煤矿老井采区设计方案.docVIP

XXX煤矿老井采区设计方案简易说明书XXXX年XX月XX日前 言XXX煤矿位于XXXX，邻近XXXX，属XXX管辖。矿井相邻XXX交通条件较为方便。XXX煤矿现有井田面积XXXXkm2，井田内现有可采储量1050万吨，开采深度2050m1400m，目前，老井位于井田西北边界，根据已经掌握的地质资料，井田中部出现了大面积的无煤区，自然将井田分为东西两个采区，因此，本设计为老井降水平西部采区。一、编制依据2、在生产实践中收积和积累的资料。3、2004年5月煤炭科学研究总院重庆分院提交的煤炭自燃倾向等级鉴定报告表、煤尘爆炸性鉴定报告以及煤样瓦斯放散初速度、煤样坚固性系数煤样吸附瓦斯常数。4、有关规程、规范要求。二、设计的指导思想和原则1、以市场为导向，以经济效益为中心，以高产高效为标准，以安全生产为重点，以环保设施及安全设施“三同时”为原则，充分发挥本矿井的资源优势，走滚动发展之路，将资源优势尽快转化为经济优势，尽可能简化地面设施，充分发挥各类技术和管理人员的作用，充分利用本地区的社会协作条件，将本矿井建设成为高产高效、机械化程度较高的现代化矿井。2、按市场经济的规律进行设计，突出以市场为导向，以经济效益为中心，对市场条件、外部运输条件、竞争条件等进行了认真的调研、分析和研究。3、根据市场需求确定矿井规模和产品方案，生产行销对路的产品。4、对矿井的资源条件、现掌握的地质条件进行了深入的分析和研究，根据分析的结论和市场需求确定采区生产能力。5、按高速、高质、投资少、用人少、滚动发展的模式建设矿井。6、采用新技术、新设备、新工艺优化设计。三、推荐方案评述1、开拓方式2、机械化程度老井布置两个回采面达产，一个高档普采工作面，一个炮采工作面；三个掘进工作面，井下煤炭运输采用胶带输送机至地面储煤仓，辅助运输为7t蓄电池机车牵引1t固定式矿车运输。3、地面生产系统及辅助设施只设必要的地面生产系统和辅助设施，生产系统、辅助生产系统及行政办公区分设三个不同标高的平台上。场地设有机修、灯房、浴室、办公、器材库等必要的生产和生活辅助设施。4、产品加工方案采用自制铁筛子分选块煤、煤丁、面煤分储分放。四、主要技术经济指标采区生产能力：30万t/a前期直接费总投资：3174.0万元 （指形成首采工作面止）前期直接费吨煤投资：123.8元/t前期总工程量：3300米 前期施工工期：32个月 五、存在的主要问题与建议1、 第一章 采区概况及地质特征 第一节 采区概况 XXX矿井西采区东以XX勘探线为界，西至XX勘探线（井田边界），上部（北）以XXXm水平为界，深部（南）至XXXm水平，采区走向长XXkm。本区共有煤层XX 层，其中只有C5b、C6c可采，工业储量802万吨，其中C5b 含硫大于3%的工业储量为489万吨，占总储量的61。第二节 地质特征一、地质构造采区构造以断层、裂隙为主，主要呈北东南西向，采区内发育有一定程度的小断层，这点在现生产实践中也得到证实。采区14勘探线C5b煤层有无煤区，西边界有陷落柱。从总体看，井田的构造程度属中等偏复杂，回采时对顶板管理有很大的影响。二、煤层赋存特征采区内含煤地层为二叠系龙潭组，属海陆交互相沉积，主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩、粘土岩及煤层组成，含丰富的动、植物化石。含煤层7层，其中只有C5b、C6c号煤层可采。两层煤层总厚4.02.3m，平均3.4m，并且全区大部可采。C5b号煤层：煤厚1.44.1m，平均2.6m，煤层厚度从西到东由厚变薄，全区可采。煤层一般含夹矸02层，厚度0.050.1米。夹矸岩性一般为泥岩，个别为炭质泥岩，夹矸增厚可造成煤层灰分增高，煤层结构为复杂。C6c号煤层：煤厚0.21.1m，平均0.85m，块状暗煤夹镜煤条带，单一结构，煤层赋存较稳定，全区大部分可采。三、煤质特征1、煤种井田内开采的煤层均为无烟煤。2、硫分（St,d）C5b号煤层：本区原煤硫分大部分较高，含硫大于3%储量占77.7%，其中12#勘探线以西均为高硫带，属富硫煤。 C6b号煤层：原煤硫分为0.20.4%，属特低硫煤。3、灰分（Ad）、发热量（Qgr,ad）C5b号煤层：原煤灰分1221%，一般17%，属中灰分煤；发热量6700大卡左右。C6c号煤层：原煤灰分2736%，一般29%，属富灰分煤；发热量5300大卡左右。综上所述，本井田主要可采煤层为中灰富灰、低硫高硫、中高高发热量无烟煤。四、其他开采技术条件1、瓦斯根据瓦斯鉴定结果本矿井为低瓦斯矿井，但在生产实践中发现瓦斯很大，特别是在C5b号煤层+1683米水仓施工过程中表现明显，今后在建设和生产中应予以重视。2、煤尘经对井田内主要可采煤层取样鉴定其结果表明，本区煤尘无爆炸危险。3、煤的自燃经对井田内主要可采煤层取样鉴定其结果表明，本区煤层无自燃发火倾向，属不易自燃煤层。4、煤层顶底板C5b号煤层：伪顶为0.1-0.3米的泥岩，富含正形贝、僬叶贝属海相动物化石，老顶为砂岩，厚度一般为1.7-3.5米。直接底板为粘土岩，厚度0.7-1.0米左右，遇水宜膨胀，对巷道有很大的破坏作用。C6c号煤层：直接顶板为泥岩、粘土岩，厚度1.0米左右，老顶为细沙岩，厚度3.0米左右；直接底板粘土岩，厚为2.0米左右。五、水文地质条件龙潭组以弱含水层为主，长兴组强含水层。岩溶水主要靠大气降水通过岩溶漏斗、落水洞及溶隙等渗入补给，其运动方向受地质构造及地貌等因素控制，往往具有较大面积的补给，排泄于当地侵蚀基准面之沟谷或溪流中。裂隙水主要靠大气降水通过地表风化裂隙等渗透补给，井泉流量一般较小、具有季节性。现老井在掘进过程中测得矿井涌水量为3050m3/h。井田内老窑较多，由于采掘年代已久缺乏可靠的资料，故积水范围难以确定。可采煤层浅部露头区有被开采的痕迹，经访问调查，一般开采规模较小。区域内无大的地表水体，据现有资料分析，矿井主要以大气降水沿采空塌陷裂隙渗入为主要充水因素，故水文地质条件较简单。 地层含水性表地 层厚度（m）主要岩性含水性对矿床影响程度长兴组（P2c）3750灰岩含岩溶裂隙水，含水性强间接影响龙潭组（P2l）120150泥岩、泥质粉砂岩含层间裂隙水，含水性弱玄武岩组（P2）4065玄武岩含水性弱隔水层 第二章 采区开拓布置第一节 采区储量1、储量计算基础及计算方法根据现掌握的部分地质资料采用的储量计算基础及计算方法如下：计算范围参与储量计算的煤层为C5b、C6c共2层。工业指标煤层倾角小于25时，煤层最低可采厚度为0.8m；煤层最高原煤灰分40%；含硫大于3的煤层也参与储量计算。计算方法在煤层底板等高线图上按地质块段法进行计算，煤厚采用算术平均法，C5b、C6c号煤层的容重分别为1.55t/m3 、1.65t/m3。煤柱留设a、井田边界煤柱为20m，落差大于30m的断层煤柱取25m，落差大于15m的断层煤柱取20m，采区边界煤柱每侧取10m，陷落柱周围50 m。b、主要井筒、沿煤（岩）上下山30米，大巷煤柱15m。2、储量计算结果根据以上原则，计算得本采区C5b、C6c的工业储量（A+B+C）为 802.73 万t。 矿井储量汇总表序号水平（m）煤层编号储量（万t）备注ABCDA+B+CA+B+C+D1+1580水平以上C5b493.7445.5189.87629.122C6c173.61173.61小计总 计493.7445.51263.48802.73本采区A+B+C级储量为802.73万t，全区井筒、主要巷道及边界煤柱（C5b）为175.77万t，全区可采储量为 626.96 万t，矿井可采储量详见下表。 矿井可采储量表 单位：万t水平煤层编号工业储量永久煤柱可采储量备注ABCA+B+C1580m 以 上C5b493.7445.5189.87 629.12175.77453.35C6c173.61173.61173.61合计493.7445.51263.48802.73175.77626.96第二节 采区设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日300d，工作制度均为“三、八”制，其中两个回采工作面采用两班生产，一班准备作业方式；掘进工作面采用三班掘进，每班作业时间8h。二、采区生产能力及服务年限1、采区设计生产能力合理确定采区生产能力对保证矿井生产的稳定性、可靠性、节省基建投资和矿井投产及达产至关重要。采区生产能力主要考虑了井田内资源条件、开采技术条件、储量、地质构造、瓦斯、机械化装备及管理水平等综合因素：1）、资源条件本采区储量丰富，可采储量 626.96万t。为矿井正常生产提供了可靠的资源基础。2）、煤层赋存及稳定程度全区共有可采2层，可采平均总厚度3.4m。其中C5b号煤层发育较好，平均可采总厚约2.6m，其储量占总储量的78.3%，且煤层赋存较稳定，厚度适中适宜于机械化开采。3）、地质构造从现在掌握的资料看，本采区内对煤层有影响的断层为6条，多数分布在采区东南区域，其中F106断距15m，为逆断层，对开采有很大的影响。其它断层为正断层且断距不详。从C5b巷道揭露的情况看，张性裂隙较多，一般呈北东南西向，对今后顶板管理有很大的影响。煤层沿走向起伏较小，沿倾向为一单斜构造，煤系地层无岩浆侵入现象。综上所述，采区地质构造属中等偏简单。4）、煤层稳定程度煤层稳定程度取决于煤层结构、厚度变化及可采情况。通过对现有资料分析， C5b号煤层全区平均厚度2.6m，C6c 号煤层全区平均厚度0.85m，两煤层均属较稳定煤层，适宜机械化或半机械化开采。5）、首采区工作面参数分析采面走向长一般在500800m，斜长100120m为宜。因为煤层地板较软且底臌严重，时间过长巷道维修量较大，既不安全也不经济。分析表明，本采区主要是开采较稳定的中厚煤层，地质构造为中等偏简单，采面推进长度较大，为机械化开采提供了有利的条件。因此，从地质条件和开采技术条件看，本区设计30万t/a是可行的。6）、工作面及采区生产能力首采区煤层倾角一般417，开采中厚煤层为主，鉴于目前国内在此类煤层条件下开采已有成熟经验，结合煤炭开采发展趋势，C5b号煤层配备一套中厚煤层普机采，工作面产量可达2030万t/a， C6c号煤层配备一套薄煤层炮采工作面产量可达59万t/a。综上所述，从采区储量、地质构造、煤层赋存条件、开采技术条件、瓦斯等因素分析及工作面接替和煤矿发展的方向出发，采区生产能力30万t/a在技术上是可行的，经济上是合理的，安全是可靠的。2、服务年限采区服务年限按下式计算T=Z可/1.4A式中：T采区服务年限，aZ可采区可采储量，万tA采区设计年生产能力，万t/a，设计以30万t/a计算。1.4储量备用系数。T=626/1.430=14.9（a）其中：C5b号煤层服务年限为T=453/1.430=10.7（a）第三节 采区开拓方案根据区内地形北高南低、存在（77米）高差的特点并结合该矿实际开采情况、采区范围、设计生产能力、煤层赋存条件和外部运输条件，区内最适宜作为井口及工业场地的位置是老井山底（1650m）。通过论证比较提出如下方案：本方案新主平硐（运输、进风、行人、排水）位于现井口山底直接与工业场地连接，采用现平硐、暗斜井回风，二者通过回风上山、回风平巷连接。新平硐井口标高+1650m，长度为840m，回风井口标高+1727m，长度为300m。 +1650m水平胶带、轨道大巷合一布置在C6c号煤层中，通过+1650m水平两条上（下）山开采全区煤炭。采区以两个回采工作面（一个普采及一个炮采）达到设计生产能力。开拓方式详见图第四节 井 筒一、井筒的用途、布置及装备采区设计生产能力为30万t/a，为使井筒断面能满足运输、通风、排水、行人等需要，设计为全采区服务的井筒有平硐和回风井，均沿煤系底板穿层布置。井筒特征见表 井 筒 特 征 表序号井筒名称X（m）Y（m）Z（m）方位角()坡度井筒断面(m2)井筒长度(m)净掘进1主平硐3046230.0035489992.00+1650312.013.28402回风井3046025.0135490018.07+172774.4300各井筒的用途和装备分述如下：1、主平硐担负采区煤炭运输、进风、排水、行人等任务，井筒净宽 4.4 m，半圆拱，净断面 12.0 m2，正常段采用锚喷或喷射混凝土支护，穿过岩层破碎段采用砼碹或联合支护，井筒内铺设宽800 mm普通胶带输送机，正常段长度800m，运输能力为550t/h，带速2.5m/s，电机功率 75*2kW。2、回风井利用原平硐担负采区总回风任务，净断面 4.4 m2，采用砌碹、锚喷支护。第五节 采区车场及硐室一、采区车场形式的选定井底车场形式选择的原则：1、保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性。2、调车简单，管理方便，弯道及交岔点少。3、操作安全，符合有关规程、规范要求。4、井巷工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低。5、施工方便，井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设工期。6、因作为辅助运输，前期可利用采区上山下部车场即可满足生产需要。二、空、重车线长度的确定，列车运行及调车方式、车场通过能力的计算。一）空、重车线长度的确定采用1t固定式矿车作辅助运输，进、出车线和材料车线有效长度确定的原则及参数如下：进、出车线有效长度应各容纳1.01.5列车，取1列（每列20辆），车场调车线的有效长度应能满足1.0列车长度。根据以上原则，各存车线长度计算如下：1、进、出车线有效长度计算 L=mnLK+NLj+Lf式中：L进、出车线有效长度，m m列车数目，列，取1列 n每列车的矿车数，辆，20辆 N机车数，台，1台 LK每辆矿车带缓冲器的长度，m，2m Lj每台机车长度，m，4.5m Lf附加长度，取10m则： L=1202+14.5+10=54.5m设计进、出车线有效长度取60m。2、车场调车线的有效长度计算L=mnLK+NLj+Lf式中符号同前则： L=1202+14.5+10=54.5m取调车线有效长度取60m。3、人车线有效长度计算L=mnRLR+Lj+Lf式中：L人车线有效长度，m m列车数目，列，取1列 nR每列车的人车数，辆，6辆 N机车数，台，1台 LR每辆人车带缓冲器的长度，m，4.28m Lj每台机车长度，m，4.5m Lf附加长度，取10mL=mnRLR+Lj+Lf=164.28+4.5+10=40.18m取人车线有效长度为50m。二）列车调车方式本设计采用顶推调车方式，该方式为电机车牵引空列车驶入车场调车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入车场空车线，然后挂重车驶出车场外运。三）车场通过能力N=TaQ/1.15T式中：N车场通过能力，t； Q每一循环进入井底车场的所有列车的净载重量煤矸平均30t； T每一调度循环时间，min，12min Ta年运输时间等于设计年工作日数与日生产时间的乘积，min； 1.15运输不均衡系数。 N=300146030/1.1512=54万t满足矿井辅助运输要求。三、主要硐室采区内布置有中央变电所、机修车间、机车充电硐室及整流室、调度硐室、等候硐室、中央煤仓、采区变电所、爆破材料库、绞车房等。第六节 开拓巷道工程量及资金概算 工程量及概算表序号巷 道名 称断面（）煤岩支护形式工程量（m）单价(元)概算资金（万元）011650m平硐12.0岩锚喷8405100.0420.002中央变电所12.0岩锚喷406000.024.003机修硐室10.0岩锚喷50.04500.023.004中央煤仓18.0岩钢混200m3500.010.0051# 轨道上山8.0岩锚喷3404000.0136.0061# 回风上山7.0煤锚喷4202000.084.0071# 轨道下山8.0岩锚喷2304800.0110.4081# 皮带下山7.0岩锚喷2204500.099.009东翼皮带道7.0岩锚喷1503000.045.010东翼集中运输巷12.0锚喷6665100.0339.7112# 回风上山7.0锚喷3204000.0128.0122# 轨道上山8.0锚喷3304500.0148.5131720m回风平巷7.0锚喷5703500199.5142# 轨道下山8.0锚喷5004800.0240.0152# 皮带下山7.0锚喷5004500.0225.016其 他锚喷2003000.060.0合 计53762292.1 前期掘进工作面排队表（主线工程）队别地 点总工程量（m）断面（m2）煤岩别支护方式月进（m）工期工期（月）011650平硐84012.0岩锚喷60141401排水巷604.0岩锚喷601101C6C集中运输707.0岩锚喷7011011#轨道上山4208.0岩锚喷706401021505工作面双煤巷11006.0煤锚杆1508801开切眼1207.0煤锚梁6022 平行作业工程690岩不计合计33003230 第三章 采煤方法、工艺及设备选择 第一节采煤方法及工艺根据煤层赋存情况、开采技术条件及安全、效率、成本等因素，本着技术先进、经济合理、安全可靠的原则，经综合技术经济比较后确定：本采区采用走向长壁后退式采煤方法，工作面使用双滚筒采煤机、刮板运输机、单体液压支柱及其他附属设备等进行配套生产。 第二节 设备选型一、初选MG132-320-W型采煤机，并进行工作面实际生产率计算。Q采=60MBV采RkQ采：采煤机实际生产率 T/hM：采高 2.6 m B：截深 0.63 mV采：牵引速度 取 5.0m/minR：煤的实体密度 1.55T/m3K:总时间利用系数 k=0.4Q采 = 602.60.6351.550.4 = 304 t/h二、工作面输送机能力的确定根据采煤机实际生产能力初选Q运=1 .2 Q采 = 364 t/h选SGZ630/220型，运输长度180m输送量450 t/h 转载机选用SZD630/110型，转载长度50m。（参考）采用二班生产一班准备，日四个正规循环作业。综上所述，工作面设备能够满足设计要求。 第四章 采区运输及设备第一节 运输方式的选择一、煤炭运输方式的选择煤层运输巷、上（下）山、+1650m集中运输大巷及平硐的煤炭均采用普通皮带运输。不仅经济且运输连续，转载环节少，管理方便。1、煤炭运输能力和带宽计算Q=Q总- （0.5-K3/7K1K2）Qman T/hQ： 输送机高峰小时运输量 T/hQ总：回采工作面高峰生产能力总合 T/h7：井下每班生产有效时间 hK1：回采工作面设备利用系数 取K1=0.4 K2：工作面同时生产系数 K2=1K3：掘进煤量系数 取K3=130.5:采区煤仓容量为上下山运输机0.5 h的运量Q=450- （0.5-0.13/7*0.4*1）450 =390 T/h输送机带宽计算B=（Q/KR VC）B=带宽 mK：断面系数 取K=300R：物料散密度 取R=1.0 T/m3V：带速 V=2.5m/sC：倾角系数 平巷 C=1 上（下）山C=0.88：速度系数 0.97B平巷=（390/30012.510.97）1/2 = 0.732m取B=800 mmB下山=（390/30012.50.880.97）1/2 = 0.781m取B=800 mm对Q、B值进行校核并在生产中得到证实选用此参数能够满足设计要求。根据以上计算选SD-800型普通皮带输送机。采煤机、输送机参数表使用地点型号电机功率kw运输能力T/h备注采煤机MG320-W320参考刮板机SGZ630/220220450参考运输运巷SD-80055*2500参考运输下山SD-80055*2500参考集中运输巷SD-80075*2500参考平 硐SD-80075*2500参考 二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号1、主要运输巷道断面及支护形式+1650m平硐沿煤系底板穿层布置，采用锚喷支护，锚杆为树脂锚杆，喷射厚度100mm，断面净宽4.4m，净断面12.0m2。可满足运输、通风、行人、排水的要求。+1650m水平集中运输大巷布置在C6c号煤层中，采用锚喷网支护，锚杆为树脂锚杆，喷射厚度100mm，断面净宽4.4m，净断面12.0m2。可满足运输、通风、行人、排水的要求。+1720m水平回风大巷布置在C6c号煤层中，采用锚喷支护，锚杆为树脂锚杆，喷射厚度100mm，断面净宽2.8m，净断面5.8m2。可满足通风要求。轨道上（下）山、皮带上（下）山均布置在C6c号煤层中采用锚喷支护，锚杆为树脂锚杆，喷射厚度100mm。2、巷道坡度及钢轨型号+1650m水平轨道大巷坡度3，轨道采用24kg/m，600mm轨距，钢筋混凝土轨枕。轨道上山14采用22kg/m，600mm轨距，钢筋混凝土轨枕。第二节 矿车一、矿车选型本设计选用600mm轨距的1t固定式矿车运矸石、掘进煤，配备600mm轨距的各类型的车辆运输材料、设备。人员采用PRC12型平巷人车。矿车规格特征表矿车类型容积（m3）载 重（t）外 形 尺 寸（m m）轨距(m m)轴距(mm)自重(kg)备注装煤装矸长宽高MG1.16B固定矿车1.1120008801150600550592MC16B材料车120008801150600550511MP16A平板车12000880410600550464重型平板车250012003006001000800参考PRC-12型平巷人车4280102015256001460二、各类矿车和运人设备的数量计算矿车数量采用排列法计算。初期同时工作的机车数为2台，其中，1台工作，1台备用，后期同时工作的机车数为3台，其中，2台工作，1台备用，每列车由20辆1t固定式矿车组列。 矿井达到设计生产能力时各类矿车数量表矿 车 类 型使 用 地 点矿车数备 注MG1.16B型固定式矿车上、中部车场10下部车场空、重车线20井内外工作电机车402台机车，每台机车1.0列车井下掘进组20地面矸石系统100.5列车其它100.5列车小计110备用20备用20合计130重型平板车2参考MP16A型平板车20MC16B材料车10PRC12型平巷人车122列车，每列5辆，备用10第五章 采区通风设计一、采区通风系统采区采用全负压通风，通风方式为中央分列抽出式，新主平硐为采区进风井，原+1726老平硐为回风井，新鲜风流经+1650集中运输巷、采区集中运输上（下）山，进入采煤工作面运输顺槽到采煤工作面，乏风经采煤工作面回风顺槽进入采区回风上山、+1720总回风巷，到风井。掘进工作面局扇安设在进风巷或采区上下山联络巷的新鲜风流中，回风直接进入采区回风上山，再进入总回风巷。施工中为避免串联通风和方便运输、行人，应布置风桥或绕道。（见采区通风系统图）二、采区风量计算和分配 采区布置两个采煤工作面，一个高档普采工作面，一个炮采工作面；三个掘进工作面，风量计算和分配如下：1、按采区同时工作最多人数计算Q采区=4NK=41201.2=576（m3/min）式中：N井下同时工作的最多人数，取120人；K矿井通风系数，取1.2。2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算Q采区=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）K采煤工作面需风量计算a、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q炮采=100q采K炮采（q采为1.5，K炮采为2）Q炮采=1001.52=300（m3/min）Q普采=100q采K普采（q采为1.5，K普采为1.6）Q普采=1001.51.6=240（m3/min）（注：采煤工作面瓦斯浓度按0.5%估算，绝对涌出量为1.5m3/min）b、按工作面温度计算（平均气温不超过18，适宜风速取0.6m/s，平均断面C5b采面为7.5m2，C6c采面为3.5 m2，K炮采取1，K普采取1.1）Q炮采=60VSK炮采 =600.63.51 =126（m3/min）Q普采=60VSK普采 =600.67.51.1=297（m3/min）c、按炸药用量计算Q炮采=25A（A取6kg） =256 =150（m3/min）d、按工作面人数计算Q炮采=4N =430 =120（m3/min）Q普采=4N=420=80（m3/min）e、按风速验算15SQ采240S（S为7.5m2）即112.5Q采1800经以上计算，炮采和普采工作面需风量均为300m3/min，则Q采=3002=600（m3/min）掘进工作面风量计算a、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘K=1000.52=100（m3/min）b、按炸药用量计算Q掘=25A =253 =75（m3/min）c、按工作人数计算Q掘=4N =48 =32（m3/min）d、按局部通风机吸风量计算（选用11KW局扇）Q掘=Q通IK =20011.2=240（m3/min）式中 Q通局扇额定风量，11KW局扇为200m3/min； I掘进工作面同时运转的局扇台数，台； K风量备用系数，取1.2。e、按风速验算15SQ掘240S（S为5m2）75Q掘1200经以上计算，掘进工作面需风量为240m3/min则Q掘=2403=720（m3/min）硐室需要风量计算采区水泵房配风60 m3/min采区变电所配风60 m3/min绞车硐室配风60 m3/min则Q硐=60+60+60=180 m3/min其它巷道需风量按采煤、掘进、硐室总风量的3%考虑，则Q其它=（600+720+180）3%=45 m3/min Q采区=（Q采+Q掘+Q其它+Q硐）K=（600+720+180+45）1.2=1854（m3/min）由以上计算结果综合分析，采区需风量为1854m3/min；风量分配按上述计算结果取最大值予以分配（见困难时期通风系统示意图）。风速校核（略）。三、采区通风阻力计算以采区形成二采三掘，通风困难时期计算采区通风阻力。1、巷道摩擦阻力 LPQ2h摩= s3式中：摩擦阻力数，NS2/m4； L巷道长度 ，m ； P巷道净断面周长，m;Q通过巷道的风量，m3/s;S巷道净断面积，m2; 采区各段巷道特征及阻力见表一。h摩=h1+h2+h3+h16=841.9（pa）2、局部阻力采区巷道局部阻力按采区巷道摩擦阻力的10%计算，则h局=841.910%=84.19（pa）3、自然风压计算（略）4、由以上计算可知采区通风阻力为：H采区=h摩+h局=841.9+84.19=926.09（pa）5、由于麻塘煤矿地处高原山区，大气压力较底，因此应对矿井负压进行校正： 76013.69.8h= H采区 P1式中：H采区采区通风阻力，926.09pa ； P1 高山地区大气压力，取83433.3 pa;则： 76013.69.8h= 926.09 83433.3=1124.327（pa）即采区通风阻力为1124.327Pa， 四、风机选型综合以上计算分析，采区需风量为1854m3/min，采区通风阻力为1124.327Pa，经对风机特性曲线进行分析比较， 选用以下风机可满足需要：序号型 号风量m3/min风压（Pa）功率（KW）1FDIINO12对旋风机90015008001800初期3022KXLNO14斜流式120022009001450553ZT52NO13 轴流式900180075012504525 第六章 地面设施第一节 地面工艺布置一、煤的产品方案及地面生产系统平硐生产系统主平硐为胶带运输煤炭，井下原煤中央煤仓，通过胶带运输机直接运输至井口 转载站。转载后的原煤经普通胶带运输机运至原煤储煤仓。储煤仓能满足矿井10天的产量。仓上设置振动筛，将原煤分级为：面煤、煤丁、块煤三个级别。设计中考虑到初期井下原煤可经储煤仓下直接运至装车仓进行分别装仓、分别储存3个级别的产品，装车仓下设置了6个装车点，采用电液动扇形闸门装车，均能满足装车需求。为了满足供应煤、散户等需要，在适当位置建斜坡煤台，其储煤量为5000吨。 二、矸石处理方法及运输方式1、矿井掘进矸石率为6%，原煤矸石率不计，矿井年产矸石量为1.8万t/a 。矸石场选址在山沟处，填平广场并逐渐向外扩展。井下矸石采用矿车外运，通过翻矸机卸载。三、矿井修理车间矿井修理车间只承担矿井机电设备日常检修和维护，并承担矿车等材料性设备的修理，设计中考虑了普采设备及其单体液压支柱的检修及试验，并设置了支柱存放场地，按规范要求考虑了必要的金属切削、锻压机械及普采维修设备。机修车间面积：30m10m=300m2四、矿井坑木加工房：矿井坑木加工房只承担矿井坑木材料的改制加工，设计中考虑了日常的坑木加工及其维修设备。车间面积：10m6m=60m五、地磅房 : 由于矿井装车方式为汽车装车，故设计中选用了两台SCS型（参考）电子汽车衡作为装车计量。监控室面积：6m4m = 24m2 第七章 地 面 建 筑第一节 工业建筑物与构筑物一、工业建（构）筑物结构型式转载站采用框架结构；胶带机走廊采用上部砖混下部钢架结构；原煤仓、装车仓、水池等采用钢筋