【《年产量为5.0Mt的陕西省神木县某井田开拓方案设计》10000字】

XX第七章井下运输7.1概述7.1.1井下运输的原始条件和数据表7-1井下运输原始条件特征表项目参数煤层编号2-2煤层倾角（°）2煤层厚度（m）5.5瓦斯等级低瓦斯矿井煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险地温无高温地热危害的地温正常带自燃倾向类容易自燃煤层开拓方式双斜井煤的容重1.37.1.2矿井运输系统1、运煤系统：2、运料系统：3、人员运送系统：7.2盘区运输设备选择1、运输设备选型运煤设备选型见表7-2。表7-2运煤设备选型序号设备名称型号1刮板输送机PF4-11322转载机PF4-13323破碎机Wb14184顺槽皮带SST2、运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为882t/h，工作面刮板运输机生产能力为2500t/h，转载机的生产能力为2500t/h，破碎机通过能力为3000t/h，顺槽皮带通过能力为2500t/h，故所选设备能满足要求。7.3大巷运输设备选择7.3.1主运输大巷设备选择为了实现经济最大化，大巷带式输送机的运输能力必须对应盘区采煤设备的瞬时生产能力。大巷带式输送机见表7-3。7.3.2辅助运输大巷设备选择矿井达到设计生产能力时各种运输车辆规格、数量见表7-4。

第八章矿井提升8.1概述表8-1盘区煤层特征表项目参数煤层编号2-2煤层倾角（°）2煤层厚度（m）5.5瓦斯等级低瓦斯矿井煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险地温无高温地热危害的地温正常带自燃倾向类容易自燃煤层开拓方式双斜井煤的容重1.38.2主副井提升8.2.1主井提升1.设备选型主斜井带式输送机选型主要技术参数见表8-2。2.运输能力验算矿井设计日产量为17455t，设计净提升时间为18h，每小时平均开采量970t，比主斜井带输送机的开采能力小。煤炭从各个工作面瞬间通过井底煤场缓冲区，主斜井输送机可满足瞬时最大排放煤的输送任务。8.2.2副井提升设备选型提升机选用2JK-3.5/28E型双滚筒矿井提升机，其技术参数见表8-4。8.2.3井上下人员运送斜井架空乘人器的主要技术参数见表8-7。

第九章矿井通风及安全技术9.1矿井通风系统选择9.1.1全矿通风系统、方式选择1、选择矿井通风系统的原则通风系统选择原则：，尽量合理，出风稳定，矿山的通风容易管理，而且通风系统需有一定的防灾能力，在矿山工作时发生了矿山事故的话，能立刻保障撤退人员的生命和安全，初期的投资保障少初期运营费用低，矿山经济性较好。2、矿井通风系统的选择按进、回风井的相对位置分为中央式、对角式、混合式，以及分区式。（1）选择通分系统主要考虑因素①自然因素：煤层现有状态、与地表之间的距离、淤积层厚度、沼气含量、煤层爆炸性、煤层自燃、矿井地形条件、井田面积和年生产能力等；②经济因素：需要大量的费用。此外，根据采矿技术条件，必须考虑到灌浆、加水以及有害气体抽排等要求。（2）经对各种通风系统的对比，结合本设计矿井实际情况，采用混合式通风。3、矿井通风方法的选择主要通风机的工作方法有压入式、抽出式和压抽混合式三种，现对这三中通风方式进行比较，见表9-1。表9-1通风方式比较通风方式图示适用条件及优缺点抽出式现在一般使用的通风方法，适应性高，瓦斯管理容易，适用于巷道长，采矿区域广的矿山。地下气流为负压，漏气少，管理简单。如果有沉降区域和其他盘区相通时，有害气体被运送到矿山，减少矿山的合格空气。压入式瓦斯含量低的矿，地面情况扑朔迷离，海拔不同，无法在高处放置排风设备。当排风设备停止工作时，瓦斯会回到工作面。混合式让通风工程上，空气沿井巷流动时，井巷对风流所呈现的阻力变大，适应高阻力矿井，但通风管理困难，一般新建矿井和瓦斯含量高的矿井不应采用。但个别用于老井延深或改建的瓦斯含量低的矿井。所以，通过比较，选择抽出式通风，通风管理较容易，安全可靠性好。9.1.2盘区通风系统的选择回采工作面的通风系统选择1）按回采工作面的回风方向选择风流沿采煤工作面由下向上流动的通风方式的特点：a.煤层气的流动方向与空气的流动方向一致，有助于迅速降低工作面的煤层气浓度；b.在空气流动的方向上，由于煤炭的输送，将煤矿生产过程中所产生的各种矿物细微颗粒扬到空气中，使回采工作面进风流中由煤矿生产过程中所产生的各种矿物细微颗粒的含量增加；在煤矿运输的同时，煤炭又释放出了煤层气，使这些煤层气又随着空气的流动回到了工作面，从而使工作面的煤层气含量增加；c.通过运输机器的操作生成的热量，随着空气的流动被散发到工作面。提高工作面的温度。风流沿采煤工作面由上向下流动的通风方式的特点：在没有煤（岩）与瓦斯（CO2）突出危险的、倾角小于120的煤层中，可考虑采用风流沿采煤工作面由上向下流动的通风方式；工作面风流沿采煤工作面由上向下流动的通风方式，不仅可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还减少了由煤矿生产过程中所产生的各种矿物细微颗粒的含量，还降低了水砂充填工作面的气温，有助于增加工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。结合本设计矿井地质条件和瓦斯含量以及矿井生产能力，通过对上行通风和下行通风优缺点的比较，决定采用上行通风。2）按进、回风巷数目选择：一进一回U型后退式。9.2盘区及全矿所需风量在这个设计中，采用了由内向外计算风量的计算方式。也就是说，首先计算矿井所有单位时间内空气的流通量，然后计算井下各个用风点的需风量。将根据基本原则：以采矿、掘进、开拓工作面为计算单位，预备工作面必须按照相同规格来满足瓦斯、、风流温度等规定计算需风量，并且必须达到采矿过程中需风量的50%以上，取各种计算方法的风量的最大值。9.2.1采煤工作面需风量计算（1）按瓦斯（或者CO2）涌出量计算：（2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的气候条件，其进风气流温度和风速符合表9-2、9-3要求。采煤工作面的需要风量可按下式计算：=60×Vc×Sc×Ki（9-2）式中：Vc—适宜风速，取Vc=1.5m/s；Sc—平均有效断面，采用掩护式支架时S=3（M-0.3），M为煤层开采厚度取M=5.5mKi—工作面长度系数，采煤工作面进风流气温为23℃，工作面长300m，选取1.3；=60×1.5×15.6×1.3=1825.2m3/min（3）按工作人员数量需风量计算：（4）按风速验算通过2种方法对盘区每个单独通风的回采工作面进行计算，选择最值作为每个回采工作面所需风量，即Q=1825.2m3/min备用工作面所需风量：Qbi=Qw/2=912.6m3/min把工作面和盘区内独立通风的备用工作面所需风量累加起来，就是盘区内所需的总风量，即：=1825.2+912.6=2737.8m3/min9.2.2掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算该矿为低瓦斯、低二氧化碳矿井，按照瓦斯矿井核定。Q掘＝100q掘K通（9-6）Q掘＝100q掘K通＝100×0.04×1.8＝7.2m3/min（2）按局部通风机吸入风量计算=Qf×I×kf（9-7）表9-4局部风机的额定风量表风机型号额定风量（m3/min）2BKJ—No4/442×5.5kW360本设计选用2BKJ—No4/44风机一台，故：=1×360×1.2=432m3/min（3）按同时工作的作业人数和炸药量计算：按人数计算：Q掘>4N=4×16=64m3/min按炸药量计算：Q掘>25A=25×2.4＝60m3/min式中： N—工作面同时作业的最多人数，16人；A一次爆破最大药量，2.4kg。（4）按风速进行验算：60×0.25S<Q煤掘＝432<60×4S故掘进工作面需要的总风量为：9.2.3硐室需风量计算结合本矿井实际，变电所实际风量为，火药库实际需风量取为，充电硐室为，主排水泵房为。则硐室的实际需风量为：9.2.4井下其它巷道需风量计算其它巷道所需风量按下式进行计算≥60×0.25×S×4=60×0.25×15×4=900m3/min（9-8）式中：S—其它巷道平均断面面积，取20m2。取=900m3/min9.2.5矿井总风量计算=Ka（+++）（9-9）式中：Ka―盘区风量备用系数，包括盘区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般取1.2～1.25则：=Ka（+++）因此矿井总风量为：=1.2×（2737.8+864+470+900）=5966.16m3/min=99.436m3/s9.2.6风量分配1、风量分配回采分配风量：=1825.2×1.2=2190.24m3/min；备用分配风量:=912.6×1.2=1095.12m3/min；掘进分配风量：=432×1.2=518.4m3/min； 火药库分配风量:Q火药=100×1.2=120m3/min；变电所分配风量:Q变电所=70×1.2=84m3/min；充电硐室分配风量:Q充电=150×1.2=180m3/min；主排水泵房分配风量:Q水泵房=150×1.2=180m3/min；其他巷道所分配风量:Q其他=900×1.2=1080m3/min；2、风量分配后的风速校核计算分配后的风速验算，如表9-5。表9-5风速验算表巷道名称V/m·s-1最高允许风速m﹒s-1副立井5.598井底车场6.308辅运大巷3.928运输顺槽1.746工作面1.956回风顺槽1.746回风大巷4.908风井2.58159.3全矿通风阻力的计算降低矿井通风阻力，无论是对安全还是经济都有重要意义，要降低摩擦阻力须从以下几个方面来考虑：（1）降低摩擦阻力系数（2）扩大巷道断面（3）选用周界较小的井巷（4）减少巷道的长度（5）避免巷道内风量过大9.3.1摩擦阻力及系数a的确定阻力计算公式：=aLUQ2/S3=aLUv2/S=RQ2（9-10）9.3.2摩擦阻力的具体计算1、通风容易时期摩擦阻力计算表9-6通风容易时期摩擦阻力计算巷道名称支护形式与几何形状α(Ns2/m4)L（m）U（m）S(m2)R(Ns2/m8)Q(m3/s)h摩（Pa）v(m/s)副井混凝土浇灌0.03544616.4517.80.0599.44450.195.59井底车场锚喷0.007826016150.0194.4685.796.30轨道大巷锚喷0.010615018.620.30.0079.5522.373.92运输顺槽锚网0.018742331717.50.2530.42232.351.74工作面液压支架0.03230016.415.60.0430.4238.381.95回风顺槽锚网0.018742331717.50.2530.42232.351.74回风大巷锚喷0.010645018.620.30.0199.44104.864.90风井混凝土浇灌0.0416021.9838.50.0099.4424.372.58合计654.69根据上表可以算的容易时期的阻力：=654.69（Pa）2、通风困难时期摩擦阻力计算表9-3-2通风困难时期摩擦阻力计算巷道名称支护形式与几何形状α(Ns2/m4)L（m）U（m）S(m2)R(Ns2/m8)Q(m3/s)h摩（Pa）v(m/s)副井混凝土浇灌0.03544616.4517.80.0599.44450.195.59井底车场锚喷0.007826016150.0194.4685.796.30轨道大巷锚喷0.0106470018.620.30.1179.55700.963.92运输顺槽锚网0.018729181717.50.1730.42160.171.74工作面液压支架0.03230016.415.60.0430.4238.381.95回风顺槽锚网0.018729181717.50.1730.42160.171.74回风大巷锚喷0.0106150018.620.30.0499.44349.554.90风井混凝土浇灌0.0410021.9838.50.0099.4415.232.58合计1424.46根据上表可以算的困难时期的阻力：=1424.46（Pa）9.3.3局部阻力的计算故通风容易时：∑=10%∑=65.47pa;通风困难时：∑=10%∑=142.45pa;9.3.4矿井通风总阻力1、矿井总阻力计算计算方法：∑=∑+∑通风容易时期：∑=∑+∑=654.69+65.47=720.16pa;通风困难时期：∑=∑+∑+∑hn=1424.46+142.45=1566.91pa;所以，满足《煤炭工业矿井设计规范》中的规定：矿井通风的设计正（负）压，不应超过2940pa。9.3.5矿井总风阻和等积孔通风阻力定律可表示为如下公式：（6-23）所以矿井通风的总通风阻力为：（6-24）又矿井等积孔的计算公式可表示为如下公式：（6-25）将各值代入式中可得：1）通风容易时期总通风风阻：R=0.073N·s2/m8矿井总等积孔：A=4.43m22）通风困难时期：总通风风阻：R=0.158N·s2/m8矿井总等积孔：A=3.02m2故本矿井属于小阻力矿井，通风难易程度为容易。9.4通风机选型9.4.1选择主要通风机1、风机工作风压通风容易时期主要通风机静风压为：hfmin=hrmin－he1+h损失=720.16-0+50=770.16Pa通风困难时期主要通风机静风压为：hfmax=hfmax+he2+h损失=1566.91+0+50=1616.91Pa2、主要通风机通过的风量QF＝K×Q＝1.05×99.436＝104.42ｍ3/s。3、主要通风机的风阻Rfmin==770.16/104.422=0.071Ns2/m8Rfmax==1616.91/104.422=0.148Ns2/m84、选择主要通风机主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表9-8。表9-8主要通风机工作参数一览表项目容易时期困难