安平矿井初步设计煤矿毕业设计说明书

1摘要本次设计共用时12周，时间较为充足。由于个人水平有限，缺少现场生产经验，2guidanceofteachersintotheminingareaforamonthofgraduationpracticeinmanagementexperience.Throughtheinternshipmakeusamoreprofoundfoundationforthefutureworkalselection,leveldivision,extensionplan,miningdiv5.minemining,thelayoutoftheminidesignandproductionofminingfaceofinformationextractionpr3teacherhalfayearofhardguidance.method,shaftbottom.河北工程大学毕业设计4 1 21矿井概述及井田特征 81.1矿井概述 81.1.1矿区概述 81.1.2矿区地形 9 1.1.5经济概况 1.2井田地质特征 1.2.1井田地质 1.3煤层特征 1.3.4瓦斯、煤尘和煤的自燃 1.3.5地温和地压 2井田境界和储量 2.1井田境界 2.2井田工业储量 2.2.1资源量计算范围及工业指标 2.2.2井田内煤层资源量计算 2.3井田可采储量 3.1生产能力及服务年限 3.1.1矿井设计生产能力 3.1.2矿井服务年限 3.1.3井型校核 3.2矿井工作制度 4井田开拓 4.1.1煤层埋深对开拓系统的影响 4.1.2断层分布及产状对开拓系统的影响 4.1.4通风系统对开拓系统布置的影响 4.1.5井田开拓的基本问题 4.2井筒位置的确定 54.2.1井筒数目 4.2.2井筒特征 4.2.3确定井筒形式、数目、位置及坐标 4.2.5开采水平的划分及采区的划分 4.2.6主要开拓巷道 4.2.7方案比较 4.3开采水平的设计 4.3.1确定开采水平的位置 4.3.2设计水平的巷道布置 4.4井底车场 4.4.1概述 4.4.2井底车场的选择原则 4.4.4井底车场的线路设计 4.4.5马头门线路的平面布置 4.4.6通过能力计算 4.4.7井底车场的硐室 4.4.8主要开拓巷道 4.5采区划分 4.5.1采区划分的原则 4.5.2各系统的综述 5.1煤层的地质特征 5.2采煤方法和回采工艺 5.2.1采煤方法的选择 5.2.2回采工艺的确定 5.2.3采煤机械的选用 5.2.4确定工作面长度 5.2.5工作面长度合理性的检验 5.2.7各工艺过程的安全注意事项 5.3采区巷道和生产系统 5.3.1采区概况 5.3.2采区布置 5.4采取车场设计及硐室 5.4.1采区变电所 5.4.2采区车场 5.4.3采区煤仓 5.5采区采掘计划 6矿井提升与运输 6.1概述 66.2采区运输设备的选择 806.3主要巷道运输设备的选择 6.3.1煤炭运输方式 6.3.2带式输送机的设计计算 6.3.3电机车的选型设计 6.3.4列车组成的验算 6.4主井提升设备选型设计 866.4.2选择提升钢丝绳 886.4.3提升机的选择 6.4.4提升电动机的预选 6.4.5提升机对井筒的相对位置 6.4.6核算提升能力 6.5副井提升设备选型设计 6.5.1注意事项 926.5.2副井提升选型 927矿井通风与安全 947.1矿井通风方式与通风系统的选择 947.1.2选择通风系统的原则 7.1.3矿井通风方式的选择 7.1.4通风方法的选择 95 96 7.2.2采区及全矿所需风量 967.2.3风速验算 1007.3矿井通风总阻力计算 101 1017.4扇风机选型 1077.4.1矿井通风设备的要求 1077.4.2主要通风机的选择 7.5防止特殊灾害的安全措施 7.5.1瓦斯管理 7.5.2煤尘管理 1107.5.3火灾预防 1107.5.4水灾预防 1117.5.5顶板管理措施 1118矿井排水系统 8.1概述 8.2排水设备选型 8.2.1初选水泵 8.2.2管路布置 1158.2.3管道特性曲线，确定工况点 7 8.3水仓及水泵 121 8.4技术经济指标 9技术经济指标 125感谢 127 1288形铁路接轨，交通十分便利(见图1-1)。井田范围：北以第1地质剖面与郭二庄矿为界；南以第13地质剖面与上泉勘探区界，地理坐标：北纬36°40′10”～36°43′47”,东径113°47'09”～113°4832”。井田南北长约6km,东西约1.6km,呈南北近似长条状，井田面积9.5171km²。9图1-1交通位置图标高达355.77m,河床及其以南地势低缓，最低标高为246.86m,最大高差108.91m。资料统计，年降雨量介于1472mm(1963年)～135mm(1966年),平均降雨量600mm,最多年平均气温12.6℃,月平均气温最低为-3.4℃(1月份),最高为26.4℃(7月份),极端最低气温为-19.9℃(1967年1月5日);极端最高气温为42.5℃。多年平均日照时数为2297,年日照百分率平均为52%,平均无霜期192天，霜冻期一般为每年11月中旬左右至次年3月份，约120余天。积雪最大厚度14.00～16.00cm,冻土最大深度历年最大降水量为1472.7mm(1963年),最小降水量为135.0mm(1966年),月最大降雨量1026.3mm(1963年8月),最大日降雨量286.3mm(1963年8月4日),降水主要集中在夏季，汛期一般在6～9月份，降水量占全年总量的76%。年最大蒸发量2792.9mm(1960年),最小1257.(1)、1314年10月5日在涉县、武安(北纬36°5′,东经113°8′)发生6级地震，地震烈度8°,坏官民庐舍，涉县死326人，武安死14人。(2)、1708年10月26日在永年(北纬36°7′,东经114°7′)发生5.5级地震，(3)、1805年在邢台(北纬37°1′,东经114°5′)发生5级地震，地震烈度6°,(4)、1830年6月12日在磁县(北纬36°4′,东经114°2′)发生7.5级地震，(5)、1966年3月8日5时29分，在河北省邢台地区隆尧县东的马兰、白家寨一带，发生6.8级强烈地震，震源深度10公里，震中烈度为9度强。极震区面积300平一次，地震震源深度9公里，震中烈度为10度，极震区面积约137平方公里，东汪镇间，山区有6处大滑坡，3月26日在老震区以北的束鹿南发生了6.2级地震，3月29日在老震区以东的巨鹿北发生了6级地震。从3月8日至29日在21天的时间里，邢台地区连续发生了5次6级以上地震，此次地震一直延续到5月15日，4.9级以上地震达(6)、1972年10月12日7时在沙河县西秦庄公社樊下曹一带(北纬36°57.5′,东经114°18.5′)发生5.2级地震，地震烈度6°,先听到爆破声大的巨响，随即感1.2.1井田地质归郭二庄煤矿扩大区开采，剩余地段(井田南部9线至20线)的储量少。且勘探程度此次精查补充勘探范围：北起9线，南至20线；西起煤层露头或F₃断层，东至一煤岩芯采取质量，原精查报告51个老钻孔全取芯17个，占老钻孔33%。精查报告计要求的有3个钻孔(6606、6607、6413),占取芯孔数的60%。煤系岩芯采取率达到设计要求有4个钻孔，占取芯孔的80%。煤芯采取率1975—1978年2月以前取煤12层，采取率大于75%的有10层。1978年2月以后此次设计要求取煤16层，除去2层占57%。钻孔测斜情况，在补勘的54个钻孔中，有53个钻孔进行了测斜工作，仅有6608达到乙级8个孔占15%,甲、乙级钻孔占83%。采取率都达到了规程要求，仅粘土类岩芯采取率低于规程个冲积层测井孔，砂砾石采取率为14-29%,粘土类采取率一般在30—55%。其余的全区105个钻孔中，有100个钻孔都进行了测井。后期补充的54个钻孔，经钻孔综合(一)中统(C₂)(二)上统(C₃)本组厚度125—150m,一般厚度140m。不可采或零星可采煤层有3、4下、5、5上、6下、7上、7下煤层。本组厚度60-70m,一般厚度65m。煤3层。上部1上煤层不可采，1号煤层局部可采，下部为厚而稳定的2号煤层，为本(二)上统(P₂)本组厚度200-250m,一般厚220m。本组夹淡水灰岩(泥灰岩)3层，为灰白色，结晶程度不好，局部相变为钙质泥岩，物的代物的代社状社状票色，告云每片，薄充填博賊,坚碳砂岩氧社岩物砂岩粉砂者中验的特砂岩1号上做粉砂岩64.码实慰色石英为主，长石次之官合云母片，具明显炭线层理灰色，石英为主，长石次之含要化植物碎属及泥质包裹体底都互层状灰黑色，否擅物化石，夹爆线廊部含碳感.黑色，煤质院视，块状粒漫岩灰属色，顶部誉根裤化石，下部含植物叶片，中部含菱铁矿结核粒漫岩1号煤氧发1号煤氧发卷砂碧温署2号煤整管登3号煤据岩4号爆澜当6母遵灰色，含石英、长石，具有明墨层理黑色，致密、断口平整，破碎要色，上部煤质胜驶块状，下都煤质疏松，粉末状灰黑色，富含植物根部化石婷属及少许云辱片，局部见混质结核灰黑相间层面含云母及黄铁矿局部含测质包裹体.黑色，富合碳质，可见煤厚，岩石璇酰真、滦灰色，变密、坚额含海生动物化石，表原充填方邮石黑色，顶部煤质欠围，下部煤质瞧砚块状实色，顶部0.6为粗粉砂岩，以下均为中粒石英为主灰要相间，含大量植物化石，水平屋塑发育，含1.2.2井田水文地质构造6号煤下距伏青灰岩3~7m,岩性为黑色粉砂岩。因厚度小，裂隙发育，隔水性差，截止到2007年6月底，由于断层因素导致的突水大小共11次，最小0.05L/s.m,最大为4.67L/s.m,但绝大多数发生在建井期间，近年来生产度介于45～150m,加之下段有15～70m的土类隔水层。大煤距覆盖层底界大于120m。带高度不大于采高的8～10倍，因此北洺河对位于F4断层以东地段煤矿生产无影响。而位于F₄断层以西地段，大煤距覆盖层底界0～50m,覆盖层厚度10～50m,且底部隔水②矿区西侧八里湾一带小窑遍布，开采深度50～140m,煤层开采约在+250标高。安平井田基本构造形态为一单斜构造，以断裂构造为主，,褶曲次之。此外，尚有杂程度属中等类型。地层在第10地质剖面线以北近南北走向，倾向东。第10地质剖面线以南走向转为北东，倾向南东。地层倾角15°~3一、褶曲在南部沿11线有较明显的向斜，轴向约北70°西。其次，在F410及4地质剖面线附近也具有短轴向斜的特征。安平井田内已发现断层共4条。全部为大型断层，落差均在30m或30m以上。断层在安平井田内，已揭露大型断层4条(表3-2)。将各断层的主要特征及控制情况描表3-2安平井田内大型断层一览表断层产状(°)区内长度F正断层近SN2正断层近SN3正断层4正断层浆岩由东向西侵入，但亦有由西向东侵入的(与F₄断层有关)迹象。另外，在矿区内个别地点也存在非似层状岩体，产状为P型岩盖或岩墙。如云层总厚度200—240m,平均220m,共含煤16层，煤层总厚13.08m,总含煤系数5.9%,其中可采煤层7层，可采总厚度10.11m,可采含煤系数4.6%,其中太原组和山西组为厚4.56m,总含煤系数7.0%。位于该组下部的2"煤层为主要可采煤层，1#煤层为局部层编号为3#、4#、4下“、5上#、5#、5下、6#、6下、7上#、7#、7下、8上#、8#、9#,其中可采煤层厚度平均0.15m,含煤系数为0.8%。稳定的铁质泥岩(山西式铁矿),与奥陶系呈假整合接触。4、6、7、8、9等7层，煤层总厚度10.90m,可采煤层含煤系数5.2%,2、4、6等3(一)1号煤(小煤)构简单，厚度变化不大。区内穿过1号煤层层位钻孔61个。其中：断失点9个；岩浆岩侵入煤层顶板点1个(不可采);正常可采点10个，正常不可采点39个，尖灭点2个。煤层可采性指数19%,厚度变异系数37%,属极不稳定煤层。煤层顶底板岩性多(二)2号煤(大煤)位于1号煤之下，相距15～20m。为本区主要可采煤层，基本全区可采，煤层厚度部含1层粉砂岩夹矸，厚0.08～0.82m,平均夹矸厚0.26m。于第12地质剖面线向南局钻孔61个。其中：断失点8个；岩浆岩侵入煤层顶板1个(可采),侵入煤层底板1个 (可采);正常可采点48个，正常不可采点3个。煤层可采性指数94%,煤层厚度变异系数33%,属较稳定煤层。煤层顶板岩性为粉砂岩，顶底板为细粒砂岩。岩浆岩局部侵(三)4号煤(野青煤)位于野青灰岩之下，上距2号煤36.67m,煤层厚度1.12～1.54m,平均厚度1.21m,结构简单。区内穿过4号煤层层位钻孔61个。其中：断失点6个；岩浆岩吞噬点1个；正常可采点9个，正常不可采点43个，尖灭点2个。煤层可采性指数74%,煤层厚度变异系数28%,属极不稳定煤层。可采范围主要位于第10地质剖面线以北，另外洺河河床的-150m以深也有可采地段。岩浆岩侵入对煤层影响不大，仅12地质剖面线6511(四)6号煤(山青煤)位于伏青灰岩上部，上距4号煤18.75m,煤层厚度1.65～1.83m,平均厚度1.74m。大部可采，煤层结构简单。区内穿过6号煤层层位钻孔60个，其中：断失点7个；岩浆岩吞噬点1个，岩浆岩侵入煤层顶板2个(均尚可采);正常可采点37个，不可采点12个，尖灭点1个。煤层可采性指数74%,煤层厚度变异系数32%,属不稳定煤层。岩浆岩对煤层影响不大，仅第7地质剖面线的6706孔岩浆岩将煤层吞蚀，9606及云7(五)7号煤(小青煤)位于伏青灰岩之下，中青灰岩上。上距6号煤18m,煤层厚度0.34～1.39m,平均厚度0.77m。大部可采，煤层结构较简单，区内穿过7号煤层层位钻孔55个，其中：断失点8个；岩浆岩吞噬点3个，侵入煤层顶板4个(2个可采，2个不可采),侵入煤层底板3个(2个可采，1个不可采);正常可采点19个，不可采点15个，尖灭点3个。煤层可采性指数51%,煤层厚度变异系数42%,属极不稳定煤层。第6地质剖面线以北较普遍含夹矸1层0.02～0.21m。由第7地质剖面线以南一般不含夹矸。岩浆岩对煤层有干扰破坏，如第4地质剖面线的云48、6903及第6地质剖面线的6706孔煤层被吞蚀。另有岩浆岩侵入煤层顶板的钻孔4个(6906、6901、6907、云70),侵入煤层底板的钻孔3个(6611、云23、云49),6907孔煤层被8.48m岩浆岩分隔上下两层，说明岩(六)8号煤(大青煤)位于大青灰岩之下，上距7号煤30m,煤层厚度0～4.6区内穿过8号煤层钻孔46个，其中：断失点8个，岩浆岩吞噬点10个，岩浆岩侵入煤层顶板5个(均可采),岩浆岩侵入煤层底板11个(9个可采，2个不可采);正常可采点23个，正常不可采点5个，尖灭点1个。对正常点进行统计，煤层可采性指数83%,煤层厚度变异系数81%,属极不稳定煤层。(七)9号煤(下架煤)位于8号煤层之下，一般间距小于5m,个别点与8号煤合并为一层。由于岩浆岩的断失点9个，岩浆岩吞噬点8个，岩浆岩侵入煤层顶板15个(12个可采，3个不可采),岩浆岩侵入煤层底板5个(3个可采，2个不可采);正常见煤点8个，全部可采。对正常点进行统计，煤层可采性指数100%,煤层厚度变异系数33%,属较稳定煤层。煤层厚度4.34～4.68m,平均厚度4.51m。纵观全区厚度无明显变化。含夹矸1-2层，通常煤层下部含1层粉砂岩夹矸，厚0.08～0.82m,平均夹矸厚0.26m。于第12地质剖号煤层层位钻孔61个。其中：断失点8个；岩浆岩侵入煤层顶板1个(可采),侵入煤层底板1个(可采);正常可采点48个，正常不可采点3个。煤层可采性指数94%,煤4#煤层：位于野青灰岩之下，上距2号煤36.67m,煤层厚度1.12～1.54m,平均厚度1.21m,结构简单。区内穿过4号煤层层位钻孔61个。其中：断失点6个；岩浆岩吞噬点1个；正常可采点9个，正常不可采点43个，尖灭点2个。煤层可采性指数74%,煤层厚度变异系数28%,属极不稳定煤层。可采范围主要位于第10地质剖面线以北，线6511孔煤层被岩浆岩吞噬。顶板为泥岩及砂质泥岩，底板砂质泥岩。6#煤层：位于伏青灰岩上部，上距4号煤18.75m,煤层厚度1.65～1.83m,平均厚度1.74m。大部可采，煤层结构简单。区内穿过6号煤层层位钻孔60个，其中：断失点7个；岩浆岩吞噬点1个，岩浆岩侵入煤层顶板2个(均尚可采);正常可采点37个，不可采点12个，尖灭点1个。煤层可采性指数74%,煤层厚度变异系数32%,属不稳及云7钻孔侵入煤层顶板。顶底板岩性为粉砂岩安平煤田不可采煤层有4层之多，它们的共分别是：1,7,8,9号煤，其中8号煤因各煤层煤质主要特征(见表4-3)。(一)、煤的物理性质由于煤的变质程度高，视密度均大于1.6,用密度1.5的浮选液浮不出浮煤，各项各主要煤层的水分最低为0.56%,最高达8.17%,一般1%～5%,平均值以9号煤为最低(2.41%),6号煤最高(3.81%)(见表4—4)。高于15%,就各煤层灰分平均值而言，1、2、4、6、9等五层煤灰分含量的平均值在20%平均值为13.66%,属低灰煤(见表4-4)。煤层的灰分含量与成煤的沉积环境、岩浆侵灰分含量比原煤显著降低，均降低到10%以下(见表4-3)。这一特点与邯郸煤田各矿区不同煤种的原煤和精煤的灰含量变化规律相一致。如适当提高浮选液密度(1.8),本煤层灰分含量一览表表4—3煤层原煤灰分(%)浮煤灰分(%)下降百分数278各煤层主要煤质特征一览表表4—4煤层44.26-56.00.65-1.212130.42-1.72348649852.37(4).643.50-51.90.23-1.0196070.98-8.150.86-3.50-8.117194849.96-48.165970.28-3.5998各煤层灰成分分析表表4—5煤层1242.37(4).670.98-8.150-8.1189.96-48.1698号煤最低为27.05%。1、2、4、6、9各煤层的三氧化铝含量30%上下，8号煤最低为16.16%。三氧化二铁含量在6%至30%之间，以8号煤最高为29.95%。氧化钙一般在2%至4.5%之间，8号煤为8.14%。各煤层灰成分含量及其变化规律见表4-5。各主要煤层的全硫含量以1、2号煤为最低，平均值分别为0.59%和0.60%;8号煤根据煤炭硫分分级标准(GN/T15224.2-2004),若煤层实测原煤干燥基高位发热量不等于基准干燥基高位发热量(24MJ/kg)时，要对硫分含量进行折算，得到折算后的根据河北省煤矿安全生产监督管理办公室文件《关于邯郸矿业集团公司2005年度结果：矿井瓦斯绝对涌出量4.20m³/min,相对涌出量1.34m³/t。鉴定结果为低瓦斯矿2004年5月至2007年5月，山东省煤田地质局第三勘探队和第二勘探队在安平煤矿深部扩大区进行勘探，分别对2号煤层采取了6孔6个瓦斯样，现场解吸无气。分析结果(见表6-6)表明：其瓦斯(CH₄)成分和含量最高分别为67.60%和2.493cm³/g,二氧化碳(CO₂)成分和含量最高为0.03%和0.206cm³/g,氮气(N₂)成分和含量最高为99.94%和3.703cm³/g。2号煤层属于瓦斯N₂带，瓦斯含量低，平均含量分别为0.693ml/g。煤层煤层瓦斯成分及含量表表6-6瓦斯成分%两极值/平均(点数)瓦斯含量ml/g两极值/平均(点数)N₂及其它N₂及其它2地段(如背斜轴部)瓦斯可达二级，郭二庄煤矿和贺庄煤矿均为一级瓦斯矿，但局部地(二)、煤尘依据煤炭科学研究总院抚顺分院对安平矿2#煤煤尘爆炸性鉴定报告，煤样水份Wf4.70%,灰份Af7.08%,挥发份Vf4.70%,Vr5.35%,无火焰长度，鉴定结果为样水分0.83%,干基灰分17.87%,干基无灰基挥发分5.90%,无火焰长度，鉴定结果根据河北煤田地质研究所对矿井2#煤层煤样自燃倾向性鉴定报告，干煤吸氧量般不大于31℃,属于无热害区。(二)、地压市边界保护煤柱为界。井田走向最大长度8.19km,最短长度7.88km,平均长度8.04km、倾向最大长度3.57km,最小长度3.15km,平均长度3.36km。2.2.1资源量计算范围及工业指标4、6号煤层进行计算。由于8号和9号煤层受火成岩侵蚀严重且受奥灰水的威胁。本设计将本井田8、90.80m,最高灰分(Ad)不超过40%,最高硫分(St,d)不大于3%,最低发热量(Qnet,d)驾岭井田精查勘探地质报告》提供资料：2号煤层视密度采用1.40;4号煤层视密度采用1.40;6号煤层视密度采用1.40。井田内煤层倾角均介于7～27°之间，平均11°本井田的2#煤为主采煤层4#、6#煤层为辅助煤层，采用地质块段法对2#和4#.6#地块内用算术平均法分别求的2#、4#和6#的每个块段内的储量，煤层总储量即为表2-12#、4#和6#煤的总的地质储量如下总和7容重煤层平由表可知2、4、6#煤的地质储量Z为269601786.90t。由于地质条件简单，故K值在0.8以上取值，在这里取0.85.可得：333K=Z×10%×0.85=22916151.89t可采储量=(工业资源量一永久性煤柱)×采区回采率。2.3.1安全煤柱留设原则：(1)工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的(3)断层保护煤柱、井田边界保护煤柱视地质情况而定。(1)井田边界的断层边界保护煤柱留设50m保护煤柱，其余留设15m保护煤柱；(3)工业场地(4)大巷布置在煤层底板中，故保护煤柱损失为0.(5)主副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内故井筒保护煤柱损失量为0.Z=(265557760.1-4215625.49-3694362.51-9287086.81)×0.75=18河北工程大学毕业设计3矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1生产能力及服务年限《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，多方案比较或者系统优化矿区规模可根据以下条件确定：资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。开发条件：包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市),交通(铁路、公路、水运),用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好这者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模：国家需求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据：投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.1.1矿井设计生产能力安平矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角不大，厚度变化也不大，开采条件简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定安平矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.1.2矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Z、设计设计生产能力A与矿井服务年限T三者之间的关系为：本矿2#煤为厚煤层，生产能力较大，4#煤层和6#煤层，生产能力较小，其可采储量共为186270514t,综上分析确定矿井设计生产能力为180万t/a。矿井的服务年限为：=73.9(年)经计算，矿井服务年限73.9年。煤层开采能力井田内煤层赋存条件简单。辅助生产能力的校核矿井为大型矿井，开拓方式为双立井三水平开拓，主井采用表3.1.1不同井型第一水平服务年限表矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角煤层倾角25°~45°煤层倾角6.0及以上一矿井每昼夜提升时间为16小时。4井田开拓4.2.1井筒数目2,基岩段毛断面为36.32m²,表土段毛断面为46.56m²。表土段井壁厚为850mm,混井筒特征提升容器一对16t箕斗井筒支护基岩段毛断面积表土段毛断面积净断面为46.56m²,基岩段毛断面为60.82m²,表土段毛断面为86.提升容器一对3t矿车双层单车罐笼带平衡锤井筒支护混凝土砌碹厚500mm充填混凝土厚50mm基岩段毛断面积表土段毛断面积面为27.34m²,表土段毛断面为27.52m²。4OgAQg井筒特征基岩段毛断面积表土段毛断面积1.有利于矿井初期开采2.尽量不压煤或少压煤4.便于布置地面工业场地矿井工业场地占地指标表中型井生产能力(万吨/年)占地指标(公顷/10万吨)0.8—1.12.0—2.5井田主采煤层为2#煤煤层倾角为7-27°平均11°,为缓倾斜煤层，故可设计为三2#煤的平均厚度4.51m,4#煤的平大巷布置，开拓大巷布置在6号煤层的底板中。大巷间距为30m,沿走向布置，按3%-5%的坡度布置。方案二：立井三水平加暗斜井开拓数量基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)主井开凿表土段基岩段副井开凿表土段基岩段井底车场岩巷一水平石门岩巷小计后期基建费用(万元)主井开凿立井段副井开凿立井段井底车场岩巷石门开凿二水平石门主井开凿斜井段副井开凿斜井段石门开三水平凿石门小计生产费用(万立井提升系数煤量(万提升高度基价(元)费用(万元)第一水平第二水平斜井提升煤量(万提升距离(km)基价(元)基价(元)费用(万元)第三水平60.42/1.6排水涌水量时间(h)服务年限基价(元/t)费用(万元)一水平二水平三水平石门运输系数煤量(万平均运距基价(元)费用(万元)第一水平第二水平第三水平小计合计方案三：立井两水平加暗斜井开拓数量基价(元)费用(万元)费用(万初期基建费用(万主井开凿表土段基岩段副井开凿表土段基岩段井底车场岩巷一水平石门岩巷小计后期基建费用(万主井开凿立井段副井开凿立井段井底车场岩巷主井开凿斜井段副井开凿斜井段石门开凿三水平石门小计生产费用(万元)立井提升系数煤量(万提升高度基价(元费用(万一水平斜井提升煤量(万提升距离(km)基价(元)基价(元)费用(万第二水平0.42/1.6排水涌水量(M时间(h)服务年限基价(元/t)费用(万一水平二水平石门运输系数煤量(万平均运距基价(元费用(万第一水平第二水平小计合计开拓方案汇总表方案方案二方案三初期基建费用(万元)后期基建费用(万元)生产费用(万元)合计合理的开采水平垂高应以合理的阶段垂高(斜长)为前提，并使开采水平有合理的1.主要运输大巷位置的确定：开采2#煤时，大巷布置在煤层底板岩石中；开采4#和6#煤时，大巷联合布置在6#煤的2.风井的布置：4.4井底车场4.4.2井底车场的选择原则4.4.3井底车场的设计依据净提升时间16小时，矸石系数20%。2.主副井筒距离74米，大巷在底板岩层中。3.主井提升采用两对16t箕斗，副井采用双层单车3吨普通罐笼。4.井下运煤采用皮带运煤，辅助运输采用3吨固定式矿车，每列车12辆。主副井筒在平行于存车线方向上距离60米主副井筒在垂直于存车线方向上距离85.8米则主副井筒的直线距离为74m副井空、重车线长为1.0～1.5列车长；材料车线长10～15个材料车长；(1)副井空、重车线长度的确定L=N,×n×Lm+L,+Lbw+L取90米河北工程大学毕业设计N,--列车数，列；n--每列车的矿车数；机车选用ZK14-9/250型架线式机车，机车长4.5米。材料车选用MG3.3-9B型3t矿车，Lw--倒茬基本轨点至警冲标的距离，m;L,--电机车停车距离(制动距离),一般取8～15m。(2)材料车线的长度Lma=Nm×L取62m(3)人车线有效长度一般为一列人车长为15～20米，人车用PRC18-9/6,取20米，所以人车线有效长度取35米。井底车场线路布置图4.4.5马头门线路的平面布置计算取43mb:摇台的摇臂长度。1吨矿车为1.5米左右，3吨矿车为2.0m;别取4辆或取1-2个矿车长度，m。e:摇台中心至对称道岔连接的切线交点之间的距离，通常取2.0-4.0m。1)井底车场的形式和布置方式2)调车方式井底车场内设2台架线式电机车，车场内的材料设备、集装箱式平板3)硐室1200t。一个煤仓底下设给煤硐室装载胶<<根据采矿工程设计手册>>大型矿井前面系数可取小值，本设计取0.2,得c.其他硐室4.4.8主要开拓巷道围岩类别断面/m2喷射厚度锚杆净设计掘进宽度高度形式外露长度排列方式间排距长度直径净周长树脂三花围岩类别断面/m2喷射厚度锚杆净设计掘进宽度高度形式外露长度排列方式间排距长度直径净周长m树脂三花4.5采区划分4.5.1采区划分的原则(1)根据煤层赋存情况及构造的分布特点，统筹考虑，合理划分、力求各个采区(2)有断层切割时，尽量以断层作为采区边(3)保证采区有足够的资源/储量和合理的服务年限。(4)采区走向长度本着有利于机械化开采的原则进行考虑。1.开拓系统中的井巷系统(针对第一水平)2.通风系统—上层煤——区段运输平巷——工作面——回风平巷——采区回风石门——回风大巷3.运输系统5.1煤层的地质特征采区走向长度平均3350m;倾向平均斜长1335m,面积大约3834458.65m²,2#煤的工业储量大约2766.9万吨，可采储量大约3645.2万吨。地面标高+246.86～+253.14米，煤层埋深10～300米。1.32,自燃倾向等级为三类，不易自燃。据调查，附近矿井及煤堆中未发现自燃现象。根据邻区资料原样燃点温度在370~抗压强度为36MPa,硬度系数为3.6。根据河北省煤矿安全生产监督管理办公室文件《关于邯郸矿业集团公司2005年度矿井主要充水含水层为2#煤顶板砂岩含水层，厚度0～19m,一般为6~8m,属弱富水性含水层。根据统计2005年1月至2007年4月矿井实际观测记录，矿井主要涌水量其中：工作面生产涌水量基本稳定在67.42～93.53m³/h,内外水仓涌水量为54.23~86.41m³/h,井底车场涌水量为45.36～66.60m³/h,清撒斜巷涌水量为36～58m³/h,其它地段则相对较小。经统计2001年1月～2007年4月资料，全矿正常涌水量平均值为341.69m³/h,最大涌水量为413.22m³/h。2.一次采全高工艺(3)万吨掘进率高；(4)工作面搬家次数少。(3)采高固定，适应条件单一。河北工程大学毕业设计一次采全高采煤方法具有生产集中、工作面产量大、效率高、效益好、有利于防止煤层自燃发火等优点。虽然这种采煤方法初期投资大，搬家倒面困难，但是采高大，产量大，投资回收快，况且采高3～5米的液压支架在国内也很普遍，因此采煤工艺采用一次采全高采煤方法。5.2.2回采工艺的确定采煤工作面采用单一厚煤层一次采全高走向长壁后退式全部跨落法的综合机械化法采煤。工作面采用采煤机采煤、装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩胶带输送机，切眼用液压支架，顶板随液压支架的前进而跨落。5.2.3采煤机械的选用采用双滚筒采煤机，结合可供选择的采煤机的参数，暂且选用MXG-500/4.5D型采煤机，滚筒直径2200mm,截深800mm。MXG-500/4.5D采煤机技术特征表牵引速度牵引力牵引方式煤层倾角功率工作电压0-7.0电牵引5.2.4确定工作面长度确定达到设计产量时工作面总线长：B—回采工作面总线长，m;A—矿井设计年产量，t/a;X—回采出煤率，可取0.9;河北工程大学毕业设计φ一正规循环系数，φ=0.8～1;B=1800000×0.9/4.51×1.40×1影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置等。考虑到矿井设计时是按综合机械化程度高的现代化矿井设计的，要求工作面有较大生产能日循环进尺4.8m。1.按采煤机能力校核工作面长度采煤机的最大速度为8.0m/min式中：Q一采煤机日生产能力t/天N一日进刀数，8刀；B—采煤机截深，0.8m;r—煤的容重1.60t/m³;L≤11637.96/(8×0.6×4.51×1.6×0.95)长度为160米。刮板输送机选用SGZ-730/320型，长度3(1).初撑力不低于规定值的80%(25MPa)。单位使用条件煤层厚度m煤层倾角度顶板直接顶类2级抗压强度不低于4.9MPa。地质构造无影响支架通过断层。总体特征支架高度m工作阻力初撑力对底版最大比压最大控顶距离4.48米，最小控顶距离3.78米(机道宽1.62米)。5.2.7各工艺过程的安全注意事项2.割煤时，必须严格控制采高，支架控制采高在4.5米左右。7.其余未尽事项按新《煤矿安全规程》第51条、第54条、第57条、第67条、9.各点存放罐，用十字道木设置临时阻车必须牢固可靠.规程》执行。7.不同型U型肖不得混用，严禁用铁丝代替。(1)常规要求(2)设备检修操作特定要求12,运转中皮带偶合器的油温不得超过85度。7.工作面上下巷必须安设防灭火管上巷每100米安设阀门一个，下巷每50米安9.工作面少留浮煤顶底煤。11.通风区每周至少一次对上下巷凡是发生冒高超过2米或空硐超过6米的地点，和50米灭火水管。4.工作面有作业图版及避灾路线图板。5.工作面每5架，上下巷每40米安照明灯一个，工作面每10架安设一台TK-1009.工作面存放大件(溜槽，护帮板，大千斤顶等)必采用“四六”制作业，三采一准，即三班(早晚夜)采煤一班(中班)检修。每班进2刀，三班共进6刀。设备名称规格型号采煤机MXG-500/4.5D台1液压支架架刮板输送机架1乳化液泵WRB-200/31.5台4转载机架1胶带输送机架1回柱机台2运料绞车台5运料绞车台1破碎机台1喷雾泵台2煤电钻台2水泵台1移动变电站台2运顺端头支架组3轨顺端头支架组3班工种早中晚夜班长1111采煤机司机2212支架工1232区管人员1131输送机司机2222溜子维护2242转载机维护1131端头支护工4484机电维护工811泵站司机1112合计按85.5%出勤率需110人序号单位1工作面平均走向长度米2工作面平均采高米3循环进尺米4循环产量吨容重按1.65月正规循环数个按30天计6正规循环率%7月进尺米8月产量吨9平均日产吨平均日工数工回采工效吨/工灰份%含矸率%2回采率%工作面四六制循环作业图表二三四C移支架采煤机割煤设备检修推溜5.3.1采区概况本采区2#煤，倾角11°~12°,变化不大。2#煤瓦斯绝对涌出量4.20m³/min,相对涌出量1.34m³/t,为低瓦斯区。本采区煤层干煤吸氧量1.32,自燃倾向等级为三类，不易自燃。主要涉及的含水层为2#煤顶板砂岩含水层，下石盒子底部含水层，均为弱(米)(度)容重平均4.51全部无烟煤单一河北工程大学毕业设计可采经计算，本采区的面积为2298679.08m³,煤层的工业储量为：1658.73万吨。其中可采储量为1550万吨，按式中Ts----水平内的可采储量；A-----矿井年产量，万吨K-----矿井备用系数，取1.4。按生产能力180万吨计算，得T=1550/(180×1.4)=8.6年所以本采区的服务年限为8.6年。5.3.2采区布置本采区采用双翼开采，布置两条上山，一条为轨道上山，一条为运输上山。1、运煤系统工作面溜子一区段运输平巷—皮带上山—采区煤仓—皮带运输大巷—井底车场一主井2、运料系统副井—井底车场—轨道大巷—采区下部车场—轨道上山一采区上部车场—区段回风平巷一工作面3、排矸系统与运料系统线路相反4、通风系统新鲜风流——主、副井——井底车场——大巷——采区下部车场——轨道上山—中部车场——区段运输平巷——工作面——区段回风平巷——回风大巷——风井——地面高压电缆由井底中央变电所——皮带大巷——运输上山——采区变电所——回采工作面、掘进工作面、上山和区段平巷的输送机、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机点所需的防尘喷雾用水，分别由地面(或井下)压气机房和地面贮水池(或井尺寸——长×宽×高=15×3.4×3.5米采区生产能力(万t)30以下60-100及以上经过计算，选择煤仓的容量为500t。工作面巷道采用锚梁网支护，上、下顺槽断面宽均为4m,高度为2.5m,切眼断面每班两个循环，每班进尺1.60米，正规作业循环，日进尺4.80米。表5.5采区巷道掘进统计表号巷道名称形式式巷道断面(m2)净断面掘断面1采区轨道上山煤巷锚网2采区运输上山煤巷锚网3开切眼煤巷锚网4区段运输平巷煤巷锚网5区段回风平巷煤巷锚网序号型号及名称1EBZ-132SH型掘进机上巷使用25台备用2台3ZM-145型帮锚杆机5台备用2台4SSJ1000/M型皮带机2部5SGZ-730/320型刮板运输机2部6JD-11.4KW型调度小绞车4台7水泵、风泵各2台序号1采煤机MXG-500/4.5D2液压支架端头支架3刮板输送机5皮带机6转载机7调度绞车8小水泵9乳化泵WRB-200/31.56.1概述本矿井设计年生产能力为180万吨，工作制度为：年工作日为330天，日工作16井人数为220人。所需设备台数刮板输送机型1转载机1皮带运输机l采区运输上山皮带运输机1功率为130千瓦。6.3.1煤炭运输方式目前大中型矿井大巷煤炭运输有胶带输送机和底卸式矿车两种不同方式：4.易于实现集中管理和自动化；6.适于大巷的起伏变化。其缺点是：初步设备投资高。4.对巷道坡度有一定有一定限制。6.3.2带式输送机的设计计算本次设计采用SSJ1000/M型胶带输送机。主要技术参数特征如：输送能力：1000t/h水平输送长度：1000米输送带规格：带速：3.15m/s带宽：1200mm大巷运输设备选用ZK14-9/250架线式电机车，牵引电动机为ZQ-21型和MG3.3-9B式3吨固定式矿车。河北工程大学毕业设计1.列车组成计算一列车应该由多少辆矿车组成，要按机车的牵引能力和制动能力计算。牵引能力受粘着力和牵引电动机温升条件限制，制动能力指能够在规定的距离内停车。因此，列车组成应按粘着力条件、温升条件及制动条件来确定。(1)粘着力条件计算机车所能输出的牵引力(单位：牛)为式中F-----电机车为克服列车运行所必须提供的牵引力，N;Pn-----电机车的粘着质量，t;φ-----粘着系数。电机车粘着系数φ值表表6·2工作状态工作状态起动(撒砂)运行(不撒砂)起动(不撒砂)制动(不撒砂)严重不良机车在运输过程中，拉重车组在上坡时所需机车输出的最大牵引力为W-----重列车起动时的阻力系数，取0.0105;i。-----运输路线的平均坡度，一般取3%。g-----重力加速度，取9.8m/s²;a-----起动时的加速度，一般取0.03～0.05m/s²。为使机车在最困难的条件下车轮不打滑，利用(3-3-1)与(3-3-2)两式可得出在满足黏着力条件下机车的牵引质量(即重车组质量)为=10×9.8×0.17/[(0.0105+0.0003)×9.8+(2)按牵引电动机的温升条件计算重车组质量河北工程大学毕业设计按电动机的温升条件，实质上是按照电动机的等值电流不超过长时电流的条件。式中Feh-----电机车长时牵引力，N;a-----调车系数，运距小于1000m,取1.4;运距为1000～2000m,取1.25;运距大于2000m,取1.15。ia-----等阻坡度，一般为2%。式中Ty-----总的运行时间，min;θ-----停车及调车时间，一般可取18～22min;式中L----加权平均运输距离，km,在本次设计中，取3.04km;vp----列车平均运输速度，m/s;式中Veh----电机车的长时速度，m/s。(3)按制动条件计算重车组质量式中Pz-----电机车的制动质量，对于矿用电机车，它等于电机车的全部质量，t;ψ-----制动时的粘着系数，撒砂时可取0.17。计算得1-----制动距离，运料时为40米。河北工程大学毕业设计根据以上计算结果，重车组质量应该为43.5t。则矿车数z为=9辆暂取9辆。6.3.4列车组成的验算(1)验算实际电动机温升牵引重列车达到全速稳态时电机车的牵引力=1000×[10+9×(3+1.315)](0.0牵引空列车达到全速稳态时电机车的牵引力=1000×(10+9×1.315)(0.0ZK14-9/250电机车的长时牵引力为3332N,故需要2台电机车。每台牵引电动机的牵引力河北工程大学毕业设计式中na-----电机车上牵引电动机的台数，ZK10-9/250架线式电机车取2。由相关资料得：重车I₂=16.7A,V₂=16Km/h=4.4m/s,平均速度vz=0.75v₂=0.75×4.4=3.3m/s;空车Ik=19.2A,vk=15.6Km/h=4.3m/s,平均速度vp=0.75vx=0.75×重列车及空列车以其平均速度在最长运输距离上的运行时间为=1000×2.32/60×3.2所以，电动机不会发热超过它的允许温升，故合适。(2)验算制动距离按重列车运行速度vz及最大制动减速度验算制动距离。重列车下坡时，电机车必须给出的制动力为B=1000[P+z(G+GO)][1.075b+(ip-wz)g],N再根据B=1000pzgψ,令B=B得列车的制动距离为即散煤容重1.60吨/米³。6.4.1选择提升容器(1)经验提升速度河北工程大学毕业设计=11.3/0.75加速和减速阶段的提升高度为S=1/2×at²×2=170.3(m)匀速运行阶段的运行高度为S′=750-S=579.7(m)式中T₃----经验提升时间，s;a----提升加速度，可暂取0.7～0.75m/s²;u----提升容器爬行阶段附加时间，可暂取10s(对于箕斗)或5s(对于罐笼);θ----提升容器每次提升终了后的休止时间。箕斗休止时间表6·3箕斗规格，t休止时间，s8(3)计算一次提升量Q如能够满足提升能力所需箕斗的容量为：=535(次)由上面可知Q<12(t)故JDS-12/110×4能满足提升需要。式中Q----如能够满足提升能力所需箕斗的容量，t16----提升设备日工作小时数。河北工程大学毕业设计根据以上情况，决定选择JDS-12/110×4型立井钢丝绳罐道多绳箕斗，其技术规格如下：箕斗斗箱有效容积Vr=13.2m³,箕斗自重Q=12t,斗箱断面2300×1300mm。6.4.2选择提升钢丝绳(1)提升钢丝绳的绳端荷重Q根据已知条件，计算钢丝绳每米重量p式中σg----钢丝绳钢丝的极限抗拉强度，取σg=17000kg/cm²;m。----安全系数，《煤矿安全规程》规定，主井箕斗提升时，ma>=6.5,取H.----钢丝绳最大悬垂长度。(2)、根据计算结果，选择4V×39S+5FC园股钢丝绳，其规格是：d=40mm,δ=2mm,P=3.21kg/m,Q₄=46844kg.(3)、验算钢丝绳安全系数所选钢丝绳满足要求。河北工程大学毕业设计平衡尾绳选用多层不旋转圆股钢丝绳，采用34×7,抗拉强度为1372Mpa的钢丝绳。此时，为重平衡尾绳系统。重力差为n----提升钢丝绳的数量；n₁----平衡尾绳的数量；q----平衡尾绳的每米质量，kg/m。6.4.3提升机的选择(1)主导轮直径D《煤矿安全规程》规定，摩擦轮式提升机的主导轮直径D与提升钢丝绳的直径d之比应符合以下要求：D≥80d=90×40=3200mm(2)钢丝绳作用在主导轮上的最大净张力F=0.25×(12000+12000+最大净张力差Fe=0.25×(12000+3.01×750)×9.8河北工程大学毕业设计Fc=55000N以上看出，JKM-4×4提升机的Fj和Fc均大于所要求的最大值，所选提升机强度足够。6.4.4提升电动机的预选提升电动机功率=1.15×10400×11.3×9.8×1式中N----提升电动机估算功率，kwη----减速器的传动功率。当一级传动时为0.92;当二级传动时为0.85;K----矿井阻力系数，即考虑提升容器在井筒中运动似的风阻罐道阻力及钢丝绳弯曲阻力等的阻力系数：箕斗提升时为1.15;罐笼提升时为1.2。p----动力系数，即考虑动负荷影响的系数，一般为1.2-1.4,箕斗提升取最小值；罐笼提升取最大值；g----重力加速度，取9.8m/s²提升电动机的旋转速度式中n----提升电动机的旋转速度；i----减速器的传动比；D----卷筒直径。根据计算结果，选YR2000-6/1430三相交流绕线型异步电动机，额定功率2000kW,旋转速度992r/min,效率93.5%。6.4.5提升机对井筒的相对位置(1)、选择天轮根据《煤矿安全规程》规定，围包角大于90°时，天轮直径Dt(单位mm)应满足选择TSH3000/20型天轮；Dt=3000mm,Gt=78(2)、确定井架高度HtHt=Hx+Hr+Hg+Hmd+0.75R₄=18+3.3+8.25式中Hx----卸载高度，取18m;Hg----过卷高度过卷高度和过放距离表6·4提升速度(m·s¹)468H----摩擦轮与导向轮间的高差，取5m;R₁----天轮直径。6.4.6核算提升能力(1)、年实际提升能力An'河北工程大学毕业设计=182.9万吨(2)、富裕系数6.5副井提升设备选型设计6.5.1注意事项(1)、提升矸石按日出量的50%计算。(2)、升降人员时间：立井不超过40分钟。升降工人时间：按工人下井时间的1.5倍计算。升降干部和技术人员时间：按升降工人时间的20%计算。提升人员和矸石时，某次循环提升时间的休止时间：按升降人员考虑。(3)、运送设备时间：每班5—10次，休止时间40—50秒。6.5.2副井提升选型1.罐笼的选择提升高度H=750m提升速度Vj=11.3m/s经验提升时间Tj=Vj/a+H/Vj+μ+θ=11.3/0.8+750/11.3+5+30=116.2s一次经济提升量=(1800000×1.15×1.2×116.2)/(小时提升量河北工程大学毕业设计A₀=(1.15×1800000×0.2)/(330×16)一次提升量故罐笼选用GDG-3/9/1/2型。116条、第117条的有关规定。(1)中央并列式(2)中央边界式(3)两翼对角式(4)分区对角式抽出式3、向水平过度容易相沟通时，会把小窑积存的有害气体抽压入式新旧水平过度时期问题多，管理困河北工程大学毕业设计(1)按井下同时工作最多人数计算，供风量不少于4m³。(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量总和进行计算。2.矿井风量计算方法每个回采工作面实际所需风量，应该按照瓦斯、二氧化碳涌出量、适宜风速，以及最大班工作人数分别计算，然后取其中最大值。(1)按瓦斯涌出量计算按回采工作面风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即式中Q-----第i个回采工作面实际需要风量，m³/minQ-----第i个回采工作面瓦斯的平均绝对涌出量，本矿为3.66m³/minKg-----第i个回采工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。它是该工作面绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取1.2～1.6。(2)按工作人数计算4-----以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给的最低风量；(3)按最低风速进行验算按最低风速验算各回采工作面的最小风量按最高风速验算各回采工作面的最大风量每个回采工作面风量为439.2m³/min,在本采区，有两个工作面(其中一个工作面河北工程大学毕业设计为备用工作面),所以回采工作面总风量为658.8m³/min。3.煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面所需风量，应该按下列因素分别计算，并取最大值。(1)按瓦斯涌出量计算按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需风量的计算公式为式中Q₄-----第i个掘进工作面实际需要风量，m³/min;Q-----第i个掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量，本矿为3.66m³/min;K-----第i个回采工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。一般取1.5～2.0。(2)按工作人数计算按人数计算掘进工作面实际需风量的计算公式为4-----以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给的最低风量；(3)按最低风速进行验算按最低风速验算各回采工作面的最小风量=236.25m³/min按最高风速验算各回采工作面的最大风量所以，掘进工作面总的风量为375×2=750m³/min。4.硐室所需风量的计算井下独立通风的每个硐室所需风量，应该根据各类硐室风别计算。河北工程大学毕业设计(1)机电硐室发热量大的机电硐室，风量根据硐室中运行的机电设备发热量量进行计算。式中Qri------第i个机电硐室的需风ΣN------机电硐室中运转的电动机(变压器)总功率，kW;θ------机电硐室的发热系数；按下表选取机电硐室发热系数表表7·2机电硐室名称水泵房变电所，绞车房p------空气密度，一般取1.2kg/m3;C₀------空气的定压比热，一般取1kj/(kg·K);△t----机电硐室进、回风流的温度差，℃。(2)采区变电所及变电硐室，可根据经验值确定风量：5.其他巷道所需风量(1)按瓦斯涌出量计算式中Qgm-----第i个其他巷道的瓦斯绝对涌出量，m³/min;Kgi-----第i个其他巷道的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般取1.2～1.3。河北工程大学毕业设计(2)按最低风速计算按最低风速验算巷道所需风量S.i-----第i个其他井巷净断面积，m2。6.矿井总风量计算式中∑Q-----采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m³/min;ZQot-----其他用风点所需风量之和，m³/min;K-----矿井通风系数，可取1.15～1.25。《煤矿安全规程》规定的风速限定值见表风速限定值见表表7·3无提升设备的风井和风硐专为升降物料的井筒风桥升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷道8架线电机车巷道8运输机巷道，采区进、回风巷道6回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷4掘进中的岩巷4其他通风人行巷道河北工程大学毕业设计《煤矿安全规程》101条还规定，综采工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其风速可大于表中的规定值，但不得超过5m/s。7.3矿井通风总阻力计算1.矿井通风总阻力计算原则(1)矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。(2)矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。2.矿井通风总阻力计算通风阻力计算公式：her=aLUQ²/S³,Pa;L、U、S分别为井巷的长度、周边长、净断面积。Q—分别通过各井巷的风量。a—摩擦阻力系数。将以上段井巷的阻力计算结果填表7—4和7—5中。井巷通风困难时风阻计算表见7—4,井巷通风容易时期风阻计算见7—5。通风容易时期总阻力计算表表7·4井巷名称支护方式αL(m)SRQhV副井砼0035365锚喷569道石道石锚喷54门5运锚喷05625运锚喷5645轨道大巷锚喷5采区轨道石门锚喷5轨道上山锚网喷51山2山2轨道上锚网喷55.04784区段运锚网索2平巷工作面支架2区段回风平巷锚网索2山2山2运输上锚网喷556运输上山锚网喷256采区回风石门锚喷56风井砼365合计井巷名称支护方式α)R/s)V)副井砼0035365锚喷.95695轨锚喷54锚喷5625运锚喷564道道大5轨锚喷5巷采区轨道石门锚喷50轨道上山锚网喷5152294山2山2轨道上锚网喷51527914区段运输平巷锚网索2工作面支架22区段回风平巷锚网索2运输上锚网喷256河北工程大学毕业设计山采区回风石门锚喷56风井砼365合计h通=h摩十局h摩一摩擦阻力，Pa;h局一局部阻力，Pa;按h摩的15%计算；通过计算机解算，通风容易时期摩擦阻力为1055.05Pa,通风困难时期的摩擦阻力为1819.85Pa。考虑局部阻力后，矿井通风容易时期的通风总负压为1295.05Pa,通风困难时期的矿井通风总负压为2092.8Pa。矿井通风等积孔矿井的通风等积孔按下式计算：经计算，矿井通风容易和困难时期的等积孔分别为：A易=1.986m²A难=1.562m²从通风等积孔来看，矿井为通风容易矿井。2.选择通风设备应第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运1.计算通风机风量Qf由于外部漏风(即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处得漏风),风机风量K—漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1;箕斗井兼做回风用时取1.15;回风井兼做升降人员时取1.2。计算得Qf=1.1×3801.6=4181.76m³/min。2.计算通风机风压进、出风井井深小于400m,且进、出风井井口高差小于150m,因此不计算自然风压。通风机装置的阻力hd取96Pa,轴流式通风机大多是静压曲线，通风容易和困难时计算通风机的工作风阻：Rsdmin=Hsdmin/Qf2=0.2在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。最终选择2K60-No.24轴流式通风机，转速为n=600r/min,叶片安装角度为25°。300-300-200-250-65RKsmn5NmaxNmin=63.36×1092/(1000×0.775)=89.28kWNmax=63.36×1486/(1000×0.798)=118.0kW(大型电机取较高值)Htr—传动效率，电动机与通风机直联时取1;皮带时取0.95。5.通风设施通风设矿井必须在主要进风与回风巷之间设2道正向与2道反向风门；进风与回风巷之2.采掘工作面风流及回风流中瓦斯浓度达到1%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理5.由通风区负责在距掘进工作面迎头5米范围内、回采工作面下巷距工作面50～100米范围内安设瓦斯自动报警断电装置，报警浓度为0.75%,断电浓度为1%,瓦斯探头每7天进行一次标准气样调校，确保仪器灵敏可靠。8.由生产单位负责风筒跟头，风筒距迎头距离不超过7米。每50米设一个三通阀门。其他巷道防尘水管每100米设一个三通阀门。4.放炮必须使用炮泥，放炮前后