【《某矿井开采方案的设计计算》11000字】

某矿井开采方案的设计计算目录TOC\o"1-3"\h\u8885第二章井田境界和储量 3254502.1井田境界 374222.2矿井工业资源储量 3317692.3矿井可采储量矿井可采储量 432371第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 637963.1矿井工作制度 6297163.2矿井服务年限 611037第四章井田开拓 650754.1井田开拓的基本问题 6106744.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 6193924.1.2工业场地位置 6326424.1.3开采水平确定 719644.1.4大巷布置和数目 7290044.1.5确定矿井开拓布置方案 7104314.1.6确定煤层间接替顺序。 9300454.2矿井基本巷道 917454.2.1井筒 9153594.2.2井底车场 12126834.2.3主要开拓巷道 1423700第五章准备方式——采（盘）区或带区巷道布置 1460455.1煤层的地质特 14216335.1.1可采煤层， 14114015.1.2物理性质 15118445.1.3煤层对比 15107035.1.4煤的含瓦斯性 1567655.2生产能力及采出率 17119085.2.1工作面循环进度 17208315.2.2工作面日循环数 18226805.2.3工作面年推进度 1830675.2.4综采工作面生产能力 1834185.3回采巷道布置 1847625.4盘区车场和硐室布置 184851第六章采煤方法 1974386.1回采工艺与劳动组织 19273816.2区的准备与工作面接替 20213826.3主要采煤设计选型 2277336.3.1采煤机 22326296.3.2刮板输送机 22277736.3.3转载机 23135646.3.4可伸缩胶带输送机 2399576.3.5破碎机 23164906.3.6液压支架 23291326.3.7乳化液泵站及喷雾泵站 2316575第七章井下运输 24214537.1运输系统和运输方式的确定 24244157.2运输设备的选择和计算 2424867第八章矿井提升 25221098.1主提升 2539218.2副井提升方式及设备 2916891第九章矿井通风及安全技术 34233239.1采（盘）区或带区及全矿所需风量 34244069.1.1概述 34314889.1.2风量计算 34105919.2矿井通风系统和风量分配 37273589.2.1通风方式 3737129.2.2风井数目、位置、服务范围及服务年限 37167459.2.3掘进通风及硐室通风 3732459.2.4通风系统和风量分配 3716869.3全矿通风阻力的计算 38119469.4通风机选型 43148969.4.1选择主扇 44319479.4.2选择电动机 45297349.4.3反风措施： 45175369.5防止特殊灾害的安全措施 4552179.5.1预防瓦斯爆炸的措施 45300529.5.2预防火灾的措施 46261379.5.3预防水灾的措施 4619679.5.4预防顶板事故的措施 46314919.5.5煤及瓦斯突出的预防措施 47161769.5.6避灾路线 47258159.5.6矿山救护 4730537第十章设计矿井基本技术经济指标 48第二章井田境界和储量2.1井田境界1号点：纬距（X）：4404281.00经距（Y）：19640549.002号点：纬距（X）：4404331.00经距（Y）：19643549.003号点：纬距（X）：4406531.00经距（Y）：19643512.004号点：纬距（X）：4406459.00经距（Y）：19639213.005号点：纬距（X）：4404759.00经距（Y）：19639241.006号点：纬距（X）：4404781.00经距（Y）：19640541.002.2矿井工业资源储量矿井的地址资源计算公式如下 （2.1）式中：Q—资源储量Mt；s—面积，km2；m—煤层厚度，m；d—均为1.4t/m3。对于22（5）号煤层：；d=1.4t/m3=103.99Mt则5号煤层总工业储量为：103.99对于25（8）号煤层：；d=1.4t/m3=54.5Mt则5号煤层总工业储量为：54.5则该矿井的工业储量为158.49Mt其储量具体数据见表2-1表2-1各煤层资源/储量占用统计表2.3矿井可采储量矿井可采储量安全煤柱留设原则维护带宽度：工业广场维护带宽度取30m；对零散的村落不设保护煤柱，对相对较集中较大的村落留设保护煤柱。铁路维护带宽度表2.2铁路各保护等级的维护带宽度保护等级特ⅠⅡⅢⅣ维护带宽度/m502015105矿井永久保护煤柱损失量（1）工业场地煤柱0.6×0.7+0.01×0.01=0.4201km2（2）大巷保护煤柱1在运输大巷和回风大巷之间需要保留50m的保护煤柱，2在运输大巷和辅助运输大巷之间需要保留留30m煤柱，3在辅助运输大巷，回风大巷的两侧都需要留30m的煤柱。则工业广场保护煤柱净损失量；式中：Q—煤柱净损失，万t，s—煤柱面积，km2；为0.4201km2；m—煤厚，m；为4.29；d—均为1.4。Q=300(万t)表2.3可采储量计算表单位:万t煤层名称设计资源/储量工业场地煤柱及开采损失开采损失可采储量工业场地煤柱大巷煤柱514264.13003266356610698.1第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照规定：本矿井设计的每年工作时间为330天。矿井采用三八制工作制度。即三班生产，一班检修，每班工作时间为6h。矿井日提升18h。3.2矿井服务年限矿井服务年限计算如下：T=Zm/A·K式中T－设计计算服务年限，63年；Zm－可采储量，万t；106.981万t；A－年产量，万t/a；120t/a；K－储量备用系数取1.4。经计算，矿井设计生产能力120万t/a。第四章井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标主副井筒形式为斜井，回风井为立井，主井坐标X=4406167.291、Y=19643044.05，井口标高1445m，副井X=4406170.180、Y=19643014.5，井口标高1445m，回风井坐标X=4405529.000、Y=19642100.45，井口标高1470.0m。依据开拓方案布置,共布置有四个井筒，包括主、副斜井，还有前、后期回风立井。4.1.2工业场地位置井田内有着较小厚度表土层，而且煤层埋藏深度较浅但位于较低的山丘一带，大面积的基岩裸露在空气中，表层遮盖少，而且此地区有着复杂的地形条件，让我们对工业场地位置布置需要慎重考虑其优缺点，选择地点必须地势平坦，有着便利的交通，供电畅通，综合考虑位于井田东侧的王家堡沟北部地区，小南山西侧地带适合作为工业场地。4.1.3开采水平确定矿井水平数目及标高采用单水平，水平标高+300m4.1.4大巷布置和数目由于该矿井是单水平开采，煤层均厚为4.29m，布置上、下山来提升运输材料、矸石、煤炭和通风，划分为2个阶段，阶段斜长4.336km。将运输和轨道大巷建造在8号煤层里面最后将回风大巷建造在5号煤层里。4.1.5确定矿井开拓布置方案矿井开拓采用双斜井开拓根据给定的地质条件以及当前煤矿开采技术条件，充分考虑未来发展空间，提出了两个开拓方案，现分析如下:方案一:双斜井开拓采用双斜井的开拓方式，主副斜井位于井田东侧边界，距离500m左右，倾角22度，运煤设备采用大倾角胶带运输机运输，倾斜长度7252m，垂直深度为270.7m，考虑到其简单的地质条件，且两煤层之间距离为29m的深度，因此布置轨道大巷、回风大巷和联合运输大巷，回风大巷布置在22号煤层中。设计井田走向长度为4.336km，倾向长度为2.250km，井田共划分为六个盘曲，先开采一盘曲，再开采二盘曲，之后依次按照顺序开采即可。方案二:主斜副立开拓采用主斜副立方案开采矿井，主斜井开拓和矿井前、后期回风立井位置部署开采顺序和方案一相同，在王家堡沟周围选定一个位置布置副立井，垂直深度设计为254m。三、开拓方案技术经济比较两个开拓方案的技术比较见表4-1-1可以认为，这两方案费用相差无几，接下来我们可以对技术方面进行比较，最终确定选择哪个方案。经济比较可以得出结论，方案一虽然其开拓工程量很大，掘进费用花费稍微较高，但斜井掘进布置设备却很简单，施工设计也较为容易。两个方案相差10%以下，考虑认为在经济上相同。因此从长远考虑推荐采用开拓方案一。4.1.6确定煤层间接替顺序。煤层接替顺序是由22号煤层到25号煤层之间。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒主斜井图图4.1主斜井井筒断面图表4-2-1主斜井特征表2、副斜井图4.2副斜井井筒断面图表4-2-2副斜井特征表3、回风井整个矿井回风工作出口，同时也作为安全出口。并铺设灌浆管道。图4.3回风立井井筒断面图表4-2-3回风立井特征表4.2.2井底车场1、井底车场形式的选定应该把井底车场安放在25号煤里，井底车场应该以择斜井刀式安放。车场内我们能布置一条双轨道线。2、验算主、副井空、重车线长度(1)长度计算:（4-1）式中:L——主斜井空、重车线以及副井出入车线的有效长度距离，m;M——列车数量，列;N——每辆列车牵引的矿车数;Lk——矿车缓冲器的长度，m;N——机车数目，台;Lj——机车的车身长度，m;Lf——附加长度，一般取10m故主、副井空、重车线长度为:(2)材料车线有效长度可按照下式计算:（4-2）式中：L——材料车线有效长度，m;Nc——材料车数，辆;Lc——材料车带缓冲器的长度，m;Ns——设备车数，辆;Ls——设备车带缓冲器的长度，m;辅助运输时所用的矿车选用1t的固定的箱式矿车，型号为MG3.3-9B,尺寸大小为:3450*1320*1300(mm)(长x宽x高)，电机车选用ZK10-9/550电机车，尺寸的大小为:4500*1360*1550(mm)(长x宽x高).故材料车线有效长度L为:3、井底车场调车方式井底车场硐室布设一个3t底卸式矿车卸载煤炭站点、另外我们在设置个翻笼硐室来翻转矿车。矿车停靠在卸载站装卸煤炭时:电机车首先牵引底卸式矿车驶进进车线，之后到达车场重车线，然后把电机车车钩摘掉，最后由在机车线内停靠的调车机车引领矿车驶入卸载站点，完成卸载任务的电机车经过空列车线，牵引着矿车安全返回车场原点。卸载掘进出煤时，采用调车方式是专用设备调车。但运输材料、矸石时：调车方式是由材料车线驶入副井去调车。4、井底车场各种硐室的布置在副井下方布置水泵房、水仓等。井下配电室水泵房都应该建设在25号煤层里面。在泵房左侧坐落的主水仓和副水仓，应该建造在25号煤层。（4-3）故4.2.3主要开拓巷道1、运输大巷:断面形状：半圆拱型，支护：锚喷支护，净宽4.510m,净断面13.81m2,在此巷用胶带输送机，安放输送检修轨道。2、轨道大巷:断面形和采用的支护形式都与运输大巷一致，净宽4.40m,净断面19.63m2，设双轨线路。3、回风大巷:矩形，支护锚网喷支护，净宽4m,净断面11.6m2，放25号煤层里。4-2-2主要巷道断面特征表 第五章准备方式——采（盘）区或带区巷道布置5.1煤层的地质特5.1.1可采煤层，为22（5）、25（8）号煤层。5.1.2物理性质22号、25号煤为弱沥青一弱玻璃光泽，容重1.39-1.59，质地较硬，断口平坦、参差状。水平层理，碎块状构造。5.1.3煤层对比（二）煤质特征、煤层结构对比法表1-3-6可采煤层煤质主要指标5.1.4煤的含瓦斯性瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t，绝对涌出量0.97m3/min。高家窑煤矿补充勘探时在井田内补4号孔中对22号、25号煤层采取了瓦斯样，现场解析后及时送样测试瓦斯成份及含量，由测试成果(见各煤层瓦斯测试成果汇总表5—2)可知，22号、25号煤层均属二氧化碳——氮气带。表1-3-2各煤层瓦斯测试成果汇总表5.1.5煤的自燃性自燃等级为II级，自燃倾向性为自燃。表1-3-3煤层自燃倾向表由上述测试成果可知，22号、25号煤层属自燃。5.1.6煤尘高家窑煤矿补充勘探时在补3、补4号孔中对22、25号煤层采取了煤芯煤样。表1-3-4煤层爆炸性测试表由上述测试成果可知，各煤层煤尘均有爆炸性。5.1.7地温和地压本次勘查工作未进行地温地压测试，根据左云南普查勘探区钻孔资料（见下表5-5）。该区各测温孔全孔平均地温梯度平均3.4℃/100m,所以该区地温场基本属于地温梯度异常区。由上述资料可见该区地温场具以下特点：1.22号煤以上地温梯度较小，平均为3.3℃/100m。5.2生产能力及采出率所以符合要求工作面能力计算5.2.1工作面循环进度工作面循环的进度包括采煤机的工艺和选用采煤机每次切割后的深度。为了使我们能够很好地充分发挥采煤机切割掘进煤的技术能力,确定了各种工作面上的回采方式,其中一刀一刀为双向切割掘进煤,采煤机每切割的一刀即为一个周期。22(5)该方法设置为两层矿井第一次开采工作面之间的交接七个工作面上同时在两层煤综采工作面内装设的采煤机有效截深范围为0.6.22（5）设置为矿井首采工作面交接七个工作面同时开采两层煤综采工作面内安置采煤机有效截深为0.6.5.2.2工作面日循环数矿井的日常工作管理时间日常管理制度就是实行"四六"日常工作时间的限制,三班按时进行日常生产,一班按时做好生产准备,每班的日常工作管理时间6h。5.2.3工作面年推进度=1\*GB3①25采区综采工作面年推进度：6×0.6×330＝1584m5.2.4综采工作面生产能力=1\*GB3①25采区综采工作面生产能力按下式计算：A=L·S·M·γ·C·10-6式中A——产能，Mt/a；L——长度，取160m；S——年推进度，取1584m；M——平均采高，平均取4.29m；γ——取1.4t/m3；C——取75%；A=160×1584×4.29×1.31×0.84×10-4=1.21Mt/a（5-3）5.3回采巷道布置该矿井下巷道布置为回风巷道在顶板岩层中，主运输巷道和辅助运输巷道在底板煤层中。综合考虑设备运输通风、巷道开挖、矿压、盘区巷道使用寿命等可预测因素，确定盘区巷道断面及盘区工作面布置为矩形，巷道支护方式为盘区巷道采用锚喷支护支护方式，工作面巷道布置采用锚杆支护支护方式。5.4盘区车场和硐室布置采区排水：由于大巷及顺槽均沿煤层掘进，决定了同一巷道不能保证均能自流向井底水仓，给排水自流带来了不连续性，因此在巷道掘进完毕后根据实际情况进行水沟的调坡设计，区域性采用水泵、管路接力排至该煤层泄水孔处，通过泄水孔自流至煤井底水仓。第六章采煤方法6.1回采工艺与劳动组织6.1.1回采工艺井田的地质环境条件较简单,煤层倾角小,煤层均厚度约为4.29m,顶、底板相对稳定。所以,可以考虑采用集中式综采一次回收的全高度开采工艺二、劳动组织形式表6-3-2序号项目单位指标1工作面长度m1602煤层厚度m4.293煤层倾角度2-44回采率%755有效截深m0.66平均日产t4727.37平均月产万t11.828月正规循环率%859工作面效率t/工44.210全员效率t/工34.011在册人数人13912截齿消耗个/万吨1013坑木消耗m³/万吨614乳化液消耗㎏/万吨2015黄油消耗㎏/万吨1516齿轮油消耗㎏/万吨156.2区的准备与工作面接替一、巷道断面和支护形式主副斜井、运输大巷、轨道大路口为半圆型拱断面,主副井为锚网喷施工支护,运输大路口、轨道大路口、回风大路口为锚网喷施工支护。集中运输巷、交通顺槽、轨道顺槽及回风大巷都是采用了矩形断面,顺槽内部则是采用了锚杆式支护。二、巷道掘进进度指标煤巷：400m/月；岩石平巷：100m/月；硐室：250m3/月；煤仓、溜煤眼：70m/月；进风行人斜巷：100m/月；回风立井：70m/月。三、表6-4-1综掘工作面机械设备配备表序号设备名称设备型号容量（kW）单位数量备注使用备用合计1掘进机EBJ-120TP120台112带式转载机QZP-1607台113胶带输送机STJ-800/4040部114湿式除尘器SCF-618.5台115气动锚杆机MQT-120/2.7台1126激光定向仪JK-3台117调度绞车JD-11.411.4台228局部扇风机YBT62-228台2249探水钻HQ-150A7.5台11210小水泵KWQB20-75/55.5台112四、矿井达产时采掘比例关系、掘进率和矸石预计由于该矿巷道基本为煤巷,预计矸石的比例占总产量的3%左右，即矸石量为4.68万t/a。6.3主要采煤设计选型6.3.1采煤机(1）采煤机平均截割速度则采煤机一个循环的平均时间为:2T·60/n=2×6×60/6=240min式中:t—循环作业时间，min;T—每班工作时间，6h;n—6个。=(160+30)/(240-20）=1.0m/min式中:V—采煤机平均割煤速度，m/min;=(160+30)/(240-20)=1.0m/min式中：v-采煤机均割速度，m/min；L—190m;LI—取30m;B——采煤机滚筒截深，0.63m;(2)采煤机生产能力C-工作面回采率，取83%.(3)采煤机功率n=Q·HW=207×0.6=124.2kW式中：n一采煤机总功率，kW，Q-采煤机理论生产率，t/h；HW一该值取0.6.（4）采煤机牵引力、切割速度、切割深度和滚筒直径采煤机平均切割速度为1.0m/min，该煤层平均开采高度为4.29。结合设计开采方法和确定的开采高度，参照设计手册经验，采煤机滚筒直径为2.0m，截割深度为0.656m。6.3.2刮板输送机(1)刮板输送机运输能力QG≥Q·K1·K2=207×1.2=248.4t/h式中：QG-运输能力，t/h；Q—采煤机产能250t/h。6.3.3转载机选用中煤张家口煤矿机械有限责任公司生产的SZZ-730/132型转载机，6.3.4可伸缩胶带输送机选SSJ1000/125型可伸缩胶带输送机.6.3.5破碎机知应选PE980×815型破碎机。6.3.6液压支架查设计手册可选ZZ4800-22/42型支撑掩护式液压支架.端故端头支架选ZZ6000-22/45型支撑掩护式液压支架.6.3.7乳化液泵站及喷雾泵站选MRB-125/31.5型乳化液泵站可满足要求，泵站额定为使系统安全可靠，再备用同型号的乳化液泵站Ⅰ台。乳化液箱应与所选用的乳化液泵站相配套.选用MRXⅠ型乳化液箱.主要技术参数见表5-3-7(1)喷雾泵站选用WPZ-125/5.5型喷雾泵站，选用2台喷雾泵，1台工作1台备用.序号设备名称型号1液压支架ZZ4800-22/421262采煤机MXA-300/4.513刮板输送机SGZ-764/26414破碎机PEM980X81515转载机SZZ-730/13216可伸缩胶带输送机SSJ1000/12527乳化液泵站MRB-125/31.5两泵一箱8喷雾泵站WPZ-125/5.5两泵一箱9端头液压支架ZZ6000-22/475第七章井下运输7.1运输系统和运输方式的确定各个矿区所开采的煤首先由各个工作面共同运输到水平巷然后再到共用运输巷至水平口到运输中心大巷再到井底煤仓最后由各个主斜井到达地面。各个地段所需要的材料和设备首先从一个副斜井下放到一个至于井底轨道车场,再从一个至于井底轨道车场、又从一个至于轨道大巷、最后由一个条带材料站将其运输出来,然后通过轨道顺槽将其运至各个工作面内。各个轨道区域都挖掘出了进来临时挖出的各种类型的轨道煤灰石,首先从一个工作面井底轨道顺槽直接运至井下井底轨道列车大巷然后顺槽运至一个井底轨道停放式列车站台最后再用一个大型副斜井把这些煤灰石顺槽运至站台地面。7.2运输设备的选择和计算表7-2-1连续牵引车技术参数型号使用地点绞车功率(kW)绳速(m/s)最大倾角牵引重量(t)适用运距（m）SQ-1400/110轨道大巷轨道顺槽1100.2~2.58°30≤2500（一）矿车选型本矿生产能力为1.2Mt／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1t固定箱式矿车，型号MG1.1-6A；材料运输选用1.5t材料车，型号MC1-6B；设备运输选用3t平板车，型号MP3-6；运人采用平巷人车，型号PRC8-6/6。（二）矿车数量表7-2-2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材料车MC1-6B203t平板车MP3-628平巷人车PRC8-6/610二、大巷内运输设备的选型和计算运输大巷采用DX4-GX1000胶带输送机运输能力1000吨/时,输送长度2000米,带宽1000毫米,配套电机功率3×375千瓦。第八章矿井提升8.1主提升一、设计依据1、生产能力：设计能力1.2Mt/a，按Q＝300t/h设计2、输送物料名称：原煤3、最大粒度：300mm4、物料松散密度：γ=1.10t/m35、受料点：一个6、提升高度：H＝270m7、工作制度：330d×18h（一）驱动功率1．轴功率PA=FUV/1000=233(kW)2.驱动轴功率PM=PA/η1/η′/η″=304(kW)式中：η1、η′、η″分别为电动机、液力偶合器和减速器的效率选配1台JR158-8电动机(380kW,6000V)。（二）输送带张力选用上输送带：4869N下输送带：4551N2．输送带各点的张力为了保证输送带与传动滚筒之间不打滑116372.8N满载时各点张力值为：取S2＝116372.8NS1＝S2+FU=232745.6NS3=S2+f·L·g[qru+qB]-qB·g·H+Fr=57894N（三）安全系数B=1000mmGX1000的胶带输送带安全系数计算3.43满足要求（四）拉紧装置在尾部采用液压绞车拉紧装置。正常运转时的拉紧力：G=S3+S4=133(kN)三、年生产能力AN＝Q·br·t/1.2=1485kt/a式中：AN―年生产能力，kt/aQ－小时运量，300t/hbr—年工作日，330dt—日工作时间，18hC—1.28.2副井提升方式及设备一、条件及情况简述(一)增加提升容量:矿井平均年产量a=1.2mt/a,材料和支架等8个小时/班;炸药、雷管2人/班;装置2车/人/班。矿井井下除了煤层小巷外,还有少数岩巷的工程量,出煤总量平均值预计在每年6万t/a;本井主要提升机构中的最大重件是液压式支架,为16t。(二)提高的方式:采用斜井双钩串车。提取mg1.1-6a的矿车4辆,其中自重mg1.1-6a,最大承载量为mg1.1-6a,容积1.1m3。自重为1/4-6;下料mc1-6a型材料机动汽车1辆,自重为1吨;下的中小设备mpc2-6a型2t平板汽车,自重为10c-7-8。(三)井筒:井筒倾角23°,长度637m。(四)年平均每个工作日总时数定期管理制度:每年平均每个工作日330d,每天净工作时数逐年提升16h。三、钢丝绳的选择（一）钢丝绳绳端荷重Qd=n（Q+Qz)(sinα+f1cosα)1．最重件:Qd=6795.72(kg)2．提人：用sr-60型人车，1头车，2尾车,共载45人Qd人=2234.4(kg)（二）钢丝绳最大长度暂取：LC=690m（三）钢丝绳每米重P==3.19(kg/m)式中：Qd=6795.72kg,σB=1700MPa,ma=7.5（四）钢丝绳安全系数验算提最重件m==7.7＞7.5提人m=17.76＞9满足要求，故钢丝绳可行。四、提升机选择（一）提升机对于安装在地面的提升机，其直径与钢丝绳直径的关系如下：D≥80dD≥1200δ选定的钢丝绳直径d=31mm则D≥2.48m选用JK—2.5/30型绞车（二）卷筒宽度验算作两层缠绕，此时缠绕宽度<2000mm（三）强度验算最大静张力，提升最重件时：Fj＜90000N满足要求。五、相对位置（一）天轮选择选用TSG2500/17型天轮，Dt=2.5m，Gt=550kg（二）辅助提升系统图见图8-2-1；初步确定提升机至井架中心的水平距离Ls=5m井口至井架中心的水平距离L`s=L1+L2+L4L4=（2.5~4）LsL`s=L1+L2+L4=8+20+15=43井架高度要求能保证：1．一般取L3=4m。2．钢丝绳牵引角9°。井架高度为：Hj=1m8°<9°六、电动机选型经济速度：=0.4=6.3m/s双钩提升上升端钢丝绳最大静拉力FjcN先按下式估算电动机容量P：kb取1.2；为提升速度，6.3m/s；为减速器传动比，0.85选择YR800——10/1180型异步电动机。实际提升速度：Vm==2.58(m/s)七、计算总变位质量mm==14.2t；=550kg。=11.5。八、动力学计算F=K×Q+P×+m×a=16123.01(kg);=F-P×=16025.0(kg)F=F-m×a=10254.49(kg)=F-P×=8585.70(kg)F=F-m×a=637.0(kg)=F-P×=580.49(kg)F=+m×a=10197.0(kg)=F-P×=10179.34(kg)第九章矿井通风及安全技术9.1采（盘）区或带区及全矿所需风量9.1.1概述瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t，绝对涌出量0.97m3/min。9.1.2风量计算(一)矿井内同时工作的最小人数作为所需通风量：qkj=4nk=4×120×1.25=600(m3/min)=10m3/s式中4──每人各分钟的平均供风气流速度平均为低于标准值的m3/min,人;n──矿井内同时作业人数120人;K──取1.25。根据采煤工作面、回采工作面、硐室等地实际使用时间所需风量之比的总值，计算如下：qkj=("cj十"jj十"dj二"qt")×kkt式中称为qkj──一个矿井的总自然风量,m3/s;-cj──采煤机在工作方式各面实际所使用需要的最大风量系数总和,m3/s;③jj──工作面实际所需风量的综合计算总和,m3/s;'dj──室的所有实际使用所需的通风量的总值,m3/s;③qt──其它各种用风场所在地方必须使用的风量之和,m3/s;Kkt──取1.25。1．实际需风量①按瓦斯涌出量计算Qcj=100×qc×Kc式中:Kc──,1.4。瓦斯绝对涌出量按下式计算:qc=（1）瓦斯工作台面日排放指标，瓦斯开采对应日排放量）/(60×回采瓦斯工作台表面的瓦斯生产工作时间)式中:qc──工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;5号电厂煤层气的回采过程工作面的平均工作日产量一般应以4727t为准进行综合考虑;按每日三个小时的生产班次时间进行正常生产,工作区地面的平均生产运转时间一般应采取18h;则qc=4727×1.65÷(60×18)=7.22m3/min;Qcj=100×7.22×1.4=1010.8m3/min=16.85m3/s按回采工作面温度计算:②②按人数计算

Qcj=4×N式中，工作范围内同时工作的n-n采煤机数量为30台Qcj=4×30=120m3/min=2m3/s:Qcj=23.1m3/s。③按风速进行验算最小风速验算:Qcj≥15×S采大=15×21=315m3/min最大风速验算:Qcj≤240×S采小=240×21=5040m3/min满足风速要求。2.掘进工作面实际风量计算：①按瓦斯相对涌出量计算:Qjj=100×q掘×kd式中:q掘──掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;kd──使用挖掘机得到的瓦斯工作面上的气体瓦斯涌出流量和气体涌出的不均衡瓦斯系数,取决于kj=1.8;q掘=473×1.65÷(60×18)=0.723m3/min;则:Qjj=100×q掘×Kj=100×0.723×1.8=130.3m3/min;②按人数计算Qjj=4×NQjj=4×15=60m3/min③按局扇的实际吸风量计算在综掘工作面上均配备一台ybt62-2型的局部气门扇风机,其中的通风容积为本设计可达300m3/min。掘进工作面的配风容积按照以下方法来计算:Qjj=Q局×kf式中:Q局──局扇吸风量,m3/min;kf──取1.3。Qjj=300×1.3=390m3/min=6.5m3/s综掘取6.5m3/s。通过风速计算，掘进机工作面风速应满足要求。双巷的采矿工作面不停在施工,则:∑Qjj=6.5×4=26m3/s3.其他需风量

其其余用风地点所需风量的总和按10m3/s考虑:则:∑Qqt=10+10=20m3/s矿井总风量为:Qkj=(23.1+26+20)×1.25=86.4m3/s,取90m3/s9.2矿井通风系统和风量分配9.2.1通风方式根据挖掘机的开拓设计部署,该矿井采取了中心分列式的通风。主扇在其工作形式上是采取了抽出。9.2.2风井数目、位置、服务范围及服务年限根据井田的发展规划和部署，主副井可分为两个进风井，回风井有两个回风井，一个在前期，一个在后期。通风工程设计仅考虑矿井前方20a的生产条件，后期工程需更换风机或发动机。9.2.3掘进通风及硐室通风掘进工作面通风采用ybt62-2型局部通风机，电机功率28kw。9.2.4通风系统和风量分配(一)通风系统中央分列式通风矿井，由主副井同时带动大风，分别从大巷的运输通道、大巷的轨道通道，再从联络巷到主巷道的共同运输通道面板，流经每个洗面沟中的每条条形运输通道，然后从轨道通道的通道流到面板进入特定回风通道的大巷，最后通过特定回风通道的竖井排到钻孔外侧。(二)风量分配2.分配的方法:将矿井总风量分配到井下各用风地点:回采工作面:30m3/s;综掘工作面:4×9=36m3/s;其它用风地点:6m3/s9.3全矿通风阻力的计算计算方法擦阻力通常占到矿井全部通风阻力的90%,它也就是矿井全部通风装置中选用扇式风机的重要参数。井下发生局部阻力的地方虽然很多,但其中一般仅为矿井全部通风总阻力的10%。根据两个不同区段中之间通风摩擦阻力最高的一条为通风路,分别计算可以精确计算出并得出各个不同区段通风井巷之间的摩擦阻力。沿着上述两条风路，将每个路段的摩擦阻力加起来，并考虑适当的局部阻力系数（通常不是局部阻力）。结果表明，在通风的易、难两个阶段，通风的总阻力分别为：hrmin=1.15∑hfrmin=1095.97Pahrmax=1.15∑hfrmax=1668.04Pa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=1095.97/902=Rmax=hrmax/Q2=1668.04/902===3.23m2==2.62m29.4通风机选型本矿属于低瓦斯矿井，布置前期回风立井及后期回风立井，主副斜井进风。本设计只选择前期回风立井通风机，服务年限约20a。主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为90m3/s，矿井通风容易时期负压为1095.97Pa，困难时期为1668.04Pa。9.4.1选择主扇易通风期的静风压：hfmin=hrmin-hma=1095.97-100=995.97Pa通风困难期的静压：hfmax=hrmax+hna=1668.04+100=1768.04Pa1、确定扇风机所需风量：Q=KQ总=1.1×90=99m3/s式中：K，故K取1.10。2、确定扇风机所需全压：Hmin=hmin＋△h＋hz=1095.97+148=1243.97PaHmax=hmax＋△h－hz=1668.04+148=1816.04Pa式中：△h──15mmH2O，取△h=148Pa；hz──故hz取0。3、网路阻力系数：Rmin=Hmin÷Q2=0.127Rmax=Hmax÷Q2=0.1854、网路特性曲线方程：Hmin=0.127Q2Hmax=0.185Q2将上述曲线置于FBCDZ-8-No23B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=104m3/s，H1=1399Pa,η1=75%；通风困难时期：Q2=103m3/s，H2=2001Pa,η2=81%；9.4.2选择电动机根据风机特性曲线，风机在易通风期和难通风期的输出功率如下：Nfmin=220KWNfmax=276KW通风容易时期电动机的输出功率用下式计算：N1=KQ1H1÷(102η1ηc)=228.2kWN2=KQ2H2÷(102η2ηc)=299.4kW式中：取K=1.2；ηc—ηc=1；根据计算，选用2台FBCDZ-8-No2-3B轴流风机，一台运行，一台备用。电机为YBFe355S-8，功率2200千瓦。所选风扇具有以下优点：该风机体积小，风机房施工简单，不需要反向风管，简化了通风设备的布置，节省了建设投资。风机逆风，反向风速，风量大。该风机效率高，节能厉害。9.4.3反风措施