采矿工程毕业设计(个人原创)

1、1目目录录第一章第一章 矿区概况基地质特征矿区概况基地质特征.31 1、矿区概述、矿区概述.32 2、井田地质特征、井田地质特征.33 3、煤层埋藏特征、煤层埋藏特征.44 4、瓦斯、煤尘及煤的自然性、瓦斯、煤尘及煤的自然性.55 5、水文地质、水文地质.5第二章第二章 井田境界与储量井田境界与储量.61 1、井田边界、井田边界.62 2、地质储量的计算、地质储量的计算.63 3、可采储量的计算、可采储量的计算.7第三章第三章 矿井工作制度及生产能力矿井工作制度及生产能力.81 1、矿井工作制度、矿井工作制度.82 2、矿井生产能力及服务年限、矿井生产能力及服务年限.8第四章第四章 井田开拓井

2、田开拓.81 1、井筒位置、形式及数目、井筒位置、形式及数目.822 2、开采水平布置、开采水平布置.93 3、盘区尺寸及开采顺序、盘区尺寸及开采顺序.104 4、矿井开拓方式、矿井开拓方式.11第五章第五章 采煤方法采煤方法.131 1、采煤方法的选择、采煤方法的选择.132 2、采煤机械选型与配置、采煤机械选型与配置.13、工作面长度及年推进度、工作面长度及年推进度.154 4、回采工艺、回采工艺.17第六章第六章 井下运输井下运输.221 1、运输系统和方式、运输系统和方式.222 2、运输设备的选择、运输设备的选择.23第七章第七章矿井提升矿井提升.28第八章第八章矿井通风与安全矿井通

3、风与安全.321 1、通风系统、通风系统.322 2、风量计算、风量计算.333、通风阻力计算及扇风机、通风阻力计算及扇风机.364 4、预防特殊灾害措施及避灾路线、预防特殊灾害措施及避灾路线.393第九章第九章 矿井主要技术经济指标矿井主要技术经济指标.41第一章第一章 矿区概况基地质特征矿区概况基地质特征1 1、矿区概述、矿区概述成庄矿井是山西沁水煤田的一个井田，位于晋东南地区，距晋城市中心 20 公里。太焦铁路由矿区东部通过，向南可与京广、陇海等相接，各乡村之间有简易公路相通，交通十分方便。附：交通位置示意图附：交通位置示意图地方大宗材料(砖、瓦、石、石灰)矿区及其附近县乡均由生产，运距

4、较近。钢材、木材和部分水泥、沙等材料由铁路运至晋城，再由公路转运矿井。总之，主要建筑材料容易解决，对矿井建设比较有利。矿井水源，电力充足。2 2、井田地质特征井田地质特征本区受新华夏构造太行山隆起断裂带，晋东南山之形构造影响。4总观全井田构造形态主要为北北东逐渐转为向东向，倾向西北的单斜构造。地质倾角 3-15 度，一般在 10 度以内。总观全区构造简单(附：地质综合柱状图附：地质综合柱状图)3 3、煤层埋藏特征、煤层埋藏特征 煤质井田内均为中等变质的无烟煤，以亮煤、镜煤为主，层理或裂隙发育，燃点于耐热强度均很高。3 号煤为低、低硫煤，易选、灰熔点大于 12500C 煤层含煤地层为上石炭统太原

5、及下二迭统山西组。总厚度116.97185.15m 平均厚 141.73m。含煤 11 层，煤层总厚度7.05m，含煤系数 10%。其中可采煤层为 3 号煤层，可采厚度 3.45米。顶底板岩性：3 号煤层顶板一般为砂岩或泥岩，常有薄层炭质泥岩或页岩。伪顶厚 0.1 米，层理发育、质软，随采随落。直接顶为 1-2 米厚的深灰色风沙岩，质较坚硬；老顶为灰色中粒砂岩，一般厚 8 米。底板为深灰色粉砂岩或泥岩，一般厚 2 米。5附可采煤层特征表：煤层厚度（米）顶底板岩石煤层名 称全厚最大最小平均夹石容重吨/米2顶板岩石底板岩石煤层倾角层间距备注33.453.453.13.331.45粉砂岩泥岩泥岩粉砂

6、岩2-8煤层分析资料表煤层工业分析胶质层厚煤层名称水分%灰份%硫份%挥发份%可燃性挥发份%发热量（大卡/公斤）磷份%XY粘结性备注39100.360.546.549.4680000.0140.424 4、瓦斯、煤尘及煤的自然性、瓦斯、煤尘及煤的自然性煤层沼气含量一般在 2.07ml/g 以下，随着煤层埋藏深度加大沼气含量增加，3 号煤层属低沼气煤层。煤尘无爆炸危险，无井下煤层自燃现象。65 5、水文地质、水文地质全井田为单斜构造，轻微波浪起伏，断裂较少各含水层间有良好的泥岩、粉砂岩存在，因此地下水无水力联系。水文地质条件简单。对井下开采系统无大的水患威胁。本矿井开采后涌水量不大。昼夜采煤亿吨涌

7、水量在 0.51.0m3之间。第二章第二章 井田境界与储量井田境界与储量1 1、井田边界、井田边界北以大阳井田为界南以四河井田为界东以长河井田为界西以三联钻孔连线为界井田南北走向 9.7km，东西宽 7.0km，面积 67.9km22 2、地质储量的计算地质储量的计算依据地质精查报告所提供的 3 号煤层底板登高线储量计算图为7准，采用地质均段法。计算公式：QS*M*DQ储量（KT）S块段平面投影面积M块段平均煤层厚度D容重（t/m3 ）1.45附：矿井工业储量分级表煤层名称储量级别及数量（万吨）ABC合计备注38274.5312028.072042.0622344.66合计8274.53120

8、28.072042.0622344.66各种储量百分比3 3、可采储量的计算、可采储量的计算Zk（Z-P）CZk矿井可采储量 万吨Z矿井工业储量 万吨P矿井永久性保安煤柱损失C采区回收率8附：矿井可采储量计算表第三章第三章矿井工作制度及生产能力矿井工作制度及生产能力1 1、矿井工作制度、矿井工作制度本矿井实行“三八”工作制。每天两班生产，一班准备。每天净提升时间为 14 小时，矿井设计工作日为 300 天。2 2、矿井生产能力及服务年限、矿井生产能力及服务年限公式 TZK/A*KT矿井设计服务年限ZK矿井可采储量K储量备用系数（取 1.4）A矿井设计生产能力（150 万吨/年）T15793.2

9、8/（150*1.4）=75 年煤柱损失（万吨）煤层名称工业储量（万吨）境界断层合计回采率%矿井可采煤量（万吨）322344.61900.5077.2515793.28合计22344.669第四章第四章 井田开拓井田开拓1 1、井筒位置、形式及数目、井筒位置、形式及数目开凿三个井筒，主斜井落平标高为+730m，落平后沿煤层做下山至+640 水平与南、北翼大巷相连；附井在+640m 水平落平，做+640m 水平石门与南北翼大巷相连。这种开拓方式有利于井下煤流运输胶带机化。井口位置设于史村东约 200m 处，主斜井标高位+824m，附斜井标高为+816m，两井筒相距 70m，单水平开采。在+640

10、m 水平主石门与大巷相交处北车 120m 处开一个回风立井。附:井筒特征表位置井峒名称井峒作用XY标高（米）长度（米）倾角（度）方位角（度）主斜井运煤、行人3942705520220+82441813102附斜井运材料、设备3942627520949+81657018102中央回风井通风3943481517529+900260905102 2、开采水平布置、开采水平布置 运输大巷布置根据调查了解，晋局现有生产矿井主要运输大巷均布置在三号煤层底板岩石中，距三号煤层 20m 左右。据矿方反映，由于距煤层太近，巷道压力较大，造成巷道维护困难。故将辅运大巷布置在煤层底板下 30 米的岩层中。 井底车场

11、形式的确定本矿井为斜井石门开拓，煤流系统为胶带运输机连续化，所以仅考虑辅助运输系统的井底车场形式。根据附斜井所处位置及与+640 水平辅运石门的关系，并考虑到本井筒采用串车提升，并且不再延伸故采用平车场形式。附井车场只负担材料、设备、人员等辅助运输，调车间单，辅助运输量少，车场通过能力完全能满足辅助运输要求。附：井底车场示意图附：井底车场示意图3 3、盘区尺寸及开采顺序、盘区尺寸及开采顺序 盘区尺寸11盘区设计的指导思想是：尽可能正常综采工作面沿走向的长度，延长综采工作面连续作业的时间，以减少工作面搬家次数。工作面回采时间越长，工作面单产和综采设备的利用率越高，经济效益愈好。他对矿井的生产技术

12、面貌和经济效益有较大的影响。对于机械化程度很高的矿井更为重要，为此遵循下列原则确定盘区。1)生产集中，盘区生产能力大。2)盘区吨煤费用低。3)盘区巷道掘进率低。4)盘区准备时间短。5)煤炭损失少，盘区回采率高。6)便于管理7)有利于盘区接替，盘区服务年限长。8)盘区生产系统可靠。由以上几点确定为长壁开采的巷道布置系统，盘区生产能力100200 万吨/年，盘区长度 20002500m，同采工作面数目12 个。124 4、矿井开拓方式、矿井开拓方式 开拓方式在井田走向中部自地面向下开拓一对斜井，主井 1、附斜井2。主斜井落平标高为+640m，倾角 16 度。落平后做+640m 水平石门。然后在+6

13、40m 水平做南北辅运大巷向两翼延长。附井落平标高为+640m，倾角 20 度。落平后做附井井底车场 4，主石门 5 与南北辅运大巷贯通。为加快进度同时在贯通点北侧约 200m 处开拓回风立井 8、总回风道 5。开拓盘区石门 14、盘区轨道上山、盘区胶带机 6、盘区总回风 9。当上述工程完成后即可由盘区辅运大巷掘行人进风斜巷 12、运料斜巷 11 进入煤层，并沿煤层掘采区皮带巷10、采区回风巷 13，最后沿煤层在走向掘进开切眼即可进行回采。 通风系统新鲜风流由地面经主、附井南北辅运大巷盘区石门辅运上山进风行人斜巷采区胶带机巷工作面清洗工作面后的污风流由回采工作面采区回风巷盘区总回风巷总回风巷中

14、央回风立井地面 运料系统13附井附井井底车场主石门南北辅运大巷盘区石门辅运上山运料斜巷工作面 运煤系统工作面采区胶带机巷盘区胶带机巷煤仓主井地面第五章第五章 采煤方法采煤方法1 1、采煤方法的选择、采煤方法的选择该井田煤层倾角平缓，赋存稳定，地质构造和水文条件简单，三号煤层厚度为 3.13.45m，平均厚 3.37m，属近水平煤层，适合采用综合机械化开采。2 2、采煤机械选型与配置、采煤机械选型与配置 支架三号煤层顶板一般为粉砂岩或泥岩，伪顶为薄层炭质泥岩及泥岩，厚 0.1m 左右，水平层理发育，质软；直接顶为粉沙岩、泥岩，质较坚硬，层理发育，受压破碎，厚 12m；老顶为中厚层中粒砂岩，斜层理

15、发育，一般厚 8m；底板为粉砂岩及细岩，厚 2.0m 左右。14从生产矿井所获资料，伪顶、直接顶随煤层开采后既冒落，老顶在开采后 35 天既自然零星冒落，工作面每推进 46 天出现一次周期来压。顶板压力大时有底鼓现象。底板抗压强度大于 17kg/cm2。支架采用 4550 型支撑掩护式液压支架。该型号支柱初撑力为63.33T，整架为 253.32T，整架平均工作阻力为 406.78T。周期来压期间整架的最大时间加权平均工作阻力为 425T。该型号支撑掩护式支架适合于该煤田地质条件。根据工作面条件，属中等稳定顶板，老顶有周期压力，来压步距 1014m，再结合生产矿井使用情况，故综采工作面采用BC

16、40017/35 液压支架。支架高度 1.703.50m，工作阻力400T，初撑力 314T，基本满足综采面技术要求。 采煤机本井田煤质较硬.，估算采煤机切割单位体积的煤的比能耗为.，采煤机割煤时的千因素度为.，则电机功率估算为.15-采高-截深取.-牵引速度-比能耗根据采煤机功率，选用-型双滚筒可调高无链牵引采煤机，采高.，适应煤层硬度.。滚筒直径.，电机功率。 工作面运输机根据工作面出煤量，选用-型双边链刮板运输机，运输能力，电机功率，长度。、工作面长度及年推进度、工作面长度及年推进度 工作面长度回采工作面产量和效率随工作面长度的增加而获得较好的技术经济指标，在技术水平提高的基础上，在地质

17、条件可能下，已增加工作面长度为好，再参考以下几点：)与工作面运输机允许长度相适应。16)有利于发挥采煤机的效能。)有利于提高工作面的单产和效率。综上所述，结合本井田号煤层工作面的开采条件，设计决定综采工作面长度为。 回采工作面年推进度t-回采工作面年推进度米年t-矿井工作日数天-循环进度米个-循环工作延误系数.-昼夜完成的循环数目.米年 回采工作面的生产能力及采区同时生产工作面数目回采工作面年生产能力吨年-回采工作面年生产能力吨年-回采工作面采高米17-回采工作面长度米-煤的容重吨立方米-工作面的回采率-工作面年推进度米年.吨年万吨年采区同时生产的回采工作面个数由于本井田地质构造简单，煤层较厚

18、，采高大于米，综采队年产量可达万吨年，故采区内只需布置两个综采工作面，备用一个综采工作面即可满足要求。有以下可得采区内时及生产能力（）-采区内实际生产能力万吨年-采区内回采工作面年生产能力之和万吨年-采取巷道掘进出煤率.(.).万吨184 4、回采工艺、回采工艺4.1 回采顺序割煤拉架推前部溜清煤.4.2 主要工艺介绍4.2.1 割煤：割煤使用 AM500 型双滚筒采煤机。割煤方式：双向割煤、采高 2.9 米，截深 0.6 米。进刀方式：端头斜切进刀、进刀距离不少于 30 米。左端头斜切进刀A 机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁，

19、当机组两个滚筒截深全部达到 0.6 米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B 推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉转载机。C 对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，停机，顺次拉架。D 推移前部溜机头，依次拉排头架，拉转载机，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。右端头斜切进刀A 机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台19阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到 0.6 米，顺次拉架，推移前部溜停机。B 推移前部溜机尾，依次拉排尾架。C 对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台

20、阶，然后返空刀，顺次拉架、停机。D 推移前部溜机尾，依次拉排尾架，至此进刀完毕之后，正常割煤。插图二：综采工作面斜切进刀示意图4.2.2 拉架割煤后，距机组后滚筒 4-6 架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为 0.6 米。4.2.3 推前部溜滞后拉架 4-6 架,即可推前部溜,顺序追机推溜,推溜步距为0.6 米，推溜距采煤机的距离不小于 12 米，最大不超过 40 米，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜弯曲段不小于 10 个支架，顶机头，机尾时，必须停机。4.2.4 清煤滞后放顶煤 3-5 架开始清浮煤，清理后的工作面 2m2 范围内的20浮煤厚度不得超

21、过 30mm。 巷道掘进（1）断面尺寸巷道断面尺寸主要考虑行人、运输、通风、安装需要，本矿净断面一般在 10.415.6m2之间。（2）支护形式岩石巷道采用锚喷支护方式，对于局部破碎的岩石地段，采用挂金属网锚喷的方法加强支护。顺槽采用 12 号矿用工字钢。250 型钢腿支架支护，支架间距 0.8米。工作面形切眼利用矩形木支架作为临时支护，刷大后安装汇压支架。（3）矿井采掘比按所采用开拓方式和采煤方法，矿井达产时共布置（2）个回采工作面，回采产量为 146 万吨/a，布置 5 掘进工作面（其中 3 个为煤巷掘进工作面） ，掘进出煤 12.2 万吨/a，矿井总产量为 158.2万吨，矿井采掘比为

22、1：1.75。21方案类型工程量优点缺点倾向布置方案一：主要运输大巷 3600m石门 900m盘区运输巷 9700m盘区胶带机巷 9700m盘区回风巷 9700m盘区辅运上山 1050m总施工量：34650m工程量少，巷道布置集中，设备布置简单，建设投资较少。投产周期较长，通风路线较长，辅运较不方便。经以上比较采用方案一22走向布置方案二：主要运输大巷 3600m石门 900m盘区胶带机巷 10500m盘区回风巷 10500m总回风巷 3600m盘区辅运上山 10500m总施工量：38600m投产周期短，通风路线前、后期均匀，附主运输比较方便。工程量较大，设备布置较多，建设投资较多附：方案二巷

23、道布置平面图附：方案二巷道布置平面图：方案二巷道布置剖面图：方案二巷道布置剖面图第六章第六章井下运输井下运输1 1、运输系统和方式、运输系统和方式一、运输系统 运煤系统工作面煤工作面顺槽皮带溜煤眼盘区胶带机巷主煤仓主井皮带地面23 运料系统地面附斜井水平石门盘区石门盘区辅运上山运输顺槽工作面二、各环节运输方式运煤系统中，使用胶带机煤流系统。运料系统中在大巷、主石门、盘区石门内使用电机车牵引矿车，辅运使用绞车提升。2 2、运输设备的选择、运输设备的选择一、矿车、材料车和人车矿车技术特征类数据型特征矿车人车（吨）材料车型号外形尺寸轴距轨距自重公斤公斤南、北翼平均运距均为公里，每班出矸吨，每班工24

24、作小时，车场停车及调车时间取分。电机车粘着重量吨，电机车不均匀系数取加权平均运输距离为：（）（）（）（）米 按电机车粘着重量计算：Qz（）（）(.)(.)吨Qz重车组质量电机车的粘着质量取吨电机车粘着系数取.基本阻力坡道阻力取.电机车质量 按牵引电动机的温升条件计算列车平均运行速度为25.(.)米秒列车平均运行速度电机车的长时速度，查得为千米小时列车运行时间为：（）（）分（）.查表得：公斤（）.吨列车运行时间加权平均运输距离列车平均运行速度Qz重车组质量电机车的长时牵引力调车系数取26重列车运行阻力系数取千分之七等阻坡度取千分之二电机车质量 按制动条件计算：减速度：（）.Qz（）（）.吨Qz重

25、车组质量长时运行速度电机车质量电机车粘着系数取.平均坡度重列车运行阻力系数取千分之七制动距离 车组矿车数Qz（）()27辆Qz重车组质量矿车载重量矿车自重二、电机车类型及数量 本矿井为低沼气矿井，日产量为 0.5 万吨。故可选择电机车的技术特征为：型号：ZK106/550粘着重量：10 吨轴距：1200 毫米速度：11 公里/小时允许最小曲线半径：R7 米受电弓工作高度：1.8.2 米电动机：型号：ZQ24; 功率：24 千瓦 电压：550V外形尺寸：450010601550 电机车台数列车运行时间：Ty分28往返一次全部时间：分一台电机车在一个班内科往返的次数：（）（）次每班出煤及矸石所需列

26、车数（）（）()（）工作电机车台数：.取一台全矿电机车台数29列车运行时间电机车每班工作小时数每班出煤及矸石所需列车数备用和检修电机车台数第七章第七章矿井提升矿井提升主体提升系统采用强力皮带运输的斜井提升方式，井口底板标高米，井底标高4米，井筒倾角6 度，总长度米。 设计依据1. 年设计生产能力：万吨2. 皮带斜井总长：米。3. 运输距离：4. 井筒倾角：度工作制度：天年 选型计算小时输送能力30（）（）()（）吨小时运输不均匀系数取带宽（） .米（取 1.0 米）断面系数物料容重.吨米带速米秒倾角系数.速度系数.设计参数的选择 煤每米重：()公斤米 胶带每米重：公斤米31 上托滚每米转动部分

27、重量：公斤米 下托滚每米转动部分重量：公斤米各种阻力计算过： （）公斤 下分支阻力：（）().6公斤 物料提升阻力：.公斤 附加阻力计算：公斤计算皮带运行时传动滚筒的总圆周力：32公斤 计算皮带运行时传动滚筒的轴功率：所选电机功率：选防爆驱动装置：电动机：；台总功率：减速器：传动比：台传动滚筒直径：.2 米附井提升提升方式为：双勾串车提升设备：电机功率：电压：33第八章第八章矿井通风与安全矿井通风与安全概述根据精查地质报告提供的资料，井田各煤层瓦斯含量较低，矿井为低级瓦斯矿，无煤尘爆炸危险，煤层无自燃发火倾向。1 1、通风系统通风系统一、通风方式的选择：选择通风方式以及系统应考虑的因素，有自然

28、因素和经济因素，要根据煤层的贮存状况、深度、矿井的沼气等级；地形、井田尺寸、矿井生产能力以及井巷工程量，通风费、设备运转、维修、管理等因素比较之后，结合本矿实际情况在现有的几种通风方式：中央式、对角式、混合式中选择抽出中央式通风式。由于付井筒断面已满足进风要求，为了便于冬季空气加热的管理工作，设计中采用了付井为主要风井方案。二、通风系统：依据开拓方案中各种巷道之间的关系和生产系统以及走向、倾斜长壁回采工艺对通风的要求，经过反复对比和验证，决定在井田34中央设一个回风井，以满足各翼的生产要求。全矿付井为主要通风井，在煤层开回风巷，各主要巷道之间通过回风斜巷与回风大巷联通，形成中央式通风系统。各盘

29、区实行独立通风，火药库需独立通风，其它峒室因无特殊要求，均为串联通风。三、控制风流的措施：1、隔断风流：如风墙、风门2、风流交岔处：如风桥、绕道。3、调节风流：如风窗、风帘。2 2、风量计算、风量计算按煤矿安全规程供风标准：Q=（Q采+Q掘+Q峒+Q它）K其中：Q采=Q综+Q备=2*600+2*90=1380 米3/分Q掘=3*380+2*320=1780 米3/分Q峒=100+60=160 米3/分Q它=420 米3/分K矿井漏风系数 取 1.435则 Q=5236 米3/分=87.3 米3/秒式中：Q矿井总风量Q采各回采工作面供风量之和 米3/分Q掘各掘进工作面供风量之和 米3/分Q峒各独

30、立通风峒室供风量之和 米3/分Q它矿井临时用风，行人及维护巷道供风量之和 米3/分Q综各综采工作面供风量之和 米3/分Q备各备用工作面供风量之和 米3/分注：矿井达产时，二个综采工作面，每个工作面供风 600 米3/分；全矿井两个备用工作面，每个供风 190 米3/分，六个掘进工作面，每个供风 380 米3/分，两个岩巷掘进工作面每个供风 320 米3/分，火药库供风 60 米3/分，采区空气压缩机峒室供风 100 米3/分二、风量分配考虑漏风情况，各用风地点实际风量：综采工作面：840 米3/分备用工作面：280 米3/分36岩巷工作面：448 米3/分煤巷掘进面：532 米3/分火药库：8

31、4 米3/分采区压风机峒室：140 米3/分其它供风量：588 米3/分三、风速校核：主井筒：V=(87.3*0.3)/14.3=2.36 米/秒附井筒：V=(87.3*0.7)/14.3=5.098 米/秒石门：V=87.3/14.3=6.58 米/秒大巷：V=87.3/（14.3*2）=3.68 米/秒盘区大巷：V=（9.3*2+7.5+2*4.43）/14.3=2.96 米/秒回风大巷：V=87.3/14.3=6.248 米/秒经校核风速符合标准。3、通风阻力计算及扇风机通风阻力计算及扇风机一、通风阻力计算由于矿井服务年限长，这里只计算网路最长的通风总阻力。相见表 71、表 7237h阻

32、大=1.15*10*hf 大=1.15*980.2=1127.2kg/m2h阻小=1.2*10*hf 小=1.2*455=546kg/m2式中：h阻大、h阻小矿井通风最困难最容易时的总阻力 mmH2o1.15、1.20风路中局部阻力系数hf 大、hf 小各段井巷摩擦阻力之和 mmH2o二、矿井等积孔Q扇=1.05Q=1.05*87.3=91.7m3/sQ矿井总风量Q扇通风主扇风机风量1.05外部漏风系数A大=（1.19Q扇）/（h阻小）0.5=4.672.5m2A小=（1.19Q扇）/（h阻大）0.5=3.252.5m2两个时期矿井总等积孔均大于 2.5m2,矿井通风容易。三、矿井扇风机的选择

33、1、选型1） 、风机风量：Qf=PL*Q回Qf扇风机风量38PL设备漏风系数 取 1.2Q回回风井风量Qf=1.2*87.3*10/14=74.83m3/s2） 、扇风机需风压：Hst=Hmax+h式中：h设备阻力系数之和 取 15mmH2oHmax通风最大阻力 mmH2o最困难时期 Hst=112.7+15=127.7 mmH2o最容易时期 Hst=54.6+15=69.6 mmH2o3） 、根据以上数据，查手册选两台 70B211N024 轴流式扇风机。4） 、工作方式：一台工作，一台备用。2、确定扇风机的工况点矿井网络特性曲线 h=RQ东2式中上：R网络阻力系数初期：R（hmax+ h）

34、/Qf2=127.7/752=0.0398后期：R（hmax+ h）/Qf2=69.6/752=0.0354因此矿井网络特征曲线方程：初期：h=0.0398 Q回2 mmH2O39后期：h=0.0354Q回2 mmH2O据以上二式计算数据列入下表Q东（米3/秒）4060708090100120140h初期63.7143.3195254.7322.4398573780mmH2O后期56.64127.4173.5226.8286.7354509.7693.8按上表数据绘制网路特性曲线于通风机特性曲线上，求得通风机工况参数，见图 72 通风机性能曲线通风机性能曲线。初期：Q80M3/S h=244

35、mmH2O0.66叶片角 40后期：Q75M3/S h=199 mmH2O0.35叶片角 35四、选电动机电动机所需功率：初期：NQh/102cKW后期：NQh/102cKW式中：c传动效率c0.98则：N（24480）/（1020.660.98）295.9KWN（19975）/（1020.350.98）237KW功率比XN/N0.86应选用两台异步电动机。40初期电动机：NeoNN264.9KW后期电动机：NeoN295.9KW4 4、预防特殊灾害措施及避灾路线、预防特殊灾害措施及避灾路线一、预防瓦斯爆炸的措施1、建立合理的通风系统，各盘区要建立独立的通风系统，通风网络力求简单，主扇要保证正

36、常运行。要建立建全通风设施，保证矿井正常通风。2、加强通风管理，经常维护通风巷道和通风设施，降低通风阻力，减少漏风，保证各采掘工作面及其它用风地点有足够的风量。3、严格瓦斯检查制度，防止瓦斯集聚，保证瓦斯浓度低于规定要求，发现瓦斯超限及时采取措施。4、采取一切措施，杜绝一切可能引起瓦斯爆炸的火源和热源。二、预防火灾措施1、井下要设消防材料库，各主要峒室要配备消防器材。2、主变电所、采区变电所的通道均要设防火栅栏两用门。413、井下设消防洒水管网。4、回采时要把浮煤、木屑、油脂等杂物回收干净，以减少自然发火的可能。5、回采完毕的工作面及报废的巷道要及时封闭。6、在合适的地点设岩粉棚。三、预防水灾

37、措施1、加强水文调查工作，积累矿井涌水量及其变化规律的资料，保证矿井正常排水。2、要调查掌握采空区积水和小煤窑采空区积水的情况，发现隐患及时处理。3、回采时严禁破坏河流及导水断层的保护煤柱，以防地下水直接涌入矿井。4、掘进工作面在接近小煤窑、古塘、断层等情况复杂的地带时，一定要坚持先探后掘的原则。四、自救器的配备凡从事井下作业的职工，每人配备一台自救器，不带自救器者，禁止入井。总之，一定要执行煤矿安全规程的规定，以保证矿井的安全生42产和职工的生命安全。五、避灾路线火灾：工作面运煤顺槽盘区轨道巷盘区石门运输大巷主石门井底车场附斜井地面水灾：工作面运输顺槽盘区轨道巷盘区石门运输大巷主石门井底车场

38、附斜井地面第九章第九章矿井主要技术经济指标矿井主要技术经济指标一、编制劳动定员：依据设计规范中的有关规定，矿井劳动定员确定如下：因为该矿井的机械化程度高达 80%以上，生产过程中采、掘都为机械化，故其全员效率不得低于 3 吨/工，各类人员分别为：1.生产工人数：原煤生产工人出勤人员矿井设计日产量/矿井全员效率5000/3=1667(人)43其中：生产管理人员取定百分比 11%，管理人员出勤人数166711%184（人）原煤生产工人占 89%，即：16671841483（人）其中：井下生产工人占 77%148377%1142（人）地面生产工人占 23%148323%341（人）取定井下在籍系数

39、1.3，井上在籍系数 1.2则：原煤井下工人在籍人数为：11421.31485（人）原煤井上生产工人在籍人数为：3411.2409（人）总生产工人在籍人数为人）2.管理人员为 220 人3.服务人员为：按原煤生产人数在册人数的 12%计算为：（1894220）12%254（人）4.其它人员：按原煤生产人数在册人数的 2%计算为：44（1894220）12%42（人）5.全矿劳动人员总数为：1894220254422410（人）矿井劳动定员表矿井劳动定员表每月出勤工种人数合计在籍系数在籍人数占矿井在籍人数比重1.生产工人189480%（1）井下工人1.3148561.6

40、%其中：回采工人409掘进工人300其它工人776（2）井上工人1.240917%2.管理人员2209%生产人员合计211487.8%3.服务人员25410.5%4.其它人员421.74%矿井劳动人员2410二、劳动生产率：回采工人：5000/409=12.2 吨/工井下工人：5000/14853.37 吨/工生产工人：5000/18942.64 吨/工45矿井劳动生产率表矿井劳动生产率表序号工种劳动生产率（吨/工）备注1回采工人12.22井下工人3.373生产工人2.644全员3三、矿井主要技术经济指标表序号指标名称单位指标数量附注1井田范围Km22煤的种类3可采煤层数层4煤层倾斜度度5可采

41、煤层总厚度m6煤的容重吨/米31.7原煤成分灰份%9.1硫份%146序号指标名称单位指标数量附注挥发份%8煤的发热量卡/公斤9矿井设计生产能力万吨/年150年实际能力万吨平均日产量吨500010井田境界倾斜方向km南北走向方向km东西11瓦斯等级级无12涌水量正常涌水量米3/小时200最大涌水量米3/小时34013顶底板岩石顶板粉、细、中砂岩底板粉、细、砂岩局部中砂岩14煤炭埋藏量47序号指标名称单位指标数量附注地质储量万吨可采储量万吨15矿井服务年限年716矿井工作制度年工作日数日300每天采煤班数班217井田开拓方式斜井单水平分区式井筒数个3水平数个1水平垂高米18采煤方法综采、19顶板管

42、理方法20采煤工作面数目个矿井移交生产时个达到设计产量个48序号指标名称单位指标数量附注21回采工作面年推进米综采 1022主井米800斜长23设计巷道总长度米24大巷运输方式架线电机车25电机车最大运距米电机车型号及数量台ZK10-61550矿车型号及数量辆14MD3.3-626皮带机最大运距米85027采煤机械化程度%28掘进机械化程度%29主井提升方式皮带提升机型号DP1040/800小时提升能力吨/小时42930副井提升方式串车31通风方式中央抽出式主扇型号及台数台1TOB211No2449序号指标名称单位指标数量附注其中：备用台132矿井建设工期月4233矿井定员在籍数人2410其中：井下工人人1485地面工人人409管理人员人220服务人员人25434劳动生产率全员效率吨/工3生产工效率吨/工2.64井下工效率吨/工3.375051矿井通风阻力计算表（通风容易时期）巷道名称支护方式104L（米）U（米）S（米2）S3（米6）Rf(千缪）Q（M3/S）Q2（M3/S）2V(M/S)HfmmH2o断面形状附斜井井筒锚喷1257014.414.32924.20.003465.113734.44.512.5拱形主斜井井筒锚喷1280014.414.32924.20.004726.196