万达煤矿一号井开采设计【含CAD图纸+文档】
收藏
资源目录
压缩包内文档预览：(预览前20页/共89页)
编号：37131105
类型：共享资源
大小：3.28MB
格式：ZIP
上传时间：2020-01-05
上传人：机****料
认证信息
个人认证
高**（实名认证）
河南
IP属地：河南
50
积分
- 关 键 词：
-
含CAD图纸+文档
煤矿
一号
开采
设计
CAD
图纸
文档
- 资源描述：
-
压缩包内含有CAD图纸和说明书,均可直接下载获得文件，所见所得，电脑查看更方便。Q 197216396 或 11970985
- 内容简介：
-
摘 要设计部分为陕西万达煤矿开采设计。该井田地质条件简单，煤层赋存稳定，主采5#煤一层煤，倾角小于4o为近水平厚煤层，矿井瓦斯涌出量较小，为低瓦斯矿井。地质资源量67Mt，可采储量52.7Mt，设计生产能力0.9Mt/a，设计服务年限45a。在邓老师指导下，严格按煤矿安全规程、煤矿设计规范要求设计共提出了2个技术上可行、经济上较合理的井田开拓方案，经过方案比选，最终确定选用方案一，即斜井单水平开拓，盘区条带后退式开采，单一长壁综合机械化一次采全高采煤法。矿井生产采用机械抽出式通风方式，中央并列式通风系统。设计采用带式输送机作主运输，无轨胶轮车作辅助运输。关 键 词：万达 斜井开拓 辅助运输 通风系统 采煤方法 ABSTRACTThe design part is about the exploitation design of Wan Da mine Coal Mine, whose geological condition is simple . The mine gas emission is low, so it is identified gassy mine. The coal seam occurrence stable and near level. The geological mine resources is 67Mt , the workable mine reserves is 52.7Mt, and the designed mine capbility is 0.9 Mt/a , so the designed mime serveice life is 45 years. According to relevant state laws and regulations, Industry standard and Basic data Provide by Milky Way Coal Mine, the design put forward 2 technically feasible, economically reasonable mine development scheme. After the comparison, scheme 1 is seleted. That is adit opening in single level, panel strip retreating working, long wall fully mechanized mining overall height in one times. In the initial stage, the mine apply centralized and exhaust ventilation, and partition type ventilation in later stage. Belt conveyor is chose to bear the main lifting and transport, and trackless rubber tire vehicle shoulder the auxiliary hoist and transportationKeywords: Wan Da Vertical slope haulage sysyem Ventilation system longwall minin目 录第1章 井田概况及地质特征11.1 井 田 概 况11.1.1位置及交通11.1.2地形地貌21.1.3气象及水文情况21.1.4矿区概况21.2 地 质 特 征31.2.1井田地层31.2.2 井田地质构造41.3 矿体赋存特征及开采技术条件41.3.1煤层及煤质41.3.2瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自燃性及地温情况71.3.3水文地质条件91.4矿井勘探类型及勘探程度评价17第2章 井 田 开 拓182.1 井田境界及储量182.1.1 井田境界182.1.2矿井资源/储量计算192.1.3矿井工业资源/储量202.2 矿井设计生产能力与服务年限212.2.1矿井工作制度212.2.2矿井设计生产能力212.2.3矿井设计服务年限222.3 开拓方案比较确定222.3.1工业场地位置选择222.3.2 开拓方式确定232.3.3井田划分及开采顺序262.3.4开拓大巷布置262.4井 筒272.4.1 井筒断面设计272.4.2 井筒支护方式及参数确定282.5 井底车场及硐室292.5.1 井底车场及硐室292.5.2 井底车场硐室支护29第3章 大巷运输及设备303.1 大巷运输方式选择303.1.1大巷煤炭运输方式303.1.2大巷辅助运输方式313.2 运输设备选型313.2.1 带式输送机选型313.2.2 辅助运输设备选型31第4章 盘区布置及装备334.1 盘区布置334.1.1移交生产和达到设计能力时的盘区数目及位置334.1.2盘区巷道布置334.2 采煤方法344.2.1 采煤方法的选择344.2.2 工作面参数确定354.2.3采煤工艺364.2.4 盘区生产系统384.2.5工作面设备确定384.2.6 采煤工作面劳动组织424.3 巷道掘进434.3.1 巷道断面与支护形式434.3.2 掘进工作面个数及掘进设备454.3.3 井巷工程量454.4 技术经济指标分析46第5章 矿井通风与安全475.1 拟定矿井通风系统475.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算485.3 计算矿井总风量545.3.1 风量计算545.3.2 风量分配585.4. 矿井通风设备选型595.4.1 风机参数计算595.4.2设备选型615.5 计算矿井通风等积孔635.6 概算矿井通风费用645.7 安全设施、防止漏风及降低风阻措施645.8 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板事故的安全措施645.8.1 预防瓦斯645.8.2 防火655.8.3 防矿尘665.8.4 预防水灾、顶板事故666.1 矿井提升设备686.1.1 概述686.1.2 主斜井运输设备686.1.3 副斜井提升设备696.1.4 通风设备696.2 排 水 设 备746.3 空气压缩设备75第7章 技 术 经 济757.1 劳动定员及劳动生产率757.1.1 劳动定员757.1.2 劳动效率767.2建井投资767.2.1 投资概算767.3成本及销售收入767.4 技术经济分析777.4.1 销售收入777.4.2 利润777.4.3 技术经济评价结论787.5 主要技术经济指标78致 谢81参考文献82IV第1章 井田概况及地质特征1.1 井 田 概 况1.1.1位置及交通整合区位于府谷县城西北约40Km处，行政区划隶属陕西省府谷县新民镇管辖。神（木）朔（州）铁路、府（谷）店（塔）一级公路从整合区北部东西向通过，神（木）府（谷）二级公路从整合区南部南西-北东向穿过，距神朔铁路新城川集装站约2km西（安）包（头）铁路南与陇海线相接，北与京包线相连，向东有大秦、神黄两条西煤东运铁路通道与京九、京广线相接陇，形成了衔接四周与全国的运输网络。井田交通位置详见图1-1-11.1.2地形地貌整合区地处陕北黄土高原，地表多被第四系松散沉积物所覆盖，较大沟谷中出露基岩。区内主要为黄土梁峁地貌，大部分为黄土梁峁区。地势总体南高北低，地形起伏较大，支离破碎，沟壑纵横。海拔标高最高点位于整合区南部,高程1324.2m；最低点位于东北部孤山川河道，高程约1116m。相对高差约208.2m。1.1.3气象及水文情况区内水系较发育。较大的水系为孤山川河，东西向流经整合区北部，水量较大，其支流属季节性河流，水流量很小，并受大气降水的控制。本地区属温带大陆性干旱、半干旱季风气候。天气多变，春季多风沙，夏季较炎热，秋季多暴雨，冬季长而严寒。年平均气温8.6（极端最高气温38.9、极端最低气温-29.0），日温差1520。年平均降水量410.1mm，年平均蒸发量1907.2mm。七九月份为雨季，十月中旬降雪，翌年二月解冻，最大冻土深度146mm（1968年），无霜期150180天。冬季至春未夏初多风，最大风速可达18.7ms，风向多为北西。1.1.4矿区概况经济以农业为主，畜牧业次之。工业以煤矿开发为主，但基础较薄弱。居民地多集中在河谷川道地区，农业人口占90%以上。本区矿产资源丰富，主要有煤炭、粘土矿等。据史料记载，自明代以来，本区未发生过较大地震，属无震害区区内有采矿权设置的新民镇柳树梁沟华田煤矿，煤矿属于私营合作企业，煤矿于2007年办理了采矿权接续登记，采矿许可证号6100000730218，面积约1.1575Km2，批准开采标高范围11851205m。有效期为1年6个月（2007年8月2009年1月）；新民镇峰联煤矿采矿权：煤矿2007年7月办理了采矿权接续登记，采矿许可证号6100000730330，面积约1.9264Km2，批准开采标高范围11831205m。其拐点坐标详见表1-3。有效期为3年（2007年7月2009年12月）。1.2 地 质 特 征 1.2.1井田地层整合区地表大部分被新生界松散沉积物所覆盖，仅在较大沟谷连续出露中侏罗统延安组第二段、第三段。结合地质填图及钻探资料，区内地层由老至新依次有：下侏罗统富县组（J1f）、中侏罗统延安组（J2y）、新近系上新统静乐组（N2j）、第四系中更新统离石组（Q2l）等。现由老至新分述如下：1、侏罗系下统富县组（J1f）区内无钻孔揭露，据整合区东部普查钻孔资料该组岩性为灰紫色中细粒长石砂岩、灰白色细粒石英砂岩与杂色粉砂质泥岩互层。与下伏瓦窑堡组呈微角度不整合接触关系。2、侏罗系中统延安组（J2y）为本区主要含煤地层。整合区内施工钻孔均未完全揭穿该地层，该组为一套河流湖泊三角洲冲积平原环境沉积的灰色细粗粒长石砂岩、深灰色泥岩、粉砂岩，夹黑色炭质泥岩、煤层（线）的多个沉积旋回组成。与下伏地层富县组为整合接触。在地质填图成果、钻孔资料及区域地层对比的基础上，依据岩性组合、含煤性、旋回结构等特征，将其进一步划分为五个段。3、新近系上新统静乐组（N2j）出露于整合区南部沟谷上部，厚度相对较小，变化在025.51m之间。岩性为浅红色、棕红色粘土、亚粘土，含大量砂及粉砂质、不规则状钙质结核。钙质结核呈层分布。底部局部发育一层厚度13m的楔状砾石层，不稳定，砾石成分为砂岩、烧变岩等岩块，砂质充填，泥质胶结。与下伏延安组不整合接触，之上多被中更新统离石组黄土覆盖，两者间呈角度不整合接触关系。4、第四系中更新统离石组（Q2l）区内广泛分布，厚度054.25m，主要受地形地貌的控制变化较大，不整合于一切下伏地层之上。岩性以土黄色、棕黄色亚粘土、亚砂土为主，局部夹数层厚度0.200.50m的古土壤层。含大小不一，形态各异的钙质结核，结核呈零散状分布。该组柱状节理发育，是主要耕作层。1.2.2 井田地质构造本矿位于鄂尔多斯盆地之次级构造单元陕北斜坡东南部，地质构造简单，区内无岩浆活动痕迹，总体构造形态为一向北西西缓倾的单斜层，倾角小于1。1.3 矿体赋存特征及开采技术条件1.3.1煤层及煤质(一) 煤层延安组为本区含煤地层，所施工钻孔中均见及煤层。由于整合区内延安组遭受后期剥蚀，第四、五段全部缺失；第三段上部普遍遭受剥蚀，仅在整合区中、南部保持相对完整，其中有5-2煤层。煤层特征简述如下：5-2煤层呈层状产于延安组第一段第5次级旋回的上部，层位稳定，区内主要可采煤层和本次工作的主要目的层之一，全区可采。煤层可采厚度变化在2.903.83m之间，平均3.60m。煤层厚度南、西部较小，向东北逐渐增大的变化规。煤层埋深49.20202.50m，大部85130m，底板标高变化在1083.121121.08m之间。煤层向北西西倾斜，倾向290，降深幅度平均16.7mkm，平均倾角0.9。与下伏5-3号煤层间距在9.5623.79m之间变化，平均间距16.68m。煤层含01层泥岩夹矸，结构简单，煤层的顶板岩性以泥岩为主，粉砂岩次之；底板主要为粉砂质泥岩，泥岩、粉砂岩次之。煤层与其顶底板均为明显接触。该煤层层位稳定，厚度变化不大且规律明显，煤类单一，煤质变化小，结构简单，属全区可采的稳定型中厚煤层。(二) 煤质1、煤的物理性质及煤岩特征5-2层煤的物理性质变化不大，均为黑色，条痕褐黑色，沥青-弱沥青光泽和少量丝绢光泽，阶梯状、参差状、少量棱角状断口，硬度中等，性脆，内生裂隙较发育、外生裂隙不发育，内外生裂隙常被方解石和黄铁矿薄膜充填。条带状结构，层状构造。5-2煤层视密度为1.261.37，平均为1.33tm3。5-2煤层以半光亮型煤为主，少量半暗煤。表1-2-1 可采煤层主要特征一览表 煤 层 编 号5-2含煤情况0.1m最小最大9.902.83平均3.60见煤点11见煤率(%)100极差(m)0.61标准差0.16变异系数(%)12.3可采情况0.80m最小最大3.903.83平均3.6可采点9可采范围面积(Km2)/占全整合区面积比例(%)全区可采10.24/100极差(m)0.61标准差0.16变异系数(%)12.3直接顶板厚度(m)0.979.20岩性泥岩为主，次为粉砂岩夹矸层数01厚度(m)0.160.18岩性泥岩直接底板厚度(m)1.095.18岩性粉砂质泥岩为主，次为泥岩、粉砂岩埋深(m)最小最大49.2202.5一般85130底板高程(m)1083.121121.08煤层结构简单厚度变化情况规律明显煤层稳定程度稳定降幅深度(m/Km)16.7倾向（）290倾角（）18，吸氧量Vd0.70cm3/g，属煤自燃倾向类，容易自燃煤层。因此在生产、贮运中应采取科学的阻燃对策，防止煤的自燃。5、地温据测温资料得知，本区目的层段中最大地温16.30，最小地温15.00，平均地温梯度均2.64/100m,因所施测钻孔的平均地温梯度均小于3/100m,所以本区属于地温正常区段，无地温危害。1.3.3水文地质条件（一）地形地貌及地表水系整合区处于以侵蚀为主的黄土梁峁区，地形破碎，沟壑纵横。海拔标高11401290m，最高点在整合区南部边界处，标高1324.2m；最低点在东北部孤山川河道，标高约1116m，相对高差208.2m。全区地势总体是南高北低，十里墩、五里墩一线为孤山川和麻家沟的分水岭。梁面以黄土分布为主，股泉沟谷地段局部出露大面积基岩。梁面以1030向两测沟谷倾斜，沟边缘线以下谷坡较为陡峻，局部地段形成陡崖，大气降水多沿地表流走，对地下水的形成较为不利。区内最大水系为北部的孤山川及其一级支沟沟流。据调查孤山川沟流最大流量380L/s，最小流量5 L/s，枯水季节出现断流。丰、枯水季流量差距十分悬殊。其1-2级支沟，在枯水季节均断流，只有在雨季在出现季节性沟流。（二）含（隔）水层水文地质特征依据地下水的埋藏条件、分布范围、含水层的岩性、富水性等水文地质特征，将区内地下水分为第四系全新统冲（洪）积孔隙潜水含水层、中更新统黄土孔隙裂隙潜水含水层、侏罗系中统延安组裂隙含水层、新近系上新统静乐组红土隔水层四个含、隔水层(组)，现分述如下：1、第四系全新统冲（洪）积孔隙潜水含水层（Q42al+pl）分布于孤山川两岸的漫滩中，呈零星状分布。含水层厚度变化较大，一般为13m。岩性多为亚砂土夹砂层，底部为砂砾石层，泥质含量较高，透水性能较差，水位埋深12m。据三道沟井田勘探地质报告，钻孔抽水试验及民井简易抽水试验资料，q=0.0740.154L/s.m，渗透系数K=0.47835.94m/d。水化学类型以HCO3SO4CaMgNa型水为主，HCO3CaMg型次之，矿化度546728mg/L，富水性弱中等。2、中更新统黄土孔隙裂隙潜水含水层(Q2l)主要分布于梁峁顶部及沟谷边坡地段，厚度变化较大，一般18.6036.4m，平均厚25.48m。岩性为棕黄色、灰黄色砂质黄土，结构中-稍密，具孔隙，发育柱状节理，地下水以孔隙水为主，其下为隔水性能良好的静乐组紫红色粘土，且多已在沟谷底部出露，故黄土孔隙裂隙潜水多以上层滞水存在，多呈疏干状态，富水性弱。通过地面调查，泉水出露很少。据临区调查资料（表6-2），单泉流量0.0190.022 L/s，含水性弱。泉水不稳定系数0.03，为极不稳定的泉。在枯水季节剧减，直至干枯。水化学类型为HCO3-Ca.Mg.Na,矿化度267.16 290.97 mg/L。 表6-2 泉水调查统计表 编号泉的类型含水层时代涌水量（L/s）矿化度（mg/L）水化学类型SHD03第四系下降泉Q2l0.022267.16HCO3-Ca.Mg.NaSHD10第四系下降泉Q2l0.019290.97HCO3-Na.Mg.Ca3、侏罗系中统延安组裂隙含水层（J2y）本整合区地表冲沟发育、地层平缓，延安组均出露于沟谷中。揭露延安组总厚度85.13146.30m，岩性主要为细、中粒砂岩及煤。3-3煤层在沟谷两坡有出露，部分已自燃，由煤自燃引起的烧变岩普遍发育塌陷裂隙及孔洞，为地下水的储存提供了良好的条件，但因其均在当地侵蚀基准面之上，处于临空状态，又因延伸深度浅，连片性小，故地下水多被疏干或水量很小。基岩风化裂隙水亦同此理，所以延安组普遍含水微弱。由于延安组上部均遭到不同程度的剥蚀，延安组在该区仅存第一段、第二段及第三段下部。（1）延安组第三段钻孔揭露厚度13.3087.68m,平均43.74 m，在北部遭受剥蚀。该段地层均处于当地侵蚀准面以上，含水层主要为3-3号煤顶板砂岩（邻谷区多为烧变岩）。裂隙较发育，钻孔钻进至该段时常出现漏水现象。地表出露泉点甚少，单泉流量18，吸氧量Vd0.70cm3/g，属煤自燃倾向类，容易自燃煤层。4、地温根据地质报告，从测温资料可以看出：本区目的层段中最大地温16.30，最小地温15.00，平均地温梯度均2.64/100m,因所施测钻孔的平均地温梯度均小于3/100m,所以本区属于地温正常区段，无地温危害。1、通风系统根据矿井开拓方式，矿井移交时共布置主、副斜井及回风行斜井三条井筒，都布置在工业场地内。其中主副斜井担负进风任务，回风斜井担负回风任务。地面建筑和供电集中，便于管理，建井期限短，便于贯通，初期投资少，出煤快。井田东西宽1.263.39km，南北长3.234.61km，面积13.2km2。地质条件简单属低瓦斯矿井，生产能力为0.9 mt/a，中型井田。井田在整个服务期内风井布置不做改变，矿井前后其通风系统不需要大的调整。矿井通风方式为机械抽出式，通风系统为中央并列式。主要通风机安装在回风井口，在通风机作用下，整个通风系统处在低于当地大气压的负压状态。2、掘进通风及硐室通风矿井掘进工作面采用独立通风，设计掘进工作面均采用局扇压入式通风。井下硐室通风，中央变电所及水泵房风流混入进风风流中，个别硐室其长度小于6m时，可采用扩散通风。5.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 1矿井通风负压根据煤炭工业矿井设计规范，本矿井井深在400m以内，进回风井标高差在150m以内，所以不计算自然风压。矿井移交投产时为矿井通风容易时期，在回风斜井服务范围内（一盘区），在回采工作面开采至一盘区南部边界时为其通风困难期。系统图见下：图1 通风容易时期 图2 通风困难时期 矿井通风总负压：hh摩h局Hn式中：h摩井巷摩擦阻力，Pa；h局局部阻力，取h摩的10%；Hn自然风压，Pa。（1）井巷摩擦阻力井巷摩擦阻力按下式计算：h摩9.8LPQ2/S3 式中：摩擦阻力系数，(kgS2/m4)L井巷长度，mP井巷净周长，mQ通过井巷的风量，m3/sS井巷净断面积，m2矿井通风负压计算和风量分配采用通风网络解算程序计算。计算出矿井的通风阻力。矿井容易时期通风系统及网络见图5.2-1、图5.2-3，通风网络计算见表5.2-5。根据计算结果，矿井通风容易时期的通风阻力为865Pa，通风困难时期的通风阻力为1250Pa。数据见下表。83 表5-2-1 通风容易时期阻力表分支序号巷道名称支护形式 (NS2/m4)LUSS3R(Ns2/m8)QQ2hFi（m）（m2）m6(m3/s)(m6/s2)(pa)（m）1主斜井砌碹0.0031217216.811.81643.0320.00548714335.61267.366.9541859092副斜井砌碹0.0031250221.618.46229.5040.005430735119.614304.1677.682099133胶带运输大巷锚网喷0.0087143016.811.81643.0320.03829568731.2973.4437.278554034辅助运输大巷锚网喷0.0079145621.618.46229.5040.01250666858.63433.9642.947396365硐室通路锚喷0.007551819.817.95735.3390.0004697490.02296运煤顺槽锚网0.036168212.910.41124.8640.1615723.2538.2486.79567辅助运输顺槽锚网0.036168115.916.94826.8090.0463913.8190.448.81598联络巷锚网0.003616015.216.94826.8090.0042075.833.640.14169回采工作面支架0.02220017.418.366188.9650.01240437136916.935010回风顺槽锚网0.0066168113.611.51520.8750.1414831961110.653511回风大巷锚网0.008145817.4812.72048.3830.0323410310609352.857812回风斜井砌碹0.09217417.4812.72048.3830.003311031060945.9977矿井局部阻力按井巷摩擦阻力的10%计算，矿井通风容易时期总阻力为：hr=hf+hf=865 Pa分支序号巷道名称支护形式 (NS2/m4)LUSS3R(Ns2/m8)QQ2hFi（m）（m2）m6(m3/s)(m6/s2)(pa)（m）1主斜井砌碹0.031217216.811.816430.005435.61267.366.9542副斜井砌碹0.031250221.618.462290.0054119.614304.1677.6823胶带运输大巷锚网喷0.0871327116.811.816430.291331.2973.44283.5774辅助运输大巷锚网喷0.0791329721.618.46229.5040.090430.6936.3684.6715硐室通路锚喷0.07551819.817.95735.3390.000467490.022 6运煤顺槽锚网0.00836168212.910.41124.8640.16125823.2538.2486.7957辅助运输顺槽锚网0.00836168115.916.94826.8090.04629213.8190.448.8158联络巷锚网0.0083616015.216.94826.8090.00425.833.640.1419回采工作面支架0.02220017.418.366188.9650.0123737136916.93510回风顺槽锚网0.00766168113.611.51520.8750.1151371369157.6311回风大巷锚网0.00851333417.4812.72048.3830.2421411681406.9312回风斜井砌碹0.0029217417.4812.72048.3830.00434116817.288矿井局部阻力按井巷摩擦阻力的10%计算，矿井通风困难时期总阻力为：hr=hf+hf= 1250 Pa5.3 计算矿井总风量5.3.1 风量计算根据煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和分别计算，并选取其中的最大值。1按井下同时工作的最多人数计算Q4NK式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，按196人计算（最大班交接班时）；4每人每分钟供风标准，m3/min；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.20。则：Q41961.20 940.8m3/min= 15.68m3/s。2按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算Q=（Q采+Q掘+Q硐室 +Q机车+Q其它）K式中：Q矿井总风量，m3/s；Q采回采工作面所需风量之和，m3/s；Q掘掘进工作面所需风量之和，m3/s；Q硐室独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；Q其它其它用风地点所需风量之和，m3/s；Q机车井下机车所需风量之和，m3/s；K矿井通风系数，取1.20。因本井田煤层中沼气（CH4）含量很低，所以矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可。设计确定各用风地点配风标准如下：（1）采煤工作面需风量（Q采）计算根据井下盘区及工作面布置，矿井共布置1综采工作面。1、按工作面适宜风速计算S(S1+ S2) / 2式中：S工作面有效通风断面，m； S1工作面最大控顶距有效断面，m。S2工作面最小控顶距有效断面，m。Qw=VwSKw式中：S工作面有效通风量，m3；Vw工作面适宜风速，m/s。S工作面有效通风断面，m。Kw工作面长度系数，取1.3。按上式计算，综采工作面有效通风断面为18.8m2，采煤工作面进风流气温在2023 oC,适宜风速一般在1.01.5m/s左右。设计工作面适宜风按1.5m/s计算，则工作面配风量为36.7m3/s。2、按工作人员数量计算Qw=4nw /60式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；nw工作面同时工作的最多人数，取31。得工作面最低配风量2.1 m3/s。综上所述工作面风量取36.7m3/s。3、按风速验算按照煤矿安全规程工作面风速在0.254.0m/s，0.2518.8=4.7 m3/s36.7m3/s4.018.8=75.2 m3/s，风量满足要求。（2）掘进工作面风量（Q掘）计算盘区内配备了2个掘进工作面，其中1个综掘工作面，1个炮掘工作面。1、按局部通风机吸风量计算Q掘QfIkf式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，JBT-61（14KW）额定风量：250 m3/min 。I掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台。Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。Q掘25011.2300 m3/min=5 m3/s综掘工作面配备一台局部通风机，炮掘工作面配备1台局部通风机。为了通风量有一定富余系数，综掘工作面配风量为8 m3/s，炮掘工作面其配风量为9m3/s。则掘进工作面所需风量为：Q掘=8917 m3/s2、按工作人员数量计算Qw=4ni /60式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；ni工作面同时工作的最多人数，综掘工作面取11人炮掘工作面取9人。得综掘工作面最低配风量0.73 m3/s。炮掘工作面风量0.60m3/s。3、 按炸药使用量计算Q炮掘= 式中，Q炮掘炮掘工作面实际需风量，m3/s； Aj掘进面一次爆破所用的最大炸药量，18kg， b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b0.1m3/Kg； t通风时间，一般不少于20min，取25min； c爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取C0.02；则Q炮掘=360m3/min6.0m3/s。综上所述综掘工作面配风量为8 m3/s，炮掘工作面其配风量为9m3/s。4、按风速进行验算按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25SjQ掘4Sj ，以断面最大的辅助运输大巷验算得：0.2518.4=4.6 m3/s8 m3/s418.4=73.6 m3/s。岩巷掘进工作面的风量应满足：0.15SjQ掘4Sj ，以所要掘进的风桥断面进行验算得：0.1511.5= 1.73m3/s8 m3/s411.5= 46m3/s。经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合煤矿安全规程的规定。（3）独立通风硐室风量（Q硐室）计算井下独立通风硐室有中央变电所、主排水泵房、胶带搭接硐室，其配风量分别为3m3/s、2m3/s、2m3/s。所需风量为：Q硐室3227 m3/s。（4）稀释无轨胶轮车尾气需风量依据煤矿用防爆柴油机无轨胶轮车安全使用规范AQ 1064-2008规定，行驶车辆的巷道，应按同时运行的最多车辆数增加巷道配风量，配风量不应小于4m3/minKw。同时按井下正常生产时或工作面搬家时井下同时运行的胶轮车的台数计算胶轮车需风量。(1) 井下正常生产时有4台自卸式防爆胶轮车(65kW)、2台防爆运人胶轮车(50kW)和2台防爆装载机(50kW)同时工作：Q机车（465 kW250 kW250 kW）4m3/minkW 1840m3/min=30.7m3/s(2) 当工作面搬家时3台自卸式防爆胶轮车(65kW)、1台防爆运人胶轮车(50kW)、 2台防爆装载机(50kW),2台支架拖车（171.5 kW）和1台支架铲车（195 kW）同时工作：Q机车=（375 kW150 kW250 kW250 kW2171.5 kW1195 kW）4m3/minkW=3932m3/min=65.5m3/s根据上述计算结果，考虑到为使井下具有良好的工作环境，稀释无轨胶轮车(柴油机车)废气需风量取Q机车=65.5m3/s。（5）其它用风地点风量（Q其它）的确定其它用风地点所需风量，考虑巷道维护和最低风速的要求，按以上各用风地点需风量之和的5%计算。即：Q其它（Q采Q掘Q硐室Q机车）0.05，则所需风量为：Q其它（36.717765.5）0.056.3 m3/s。（6）矿井总风量的确定根据以上计算，矿井总风量为：Q矿（Q采Q掘Q硐室Q机车Q其它）K （36.717765.53.1）1.20 155.2m3/s综合考虑，设计取矿井总风量为155.2m3/s。（7）矿井工作地点风量验算井下主要巷道允许进、回风量见下表，由表可知矿井进、回风井，大巷断面满足通风与要求。表6-1-1 巷道允许进、回风量一览表巷 道 名 称巷道净断面积（m2）巷道有效断 面 积（m2）最 高风 速（m/s）最 大风 量（m3/s）井筒(进风)主斜井11.811.8670.8副斜井18.418.48147.2合 计218大巷(进风)辅助运输大巷18.418.48147.2带式输送机大巷11.811.8670.8合 计218井筒(回风)回风斜井12.712.715190.5大巷(回风)回风大巷12.712.715190.55.3.2 风量分配矿井在通风容易时期和通风困难时期用风地点、系统布置不变，所以容易时期与困难时期供风量不变。矿井总风量按井下各工作用风地点进行分配，从进风起点开始按照由远及近、由里向外依次配风，配风次序为：回采工作面、综掘工作面、炮掘工作面、独立通风硐室、柴油机车、余者风量为漏风和其它风量，矿井风量分配见表5.2-4。矿井风量分配表表5.2-4 序号供风地点数量（个）生产时期配风标准（m3/s）供风量（m3/s）1回采工作面136.7372综掘工作面1883炮掘工作面1994独立通风硐室3775柴油机车65.5666漏风及其它727.2合 计155.2155.25.4. 矿井通风设备选型5.4.1 风机参数计算本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层有自然发火倾向。矿井通风方式为中央分列抽出式通风。由主、副斜井进风，回风斜井回风，服务于一盘区，服务年限约18a。回风斜井井口标高+1166m。1、设计依据初期风量：矿井所需风量: 容易时期155.2m3/s 困难时期155.2m3/s矿井所需负压: 容易时期865Pa 困难时期1250Pa 沼气等级:低瓦斯 通风方式:中央并列抽出式2、通风机风量、风压计算考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后，回风斜井的风量、阻力为：初期风量：计算通风机需要风量，风压风量: 矿井容易时期Q=K X Q前=155.21.05=163 m3/s 矿井困难时期Q= K X Q后= 155.21.05= 163 m3/s矿井移交投产时为矿井通风容易时期，在回风斜井服务范围内（一盘区），在回采工作面开采至一盘区南部边界时为其通风困难期。矿井通风总负压：hh摩Hn式中：h摩井巷摩擦阻力，Pa；Hn自然风压，Pa。矿井通风容易时期的通风阻力为865Pa，通风困难时期的通风阻力为1250Pa。矿井自然风压按下式计算：HnH1gH2g10.003484P/T120.003484P/T2式中：H进风井井口与回风斜井井口高差，20m；1大气平均密度，kg/m3；2井下空气平均密度，kg/m3；g重力加速度，m/s2；P地面大气压力，取650mmHg；T1大气平均温度，K，估算为9.8；T2井下空气平均温度，K，估算为12.5。则：10.00348465013.69.8/（2739.8）1.1468 kg/m3，20.00348465013.69.8/（27312.5）1.0572 kg/m3，Hn201.14689.8201.05729.818.32 Pa矿井通风容易时期总负压：h最小h摩Hn86518.32883.32Pa矿井通风困难时期总负压：h最大h摩Hn125018.321268.32 Pa初期矿井阻力： H前=(H1+H)0/1=(883.32+196)X1.2931/1.2788=1091 Pa后期矿井阻力： H后=(H2+H)0/1=(1268.32+196)X1.2931/1.2788=1481Pa式中： 通风设备漏风系数，取1.05； 风道阻力之和，计算值为196 Pa0 标准状况空气密度 取1.2931 kg/m3。1 风井井口空气密度 取1.2788kg/m3。3、初选通风机由上述计算可知通风机的两个工况点：通风容易时期工况点A（95.8，,1901.02），通风困难时期工况点B（95.8,3023.18），故初步确定采用FBCDZ No28型轴流式通风机。选用这种通风机，可使上述两个工况点处于合理工作范围内。求通风机的工况点通风机的工作阻力利用下式求通风机的工作风阻式中 通风机的工作风阻，； 通风机的风压，pa；通风机风量，/s。通风容易时期 。=1091/1632=0.0411 Ns2/m8通风困难时期=1481/1632= 0.0489 Ns2/m8确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线图中作通风机工作风阻曲线，该工作风阻曲线与风压曲线的交点即为实际工况点A、B，其中A为容易时期，B为困难时期的工况点。容易时期工况点参数为（单级运行）：叶片角度26、风量163m3/s、风压1091Pa、轴功率269kW。困难时期工况点参数为：叶片角度30、风量163m3/s、风压1481Pa、轴功率396kW。详见图 5.3-1。5.4.2设备选型1、方案对比设计曾考虑过选用离心式风机，该型式风机与轴流式风机相比，由于反风需要专设反风道及反风闸门等一系列设施，增加了反风道的投资，土建施工量大，且风门多，在冬季容易出现风门被冻住的问题，其风量调节方式为采用前导叶调节，属于截流式调节，不利于风机的经济运行，故设计推荐选用轴流式矿井通风机。根据矿井回风量、矿井阻力，以及在国内得到广泛应用的轴流通风设备使用情况和性能，设计对回风斜井通风设备的选型考虑了两个方案，方案比较见表5.3-1。通风设备选型方案比较表表5.3-1内容方案一方案二（推荐）通风机型号GAF25-12.5-1FBCDZ No28/2450台数22叶片调节方式停机机械一次调节叶片人工逐个调节初期工况点参数 流 量 (m3/s)163163静压升(Pa)10911091静压效率 (%)6072轴功率 (kW)266.7222.3叶片角度-634后期工况点参数 流 量(m3/s)163163静压升(Pa)14811481静压效率 (%)8084轴功率 (kW)730.4696.0叶片角度334电动机型 号Y710L-6YBF 560M2-8功 率 (kW)10002450电 压 (kV)1010 转 速 (r/min)985740年运行费用(万元)260（+40）220（0.00）投资 设备+电控 (万元)254+110265.8+150土 建 (万元)20080 合 计 (万元)564（+68.2）495.8（0.00） 经对以上2种风机的技术性能、安装方式、结构设计、运行效率、维护特点、投资、年运行费用等方面进行了综合比较后，设计推荐方案二。即选用FBCDZ No28/2450型轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF560M2-8型矿用隔爆型电机（450kW、740r/min、10kV）。2、附属设施通风机为为露天安装，为提高通风机的使用寿命，通风机的外壳应进行防腐处理，所有联接螺栓均采用不锈钢螺栓。在通风机的集风器前和扩散器侧壁应设置密闭性能良好的检修门，其位置应便于出入。在消声器前后应设检修门。风机采用的闸门，可电动、手动两用。要求开关灵活，使用方便，密闭性好，漏风少，有防冻措施，开启/关闭时间不大于3min。该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足煤矿安全规程的有关规定5.5 计算矿井通风等积孔风井通风等积孔按下式计算：式中：A风井等积孔，m2；Q风井风量，m3/s；h风井负压，Pa。 计算的矿井风井风量、负压、等积孔计算结果见表5.2-7。从等积孔大小（均大于2m2）可以看出，本矿井为通风容易矿井。矿井风量、负压及等积孔一览表表5-5-1内容项目容易时期困难时期风量(m3/s)风压(Pa)等积孔（m2）风量(m3/s)风压(Pa)等积孔（m2）回风斜井155.28656.28155.212505.235.6 概算矿井通风费用1. 电费 ，元/t =118.570.9/150=0.711 元/t2. 设备折旧费 ,元/t =465/150/20=0.155 元/t风机设备的服务年限，取20年3. 材料消耗费 W3=20/150=0.1334. 通风工作人员工资费用 W4=2050000/1500000=0.666元/t5. 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费 W5=L D=0.0025185=0.45元/t式中:L-专为通风服务的巷道长度,取174米D-通风巷道的吨煤每米折旧维修费用,取0.0025元/米吨煤6. 每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用。通风器材的购置费为5万元，自救器的购置年平均为3万元，维修费为1万元。W6=810000/1500000=0.053元/t则矿井每采一吨煤的通风费用总和 W=W1+W2+W3+W4+W5+W6=2.178 元/t5.7 安全设施、防止漏风及降低风阻措施用于通风的安全设施主要由风门、调节风门、风桥、防火门、密闭门、防爆门、反风设施、隔爆水棚、防火栅栏两用门等。由于井下以煤巷为主，各类巷道基本位于开采煤层中，在开拓、准备及回采巷道相交处风桥较多，实际生产中，应加强通风设施的管理，减少漏风。进回风巷之间，均设有两道双向风门，且均采用混凝土砌筑门墩，以减少漏风，防止风流短路。已采工作面巷道在停采线处及时密闭，减少漏风。采空区地表裂缝及时填平，以减少漏风。5.8 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板事故的安全措施5.8.1 预防瓦斯本井田瓦斯成份带应属二氧化碳氮气带，据临近煤矿调查资料，各煤矿在生产过程中未发生过瓦斯爆炸事故。但是近年来我国一些低瓦斯矿井相继发生瓦斯爆炸事故，要从中吸取教训，在生产建设中应严格制定相应防治瓦斯煤层爆炸措施，井下所有电气设备设计均采用防爆设备，严禁选用非防爆设备入井。为保证矿井安全生产，在生产中应加强瓦斯监测，杜绝瓦斯事故。5.8.2 防火矿井火灾分为内因火灾和外因火灾。由于煤炭氧化自燃而产生的火灾属矿井内因火灾，由于井下放炮、电流短路、摩擦及其它明火等引起的火灾属外因火灾。据本井田煤层自燃倾向测定结果，煤层属煤自燃倾向类，容易自燃煤层。因此，在煤炭开采过程中，一定要提高防火意识，采取有效的防范措施，防止火灾发生。矿井的开拓方式、盘区巷道布置系统、采煤方法和回采工艺、通风系统和技术管理等对自然发火起决定性影响。因此 预防矿井火灾，要从开采系统、开采技术上下根本功夫，结合具体的综合防灭火措施，做到有备无患。1、 内因火灾预防措施从煤炭自然的三个条件来说，结合回采工艺，预防措施具体有：（1）提高回采工作面回采率，采空区尽量不留残煤并及时进行封闭。（2）加强通风设施管理，合理设置通风构筑物，减少漏风，消除采空区的供氧条件。（3）对废巷应及时密闭，采空区密闭有必要时需进行注浆封闭，及时清理碎煤杂物，使之与空气隔绝，抑制煤的氧化。（4）对支承压力区的煤柱裂隙、采空区、开切眼、停采线等煤炭易自燃的地点喷洒阻化剂，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化过程。另外设计确定本矿井建立以氮气防灭火为主，喷洒阻化剂、灌浆防火等的综合防灭火措施。2 、井下外因火灾预防措施1按煤矿安全规程有关规定设置井下消防材料库，按规定配备灭火材料与器材。2井下主要机电设备硐室设置防火门或防火栅栏两用门。3禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按煤矿安全规程的有关规定进行。4正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。5采用阻燃和防静电胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷和辅助运输大巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。6井下不存放汽油、煤油和变压器油。井下擦抹机械用过的棉纱和布头等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。5.8.3 防矿尘井下煤尘主要是采煤和掘进煤巷时产生的，另外在胶带输送机转载处，以及井下煤炭运输过程中也会产生扬尘。为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大，要求采取“预防为主”的综合防尘措施：1采煤机、综掘机及连采机均采用内外喷雾系统，岩普掘工作面采用湿式打眼、水炮泥爆破或水封爆破、放炮喷雾等措施，预防粉尘产生。2采掘工作面、运煤转载处、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。3在采煤工作面回风顺槽、回风大巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。4经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。5盘区回风巷、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。6按规定设置隔爆设施，隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求，预防爆炸范围扩散。5.8.4 预防水灾、顶板事故1、预防水灾矿井三条井筒标高均大于当地最高洪水线，井口不会受洪水危险。本矿井水文地质条件比较简单，正常涌水量500m3/d，最大涌水量667m3/d，涌水量不大。最主要的危险水源来自地表降水，由于采动影响，产生导水裂隙带如果与地标沟通，井下会发生涌水溃砂灾害。对于上述问题，在开采过程中应采取如下措施加以防治：1设置了主排水泵房和水仓，水仓有效容量达300m3，超过矿井8h正常涌水量。2采掘过程中在靠近小煤矿时应采取探、放水措施或予留保安煤柱，以防突水事故。3采掘中遇见钻孔时，要注意观察其是否与含水层沟通，以防突然涌水。4在巷道掘进时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以防矿井涌水量增大，发生矿井突水和溃沙等地质灾害。5雨季来临时应加强观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告。6建立健全水害预报制度，矿井要有水害避灾路线图，并使每一位下井人员熟悉避灾路线。遇有水害发生，有关人员要及时汇报调度室，以便采取应急措施。7采掘工作面或其它地点发现透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水、水色发浑、有臭味等其它异状）时，必须停止作业，采取措施，并报告矿调度室，如情况紧急，须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。2、顶板事故预防本矿井井下采煤方法为走向长壁采煤法，采用全部垮落法管理顶板，采煤工艺为一次采全高，片帮冒顶易发生在采掘工作面。掘进工作面掘进或放炮后，巷道围岩松动，如果支护不及时，往往顶板和两帮矸石容易掉落。综采工作面主要是上、下端头受集中应力的作用，煤层顶板和煤壁松动，易发生冒顶和煤壁片帮。1回采工作面配备液压支架下缩自记仪和圆图压力记录仪，严密监视回采工作面顶板压力的变化，总结其显现规律。顶板初次来压、周期来压时要及时制定安全措施；2安排有经验的工人维护采煤工作面端头，设计回采工作面采用掩护式液压支架支护顶板，上、下端头支护采用端头液压支架，工作面巷道超前支护采用超前支架及悬浮式单体液压支柱，超前支护距离不小于25m。3经常维修液压支架的护帮板；4尽量减小采掘工作面空顶距，巷道掘进后应及时进行临时支护；5严格执行“敲帮问顶”制度，及时发现事故征兆；6在采高比较大的地段应注意对煤壁的维护，防止片帮。7工作面采空区顶板初次冒落的步距较大，对工作面的安全构成很大的威胁，为减少冒落跨度，减少悬顶，减轻支护的承压值，必须进行人工强制放顶。人工强制放顶的方式，目前普遍采用打眼爆破的方法，按爆破柱槽的位置不同，有端部爆破柱槽，中部爆破柱槽和定悬顶爆破柱槽。定悬顶爆破柱槽是现场普通采用的方法，在作业规程中应针对顶板和支护的具体条件，规定人工强行放顶的悬顶距离。第6章 提升、通风、排水和压缩空气设备选型6.1 矿井提升设备6.1.1 概述 本矿井设计生产能力为0.9Mt/a。在矿井工业场地设有一个主斜井、一个副斜井。一个回风斜井。主斜井装备一台钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤的运输任务。副斜井采用无轨胶轮车担负全矿材料、设备、人员等辅助运输任务。设计矿井年工作日330d，每天净提升时间为16h。6.1.2 主斜井运输设备带式输送机具有运输能力大、能实现连续运输、自动化程度高等优点，故本设计主斜井确定采用带式输送机运输。根据井下开拓开采布置，从采煤工作面至大巷带式输送机、煤流连续运输，根据工作面数量及生产能力、煤流系统的协调能力，主斜井、大巷带式输送机运量确定为510t/h。考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定胶带机的带宽、带速、输送带强度等技术参数。主斜井带式输送机主要技术参数为：B=1000mm，Q=510t/h，V=2m/s，=-1.34898-0.17190，L=430m，St1250钢丝绳芯阻燃输送带，采用双滚筒双驱动方式布置，功率分配1：1。输送机能力校验如下：Q=3.6VSK=640t/h）大于510（t/h），满足要求。Q输送机小时生产能力t/h，S输送机上物料横截面面积S=0.111，K倾斜系数，取0.89，物料堆积密度，900Kg/m3，V=2.0m/s。由于主斜井带式输送机运输距离较长、运输能力大，为降低起动和紧急制动时输送带的动张力，减少起动时对电网的冲击和起动过程中各承力部件的动载荷，延长减速器、电动机等关键部件的使用寿命，实现电机间的功率平衡，应对带式输送机的起/制动加速度进行控制，因此驱动装置必须具有软起/停功能。根据国内同类设备生产现状及现有生产矿井的实际使用情况，设计对带式输送机的驱动方式进行了CST可控起/停驱动、交-直-交变频调速驱动等方案比较。CST可控起/停驱动装置和交-直-交变频调速驱动装置都能满足本条带式输送机的使用要求。主斜井带式输送机技术特征见表6.1-1。表6.1-1 主斜井带式输送机技术特征序号名 称单 位内 容备 注1运输量t/h5102运输物料原煤3运输物料容重t/m314速 度m/s2.05输送机长度m4306输送机角度-1.3489-0.171907输送带宽 度mm1000带 强N/mmSt1250（阻燃）8电动机型 号YBPT450-4 2台功 率kW580转 速r/min12809减速器型号SEW-M3PSF100-20.000 2台10制动器型号SHI252 1套6.1.3 副斜井提升设备1、设计依据矿井年产量：0.90Mt。井筒斜长：502m。井筒倾角： 6。工作制度：年工作日330d，日净提升16h。矿井投产时最大辅助运输量为：最大班下井人数：54人。矿井提升最大件重量:7500Kg。井下各采掘工作面辅助用量详见第三章井下下运输。2、设备选型计算本矿井为无轨胶轮车直达运输，设备选型详见第三章井下下运输。6.1.4 通风设备本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层有自然发火倾向。矿井通风方式为中央分列抽出式通风。由主、副斜井进风，回风斜井回风，服务于一盘区，服务年限约18a。回风斜井井口标高+1166m。1、设计依据初期风量：矿井所需风量: 容易时期155.2m3/s 困难时期155.2m3/s矿井所需负压: 容易时期865Pa 困难时期1250Pa 沼气等级:低瓦斯 通风方式:中央并列抽出式2、通风机风量、风压计算考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后，回风斜井的风量、阻力为：初期风量：计算通风机需要风量，风压风量: 矿井容易时期Q=K X Q前=155.21.05=163 m3/s 矿井困难时期Q= K X Q后= 155.21.05= 163 m3/s矿井移交投产时为矿井通风容易时期，在回风斜井服务范围内（一盘区），在回采工作面开采至一盘区南部边界时为其通风困难期。矿井通风总负压：hh摩Hn式中：h摩井巷摩擦阻力，Pa；Hn自然风压，Pa。矿井通风容易时期的通风阻力为865Pa，通风困难时期的通风阻力为1250Pa。矿井自然风压按下式计算：HnH1gH2g，10.003484P/T1，20.003484P/T2式中：H进风井井口与回风斜井井口高差，20m；1大气平均密度，kg/m3；2井下空气平均密度，kg/m3；g重力加速度，m/s2；P地面大气压力，取650mmHg；T1大气平均温度，K，估算为9.8；T2井下空气平均温度，K，估算为12.5。则：10.00348465013.69.8/（2739.8）1.1468 kg/m3，20.00348465013.69.8/（27312.5）1.0572 kg/m3Hn201.14689.8201.05729.818.32 Pa。矿井通风容易时期总负压：h最小h摩Hn86518.32883.32Pa矿井通风困难时期总负压：h最大h摩Hn125018.321268.32 Pa初期矿井阻力： H前=(H1+H)0/1=(883.32+196)X1.2931/1.2788=1091 Pa后期矿井阻力： H后=(H2+H)0/1=(1268.32+196)X1.2931/1.2788=1481Pa式中： 通风设备漏风系数，取1.05； 风道阻力之和，计算值为196 Pa；0 标准状况空气密度 取1.2931 kg/m3；1 风井井口空气密度 取1.2788kg/m3。3、初选通风机由上述计算可知通风机的两个工况点：通风容易时期工况点A（95.8，,1901.02），通风困难时期工况点B（95.8,3023.18），故初步确定采用FBCDZ No28型轴流式通风机。选用这种通风机，可使上述两个工况点处于合理工作范围内。求通风机的工况点通风机的工作阻力利用下式求通风机的工作风阻式中 通风机的工作风阻，；通风机的风压，pa；通风机风量，/s。通风容易时期 =1091/1632=0.0411 Ns2/m8通风困难时期=1481/1632= 0.0489 Ns2/m84、方案对比设计曾考虑过选用离心式风机，该型式风机与轴流式风机相比，由于反风需要专设反风道及反风闸门等一系列设施，增加了反风道的投资，土建施工量大，且风门多，在冬季容易出现风门被冻住的问题，其风量调节方式为采用前导叶调节，属于截流式调节，不利于风机的经济运行，故设计推荐选用轴流式矿井通风机。根据矿井回风量、矿井阻力，以及在国内得到广泛应用的轴流通风设备使用情况和性能，设计对回风斜井通风设备的选型考虑了两个方案，方案比较见表5.3-1。表6.2-1 通风设备选型方案比较表内容方案一方案二（推荐）通风机型号GAF25-12.5-1FBCDZ No28/2450台数22叶片调节方式停机机械一次调节叶片人工逐个调节初期工况点参数流 量 (m3/s)163163静压升(Pa)10911091静压效率 (%)6072轴功率 (kW)266.7222.3叶片角度-634后期工况点参数流 量(m3/s)163163静压升(Pa)14811481静压效率 (%)8084轴功率 (kW)730.4696.0叶片角度334电动机型 号Y710L-6YBF 560M2-8功 率 (kW)10002450电 压 (kV)1010转 速 (r/min)985740年运行费用(万元)260（+40）220（0.00）投资设备+电控 (万元)254+110265.8+150土 建 (万元)20080合 计 (万元)564（+68.2）495.8（0.00） 方案一选用的GAF25-12.5-1型轴流式矿井通风机是80年代引进TLT公司技术，由上海鼓风机厂生产的，质量体系完善，工装器具齐全，制造质量较好；采用停机一次性整体调节叶片方式，风机叶片调节方便；采用停机调节叶片反风，反风量大；产品配带消音器、箱式风门、轴承润滑站、喘振报警装置、通风测定装置等，成套性强；风机品种规格齐全，按“量体裁衣”的方式选择风机；风机运行噪声较小；但由于主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔与风机叶轮连接，其尺寸较长，安装对中困难，同时扩散塔较高，为避免基础的不均匀下沉，基础处理难且工程量大；需建机房、扩散塔等，风道长，占地面积较大，施工周期长。方案二选用的FBCDZ No28/2450型矿用防爆对旋轴流式通风机，属国内90年代中期开发的新产品，已在国内矿井得到大量的应用，采用反转反风并带防爆制动器，反风量较大，反风时间较短；配带风门、消音器、扩散筒，安装简单、施工周期短，维护工作量小；不需建风机房、可露天布置，安装时间短。但由于通风机电动机安装在风机轮毂内，叶轮安装在电动机轴上，需要装设防爆电动机，电动机散热较差，电动机维护较复杂。另外，风机露天安装其外壳及连接件锈蚀较严重。经对以上2种风机的技术性能、安装方式、结构设计、运行效率、维护特点、投资、年运行费用等方面进行了综合比较后，设计推荐方案二。即选用FBCDZ No28/2450型轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF560M2-8型矿用隔爆型电机（450kW、740r/min、10kV）。5、附属设施通风机为为露天安装，为提高通风机的使用寿命，通风机的外壳应进行防腐处理，所有联接螺栓均采用不锈钢螺栓。在通风机的集风器前和扩散器侧壁应设置密闭性能良好的检修门，其位置应便于出入。在消声器前后应设检修门。风机采用的闸门，可电动、手动两用。要求开关灵活，使用方便，密闭性好，漏风少，有防冻措施，开启/关闭时间不大于3min。该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足煤矿安全规程的有关规定6、通风电耗通风机年电耗电量: 矿井容易时期为1.221853106KWh/a 。矿井困难时期为2.642133106 KWh/a 通风机平均电耗：计算通风机平均电耗为0.3931kW.h/Mm3.Pa，低于煤炭工业节能减排要求的单耗指标0.44kW.h/Mm3.Pa，符合节能要求。6.2 排 水 设 备1、排水系统概述井下涌水汇集于主水仓内，经由主排水泵房内的水泵和敷设于管子道、副斜井的排水管路及地面管路，排至矿井工业场地井下水处理站进行处理后复用。主水仓及主排水泵房设置在副井井底。2、主排水设备（1）、设计依据矿井正常涌水量： 21m3/h；矿井最大涌水量：28m3/h；主斜井口标高： +1146m；主排水泵房标高： +1098.5m；水泵房底至副斜井井口垂直距离: 47.5m；排水长度： 590m。（2）、主排水设备选型（1）工作泵的排水能力应满足：Q1.2Q正=1.221=25.2m3/h，Qmax1.2Q最大=1.228=33.6m3/h水泵扬程为吸水高度、测量排水高度及管道阻力损失之和。（3）水泵选型根据设计计算所需工作水泵排水能力、排水高度和排水距离等条件，主排水泵选用MD46303型矿用耐磨多级离心泵3台正常涌水量时，水泵1台工作，1台备用，1台检修；矿井最大涌水量时，2台水泵同时工作。 MD46303型水泵主要技术参数如下：额定流量 46m3/h； 额定扬程 90m；额定转速 2950r/min。水泵工况按照每台水泵对应一趟排水管路运行进行确定。依据该型水泵特性曲线和排水系统特性曲线，确定水泵工况点，水泵工况点参数详见表6.2-1水泵运行工况表：表6.21水泵运行工况表管路状况项目新管淤积单泵单管流量 (m3/h)54.346扬程 (m)82.790效率 (%)6870流速 (m/s)1.31.2计算功率 (kW)21.219.3必需汽蚀余量（m）2.42.4排水时间正常涌水 (h)9.411最大涌水 (h)6.37.36.3 空气压缩设备1、设计依据本矿井投产时共有一个综掘工作面和一个炮采工作面。综掘工作面只配备单台气动锚杆机，大巷掘进头配备单台气动锚杆机和一台混凝土喷射机，压缩空气消耗量812m3/min，压力0.4MPa。最远输气路长度：3170m。空气压缩站所在场地标高：1148m2、空气压缩机选型本设计采用地面压缩空气站向井下风动设备供气。1、压缩机站必须供气量的确定根据全矿各班中使用风动机具的最大耗气量来确定压缩机站必须供气量：Q=11rqk=1.151.11.191=12.5 m3/min 2、估算压缩机必须的出口压力P=Pp+Pi+0.1=0.4+0.043.17+0.1=0.6268 MPa3、选择压缩机的型号及台数根据以上计算，选用OGLC-75A型单螺杆压缩机两台，其中一台工作，另一台备用。第7章 技 术 经 济7.1 劳动定员及劳动生产率7.1.1 劳动定员矿井设计规模为0.9Mt/a，根据本项目生产工艺及其定岗定员标准，按岗定员，并按照安全高效的原则进行优化。矿井年工作制度为330天，工作制度“三八制”。本项目劳动定员在籍人数为356人。详见矿井劳动定员表。序号工 种出 勤 人 数在籍人数一班二班三班合计一生产工人5757601741741井下工人28283187872地面工人1515154545二管理人员4451313其中：工程技术员33399三原煤生产人员合计107107114328328四服务人员4441212五其他人员33288合 计1141141203483487.1.2 劳动效率矿井原煤生产人员效率为7.83t/工日。7.2建井投资7.2.1 投资概算概算投资为本矿井设计范围内工程从筹建开始到项目竣工时的全部井巷工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程及工程建设其他费用的总投资。本项目概算总资金为27041.75万元。其中：井巷工程5045.25万元、土建工程4439.80万元、设备购置9647.10万元、安装工程2355.16万元、工程建设其他费用2807.97万元（其中包括资源费价款费600.00万元，工人安全风险保障金345.00万元）、工程预备费1700.67万元，建设期利息501.85万元，铺底流动资金543.96万元。 7.3成本及销售收入矿井达产年原煤经营成本计算如下：1、材料费：参照邻近矿井资料，按吨煤16.00元计算。2、动力费：矿井吨煤电耗18.88度，每度电价0.55元，吨煤10.38元。3、工资：全矿在籍总人数348人，每人年平均工资50000元，吨煤工资29.17元。4、职工福利费：按成本工资额的14%计算，吨煤4.15元。 5、修理费：综机设备提存率为5%,6、其他设备(设备及其安装工程固定资产原值扣除综机设备的固定资
- 温馨提示:
1: 本站所有资源如无特殊说明，都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
2: 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等，如果需要附件，请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
3.本站RAR压缩包中若带图纸，网页内容里面会有图纸预览，若没有图纸预览就没有图纸。
4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
5. 人人文库网仅提供信息存储空间，仅对用户上传内容的表现方式做保护处理，对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑，并不能对任何下载内容负责。
6. 下载文件中如有侵权或不适当内容，请与我们联系，我们立即纠正。
7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。
人人文库网所有资源均是用户自行上传分享，仅供网友学习交流，未经上传用户书面授权，请勿作他用。
川公网安备: 51019002004831号