【某矿井的开采方案设计案例报告10000字（论文）】

某矿井的开采方案设计案例报告目录TOC\o"1-3"\h\u15190摘要 4117061.井田概况 2287691.1矿区概况 2184212.井田境界确定和储量计算 3127472.1井田境界 3299552.1.1井田边界圈定 3291492.2工业储量 335182.3矿井的设计储量计算 443512.3.1保护煤柱损失 461372.3.2矿井设计储量计算 5206152.4矿井可采储量 5326032.4.1工业广场保护煤柱量 5262642.4.2矿井的可采储量 677222.5矿井生产能力和服务年限 657002.5.1矿井生产能力和服务年限 6239193.井田开拓 755543.1井筒位置和形式确定 7120453.1.1开拓方案比较 867223.2.矿井井筒 11311723.2.1主井 11253543.2.2副井 1236513.2.3风井 1472124.准备方式 15137344.1煤层地质特征 1525054.2带区巷道布置及生产系统 15115484.2.1带区准备方式系统 1580964.2.2带区的巷道布置 16162664.2.4带区生产能力和产出率计算 1747654.3边界煤柱开采 17300455.采煤方法 1771385.1采煤工艺方式 18214925.1.1带区煤层特征及地质条件 1884625.1.2确定采煤方法 18126095.1.3工作面参数 18214585.1.4工作面采煤机、刮板输送机选型 1914315.1.5采煤工作面支护方式 21110245.1.6工作面循环作业 22135016.带区运输设备选择 24271636.1带区设备的选型 24206696.2带区运输能力验算 26201806.3大巷运输设备选择 26112727.矿井提升 2814547.1概述 28322337.2主井提升 28150767.2.1箕斗 28131477.2.2提升能力计算 2967677.3副井提升 3060758.矿井通风 32236638.1煤层概况 3271588.1.1矿井通风类型确定 32107978.1.2主要通风机工作方式 32307418.1.3工作面通风方式 32184018.2风量计算 326118.2.1采煤工作面需风量计算 3245688.2.2掘进工作面需风量计算 33124128.2.3矿井总进风量计算 3440238.2.4风量分配 34140628.3风阻计算 35209298.3.1通风巷道 35321468.3.2通风阻力计算 36209178.4通风设备选型 38105518.4.1通风机风量计算 38222409.设计矿井的基本技术指标 4024970结论 4213837参考文献 43

摘要本次为位于咸阳市旬邑县东南13km的清源乡苍耳沟内的黑沟煤矿进行矿井开采设计。经过计算该矿井的工业储量为163.42Mt，可采储量129.104Mt,服务年限55.17年，所以本次设计采用了“三八制”作业，分为两班检修和一班生产。由于该井田地质条件分布不均匀，所以在设计时将该井田大致分为了南、北俩个采区。南部采区较为倾斜但倾角未超过12°，北部采区较为平缓在0°-3°之间，所以俩个采区均采用了带区的准备方式。并且，该井田只有平均厚度为4.63米的4-2号煤层可以开采，经过比较后选择了立井单水平的开拓方式，和一次采全高的采煤方法。最后在考虑该井田的通风设备时，考虑到由带区布置未能完全覆盖井田范围的影响，可在边界处再设立风井通风，但经过比较，还是选择了中央并列式通风。关键词：带区、立井单水平、一次采全高、中央并列式通风1.井田概况1.1矿区概况本次设计的黑沟矿位于咸阳市旬邑县东南13km的清源乡苍耳沟内。井田区域地理座标为：东经108°25′30″至108°29′，北纬35°03′30″至35°05′20″。可以开采的煤层仅4-2号煤一层，其余4-1、4-3、4-4均为不可采层。煤层平均厚度为4.63m。含煤层分布在井田的各处。该井田可以倾角分为南北俩部分，南部略倾斜但没有超过12°，北部较为平缓在0-3°之内。所以在设计过程中需要考虑到这一条件。经过地质资料分析，得到本次所要进行设计的矿井为低瓦斯矿井；地温正常；但是4-2号煤存在爆炸可能性和自燃可能性。具体地质资料详见附录。2.井田境界确定和储量计算2.1井田境界2.1.1井田边界圈定地质资料显示，这次所要进行设计的井田位于东经108°25′30″至108°29′，北纬35°03′30″至35°05′20″所交面积这一圈定范围内。并由于该井田南部和北部倾角差异大，所以将该井田划分为如图所示的4个区域进行设计。2.2工业储量因为本次设计井田的可采煤层4-2煤层全井田普遍分布，除了井田南部及东部沉积边缘和剥蚀边缘煤层因薄不可采者，其余均可采。煤厚0.20～6.28m，平均煤厚4.63m。所以井田的储量计算选择了块段法，根据井田被划分的四个区域，进而计算每个区域的储量，最后再将四个区域的储量相加得到本次设计的井田储量。区域倾角（°）水平面积（k㎡）平均厚度（m）A117.014.63B86.524.63C25.364.63D47.044.63矿井工业储量计算：Zz=MZ×γ×SZ/(cosα)式中：Zz—矿井的工业储量，Mt；MZ—煤层平均厚度，m；γ—容重，t/m³；SZ—水平面积，km²；α—煤层的倾角，°.把4个区域的结果带入得：ZA=7.01×4.63×1.35/cos11°=44.64MtZB=6.52×4.63×1.35/cos8°=41.15MtZC=5.36×4.63×1.35/cos2°=33.52MtZD=7.04×4.63×1.35/cos4°=44.11MtZZ=44.64+41.15+33.52+44.11=163.42Mt2.3矿井的设计储量计算2.3.1保护煤柱损失量计算因为矿井的设计储量计算需要通过将工业储量减去永久损失的境界保护煤柱量得到，所以先要求出井田境界的保护煤柱量。井田境界保护煤柱计算：PJ=Lj×QB×MB×γ式中：PJ——边界的煤柱损失量，t；Lj——井田边界长度，m；QB——边界宽度，人为边界取值20m；γ——容重1.37t/m³；MB——煤平均厚度,m.PB=10230×20×1.37×4.63=1.30Mt2.3.2矿井设计储量计算计算公式：ZS=ZGY-PJ式中：ZS——矿井的设计储量,Mt；ZGY——矿井的工业储量,Mt；PJ——煤柱的损失量,Mt；由上式可以得出：ZS=163.42-1.30=162.12Mt2.4矿井可采储量2.4.1工业广场保护煤柱量在设计工业广场时，需要满足《规范》的要求。所以本次所设计的矿井工业广场确定为11.6公顷，工业广场的尺寸确定为350m×330m的矩形。工业广场保护煤柱的损失量计算：PGC=SGC×Mb×γ/cos6°PGC——工业广场压煤量，t；SGC——工业广场压煤面积，m²；γ——煤的容重，1.38Mt/m³；Mb——煤层的厚度，m。P场=116000×1.38×4.63=0.74Mt2.4.2矿井的可采储量ZKC=(ZS-PGC)×C式中：ZKC——井田的可采储量,Mt；ZS——井田的设计储量,Mt；PGC——工业广场保护煤柱煤量,Mt；C——回采率取0.8。ZKC=(162.12-0.74)×0.8=129.104Mt 2.5矿井生产能力和服务年限2.5.1矿井生产能力和服务年限矿井设计生产能力矿井的服务年限计算T=ZKC/(A×K)式中：T——矿井服务年限,a；ZKC——矿井可采储量,129.104Mt；A——设计生产能力,1.8Mt/a；K——系数,取1.3。符合《规范》中的规定。

3.井田开拓3.1井筒位置和形式确定因为该井田的煤层倾角最大12°，井田内并无断层出现，通过所给煤层等高线图可以得出，走向长度625m倾向长度352m埋深560.54-496.14m，所以选择了立井开拓。经过对井田所在位置和地质条件分析，井田南部较为倾斜，北部较为平缓，地质条件简单，并且考虑到运输成本，和巷道各处通风情况，最终确定井筒于井田的正中央。根据井筒的位置，工业广场的位置也确定在井田中央。3.1.1开拓方案比较方案一：立井单水平开拓在次方案中，主井、副井和风井都采用立井，延深到4-2号煤层的底板位置，并设置一条开采水平。采煤工作完全依靠该水平进行，运输和回风依靠与运输大巷和轨道大巷相连接的主井、副井和风井。方案二：立井两水平开拓主井、副井和风井在这个方案中也都采用立井，不仅延深到4-2号煤层的底板处向北布置一条开采水平，并且在+40m处向南再布置一个水平。两水平同时进行采煤工作，但需要再开拓俩条大巷用于与主井、副井和风井连接。方案三：立井两水平暗斜井开拓次方案与立井两水平开拓在前期布置方式与方案二相同，主井、副井和风井也都采用立井，延深到4-2号煤层的底板处向北布置一条开采水平，并且在+40m处向南再布置一个水平。但是俩个水平直接采用暗斜井连接，不用再开拓大巷连接主井、副井和风井。技术比较由于井田可才煤层只有一层，分部却有呈现差异，北部平缓而南部倾斜，所以可采用单水平与双水平开采，双水平布置连接方式也有所不同，所以进行经济比较。经济比较表3-1方案一开拓费用表名称距离（m）单价（万元）费用（万元）总费用（万元）基费用(万元）主井表土2014.3928.79337.94基岩4806.36305.15副井表土2018.6237.25476.85基岩4609.64443.60大巷岩巷55004.12253.742911.92煤巷23002.86659.18井底车场岩巷11004.08448.43449.43排水涌水量时间（h）服务年限（a）费用(元/t·m3）4275.68250.008810.0055.170.34运输能力煤重传输距离5099.901.204800.002.330.38计总费用(万元）13551.723-2名称距离（m）单价（万元）费用（万元）总费用（万元）基费用(万元）主井表土2014.3928.79336.94基岩4806.36305.15副井表土2018.6237.25478.85基岩4609.64443.60大巷岩巷25106.231565.121563.12辅助水平大巷岩巷11004.23418.74467.63井底车场岩巷7500409.793073.283442.86煤巷13002.87372.58排水涌水量时间（）服务年限（年）费用(元/t·m3）4275.68250.008810.0055.170.34运输能力煤重传输距离6194.301.204800.002.830.38计总费用（万元）17413.643-3名称距离（m）单价（万元）费用（万元）总费用（万元）基费用(万元）主井表土2014.3928.79332.94基岩4806.36305.15副井表土2018.6237.25481.85基岩4609.64443.60大巷岩巷59004.12417.653135.25煤巷25002.87716.60井底车场岩巷11004.07448.43447.43排水涌水量时间（）服务年限（a）费用(元/t·m3）4275.68250.008810.0055.170.34运输能力煤重输送距离10265.471.204800.004.690.38计总费用(万元）18938.62经过比较之后，方案一的经济消耗更低而且也满足该井田的开拓的需求，所以本次设计最终确定为立井单水开拓作为本次设计的开拓方式。3.2.矿井井筒3.2.1主井因为本次设计采用了立井开拓，所以在主井内需要配备一对箕斗，并且需要配备电缆检修道等，具体参数见图和表3-1。图3-1主井断面图表3-1主井井筒断面参数井型1.8Mt断面积50.32m2直径5.67m提升工具16t的箕斗长度130m井筒支护混凝土厚450mm表土段厚600mm净断面积23.69m2基岩段断面积34.21m23.2.2副井本次设计所采用的副井是用于运输人员和工作设备，所以需要使用罐笼来提升，具体参数见图和表3-2。图3-2副井断面图表3-2副井井筒断面参数井型1.8Mt断面积53.12m2直径6.48m提升工具3t矿车和罐笼长度130m井筒支护混凝土厚450mm表土段井700mm净断面积280.2m2基岩段断面积42.12m23.2.3风井本次设计所采用的风井具体参数见图和表3-3。图3-3风井断面图表3-3风井井筒断面参数井型1.8Mt净断面积20m2直径5m基岩段毛断面积28.26m2长度130m表土段断面积35.14m2

4.准备方式4.1煤层地质特征首采带区位于井田西南侧，首采煤层为4-2号煤层。该煤层的地质特征为：对瓦斯涌出量为1.07m3/min，相对瓦斯涌出量为3.08m3/t；正常涌水量为30m3/h，最大涌水量为45m3/h；4-2号煤存在爆炸可能性和自燃可能性；地温正常；倾角在12°以内。4.2带区巷道布置及生产系统4.2.1带区准备方式系统由于煤层倾角小于12°，且井田范围内没有断层出现，所以本设计选用带区准备方式。4.2.2带区巷道布置由于带区内工作面长度为200m，所以将在工作面俩端布置巷道，俩条巷道需要与大巷相连进行通风和运输。俩条巷道分为进风巷与回风巷，并同时进行工作。巷道长度根据井田边界有所不同，宽度在200m左右，俩个带区工作面之间可以设计小于10m的保护煤柱。带区巷道内部可使用胶带运输机运输采出煤，工作人员和矸石等其他则可使用矿车进行运输。4.2.3带区生产系统主井151412工作面运煤系统主井151412工作面13 1312135副井地面2.辅助运输系统12135副井地面工作面工作面153.通风系统15工作面124115副井 工作面124115副井风井4风井4副井124.排矸系统副井12155工作面 155工作面工作面9副井地面变电站5.工作面供电系统工作面9副井地面变电站12126.排水系统副井8512工作面 副井8512工作面4.2.4带区生产能力和产出率计算带区生产能力带区生产能力由工作面生产能力乘以该带区的系数得到，所以先求工作面的生产能力。工作面生产能力计算：Ap=γ×330×Hdc×Ldi×azi×nqi×C×106式中：AP——工作面生产能力,Mt/a；γ——Hdc——割煤高度,取4.63m；Ldi——工作面长度,取200m；azi——采煤机截深,取0.8m；nqi——工作面昼夜进刀次数,取6次；C——工作面回采率,取95%。A0=1.3×330×4.63×200×0.8×6×0.95=1.81Mt/a带区生产能力则为A×1.1=1.9Mt/a本次矿井设计选择的井型为1.8Mt，带区生产能力大于该生产能力所以符合条件。2.带区采出率计算带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%带区采出率=29/36×100%=81%带区采区率也符合《规范》里的规定。4.3边界煤柱开采因为带区的布置未能完全覆盖所有可开采的煤层，所以可额外布置移动式采煤机开采边界煤柱，也可以根据边界煤柱所在位置采用三角采煤进行开采。在边界采煤时，需要考虑在距离主井、副井和风井过远时，是否可以采用已经设计好的运输和轨道大巷进行通风和运输，如果不可用则需要考虑是否再建立新的风井、副井等。但是在本次设计中，已经确定了主井、副井和风井及其相连接的巷道，所以在次只提出方案不进行更详细的分析设计。

5.采煤方法5.1采煤工艺5.1.1带区煤层特征本设计中的首采煤层为4-2号煤层，该煤层的平均厚度为4.63m，倾角在0-12°以内。矿井井下涌水属以裂隙充水为主的简单型。一般情况下正常涌水量为30m3/h，最大涌水量为45m3/h。矿井瓦斯的绝对涌出量为1.07m3/min，相对涌出量为3.08m3/t，属低瓦斯矿井。5.1.2确定采煤方法根据带区所处的可采煤层条件，暂确定放顶煤工艺和一次采全高工艺俩种方法，所以需要进行比较。因为本矿井平均煤厚为4.63m，存在放较困难的情况，而且放顶煤工艺的回采率较低，所以最终确定选择一次采全高。5.1.3工作面参数因为目前做在生产的工作面刮板输送机均按150～220m的铺设长度设计，并且本次设计所开采的煤层只有平均厚度为4.63m的4-2号煤层的一层，所以设计工作面长度为200m，分带长为900m。本次设计的工作面配套设备见表5-1：表5-1工作面配套设备编号设备型号1采煤机MG900/2215-GWD2液压支架ZZ5600/23/473刮板输送机SGZ-880/8005.1.4工作面采煤机、刮板输送机选型为了满足本次设计1.8Mt/a的产量要求，所以将本次设计的工作制度确定为330d/a，其中每天俩个生产班进行开采工作，因此经过计算可以得到采煤工作面的生产能力为5450t/d。然后可以计算工作面小时生产能力：Qsc=5450/(16×70%)=486.6t/h工作面采煤机开机率取70%采煤机功率估算值取0.5kW·h/t采煤机功率为：N=486.6×0.6=291.96kW工作面选用MG900/2215-GWD无链电牵引采煤机，技术特征见表5-2：表5-2采煤机参数表型号MG900/2215-GWD采高m2.7～5.3截深m0.8高度m2206滚筒中心距mm8560截割功率kW2×900牵引功率kW2×90牵引速度m/min12/21牵引方式-电牵引滚筒直径Mm28.37采煤机生产能力计算:Qcmj=60vmjMscBkcγη式中：Qcmj——割煤量，t/h；Vmj——牵引速度，取3.5m/min；Msc——煤层厚度，取4.63m；Bkc——截深，取0.8m；γ——容重，1.3t/m3。η——有效截割系数，取0.9Qcmj=60×3.5×4.63×0.8×1.3×0.9=910.07t/h为了使环节生产能力配套，所以工作面所使用的刮板输送机的额定运输能力应高于950t/h。所以选用SGZC-800/800型刮板输送机。刮板输送机参数见表5-3:表5-3刮板输送机参数表刮板输送机-SGZ-800/800输送能力T/h1500长度m250功率Kw2×400刮板链速m/s1.1电压v1140中部槽Mm1503×800×344牵引方式-销排采煤机进刀方式为端部斜切进刀双向割煤如图5-1所示。图5-1进刀方式图5.1.5采煤工作面支护方式1.支架选型及布置本次设计在回采工作面使用液压支架进行支护，选用ZZ5600/23/47支撑掩护支架及其配套端头支架。支架技术特征见表5-4。表5-4液压支架参数表设备ZZ5600/23/47方式支撑掩护式重量mt19.5宽度m1.41～1.59高度m2.3～4.7中心距m1.5阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5初撑力kN5000供液泵压MPa31.5最大长度m6.12.支护强度计算qHsyγ105×ksy式中：qa——液压支架所承受的压力,MPa；Ksy——岩石厚度系数,取8；Hsy——采高,m；γ——岩石重量,γ=2.2×103kg/m3q=2.2×4.63×8×10-5=0.81MPa3.支架高度计算确定支架的最大和最小结构高度Hzmax=Hmax+SHzmin=Hmin-0.35式中：Hzmax，Hzmin——要求支架的最大最小高度，m;S—伪顶冒落的最大厚度，取0.3m。Hzmax=4.63+0.3=4.66mHzmin=3.5-0.35=2.65m5.1.6工作面循环作业1.劳动组织形式本次设计中选用的工作方式为“三八制”作业，分为两班检修和一班生产，工作时长8小时。表5-5劳动组织配备表职责生产一班生产二班检修班数量负责人1113采煤机2215刮板输送机2215转载机2215泵站1113端头维护2237胶带运输机2226清煤2215运料2204电工1146支架工2215验收1113其他1113总人数212118602.技术经济指标循环产量计算：Qxc=Qcg+QdgQcg=Lcg×Mcg×SXC×γ×CQgd=Lgd×Mgd×SXC×γ×C式中：Qxc——循环产量，t；Sxc——循环进尺，取0.8m；Qcg——4.63m采高段煤产量，t；Lcg——4.63m采高段倾斜长度，m；Qgd——过渡段煤产量，t；Lgd——过渡段倾斜长度，m；Mcg——工作面中段采高，4.63m；Mdg——工作面过渡段采高，取平均值4.6m；γ——煤的容重，取1.3t/m3；C——回采率，取95％。Qcg=200×0.8×4.63×1.38×0.95=971.19tQgd=10×0.8×4.63×1.38×0.95=48.56t循环产量：Qxc=Qcg+Qdg=971.19+48.56=1019.75t日产量=Qxc×日循环数=1019.75×6=5875.7t工作面主要经济技术指标表如下：表5-6工作面主要经济技术指标表编号内容参数1工作面长度200m2采高4.63m3煤的容重1.3t/m³4循环进度0.8m5循环产量1019.75t6每日循环数67日产量5875.7t8回采工效35t/工9回采率95%10吨煤成本（元/t）66

6.带区运输设备选择6.1带区设备的选型因为生产能力较大，所以本次设计采用带式输送机进行运煤比较合理。采煤工作面选用MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，和SGZ-830/500型刮板输送机。带区运煤设备有转载机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3×200M带式输送机带式输送机，参数特征见表6-1，表6-2，表6-3。表6-1转载机SZB-830/180参数表生产能力/t/h1200长度/m37.7总功率/kW2×90电压/V1140链速/m/s1.45搭接长度/m12.4爬坡长度/m7.4爬坡角度/°10中部槽尺寸长/mm1500宽/mm830高/mm222表6-2破碎机PCM132参数表通过能力/t/h1200破碎能力/t/h1200重量/t14.8功率/kW132尺寸/mm4560×2095×1742最大出料块度/mm300表6-3带式输送机SSJ1200/3×200M参数表生产能力/t/h1200运距/m1500宽度/mm1200电压/V1140功率/kW3×200速度/m/s3.15带区辅助运输设备分为提升时JW1600/80无极绳绞车牵引和运输矿车，参数见表6-4，表6-5.表6-4无极绳绞车参数表单位参数型号JW1600/80载荷最大静张力kN60最大张力差kN50绳速m/s0.751滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机机型号YB280M—6功率kW55/75电压V380/660尺寸mm3485×1720×1672表6-5运输车辆主要参数表车辆型号载重量/t尺寸轨距/mm轴距/mm自重/kg数量/辆矿车MG1.7-9B1.59007509741000材料车MLC5-95900600790200平板车MPC55900600780506.2带区运输能力验算运煤能力验算根据矿井年产量AB=180万t/a，式中：An——各环节运输能力，t/h；K——系数，取1.2；T——时间，取16h；η——运输设备正常工作系数，取0.8；则：所以运输设备满足要求。6.3大巷运输设备选择在运输大巷内主要采用DX-1200/4×2000型带式输送机进行煤炭运输运，参数如表6-6.表6-6DX-1200/4×2000带式输送机参数表输送能力/t/h1400速度/m/s3.15带宽/mm1200适和倾角/°±4电动机功率/kW4×200型号YBKYS-2000转速/r/min1478电压/V660/1140

7.矿井提升7.1概述以本次设计以服务年限55年和矿井井型1.8Mt/a和为基础，运输与提升将通过立井进行，而本章将对第三章上对主井、副井和风井内的设备选型进行具体描述。7.2主井提升7.2.1箕斗由于矿井的设计生产能力为1.8Mt/a，属大型矿井，且全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，选择的箕斗为16t侧卸式箕斗，具体参数见表7-1。表7-1箕斗JDG16/150×4Y参数表载重/t16容积/m317.6终端载荷/kN600最大允许载荷/kN300提升高度/M1000自重/t17.8表7-2多绳摩擦式提升机JKM-2.5/6（Ⅱ）参数表主导轮直径/m3.5导向轮直径/m3纲丝绳静张力/kN800静张力差/kN230导向轮直径/m35数量/条4间距/mm250提升速度/m/s147.2.2提升能力计算提升高度：Hgd=Hds+Hzz+HzxHgd——提升高度，m；Hds——矿井深度，937m；Hzz——装载高度，20m；Hxz——卸载高度，20m。H=937+20+20=977m提升速度：V=0.4×H1/2V=12.4m/s一次循环时间：T=V/a+H/V+tT——一次循环时间，s；a——加速度，取0.8m/s2；t——装卸载时间，取30s。T=12.4/0.8+977/12.4+30=123.6s小时提升次数：N=3600/TN——小时提升次数。N=3600/123.6=28次小时提升量：ASX=ACZ×k2/（S×Ttr）Asx——小时提升量，t；ACZ——设计年产量，1.8Mt/a；k——提升系数，1.3；S——年工作日，330d；Ttr——日提升时间，16h。ASX=1.8×100000×1.32/（330×16）=576.13t合理提升量：Q=A/（2×30）Q——合理提升量，t；2——提升设备。Q=576.13/（2×30）=9.6t表7-4提升参数高度/m速度/m·s-1时间/s次数提升量/t合理提升量/t98512.4123.628576.139.6所选箕斗提升容量为16t，满足矿井生产的需要。7.3副井提升副井采用GDG1.5/9/2/4K型宽罐笼和GDG1.5/9/2/4型窄罐笼，并采用型号JKM-2.25×4（II）A的提升机，具体参数如下：表7-5罐笼GDG1.5/9/2/4K；GDG1.5/9/2/4参数表型号GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4载人面积/m21511人数8464罐笼总载重/t14.7214.72罐体自重/t11.5510.43最大终端载荷/kN570570罐笼长和宽A×B/mm5290×16745290×1274钢罐道C/mm51005100组合钢罐道宽度/mm180180表7-6主提升机特征井筒形式型号张力/t功率/kW电力形式最大提速/m·s-1副井落地摩擦轮4×41721250交流10表7-7副井提升钢丝绳参数主绳尾绳类型三角股镀锌178×28数量42破断力/kN1289抗拉强度/N·mm-216701368重量/kg·m-17.515直径/mm42178×28矸石11.5-人员14.8-

8.矿井通风8.1煤层概况本次设计的矿井绝对瓦斯涌出量为1.07m3/min，相对瓦斯涌出量为3.08m3/t，属低瓦斯矿井。所开采的4-2煤层具有煤尘爆炸性危险，但煤层无高温热害区。8.1.1矿井通风类型确定由于本次设计的矿井所采用的带区布置方式并没有完全覆盖整个井田，所以在通风方式的选择中，为了保证可以在边界处安全采煤，需要考虑到是否在井田边界处再设立回风井进行通风。故对中央并列式和分区对角式进行比较。结合本次设计的井田条件：走向长度超过了4km；生产能力大；属于低瓦斯矿井但是有煤尘有爆炸性。最终选择了中央并列式通风。8.1.2主要通风机工作方式煤矿通风机的工作方式分为两种：压入式和抽出式。压入式通风适用于地面塌陷区漏风严重的情况。所以设计中，抽出式通风作为通风机的主要工作方式较为合适。8.1.3工作面通风方式因为本次设计的准备方式为带区，为了减少采空区漏风情况的发生，减少巷道维护费用，所以回采工作面的通风类型确定为U形通风。并且由于矿井为低瓦斯矿井，U形通风漏风量少，故通风管理较为简单，再考虑到人员运输，所以工作面采用上行通风。8.2风量计算8.2.1采煤工作面需风量计算1.用瓦斯涌出量计算Qsw=100×Qdj×KQsw——需风量，m³/min；Qdj——瓦斯绝对涌出量，3.08m3/min；K——备用风量系数，取1.5。Q=100×3.08×1.5=462m/min用二氧化碳涌出量计算Q=100×2.17×1.5=325.5m/min2.根据工作面温度与风速的关系进行计算：Qai=60×vz×Sxvz——回采工作面风速，取1.3m/s；Sx——工作面通风面积，取18m2；Qai=60×1.3×18=1404m³/min风速验算Qmin≥60×0.25×SxQmax≤60×4×SxSx——工作面通风面积，取18m2；270.6m³/min≤1404m³/min≤4329.6m³/min8.2.2掘进工作面需风量计算用瓦斯和二氧化碳涌出量计算：由于掘进面最大的日产量为590t：Qxi=100×Qzi×KxiQxi——工作面需要风量，m³/min；Qzi——瓦斯平均涌出量，1.03m³/min；Qzi=590×1.03/（60×24）=0.422m³/minKxi——风量系数，取1.6。Qxi=100×0.422×1.6=57.52m³/min根据局部通风机的实际吸风量计算Qxi=（Qs+15Sz）×K1Qs——局部通风机实际吸风量，取400m³/min；Sz——巷道断面面积，取16.5m²；K1——通风机台数Qxi=（400+15×16.5）×1=647.5m³/min所以最终风量计算结果取最大值647.5m³/min风速验算Qmin≥60×0.25×SziQmax≤60×4×SaiSzi——巷道净断面积，取16.5m得到247.5m³/min≤647.5m³/min≤3960m³/min表8-1硐室所需风量计算硐室火药库绞车房变电所供电硐室总计需风量（m³/min）1201501502006208.2.3矿井总进风量计算Qz=式中：——采煤需风量，m³/min；——掘进需风量，m³/min；——硐室需风量，m³/min；——其他需风量，m³/min；Km——通风系数，取1.2Qz=（1404+647.5+620+0.1×268.3）×1.2=3238m³/min8.2.4风量分配表8-2风量分配表位置风量（m³/min）采煤工作面1672掘进工作面778硐室744巷道312.96表8-3风速验算表巷道名称最高风速m/s实际风速m/s风井155.1副井83.4采煤工作面42.9掘进工作面83.1辅助运输大巷85.4运输大巷83.2轨道大巷83.2

风速验算全部符合要求。8.3风阻计算当风流在巷道经过时，会逐渐变慢，因为巷道对风流产生了阻力。所以将计算这部分的阻力是否会影响到通风的效果，和通风机的性能，防止通风困难导致事故发生。8.3.1通风巷道在开采首采带区煤层时与副井和风井距离较近所以工作面通风容易，此时风流经过的巷道如图：当开采到带区最边界煤层时，工作面距离副井和风井的距离变远，且边界并没有设立新的通风井，所以此时通风困难，其风流所经过的巷道如图： 8.3.2通风阻力计算经过对风流经过的巷道整理后，可以由每个巷道对风流产生的阻力和摩擦力进行计算，最终确定通风的阻力。Hz=k×Lt×Ly×Qf²/Sz³Hz——巷道的摩擦阻力；Pa；Lt——巷道的长度；mLy——巷道的周长；mSz——巷道净断面积；m2；Qf——通过井巷的风量；m3/s；k——摩擦阻力系数；N·s2/m4。计算结果见表8-5，8-6。表8-5通风容易时的阻力表名称k/N·s2/m4Lt/mLy/mQz/m³/sSz/m²Hz/Pa副井36058021.9815038.47183.14井底车场803001515015.5217.54轨道大巷809520.5715028.215.68联络巷80951728.1616.52.28胶带大巷906731755.4419.840.77进风行人斜巷90711728.1616.51.92进风运输斜巷12020551728.1616.574.00工作面35021020.328.1619.1516.85回风运料斜1616.592.51回风斜巷901551728.1616.54.19回风大巷305751715019.885.00中央风井33.158023.55181.944.1517.38合计751.26表8-6通风困难时的阻力表名称k/N·s2/m4Lt/mLy/mQZ/m³/sSZ/m²HZ/Pa副井36058021.9815038.47183.14井底车场803001515015.5217.54轨道大巷809520.5715028.215.68联络巷80951728.1616.52.28胶带大巷80301755.4419.81.62运输斜巷8023691755.4419.8127.72辅助运输大巷8020001755.4419.8107.70进风行人斜巷90711728.1616.51.92进风运输斜巷12015651728.1616.556.36工作面35021020.328.1619.1516.85回风运料斜1616.570.45回风斜巷901551728.1616.54.19辅助回风大巷305751715019.885.01回风斜巷302392.51715016.5611.16回风大巷30261715019.83.84中央风井33.158023.55181.944.1517.38合计1522.848.4通风设备选型8.4.1通风机风量计算 根据《规范》对自然风压的要求，所以在本次设计中，自然风压可以忽略不计。通风机通风量计算：Qn=kn×QsQn——通风机实际风量,m3/s；kn——系数，取1.1；Qs——风井总风量,m3/s。Qn=1.1×150=165m3/s8.4.2通风机选型表8-7通风机的选型要求容易时期困难时期风量/m³/s风压/Pa风量/m³/s风压/Pa165826.391651675.12所以最终选择了满足上述要求的通风机，型号参数如表8-8.表8-82K60No.28型轴流式通风机参数表型号2K60No.28时期容易时期困难时期叶片角度/°2530转速/r/min500500风压/Pa10501705风量/m³/s100102效率/%7179功率/kw152220

9.设计矿井的基本技术指标编号技术指标内容内容或数量1煤层数目/层12煤层总厚/m4.633煤层倾角/°0-12°4工业储量/万吨16342可采储量/万吨129105年工作日/天330每天采煤班数/班36年生产能力/万t/年180日生产能力/t/天2742.67服务年限/年55.178走向长度/m3050倾向长度/m24509瓦斯相对涌出量m³/t3.08瓦斯等级低瓦斯10通风方式中央并列式11最大涌水量/m³/h45正常涌水量/m³/h3012开拓方式立井单水平开拓13工作面个数/个114工作面年进度/m132015开拓掘进对数/对216运输方式胶带运输机17矿车1t固定式矿车18电机车2台架线电机车19采煤方法综采一次采全高结论本次黑沟矿井的开采设计，矿井的井型为1.8Mt/a，只有有一层4-2号煤层可采，属于低瓦斯矿井，涌水量相对稳定。矿井的工业储量为163.42Mt，可采储量为129.104Mt,服务年限为55.17年，采用“三八制”作业，两班检修，一班生产。所开采的为厚度4.63m，倾角在1-12°的4-2号煤层。最终确定为南北俩个带区的布置，经过方案比较厚确定为立井单水平开拓，采煤方法采用走向长壁采煤法一次采全高。运输方式主要使用胶带运输机运输和矿车辅助运输。矿井提升主要采用箕斗通过主井和副井进行。矿井通风方式使用中央并列式，通风机的工作方式采用抽出式通风。

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