同煤集团四老沟煤矿12-2#煤层矿井设计【含CAD图纸+文档】
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摘 要设计的题目是大同同煤集团四老沟矿井设计（十二号-2煤层）。大同煤田的东北是其屹立的方向，在市中心25km的距离处，5.3km处在与口泉链接，公路贯穿在井田内。依照其煤层底图数据求得：煤的均厚是0.83m。由四矿通风报告知瓦斯相对涌出量平均为0.1m3/h，是低瓦斯矿井，煤层为易燃煤层。由四矿矿井涌水量估测，四矿正常涌水量为3800m3/d。开拓方式采用主斜井副斜井开拓方式。井田共划分有4个采区（一盘区、二盘区、三盘区、四盘区）。用带区布置首采工作面，掘进使用双巷进行，工作面长度为150米，推进长度900米。采用“单一倾向长壁综合采煤法”，“四六制”式的作业制度，采空区进行全部掉落的方法。关键词：基本资料；矿井开拓；采煤工艺ABSTRACT Design theme with the Coal Mine ditch four old design (12th seam). Four old coal mine is located in the northeast of Datong Coal Field, from the city center 25Km, and Kouquan distance 5.3Km. Ida there are road runs through, and convenient transportation. According to No. 12 with seam basemap data calculated: average coal seam thickness of 0.83m. Reports by the four mine ventilation gas known relative Emission average 0.1m3 / h, a low-gas coal mine, coal seam spontaneous combustion seam.It consists of four mine Mine Inflow estimate, four mine normal water inflow of 3800m3 / d. Explore ways using principal deputy inclined inclined to open up additional coal gate way. Ida is divided there are seven bands (1、2、3、4 band) First Mining Face of mine development for the 403 band, is divided into six bands, face length of 150 meters, the length of 900 m advance. A single tendency Longwall Law, the job system as the forty-six system, using top coal caving. Keywords:Basic information; mine development; Mining Technology目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1 位置与交通11.1.2 自然地理、地形及地势21.1.3气候及水文地质：21.1.4煤层地质特征31.1.5电源、水源状况71.2井田的煤系及地质81.2.1 井田煤系地层概述：81.2.2 井田地质构造81.3煤的性质101.3.1煤层特征101.3.2 12-2#煤层的围岩性质111.3.3 煤的特征：111.3.4其它开采技术条件122 矿井开拓132.1井田边界及储量132.1.1井田边界132.1.2储量132.1.3矿井可采储量142.2矿井设计生产能力及服务年限162.2.1服务年限162.2.2矿井设计生产能力172.3井田开拓182.3.1井田开拓的基本问题182.3.2井筒与井底车场192.3.3井底车场202.4大巷的选择及类型212.4.1 大巷类型选择212.4.2断面的确定223 大巷运输及设备的选择243.1井下运输243.2大巷与辅助运输的选择243.2.1大巷运输方式的选择243.2.2辅助运输方式的选择244采（盘）区或带区巷道布置及装备254.1首采区尺寸及巷道布置254.2巷道掘进254.2.1巷道断面和支护形式254.2.2巷道掘进进度指标254.2.3掘进工作面个数及装备264.2.4矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计264.2.5 井巷总工程量264.3 采区或带区运输设备264.4 设备265 采煤方法285.1采煤工艺方式285.1.1采煤方法选择285.1.2工作面长度285.2采煤工艺285.2.1采煤工艺285.2.2作业循环305.2.3工作面支护选型及顶板管理305.2.4液压支架支护强度验算：315.3设备配置325.3.1设备配置325.4回采巷道布置345.4.1.回采巷道布置方式355.4.2回采巷道布置尺寸355.4.3回采巷道支护方式365.4.4皮带运输巷、轨道运料巷的超前支护365.4.5端头支护及安全出口顶板管理365.5巷道掘进工艺装备375.5.1设备375.6工作面顶板管理375.6.1正常工作时期顶板管理375.6.2正常工作时期特殊支护方式385.6.3各工序之间的平行作业安全距离385.6.4特殊时期的顶板管理385.7其他系统385.7.1通风系统385.7.2防治瓦斯385.7.3综合防尘系统395.7.4防治煤层自燃发火措施395.7.5供水与排水系统395.7.6通讯系统405.7.7照明系统406 矿井提升416.1概述416.2主副井提升416.2.1主井提升416.2.2副井提升方式及设备436.3排水设备436.3.1设计依据436.3.2设备选型计算447矿井通风及安全技术457.1概况457.2矿井通风系统选择457.2.1通风方式和通风系统457.2.2矿井风量、负压及等积孔的计算457.3矿井的通风阻力487.3.1通风阻力的计算487.3.2矿井总风阻的计算487.3.3等积孔的计算487.4.通风机选型487.4.1.设计依据497.4.2设备选型计算497.4.2风机房供电507.5防治特殊灾害的安全措施507.5.1.预防瓦斯爆炸的措施507.5.2防尘措施507.5.3预防井下火灾的措施517.5.4预防井下水灾措施517.5.5矿压显现控制措施517.5.6矿井安全出口517.5.7自救器及安全仪表的配备517.5.8矿山救护517.6安全技术措施附则517.6.1一般规定517.6.2顶板527.6.3防治水527.6.4爆破527.6.5一通三防与安全监控527.6.6其它528 设计矿井基本技术经济指标54参考文献57致 谢581 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1 位置与交通大同煤业股份有限公司四老沟矿，其地理坐标位于东径 11256001130332，北纬 39564340 0153。它往北边是同家梁井田，它的东北边是相邻白洞井田，它的西北边是马脊粱井田及燕子山井田，它的南边是雁崖井田，它的西南边是杏儿沟井田，它的东南边是马口井田，它的东南边的界限是大同组底部煤层露头线。相接的是口泉沟、云岗沟两条铁路支线，各个生产矿的通往路线。口泉沟支线在井田内，382km的距离从大同-北京高速距离，450km到包头，沿北同蒲线至太原355km，沿大秦线至秦皇岛630km。大同-太原208国道和大运高速公路在井田的东部。大同市至王村公路在井田内沿口泉河，去往鹅毛口乡的简易公路位于沿胡家湾沟、麻皮泊沟经盘道村，鹅毛口乡怀仁公路与大同至太原的主干公路相交，能到了大同市、太原市、河北省、内蒙古省等地方。目前大同飞机场还在正在建造中。此外，向外运输煤炭的简易公路都在井田内各条沟中。井田境内居民居住分布较散。四老沟矿交通如下图1.1.2 自然地理、地形及地势其位于山西得往北端，周围环山，西北方是牛心山，西南方是洪涛山，东南方是口泉山，东北方是雷公山。大同西部是口泉山的起端，朔州兰花口是口泉山脉的南段。其山脉中部绵连不绝，但其“坑坑洼洼”发育较复杂。口泉河和鹅毛河的分界线是盘道村的山地地形。北东部的大同煤田是四老沟井田。丘陵形的区内，黄土覆盖的地表，仅沟谷和山脊地区有岩层出露。刷切割剧烈的地表，被洪水冲，发育沟壑。口泉山脉是其的最高点，1550米的高度，口泉沟河床处是它的最低点，1100米的标高，450米最大高差，大概13000米左右的高。1.1.3气候及水文地质：山西地台北端是大同煤田，周围环山，牛芯山的西北，洪涛山的西南，口泉山的东南，雷公山的东北面。口泉山脉北起大同西部，南至朔州兰花口。煤田中部为一广阔起伏的低山丘陵台地，“沟沟”纵横交错，复杂的发育地形。本区常年降水量基本是312.9毫米左右，最高温度35天气，干燥，标准的干旱大陆性气候。结冻期一般从11月份到第二年3月份，冻土深度是50厘米，主导风向为西北风。矿井地处两河分界。银塘沟在其的南边，三井沟3001珍珠沟、东窑沟胡家湾沟。各沟常年干涸，尽在雨季时洪水流经，为季节性沟谷。26.6千米的矿区河流长度，40到70的河谷宽。根据观测，0.250.28 M3/S为口泉河的流量.89年7月22日为59.2 M3/S。其过去有泉水补给，口泉河在随着煤的开采已几近枯竭，对矿井已经没有什么作用了。1.1.4煤层地质特征其井田地表为山地，在峡谷处有冲击的小块三角平原。由于不同的勘探存在一定的不同程度，则在选择不同的探位时，也要选用不同的探孔大小，将其分为一、二类。从矿区地表出露和钻孔揭露的地层从老到新依次如下：1）中古界云冈群（Ar3Jn）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩，按照层理进行划分有水平层理，斜层理，波状层理，岩层厚度在变化很小。（2）第四系（）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩。 上统李家庄组（1mo ）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩，按照层理进行划分有水平层理，斜层理，波状层理，岩层厚度在变化很小。 上统下部云冈组（2x）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩。 中部统上部本溪组（2Z）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩，按照层理进行划分有水平层理，斜层理，波状层理，岩层厚度在变化很小。 中统下部石河子组（3g）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩。 下统中部安山组（3c）厚度不大，含有部分的岩浆岩 上统中部高山组（3f）情况简单，厚度不大，变化范围很小，岩石的颜色种类丰富。石炭系与下部中古界安山岩为假整合接触，第四系各统岩层之间存在很多关系。（3）侏罗系（O）岩层的结构简单，节理裂隙发育相对比较严重，按照岩性划分的话，有大理岩，粗砂岩，安山岩，长片岩，板岩，颜色的分布也很广泛，有白色的细砂岩，红色的粉砂岩，灰色的页岩，按照层理进行划分有水平层理，斜层理，波状层理，岩层厚度在变化很小。1.1.5电源、水源状况1电源的状况五座火力发电厂在大同地区，380万千瓦的总装机容量、13万千瓦的大同一电厂、120万千瓦的大同二电厂、137万千瓦三神头一电厂、100万千瓦的五四神头二电厂、10万千瓦大同热电厂。其中29万千瓦的110千伏主变压器，50万千瓦的35kv主变压器安装总容量为。在大同地区一共存在25个变电站，其中大同电网为同煤提供所需的全部电能。矿区电源主要取自110千伏的三井变电所、220千伏的西万庄变电站、220千伏的高山变电站和110千伏的云岗变电所。在2002年25.8万千瓦，电量达到12亿度，达到同煤集团公司的最大负荷，而根据公司发展规划，全局用电负荷将是增长趋势，预计递增率在18%左右。以上所得，电源充足矿井建设，四老沟矿井的建设及生产生活用电得以保证。2水源状况根据地质情况状况，31361.20万立方/a的大同地区 （85.92万立方/d） 地下水天然资源量，19129.5万立方/a（52.41万立方/d）的地下水可采资源量册田水库始建于1958年，其是山西省第二水库，5.8亿立方的总库容量，为矿区的水源补充得以不担忧。在2002年同煤集团公司12.5w立方的一天供水总量，其由三部分组成：地下水 8.2w立方d的第四系含水岩组，其中：时庄、下窝寨自备水源地2.06 w立方d，大同自来水公司外购水，2002年日均购水量为6.5万立方米。部分单位自备水源并取水1.2 万立方米/d。矿井水利用量3.14万立方米/d。在四老沟矿，其日常用水要先用矿的涌水，如若不够再用水库的水。1.2井田的煤系及地质1.2.1 井田煤系地层概述：大同煤田区域地层由以下构成：（1）太古界集宁群（2）寒武系（3）奥陶系（4）石炭系以下（5）二叠系下统山西组：其一般厚60米其，两极厚度45-90米，而由灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩和灰白色中粒砂岩等等组成，本组与下伏太原组整合接触。（6）侏罗系1）底部砂砾岩2）中统大同组3）中统云岗组1.2.2 井田地质构造 1. 断层2. 陷落柱陷1：位于45893孔附近，地表呈现四边形状分布，长轴的长度为180m，短轴长度为120m，周围地层高中间倾斜，倾角大小为达36。陷3:地表没有任何煤层线出露，呈长方形，长轴的长为70m，短轴的长为40m，陷4、5：位于46843孔附近，地表呈现四边形状分布，长轴的长度为200m，短轴长度为180m，周围地层高中间倾斜，倾角大小为达36。陷6：周围地层呈环状下落，地表没有任何出露，位于44264附近。1.3煤的性质1.3.1煤层特征上下两套煤系地层在本井田，即大同组上煤系，山西组和太原组下煤系。共20多层大同组含煤地层，其中可采煤层有2#、3#、4#、7#、8#、9#、10#、11#、-1#12、12-2#、14-2#、14-3#等，共计12层，地层总厚200多米，煤层总厚度将近20米，含煤系数8.9%，分叉合并较普遍。12-2#层其特征如表表1-1 煤层特征表煤层号煤层厚度间距（m）煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性12-2#0.5-1.70.83 7.10-16.60简单、夹石稳定，全区可采中、细砂岩 细砂岩1.3.2 12-2#煤层的围岩性质12-2#煤层的顶板由直接顶、基本顶和伪顶组成，其中:直接顶：深灰色粉细砂岩互层，一般厚约10米，局部节理裂隙发育。伪顶：深灰色粉砂岩，厚0-20米，极易垮落。直接底：深灰色粉砂岩，具斜波状层理。煤层底板：大部分为粉砂岩和泥岩。 老顶：灰白色中、细、粗砂岩，一般厚度约20米 以中细砂岩为主，致密坚硬，难以垮落。表1-2 12#煤层围岩特征表煤层号煤层厚度间距（m）煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性12 0-5.12 3.157.10-16.60简单、夹石稳定、全区可采中、细砂岩 细 砂岩1.3.3 煤的特征：本矿开采12-2层煤， 12-2层煤成黑色，主要为半暗型煤，以主的是暗煤。薄层亮煤和镜煤在12-2偶尔夹杂。对煤的化学性质及工艺特性分析如下：1、水分：在2.87%4.05之间变化，水分从上到下有下降的趋势，而以12-2层煤最低2.85，但实际在6.74左右，所以， 其矿煤属于低水分煤。2、灰分（Ad）：12-2煤灰分为3.45。3、挥发分（Vdaf）:挥发分均大于30.91,属高挥发分煤。4、硫分（St.d）：各层煤硫分在1.143.14之间变化，12-2#煤为0.60，属低硫煤。5、磷含量（Pdaf）：12-2煤含量小于0.005，属于低磷煤。6、发热量（Qnet.ad）可采煤层，12-2煤为27.6MJ（5500大卡/kg）。其均属于低发热量煤。煤质指标详见下表表1-3 勘探区煤芯煤样化验结果表煤层水分（%）灰分（%）挥发分（%）硫分（%）发热量（MJ/kg）煤灰成分（%）无机组分（%）12原煤3.1-5.106.5420-30.54.4242.7-44.729.911.68-3.00.3917.1-23.100 2775.2511.4-37.522.7精精煤1.4-6.002.037.2-6.807.1327.-40.5436.931.7-1.832.041.3.4其它开采技术条件1、瓦斯、煤尘与煤的自燃情况（1）、瓦斯等级其属低瓦斯矿井。（2）、煤尘的爆炸性其煤层爆炸指数为38.6%，在本区煤层火焰长度大，其具有爆炸危险性。（3）、煤的自燃倾向性自燃发火期为半年（6个月）左右，属容易自燃煤层。（4）、本区域地温属正常区。第 57 页2 矿井开拓2.1井田边界及储量2.1.1井田边界由四矿的采矿许可证具体规定，以坐标点连接所形成的边界作为井田的边界：1、X=540529.6 Y=4433189.02、X=542225.4 Y=4430830.0 3、X=546046.8 Y=4428066.04、X=547826.9 Y=4427195.55、X=546076.6 Y=4423666.56、X=544631.2 Y=4424204.67、X=540150.0 Y=4428090.08、X=537850.8 Y=4431263.2井田走向：5.3千米倾 向：3.5千米面 积：12.433326平方千米2.1.2储量 （1）资源/储量估算范围范围参照2.1.1井田边界，此范围为十二号煤层的估算范围。（2）工业指标参照煤、泥炭地质勘察规范中有关规定，确定各工业指标如下：1、 煤在全井田的平均厚度是0.83 m2、 最大可采灰分为4.62%3、 最大可采硫分为0.49%（3）12#煤层工业储量的计算以及相关的参数如下：十二号煤层为近水平煤层，故可以采用块段法公式计算：Q=SgHD/10 （2.1）式中：Q块段资源/储量（万吨） S块段的面积（Km）： （指十二号煤层的水平投影所形成的平面面积由CAD法测量得到）依据计算公式：Sg=S/COSa （2.2）得Sg=12443770 H块段的平均厚度（m）： （指在井田内的煤钻孔显示煤炭厚度的平均数） D煤的视密度（t/m2），经检测本煤层容重为1.45t/m3（4）资源/储量估算结果经本估算，共获得12-2煤层工业储量14.98mt。2.1.3矿井可采储量(1)边界煤柱保护煤柱的留设，在井田边界线向内30 m。井田周长为 26456 m。则煤柱损失煤炭为：P1= 30 26456 0.83 1.45= 95.52wt（2）工业广场煤柱压煤表2-1 矿井工业广场留煤柱设计图工业场地占地面积指标井 型/Mta-1占地面积指标/ha（0.1Mt）-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8由以上得出120万吨矿井工业广场占地面积为0.931210000=111600m2四老沟矿井走向移动角=4.4，上山移动角=75下山移动角=-0. 8 =71.48，表土层移动角=45井筒穿煤层时，见煤深度12-2煤：H4=110m表土层厚度：0到5.20m。选定井口设置在井田中央。因为井口附近风化现象严重，所以对于表土层的厚度完全可以不考虑。由上表计算得总面积为111600m2，所以工业广场的尺寸参数为：因此，12#煤层的工业广场.造成煤炭损失的量为：倾向长度 l+q+b=61.04+72.82+300=434.22m走向长度 2l+q=261.04+360=482.08m压煤损失 P2=45万吨(3)断层煤柱煤炭损失 留出30m的保护煤柱在，凡是有大的断层的地方的两侧。可得煤炭浪费量为：P3=7.7812万吨(4)其他煤柱煤炭损失由于工业广场保护煤柱与主井、副井和风井的保护煤柱与大巷的保护煤柱重合，因此主、副、风井保安煤柱没有损失量。(5)矿井设计可采储量总设计煤炭损失储量为P=P1+P2+P3+P4=95.52+45+7.78125+0=148.3wt可采储量：Zk=(Zg-P) C （2.3）Zk=11.47 mt2.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井服务年限按下式计算：T=Z/（KA） （2.4）T=11.47/（1.20.9）=10.62a经计算，四老沟矿矿井服务年限为10.62a。根据下表表2-2 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力/ Mta-1矿井设计服务年限第一水平设计服务年限（煤层倾角）6.0及以上70353.0-5.060301.2-2.4502520150.45-0.9402015102.2.2矿井设计生产能力275定成一年生产的天数（根据国家的新要求，矿井生产的产量、完成任务的数量，一般的上班时间是300天），工作制度为“四六”制，每一天都有3个班生产煤炭，1个班维修机器，每个班工作6个多小时。矿井每昼夜提升时间为13个多小时。矿井设计生产能力的确定:矿区规模可依据以下条件确定：1 资 源：煤炭的储存量很大，矿井的断层、褶曲、陷落柱等很少，不复杂，适合建设成大产量的矿井。2 开 发：十二矿的交通便利，运输线路发达，供水供电良好，人员充足，且施工井田上方已无农田，无公路，无水体，且人员已搬到棚户区，不用担心开采造成的后续其他问题。3 井 型：根据对十二矿煤矿储量的计算，以及年产量的确定，参照国家相关规定，认定十二为中小型矿井。4 利润回报：首采工作面距离开拓井口比较近，利于早投产，早回收，利于建设好矿井。在12#层煤，其能够保证设计生产能力为120wt/a。其井田，要在12-2层开采煤炭，矿井生产力为0.9万吨/a。2.3井田开拓2.3.1井田开拓的基本问题(1) 矿井工业场地位置选择：1.从节约保护煤柱的角度考虑，应该尽量靠近断层布置。2从节约井筒周围保护煤柱的角度考虑，应该尽量布置在井田中央3从交通运输和地势角度考虑，应布置在交通最便利的区域根据以上条件考虑最终选择，工业广场布置在一号断层附近，地势平坦开阔，面积为116782平方米。矿井工业广场选择在此处有以下优点：1、近靠铁路与公路，有利于运输，节省成本。2、地势平坦宽阔，有利于建设。3、由于近靠断层和布置在中央，有效节约了煤柱成本。开拓方案本井田设计的主、副斜井开拓。主井地面出口的高度1333。矿井下面接煤的地方标高1253。主斜井斜长355米，度数15.6，进风井由皮带提升兼做。副斜井出口为1339。井底车场为1244，度数是7.6，倾斜的长度是694米，运用无轨胶轮车进行人和机器的输送，同时作为新鲜空气进入和人们出去。通过建立12#煤层一个层位开采煤炭资源，副斜井进入煤层之中后，建1260标高的车场。按其煤的原始地质条件、开采科学水平与井口地方等等不同的要求，进行巷道布置。煤田中央偏北设三组开拓大巷，贯穿井田。运用负压进行风的流动，在进行煤炭开采时。在已知地质条件的地方布置风井。井田开拓布置了风井1、2，在回风大巷的两个边缘上，回风井的出口比较高，回风井1、2井口标高分别为1449、1509，井底标高1259，井筒垂深119m；直径设为4.9m。通行装置安装在风井里面，人们逃生时用。2.3.2井筒与井底车场(1) 井筒 井筒数目与使用途径：1、主斜井：一个，其主要承担矿井提升煤炭以及提供新鲜风流的任务。2、副斜井：一个，其主要承担矿井人员提升、运输矿井材料、提供新鲜风流以及安全出口的任务等等。3、回风立井：其主要承担做为矿井的安全出口以及全矿井的回风。（2）井筒布置及装备 主斜井：半圆拱形的筒断面，5米净宽的井筒，3.35米的净高，拱净高为2.15米，净断面为12.2平米，井筒掘进宽度为4.59米，掘进高度为3.45米，拱掘进高度为2.30米，掘进断面为13.6平米，150毫米厚的混凝土井壁，检修道的设置，提升运用1米宽大的倾角带式输送机进行。 副斜井：半圆拱形的井筒断面，净宽度为4.5米井筒，净高度为3.75米，拱净高为2.25米，净断面为13.6平米。 回风立井：圆形的井筒断面，5.0米的井筒净直径，净断面为19.6平米，掘进直径为5.9米，掘进断面为27.3平米，井壁厚度为450毫米。（3）井硐形式与数目以及位置主斜、副斜井的井田开拓方式，、一个进风井（副井）与两个回风井。表2-3 井筒参数表井口 名称井型坐标 X Y井筒 坡度井筒 断面井深(斜长）井口 标高井底 标高井筒 用途备注副井斜井X:-2537.66338度13.6514.613401260辅助运输辅运大巷 Y:3357.2353主井斜井X:-2716.818316度12.2638.513351260主提升胶带装载室Y:3174.0797回风井1立井X:517190.719.612014501330回风回风大巷Y:4403881.9回风井2立井立井X:517190.719.615015101360回风回风大巷Y:4403881.92.3.3井底车场2.4大巷的选择及类型2.4.1 大巷类型选择在此次设计中设计的三条大巷分别为轨道、运输、回风大巷，用来运输井上下货位、煤、人等等的东西。这三条大巷为建设巷道服务整个矿井主要巷道，直到矿井到达其服务年限。 运输大巷运输方式的选择；.井下矿车与胶带机是现在井下常用的的大巷运煤方式；其优缺点见下表；表2-4 大巷运输方式比较运输方式优点缺点适用条件矿车运输1人、物料、煤能系统的进行运输2如若运输量大可以适当增加列车的数量。3适合煤炭的分采和分运。4对巷道直线度要求不高，能适应长距离运输。5吨公里运输费比较低。1不连续运输。2井型越大，运输能力的限制使列车调度工作越紧张。大型矿井，以及中小型矿井胶带运输1实现大巷连续化运输，运输能力大。2操作简单，比较容易实现自动化。3装卸载设备少，卸载均匀。1不能适应不同煤种的分采分运。2大巷要平直。3需要开凿另外一台运输辅助大巷。运输量大，运输距离段，没得种类少，量少巷道平直的矿。2.4.2断面的确定主斜井断面的确定巷道净宽用下面公式：+b （2.5）得： B = 4300 mm 巷道净高度运用下面公式： （2.6）考虑到最大设备的尺寸，得：H = 3300 mm。巷道断面风速的验算：巷道断面风速验算用下面公式：V=Q/S V0 （2.7）V=2.9 m/s 4 m/s副斜井断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： （2.8）得： B = 3700 mm巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： （2.9）查资料得到最大设备的尺寸（液压支架的最小高度为850 mm），得：H = 4150 mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算：V=Q/SV0 （2.10）代入数据得： V = 2.84 m/s 4 m/s风井井筒断面的确定其有效净断面积为：S0 =Q/V （2.11）因此： S0 = 87/5 = 17 m2,则： S = S0+2.5 = 19.5 m2,取19.6 m2；设梯子间时， （2.12）因此 D=4.1m，以0.5m晋级后取5m。井壁材料：井壁利用砌碹且喷护，其为450毫米厚3 大巷运输及设备的选择3.1井下运输3.2大巷与辅助运输的选择3.2.1大巷运输方式的选择在对比等的综合考虑下，大巷运输方式采用皮带机运输与蓄电池电机车运输相结合的方式，经对比分析比较两者，其主要优点下如：1、胶带运输和矿车运输的对比发现：具有运输环节较少；占用人员较少；维修工作量较少；主辅运输相互不干扰；发生事故率低等等优点。2、无轨胶轮车与架线电机车的对比如下：易产生火花；且前者运行稳定，可以很有效的降低漏电的风险。3.2.2辅助运输方式的选择由于目前管理水平及其的资金情况，并将辅助运输定为斜井无轨胶轮车运输。4采（盘）区或带区巷道布置及装备4.1首采区尺寸及巷道布置（1）采区数目和位置其拥有四个采区。开拓方案的选择，其在十二号煤层的一采区布置首采工作面。由于一采区靠近井筒，地势平且开阔，优质煤较集中，地质结构较为简单，利于煤的开采与矿井的前、后期建设。（2）首采区尺寸首采区布置在12-2号的一盘区，呈扇形，其走向是 2536.36米，倾向是 1233.4米，面积约 为2085564.28m2。4.2巷道掘进4.2.1巷道断面和支护形式锚喷网联合支护额主斜井、副斜井。以半圆拱形断面主副斜井的运用，以圆形断面回风立井的运用，以矩形断面的轨道大巷、运输大巷、回风大巷的运用；以矩形断面的皮带顺槽、辅助顺槽和工艺巷的采用。4.2.2巷道掘进进度指标从最新的装备和技术手段考虑，各巷道的掘进进度：半煤岩锚喷巷道： 250m/月半煤岩锚杆巷道： 300m/月岩巷： 150m/月煤巷： 500m/月倾斜岩巷： 100m/月硐室： 300m/月4.2.3掘进工作面个数及装备在巷道中确保采掘顺利进行的条件下，一共布置两个掘进工作面。其中，一个大巷机掘面，一个初期顺槽机掘面；另一个是生产期间顺槽机大巷机掘面。4.2.4矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计采掘比：1：2。井下矸石量预计：0ktA。4.2.5 井巷总工程量而在矿井移交生产后，井巷工程量在应达到20119 米，煤巷为17235m岩巷为559m，且井上井下工程同时进行，而在对于井巷工程施工进度再另行设计。4.3 采区或带区运输设备主 运输：开拓巷道运输辅助运输：运用无轨胶轮车运输。4.4 设备斜井开拓，井筒倾角为16，巷道断面与顶底板条件都要能满足要求，矸石、设备及材料要用无轨胶轮车运输。表4-1 井下运输车辆及用量表序号名称型号数目1胶轮客车MYNZTAXI4102多功能车TRUCK413支架搬运车912E24胶轮人车913BUS4表4-2澳大利亚TRUCK4客货两用车技术特征表序号技术指标技术参数1发动机额定功率48kW2装载质量5000kg3乘坐人数19人4爬坡能力纵向155最小离地间隙218mm6最小弯转半径向外5720mm；向内2520mm7轴距4034mm8驱动轮胎型号13.00-249后轮胎型号10.00-2010前机架高1800mm11整车装备质量9445kg12最大装载质量15805kg5 采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法选择 设计对象是十二号-2煤层, 十二号-2煤层的厚度的平均值是0.83 m，属于薄厚煤，又根据实际情况决定采用单一倾斜长壁采煤法。5.1.2工作面长度根据实际需求将工作面设定为150米。5.2采煤工艺5.2.1采煤工艺工艺选用壁式采煤法。需要使用 IMC-200双滚筒采煤机，SGB-630/220型刮板机，SZB-730/75桥式转载机，DSP-1063/1000型胶带输送机，BZY-520支撑掩护式液压支架，支撑高度1.0-1.75米，采用跨落法处理采空区，采煤高度为0.8。（1）采煤机机割煤方式端部斜切进刀与短工作面。（2）采煤机进刀方式采用端部斜切入刀法进刀，往返割两刀煤。图5-1 采煤机端部斜切进刀示意图3. 支架拉移 使用及时支护，先移支架撑住顶板，再移输送机。4.移溜方式溜移时滞后机组后滚筒10m开始推前溜，在前溜移头（尾）时，如果负荷比较大，可以配合单体支柱顶或使用顺槽回柱绞车拉的方式进行前移，两刀放煤完后拉移后溜。5. 放煤方式其中此层采用进两刀一放煤，第二刀煤开始割煤后滞后采煤机进行放煤，放煤方式运用顺序式放煤方式，顶板过硬采用爆破落煤法与注水软化法。5.2.2作业循环表5-1正规循环作业图表5.2.3工作面支护选型及顶板管理结合十二矿12-2号矿山压力规律分布图，以及煤层柱状图，对工作面矿压预估：表5-2 工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m17.60直接底厚度m 0.52直接顶初次跨落步距m25253初次来压来压步距m54.552-57最大平均支护强度KN/m2780760最大平均底板移近量mm100来压显现程度强烈4周期来压来压步距m19.220最大平均支护强度KN/m2740740最大平均顶底板移近量mm来压显现程度中等5平时最大平均支护强度KN/m2740740最大平均顶底板移近量mm6直接顶悬挂情况m557底板允许比压Mpa 8直接顶类型类中等稳定中等稳定9基本顶级别级10巷道超前影响范围m15-20205.2.4液压支架支护强度验算：（1）合理支护强度计算。 采用经验公式计算：q1=9. 81hk （5.1）=9.815.982.57=1026.6165KN/m2 实际支撑能力计算Rt=kgkzkbkhkaR （5.2）=0.990.950.91.01.013000=11003.85KN 每平方米支撑能力q=Rt/F=11003.85/10.028=1097.31kn/平方由以上计算的选择ZF8500-22/42液压支架符合要求。选择合理的控顶距150m的工作面长度，1.5米的中心距离，经计算得到工作面需要安装一百零六个液压支架。5.8米到6.6米的工作面控顶距范围，端面距范围为0.3m到1.1米。（2）乳化液泵站乳化液泵站、数量乳化液泵站型号RB160/31.5型，数量2台乳化液箱型号RX200/16型，数量1台。5.3设备配置5.3.1设备配置（1）使用一台IMC-200型双滚筒采煤机。其主要技术特征为：型号：IMC-200 采高范围：1300-2500mm 最大牵引速度：10.51m/min 截深：80mm 滚筒直径：1800mm 摇臂长度：2010mm 最大牵引力：265KN 卧底量：390m 滚筒转速：51.19r.p.min 摇臂摆角：+29.50，-11.50 机身高度：860mm 截割电机功率：22125KW 牵引电机功率：225KW 泵电机功率：5.5KW装机总功率：560KW 机组重量：32t（2） 液压支架使用BZY-520液压支架106架，型BZY-520支架6架。其技术特征为：型号：BZY-520 ；支架型式：支掩式低位放顶煤支架高度：最低1450mm，最高3000mm支架中心距：1500mm 支架宽度：1450mm 支架初撑力：3837KN 支架工作阻力：4400KN 支架支护强度：(最小)0.766Mpa 支架切顶力：3344KN 顶梁前端支护力：1280K 比压：顶梁0.83Mpa 底座2.04Mpa 支架操纵方式：邻架 系统压力：31.4Mpa 系统流量：125L/min 支架重量：9.22吨立柱(双伸缩)：2个， 缸径280/200mm 柱径260/170mm 行程415+425mm 初撑力1976KN 工作阻力2200KN 推移千斤顶：1个 缸半径62.5mm 柱半径35mm 行程875mm 推力120.7KN 拉力264.2KN 行程140mm平衡千斤顶：2个 缸径125mm 柱径70mm 行程265mm 推力538.7KN 拉力369KN（3）前后刮板输送机使用SGB-630/220型一部，其技术特征为：型号：SGB-630/220 设计长度：200 安装长度：100米 输送量：800t/h 装机功率：2200KW 电压：1140 链速：1.1m/s 刮板链形式：中双链 链条规格：2692 最小破断负荷：833KN中部槽规格：1500(长)724(内宽)290(高)mm传动比：27.635 链轮齿数：7 紧链方式：马达紧链（4）转载机使用SZB-730/75桥式转载机一部，其技术特征为：型号：SZB-730/75 设计长度：50米 安装长度：30米 输送量：700t/h 装机功率：132KW 刮板链速：1.34m/s 刮板链型式：双边双链 链规格：2286 链破断负荷：598KN 中部槽：1500(长)800(内宽)222(高)mm 中部槽联接方式：哑铃销 减速器型号：3JS-132 传动比：21：11 爬坡角度：100 紧链方式：闸盘紧链（3） 胶带输送机使用SSJ-1200/M型可伸缩皮带机一部，其技术特征为： 型号： SSJ-1200/M 输送能力：630t/h带速：2m/s 储带长度：50米 输送带宽度：1000mm 转载机搭接长度：15米安装长度：355米 输送带规格：整芯PVC塑料带560D 电机型号：JDSB-160 功率：160KW 转速：1475r/min 电压：660/1140V 液力偶合器型号：21Y001 减速器速比：24.6448 传动滚筒直径：630mm 卸载滚筒直径：320mm 托辊直径：108mm（6）乳化液泵站WRB200/31.5型乳化液泵站：乳化液泵型号：WRB200/31.5 数量：2台 公称压力：31.5Mpa； 公称流量：200L/min 曲数转速：561r/min 塞行程：66mm 柱塞直径：50mm 柱塞数量：3 电机功率：125/160KW; 电机电压：1140V 乳化液箱型号：RX200/16 乳化液箱容量：1600L； 工作液：乳化液(油水比5：95) 安全阀出厂调定压力：34.7-36.8Mpa 卸载阀出厂调定压力：31.5Mpa ；配制乳化液自动配比器，配比浓度为3-5% 表5-3 工作面主要机电设备配置表序号名称型号功率（KW）能力（T/H）电压（V）数量1采煤机IMC-2005604800330012溜子SGZ-764/32023202000330013转载机SZB-730/751322500330014破碎机PEM100010001102000114015皮带机SSJ-1200/M1602000660114026乳化液泵XPB250/55125/160315L114027移变KBSGZY-630/63150114028馈电开关KBZ6301140Z11402表5-4支架特征表称名型号初撑力（KN）工作阻力（KN）高度（）长宽（）数量（架）液压支架BZY-520389085001600-3000751514501065.4回采巷道布置5.4.1.回采巷道布置方式运输巷与区段巷要直线，且应力要互相平行。综合化机械采煤使用双巷布置，在区段两侧巷中布置转载机、胶带机、泵站与变电站5.4.2回采巷道布置尺寸回采主要巷道的断面图:区段运输巷断面图： 垂直布置的区段巷道沿煤层底板与运输巷道，平行的运输与回风，5%-10%坡度的布置和掘进。5.4.3回采巷道支护方式在区段运输巷、区段回风巷和工作面切眼都采用锚杆加锚索支护方式支护。且锚杆间排距为1000m，锚杆20 mm，杆长3000mm，成矩形布置；160mm的锚索间排距为，20 mm的锚索，6000mm的杆长，布置成矩形。5.4.4皮带运输巷、轨道运料巷的超前支护在开采过程中，超前支护的两顺槽巷。超前支护两排，柱距1米，顶梁要与巷帮垂直。5.4.5端头支护及安全出口顶板管理端头支护是使用头与尾特殊液压支架和单体液压支柱顶板。端头单体柱及超前单体柱均选用LZ35-25/110型单体柱液压支柱，要求柱帽均匀布置在单体柱上，垂直侧面煤壁，且端头单体柱支护范围为从支架切顶线布置到工作面煤壁。5.5巷道掘进工艺装备5.5.1设备各巷道均采用EBJ-120型掘进机组截割破煤。各巷由工作面掘进机截割落煤 SZB-730/75型胶带转载机 各巷内头部和二部SSJ-1200/M型胶带输送机 胶带大巷永久支护：根据各巷道断面，具体支护。掘进面需风量为1200 m3/min，选用BKJ66-11No6.3型局部通风机，风筒为1000 mm柔性阻燃性风筒，用通风方式为压入式通风方式。5.6工作面顶板管理5.6.1正常工作时期顶板管理（1）工作面支护用BZY-520型液压支架维护工作面顶板，工作面全长150米，连同两顺槽巷共179.6米，共摆设106架支架，采用及时支护法。（2）采空区顶板管理采用自然垮落法结合人工强制放顶。根据四矿十二号-2煤层一采区的矿压观测，并结合实际情况初步确定初次放顶步距为28米，步距放顶步距为20米。（3）初次放顶在采宽达到28米时，顶板不能自行垮落或垮落高度达不到要求时，进行人工强制爆破放顶。（4）步距放顶在开采过程中工作面每推进20米，进行步距放顶。当炮孔口移至支架切顶线时，使采空区顶板在头、尾拉开槽，使采动自行跨落。(5) 局部放顶 在开采过程中，若在工作面古塘悬超过25m2时，停产进行打眼爆破放顶。5.6.2正常工作时期特殊支护方式工作面在正常回采过程中，如若有特殊支护，再另行制定措施。5.6.3各工序之间的平行作业安全距离采煤机割煤时滞后采煤机后滚筒大约1-3架的距离时拉移工作面液压支架，在距离采煤机后滚筒大约20米以上距离时推移工作面运输机 。5.6.4特殊时期的顶板管理（1）来压及停采前顶板管理（2）初采或者停采的时候，要参照具体情况灵活地采取处理方法。（3）过断层及顶板破碎时期的顶板管理（4）应力集中区的顶板管理要根据实际情况，加强支护，补充措施。5.7其他系统5.7.1通风系统通风设施：矿井压入式通风，在回风绕道设在运料巷距巷口70米处，且在轨道运料巷距巷口30米设置一正一反。5.7.2防治瓦斯(1)瓦斯检查工作面应每班配备专职瓦斯检员一名，瓦斯检查员必须按规定进入工作面检查有害气体情况，每班不少于两次的检查，发现危险气体超标时，应及时将工作面所有人员全部撤到安全地点，并将所有电器设备断电闭锁，且由瓦斯检查员亲自向矿调度室汇报，以便发布防护撤退命令。(2)瓦斯以及一氧化碳的监测瓦斯及一氧化碳监测探头吊挂在回风巷距工作面510米范围内，挂在顶板完整且与顶板保持0.3米与工作面侧煤壁保持0.5米的距离，其维护、移动、保管由本队人员负责，且当瓦斯或一氧化碳有害气体达到危险报警时，瓦斯及一氧化碳监测探头自动切断工作面高、低压电源。5.7.3综合防尘系统(1) 防尘管路系统：地面静压水池 回风立井 回风大巷 皮带巷 上下顺槽巷 采煤工作面。(2)防尘措施1. 洗尘2. 灭尘3. 煤层注水5.7.4防治煤层自燃发火措施(1)监测系统按照安全规程执行通风区有关规定。(2)综合防火措施工作面配备灭火锹两把、灭火器两个及一定数量细砂，置于固定地点，常检查确保正常使用。任何人发现有着火迹象或火灾时，应立即采取一切可能的方法直接灭火并迅速向领导报告。工作面及顺槽内的电气设备着火时，应首先切断电源。工作面开采完毕，进、回风巷口必须按要求及时封闭，以防煤的自燃。(3)灭火要求工人能正确使用各式各样的灭火器材，定期进行火灾知识讲座和现场演习。5.7.5供水与排水系统设备选型：在两顺槽巷内低洼处都安装一台功率为11千瓦和18千瓦的排水泵，在回风巷铺设一趟57毫米钢管，铺设一趟108毫米钢管，一趟57毫米钢管，并且在运输巷铺设57毫米排水管一趟，铺设57毫米风管一趟供打放顶孔专用。 5.7.6通讯系统在顺槽皮带头和工作面运输机头及设备车处各安装电话机一部。沿皮带巷每50米，工作面每15米设一个通信、信号点。同时还应设有一个闭锁键，这些设备都应便于维修、移动。5.7.7照明系统在皮带头安装一台照明信号综合保护，皮带巷每隔25米装一具照明灯；在移动设备车处安设一台照明信号综合保护，移动设备车每台开关上装一具照明灯，工作面每隔5架装一具照明灯。照明灯必须用隔爆型灯具。6 矿井提升6.1概述矿井年产量120万，“四六”制的工作制度，年工作日275天。矿井为双斜井开拓。主斜井胶带提升，副斜井串车提升。矿井服务年限45年，属低瓦斯矿井，最大班下井人数为87人。6.2主副井提升6.2.1主井提升主井斜长345米，提升角度为16，胶带输送机。(1)胶带机的选型计算及验算根据货载最大块度初 步计算带宽BB=3amax=3300mm=900mm （6.1）v=A/Bkc （6.2）由上可得 v=1.46 m/s大倾角胶带输送机，2.0m/s的带速，1.0m带宽,690m带长,600kw的功率，630t/h的运输力。胶带输送机验算q=A/3.6v=430/(3.62.0)=59.72kg/m （6.3）G g /l1g =22/1=22kg/m （6.4）G1 g /l11g =22/2=11kg/m （6.5）取阻力系数=0.03; 1=0.025,则重段阻力为Wzh= （6.6）=293006N空段阻力为WK= （6.7）=-98763N并将各点张力计算列表如下：表6-1 各点张力计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力/N结果/N重算值/N1S1S1200862S2=S1+WKS2=S1-98763786773S3=1.03S2S3=1.03S1-101726810384S4=S3+WZHS4=1.03S1+1912802119665S5=1.03S4S5=1.0609S1+197019218325由表得到 （6.8）20086N验算输送带重段最小张力 （6.9）=5650N摩擦力备用系数为验算输送带的强度，帆布层数为所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。主动滚筒圆周牵引力为 （6.10）=207776N减速器的总传动效率为电动机功率为 （6.11）由以上计算可知，此大倾角胶带输送机完全满足需求。6.2.2副井提升方式及设备 矿井升降人员、下放设备和材料等都在副井进行并且运用无轨胶轮车。斜长695米，倾角8，下放最大重力160KN，所以选择车辆规格如下表：表6-2 井下运输车辆及用量表序号名称型号数目1胶轮客车MYNZTAXI4102多功能车TRUCK413支架搬运车912E24胶轮人车913BUS46.3排水设备6.3.1设计依据矿井年产量：120万t/a；矿井正常涌水量QH= 40-130m3/h，涌水天数330d；矿井最大涌水量Qm=250m3/h，涌水天数50d；副斜井井筒垂深：100 m；矿坑水容重：=1.02t/ m3。矿井开拓为斜井单水平开拓6.3.2设备选型计算(1)水泵的选型计算正常涌水期工作水泵必须的排水能力为QB 1.2 qz =156m3/h最大涌水期工作和备用水泵必须的排水能力为：QBmax 1.2 qmax =300m3/h水泵所需扬程的估算： （6.12）(2)选择水泵根据计算的工作水泵排水能力、估算的所需扬程、原始资料给定的矿水物理性质和泥沙含量，选取250D6010型水泵3台，该型水泵额定流量为 450m3/h，额定扬程为600m，转速为1480r/min，级数为10，功率为1120KW，效率为79%，则工作泵台数n1= 0.35 取 1 备用水泵台数n20.7 n1=0.7和0.03 故取 1检修泵台数n30.25 n1=0.05 取1正常涌水时1台工作, 1台备用, 1台检修。(3)管路的选择计算将“三泵两趟”管路作为排水系统，3518型无缝钢管作为排水系统的“两趟”。7矿井通风及安全技术7.1概况整个矿井设计至关重要的是矿井通风的设计。没有好的通风环境就不能进行系统合理的管理生产。7.2矿井通风系统选择7.2.1通风方式和通风系统矿井采用压入式通风。通风系统方式采用对角式。回采工作面的通风方式为并列通风方式。7.2.2矿井风量、负压及等积孔的计算(1)矿井风量风量计算根据煤矿安全规程，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值： （取4立方/min）矿井的总风量为：Q矿总4NK=4871.2 =417.6m3min=6.96ms （7.1）b按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算： Qm(Qwt十Qht十Qrt十Qot)Km （7.2）2）按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要的风量的总和计算a按瓦斯涌出量计算：回采工作面CH4绝对涌出量按下式计算：Qgw=(回采工作面日产量CH4相对涌出量)(60工作面生产时间)十二号-2煤层一个回采工作面日产量为：3000td；按每日3班生产，则工作面生产时间按14h考虑；Qgw=28.48m3/minQw=100Qgwkgw Qw=100Qgwkgw =10028.481.2 =3417.6 m3/min （7.3）b按回采工作面进风流温度计算：Qw=60vwiswikwi （7.4）则：Q采=600.6161.2691.2m3/minc按工作人数计算：Qw=4ncQ采=422=88 m3/mind按风速验算依据 程序来完成相关数据。其中0.25m/s为最低风速，4m/s为最高风速。即求；600.25SwiQwi604Swi工作面最大风量为3417.6m3/min，最高风速为3.56m/s，符合煤矿安全规程的规定。取上述计算最大值，Q采=3417.6m3/min（3）掘进工作面实际需要风量a按CH4涌出量计算：Qhi100QghiKghiQghi500/3014.1212(6024)2.94m3min；Q掘21002.941.8529.2 m3/minb按局扇的实际吸入风量计算Qhi=Qhfikhfi （7.5）则：Q掘=4001.2=480 m3/minc按人数计算Qhi=4nhiQhi=420=80 m3/mind按风速验算按规定煤巷掘进工作面的风量应满足:600.25SdiQhi604Shi计算结果满取上述计算最大值，Q掘=529.2 m3/miQ掘2Q掘2529.2=1058.4 m3/mine硐室实际需要风量计算消防材料库为150 m3/min；中央变电所取150 m3/min；Q硐150150300 m3/minf其它用风地点风量其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的4则：Q其它（34171058300）4 191m3/min；取200 m3/min。Q矿总 (3417.41058.4300200)1.25971m3/min =99.5 m3/s。取以上所得数据的最大值得矿井的总风量为100m3/s。a风量分配分配的原则：1. 各高低沼气矿井采煤工作面的风量。2. 一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷等三个因素进行供风。3. 井下火药库、充电室、采区轿车房等应单独供风。4. 分配风量。5. 备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。b分配的方法：将矿井总风量分配到井下各用风地点：综采工作面：14.5 m/s +7.25 m/s=22m/s；综掘工作面：20.7m/s241m/s；硐室实际需要风量: 6 m/s；其它:21m/s。7.3矿井的通风阻力7.3.1通风阻力的计算计算出各区段井巷的摩擦阻力；h=aLPQ2/S3=RQ2 （7.6）7.3.2矿井总风阻的计算通过以上所得数据易得通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：hr.min=1.2hfr.min Pa （7.7）hr.max=1.15hrmax （7.8） 代入数值得：hrmin=1.2hfrmin=1.21277 =1532.4 Pahrmax=1.15hfrmax=1.152413Pa =2775Pa7.3.3等积孔的计算Rmin=hrmin/Q2=1532.4/1022=0.15N.S2/m8Rmax=hrmax/Q2=2775/1022=0.0.27N.S2/m8=3.1m2=2.3m27.4.通风机选型7.4.1.设计依据矿井通风设备包括主扇与其它的电动机。进行通风备选型时，应符合下列要求：1 风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；2 当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机；3 风机的通风能力应有一定的富余量；考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节；4 正常情况下，主要风机不应采用联合运转。矿井总风量为100 m3/s，负压是1277Pa时矿井通风容易时期，2413Pa是困难时期。7.4.2设备选型计算对于压入式的主扇，在通风容易时期的静风压应为：hfmin=hrmin-hma=1277-100=1177Pa （7.9）在通风困难时期的静风压变为：hfmax=hrmax+hna=2413+100=2513Pa （7.10）（1）确定扇风机所需风量：Q=KQ总=1.1100=110m3/s （7.11）式中：K为通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，故K取1.10。（2）确定扇风机所需全压：H(最小)=h（最小）hhz=1177+148=1325Pa （7.12）H（最大）=h（最大）hhz=2648+148=2661Pa （7.13）（3）网路阻力系数：Rmin=1277Q2= 0.1Rmax=2413Q2=0.2（4）网路特性曲线方程：Hmin=0.112Q2Hmax=0.212Q2扇风机在通风容易和困难时期的输出功率为：Nfmin=375KWNfmax=680KW因3756800.6=408KW既满足Nfmin小于0.6Nfmax，易知该矿选用两台扇风机，一台工作，一台备用。 所选择的扇风机有以下优点：1、风机房简便且不需反风，设备简化，节约投资。2、扇风机反转反风且速度快，风量大。3、扇风机效率高。7.4.2风机房供电采用高压供电方式。 7.5防治特殊灾害的安全措施 7.5.1.预防瓦斯爆炸的措施1、每个掘进工作面均采用局部通风机；2、加强通风系统管理；3、经常进行瓦斯的测定。7.5.2防尘措施1、加强通风工作，降低粉尘浓度。2、保证井下洒水灭尘的水源充足。3、巷道需要敷设洒水管路。4、采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。5、运输大巷和回风大巷设置岩粉棚。7.5.3预防井下火灾的措施1、在井底车场巷道内以及变电所防火铁门；2、在井下电器设备选用隔爆型硐室，用耐火材料砌碹；3、井下设有防火材料以及消防车房；4、安设防火水管；5、通风设备具有反风功能。7.5.4预防井下水灾措施1、在变电所及水泵房出入口设密闭门；2、强化超前钻孔的探测作用， 3、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。7.5.5矿压显现控制措施1、大巷采用锚喷支护，顺曹采用锚杆支护。2、配置矿压遥测仪，顶板检测报警仪等设备。7.5.6矿井安全出口7.5.7自救器及安全仪表的配备为保证安全矿工的生命安全，预防突发性灾害的发生，所有井下人员配备了OSR-60形化学氧自救器。 7.5.8矿山救护需要设立矿山救护队
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