隆化煤矿初步设计说明书

河南理工大学成人高等教育毕业设计STYLEREF"标题1"\l第三章井田开拓致谢PAGE74PAGE75第四章采煤方法4.1采煤方法的选择隆化煤矿设计生产能力为150万t/a，为大型井。根据2号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤法。设计采用一个综采工作面保证矿井1.5Mt/a产量，综采工作面布置于2号煤层中。2#煤层平均厚3.2m，一次采全高，工作面长20回采工作面生产能力按下列公式计算：Q采=L.Vo.M.r.C式中：Q—工作面年产量，t/a；L—工作面长度，200mVo—工作面年推进度，1980m；M—工作面采高，3.2mr-煤的容重，1.40t/m3；C1—采煤工作面采出率，取0.93；则矿井年生产能力Q1=L.Vo.M.r.C1=200*1980*3.2*1.40*0.93=164.99Mt/a一个工作面产量为164.99Mt/a，满足设计生产能力要求。回采工作面采用后退式回采。工作面采用顺序接替。根据《煤炭工业矿井设计规范》，2号煤层采区回采率为75％，工作面回采率为93％。4.2确定采（盘）区巷道布置和要素主运输大巷沿南北方向大致将井田分为东西两翼，根据井底地质情况，工作面直接在主运输大巷、主回风大巷两侧布置，工作面运输顺槽和回风顺槽通过风桥、材料斜巷与大巷沟通。从主运输大巷沿煤层向西掘带区运输巷主要用来出煤，进风。从回风大巷掘沿煤层向西掘进带区回风巷，主要用来回风、下料，出矸，所有的巷道都沿煤层掘进，在回风巷、轨道运输巷和皮带运输巷之间架设风桥，方便各巷道通风、运料、出煤、出矸。为了保证巷道断面，需要对煤层进行挑顶或卧底，当采区巷道掘好后，掘开切眼布置工作面。垂直运输巷把井田划分为五个采区，在将每一个采区划分为若干个区段，在每一个区段内沿走向布置单一走向长壁采煤工作面，区段之间留设宽度为20m的煤柱，回采工作面长度为200m，工作面年推进长度约为1980m4.3回采工艺及劳动组织4.3.1回采工艺该煤矿井田地质条件简单，煤层倾角较缓，2号煤层平均厚度为3.2m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件,回采工艺过程如下：（一）采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部割三角煤斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角割煤掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。（二）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（三）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新爆露出来的顶板。（四）综采面端头作业综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定。4.3.2劳动组织形式根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。采煤工作面劳动组织见表4.1表4.1劳动组织表序号工种出勤人数合计一班二班三班1班长兼质量检查11132采煤司机33393工作面开溜工11134运输机司机11135转载机司机11136泵站司机11137绞车司机11138电工、检修工22269瓦斯员111310液压支架222611安全员4441212综合工种66624合计242424724.4采（盘）区的准备与工作面接替本矿井设计年产量为150万吨，设计一个工作面开采达到设计生产能力，2个掘进工作面满足矿井生产。4.4.1巷道断面和支护形式井底车场巷道、大巷全部采用半圆拱断面，锚喷支护，工作面分带巷道采用锚杆支护，必要时加网和钢带。4.4.2巷道掘进进度指标巷道掘进进度指标采用如下数值：半煤岩锚喷支护巷：250m/月；半煤岩锚杆支护巷：300m/月；倾斜岩巷：100m/月；煤巷：400m/月。4.4.3掘进工作面个数和掘进面的机械配备为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备两个掘进工作面，一个综掘工作面用于2号煤层巷道掘进，一个综掘工作面用于大巷掘进和工作面顺槽掘进。综掘工作面机械设备配备见表4.2:表4.2综掘工作面机械设备配备表设备名称型号容量（KW）单位备用掘进机EL-90145.8台1带式转载机ES-65015部1双向运输皮带SSJ650/22244部1湿式除尘器SCF-618.5台1水泵3BA-13B2.2台5局扇JBT51-25.5台2锚杆机RB1-50L37.3台3喷浆机2PG-Ⅱ5.5台1搅拌机安Ⅳ5.5台14.4.5矿井采掘比例关系和掘进矸石率全矿有一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘工作面个数比为1：2由于该矿运输大巷和回风轨道大巷均为煤巷或半煤岩巷,所以预计矸石量较少,。4.4.6工作面接替一带区工作面推进长度为2538米，年推进度为1980米，即每个区段采煤时间为一年多。工作面接替采用顺序接替，即先采1再采2、3、4……依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面100图4.1回采工作面循环图图4.2回采工作面布置图第五章井下运输提升排水5.1运输系统和运输方式的确定根据选定的开拓方案,矿井大巷材料运输采用轨道运输，运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。材料大巷采用RL100/400防爆柴油机卡轨车运输，采用14号槽钢轨距400毫米。采区内辅助运输采用防爆柴油机卡轨车和JD-40各区段采出的煤，通过工作面运输斜巷、运输大巷、运至井底煤仓，再通过主井将煤运至地面。各区段所需的材料和设备，通过副立井下放至井底车场，再通过井底车场、轨道运输大巷、工作面材料斜运输巷运至各工作面。各区段掘进所出的矸石，通过工作面材料运输斜巷、轨道运输大巷、井底车场，通过副立井将矸石提至地面。各井巷钢轨类型：辅助运输轨道大巷22kg/m；工作面轨道运输斜巷15kg/m。5.2运输设备的选择和计算5.2.1矿车、材料和人车为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输，布置轨道运输大巷，目前，矿井辅助运输方式正在不断完善与发展中，并向多元化发展，新型的辅助运输设备也各有优缺点及适用条件，一般有以下几种：无轨胶轮车，卡轨车，齿轨车，单轨吊，连续运输车等，结合本矿特点，将各种新型辅运设备对本的适应性比较如下：无轨胶轮车：是大型及特大型矿井推荐采用的辅运设备，主要特点是：运输效率高、速度快、用人少、安全性好，一般适用于巷道倾角小于12°，当巷道倾角大于8.5°时连续爬坡长度不大于500m，当巷道倾角5.7～8.5°连续爬坡长度不大于700～800m。本矿煤层条件从技术上讲是可以使用该设备的，但存在以下问题：①本矿为立井提升，无轨胶轮车下井需要较大井筒断面，且井下必须设换装站。②无轨胶轮车要求巷道断面大，岩巷工程量大。③目前尚无国产的支架运输车，需进口，每台约为120万美元，初期投资大，设备使用率低，尚存在配件进口、设备维修等问题。④国内的无轨胶轮车也在进一步完善中，使用效果尚待提高，综合以上分析，本矿使用无轨胶轮车时机暂不成熟。防爆柴油机卡轨车：特点是，eq\o\ac(○,1)轨道铺设于巷到底板上，承载力大；由于增加了卡规滚轮系，防止脱轨掉道，因而能以较高速度安全可靠地运输单重较大的设备。eq\o\ac(○,2)柴油机卡轨车具有机动灵活的特点，可灵活地进入多条分支巷道运送物料。eq\o\ac(○,3)机身自重大，牵引力小，爬坡能力差，一般用于小于8°的斜巷中。本矿只开采一层煤，且为缓斜煤层，其倾角小于8度，巷道底板稳定，采用柴油机卡轨车能与调度绞车配合使用，但又存在运输环节多的问题。该设备要求轨道铺设质量较高，初期投资低，但经综合分析，本矿宜使用。柴油机齿轨车：适用于巷道起伏性强的近水平煤层巷道，除有柴油机卡轨车的缺点外，对铺轨的质量要求更高，另外，井下维护工程量大，用人多，初期投资较高，经综合分析，本矿不宜使用。胶套轮机车：目前只有小功率的车或蓄电池机车，不能满足运输支架、采煤机等重型设备运输要求，不予采用。单轨吊：一般用于底鼓严重的巷道，要求顶板支承力大，轨道施工质量要求高，不予采用。连续运输车：采用无极绳运输原理，设备简单，维护量小，初期投资低，目前最大运距可达2500m，是顺槽运输连续化的首选设备。本矿开拓巷道长度最长在4000m左右，采用连续运输车运距达不到。本矿使用该车的缺点是：①不能完全连续运输，局部仍需调度绞车转接。②综合以上各种新型辅运设备分析，采用防爆柴油机卡轨车投资少、管理简单，维修量小，能满足本矿初期生产要求，故初期采用该设备用于轨道大巷及回采巷道辅运，后期可考虑使用大功率的胶套轮机车。防爆柴油机卡轨车技术参数见表5.1表5.1防爆柴油机卡轨车技术参数型号使用地点柴油机功率(kW)转速(r/min)最大爬坡最大牵引力(KN)最大速度m/s）转弯半径（m）RL100/400轨道大巷63.523008°285.45水平4垂直10（一）矿车选型本矿生产能力为1500kt／a，各类矿车均选用600mm轨距一吨系列矿车即能满足要求。运矸采用1.5t固定箱式矿车，型号MG1.7-6B；材料运输选用1.5t材料车，型号MC1.5-6B；设备运输选用3t平板车，型号MP3-6B；运人采用平巷人车，型号PRC-18。（二）矿车数量矿车数量根据《煤炭工业设计规范》的要求和该矿实际情况，各类矿车数量见表5.2。表5.2各类矿车数量表单位：辆矿车类型矿车型号矿车数量备注1.5t固定箱式矿车MG1.7-6B301.5t材料车MC1.5-6B153t平板车MP3-6B8平巷人车PRC-1825.2.2大巷内运输设备的选型和计算根据《煤炭工业设计规范》，结合当前最新的设计思想及理念，本矿井开拓巷道均采用煤巷或半煤岩巷。布置胶带运输机大巷采用胶带运输，运输能力大，连续性强，易于增产，管理简单，是大中型矿井合理的大巷运输方式，根据运量与运距，运输大巷采用DP-1063/1000胶带输送机运输能力630吨/时,输送长度1000米,带宽1000毫米,配套电机功率5.3提升系统概况本矿井年产量为A=150wt/a，矿井工作制度为三八制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=14h计。矿井为斜井加立井联合区段开采，运输方式为皮带输送机，主斜井最大斜长960m，散煤密度取r=1.4t/m3。采用大倾角钢绳芯胶带机运输，负责全矿井的提煤任务；一边采用连续运输车混合提升斜井中运煤配备DP-1063/1000胶带输送机，运输能力630吨/时,输送长度1000米,带宽1000毫米；Y315M1—4，N=132kW，V=380V，n=1480rpm电动机一台；SSXP132—40减速器1台，i=40（带有冷却风扇和逆止器）；YOTCK500调速型液力偶合器1台，n=1500rpm；并配置相应的制动器。辅助提升选用JTP—1.6加宽型绞车,16NAT6×7+FC167014188.1钢丝绳（直径16mm），TSG—1600/10型天轮，YR系列6级电动机一台（功率110kw、5.4主井提升由于矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输、安装等带来很大的不便。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机解决了提升机卷筒宽度过大的问题，而没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。5.4.1提升参数计算a.提升高度H＝HS＋HZ＋HX（5-1）式中：H——提升高度，m；HS——矿井深度，287m；HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20m。H＝287+20+20＝327mb.经济提升速度Vm＝0.4×H0.5（6-2）式中：Vm——经济提升速度，m/s。Vm＝0.4×327*0.5＝10m/sc.一次提升循环估算时间TX＝Vm/a＋H/Vm＋30（8-3）式中：TX——一次提升循环估算时间，s；a——初估加速度取0.8m/s2；30——装卸载时间。TX＝10/0.8+327/10+30＝105sd.小时提升次数Ns＝3600/TX（8-4）式中：Ns——小时提升次数。Ns＝3600/105＝34次e.小时提升量As＝An×c×cr/（Bn×Tv）（8-5）式中：As——小时提升量，t；An——设计年产量，1.8Mt/a；c——提升不均衡系数，1.3；cr——提升备用系数，1.3；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。As＝150×10000×1.3×1.3/（330×16）＝576tf.一次合理提升量Q＝As/（2×Ns）（8-6）式中：Q——一次合理提升量，t；2——两套提升设备。Q＝576/（2×34）＝8.47t5.4.2设备选择主井井筒净直径6.5m，提升高度324m，井塔高度41.3m，装备两套同型号的提升机，可同时使用，提升能力1440t/h。主井提升配有定重、定容、定时联合控制的自动定量装载和卸载系统，从而实现了主井提升系统全自动化运行。a.提升机井筒装备3.5m绳塔式摩擦轮提升机两套，由德国SIEMAG公司提供，主要电控设备由瑞典ABB公司提供（主变压器，励磁变压器及高压开关柜），每台电机功率2600kW，12脉动交-交变频供电，全数字计算控制体统。b.原煤提升容器装备两套12t异卸载多绳双箕斗，在井筒内并列布置。c.装载系统设有一个井底煤仓，容量为4000t。各煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓结构。两套测重装置随同提升机、电控设备同时引进。煤炭通过给煤机及装载胶带输送机（2台）至装载设备定量仓，经称重后，由气动操作闸门和分配溜槽翻板交替，向两个箕斗内装煤。d.装卸台箕斗卸载采用先进的外动力，底卸式扇形闸门结构，具有改善井塔内套架的受力，缩短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应4个箕斗分别安装有4套扇形闸开闭装置和连接煤仓与箕斗闸门的活动舌板，闸门的开闭及活动舌板的动作均采用气动控制，箕斗扇形闸门的每一个开闭气缸均采用双路井排气系统，以尽可能提高闸门开闭气缸的动作速度，减少卸载休止时间，同时也为矿井不停产检修提供方便。井塔内箕斗受煤仓容量80t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。e.提升钢丝绳主钢丝绳选用三角股镀锌钢丝绳六根，左右捻各三根。每根长度670m，单位重量5.02kg/m，钢丝直径为35mm，抗拉强度为1670N/mm2，每根主绳破断力总和845kN。尾绳选用8×4×9-155×26-I-镀锌扁钢丝绳三根，每根长度670m，单位重量10.13kg/m，抗拉强度1375N/mm2。5.5副井提升副井提升的钢丝绳和绞车按提升矸石来选择。矿井工作制度为三八制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=14h计。矿井为斜井加立井联合区段开采，提升方式为罐笼提升，矿车规格为MGC1.1-6*2型。副立井最大垂深267m，矸石密度取r=2.5t/m35.5.1提升钢丝绳的选择绳端载荷Qd：Qd=Qz+z(G+G0)式中:Qz——罐笼质量，kg;Q——一次提升量，kg；z——每次提升矿车数；G——矿车货载质量，kg；G0——矿车质量，kg。Qd=5800+2(1.1×2×1000+600)=8600kg钢丝绳最大悬垂长度Hc：Hc=HH+Ht+Hk式中：HH——尾绳环高度，为12m；Ht——提升高度，为267mHk——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线高度，为11m.Hc=12+465+11=4确定钢丝绳每米质量pp≥(Qz+z(G+G0))/n（1.1σB/ma-Hc）=（5800+2（1.1×2×1000+600））/4(1.1×17000/9-488)=1.4kg/mma=9.2-0.0005Hc=8.9535式中：n——钢丝绳数。选取6×37股钢丝绳，钢丝绳直径：d=19.5mm;钢丝直径为：δ=0.9mm;p=132.7kg/100m;钢丝破断力Qq=23950kg验算钢丝绳的安全系数：nQq/（Qz+z(G+G0)+npHc)=4×23950/10249=9.34＞95.5.2多绳摩擦式提升机的选择：主导轮直径：D/d≥80D≥80×19.5=1560mm钢丝绳作用在主导轮上的最大净张力Fj：Fj=（Qz+z(G+G0)+npHc)=10249kg钢丝绳作用在主导轮上的最大净张力差Fc：Fc=Zg=2×0.75×2.5×1000=3750kg选择提升机型号为：JKM-2.8/4（Ⅱ）其参数为：主导轮直径：2.8m；导向轮直径为：2.5m；钢丝绳最大静张力为：300KN；钢丝绳最大静张力差为：90KN；最大提升速度为：11.8m/s；减速器型号为：ZHD2R-140；电动机最大转速为：750转/分；传动方式：单电机/双电机外形尺寸：7200×8500×2800机器总重量为：54.9t适用年产量为：90--150万吨。5.6矿井排水矿井平均涌水量为2600m3/d，按150m3/h计，采用分别排水系统。井筒最大垂深水泵所需的排水能力：Q≥1.2×150=180m3水泵扬程：H=1.1(267+5)=299.2水泵型号：D250—150，叶轮级数6级，流量230m3/h，扬程450m，电机功率1000kW。水泵总台数3第六章矿井通风与安全矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合《煤矿安全规程》中有关规定。根据井田开拓布置，矿井通风方式为中央并列式，主扇工作方式为机械抽出式。矿井采用立井开拓，井筒均位于井田中部，服务全井田。掘进通风采用独立通风，掘进工作面配有局扇。井底装载硐室、泵房、配电室等均采用串联通风。6.1风量的计算6.1.1拟定矿井通风系统矿井通风系统包括：（1）通风方式，即为进风井和出风井的布置方式（分为中央式、对角式和混合式）；（2）通风方法，即为矿井主扇的工作方法（分为抽出式，压入式和压抽联合式等三种）；（3）通风网络。1、通风方式的选择无论选择哪一种通风方式，都必须符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。（1）每个矿井，至少要有两个通到地面的安全出口，各出口之间的距离不得小于30m；（2）进风井要避免污风、尘土、矸石燃烧气体等的侵入。进风井和回风井的设置点必须地层稳定，施工地质条件简单，占地少；（3）充分注意降低通风费用。主要风道断面不宜过小，壁面光滑，拐弯要缓，断面变化要均匀。尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，使自然分配的风量基本上和需要分配的风量一致；（4）符合采区通风与掘进通风的若干要求满足瓦斯、火、尘、水和高温对矿井通风的要求，还要有利于深水平和后期通风的发展变化；（5）回风井一般服务3Km左右的范围。根据煤层赋存条件及地形地貌及以上原则，本矿井选择分区式通风。2、矿井主扇工作方法的选择主扇工作基本上分为抽出式和压入式两种，二者各有利弊。抽出式主扇使井下风流处于负压状态。一旦主扇因故停止运行时，井下风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全而且通风管理简单，更有利于对高瓦斯矿井的管理。采用压入式通风时，虽然能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面，但是必须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，通风管理工作比较困难，漏风较大。综合以上论述，本矿井采用主、副井井筒同时进风，采用分区式通风的通风方式。回风井兼作安全出口。主要通风机的工作方法采用抽出式通风。6.1.2矿井总风量的计算与分配（一）、矿井总风量分配原则及方法1、分配的原则：（1）、各高低沼气矿井采煤工作面的风量（见上表）（2）、对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。（3）、井下火药库，充电室，采区轿车房，应单独供风。（4）、分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据《煤矿安全规程》要求不得超过规定限度。（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。2、分配的方法：（1）、当采用分别计算法或整体计算法的矿井总风量后，再按照井下采区布置图分别分配Q采、Q掘、Q硐的用风量。（2）、从总回风量中减去∑Q采、∑Q硐、∑Q掘，余下的风量∑Q其他与漏风量按采区的产量比例进行分配。此部分风量可作为采区内增加的用风地点或采区接替所需保留的人行道和维护巷道进风。（二）、风量的计算与分配：矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合《规程》中有关规定。《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过260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：1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井的总风量为：Q矿总＝4×最多井下人数＝4×84＝336m3／min＝5.6m3／2、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：Q矿总＝(∑Q采十∑Q掘十∑Q硐十∑Q其它)×K矿通式中：Q矿总——矿井总风量，m3／s；∑Q采——采煤工作面实际需要的风量总和，m3／s；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3／s；∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3／s；∑Q其它——其它用风地点所需风量的总和，m3／s；K矿通——矿井通风系数，取1.25。1、采煤工作面实际需要风量的计算①按瓦斯涌出量计算：根据带区巷道布置，矿井达产时，其生产能力为150wt／a，井下布置一个综采工作面，2个掘进工作面，2#煤矿井CH4相对涌出量为3.31m3/t，则回采工作面CH4绝对涌出量按下式计算：q采=(回采工作面日产量×CH4相对涌出量)／(60×工作面生产时间)式中：q采——工作面CH4绝对涌出量，m3／min；2号煤层一个回采工作面日产量为：4569.6t／d；按每日2班生产，则工作面生产时间按16h考虑；则q采＝4569.6×3.31÷(60×16)＝10.5m3／min；则Q采＝100×q采×K采通＝100×10.5×1.4＝1470m3／式中:Q采—采煤工作面所需风量，m3／s；K采通——采煤工作面CH4涌出不均匀的风量备用系数，取K采通＝1.4。②按回采工作面温度计算：Q采=60×VC×SC×Ki式中：Q采—采煤工作面所需风量，m3／s；VC—回采工作面适宜风速，取0.6m/s；SC—回采工作面平均有效断面，为16.5m2；Ki—工作面长度系数，取1.4。Q采=60×0.6×16.5×1.4＝831.6m3/min③按人数计算Q采=4×nc式中：nc—采煤工作面内同时工作的最多人数,为48人；Q采=4×48=192m3④按风速验算∶60×0.25×SC≤Q采≤60×4×SC工作面最大风量为1470m3/min，最高风速为2.38m取上述计算最大值，Q采=1470m32、掘进工作面实际需要风量的计算：（1）按沼气涌出量计算Q=100q×K式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；q——该掘进工作面回风流中沼气绝对涌出量（m3/min），取为3.3（m3/min）；K——该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该掘进工作面回风巷风流中沼气最大涌出量与平均绝对涌出量之比，取为1.5则，Q=100×3.3×1.5=495m3（2）按人数计算Q=4N式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；N——掘进工作面同时工作最多人数，煤巷为28人；4——以人数为计算单位的供风标准。则，Q煤=4×28=112m3Q岩=4×22=88m3（3）按掘进实际所需风量计算Q=Qf×K式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；Qf——掘进工作面局部通风机的供风量。煤巷掘进选用型号为JBT-62型局扇，吸风量为350m3K——风筒供风率，取为1.2；则，Q煤=350×1.2=420m3Q岩=270×1.2=324m3（4）按风速进行验算每个煤巷或者半煤岩巷掘进工作面的风量为：Q掘≥0.25×60×S掘S掘——掘进巷道的断面积，m2；则，Q掘≥0.25×60×25≥375m3（5）按局扇的实际吸入风量计算Q掘=Qf×I×kf式中：Qf—掘进工作面局扇额定风量,取200m3/minI—掘进工作面同时通风的局扇台数；kf—风量备用系数，取1.3；Q掘=200×1×1.3=260m3/min计算结果满取上述计算最大值，Q掘=315m3/min∑Q掘＝2Q掘＝630m3/min3、硐室实际需要风量（1）火药库所需风量按库内空气每小时必须换4次计算，一般情况下，大型火药库取100-150m3/min，中型火药库取60-100m3/min。在本设计中，取为（2）采区绞车房所需风量根据实际需要，取为80m3（3）采区变电所所需风量根据实际需要，取为150m3（4）水泵房所需风量根据实际需要，取为100m3（5）中央变电所所需风量根据实际需要，取为150m3则，∑Q硐=80+80+150+100+150=560m34、其他巷道所需风量的计算按回采工作面、掘进工作面、硐室所需总风量的5％来考虑，则有：∑Q其他=（1470+630*2+560）×5％=164.5m35、矿井所需总风量的计算Q=（Q采+Q掘+∑Q硐+∑Q其他）×K全矿按一个回采工作面、两个掘进工作面考虑。K——风量备用系数，取为1.1。则，Q=（1470+630*2+560+164.5）×1.1=3799.95m3=63.34m36、矿井风量分配在上述计算中得到矿井总风量中，减去独立回风的掘进风量和硐室风量，再按各个回采工作面的风量与产量成正比的原则进行分配。6.2矿井通风系统和风量分配一、通风方式根据开拓部署，矿井采用中央并列式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限根据井田开拓部署，主副井为进风井，回风井回风，服务于整个矿井，本次通风设计只考虑矿井前20a的生产情况，后期应考虑更换风机或电机。三、掘进通风及硐室通风根据矿井开拓和采区巷道布置，矿井达产时，配备一个回采工作面和两个掘机功率11kW。四、通风系统和风量分配:（一）、通风系统矿井通风方式为中央并列式，由主.副井进风，通过运输大巷，轨道大巷进入采区的运输巷与轨道巷后，经过采区轨道.运输顺槽冲洗工作面后经由专门的回风巷回风至采区的回风巷至回风大巷再由回风井排至井外。（二）、风量分配1、分配的原则：（1）、各高低沼气矿井采煤工作面的风量。（2）、对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。（3）、井下火药库，充电室，采区轿车房，应单独供风。（4）、分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据《煤矿安全规程》要求不得超过规定限度。（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。2、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：26.95m3/s综掘工作面：211.55m3/s＝23.1m3/s主水泵房主变电所：10.27m3/s其它：3.02m3/s6.3计算负压及等积孔井巷通风总阻力是选择矿井主扇的重要因素之一。所以，在选择主扇之前，必须首先计算井巷通风阻力。6.3.1计算原则1、如果矿井的服务年限不长（10～20a），选择达到设计产量后通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路，沿着这两条风路分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的通风总阻力hv1min和hymax时的要求，既能做到在通风困难时的要求，又能做到在通风容易使用合理，其它时期就无须计算，如矿井服务年限较长（30～50a）则只计算头（5～25a）内的左右通风容易和通风困难两个时期的hrmin和hrmax。2、因有外部漏风（指在防爆门和主扇周围的漏风），通过主扇的风量Qf必大于通过总出风井的矿井总风量，对于抽出式主扇，用下式计算：Qf=（1.05～1.10）Qm3/s式中：1.05，1.10——抽出式通风矿井的外部漏风系数，抽出式出风井无提升运输任务时，取1.05，有提升任务时，取1.10。3、为了经济合理（减少矿井外部漏风和主扇运转费用，不致因主扇的风压过大造成瓦斯和自然发火难于管理，以及避免主扇选型太大，使购置、运输、安装、维修等费用加大，须控制hrmax不能太大（一般不超过3000Pa）特大型的矿井除外），必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施。4、要先分析整个通风网络中，自然分配风量和按配分配的区段的通风阻力。6.3.2计算方法通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与井巷周壁摩檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。h摩=aLPQ2/S3式中：h摩——摩擦阻力mmH2oa——摩擦阻力系数kg.s2/m4L——井巷长度mP——井巷净断面周长mQ——通过井巷的风量m3/sS1——井巷净断面积m2R——井巷摩擦风阻千缪将以上计算出来的各数值填如下表（其中表中的所列数值又是当空气为12kg/m3时数值）表6.1容易时期通风总阻力计算表a（kg.s2/m4）表6.2困难时期通风总阻力计算表a（kg.s2/m4）沿着上述两条风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：hr.min=1.2∑hfr.minPahr.max=1.15∑hrmaxPa式中：1.15，1.20——是考虑到风路上有局部阻力的系数；代人数值得：hrmin=1.2∑hfrmin=1.2×915=1098Pahrmax=1.15∑hfrmax=1.15×1269.2=1459.6Pa容易实际与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下：Rmin=hrmin/Q2=1098/63.342=0.274N.S2/m8Rmax=hrmax/Q2=1459.6/63.342=0.364N.S2/m8Amax=1.1896Q/hrmin1/2=1.1896×63.34/10981/2=2.275mAmax=1.1896Q/hrmax1/2=1.1896×63.34/1459.61/2=1.973m通过计算可知，矿井通风是较容易的。《煤矿工业设计规范》规定：矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1m2。本矿井通风困难时的等积孔为1.973m表6.3井通风阻力等级分类等积孔（m2）矿井通风阻力等级矿井通风难易程度评价＜1大阻力矿难1~2中阻力矿中＞2小阻力矿易6.4选取扇风机根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，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；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。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，但初装电机的使用年限不小于5年。3、风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5o；风机的转速不大于额定值90%。4、考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。5、正常情况下，主要风机不采用联合运转。本矿属于低瓦斯矿井，布置前期回风立井及后期回风立井，主斜井和副立井进风。本设计只选择前期回风立井通风机，服务年限约20a左右。主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为63.34m3/s，矿井通风容易时期负压为1098Pa，困难时期为1459.66.4.1设计依据1、矿井总风量：Q总＝63.34m2、矿井通风容易时期总负压：hmin=1098Pa3、矿井通风困难时期总负压：hmax=1459.6Pa4、风机选择考虑20年左右的服务年限，20年后可更换风机或电机。6.4.2风机选型计算：1、确定扇风机所需风量：Q=KQ总=1.1×63.34=69.674m3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：Hmin=hmin＋△h＋hz=1098+196=1294PaHmax=hmax＋△h－hz=1459.6+196=1655.6Pa式中：△h──通风设备阻力损失（包括风硐损失），取△h=196Pa；hz──自然风压，因进、出风井井口标高基本相同，故hz=0。3、网路阻力系数：Rmin=Hmin÷Q2=0.267Rmax=Hmax÷Q2=0.3414、网路特性曲线方程：Hmin=0.267Q2Hmax=0.341Q2将上述曲线置于BDNo24型风机性能曲线图上即得风机运行工况点，工况点参数如下：通风容易时期：Q1=70.7m3/s，H1=1330Paη1=77通风困难时期：Q2=71.5m3/s，H2=1730Paη2=825、预选电机N2===181KWN1===147KW式中：Kb—备用系数，取Kb=1.2；ηc—传动效率,直接传动时,ηc=1；通过计算可知，该矿选用两台BDK54-8-No20型轴流式扇风机，转速n=740r/min,16个叶片。叶片安装角:容易时期为410-490，困难时期为440-520。一台工作，一台备用。配用电机功率为200kW。所选择的扇风机有以下优点：①扇风机体积小，风机房构筑简单，不需要反风道反风，通风设备布置简化，节省建筑投资。②扇风机反转反风，反风速度快，风量大。③扇风机效率高，节能效果好。6.5安全生产技术措施煤矿生产从事地下作业，存在着水、火、瓦斯、煤尘、及顶板冒落五大自然灾害，对于保证矿工的人身安全和矿井正常生产有中重要的意义。6.5.1煤尘爆炸的防止措施1、严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度。2、保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩。3、所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度。4、定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300米5、采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。6、井下所有运输大巷，和通风巷道在装车地点和煤尘发生的地点，应该经常洒水，减少煤尘飞扬，并定期堆积煤尘。7、运输大巷和回风大巷设置岩粉棚。6.5.2煤及瓦斯突出的预防措施1、本矿井为低瓦斯矿井，只须不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（回风顺槽）出口处安设瓦斯探测仪；2、每个掘进工作面均采用局部通风机；3、加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算；4、经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。6.5.3矿井水灾预防措施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；6.5.4火灾预防措施1、在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门；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列车房；4、安设防火水管，并备有水龙头；5、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆；6、通风设备具有反风功能7、井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。6.5.5防止冒顶事故的措施1、加强采掘工作面顶板管理工作，特别是综采工作面初次放顶和老顶来压期要加强支护。2、搞好工作面端头支护。3、严禁空顶作业。4、加强支架的管理和维修。6.5.6避难硐室和避灾路线井下一旦发生水、火等灾难时，矿工应迎风而行，寻找安全出口。若当自救器在其有效时间内不能到达安全出口地点或撤退路线被阻等情况下，矿工应迅速进入就近的避难硐室，等待救援人员。6.5.7矿山救护大队的设置要有处理各种灾害的矿山救护队，并且给他们配备相应的技术装备。矿山救护队要设气体化验、修理、氧气充填、矿灯充电、汽车司机和后勤管理人员为矿山救护服务。总之，矿井生产要严格遵守《煤矿安全规程》和《工作面作业规程》等有关安全规定，执行有关规定，并同时加强对职工的安全意识和自救能力的培训，才可达到安全生产的良好效果。第七章矿山环境保护7.1矿山污染概述矿山的通风方式采用中央边界式通风，主扇工作方式为抽出式，选煤楼、压缩机房、副井都位于工业广场内部，其噪声污染较为严重；选煤楼的灰尘可能弥漫在工业广场的空气中，造成空气