采矿工程某煤矿第11采区设计论文

1、毕业设计(论文)指导论文标题XXXXXX煤矿11采区设计名称:采矿工程学生XX:类别:讲师:Xxxxxxxxxx学院2011年6月1日毕业设计(论文)指导关于文章的标题Xxxxxxxxxxxxxx11矿区设计名称:采矿工程学生:林宝班级:506-1班指导老师:程鹏科技大学高职学院2011年6月1日目录导言1第1章，井田概况及地质特征第二章，采煤方法和采煤工艺第三章，矿区巷道和生产系统第四章，采矿场和洞室的设计第5章，矿井通风系统第六章，预防特殊灾害的安全措施第七章主要技术经济指标参考文献总体设计描述本设计部分是XXXXXX公司XXXXXX新井的设计。全篇由矿井概况及井田地质特征、采煤方法及开采

2、工艺、采区巷道及生产系统、采区车场及硐室设计、矿井通风系统、防止特殊灾害的安全措施及主要经济指标等七个部分组成。XXXXXX矿位于新密煤田，由XXXXXX、XXXXXX、XXXXXX出资建设。井田长度12.5km，倾斜宽度3 4 km，面积50km2。井田可采煤层为2 3煤和2 1煤，煤层赋存稳定。2 1煤层平均厚度为5.5m，2 3煤层为1.3m，煤层倾角变化不大，为8 12。井田可采储量223104万t，矿井首采区平均涌水量1910 t/h，相对瓦斯涌出量4.436 m3/t，属低瓦斯矿井。煤尘有爆炸危险，煤层不易自燃。Xxxxxxx设计生产能力为300万吨/年，服务年限为53.3年。矿井

3、采用双翼长壁后退式开采。矿井同时生产的采区数量为三个，每个采区配备一个生产工作面。矿井通风方式为中央边界通风。设计过程中确定的方案应技术可行、经济合理、安全可靠。采煤方法中选用的设备应尽可能国产，设备之间应相互匹配。设计不能违反煤矿安全规程等规定，原则上不能有错误。第一章井田概况及地质特征1.1矿区概况1.1.1交通位置XXXXXX井田位于XXXXXX省西侧，行政区划属新XXXXXX和XXXXXX、新XXXXXX管辖。G107国道、新建公路、京广铁路、京珠高速、石家庄高速从井田东侧穿过，新密公路从井田南部穿过。以xxxxxxx为中心，公路可通往(40km)、新密(48km)、蔚县(38km)、

4、(110km)、(74km)等地。新国际机场位于雷区的东北部。这个地区已经形成了非常便利的立体交通网络。矿井交通位置见图1-1-1。地形绝大部分地区被第三纪和第四纪冲积层覆盖，为平原和丘陵地形。总的来说，地势比较平坦，只有西北部沟壑发育较好，西部边缘出现一些小山丘和零星突起。井田标高一般为+100m +175m，平均约为+125m，相对高差约为75m。地表水系统该地区的主要河流是双月河，属于淮河水系。河床宽度10 30m，河底平均地下16m，正常流量2m3/s，平均水深0.5m，河底坡度下降1/200 1/1200，河底岩性为砂壤土。双月河是一条常年性河流，从西北向东南流经本井田。河流流量受季

5、节影响较大，旱季小，雨季大。最大洪水流量为256 m3/s，洪水位标高为+122.33m1.1.4气候特征该地区属大陆性半干旱气候，干湿季节交替明显，年温差大，四季分明，夏热冬冷，春秋两季气候宜人。年平均气温14.1，月最高气温38.6(1976年6月)，月最低气温-8.1(1977年1月)。每年6-9月为雨季，年最大降水量977.1毫米(1954年)，最小降水量213.9毫米(1985年)，年平均降水量592.6毫米，年蒸发量1680 2041毫米，风向随季节交替变化，夏季多东南风，冬季多西北北风。年平均风速2.37m/s，最大风速18m/s，月平均相对湿度8月为83%，1月为63%，全年为

6、70%。年平均霜冻期159天，年平均雾日32天。一般冰期为12月至次年3月，冻土深度100 mm 150 mm，积雪厚度150 mm 200 mm。1.1.5矿区工农业生产概况Xxxxxxx总面积873km2，人口62万。近年来，社会经济快速发展，初步形成了以卷烟、化工、电力、医药、建材、食品加工为主的门类较为齐全的工业经济和以红枣、无公害节水莲藕、畜禽养殖为主要特色的生态农业产业体系。Xxxxxx矿井工业场地位于新xxxxxxxx。新店镇现代通讯设施齐全，信息传播方便快捷，通讯网络与全国相连。新店镇形成了煤、电、水泥、焦炭、铝等产业链。，并被xxxxxxx市委、市政府认定为能源建材产业园。1

7、.1.6煤炭运销情况及预测Xxxxxx矿由xxxxxxxx、xxxxxxxx、xxxxxxxx共同开发建设。具体运营由三方通过人才、技术、资源的重新整合组建的省xxxxxxxXX公司承担。xxxxxxx井田原煤为贫煤、瘦煤、无烟煤，低中灰、极低硫、低磷、高热值、高熔点灰。用途广泛，尤其是有害成分含量低。更适合城市动力煤的环保要求，具有良好的销售前景。2.1地质特征2.1.1地质构造和煤层赋存Xxxxxxx地质条件复杂，区域性断层、褶皱发育，煤层顶底板起伏变化快，煤层赋存不稳定，薄(无)煤带发育。根据勘探资料、地球物理资料及实际揭露情况，在11、12采区已查明落差大于10m的断层18条，二水平顶

8、底板小断层极为发育。目前，11回风上山已实际揭露断层10条，11206上下顺槽已揭露断层21条，断层发育频率达到每110m 1条。此外，21号煤层的产状很不稳定，薄(无)煤带发育。已发现11号、12号采区发育14条厚度小于2m的薄(无)煤带，地质构造复杂，工作面回采和掘进时常出现压碴甚至全岩现象，对开采影响较大。2.2.2煤层顶底板条件2号煤层伪顶为炭质泥岩，不发育，厚度0 0.5m.顶部直接为砂质泥岩，局部发育，厚度05m，平均约2.0m，岩石硬度系数46。顶板以砂岩为主，局部直接压煤，岩石硬度系数58。底板为砂质泥岩，岩石硬度系数为46。而且2-1煤层的产状很不稳定，薄(无)煤带发育。直接

9、底部为砂质泥岩，局部发育，厚度03m，平均约1.0m，岩石硬度系数46。底部以砂岩为主，岩石硬度系数58。在有断层和薄(无)煤带的工作面开采会产生结渣。由于顶底板岩石坚硬，对开采影响较大。水文地质条件Xxxxxxx地质条件复杂，特别是滹沱背斜轴部和SF19、SF22、SF32正断层附近的L7-8灰岩裂隙，富水性强，通过一些断裂带或隐伏导水构造接受L1-4灰岩和O2m灰岩水的补给。目前矿井总涌水量已达1450m3/h(风井区520m3/h，主副井区930 m3/h)，从实际揭露和钻孔情况看，各出水孔和钻孔涌水量较大，其中2007年3月11号回风上山(上段)施工时发生突水，涌水量为230m3/h，

10、导致机头停掘近两个月。11.SF22正断层L7-8灰岩富水区下盘回风上山(下段)时，浓水出口最大水量370 m3/h，目前还有200 m3/h；一轨石门1号钻场L7-8灰岩排水钻孔最大涌水量为160 m3/h，目前仍为140 m3/h；L7-8灰岩和L1-4灰岩注浆孔在11回风11轨道上山时，有18个钻孔涌水量超过100 m3/h，最大为220m3/h，复杂的水文条件严重威胁矿井安全生产。2.2.4井田内可采煤层的物理性质见表。煤层物性煤层颜色光亮，光泽；发光，照耀结构结构破裂硬度标度输出状态表观密度实密度可磨性指数2.黑色弱玻璃佛陀的战士随从略受结构影响。交错形状毛茸茸的粉末颗粒1.391.

11、461682灰色黑色金属佛陀的战士随从目前的结构煤特征。毛茸茸的鱼鳞1.411.511922.2.5井田可采煤层特征见表。煤层特征表煤层名称电杆厚度平均厚度(m)煤层结构稳定度煤层间距(m)2.0-6.98一点三七1层含夹矸，较为简单。不稳定，大多可恢复20-21.755.50有1 2层夹矸，情况复杂。稳定，基本可恢复18.6054-128.002.2.6煤层瓦斯、煤尘及自燃特性这个地区的天然气西高东低。一般东北从属于瓦斯风化带，西南被瓦斯带包围。CH4含量总的变化趋势是随着煤层埋深的增加而增加。根据煤层瓦斯含量分析和瓦斯含量等值线图，该矿井属于低瓦斯矿井。3号和2号L煤层的火焰长度分别为10

12、毫米、14毫米和10毫米；岩粉加入量分别为43%和43%，得出两者都有爆炸危险的结论。根据地质报告中钻孔样品的燃点测试结果，确定2号3和2号1煤层不易自燃。2.2.7矿井综合直方图第二章，采煤方法和开采技术2.1采煤方法2.1.1煤层赋存及开采技术条件本矿井主煤层二1煤厚0 21.75 m，平均5.50m，全井田可采。3号煤层距2号煤层1号煤层约18m，煤厚0 6.98m，平均1.37m，属最不稳定可采煤层。首采区2-1号煤平均厚度5.81米，倾角小于12，为“三软”煤层。煤的硬度约为f=0.7，并含有1-2层脉石。直接顶为易冒泥岩和砂质泥岩，厚度0 28.3 m，随开采而冒落。顶板始终为中粒

13、砂岩，厚度2 35m，一般15m，可冒落，但周期来压不明显。直接层主要由泥岩和砂质泥岩组成，厚度0.75 17.19 m，平均3.10m，层理广泛发育，遇水易膨胀。勘探区构造受多层次控制，导致区构造复杂，井田构造复杂程度适中。该矿为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，煤层不易自燃。2.1.2采煤方法的选择根据开拓布置，设计论证了2-1号煤的采煤方法。该矿主采煤层二1煤厚0 21.75 m，平均5.50m，厚度变化较大。根据国外厚煤层开采技术的发展现状，结合井田技术条件，认为21煤可供选择的采煤方法有:一次综放、一次综放和一次综放、一次综放。大采高综采适应4 6m煤层厚度。经过各种地质条件下的探索和实践

14、，大采高综采技术在技术上已经趋于成熟。大采高综采可以实现高产高效。与一般分层综采相比，它具有以下优点:(1)简化了采掘巷道，降低了巷道掘进率和巷道维护工作量；(2)避免了大量的煤厚勘探工作量和分层严格控制采高的困难，减少了工作面搬家次数和费用；(3)大采高采场通风断面大，为稀释瓦斯创造了有利条件。大采高综采的缺点是适应煤层厚度变化的能力差，对煤层和顶底板要求高。2-1号煤矿煤厚0 21.75 m，厚度变化大，煤层及顶底板松软，属“三软”煤层。大采高综采工作面高大，支架笨重。由于采高大，采场矿压强烈，煤层及顶底板松软，工作面容易片帮，支架容易下沉，推进困难，难以实现高产高效。根据以往矿区矿井生产

15、的实践经验，三软煤层综采的单产也较低，仅为350 500 kt/a，综采工作面单产低的主要原因有两个:(1)矿井煤层及顶底板松软。分层开采时，松软煤层作为设备和支架的底板，液压支架容易下沉或前倾。前探梁不能充分发挥支护顶板的作用，容易造成片帮冒顶，往往导致机道堵塞，甚至埋没采煤机组。清理机道和处理冒顶要花更多的时间，导致开机率低，产量低，效率低，效益差。(2)由于煤层厚度变化较大，煤层底板起伏较大，规律不明显。所以开采下层时，对机械化开采更不利，底板上升处煤层薄。另外，开采上层时，上层底板很难保持平整，造成下层顶部的起伏。分层开采时，分层厚度变化较大，往往难以形成适合机械化开采的工作面，导致推

16、进困难，回采率低，效率低。矿区实践证明，综采放顶煤单产高、效率高、成本低、巷道掘进量小，可减少综采设备搬家次数，节省工作面安装搬家费用，对不稳定厚煤层适应性强。主要问题是:煤炭回收率比较低，原煤灰分比较高，管理水平要求高。由于“三软”煤层大采高综采和分层综采存在诸多问题，经过十几年的探索，综放技术研究一次性解决了“三软”不稳定厚煤层综放开采的技术难题。同煤(集团)公司“三软”不稳定综放开采技术研究也取得了重大突破，部分综放工作面单产达到1.80mt/a以上，因此，结合矿区新密煤田生产情况，根据该矿煤层赋存特点，21煤开采设计采用综放开采方式。2.1.3工作面参数的确定2.1.3.1工作面长度和

17、前进方向长度工作面长度与地质因素、机械设备能力、顶板管理等技术因素密切相关，直接影响生产效率。适当增加工作面长度，不仅可以减少工作面准备工作量，提高回采率，还可以相对减少端头给料等辅助作业时间，保证工作面高产高效。但是，增加工作面推进方向的长度，可以减少移车和倒车的次数，为工作面的连续稳定生产和高效率创造条件。近年来，随着综放装备发展水平的提高和采煤技术的成熟，潞安等矿区综放工作面长度。一般为2000m，部分工作面增加到300m以上，参考我国矿井综放工作面长度，结合邻井实践经验，设计认为21号煤矿综放工作面长度约为150180m，推进方向长度约为2000mm，2号煤层厚度较小，薄煤层综采解放后

18、采用2号1号煤层。根据几个矿井薄煤层综采工作面长度参数，工作面长度暂考虑为110120m左右，待取得2号煤层开采经验后，工作面长度可适当加长。2.1.3.2工作面采高1号煤为厚煤层，井田平均厚度5.50m，首采区平均厚度5.81m。设计采用综放开采，采高2.6m，放顶高3.21m，采放比为1: 1.23。3号煤层平均煤厚1.37m，设计采用全高薄煤层综采方法。由于2-3号煤是可采煤层的不稳定部分，设计仅将其作为配套开采。2.1.3.3采煤机的截割深度目前，我国综采工作面的截深一般为600 800 mm，考虑到该矿煤层及顶底板松软的实际情况，为了减少煤壁片帮，采煤机的截深设计为600 mm。2.

19、1.4工作面设备的选择2.1.4.1设备选型的原则和标准建设高产高效矿井是煤炭工业的发展方向，提高矿井机械化水平是发展高产高效的有效途径。目前，采煤机正朝着大功率、大截深、高速电牵引方向发展。运输设备向大容量、大功率、重载、高强度、多点驱动、高自动化方向发展；液压支架正朝着简单、实用、高工作阻力、高强度、高可靠性的方向发展。采用电液控制系统，提高了支架移动速度和安全性能。鉴于这一发展趋势，结合本井田“三软”煤层的实际情况，在选择工作面主要设备时应考虑以下原则:(1)机械设备的选择首先要满足技术先进、生产可靠、提高综采设备运转率、实现高产高效的要求。同时设备相互匹配，保证运输畅通，增加运输环节的

20、缓冲能力，达到采运平衡，最大限度发挥综采优势。(2)为综采工作面快速连续开采创造条件，增加工作面推进方向长度，减少搬家次数，保证快速搬家。同时可以快速完成采掘和精确工作，适当增加巷道断面，特别是顺槽断面。(3)对于辅助运输系统，要求系统简单，环节少，工作人员能快速方便地到达工作地点。XXXXX矿作为大型矿井，按照高技术、高质量、高效率、高效益的开发建设原则，其工作面设备应充分依靠科技进步，立足我国，选择高产高效、性价比高、安全可靠的先进采、掘、运、支设备。2.1.4.2二1煤综放工作面设备选型(1)采煤机一、采煤机应具备的生产能力采煤机的最小生产能力应按下列公式计算:Qh=Qyf/D(N-M)

21、tK类型:Qh工作面设备所需的最小生产能力，t/h；Qy工作面所需年产量，1.5106t/a；D年生产天数，按330天计算；F能力富裕系数，1.4；N日常作业班次数，4班；M日常维护班次数，1班；T每班工作时间，6h；K启动率，0.6。则qh = 1.51061.4/330(4-1)60.6= 589t/hb、采煤机装机功率装机功率包括截割电机、牵引电机、破碎电机、液压泵电机和机载增压喷雾泵电机的电机功率之和。装机功率通过以下公式估算:P=QHw=5890.7=413kW式中:p装机功率，kw；Q采煤机的生产率，589t/h；HW单位能耗，一般取0.6 0.7，取0.7。c、采煤机所需的牵引力

22、根据经验统计，采煤机的牵引力一般为其装机功率的0.5 1倍。d、确定滚筒直径一般滚筒直径为最大采高的0.6倍，滚筒直径为1.8m根据煤层开采技术条件、煤的硬度和采高，参考矿区设备情况，考虑矿区设备互换性，工作面采煤机实际订货数据为国产MG250/600-WD无链电牵引采煤机。采煤机技术参数见表2-1-1。(2)工作面的柔性刮板输送机、掘进机和破碎机工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机开采的煤全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输送机的运输能力应满足:Qc=KcKmKyQm= 1.11.051.05589 = 714吨其中:QC-t/h；刮板输送机的运输能力，t/h；Kc采煤机截

23、割速度的不均衡系数，1.1；QM采煤机的平均落煤量，589t/h；Km采煤机和刮板输送机同向移动时的修正系数，1.05；Ky运输方向和倾斜系数，1.05。表2-1-1采煤机技术参数项目单比特参数编号储备票据采煤机型号MG250/600-WD电牵引采煤机总装机功率千瓦600切割力千瓦2502蔡高M1.83.5切割深度毫米600滚筒直径M1.8驱动器类型交流电牵引牵引力（=knot）海里535牵引速度米/分钟012.4电源电压V1140重量T41经计算，工作面前方刮板输送机的运输能力应大于714 t/h机器、破碎机的容量应为不小于刮板输送机能力。根据采煤机的生产能力、放煤能力和工作面长度，并考虑各

24、环节的能力匹配和煤层生产能力潜力，实际订货情况如下:前部刮板选用SGZ764/500刮板输送机，后部刮板选用SGZ630/320刮板输送机，SZZ764/200掘进机和PLM1000破碎机。因此，21号工作面采用一次采全高长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法，顶板采用全垮落法管理，边采边放。2.2采矿技术2.2.1综采技术为保证安全，采用适时支护:即采煤机割完煤后，先移架，再移刮板输送机。工艺流程为割煤、移架、推架。2.2.2采煤机的工作方式和进给方式:(1)工作方式:综采工作面采煤机为双滚筒。采煤机正常工作时，前滚筒沿顶板割煤；滚筒的后端沿底板割煤。这种布置对司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。(

25、2)进刀方式:综采工作面进刀方式为工作面端头斜切，为三角割煤。过程如下:当采煤机截割到工作面端头时，后面的输送机已经移近煤壁，在采煤机的位置留下一段下部煤图2-2-2(a)；改变滚筒位置，降低前滚筒，升高后滚筒，沿输送机曲线段切入煤壁，直至输送机直线段，然后直线移动输送机图2-2-2(b)；改变两个滚筒的上下位置，将割煤返回输送机机头图2-2-2(c)；切断三角煤，煤壁切直后，再换上下滚筒，风帆正常割煤图2-2-2 (d)。(3)割煤方式:采用一次割两次的割煤方式。图2-2-2工作面端头切割三角煤斜切进刀方式(a)开始(b)斜切并直线移动输送机(c)切割三角煤(d)开始正常割煤。1-综采工作面

26、双滚筒采煤机2-刮板输送机2.2.3采煤机滚筒螺旋的确定双滚筒采煤机采用反向旋转，即右滚筒向右旋转(顺时针)，左滚筒向左旋转(逆时针)，右滚筒采用右螺旋，左滚筒采用左螺旋。2.2.4综采工作面的巷道布置、端头支护和加强支护(1)综采工作面巷道布置图(见工作面布置图)(2)端头支护:工作面液压支架作为区段轨道平巷中的端头支护；运输平巷采用三台端头支架进行端头支护，工作面液压支架滞后一个深度。(3)加强支护:掌子面前方20m需要加强支护，避免应力集中提前对巷道造成破坏。采用单体液压支柱和铰接顶梁作为支架，加强支护。2.2.5制作循环作业和循环图表，面条组织的主要技术经济指标。综采工作面一般只有割煤

27、、移架、推刮板输送机三个主要工序。传统上，在完成三个主要过程后，即使完成一个循环，操作一般也是以多循环的方式组织的。但在安排作业方式时，必须把机械设备的维修作为综采工作面非常重要的一道工序，做出适当安排，保证维修时间。(1)循环操作按正规循环作业组织生产，每两个割口放顶煤一次为一个循环，每个生产班次完成一个循环，每天共三个循环。a)运行方式:采用先进设备。为了降低工人的劳动时间和劳动强度，采用四六制工作制；b)循环运行图(见图2-2-5-1)。图2-2-5-1工作面正常循环图表(2)劳动组织a)劳动组织形式:采用专业工种机械追逐作业与综合工种全断面作业相结合的劳动组织形式；b)劳动组织:劳动组

28、织表见表2-2-5-2。表2-2-5-2工作面劳动组织表公仲班基清酒曲一团二班三班维护类船长一个一个一个一个四审查员一个一个一个0三班级班长222三九采煤机司机三三三0九运输司机一个一个一个0三机器司机一个一个一个0三泵工一个一个一个0三皮带驱动器2220六架子工151515045末端支持工人六六六018材料载体0八八技工一个一个一个八11电气修理工一个一个一个八11钻井和注水工人三三三0九支持修理工0001010工棚工人车道维修121212036看着工具制造者一个一个一个0三送货工人一个一个一个一个四皮带修理工一个一个一个五八总计达535353四十四203(3)主要技术经济指标主要技术经济指

29、标见表2-2-5-3。2-2-5-3工作面主要技术经济指标表序列号名字单位量评论一个采煤方法综放开采2屋顶管理完全跨越法三生产方式三采一维四工作面长度m一百八五工作面走向长度m1800六蔡高m3.5煤层平均厚度为5.5七圆形进尺m0.60八每日循环次数个人三九每日循环进尺3.610回收百分比%8011循环产量t3908.521煤层工作面2.3设备配置工作面机械设备见下表。表2-3综采工作面机械设备配置表使用位置设备名称单位量模型工作面尾架架子四ZFZ4000/21/30过渡托架架子2zfz 3600/19/28英尺中间支架架子109ZFZ3600/19/28LT截煤机平台一个MG250/600

30、-WD前刮板输送机部门一个SGZ-764/500后部刮板输送机部门一个SGZ-630/320夏香机器部门一个SZZ-764/200轮式破碎机平台一个PLM-1000胶带输送机部门2DTL120/130/2280X信号照明的综合保护平台一个ZXZ8-4/1140无极绳绞车部门一个SQ-80/75B尚香乳液泵平台2BRW315/31.5乳化液泵箱个人一个RX315/25B注水泵平台一个WRB-160/31.5水泵箱个人一个RX200/16A移动式变压器平台三KBGZY1250/10/1140 (2套)KBGZY630/10/660 (1套)无极绳绞车部门一个SQ-80/75B信号照明的综合保护平台

31、2ZXZ8-4/1140组合开关平台一个QJZ-2000/1140平稳起动平台四QR250/1140 (2套)QJR125/1140 (2 2套)拉柱绞车平台2JH-14t2.4工作面通风系统2.4.1根据瓦斯涌出量计算:Qw=kgQg/(Cg-Cm)=561立方米/分钟式中:kg工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；q工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，取最大值3.74 m3/min。CG工作面回风中的最高允许瓦斯浓度，取1%;CM 工作面进风中的瓦斯浓度，取0。2.4.2按人数计算:Qw=4NK=41501.05=630立方米/分钟式中:4每人提供的最小风量，m3/min；N最大工作面数量(

32、按倒班、两班人数加其他辅助人员)150K备用系数。2.4.3根据温度计算该工作面的实测温度为2326OC。Qw=60VS=60(1.21.8)9=648970V风速，根据风速与温度的关系，取1.21.8 m/s。s综采工作面平均断面为9 m2。2.4.4经比较，最大计算风量为970 m3/min。2.4.5按工作面极限允许风速计算:根据煤矿安全规程，工作面最低风速为0.25米/秒，最高风速为4米/秒；V=Q/60s=970/609=1.8m/s由于0.25m/s v 600.25Swi1二煤层最小风量为144 m3/min；7煤层最小风量为99m3/min。根据最大风速检查每个工作面的最大风量

33、:Qwi 600.2510= 600.2513.64 = 204.6立方米/分钟根据最大风速计算，每个掘进工作面的最大风量:Qhi0.6Nmax9-4-8= 0.6295 =177千瓦因此，可以选择电机，电机的功率为:Ne =9-4-9=2951.2/(0.91)=393.33千瓦式中:Ke电机容量储备系数，取1.2；叶电机效率，取0.9；Ytr传动效率，电机与通风机直接相连，ytr=1。5.4.3矿井通风费用估算吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。成本构成的统计分析是降低成本、提高经济效益必不可少的基础资料。这里只需要计算通风费用中的电费，其他指标在本设计中不做说明。e = 8760

34、2010年9月4日= 8760393.33/(1.20.950.90)= 3.36106 kw . hW = (E +EA)D/T9-4-11=(3.56106 +3.17105)0.8/(1.8106)=1.72元/吨式中:e通风机年耗电量。D电价为人民币/kw.h，目前工业用电量一般为0.8元/kWh；t-矿井产量，1.8106t；EA局部通风机和辅助通风机的年耗电量；YV变压器效率，取0.95；YW电缆传输效率取决于电缆长度和每米电缆损耗，取0.92。第六章矿井灾害防治技术6.1防止燃气事故的措施根据瓦斯等级测定，该矿为低瓦斯矿井，相对涌出量为3.29 m3/t，但随着开采深度的增加，不

35、可避免的与实测数据有较大出入，瓦斯赋存一定丰富。因此，必须制定严格的瓦斯治理措施。1、通风瓦斯管理按煤矿安全规程中低瓦斯矿井管理的有关规定执行；2、火药库、电池充电室应有独立的通风系统；3.安装安全检测系统，配备必要的检测手段，有效检测气体；4、机电设备的选择和日常管理，爆破器材的选择和使用必须符合煤矿安全规程的规定，局部瓦斯和瓦斯涌出异常区域和工作面要落实“三专两闭锁”的规定；5.风门应经常关闭，如有损坏应及时汇报并处理。运送材料时，行人必须坚持打开一扇门，关闭一扇门，不允许两个风门同时打开，以保证工作面的正常通风；6.工作面回风巷和运输巷距工作面60200m，按规定安装相应数量的隔爆水箱，

36、定期注水；7、工作面上隅角安装一块挡风板，并备用一块，发现瓦斯超限，然后向调度室汇报，配合通风区做好瓦斯排放工作；8、防止煤与瓦斯突出，要做好预测工作，运用各种手段，准确地做好预测工作。6.2预防矿井粉尘事故的措施矿井粉尘的主要危害是煤尘爆炸和尘肺病。为了减少和杜绝矿井粉尘事故和尘肺病，必须建立完善的防尘洒水系统，设置防止和隔离煤尘爆炸的设施，制定综合防尘措施。1.建立良好的供水管理系统；2.生产过程中应采取综合防尘措施，包括煤注水、空气净化、点喷、采掘机械外喷、添加抑尘剂、湿式打眼等措施，减少煤尘飞扬的产生和抑制；3、按规定安装隔爆设施，一旦煤尘爆炸，防止灾害的蔓延和扩大；4.上部风道和下部

37、输送通道按要求设置水幕；5.机组在割煤时，善用外喷，坚持先开水后开机，停机后停水，不停水不开机，并经常检查喷嘴，确保使用良好；6、加强个人防护，通过佩戴防尘口罩、防尘口罩、防尘帽、防尘口罩等个人防护用具，防止矿井粉尘对人体的危害。6.3防火措施1、防止外部火灾。(1)必须使用阻燃带和风筒；(2)消防管道与防尘管道共用。在进风口底部、采区上下井口、机电峒室、维修峒室、材料仓库和火药库附近应设置消火栓。每个消火栓的流量应达到150L/min，直径为50mm在有带式输送机的巷道内，应安装直径为50mm的消防水管，每隔50m安装支管和阀门，并有30m备用胶带；(3)在火灾隐患严重的场所，如底坑、机电室

38、、火药库、风动工具清理的室等，必须配备足够数量的灭火器，并全部使用干粉灭火器。2、火灾的预防和控制(1)投产前，应对煤层自燃倾向性进行取样鉴定；(2)建立良好的注浆灭火系统，精心施工；(3)开采作业规程必须有防止自燃的专门措施，在开采过程中和回采结束后必须进行有效的预防性注浆和及时封堵，并辅以均压防火措施；(4)发现有着火的预兆时，喷水降温，并向区队和调度室汇报。(5)机电人员应加强对设备和线路的维护，防止电火花。如因电发生火灾，应先切断电源，再进行灭火；(6)在适当的位置建造防火门。6.4水的防治造成矿井水害的水源主要有大气降水、地表水、含水层水、岩溶陷落柱水、断层水、老巷或采空区积水等。其

39、控制措施大致可分为地表控制水和地下控制水两大类。1.地表水防治(1)确保井口和工业广场主要建筑物的标高高于当地历年最高洪水位；(2)河流改道，拦截原有河流，通过人工修复另一条河道将河流运离矿区；当流水沿河道或沟底渗入井内时，可用泥土、石块或水泥在渗漏部位铺筑河底，以减少渗漏；(3)矿区周围因开挖活动引起的地面沉降、开裂、塌陷形成涌水通道，应采用粘土或水泥进行充填；(4)雨季防洪准备和检查是减少矿井水灾的重要措施。不得在山洪、河流冲刷的地方堆放矸石、矿渣、垃圾等杂物。2、地下水防治(1)搞好矿井水文观测和水文地质工作；(2)工程开工前，必须采取严格的治水措施。通过超前钻探、物探、地震等手段，挖掘者必须坚持“有疑必探”、“先探后掘”的原则。(3)对于含水层水，采用地面钻孔抽水、地下排水沟排水和地下钻孔排水的方法；(4)采掘前，工作面回风巷和运输巷应配备良好的排水管道，形成排水系统，除正常排水外，应有备用潜水泵；(5)设置合理的防水煤柱，设置符合要求的水闸墙(防水墙)，采用注浆堵水技术等。6.5屋面事故预防措施顶板事故是煤矿生产中的主要灾害之一，也是一个困