年产量60万吨煤矿开采方案初步设计20000字

I年产量60万吨煤矿开采方案初步设计摘要本设计的井田面积为9.7平方千米，年产量60万吨。井田内煤层赋存平缓且稳定，煤层倾角7~20°,平均煤厚3.5m,地质条件相对简单，在井田的西部和中央均有断层发育。沼气和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。对矿井运输、矿井提升、和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境作出保护，矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井关键词：立井走向长壁一次采全高综合机械化高产高效 I第一章矿区概述及井田地质特征 1.1矿区概述 错误!未定义书签。 1.1.3交通………错误!未定义书1.2井田地质特征……………………错误!未定义书签。1.3煤层特征…………错误!未定义书签。Ⅱ1.3.2煤的物理性质及煤岩特征………………错误!未定义书签。1.3.4工业用途评价……………错误!未定义书签。1.3.5瓦斯 1.3.6煤尘爆炸性 错误!未定义书签。1.3.7煤的自燃倾向 错误!未定义书签。第二章井田境界和储量 62.1井田境界 62.1.1煤田范围划分的原则 62.1.2井田特征 62.2.3矿井工业资源储量 62.3矿井可采储量 72.3.1边界煤柱 72.3.2断层保护煤柱 72.3.4保护煤柱总量 8第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 83.1矿井工作制度 83.2矿井设计生产能力及服务年限 93.2.1矿井设计生产能力的确定 9第四章井田开拓 4.1井田开拓的基本问题 4.1.1开拓方式 4.1.2井筒形式、数目及其位置选择 4.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定 4.2井田开拓的方案的确定 4.2.1开采水平的确定 4.2.2井田开拓的方案比较 4.3井筒特征 4.4井底车场 4.4.1道岔的选型 Ⅲ 20 215.7.1采区生产系统 5.7.2确定采区生产能力 5.8采区硐室 22 6.1采煤工艺方式 6.2回采工艺设计 6.2.3综采工作面的主要设备 7.3.1电机车的选择 30 7.3.3列车组成的计算 7.3.4电机车台数的计算 8.1矿井提升设计的主要依据和原始资料 8.2提升设备的选型计算 8.2.1主立井提升容器确定 8.2.2副立井提升容器的确定 8.3提升钢丝绳的选择计算 8.4多绳摩擦式提升机的选择 478.5电动机容量选择 48第九章矿井通风及安全技术 9.1矿井通风系统选择 49 9.2采区及全矿所需风量 9.2.2掘进工作面所需风量 9.2.3硐室需风量计算 9.2.4其他井巷需风量计算 549.3全矿通风阻力的计算 9.3.2计算矿井的总风阻及总等积孔 9.4扇风机选型 9.4.1选择主扇 9.4.2选择电动机 9.5矿井安全技术措施 9.5.1预防瓦斯爆炸的措施 9.5.2防尘措施 9.5.3预防井下火灾的措施 9.5.4为防止井下水灾的措施 第十章矿山环保…………错误!未定义书签。10.1矿山污染源概述……………10.1.1大气污染………V 10.2.3矿渣利用 参考文献 6第二章井田境界和储量2.1井田境界2.1.1煤田范围划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：(1)井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；(3)充分利用自然条件进行划分，如地质构造(断层)等；(4)合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。根据以上原则，矿井井田北以超化断层为界，南部阳台断层，龟山断层，崔庄层为界，东，西方向均以人为边界为界。井田由超化断层，阳台断层，龟山断层，及崔庄层四条断层将井田隔断，南北宽约0.1～3.3km,东西长约0.3～7.3km,整个井田面积约9.7km2,由于井田被断层隔开，故无扩大的可能。井田中有崔拐断层，它将对采区回采工作产生一定影响。井田走向较长，平均走向长度约为5km;井田倾向长度平均约为3km,井田大致呈梯形分布。煤层上部较平缓，近水平分布，平均约为7°下部煤层倾角增大，约为20°。本矿井设计对二1煤层进行开采设计，二1煤层厚3.5m。本次储量计算是在精查地质报告提供的1:5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：7Zg=S·M·R式(2.1)S——井田的倾斜面积，km2;2.3.1边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Zi=L·B·M·R式(2.2)其中：Z1——边界煤柱损失量，m;L——边界保护煤柱宽度，m;B——边界长度，m;井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，总长度为13235m。则井田的边界煤柱为：2.3.2断层保护煤柱断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层一条，周长为1865m,因此断层保护煤柱损失量为：2.3.3工业广场煤柱8根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为12~13公顷/百万吨。本矿井设计生产能力为60万吨/年，则0.6×(12~13)=7.2~7.8,在此取工业广场占地面积为7.5公顷，即7.5万m2。所以取工业广场的尺寸为274m×274m的正方形。在计算矿井可采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的7%留置，因此工业广场的煤柱量为：Z₃=53104651×7%=3717326t=371.7326合计煤柱为P=Z₁+Z₂+Z₃式(2.3)=268.6705+75.7190+37=716万t综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算：Z=(Zg-P)·C式(2.4)永久煤柱损失量，t;矿井的设计可采储量为：所以矿井设计的可采储量是3675万t。3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作9日330天计算，“三八”制作业(二班生产，一班检修),每日二班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定矿井生产能力是通过地质条件、煤层的赋存情况、开采条件、各种需要的设备供应等条件来进行确定的。按郑煤集团超化矿的实际情况来看：主采的是二1煤层，煤层的平均厚度为3.5m;是高瓦斯矿井，所以瓦斯的涌出量较高，采用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，确定本矿井的年设计生产能力为60万t/年。井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Z/(A·K)式(3.1)A——矿井的设计生产能力，60万t/a;K——矿井储量备用系数，取1.4。第一水平服务年限第一水平可采储量计算出的结果是2352万t,所以其计算公式为：t=Z₁/(A·K)式(3.2)其中：t——矿井第一水平的服务年限，a;A——矿井的设计生产能力，60万t/a;K——矿井储量备用系数，取1.4。矿井设计生产能力矿井设计服务年限第一水平设计服务年限煤层倾角缓斜急斜开采水平工业储量(万t)可采储量(万t)服务年限(a)合计综合上面的两表来看，第一水平服务年限为28年，大于所要求的25年，所以能满足该矿井第一水平服务年限。第四章井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采区划分以及开采顺序与通风运输系统。因为该矿井属于高瓦斯矿井，二1煤层在矿区内为稳定煤层，且水文与地质情况较为复杂，立井的井筒比较短且开拓适应性显著根据郑煤集团超化煤矿赋存条件和设计规范的有关规(1)井筒形式根据矿井的实际情况，得知郑煤集团超化矿二1(2)井筒数目(3)井筒位置选择井筒名称主井副井东风井西风井4.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择：(1)工业广场在储量中心是最好的，因为能使井下的布局合理有序；(2)做到占地少，且尽量让村庄不搬迁；(3)工业广场要在地质条件较好的区域进行布置，且它的标高要高于该矿井的最高洪水位；(4)要使工业广场的压煤损失尽可能的达到最小。根据本矿井的实际情况，工业广场要与主副井筒位置布置在一起最好，且面积约为7.5公顷，可视为一个274m×274m的正方形。4.2井田开拓的方案的确定本矿井煤层最高出标高100m,煤层埋藏最深处达-600m,垂直高度达700m,而-450以下煤的储量较少。本矿井可划分为两个水平。第一水平标高为-150m,第二水平标高为-450m。因为该矿井井筒断面和提升能力满足延深水平生产要求，且有利于深部开采，所以选择立井延深和暗斜井延深。4.2.2井田开拓的方案比较根据实际情况，该矿井是立井开拓有三种方案方案一：立井两水平，一水平-150m,二水平-450m,直接延深方案二：立井两水平，一水平-150m,二水平-450m,暗斜井延深方案三：立井三水平，一水平-100m,二水平-300m,三水平-500m直接延深三种开拓方案的开拓示意图如图4.2.2所示。A²方案二方案三图4—2—2从以上方案的简图对方案一和方案三进行比较，方案三多开设了立井井筒，阶段石门和立井井底车场，所以要增加了井筒和石门的运输，提升等，综合考虑下来决定选择方案一。一，二方案对于该矿井都可行，两个方案水平服务年限也都符合要求，所以两者就需要在经济上进行比较，来确定选择方案。时期方案一方案二早期00后期0表4.2.2b基建费用表方案一方案二筒筒场石门巷计筒井井0筒场石门巷40540计项方案一方案二目石0门运输提升排水合计方案一费用/万元百分率/%方案二费用/万元百分率/%费用生产经营费用总费用从上面的表格中的计算可以看出，方案二的总费用要比方案一的高出11%,很明显方案一要比方案二优越的多，所以决定采用方案一4.3井筒特征主井用于提煤。井筒的直径为5.0m,可以用6t多绳摩擦式提煤箕斗来对煤厚度：基岩段350mm,冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深390m。排水。为了防止断绳事故的发生，需要设置防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁的厚度：基岩段400mm,冻结段800mm。井筒还装有钢丝绳罐道、电缆线和水管管道等设备。井深375m。护，井壁厚度为300mm,井深120m。用途主井(提副井(提料、回风矸、人、进风)提升设备6t箕斗1t双层单车罐笼梯子间井筒倾角(°)断面形状井筒深度(m)净混凝土砌混凝土砌碹壁混凝土砌井底车场是由线路、布置线路的巷道、完成特定功能的装备和硐室组成。井底车场要让矿井生产所需要的运输能力得到保证，并且满足矿井增产的需要。所以，井底车场的设计通过能力要大于矿井生产能力30～50%,该矿井利用主要运输巷道做主井空，重车线和调车线，简化线路结构，减少开拓工程量等，则采用立井折返式井底车场中的梭式车场。在一定的地质开采技术条件下，准备巷道的布置会直接的关系到矿井和工作面生产的效益，将准备巷道的布置方式成合理的准备方式，在多种允许的准备方式中进行比较然后再进行确定。合理准备方式的确定需要遵循以下几点：(1)为了提高采区的生产能力和增产能力，应让矿井集中合理生产；(2)遵循《煤矿安全规程》相关规定，保证安全生产；(3)完善生产系统，充分发挥机电设备的效能，为实现新技术、科学发展综合机械化和自动化创造条件；(4)做到技术先进、经济合理的同时，简化巷道系统，减少设备占用率和生(5)减少煤的损失，提高采出率。1、技术上，主要考虑本段巷道的运输、掘进和供电。该路段巷道采用带式输送机输煤，一台输送机铺设长度可达500～1500m。2、如果要使矿区的方向长度合理，不仅在技术上是可行的，而且在经济上也是合理的，这样可以降低每吨煤的成本。缓倾斜煤层的机翼一般不小于1000m,则矿区采用综合机械化，矿区罢工可达2500m以上。依据该矿的实际情况，该矿第一采区的罢工长度为2000m。《安全规范》规定，综采工作面长度一般不小于160m,但结合矿山实际情况来看，当矿区工作面长度为170m时，可以满足该矿区产量的要求。首采区设有三条上山，运输上山层位较高，轨道上山和回风上山层位较低，运输采用胶带输送机，每条上山走向距离25m,运输上山比其它二条上山高10m由于矿井第一水平采用对角式通风，副井进风，两风井回风。开拓巷道布置二条岩石上山(轨道上山和回风上山)和一条煤层上山(运输上山),轨道上山主要用于进风、运料、运矸和行人，运输上山主要用于运煤，回风上山专用于回风。它们通过采区车场和采区进风平巷及回风平巷进行连接，再和工作面相连接。综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运输能力、机械化程度、管理水平、采掘接替等因素，当采用综采时，采区内布置一个工作面。即“一矿一面”,一面本井田主采煤层为二1煤，采用上山布置，进风图5—8所示，它的接替顺序为：1,2,5,6,9,10……3,4,7,8……1234568图5.55.6确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式(1)尺寸槽的尺寸为4800mm×3100mm。5.7采区生产系统、生产能力、通风和通风设备采区内开采用的是后退式开采，通风方式采用U型通风的方式。这种通风主井运料系统：副井→井底车场→大巷→轨道上山运矸系统：综采工作面→轨道平巷→轨道上山针对超化矿的实际情况：主采二1煤层，平均厚度为3.5m;瓦斯涌出量较大能力为60万t/年；按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，“三八”制作业，每日二班出煤，净提升时间为16小时。进刀方式为工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返一次割一刀，每刀进尺0.6m。C——工作面回采率，95%;则Q=330×4×0.6×170×3.5×1.4Ab=K₁K₂∑Ai式(5.2)式中：Ab——采区生产能力，万t/a;K₁——采区掘进出煤量系数，取1.1;K₂——工作面之间出煤影响系数，取1;ZAi——同时生产的采煤工作面生产能力之和；5.7.3通风和通风设备矿井通风在第一水平初期掘进时采用并列式通风，通风系统简单。通风系统贯通后，通过风井回风，可以满足通风的要求。通风机型号为FBDCZ-6NO.21。其性能参数如表5.7.3所示。风机型号风量静压~100.5~457665.8采区硐室绞车房：设在轨道上山顶部用于提升。变电所：设在轨道上山中部，用于采区供电降压。第六章采煤方法采煤方法的技术分析：煤层，厚度平均3.5m,煤层倾角7~20°,井田内储量丰富，地质条件较好。因为本井田的煤层赋存稳定且平缓，构造较为简单，所以有两种采煤方案以供选择。方案一：倾斜长壁采煤方案方案二：走向长壁采煤方案结合本矿的实际情况，选择方案二走向长壁采煤法。综上所述，采用走向长壁一次采全高的综合机械化开采方法，全部跨落法管理顶板。6.2.1回采工作面参数选择一、工作面长度根据《规范》规定：综采面长度一般不小于160m。结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为170m可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度为二、工作面的年推进度为：式(6.1)N——每天进刀数，取4;式(6.1)S——滚筒截深，取0.8米；T——年工作日，取330天；X——循环率，取0.9;故Vo=4×0.8×330×0.9=950.4米，满足《设计规范》的要求。采煤机工作方式和进刀方式采区内煤层赋存稳定，所以采用采煤机双向割煤；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，上行下行均割煤，往返一次进一刀；采煤机过后边移架后边推移刮板运输机。图6.2.1采煤机进刀方式图6.2.2工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度及作业形式循环方式：采煤机在端部压入进刀→破煤→装煤→运煤→人工支护→采空区处理昼夜循环数：4;循环进度为0.8m。回采工作面劳动组织形式表如表6.2.2劳动组织图表。劳动组织图表班长采煤机司机刮板输送转载机司机支架工推溜工运输机司机端头支护工泵站司机工工工具保管员巷道支护工出勤人数一班121194241212二班121194241212检修班38412合计422436进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图(a));调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输机直线段为止。然后将运输机移直(见图(b));再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图(c));采煤机割煤——移架——推移刮板运输机——清理浮煤——采煤机割煤采用双滚筒液压牵引采煤机割煤，采煤机往返一次进一刀，进刀采用端部斜切割三角煤方式。装煤及运煤方式：采煤机组截割落煤，刮板运输机配合装煤。移架采用滞后煤机后滚筒3-5架追机顺序移架，移架步距为600mm,追机移架速度赶不上煤机运行时，为了便于顶板的管理，以保证工作面的安全，必须停采煤机移架，移完架后再继续采煤。推移刮板运输机：刮板运输机的推移在移架后依次进行，滞后移架距离20m,其弯曲段不能小于5m,推移步距为一个截深，即0.6m,推移时必须保证运输机的平、稳、直。工作面采出的煤可由刮板运输机经转载机转载到到胶带输送机上。(4)工作面支护采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤一移架一移运输机；正常移架要滞后采煤机滚筒3—5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架.6.2.3综采工作面的主要设备序号设备名称型号数量11213液压支架4乳化液泵台15端头支架627移动变电站18喷雾泵站1第七章井下运输根据矿井井下开拓系统和带区回采工作面的布置，确定煤炭矸石材料设备和人员在内的运输系统如下：1.煤炭运输系统：综采工作面的煤炭——区段运输平巷——运输上山——溜煤眼——运输大巷井底中央煤仓经主井提升至地面2.设备材料和人员的运输系统：副井罐笼中的设备——井底车场——运输大巷——轨道上山——运料斜巷 区段轨道巷——综采工作面。3.矸石运输系统：工作面出的矸石区段轨道巷运料斜巷轨道上山运输大巷——井底车场——由副井提至地面。采区设备主要包括回采工作面、运料及其矸石的运输设备和分带斜巷的主要运煤设备。这些设备是靠着开拓系统、地质情况特征、开采方法、瓦斯的浓度以及运输的倾角，距离和运量等条件所决定的。各设备选型特征如下表所示：型号能力t/h长度(m)型号SGD一0表7.2.b可伸缩胶带输送机特征表型号能力t/h出厂输送带(mm)m/S与转载机接头(m)储带长度(m)电动机功数(Kw)(V)因数3钢绳蕊式3钢0型号机型出厂长度小时运电压(V)功率链电机车的选择包括电机车型号，电机车牵引列车组成计算和电机车台数而确架线式(t)配套矿车(t)说明7及以下8及以下固定式矿车8固定或底卸式8底卸式或侧卸式1.8以上1.8以上底卸式或侧卸式本矿是60万吨的高瓦斯矿井，所以不能选用架线式，须用8吨的蓄电池式大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运输。采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km,条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。该矿井的年生产能力小于90万吨的矿井，选用一吨固定式矿车和与之相一致的辅助车辆，同时参考《矿山固定机械》有关内容，确定选用以下固定设备。型号粘着质量(mm)(mm)Km/S配套电机号(Kw)(V)外形尺寸A8轨距轴外形尺寸(mm)固单定C列箱弹式簧式/单材列料12弹车簧式7.3.2运输方案的选择采出的煤要从刮板输送机运到区段运输巷，然后胶带输送机和转载机再将其运到运输大巷，用GX3钢蕊式胶带输送机把运输大巷的煤运到煤仓。结合实际大巷辅助运输用1t吨固定矿车运矸石，材料车运材料和人车运人。7.3.3列车组成的计算确定电机车粘着质量及矿车形式以后，可根据运输条件计算列车组成，计算按三个条件来确定，分别为按电机车的粘着质量、按牵引电动机的允许温升以及按列车的制动条件。(1)按电机车的粘着力条件计算以电机车在最困难启动条件下启动且车轮不打滑为计算的依据。P——机车粘着重量，t;ψ——机车粘着系数，启动φ=0.24;Wq——重列车起动时的阻力系数，取0.0105;I轨道线路平均坡度，i=3‰;(2)按牵引电动机允许温升的条件计算式(7.1)式(7.2)Fch——电机车长时牵引力，N;a——电机车调车时的电能消耗系数，取1.25;T——机车往返一次的运行时间，min;0列车往返一次的运行时间，min;Wzh——重列车运行阻力系数，取0.007;id——等阻力坡度，取2%;g——重力加速度，取9.8m/s²;式(7.3)式(7.4)T——列车往返一次的运行时间，min;L——加权平均运距，Km,取1.5Km;0_列车往返一个循环中的休止时间，mi(3)按列车制动条件计算根据《煤矿安全规程》,列车制动距离，制动时不得超过40m。在车组重量计算时，一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算。列车开始制动时速度等于长时速度，则制动时的减速度为：式(7.5)Vh——机车长时制运行速度，取Vh=10.5Km/h;L,——制动距离，运送物料时取40m;按制动条件计算车组重量的最大值是：0.1063式(7.6)Q——重车组质量，t;Wh——重列车运行的阻力系数，取0.007;i——轨道的平均坡度，取i=3‰; 列车制动时的加速度m/s2(4)列车中矿车数量的确定式(7.7)=37.6辆取Z=30辆T,——一个工作班内的运输工作时间，运人取T₆=7.5h;=15次/班(3)班产量因为只有一个采区生产，所以：(4)每班所需运送货载总次数,次/班A,——每班矸石产量，t/班；K——生产不均匀系数，取K=1.45;Z——一列矿车的矿车数，取30辆；所以：=9次/班(5)每班运送总次数Y人取2Y总=9+2=11次/班(6)工作机车台数式(7.10)式(7.11)式(7.12)=0.25台按1台算。7.3.5带式输送机的计算目前，新型高强度带式输送机已普遍使用，其带强大大超过普通胶带，带速由2m/s增至5m/s,运输量提高2倍以上。(1)带宽的计算a,按设计运输生产能力计算式(7.15)v——胶带的速度，m/s;y——被运物料的堆积密度，t/m;c——输送机的倾角系数，取c=1;B——输送机的带宽，m;满足要求。b,按块度要求计算带宽式(7.16)B≥2×300+200=800mm也满足要求。(2)带宽的运输能力计算式(7.17)v——胶带的速度，m/s;y——被运物料的堆积密度，t/m;k——断面系数，取c=0.0906;B——输送机的带宽，m;A=3600×2×0.9×1×0.0906×(0.9×0.8-0=264t/h>180t/h能满足每班产煤要求。第八章矿井提升该矿井设计生产能力每年60万吨，年运输矸石12万t,井下运输大巷中采用胶带运输机运煤，辅助运输通过It固定式矿车、人车和材料车来完成。超化升时间14小时，每天3班作业，每班工作8小时。该矿采用立井直接延伸开拓，第一水平井深370m,第二水平井深670m。8.2提升设备的选型计算8.2.1主立井提升容器确定n——年工作日数，取330d;H——提升高度，m;H₅——矿井开采水平垂直深度，m;H——卸载水平至井口距离，m,取20m;H₂——装载水平至井底车场水平距离，m,取20m;v,——最大提升经济速度，其中V,=0.4√H;a——加速度，取0.75m/s²;U——箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取u=10s;式(8.1)式(8.2)式(8.3)表8.2.1箕斗休止时间下6及以8H=H+H,+H₂(2)选择提升容器规格尺寸根据Q值及煤的松散容重即可选用6t标准箕斗，根据表中斗箱有效容积，计算一次实际提升量：式(8.4)β——满度系数，取0.9;式(8.5)根据箕斗实际提升量，选择JDS-6/75×4型多绳摩擦式6t箕斗。箕斗有效容积6.6m3,自重7.5t。8.2.2副立井提升容器的确定副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为GDG1/6/2/2型1t矿车双层单车罐笼，其自重为4.3t,最大载重4.3t。要求最大班工人下井时间一般不超过40min,最大班净作业时间，一般不超过5h(包括提人、材料、矸石…),其中升降工人时间，按工人下井时间的1.5倍，升降其它人员时间，按升降工人的20%,提升矸石按日出矸量的50%;升降坑木、支架按日需量的50%。式(8.6)n,——每罐提升人数，20人；n₀——最大作业班下井人数，取n₀=100人；a——提升加速度，取0.7m/s²;H=H,+HH₅——矿井开采水平垂直深度，m;H——卸载水平至井口水平距离，取20m;μ——稳罐附加时间，取=5s;θ——上下人员休止时间，取36s;=480≥100人满足要求。(2)以最大班净作业时间5小时验算①提矸石每班作业时间(小时)式(8.7)式(8.8)qo——每次研石提升量，t;T₄——循环时间，t;②升降其他人员的时间0.2×t人(min)③下坑木、支架按日需量的50%计算；取0.3h=18min式(8.9)式(8.10)④下炸药2~4次，取3次；保健车2~4次，取3次；运送设备5~10次，取8次；其他5~10次，取8次；则：总计3+3+8+8=22次所以：满足要求。8.3提升钢丝绳的选择计算立井多绳摩擦式提升，宜采用同向捻的提升钢丝绳。Qd——钢丝绳绳端荷重，N;(2)钢丝绳最大悬垂度式中：式(8.11)式(8.12)式(8.13)He——尾绳环的高度，m;s——提升钢丝绳的中心距，m;Hg——过卷高度，取6.5m;H——提升高度，m;Ht=Hz+Hs+Hx式(8.14)Hz——装载水平至井下运输水平的高度，取20m;Hx——卸载水平至井口的高度，取20m;Hs——井筒深度，m;Hk′——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴的高度；Hk′=Hr+Hg+h+H₂x式(8.15)Hr——容器全高，m;h——导向轮中心距楼板层面高度，h=0.75R;R——导向轮半径，m;H₂x——主导轮中心至导向轮中心的高度，m;根据所选提升容器查表得箕斗全高为12m,罐笼全高为10m。按《煤矿安全规程》第397条表6规定，取v=6m/s时，过卷高度取6.5m,即Hg=6.5m。根据井筒断面布置和所选容器得外形尺寸可知，罐笼提升得提升钢丝绳的中心距为1740mm,箕斗提升的提升钢丝绳的中心距为1600mm。根据主导轮直径为2.8m查表可知H₂x=5m,且主导轮半径为R=1.4m。①对于箕斗井：HH=Hg+1.5s式(8.16)Ht=Hz+Hs+HxHk′=Hr+Hg+h+H2x(3)确定钢丝绳每米质量P箕斗提升：σB——钢丝绳公称抗拉强度，Pa;r₀——钢丝绳密度，Kg/m3;n——钢丝绳数目；g——重力加速度，m/s2;ma——提升钢丝绳的安全系数；《煤矿安全规程》规定当钢丝绳悬垂长度H。不大于1200m时，按下列公式人员和物料混合提升时：ma=9.2-0.0005H。同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为1550N/mm²和1700N/mm²两种钢丝绳，不妨取钢丝绳的公称抗拉强度σg=1550N/mm²=1550×106Pa。查表并计算可得钢丝绳密度为9350Kg/m³。①对于主井(箕斗井)②对于副井(罐笼井)ma=9.2-0.0005H.根据计算出的P值，主井提升钢丝绳决定选用绳6×7股(1+6)绳纤维芯，直径为24.5mm的钢丝绳，其参考质量为212.90Kg/100m,钢丝破断拉力总和为345000N。副井提升钢丝绳决定选用绳6×19股(1+6+12)绳纤维芯，直径为23.0mm的钢丝绳，其参考质量为190.30Kg/100m,钢丝破断拉力总和为312000N。(4)验算钢丝绳的安全系数式(8.23)式(8.24)所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的要求。8.4多绳摩擦式提升机的选择提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差Fe后，查提升机特征表确定的。根据《安全规程》规定，摩擦式提升机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之(2)钢丝绳最大静张力Ff的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的Ff。箕斗提升时：Fe=(Q₂+Q+np(Hk'+Ht)+nqH=〔7500+7700+4×1.92×(24.44+410)+4×1.92罐笼提升时：Ff=〔Q₂+2(G+Go)+np(Hk'+Ht)+niqHH〕gN=〔4300+2×(1000+592)+4×1.77×(22.44+410)+4×1.77×9.11〕×(3)钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差Fc箕斗提升时：罐笼提升时：式中：△——提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提升系统△=0,上式中△取其绝对值；8.5电动机容量选择取值近似计算表达式为：式(8.25)K——矿井提升阻力系数，箕斗井取1.15,罐笼井取1.2;μ——减速器传动效率，取0.92;根据计算功率选定提升机型号为：JKM-2.8/4(I),其性能特征如下：主导轮直径2.8m,导向轮直径2.5m,钢丝绳最大净张力差为90KN,钢丝绳允许最大直径为28mm,最大提升速度11.8m/s,减速器的速比11.5,最大扭距为133KN/m,电动机功率为1000Kw,最大允许功率计算值为720Kw,电动机转数为630r/min,最大转数750r/min,传动方式为单电机传动。9.1.1符合通风系统的要求：1、每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30m。2、进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。3、箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井，若为回风井则需注意相关事项。4、所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。5、每个矿井必须有完整的独立的通风系统。6、采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。7、回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。8、井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。9.1.2矿井通风系统的确定本设计井田倾向长度约4.5km,煤层相对赋存平缓且稳定，倾角在7~20°,是近水平煤层。采用立井二水平上下山开拓，倾斜长壁采煤法，采用中央边界式通风方式。风井设在煤层露头的中央，采用副井进风，风井回风。结合设计矿井的实际情况，该矿井通风系统是抽出式通风方式，抽出式主扇使井下风流处于副压状态，若主扇停止运转时，井下的风压提高，可能使采区的瓦斯涌出量减少。Qm=(∑Qct+EQbt+EQat+∑Qgt)Km式(9.1)Qm——矿井总进风量，m³/min;∑Qct——采煤工作面和备用工作面需风量总和，m³/min;∑Qbt——掘进工作面需要风量总和，m3/min;∑Qat——独立通风的硐室需要风量总和，m³/min;∑Qgt——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和，Km——矿井中通风系数，(包括矿井内部漏风和配风不均等因素)宜取式(9.2)k瓦—瓦斯涌出不均衡系数，取k瓦=1.15;100——按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算；q瓦——相对瓦斯涌出量，m³/t;1、按井下同时工作的最多人数计算风量Qm=4NKm式(9.3)式中Qm——矿井总需风量(m³/min)N——井下同时工作的最多人数(人)Km——矿井通风系数，取1.15Qb=100K₂Qz式(9.4)Q₂——采煤(矿)工作面CH₄或CO₂平均绝对涌出量(m³/s);K₂——CH₄或CO₂涌出不均衡系数(即该工作面CH₄或CO₂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,炮采工作面取1.4~2.0,水采工作面取2.0~3.0,生产矿井可在各个工作面正常生产条件时连续观测1个月取日CH₄或CO₂最大绝对涌出量和月CH₄或CO₂平均绝对涌出量的比值。3、按工作面进风流温度计算，其计算式为Qs=voSoKo式中Qs——按采煤(矿)工作面进风流温度计算的需风量；vo——采煤(矿)工作面的适宜风速(m/s),按其进风流温度从表9-1中选取，按20℃取1.0;So——采煤(矿)工作面平均有效通风断面积m²,按最大和最小控顶时有效断面积的平均值计算；Ko——采煤(矿)工作面的长度风量系数，按表9-2选取。采煤(矿)工作面进风流温度/℃采煤(矿)工作面的适宜风速(m/s)工作面长度风量系数K0按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最小风速为0.25(m/s),最大的风速为4(m/s)的条件来验算，则：式(9.6)式(9.7)所以验算得知Qm=1152m³/min符合风速要求4、备用面需风量计算式(9.8)9.2.2掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量Q煤掘——每个煤巷掘进工作面所需要的风量，取150m3/min;Q岩掘——每个岩石掘进工作面所需要的风量，取250m3/min;n——需要独立通风的煤巷、岩巷数；k掘备——掘进工作面备用系数，一般取1.20。∑Q掘=(3×150+1×250)×1.2=840m³/min式(9.9)9.2.3硐室需风量计算采区变电所及变电硐室，可按经验值确实需风量。一般为60~80m3/min。这里取采区变电所需风量：70m³/min机电硐室需风量：70m³/min充电硐室需风量：60m³/min其他硐室需风量：80m³/min则Qat=280m³/min9.2.4其他井巷需风量计算新建矿井其他井巷的总需风量难以计算时也可按采煤(矿)工作面、掘进工作面和硐室的需风量总和的3%~5%估算。Qm——矿井总进风量，m³/min;∑Qct——采煤工作面和备用工作面需风量总和，m³/min;∑Qbt——掘进工作面需要风量总和，m³/min;∑Qat——独立通风的硐室需要风量总和，m³/min;Km——矿井中通风系数，(包括矿井内部漏风和配风不均等因素)宜取1.15～1.25,这里取1.2;Qm=(840+1415.5+68.2+280)×1.2=9.2.5确定采区及全矿的风量分配主井风量为总风量的三分之一：采区工作面风量为：1.2×1152=1382.4m³/min备用工作面风量：1.2×263.5=316.2m³/min掘进工作面风量：1.2×840=1008m³/min其他巷道的风量：1.2×68.2=81.8m³/min容易时期风量：3124.4-81.8=3042.6m³/min困难时期风量：3124.4m³/min9.2.5风速验算各巷道风速、断面、风量一览表如下：巷道名称风量m³/min断面m²副井回风大巷主井以上可知所校核的风量，分配均满足最高风速和最低风速。9.3全矿通风阻力的计算在扇风机的整个服务年限内，矿井通风总阻力会随着开采深度的增加以及走向范围的扩大、产量提高而增加，为了使扇风机在整个服务年限内，能够在合理的效率范围内运转，在所以选择扇风机时，要考虑到最大、小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时也考虑到自然风压的作用。在矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力，选择其中阻力最大的一条风路计算即可，但要是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。通过风扇的风量要大于通过矿井的总风量，所以想要计算阻力就需要算出风扇的风量。设计矿井通风容易时期的通风阻力副井——井底车场——运输大巷——进风行人斜巷——分带运输斜巷——回风大巷——回风石门——风井通风困难时期通风路线副井——井底车场——运输大巷——进风行人斜巷——分带运输斜巷——分带回风斜巷——回风大巷——回风石门——风井1.05-1.10——为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05,有提升运输任务时取1.10沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦式(9.12)V、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m²);a——摩擦阻力系数；Q——各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿(即考虑井巷的内部漏风和配风不均等因数)后所求得风量值，m³/s;表9.3.1容易时期各区段井巷的摩擦阻力支号名称形/N.S²m⁴式巷道巷道周长度L长U风风副井井筒喷凝胶运0支