时间，min；tk——空列车运行时间，min；Ty——总运行时间，min；Ty=tz+tkθ——停车及调车时间，取18min；a——调车系数，取；由Fz＝Fd，得因Ty=tz+tk令t=Ty(Ty+θ)那么Fd=a*√t*Fz，N而Fz=1000*(P+Qz)(Wz-id)g，N式中Wz——重车运行阻力系数，取0.007；id——等阻坡度，取3‰Fch——电机车长时牵引力，取4322N，L——加权平均运输距离Vp——列车平均运行速度，VpchVch——按制动条件计算重车组质量制动时减速度b为式中lz——制动距离，取40m。重列车沿直线轨道下坡制动时电机车制动力B=1000(P+Qz)[1.075+(ip-Wz)](6-3-5)式中ip——平均坡度，取4‰Wz——由于B≤1000Pzgψ所以所以Qz≤119.7t根据上述三个条件的计算结果，应取其上的最小者，即：Qz＝119.7t车组中矿车数Z可由下式，求得(6-3-6)式中，G——矿车中货载质量，取3tG0——故以上计算符合要求，牵引17辆矿车。第6.4节主副井提升一、主井提升演算1、主井提升原始数据矿井年产量An为180万吨，井筒深度450米，装载高度25米，卸载高度25米，年工作日300天，净提升时间14小时。提升方式：双箕斗提升。主井提升系统示意图如图：〔见图6-1〕图6-1主井提升系统示意图提升容器确实定箕斗的选择小时提升量〔6－4－1〕Ah——小时提升量An——矿井年产量c——af——经济提升速度提升高度Ht=Hs+Hx+Hz=450+25+25=500mHs——矿井深度Hx——卸载水平与井口的高差Hz——卸载水平与井下运输水平的高差平均提升速度Vm＝0.33*50012一次提升时间估算Tg’=Vm’a1+HtVm’+u+θ〔6－4－2〕=0.75++10+10=sTg’——次提升时间a1——提升加速度0.75ms2u——容器启动初加速度爬行延续的时间10sθ——提升容器在每次提升终了后的休止时间10s4)、一次提升量〔6－4－3〕按Q’的计算值选用9吨箕斗，应选用JDS——9110×4标准底卸式四绳9吨箕斗，其载重Q=9吨，自重Qc=10.8吨，全高Hr=13350毫米按选定的箕斗,所需的提升速度一次所需要的提升时间〔6－4－4〕所需的提升速度钢丝绳的选择绳端荷重Qd=(Q+Qc)kg=(9000+10800)kg=19800k钢丝绳悬垂长度Hc=Ht+H’k+Hh=Ht——提升高度Ht=Hs+Hj+Hz=+25+25=mH,k——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线的高度Hh——尾绳环的高度首绳单位长度重量计算钢丝绳平安系数ma=7.2-0.005*Hcr0——钢丝绳平均密度应选用〔YB829——73〕6Δ〔30〕股〔6+12+12〕绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=304.4kg100m,d=28mm,δB=1666Mpa尾绳单位长度计算应选用〔GB102——74〕6*37股〔1+6+12+18〕绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：530.8kg100m,d=39.0mm,δＢ=1666Mpa验算钢丝绳的平安系数Qq——钢丝破断拉力总和符合要求。提升机的选择卷筒直径:D≥100d=2800mmD≥1200δ=2400mm最大净张力和张力差计算S1=Q+Qc+n×pk×Hc=23500+4××NS=S1-Qc应选用JKM——４４〔Ⅰ〕型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据：主导轮直径Dm=4mm,最大净张力588kN,最大净张力差１176.4kN,导向轮直径3m。最大净张力和张力差验算S1=Q+Qc+n×pk×Hc=285.9kN<588kNS=S1-QC=173.21kN<176.4kN提升电动机的选择提升电动机功率估算(6-4-5)N——提升电动机估算功率Q——一次实际提升量v——标准速度η——减速器的传动效率k——矿井阻力系数ρ——动力系数g——重力加速度电动机转数电动机选择按Ｎ、n及电压等级，选用ＹＲ１６００——１２１７３０三相交流绕线型异步电动机，其中技术数据如下：额定功率Ｎe＝１６００kw,转数n=５９４rmin,过负荷系数λ＝，转子飞转力矩〔ＧＤ２〕＝39162N*m2,效率ηd=92.5%,额定电压V=922v采用ZHG——100减速器，提升实际速度提升机相对井筒的位置由于采用多绳摩擦提升，故提升机安装在井塔上部。井塔高度Hj=Hx+Hr+Hgt=25+14.45+6+0.75*2.52=46.3875m(6-4-6)Hx——卸载距离Hr——容器全高Hg——过卷高度Rt——天轮半径确定主导轮与导向轮的水平间距L0=S+Rx确定围包角主导轮与导向轮的中心距离Hzx——主导轮与导向轮中心高差θ=sin-1[(R+Rx)b]-tg-1(L0Hzx)=sin-1[(4+3)9.19]-tg-1°围包角α=180°+θ=180°+°°提升系统的总变位质量变位重量提升机变位重量Gi：有效载荷重量Q提升容器变位重量Gz双容器箕斗提升Gz=2Qz主提升钢丝绳变位重量n*p*(Hs+2*Hj)尾绳变位重量n’*q*(Hs+2*Hh)导向轮〔或天轮〕变位重量Gx提升机变位重量Gj电动机变位重量Gd=(GD2)×i2D2=39162×242=269850.6563NGi=Q+Gz+n×p(Hs+2Hj)+n’×q(Hs+2Hh)+Gx+Gj+Gd=9000+2×10800+4××(406+2×50.3875)+2××(406+2×=330860.9567NHh——最低出车水平到尾绳环端部的高度变位质量kg提升速度图提升加速度确实定初加速度：a02v0主加速度速器的能力确定主加速度a1≤(Mmax-k×Q×D2)(D×m’2)×12000×42)(4×6674.522)Mmax——减速器轴输出端允许的最大力矩m’——不包括电动机变位质量的提升系统的变位质量m’=m-Gdg=6674.52kg2)按电动机过负荷能力计算最大加速度a1≤×λ×Fe-(k×Q+△H)]××××Fe——启动阶段电动机产生的平均力Fe=1000×Ne×ηvm=1000×1600×92.5%11.84=125000N?煤矿平安规程?规定：主井提升物料时，加速度a≤ms2,所以主加速度为0.8ms2。提升加速度图的计算初加速阶段t0=v0a0=1.50.5=3s>900000所以提升能力足够.防滑能力验算对于箕斗提升，只作提升货载的防滑验算静防滑平安系数δj=S1*〔eμα—1〕(S1—S2)(6-4-7)=29174×动防滑平安系数δg=S1’*〔eμα—1〕(S1’—S2’)(6-4-8)×0.907(32455.6-14765.4)其中：S1’=S1+S1×a1g+R12=29174+29174××120002=32455.6kgS2’=S2-(S2+GDd)g+R12×120002=14765.4kg?煤矿工业设计标准?规定：上提重物时，加速阶段及下放重物减速阶段的防滑系数不得小于1.25，静防滑系数不得小于1.75。故防滑性能可靠。6.4.2、副井提升设备的选择1、罐笼的选择提升高度H=450+25+25=500m提升速度v=0.4*50012=ms经验提升时间s一次经济提升量Qf=(A*c*af*Tj)(3600*t*br)=(900000*1.15*1.2*)(3600*14*300)=t小时提升量Ah=(1.15*900000*0.2)(300*14)=t[δB(g*r0*ma)-Hc]}=2.39(kgm)钢丝绳平安系数ma=9.2-0.005*Hcr0——钢丝绳平均密度应选用〔YB829——73〕6Δ〔30〕股〔6+12+12〕绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=276kg100m,d=26.5mm,δB=1666Mpa。尾绳单位长度计算qs’=n*pk应选用〔GB102——74〕6*37股〔1+6+12+18〕绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：530.8kg100m,d=39.0mm,δＢ=1666Mpa验算钢丝绳的平安系数Qq——钢丝破断拉力总和符合要求。提升机的选择卷筒直径D≥100d=100*26.5=2650mmD≥1200δ=1200*2=2400mm最大净张力和张力差计算S1=Qz+z*(G+G0)+n*pk*Hc=6720*2*(300+1680)+4*2.76*416NS=S1-z*(G+G0)应选用JKM——3.25４〔Ⅰ〕型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据如下：主导轮直径Dm=3.25mm,最大净张力441kN,kN,导向轮直径3m.。第7章矿井通风与平安第7.1节通风方式与通风系统7.1.1、选择通风系统和原那么矿井通风设计是在矿井开拓、开采设计的根底上进行的，它包括选择矿井通风系统和通风方式，计算矿井总风量和总风阻，选择通风机及其附属设施。矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成局部，是保证平安生产的重要环节。务必从个个方面周密考虑，使选择的通风系统和通风方式合理，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力，发生事故时人员便于撤出，通风的基建投资省，营运费用低，综合经济效益好，力求实现矿井的设计的预期效果。选择通风系统的原那么：总的原那么应该是贯彻：“平安第一，预防为主〞的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理。同时，必须遵守，?煤矿平安规程?中的第113条、114条、第116条、第117条的有关规定。选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时考虑可能减少井巷工程量和通风运营费、设备运输及维修等经济因素。另外，还要根据上述因素是否需要灌浆、煤层注水以及抽放瓦斯。7.1.2、通风系统的类型选择〔中央式、对角式、混合式〕矿井通风方式的选择1、中央并列式的使用条件：煤层倾角大，埋藏深，但走向长度不大，而且瓦斯自然发火都不重要。2、中央分列式的使用条件：煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比拟严重的新建矿井。3、两翼对角式的使用条件：煤层距地表浅，对角风井位于浅部边界附近时，使用于煤层走向较大，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯、自然发火比拟严重的新建矿井。4、分区对角式的使用条件：煤层距地表浅，或者因地表上下起伏较大，无法开掘浅部的总回风道，在此条件下，开采第一水平时，只能采用这种小风井分区通风的不止方式。这种通风方式每个采区各有独立的通风路线，互相不影响。7.1.3、通风主扇工作方法的比拟选择煤矿主扇的工作方法根本分为抽出式和压入式，其优缺点比拟见下表通风方法比拟表通风方法优点缺点抽出式1、井下风流处于负压状态比拟平安。2、矿井总进风线路不需要设置构筑物，便于生产。3、向水平过度容易当地面小窑塌陷区分布广，并和采区相沟通时，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的风流短路，风量减少。压入式能把小窑塌陷区的有害气体压到地面再总回风巷线路密闭时，主扇规格尺寸及通风费用小。井下风流处于正压状态，不平安。漏风大，管理困难。新旧水平过度时期问题多，管理困难。表7-1通过对通风方法的比拟，结合本矿的实际情况，本矿易采用压入式通风。第节采区及全矿所需风量.1、风量计算的原那么和方法矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路的漏风量的总和。风量的计算原那么的方法:按照?规程?规定：〔1〕、地点的实际所需风量应使风流中的沼气、CO2和其它有害气体的浓度、以及风速、温度必须符合?规程?规定。每一个工作地点，每人每分钟供风量不得小于4m3min。〔2〕、风量计算时，必须使中风流中沼气的浓度不超过0.75%。〔3〕、为了防止漏风等风量损失，备用系选为1.15～1.45。根据本设计的实际情况，采用由里向外的方法。先确定各用风地点所需的有效风量，逆风路和个风路上所需漏风量，确定矿井风路上的风量和矿井总风量。.2、矿井所需风量计算根据?煤矿平安规程?第110条规定，矿井总风量应按以下要求分别计算，并取其中最大值。1〕、按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK式中：Q—矿井总进风量，m3min；N—井下同时工作的最多人数，人；K—矿井通风系数，一般为1.2～1.25；井下同时工作最多人数为425人。那么Q=4×425×1.2=3000m3min2)、按瓦斯涌出量计算：Qai=TqaiKai式中:Qai—第i个采煤工作面实际需要风量,m3min;T—矿井最大日产量qai—第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,m3min;结合本矿实际考察结果,取qai=;Kai—第i个采煤工作面的通风系数,结合本矿实际考察结果,取Kai=1.25;所以:Qai=TqaiKai=3000××1.25=2400m3min3)、按建议式计算：对于低瓦斯矿井，以工作面能够有良好的气候条件作为供风的依据，用下式计算矿井总风量。Q=qTK,m3min(7-2-1)式中：q取1T—矿井平均日产量；td；K—风量备用系数，即K=K2*K3*K4*K5这些系数的乘积介于1.5～1.9之间；K2—瓦斯涌出不均衡系数，1.20～1.25，取1.25；K3—矿井内部漏风系数，1.15～1.25，取1.20；K4—备用工作面风量系数，1.10～1.25，本矿井取1.10；K5—采区外用风备用系数，1.10～1.20，取1.15；所以：K=1.5Q=qTK=3000×1×1.5=4500m3min矿井总进风量为4500m3min。2、采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的计算。1〕、采煤工作量实际需要风量应该按矿井各个采煤工作面实际需要风量的计算。按采煤工作日每个采煤工作面实际需要的风量，应该按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产出量以及工作面的气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。采煤工作面再有串联通风时，应该按其中一个采煤工作面实际需要的风量计算。A：按沼气〔或二氧化碳〕涌出量计算；Qai=100qaiKai(7-2-2)式中：Qai——第i个采煤工作面实际需要风量，m3min；qai——第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3min；结合本矿实际考察结果，取0.74；Kai——第i个采煤工作面的通风系数，结合本矿实际考察结果，取1.8；所以，Qai=100qaiKai=B：按工作面温度与风速计算：长壁工作面实际需要风量，按下式计算：Qai=60VaiSai(7-2-3)式中：Qai——第i个采煤工作面实际需要风量，m3min；Vai——第i个采煤工作面的风速，ms；取V=msSai——第i个采煤工作面的平均断面积，m2；根据本矿的开采方式，取S=12m2；所以，Qai=60VaiSai=C：按炸药量计算：Qai=25Ai(7-2-4)式中：25——每千克炸药爆破后需要供应的风量，m3min*kg；Ai——第i个采煤工作面一次爆破的最大炸药量，kg。取Ai=4kg；Ai=2kg。所以，Qai=25Ai=D：按人数计算；Qai=4Ni式中：Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人；N=60人；4——每个人需要的风量，m3min。所以，Qai=4Ni=；综合A、B、C、D四种计算方法，取工作面的最大值有：Qa=1080m3min；E：按风速进行验算：按最低风速进行验算，每个工作面的最低风量m3min；Sai——第i个采煤工作面的平均断面积，m2；根据本矿的开采方式，取S1=12m2；。；按最高风速进行验算，每个工作面的最高风量m3min；Sai——第i个采煤工作面的平均断面积，m2；根据本矿的开采方式，取S1=12m2经验算，Qai均符合要求，所以取Qai=1080m3min；备用工作面所需风量：500m3min；2〕、掘进工作面所需风量按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算。A：按瓦斯涌出量计算；(7-2-5)式中；Qbi——第i个掘进工作面实际需要风量，m3min；qbi——第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3min；结合本矿实际考察结果，取0.3；Kbi——第i个掘进工作面的通风系数，结合本矿实际考察结果，取2；所以， B：按风速计算：(7-2-6)式中：Qbi——第i个掘进工作面实际需要风量，m3min；Vbi——第i个掘进工作面的风速，ms；取V=msSbi——第i个掘进工作面的平均断面积，m2；根据本矿的开采方式，取S=10m2；所以，C:由于其他所需的风量较小不进行计算E：按风速进行验算：按最低风速进行验算，每个煤巷掘进工作面的最低风量m3min；Sbi——第i个掘进工作面的平均断面积，m2；根据本矿的开采方式，取Sbi=10m2；所以成立。经验算掘进工作面通风硐室实际需要风量的总和计算，知Qbi=480m3min。3〕、硐室所需实际风量按矿井各个独立通硐室实际所需风量的总和计算。A：机电硐室所需风量(7-2-7)式中：A——一度电量变为热量的当量。A=3600KJkw*；C：采区变电所Qvc=80m3min；D：充电硐室Qoc=200m3min；E：采区绞车房Qmc=80m3min；F：其他硐室100m3min;所以∑Qci=169+150+80+80+200=679m3min;采区下山取400m3min;所以采区所需风量为：(7-2-8)∑Qai——各回采工作面和备用工作面风量之和，m3min;∑Qbi——各掘进工作面所需风量之和，m3min;∑Qci——各硐室所需风量之和，m3min;∑Qdi——上述各用风地点外的其他巷道所需风量之和，m3min;Kwz——第7.3节矿井通风阻力和等积孔的计算7.3.1、通风阻力计算本设计矿井的效劳年限为73.2年，计算通风阻力时值计算头15-25年左右通风容易和通风困难时期的通风阻力。计算公式：===2.8m2第7.4节扇风机选型一、通风设备的选择1、选择风机的根本原那么：所选风机应具有平安可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合以下要求：1〕、风机应满足第一水平各时期的阻力变化要求并使当照顾下一水平的通风要求。2〕、应留有一定余量。3〕、在风机的效劳年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内。4〕、考虑风量调节时，应尽量防止采用风硐闸门调节。2、通风机的选择设计步骤根据通风机厂提供的风机特性曲线的表别计算风机的工作风压，通常用的扇风机的特性曲线来选择，先确定通风容易和困难两个时期主扇运转时的工况点，用以下方法计算出两个时期主扇的风压，由于本矿井风井和副井〔或风井〕井口高压不大，忽略自然风压对主扇风压的作用。1〕、计算通风机的工作风量Q=K*QK2s=8796m2s2〕、计算通风机的工作风压-----通风容易时期的全压2、风机的选择首先根据Q、、=750rmin根据该风机无因特性曲线知，其最正确工况点X最正确等积孔：矿井的最小等积孔：Amin=m2最有利的叶轮外径：DB=m3、确定通风机的运转工况点通风机叶轮的切线速度u流量系数：全压系数：矿井等积孔系数：矿井网路无因次特性曲线：以上式作出曲线，可知风机通风容易时期叶片安装角度为30度，对应功率450kw，效率为0.82；通风困难时期叶片安装角度为35度，对应功率为550kw，效率为0.81。并且，叶片数目为均为14。4、计算风机的工作风阻a前期风阻Q0255075100125150H0301202702Q0255075100125150H01040901602503605、通风机的特性曲线〔见附图〕6、选择电动机根据通风容易和通风困难时期的输入功率计算出电动机的输出功率‌选择异步电动机其型号为：JS158—6型，功率为550KW第7.5节防治特殊灾害的平安措施7.5.1、预防煤尘事故本矿煤尘必须严格煤尘管理制度。在各采掘面、溜子机头、溜煤眼转载点必须安装喷雾洒水装置。采煤机、掘进机的内外喷雾装置必须有效可靠，才能工作。岩巷掘进要实行湿式喷浆，煤巷掘进要采用湿式作业，爆破必须使用水炮泥。采面回采前，必须进行煤体注水，回采巷道仅开掘头要设置水幕和隔爆水槽，有条件的掘进工作面要安装除尘风机。为了防止井下万一发生的煤尘爆炸，主要巷道的顶部应架设岩粉棚或悬挂水槽棚或水袋。以便阻止灾害的蔓延7.5.2、预防火灾措施开层煤层有自燃性，发火期为12～18个月。要采取必要的措施来防止火灾的发生。地面设立黄泥灌浆站；对采完面要在一个月内予以永久密闭后，灌浆至饱和。尤其是停采线附近更必须严格灌浆。为了防止外围火灾。须加强电气设备及油脂管理。井下所有电气设备不得出现明火，必须按规定在各有关地点设置灭火器材及消防栓7.5.3、预防瓦斯本矿虽属低沼气矿井，但根据邻近矿井生产揭露，局部地区出现过瓦斯涌出量剧增的现象。因此，在生产和准备过程中，要加强瓦斯管理，对可能出现的沼气重点地区，有关部门要作出预报，经局、矿研究定为重点地区的，要严格按各级部门规定执行。7.5.4、突水事故设计煤矿目前在开采2#、6#煤的情况下，涌水量为600m3=305天，最大涌水天数为zm=60天。矿井年产量为180万吨。井口标高为+100m。本矿井采用集中排水系统，其系统简单，根本费用低，中央水泵房布置在井底车场，靠近副井井筒，管子道布置在副井井筒中，水仓采用人工清理，水仓铺设600mm轨道，全长铺设。清理水仓用绞车牵引矿车，人工清理。井底车场中水仓的底板开凿成0.3%坡度，便于当采用排泥罐清扫时，泥沙自动流入排泥罐，便于清扫节省人力。8.1.2、中央水泵房和水仓的布置中央水泵房和水仓的布置方式如图8－1所示。第8.2节矿井排水设备选型8.2.1、水泵的初选一、初选设备1、按照?煤矿平安生产试行规程?第214条规定：每组水泵的排水能力必须保证20小时内将一昼夜的正常涌水排干。因此，涌水时水泵所需最小排水能力计算为：正常涌水时QBr3，1-----正常涌水时工作水泵台数i，1-----初选水泵级数根据?煤矿平安规程?规定：必须有工作、备用、检修的水泵，备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%，并且工作和备用水泵的总能力应在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力不小于工作水泵能力的25%。为此，备用水泵台数n，2QBQH=0