东荣一矿9层西北采区通风系统设计

辽宁工程技术大学课程设计东荣一矿9层西北采区通风系统设计姓名：指导教师：专业班级：安全11-1班学号：1103030126时间：2015.01.19综合成绩：-31-前言课程设计是安全工程专业其中一个教学环节，其目的是使本专业学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计及矿井通风系统，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个安全工程技术人员的基本训练。随着资源的开发和利用，我国对煤炭的需求量的逐步增大，而我国国民经济的发展导致煤炭生产不能满足需要。进一步发展煤炭工业，成为我们当前的任务。本设计主要对小康矿进行井田的开拓系统设计、通风系统设计和矿井反风演习设计。了解了矿井开拓、井巷布置方式、采煤方法、矿井通风系统设计过程。本设计本着布局合理、生产集中、系统简单和环节畅通的原则对整个矿井进行开拓系统的布置。矿井通风是整个矿井设计中最重要的一环，在矿井建设和生产期间占有极其重要的地位。通过对矿井风量的分配和阻力计算以及风量的调节，保证矿井足够的新鲜风量，防止各种伤害和爆炸事故，保障井下人员生命安全。利用矿井反风演习设计检验地面主扇及井下各反风设施的可靠性，检验反风装置及反风设施的建筑和维修质量，测定矿井反风技术数据，为矿井灾害处理提供技术参考依据，发现并解决反风演习中存在的问题，从而提高矿井整体的抗灾能力。此次课程设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，运用所学知识，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。通过本次设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平有了很大的提高，由于本人的初次设计，错误难免，恳请各位老师指正。 1．采区概况⑴矿区地理位置、地貌、水文气候条件东荣一矿位于黑龙江省集贤县境内，地理座标为东经131°20′～131°30′，北纬46°45′～46°55′，行政区划隶属集贤县腰屯乡管辖。井田西南距福利屯32km，经福利屯到双鸭山市40km。重建后的同三公路于井田北部边界外3.2km处通过，国铁福前铁路于井田南部边缘外2km处通过，交通较为方便。本井田位于三江平原的西南部，煤系地层均被第四系松散层覆盖，地形平坦，地面标高为+66～+68m。井田东北部有双山子，标高+154m；西部有索利岗山，标高为+207.9m；南邻完达山北麓，北面平坦敞开。井田内无较大河流，只有二道河子在井田北部边界外穿过。近年来，随着农业生产发展，修筑了一些排水沟渠，湿地面积稍有缩小。松花江在井田北约45km处流过，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位为+67.51m，枯水期水位为+55.02m。本区属寒温带大陆性气候，冬季严寒，夏季温热，年平均最高气温为20.1～23.7℃，年平均最低气温为-17.4～-23.9℃，极端最低气温-35℃。年降水量325.7～692.3mm，年蒸发量1095.5～1430.6mm，年平均相对湿度61～70%，年平均风速为4.1～4.7m/s，最大风速可达24m/s，风向多偏西风。每年十月至翌年五月为冻结期，最大冻结深度为1.55～2.08m。⑵井田地质特征本区位于集贤煤田的东南部，为一全隐蔽区。区内地层系统简单，发育有元古界麻山群、古生界泥盆系中统、中生界侏罗系上统、新生界第三系上新统和第四系。其中侏罗系上绕（鸡西群）最大地层厚度大于2400m。本区位于新华夏系第二隆起带北端的三江盆地西部。由于受东西向压应力的作用及新华夏系构造应力场作用，该盆地形成了一系列的轴向北北东的富锦、绥滨—集贤、佳木斯等隆拗相间排列的隆起带与拗陷带，同时产生了不同序次和不同方向的断裂构造。井田内地层有元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏罗系、新生界第三系和第四系。本井田位于绥滨—集贤拗陷带的东荣向斜东翼的南段，井田内以弧形断裂为主，并由此而派生两组褶曲构造。井田内地层走向近南北，倾角一般为15～25°，局部地段由于断裂影响形成急倾斜带。井田内断层按走向可分为三组，共有断层26条，其中北北西到南北向组有4条，北东向组12条，北西向组10条。断层多为压扭性断裂，导水性差。井田内主要褶皱有F8牵引褶曲和F7派生褶曲两组。F8牵引褶曲位于F8断层两侧，由F8断层两盘相互扭动产生。断层北侧为背斜，南侧为西斜。F7派生褶曲位于F7断层东段的北侧，属F7派生构造，轴向北东60°，向南西倾伏，延展甚短，与F7断层斜交。根据地质报告提供的采样资料，井田内瓦斯含量为0.07～3.38ml/g，-500m以上瓦斯含量均低于2ml/g，但地质报告没有明确说明矿井瓦斯等级。2．采区煤炭储量、生产能力和服务年限计算2.1采区情况介绍9煤层属于南一上采区相对断层少，构造简单，勘探程度较高，构造控制较可靠，而且高级储量主要集中在南一上采区和北一上采区，采区煤尘无爆炸危险。2.2采区煤炭储量和服务年限计算根据图纸可计算出：（1）煤层倾角arctan（6.4/20）=17.7度（2）采区走向长度200×4.33=866m（3）采区倾斜长度200×8=1600m（4）采区工业储量Z=走向长度×倾斜长度×煤层厚度×煤的容重Z==866×1600×4.0×1.33=737.1万t⑸煤柱损失P=采区左右边界煤柱+采区上下边界煤柱+条带间预留煤柱=10×2×1600×4.0×1.33＋10×2×（866－10×2）×4.0×1.33＋3×4.0×1.33×10×（1600－10×2－4×2－30）＋30×（866－10×2）×4.0×1.33＝64.1万t⑹可采储量Zk=Z－P＝737.1－64.1＝673万t⑺服务年限T==＝5.75a此处：K取1.3；K——储量备用系数，K=1.2～1.4。由上可得：该采区的设计服务年限为5.75a。⑻采区回采率C＝＝＝⑼矿井的工作制度本采区设计年工作日300d，每日三班作业，边采边准。每班工作8h，每天净提升时间为14h。3.采区巷道布置3.1巷道布置说明该上山采区采用单一倾斜长壁采煤法，该采区内共有2条上山：轨道上山、运输上山。两条上山位于采区的一侧，沿煤层倾斜方向，轨道上山、运输上山都在同一煤层内布设，两条大巷之间留有30m煤柱。运输上山在采区上部分别与运输大巷和回风大巷相连，轨道下山与轨道大巷相连为整个采区服务。在采区上、下、左、右边界各留10m井田境界保护煤柱,西侧边界大断层留30m保护煤柱，停采线距运输上山和轨道上山各25m。采区内分4个条带，条带间煤柱宽10m，设计区段工作面长度为200m，推进长度为1600m。在采区范围的中部，自轨道大巷开掘采区上部车场，进而开掘采区轨道上山和采区上部车场绞车房、绞车房回风道；自运输大巷2开掘行人进风斜巷，进而开掘采区运输上山，并向上与回风大巷贯通；运输上山与轨道上山在采区中部相连开掘采区变电所，在下部开掘联络巷。形成通风回路后，自采区下山向采区两翼掘进第一条带的分带运输平巷、分带回风平巷、下一分带回风平巷，这些分带掘至采区边界后，即可掘进开切眼，在开切眼内安装采煤工作面所需的装备和进行必需的调试后，采煤工作面便开始采煤。采区工作面总长度200m，工作面沿倾向推进长度约为1600m；采区内还有2个掘进工作面，采掘比为1:2，共有4个条带，自上而下依次为分别为901,902，903,904工作面。开采顺序为901-902-903工作面，在回采工作面中部运输巷道内安装一台刮板输送机运输煤炭；在回采工作面回风巷道内铺设轨道，一般用多台小绞车串联运输设备和材料。3.2采区内的生产系统：（1）运煤系统：采煤工作面→区段运输巷→运输上山→采区煤仓→运输大巷⑵通风系统：新鲜风流→轨道大巷→运料斜巷→轨道上山→采区中部车场→区段运输大巷→采煤工作面→区段回风大巷→回风大巷⑶材料及设备运输系统：材料设备→轨道大巷→运料斜巷→轨道上山→采区上部车场→区段回风大巷→工作面⑷排矸系统：回采工作面→区段回风大巷→采区上部车场→轨道上山→运料斜巷→轨道大巷3.3巷道断面选取运输大巷、回风大巷和轨道大巷采用拱形断面，锚喷支护；工作面运输巷和回风巷道采用梯形断面，工字梁支护。随着锚喷支护的推广，采用拱形断面拱部成形好，施工方便，利用率高；梯形断面能够使顶板暴露面积少，可减少顶压，能承受较大的侧压。其中，轨道运输大巷为600mm轨距断面，利用3.0t底卸式矿车运输设备和材料；工作面运输巷道采用带式输送机运输，为单输送机道；工作面回风巷道利用1.5t矿车运输材料和设备，为单轨巷道。3.3.1水平运输、回风大巷、轨道大巷，材料巷设计掘进断面积19.60m2，净断面积17.60m2，净周长16.2m；设计掘进宽度B=4800mm,高度H=2900mm，喷射厚度T=100mm；锚杆型式为钢筋砂浆，外露长度50mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深1600mm，锚杆直径14mm，巷道断面如图3-1所示：图3-1巷道断面3.3.2工作面运输、回风巷道设计掘进断面积14.2m2，净断面积12.07m2，净周长14.12m；设计掘进底板宽度B=4400mm，顶板宽度B=3900mm,高度H=2900mm；金属支架采用GB700-65，11#A5矿用工字钢，巷道断面如图3-2和图3-3所示：图3-2工作面运输巷道断面图3-3工作面回风巷道断面4．回采工艺设计4.1采煤工艺的选择该采区煤层平均厚度4米，属于厚煤层，采用大采高一次采全厚综采采煤法，采用大采高一次采全厚综采采煤法的优点：（1）与分层综采相比，大采高综采工作面产量和效率大幅度提高；（2）回采巷道的掘进量比分层减少了一半，并减少了假顶是铺设；（3）减少了综采设备搬迁次数，节省了搬迁费用；（4）设备投资比分层综采大，但产量大、效益高；（5）与综放开采相比，采出率高。4.2采煤设备的选择设计该采区工作面长度为200m，煤层厚度为4.0m，倾角为17.7采用大采高综采采煤法，根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择成套的采煤设备。采煤机所选型号为MXA-300/4.5，见表4-1；液压支架为ZY3400/24/45型掩护式支架见表4-2，工作面刮板输送机为SGZ764/264A型见表4-3；刮板转载机型号为SZB-764/132见表4-4；工作面运输巷道用SSJ-1000/2×160型伸缩带式输送机见表4-5，破碎机型号为PEM1000×650Ⅱ见表4-6。4.2.1采煤机技术参数表4-1MXA-300/4.5型采煤机技术参数采高(m)2.3~4.2滚筒中心距(mm)10326适应煤质硬度(kg/cm2)f=2~4机面高度(mm)1905倾角(°)5~25卧底量(mm)185截深(mm)800电动机型号DMB-300s滚筒直径(m)2.0功率KW300牵引方式液压、双牵引、无链台数（台）1牵引速度(m/min)0~8.5电压（V）1140链条规格齿销冷却方式水冷主油泵型式125EV-2XP1-V1300S变量泵喷雾灭尘方式内、外喷雾油马达型式125-EX-8XP1定量马达控顶距(mm)2342调高泵型式定量柱塞泵总量（t）48.3辅助泵型式定量柱塞泵4.2.2液压支架技术参数表4-2ZY3400/24/45型掩护式支架技术参数型号ZYX3400/23/45ZY3600/25/50支架型式大采高大倾角掩护式掩护式高度（m）2.3-4.52.5-5.0宽度（m）1.43-1.61.43-1.6中心距（m）1.51.5初撑力（kN）26083092工作阻力（kN）34003600支护强度(MPa)0.580.61对底板比压(MPa)1.341.31-2.35适应煤层倾角(°)35＜25降-移-升循环时间（s）28.5835.9运输尺寸（长宽高）（m）5.471.432.5重量(t)21.219.76立柱型式双伸缩双伸缩缸径/中缸内径/柱径(mm)230/180/220250/180/160工作阻力/初撑力(kN)1700/13041800/1546推移千斤顶型式浮动活塞式浮动活塞式缸径/行程(mm)150/750160/700推力/拉力(kN)178.1/452.8178.8/452.6平衡千斤顶缸径/行程(mm)150/415140/350工作阻力（活塞腔/缸腔）(kN)671.6/534646/408每架数量(个)224.2.3工作面刮板输送机技术参数表4-3SGZ764/264A型刮板输送机技术参数设计长度(m)240刮板链型式双边链出厂长度(m)220刮板间距(mm)1032运输能力(t/h)500与采煤机配套牵引方式有链链速(m/s)1.12电动机型号KBY550-132适应倾角(°)功率(KW)2×132液力偶合器型号YL-500XQ转速(r/min)1475液力偶合器介质油电压(V)1140布置方式平行布置圆环链破断负荷(KN)≥598中部槽规格(mm)（长×宽×高）1500×764×222总量(t)166.62圆环链规格26×86-C减速器速比1：25.4444.2.4刮板转载机技术参数表4-4SZB-764/132型刮板转载机技术参数出厂长度（m）29.7刮板链型式双边链输送能力（t/h）500电动机型号KBY550-132速度（m/s）1.34功率（KW）132与带式输送机有效重叠长度（m）11.44转速（r/min）1470爬坡性能爬坡角度（°）10电压（V）1140爬坡长度（m）6.5回环链规格（mm）22×86-C爬坡高度（m）1.6破断负荷（KN）≥598偶合器型式YL-500×1Q刮板间距（mm）516中部槽尺寸（mm）（长×宽×高）1500×764×222质量（t）24.904.2.5伸缩带式输送机技术参数表4-5SSJ1000/2×160型伸缩带式输送机技术参数输送量t/h1000机尾搭接长度(m)12输送长度(m)3100机尾搭接处轨距(mm)1362带速(m/s)205机头外形尺寸（宽×高）(mm)`2646×1705托辊直径(mm)108电动机型号YSB-90输送带类型阻燃输送带功率(kW)300×2宽度(mm)1000电压(V)660储带长度(m)100质量(t)1204.2.6破碎机技术参数表4-6PEM1000×650Ⅱ型破碎机技术参数结构特点鄂式配套转载机型号SZB-764/132过煤能力(t/h)700外形尺寸（长×宽×高）（mm）3270×2260×1430破碎能力(t/h)450电动机型号JBY91-4/55进料口宽度（mm）1000功率（kW）55进料口高度（mm）550电压(V)1140出料粒度（mm）40-3704.3综合机械化回采工艺4.3.1.回采工作面循环作业(1)双滚筒的位置和转向面向煤壁站在综采工作面时,采煤机的右滚筒为右螺旋,割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋,割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时,一般其前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤，如图4-1所示：图4-1综放面采煤机滚筒位置和转向示意图（2）割煤方式考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素，采用穿梭割煤，往返一次进两刀(3)进刀方式双滚筒采煤机端部斜切进刀，割三角煤。进刀过程如图4-2所示：①当采煤机割至工作面端头时,其后放一定距离以外的输送机槽已移近煤壁,前后滚筒间尚留有一段底煤；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人煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；③再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤；④再次调换滚筒的上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。图4-2工作面端部割三角煤斜切进刀(4)移架方式支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。支架沿采煤机牵引方向依次前移,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,能适应不稳定顶板,应用比较多。(5)支护方式针对综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，采用及时支护方式。采煤机割煤后,支架依次前移、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。推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、运料和通风。由于煤层倾角的影响，须在煤壁侧加一定高度（200mm）的挡煤板。综采工作面支护方式：采取掩护式液压支架进行支护。端头支护方式：用ZY3600-25/50型液压支架进行端头支护。超前支护方式：工作面运输巷超前20m加强支护，用DZ-20/35型带帽单体液压支柱配合金属铰接梁支护巷道的两帮，柱距均为1m；回风巷超前20m加强维护，只在巷道中间支设一排DZ-20/35型单体液压支柱。生产班的主要工艺过程是：割煤、移架、推移输送机。采煤机上下两端斜切进刀自开缺口；双向割煤，往返一次割两刀，移架滞后采煤机3-4m，输送机滞后采煤机10-15m推移综采工作面中，沿工作面全长完成采煤、移架、推溜三个主要工序后，工作面就向前推进一个进度，完成一个循环。4.3.2工作面循环作业（1）采区实际产量①采区的设计生产能力为90万t/a；平均工作日产量：＝＝3000t，②工作面进一刀采煤量：2000.84.01.33=832t③平均每天割煤刀数为＝3.61刀。④工作面采用三、八工作制，一采一备一掘作业方式，每天进4刀；则实际产量为：832×4×300=99.84万t（2）采区实际服务年限采区实际服务年限：673/（99.84×1.3）=5.19a；即：采区实际服务年限为5.19年。采煤工作面接替图表如图4-3所示： 时间工作区 2015 2016 2017 2018 2019901902903904905（5）回采工作面循环作业图表回采工作面配备三个班进行开采，其中两个开采班，一个检修班。具体回采工作面循环作业如何进行如图4-4所示：图4-4回采工作面循环作业图表4.3.3劳动组织形式表4-7劳动组织形式序号工种定员合计一班二班检修班1班长11132安全员11133采煤机司机2244支架工664165清煤工4486输送机司机11267运料工446148端头支护工448169机电维修工1146合计242426744.3.4综采工作面设备布置和剖面图综采工作面设备布置图如图4-5所示：1—采煤机；2—刮板输送机；3—液压支架；4—下端头支架；5—上端头支架；6—转载机；7—可伸缩胶带输送机；8—配电箱；9—乳化液泵站；10—设备列车；11—移动变电站；12—喷雾泵站；13—液压安全绞车；14—集中控制台。图4-5综采工作面设备布置图和剖面图5.通风系统设计5.1通风系统分析回采工作面进风巷与回风巷的布置有U、Z、Y双Z和W等形式。这些形式都是U形的变形，是为了加大工作面长度、增加工作面供风量、改善工作面气候条件，预防采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。Z形通风系统要求在采空区维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的瓦斯排至回风道，但采空区巷道的维护量较大；Y形通风系统要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，而且在回采期间始终维护，故采区巷道的掘进和维护费用较大；在相同的地质条件下，W形工作面的供风量要比U、Y形增加一倍，采面产量显著提高，但巷道维护在采空区，漏风大，有效风量率低且易于自然发火；U形后退式具有采空区漏风小的优点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，影响工作面的安全生产。综上所述本设计采用U形后退式通风系统，另外利用导风设施（导风板、风帘等）或利用采空区的风眼回风等来解决上隅角附近易于积存瓦斯问题。5.2采煤工作面所需风量生产采区需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。Q采区≥（∑Qai+∑Qbi+∑Qci）×Kwzm3/min式中：∑Qai——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min∑Qbi——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min∑Qci——其他风量的总和，m3/minKwz——采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般可取1.2～1.25，在此采区中取1.2。每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，即四算一校核，然后取其中最大值。由于该采区属于低瓦斯，对煤层不进行瓦斯抽采。 （1）回采工作面所需风量按瓦斯涌出量计算首先计算该采区的平均绝对涌出量：采区相对瓦斯涌出量为6.1m3/t，日产煤量为3000t/d，则该采区绝对瓦斯涌出量=（3000×6.1）÷24÷60=12.7m3/min按回采工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即100×12.7×1.41779.2m3/min式中：——回采工作面需要风量，m3/min；——回采工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量，m3/min；——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2~2.1（2）按工作面温度选择适宜的风速计算回采工作面应有良好的气候条件，其气温与风速的关系[2]应符合表5-1的要求。表5-1回采工作面气温与风速的关系回采工作面的空气温度/℃回采工作面的风速Vai/m·s-1＜150.3~0.515~180.5~0.818~200.8~1.020~231.0~1.523~261.2~1.8取回采工作面的空气温度为20~23℃，对应的风速取1.5m/s。因此，回采工作面所需风量为=60×1.5×3×(4.0-0.3)=999m3/min式中：——回采工作面的风速，m/s；——回采工作面的平均断面积，Sai=3.0（m-0.3)，m2；——煤层开采厚度，m。（3）回采工作面同时作业人数计算需要风量：Qai=4Nai=4×74=296m3/min式中：Nai——工作面最多人数，每人供风应大于4m3/min（4）风速进行验算：Qai≥0.25×60×Sai=0.25×60×3×(4.0-0.3)=166.5m3/minQai≤4×60×Sai=4×60×3×(4.0-0.3)=2664m3/min式中：Sai—工作面平均断面积，m2综上所述，回采工作面的最大风量Qai为1779.2m3/min，符合条件166.5m3/min<1779.2m3/min<2664m3/min.5.3掘进工作面所需风量的计算(1)按照瓦斯涌出量计算=420m3/min式中：——单个掘进工作面所需风量，m3/min；——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min,本掘进工作面；——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5～2.0。(2)按掘进工作面同时作业人数计算需要风量=60m3/min式中：——掘进工作面同时工作的最多人数，该掘进工作面同时工作最多人数为15人。。(3)按炸药量计算=25×A，m3/min=25×12=300m3/min式中：25——以炸药量为计算单位的供风标准,即为每公斤炸药爆破以后，需要供给的风量。A——掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，A=12kg。(4)按局部通风机的实际吸入风量计算选用JBT-52(11kW)局部通风机，可取＝300m3/min；，m3/min=300×2=600m3/min式中：——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；——掘进工作面用的局部通风机实际吸入的风量，m3/min；——一个掘进工作面同时工作的局部通风机的台数。(5)按风速进行验算由于巷道在煤巷中掘进，因此掘进工作面的风量应为，m3/min；-15×19.6=294m3/min；240×19.6=4704m3/min即：2944704m3/min式中：——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；——掘进巷道的断面积，m2。通过以上计算，选择最大值300m3/min作为每个掘进工作面所需风量。由于本条带共有2个掘进头，此带区内掘进头所需的总风量为=2，m3/min=300×2=600m3/min式中：——掘进实际需要的总风，m3/min；——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；5.4其它巷道所需风量备采工作面设计备采所需风量为采煤工作面的一半1779.2×½=889.6m3/min选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃每个风门所需风量按30m3/min，调节风窗所需风量10m3/min/个。采区变电所配风量：100m3/min。绞车房所配风量：100m3/min。故其他风量的总和为=100×2+30×2+10×3=290m3/min5.5风量的分配根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：式中Q——矿井总风量，m³/min。矿井的总进风量，应按采煤、掘进、峒室及其它地点所需的风量之和，并乘以适当系数，即：=4441m³/min式中——风量备用系数，包括漏风和配风不均匀等因素，取1.15～1.25，本次设计取1.25。1)矿井风量分配原则：a分配到各用风地点的风量，应不低于本节所计算出的风量。b为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定风量。c风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度、风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。2)矿井风量分配方法：a当矿井总风量确定后，首先按照采区布置图给各回采工作面、掘进工作面、硐室分配风量。b从总风量中减去各回采工作面、掘进工作面、硐室风量，余下的风量按采区产量、采掘数目硐室数目等分配到各采区。再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点。用于维护巷道和保证行人安全。各井巷风速如表5-1所示：表5-1井巷中的允许风流速度井巷名称允许风速/(m/s)最低最高无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷，采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.15表5-2风量分配表分支始节点末节点风量Q/m3·min-1e1v1v24441e2v2v243459e3v24v8100e4v8v94441e5v2V83670e6v17v184089e7v18掘进头300e8掘进头v22300e9v22v21300e10v21v23300e11v18v19300e12v19v20300e13v20掘进头300e14掘进头v23300e15v10v113458e16v11v123340e17v12v13889.6e18v13v142450e19v3v42405e20v4v52311e21v5v61779.2e22v6v72015e23v7v2439505.6阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算各区段井巷的摩擦阻力，巷道摩擦阻力计算公式为摩擦阻力定律：式中——井巷摩擦阻力，N；——井巷摩擦风阻，Ns/m8；Q——井巷单位时间过风量，；a——井巷摩擦阻力系数；L——井巷长度，m；U——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面积，m2。由以上两式求得各巷道的风阻和通风阻力详见下表6-5：表9-1通风阻力计算表分支始节点末节点巷道名称巷道长度L/m巷道面积S/m2巷道周长U/m摩擦阻力系数摩擦风阻Rfr/N·s2·m-8风量Q/m3·min-1风速摩擦阻力α/N·s2·m-4v/m·s-1hfr/Pae1v1v2轨道大巷158017.616.20.0080.037559874441252.3295455205.7705084e2v2v24轨道上山80012.0714.120.0080.0513916853459286.5782933170.8014226e3v24v8绞车房1017.616.20.0080.0002377211005.6818181820.000660335e4v8v9回风大巷160017.616.20.0080.0380353124441252.3295455208.3751984e5v2V8运输上山82012.0714.120.0080.0526764783670304.059652197.0817244e6v17v18采区下部车场7017.616.20.0080.0016640454089232.32954557.728527533e7v18掘进头掘进大巷59012.0714.120.0080.03790136830024.855012430.947534199e8掘进头v22掘进大巷59012.0714.120.0080.03790136830024.855012430.947534199e9v22v21联络巷1012.0714.120.0080.00064239630024.855012430.016059902e10v21v23掘进大巷46012.0714.120.0080.02955021930024.855012430.738755477e11v18v19掘进大巷5012.0714.120.0080.0032119830024.855012430.080299508e12v19v20联络巷1012.0714.120.0080.00064239630024.855012430.016059902e13v20掘进头掘进大巷57512.0714.120.0080.03693777430024.855012430.923444346e14掘进头v23掘进大巷57512.0714.120.0080.03693777430024.855012430.923444346e15v10v11联络斜巷9017.616.20.0080.0021394863458196.47727277.106520033e16v11v12区段运输巷152012.0714.120.0080.0976442023340276.7191384302.5776839e17v12v13备采工作面20017.616.20.0080.004754414889.650.545454551.045163035e18v13v14区段回风巷2155212.0714.120.0080.099699872450202.9826015166.2356854e19v3v4联络斜巷9017.616.20.0080.0021394862405136.64772733.437456161e20v4v5区段运输巷152012.0714.120.0080.0976442022311191.4664457144.8584559e21v5v6采煤工作面20017.616.20.0080.0047544141779.2101.09090914.180652141e22v6v7区段回风巷155212.0714.120.0080.099699872015166.9428335112.4455286e23v7v24运料斜巷7017.616.20.0080.0016640453950224.43181827.2120167816.掘进工艺6.1掘进通风方法掘进通风方法采用局扇通风。局扇通风按其工作方式可以分为压入式、抽出式和混合式三种。在903工作面掘进时采用压入式（如图6-1），掘进长度575米和590米，对于压入式通风，由于局扇和启动装置都位于新鲜风流中在瓦斯矿井运转安全；风筒出口风流的的有效射程长，排烟能力大，工作面的通风时间短，而且可用柔性风筒。图6-1两条带掘进头6.2掘进通风设备的选择6.2.1风筒选择⑴选用KSS600-150型带刚性圈的软质阻燃风筒，直径600mm，接头方法：快速接头软带，百米风阻30.2N·s2/m8，一节10m,螺距150mm。⑵风筒漏风计算风筒漏风量Q=Q-Q=4.1m/min风筒百米漏风率L=＜2%风筒有效风量率E=×100%=98%风筒漏风备用系数==1.026.2.2局扇选择⑴确定局扇的工作参数局扇工作风量Q=·Q=1.02×411.5=419.73m/min局扇工作风压=113384Pa⑵局扇选型本设计选用轴流式局扇，它体积小，便于安装和串联运转，效率高。具体选择JBT-52型局扇，功率11kW，台数2台，转数2900r/min，全风压490-2352Pa，风量145-225m3/min。=7.8=169.38m3/min总结本次设计是针对D东荣一矿矿9层西北采区通风系统设计设计，包括采区巷道布置、通风系统布置及巷道风量的分配、各巷道的阻力等。在东荣一矿矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考《矿山企业设计原理》、《采矿学》、《煤矿安全工程》、《矿井通风系统设计》、《煤矿开采学》等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。此次课程设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识完成设计的。由于设计中所选参数均取自设计手册，未进行实际测量，可能与实际存在一定误差，有不足之处还请各位老师批评指正。 致谢本论文在郝朝瑜导师的悉心指导下完成。导师从论文选题、结构到内容都给予我精心的指导和热忱的帮助，在论文的准备中，导师严格的治学态度与严谨的学术要求都深深地感染着我，在此，谨向导师表示崇高的敬意和和无限的感谢！本论文的顺利完成，离不开各位老师、同学和朋友的关心和帮助，在此向你们表示深深的感谢，没有你们的帮助和支持是没有办法完成我的学士学位论文的。最后对老师、同学再次致以我最衷心的感谢主要参考文献[1]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].第1版.北京：煤炭工业出版社，2001.[2]陈寰.煤矿设计规范[M].第1版.北京：化学工业出版社，1990.[3]杜计平，孟宪锐.采矿学[M].第1版.江苏：中国矿业大学出版社，2009.[4]王树刚.矿山采掘安全便携手册[M].第1版.北京：机械工业出版社，2006.[5]胡汉华.矿井通风系统设计[M].第1版.北京：化学工业出版社，2010.[6]徐永圻.矿井开采学[M].第1版.江苏：中国矿业大学出版社，2009.[7]于福元，王文．采矿通论[M].北京：中国华侨出版社，1997．[8]刘剑，贾进章，郑丹.流体网络理论[M].北京:煤炭工业出版社，2002.[9]黄元平.矿井通风[M].北京：中国矿业大学出版社，1986.[10]采矿设计手册[M].[11]周英，采煤概论，煤炭工业出版社，2006.基于C8051F单片机直流电动机反馈控制系统的设计与研究基于单片机的嵌入式Web服务器的研究MOTOROLA单片机MC68HC（8）05PV8/A内嵌EEPROM的工艺和制程方法及对良率的影响研究基于模糊控制的电阻钎焊单片机温度控制系统的研制基于MCS-51系列单片机的通用控制模块的研究基于单片机实现的供暖系统最佳启停自校正（STR）调节器单片机控制的二级倒立摆系统的研究基于增强型51系列单片机的TCP/IP协议栈的实现基于单片机的蓄电池自动监测系统基于32位嵌入式单片机系统的图像采集与处理技术的研究基于单片机的作物营养诊断专家系统的研究基于单片机的交流伺服电机运动控制系统研究与开发基于单片机的泵管内壁硬度测试仪的研制基于单片机的自动找平控制系统研究基于C8051F040单片机的嵌入式系统开发基于单片机的液压动力系统状态监测仪开发模糊Smith智能控制方法的研究及其单片机实现一种基于单片机的轴快流CO〈,2〉激光器的手持控制面板的研制基于双单片机冲床数控系统的研究基于CYGNAL单片机的在线间歇式浊度仪的研制基于单片机的喷油泵试验台控制器的研制基于单片机的软起动器的研究和设计基于单片机控制的高速快走丝电火花线切割机床短循环走丝方式研究基于单片机的机电产品控制系统开发基于PIC单片机的智能手机充电器基于单片机的实时内核设计及其应用研究基于单片机的远程抄表系统的设计与研究基于单片机的烟气二氧化硫浓度检测仪的研制基于微型光谱仪的单片机系统单片机系统软件构件开发的技术研究基于单片机的液体点滴速度自动检测仪的研制基于单片机系统的多功能温度测量仪的研制基于PIC单片机的电能采集终端的设计和应用基于单片机的光纤光栅解调仪的研制气压式线性摩擦焊机单片机控制系统的研制基于单片机的数字磁通门传感器基于单片机的旋转变压器-数字转换器的研究基于单片机的光纤Bragg光栅解调系统的研究单片机控制的便携式多功能乳腺治疗仪的研制基于C8051F020单片机的多生理信号检测仪基于单片机的电机运动控制系统设计Pico专用单片机核的可测性设计研究基于MCS-51单片机的热量计基于双单片机的智能遥测微型气象站MCS-51单片机构建机器人的实践研究基于单片机的轮轨力检测基于单片机的GPS定位仪的研究与实现基于单片机的电液伺服控制系统用于单片机系统的MMC卡文件系统研制基于单片机的时控和计数系统性能优化的研究基于单片机和CPLD的粗光栅位移测量系统研究单片机控制的后备式方波UPS提升高职学生单片机应用能力的探究基于单片机控制的自动低频减载装置研究基于单片机控制的水下焊接电源的研究基于单片机的多通道数据采集系统基于uPSD3234单片机的氚表面污染测量仪的研制基于单片机的红外测油仪的研究96系列单片机仿真器研究与设计基于单片机的单晶金刚石刀具刃磨设备的数控改造基于单片机的温度智能控制系统的设计与实现基于MSP430单片机的电梯门机控制器的研制基于单片机的气体测漏仪的研究基于三菱M16C/6N系列单片机的CAN/USB协议转换器基于单片机和DSP的变压器油色谱在线监测技术研究基于单片机的膛壁温度报警系统设计基于AVR单片机的低压无功补偿控制器的设计基于单片机船舶电力推进电机监测系统基于单片机网络的振动信号的采集系统基于单片机的大容量数据存储技术的应用研究基于单片机的叠图机研究与教学方法实践基于单片机嵌入式Web服务器技术的研究及实现基于AT89S52单片机的通用数据采集系统基于单片机的多道脉冲幅度分析仪研究机器人旋转电弧传感角焊缝跟踪单片机控制系统基于单片机的控制系统在PLC虚拟教学实验中的应用研究基于单片机系统的网络通信研究与应用基于PIC16F877单片机的莫尔斯码自动译码系统设计与研究基于单片机的模糊控制器在工业电阻炉上的应用研究基于双单片机冲床数控系统的研究与开发基于Cygnal单片机的μC/OS-Ⅱ的研究基于单片机的一体化智能差示扫描量热仪系统研究基于TCP/IP协议的单片机与Internet互联的研究与实现\t"