大学毕业论文---六2煤层三水平下山采区初步设计.doc

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1、 河南工程学院成人高等教育毕业论文1.前 言本次毕业设计是据河南省平禹煤电公司六矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和地质资料,并作了一些改动以后,对矿井六2煤层三水平下山采区进行的初步设计。 采矿工程设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节.作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查,它主要是考查大学生在校期间对基础知识及专业知识的掌握情况,使学生自我思考,自行设计在设计过程中,把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识 “温故而知新”的作用,同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程.在本次设计过程中认真贯彻、以及国家其它发

2、展煤炭工业的方针政策,积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺,力争自己的设计成果达到较高水平。本次设计以为依据,严格按照的要求,对矿井三水平采区的开拓,准备运输、排水通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计水平有限,设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正!目 录第一章 矿井基本概况- 3 -第一节 矿井开采范围与井田划分- 3 -第二节 矿井开采煤层情况- 3 -第二章 矿井初步设计- 4 -第一节 矿井生产能力- 4 -第二节 矿井开拓方式- 4 -第三节 开采水平划分- 4 -第四节 主要生产系统- 5 -第三章 采区生产能力与区段划分- 6 -第一节 开采煤层情况

3、- 6 -第二节 采区生产能力确定- 9 -第四章 采区巷道布置设计- 11 -第一节 采区上（下）山布置- 11 -第二节 采区车场形式选择设计- 14 -第三节 区段平巷布置- 15 -第四节 采区主要硐室布置- 17 -第五节 采区通风设计- 20 -第六节 采区主要生产系统- 23 -第七节 采区内的开采顺序- 31 -第五章 采煤工作面回采工艺设计- 35 -第一节 工作面基本条件- 35 -第二节 工作面回采工艺- 39 -第六章 工作面生产技术管理- 41 -第一节 采煤工作面生产技术组织管理- 41 -第二节 掘进工作面生产组织- 42 -第七章 安全技术管理措施- 49 -第

4、一节 采煤工作面安全技术管理- 49 -第二节 灾害防治措施与避灾路线- 54 -第八章 采区主要经济技术指标- 55 -第一章 矿井基本概况第一节 矿井开采范围与井田划分平禹六矿位于禹州市西南神垕镇境内，禹州市与郏县交界处，1970年建矿，1975年简易投产，原设计生产能力9万吨/年，经多次技术改造后，核定生产能力75万吨/年；矿井开拓方式为斜井多水平开拓，井田内可采煤层有六4、四二、四4、二1四层煤，井田为三峰山米托寺矿区的一部分，属三峰山区西段。东与凤翅山井田相邻，以北家沟断层为界；西至067勘探线与景家洼井田相邻；南至200m水平；北至煤层露头线。井田东西长45Km，南北宽23km，井

5、田面积约为11.4平方公里。 第二节 矿井开采煤层情况矿井开拓方式为立斜井联合开拓，主、副井为一对斜井，风井为立井，矿井通风方式为中央并列抽出式通风。设计一个水平上下山开采，开采水平标高为-250m水平。四五煤划分4个采区，二煤划分5个采区，全矿井共划分9个采区。该采区煤层属二迭纪下石盒子组四3煤层，煤厚0.845.37m,平均2.64m，总体上采区中部和东部较厚，西部较薄，属较稳定煤层，牌号为肥煤。该煤层下距四2煤层05.5m，平均4.5m，下距二1煤层140178m，平均160m；上距四二煤层55.578.5m，平均65m。采区内煤层倾角变化较大，采区西南部2030，平均25，西北部615

6、，平均10，竹园向斜轴部附近35，东南部1020。煤层夹矸14层，多为2层，夹矸厚度0.012.08m，平均0.25m，采区南部和东部夹矸普遍发育，北部和西部局部区域煤层不含夹矸。第二章 矿井初步设计第一节 矿井生产能力平禹六矿位于禹州市西南神垕镇境内，禹州市与郏县交界处，1970年建矿，1975年简易投产，原设计生产能力9万吨/年，经多次技术改造后，核定生产能力75万吨/年。第二节 矿井开拓方式矿井开拓方式为斜井多水平开拓，井田内可采煤层有六4、四二、四4、二1四层煤，井田为三峰山米托寺矿区的一部分，属三峰山区西段。东与凤翅山井田相邻，以北家沟断层为界；西至067勘探线与景家洼井田相邻；南至

7、200m水平；北至煤层露头线。井田东西长45Km，南北宽23km，井田面积约为11.4平方公里。第三节 开采水平划分采用顶板绕道梭式车场，该方案具有布置简洁、系统明确、使用方便、工程量省、通过能力大等优点。调车方式及通过能力 调车方式 ：矸石列车由电机车牵引至四采区轨道下山重车调车线后，电机车摘钩调头行驶至矸石列车尾部，将矸石列车顶入四采区轨道下山重车线待提。电机车过道岔至空车存车线，牵引材料车或空车驶离井底车场。通过能力 ：经过调研及计算，车场空、重车线均按15辆1t矿车长度考虑，车场内不设平巷人车存车线。该车场仅担负辅助运输。根据车场列车运行图表，列车进入井底车场的平均间隔时间为10min

8、。 Njd=31.68104Qjd/Tjd 1.21.15=31.6810415/（101.2）1.15=34.4(万t/a) 式中： Njd井底车场年通过能力(万t)； Qjd每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载量(t)； Tjd每一调度循环时间(min)； 31.68104年运输工作时间，按年工作日330d，每天净提升时间16h计算(min)； 1.15运输不均衡系数。 掘进矸石按5.5万t/a计，材料、设备运输以15%计算。井底车场运量富裕系数=34.4/（5.51.15）=5.7。井底车场富裕通过能力远大于煤炭工业矿井设计规范中要求的30%的富裕系数。第四节 主要生产系统1、矿井煤

9、炭运输方式与主要系统：矿井煤炭运输主要通过主斜井运输。主斜井井筒：地面标高为+227m，井底标高为-250m，地面到-20m为砌碹，坡度-24，-20m到-250m为锚喷，坡度-21，斜长1245m。四趟排水管377mm，一趟159mm消防洒水管路，一趟108mm排水管路，两趟MYJV22-395电缆通往-20水平，三趟MYJV22-3185-6KV电缆通往-250变电所，一趟信号电缆，井筒内设有台阶。井筒装备及提升能力：采用DX型强力胶带输送机，带宽1000m，双传动滚筒，双电机驱动，电机功率450Kw，调速型液压耦合器型号YOTGC560，减速机型号H3SH15，安全系数M=7.5。上运角

10、度2124，速度3.15m/s，运输能力300t/h。2、材料、矸石运输系统： 材料、矸石运输系统主要通过副斜井运输。副斜井井筒：地面标高为+227m，井底标高为-20m，砌碹支护，斜长582.2m，井筒倾角24.225.4，井筒内设有台阶。井筒装备：斜井铺设双轨，一趟159mm洒水管，一趟140mm压风管路。提升绞车：2JK-2.5/2.0型双滚筒单绳缠绕式提升机，卷筒直径2.5m，卷筒宽度2.0m，电机为YR4503-10型，280Kw，电压6kv。提升能力：提人每次提三个人车，乘人39人，238.34s/钩，物料每次提4个1t固定矿车，195.5s/钩。3、矿井通风系统：2006年瓦斯鉴

11、定，矿井绝对瓦斯涌出量为2.12m3/min，属低瓦斯矿井。矿井通风方式为中央并列抽出式通风，主副斜井进风、立风井回风。安装BDK6188-26型防爆对旋轴流式通风机两台，一台工作，一台备用电机型号YBFe355L38型，220kW，6kV，740r/min，四台，每台风机配两台电动机。目前风机风叶角度为-6（基本角度35）。目前矿井总进风量为4200m3/min。4、矿井排水系统：（1）-20m车场临时排水系统水泵：D85型，两台，150D型一台；排水管路：一趟108mm。临时水仓：1#水仓22m，200m3，2#水仓20m，160m3，共360m3。（2）-250m水平矿井主排水系统矿井正

12、常涌水量930m3/h，最大涌水量1370m3/h。水泵：安装D580-609 型水泵五台，配电动机1250kW。排水管路：主井4 趟，377mm，二趟工作，二趟备用。水仓：内仓433m，外仓597m，合计1030m，巷道断面9.4，合计9588m3。第三章 采区生产能力与区段划分第一节 开采煤层情况一、煤层情况该采区煤层属二迭纪下石盒子组四3煤层，煤厚0.845.37m,平均2.64m，总体上采区中部和东部较厚，西部较薄，属较稳定煤层，牌号为肥煤。该煤层下距四2煤层05.5m，平均4.5m，下距二1煤层140178m，平均160m；上距四二煤层55.578.5m，平均65m。采区内煤层倾角变

13、化较大，采区西南部2030，平均25，西北部615，平均10，竹园向斜轴部附近35，东南部1020。煤层夹矸14层，多为2层，夹矸厚度0.012.08m，平均0.25m，采区南部和东部夹矸普遍发育，北部和西部局部区域煤层不含夹矸。二、煤质情况 四3煤层煤质普遍较差，原煤灰分Ag=20.6938.43%,平均29.67%，属中灰高灰煤；原煤全硫：St,d=0.241.12%,平均0.5%，属特低硫煤；磷：Pd0.005%,属特低磷煤；原煤发热量：Qb,d平均为24.51MJ/Kg，属于中中高发热量煤；精煤Vdaf=26.932.46%,平均30.4%；粘结指数G=87.1100,平均97.1；Y

14、=23.345,平均33.8，属于肥煤煤种。表 1 四3煤煤质统计表煤层Ag（%）St,d（%）Qb,d（MJ/Kg）Vdaf（%）Y（）G四329.60.524.5130.433.897.1三、地质构造（一）褶曲竹园向斜：位于采区中西部，南翼保存完好，北翼由于F15正断层和F3号逆断层的切割，破坏了向斜的完整性。轴向为近东西向，略成向南西弯曲的弧形。 轴部为二迭系石千峰组，地面由于F3号逆断层的覆盖，未出露。（二）断层1杨山逆断层（F3）：该断层为本采区东北部边界断层，也是六矿井田的北部边界断层，采区范围内，倾向北东，倾角40左右。断层附近，岩石受挤压强烈，倾角变化大，煤岩层较破碎。落差从1

15、00300m之间，一般在130m左右，北盘上升，南盘下降。在该断层下盘有F3-1、F3-2支叉断层。2F3-2支叉逆断层：从18勘探线附近在F3号断层分支向北西向延展，在24勘探线以西又交于F3断层上，落差为150m左右，倾向为北到北东，倾角平缓，均在1530之间，对四二煤层无影响。3F3-1支叉正断层：位于F3号逆断层和F3-2支叉逆断层之间，是由于在受挤压力后，张力作用的结果，它是逆断层的配套产物，从18勘探线附近在F3号断层分支向北西向延展，在24线以东交于F3断层上，落差为150m左右，断层走向和倾向与F3逆断层均为凸镜体，倾角平缓，在1530之间，对四3煤层无影响。4F15正断层：该

16、断层为采区西北部边界断层，走向近东西，向东与F3逆断层交于21勘探线附近，向西交于井田西部边界和24-4号钻孔附近，其走向与竹园向斜轴向交角约30。倾向SSE，倾角约50，落差50150m。5F53正断层：位于采区东南部,走向北西,倾向北东，倾角60，延展长400m，落差20m，对煤层采面布置、开采有较大影响。6F62正断层：位于采区中南部,20-5号钻孔附近，走向近东西,与竹园向斜轴向一致，倾向SSW，倾角48，延展长280m，落差5-10m，对煤层采面布置、开采有一定影响，但影响不大。表 2 主要断层特征表断层编号断层产状断层性质逆差或落差（米）延伸长度（米）倾向倾角F3NENW40逆13

17、06000F3-2NE1530逆1502200F3-1NE1530正1501700F15SSE50正501502400F53NE60正20400F62SSW48正510280第二节 采区生产能力确定本采区设计生产能力45万t/a。 （一）回采工作面数目按照综采工作面的回采能力结合工作面的参数，一个综采工作面的产量加上掘进煤矿井产量可达到45万t/a。（二）工作面生产能力1、工作面参数：工作面长度取146m，煤厚平均为2.3m。2、工作面推进度： 综采工作面一循环截深在0.5 m， 班循环为2 循环/班，1.0 m/班； 日循环为6循环/d，3.0m/d； 年生产时间按330d，年推进度为990

18、m。3、工作面生产能力 A=I M L C式中：A-工作面产量 ， t/a I-工作面长度，米(取 146m） M -工作面采高，米（取平均采高2.3m） L-工作面年推进度，米（取990m） -煤的容重（四3煤为1.5t/ m3） C -工作面回采率；95%经计算工作面产量为47.3万t/a。4、掘进出煤量按5%计算，矿井掘进煤量为2.4万t/a。5、合计采区生产能力49.7万t/a。能够达到采区设计生产能力。（三）达到设计生产能力时回采工作面特征表 3 达产时回采工作面特征开采煤层工作面编号平均采高煤层容重工作面长度年推进度工作面回采率年产量（m）（t/m3）（m）（m）%（万t/a)四3

19、四-120502.31.51469909547.32-3采区区段数目划分 由于该矿井下地质条件复杂，对工作面长度影响较大，工作面长度设计一般在140m150m，平均145m；工作面采高在1.7m3.0m左右；工作面推进方向长度为1000m1700m左右。本采区初步设计划分为四个区段，东西翼大体等长，开采方式为前进式。本采区设计生产能力为45万t/a，一个综采工作面即可保证矿井产量，设计投产一个采面。采面机械设备选型1、液压支护综采支架选用ZY4000-14/30型液压支架。2、采煤机采煤机选用MG150/380-WD电牵引采煤机。截深600m，牵引速度06.5m/min。3、刮板运输机设计SG

20、Z630/264型输送机。4、带式输送机根据工作面参数及工作面产量，设计选用SP-800/373胶带输送机。根据采面接替情况，设计配备2个掘进工作面，均为综合机械化掘进，全采区采掘比为1：2。第四章 采区巷道布置设计第一节 采区上（下）山布置 一、巷道布置方案的提出该采区设计提出了两个方案，分述如下：方案一：采区布置两条下山，在-250m水平北部直接布置接力车场，与四煤二采区轨道下山联接，在主斜井附近设计一立煤仓。采区工程分为两期施工，采区中部-350m水平设计中部泵房变电所和水仓，形成中部生产系统，-430m水平设计采区下车场和采区主要泵房、变电所、水仓等巷道。皮带下山坡度上段1444下段8

21、，轨道下山坡度为14，采区主要下山巷道均布置在煤层顶板中。 设计工程量8237m（其中煤巷2726m），掘进体积81589m3，（其中煤巷24640m3），煤巷占设计总长度的33%，占掘进体积的30%。其中一期工程设计总长度5173m（煤巷2726m），掘进体积50345m3（煤巷24640m3），煤巷占设计总长度的52.7%，占掘进体积的48.9%。矿建投资估算4814万元，其中一期投资2720万元。方案二：采区布置两条下山，皮带下山直接在主斜井下部开口，与主皮带搭接，轨道下山开口位置同方案一。两条下山均沿四3煤层布置，皮带下山坡度最大21最小0，轨道下山坡度也是1824不等，采区中部-35

22、0m水平设计中部泵房变电所和水仓，-430m水平设计采区下车场和采区主要泵房、变电所、水仓等巷道。设计工程量8056m（其中煤巷3176m），掘进体积79598m3，（其中煤巷29590m3），煤巷占设计总长度的40%，占掘进体积的37%。其中一期工程设计总长度4992m（煤巷2976m），掘进体积48354m3（煤巷27390m3），煤巷占设计总长度的60%，占掘进体积的57%。矿建投资估算4669万元，其中一期投资2590万元。二、方案的确定通过两个方案对比分析认为：方案一和方案二的主要区别在于两条下山巷道布置的岩性不同，共同点是主要下山在平面位置上一致，都在-350m水平形成中部生产系统

23、，可以使采区提前投产。方案一布置了采区煤仓，考虑了矿井不同煤层的分运，有利于矿井生产，采区皮带下山坡度小于15，选普通皮带即可以满足煤炭运输；方案二需用大倾角皮带运输，不利于安全生产。方案二设计工程量小，主要巷道延煤层布置，投资省，工期短，但方案二轨道下山坡度不一致，不利于斜巷安全运输。 方案一采区下山布置在煤层顶板岩石中，岩性较好，有利于巷道支护，减少后期维修工程量，由于巷道服务年限较长，方案二采区巷道布置在煤层中，不利于巷道支护，后期维修量大。综上所述，方案一与方案二相比，方案一巷道设计坡度小，有利于采区提升运输，后期行修工程量小，优点突出、效果明显、故采用方案一。表 4 投产采区特征表序

24、号采区特征四二采区四3煤层1煤层厚度（m）最大-最小/平均0.845.37/2.642煤层倾角（度）西南部2030平均25西北部615，平均10竹园向斜轴附近35,东南部10203走向长度（m）181036644倾斜长度（m）123323275采区面积（m2）2702457.56工业储量（万吨）1157.27可采储量（万吨）836.18采区生产能力（万t/a）459采区服务年限（年）13.3表 5 可采煤层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度平均层间距煤层夹矸结构可采程度稳定性倾角（度）容重顶底板岩性最大-最小层数总厚度（m）最小-最大(顶板/平均（m）（m）/平均)(t/m3)/底板）下石盒子组四

25、二0.72.260简单大部可采较稳定6131.45砂质泥岩1.486510四3 0.845.37140.25较复杂可采较稳定3111.5砂质泥岩2.644.56灰岩四203.33简单局部不稳定砂质泥岩0.63155泥岩山西组二13.512简单局部不大占砂岩8.0砂质泥岩第二节 采区车场形式选择设计 采用顶板绕道梭式车场，该方案具有布置简洁、系统明确、使用方便、工程量省、通过能力大等优点。调车方式及通过能力 调车方式 ：矸石列车由电机车牵引至四采区轨道下山重车调车线后，电机车摘钩调头行驶至矸石列车尾部，将矸石列车顶入四采区轨道下山重车线待提。电机车过道岔至空车存车线，牵引材料车或空车驶离井底车场

26、。通过能力 ：经过调研及计算，车场空、重车线均按15辆1t矿车长度考虑，车场内不设平巷人车存车线。该车场仅担负辅助运输。根据车场列车运行图表，列车进入井底车场的平均间隔时间为10min。 Njd=31.68104Qjd/Tjd 1.21.15=31.6810415/（101.2）1.15=34.4(万t/a) 式中： Njd井底车场年通过能力(万t)； Qjd每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载量(t)； Tjd每一调度循环时间(min)； 31.68104年运输工作时间，按年工作日330d，每天净提升时间16h计算(min)； 1.15运输不均衡系数。 掘进矸石按5.5万t/a计，材料、

27、设备运输以15%计算。井底车场运量富裕系数=34.4/（5.51.15）=5.7。井底车场富裕通过能力远大于煤炭工业矿井设计规范中要求的30%的富裕系数。第三节 区段平巷布置 采区各主要巷道断面满足运输设备、通风、行人、管线布置的要求，并根据邻近矿区经验，考虑10的收缩率。巷道断面形状一般采用半圆拱断面，中部车场采用半圆形断面，顺槽采用梯形断面。主要断面特征见下表采区主要巷道断面特征表 顺序巷道名称煤岩类别断面(m2)支护方式备注净掘1轨道斜巷岩5.45.9锚喷支护半圆拱断面2运输斜巷岩5.45.9锚喷支护半圆拱断面3工作面轨道顺槽煤5.16.212矿用工字钢梯形断面4工作面运输顺槽煤12.4

28、13.612矿用工字钢梯形断面支护方式：目前，国内煤矿锚杆支护技术已达到较高水平，岩巷支护多以锚喷为主，局部采用锚喷加U型钢棚复合支护。近年来，煤巷采用锚杆支护，取得了较好的技术经济效果。对于软岩、大断面等煤巷多采用“锚杆+锚索”支护，“锚梁网+锚索”或“锚注”等支护方式，取得了较好效果。考虑本矿井邻近地方小矿煤巷支护习惯，轨道及运输顺槽采用矿用工字钢梯形棚支护，其余岩巷及半煤岩巷道均采用锚喷或锚网喷支护，矿井生产过程中积累经验，推广锚喷支护方式。巷道掘进与支护的基本要求：一、基岩掘进1、必须采用光面爆破，爆破图表齐全，爆破参数选择合理。2、临时支护符合措施规定。3、中心至任一帮尺寸不小于14

29、50mm，不大于1650 mm。4、腰线至顶底板距离不小于设计，不大于设计200 mm。5、巷道坡度偏差不超过正负0.50/00。6、爆破后周边眼痕不小于60%。7、水沟中心偏离设计不超过正负50 mm。8、水沟宽度、深度不小于设计30 mm，不大于设计150 mm。二、锚杆支护1、杆体及配件的材质、品种、规格、强度符合设计要求；2、树脂药卷的材质、规格、配比、性能符合设计要求。3、锚杆安装牢固，托盘密贴岩面。4、锚杆抗拔力不小于设计。5、锚杆间排距700700mm，误差100 mm。6、锚孔深度不小于1500 mm，不大于1550 mm。7、锚杆外露长度不超过50 mm，与岩面或巷道轮廓夹角

30、不小于75。a. 喷射砼支护1、金属网的材质、规格、品种、质量符合要求。2、喷射砼所用原料的品质、配合比，外加剂的掺量，强度符合设计要求。3、中心至任一帮距离不小于1400 mm，不大于1500 mm。4、腰线至顶、底板距离不小于设计，不大于设计值100 mm。5、喷层厚度不小于100mm。6、表面平整度不超过50 mm。7、基础深度不小于90 mm。四、梁棚质量标准1、梁腿 24002400mm2、中心到任一帮（1m腰线处）1260mm ，0+50mm3、下净宽 2877mm4、巷道净高：2182mm 0+50mm5、下扎 388mm 0+50mm6、棚梁位置 0100mm7、帮顶背刹 八顶

31、八帮 板皮均匀布置背刹成线8、筋巴力 四道 柱肩两道 棚梁梁口向下1m处两帮各一道9、棚距 500mm100mm10、棚口严密，使用木垫板11、柱窝 200mm第四节 采区主要硐室布置采区内必须的硐室主要有采区绞车房、变电所、采区水仓泵房、煤仓和给煤机硐室等。采区主要变电所、主要泵房设置在采区下部-430m水平，由于该采区较大，走向和倾斜都较长，为了能够提前投产保证采区接替，在采区中部-350m水平设计中部变电所和中部水泵房，在中部形成生产系统后采区即可投产。根据采区正常涌水量31.3 m3/h，设计中部水仓容积：Q4h31.3m3/h1.3=163m3，但考虑到后期二煤二采区疏水需用该水仓，

32、中部水仓设计两个水仓，设计容水长度为102m，设计断面7.7，容量800m3 。受层间距的限制，采区内各区段不设大型煤仓。采区主要煤仓设计在主斜井下部，仓深21m，直径7m，储煤量800m3。采区轨道下山坡度设计为14，斜长744m，轨道提升使用 图 1 开拓系统剖面图JKY2/1.5B型防爆液压绞车，上部车场设计绞车房。由于矿井开拓方式为单水平多煤层联合布置，本次设计主要设计四煤二采区-350m水平以上的一期工程，下部主要变电所泵房，暂不详细设计，待二煤二采区设计时结合二煤二采区综合考虑设计。图 2 四二采区上车场及硐室平面布置图图 3 四煤二采区-350m中部泵房变电所平面图第五节 采区通

33、风设计一、目前矿井通风概况矿井通风方式为中央并列式，主、副斜井进风、立风井回风，主扇工作方法为抽出式。矿井主扇型号为BDK618-8-26型防爆对旋轴流式，一台使用，一台备用，电机功率为2220kw。目前主扇叶片安装角度为-6，矿井总进风量4200m3/min，矿井总回风量4250m3/min，风压1300Pa。二、采区通风系统设计采区设计为两条下山，通风方式为运输机上山进风，轨道上山回风。采面采用上行通风，下顺槽进风，上顺槽回风。四煤一采区的主要进风巷、主要回风巷仍做为二采区主要进、回风巷的一部分继续使用，且进、回风方式不变。三、采区风量计算1、采煤工作面（1）按瓦斯涌出量Q采=100q瓦采

34、K采通=1002.121.6=339.2（m3/min）式中：Q采采煤工作面的实际需风量K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，机采取1.6。q瓦采瓦斯绝对涌出量，2006年实测矿井绝对瓦斯涌出量2.12m3/min。（2）按工作面温度计算Q采=60V采S采K采=601.081.1=528（m3/min），取600m3/min。式中：V采采煤工作面风速，按工作面温度20，取1.0m/s；S采采煤工作面有效断面平均值，取8；K采工作面长度系数，按120m150m，取1.1；（3）按人数计算Q采=4N =450=200（m3/min）式中：N采面同时工作的最多人数，取50人。（4）按风速进行验算

35、15S大Q采240S小 式中：S大、S小分别为采面的最大和最小有效控顶断面积m2，S大取12，S小取6。15126002406根据以上计算，采煤工作面风量取600（m3/min） 。2、掘进工作面（1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100q瓦掘K掘通=1000.22=40（m3/min）式中：q瓦掘掘进面的瓦斯平均绝对涌出量，取0.2m3/min（一采区实测最大值为0.1m3/min）， K掘通掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取2.0（2）按炸药用量计算Q掘=25A=255=125（m3/min）式中：A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取5kg；（3）按人数计算Q掘=4N=420=80（m3/min

36、）式中：N掘进面同时工作的最多人数，取20 人。（4）风速验算 VS掘Q掘240S掘式中：S掘掘进巷道的断面积，取9m2V巷道允许的最低风速，取15m/min按局部通风机的最小吸入风量进行选型，吸入风量为150m3/min。 1591502409（5）全风压供风量Q掘供=NQ吸9S大=115099=231（m3/min），取240 m3/min。式中：Q吸局扇的实际吸入风量，取150m3/min；N向一个掘进面同时供风的局扇台数，取1台；S大风机至掘进面回风口之间的巷道最大断面积，取9m2。根据以上计算，掘进工作面风量取240 m3/min。3、硐室实际需风量计算-250m中央泵房、-250m

37、中央变电所、四煤二采区中部变电所、四煤二采区中部泵房、四煤二采区给煤机硐室、四煤二采区绞车房风量各取80 m3/min，-250m炸药库风量取120 m3/min，硐室风量共600 m3/min。四煤二采区硐室7个，需风量共600 m3/min，4、其它巷道需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q它133q瓦它K它通1330.21.232(m3/min）（2）按最低风速计算Q它9S它大9872(m3/min）式中：S它大其它巷道的最大断面积，取8 m2 5、四煤二采区总需风量计算（1）按采区同时工作的最多人数计算：Q采4NK采43001.21440 m3/min；（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实

38、际需要风量的总和计算：Q采(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它）K采通（600+300+960+600+144）1.23124.8 m3/min52.08 m3/ s，取53 m3/ s。式中，采煤工作面一个，风量为600 m3/min，备用采煤工作面一个，风量为300 m3/min；掘进工作面四个，每个供风量均为240 m3/min，取960 m3/min；硐室7个，需风量共600 m3/min；其它巷道两条，风量取144 m3/min。根据以上计算，确定四煤二采区总需风量为53 m3/ s。四、矿井需风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算：Q矿4NK矿44001.21920 m3/min；2

39、、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q矿(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它）K矿通(1200+300+1920+1000+288)1.25649.6(m3/min)94.16m3/ s，取95 m3/ s。式中：全矿井采面为两个，风量为1200m3/min；一个备用采面，取300m3/min；掘进面为8个，每个供风量为240m3/min，取1920m3/min；硐室除四煤二采区峒室外，-20m水平还有5个峒室，每个供风量平均按80m3/min，全矿井共12个峒室，供风量1000 m3/min；其它巷道为四条，取288m3/min矿井通风系数，取1.2 。根据以上计算，确定四煤二

40、采区投产后矿井总需风量为95m3/s。六、结论从四煤二采区开拓布置平面图及通风阻力计算表可以看出，对于四煤二采区，矿井通风容易与困难时期没有明显差别。矿井通风困难时期的等积孔为2.11m2，仍属通风容易矿井。取困难时期的矿井总阻力做矿井风阻曲线，与主扇个体特性曲线进行比照，求得四煤二采区投产后主扇合理工况点为：叶片安装角度0，1号主扇，负压2900Pa，风量96m3/min，效率72%；2号主扇，负压2950Pa，风量96m3/min，效率75%；主扇的运行工况完全能满足矿井通风要求。第六节 采区主要生产系统一、运输系统1、副井提升现矿井副斜井井筒中采用串车提升，每钩提4辆1t固定矿车，由-2

41、0m车场提到地面+227m，提升机为2JK-2.5/2.0型双滚筒单绳缠绕式提升机，电机为YR4503-10型，280Kw。担负全矿井矸石提升及材料设备、人员升降任务。现-250m以上开拓头数基本完工，副井提升能力能够满足提升需要。2、四煤一采区、二煤一采区轨道上山四煤一采区、二煤一采区轨道上山分别担负着四煤一采区、二煤一采区的材料、设备、矸石、人员等的运输，四煤一采区轨道上山斜长662m，倾角192 2240，单钩串车提升，提矸石、材料每次串4辆1t矿车，绞车选择JKY2/1.5B型防爆液压绞车，配套电机功率220kW，660V。二煤一采区轨道上山斜长628m，倾角21.5，单钩串车提升，提

42、矸石、材料每次串4辆1t矿车，绞车选择JKY2/1.5B型防爆液压绞车，配套电机功率220kW，660V。四煤二采区的矸石、材料、人员运输主要通过四煤一采区轨道上山，但当四煤一采区轨道能力不足时，也可使用二煤一采区轨道上山作为辅助运输。3、四煤二采区轨道下山提升四煤二采区轨道下山绞车担负着四煤二采区的材料、设备、矸石和人员等的运输。巷道倾角=14、长度L=744m的轨道下山运输设备选用JKY2/1.5B型防爆液压绞车，其技术特性如下：牵引力Fe=60KN，平均绳速Vp =3m/s，钢丝绳67-24.5-1550（其Qq=345000N，qs= 2.129/m），电机功率N= 220kw。根据每天出渣200车（按4个头计算），求得每次牵引的矿车数z：Z= =2.67（车）Q运输能力 Q=2001.11.624= 14.67（t/h）q矿车载重 q=1.11.6=1.76（t）L运输距离 L=744 mVp平均绳速 取Vp=2.68m/s tf摘挂钩等辅助作业时间 取tf=10min考虑富裕量，取Z=4车，即每次绞车牵引4个车，满足生产能力。计算必须的牵引力F钢丝绳牵引矿车组，沿倾斜轨道运行时所需牵引力为：Fj=Z（G+G0）g（sin+cos）+qslg（sin+scos）Fj钢丝绳的牵引力，NG0矿车自重，G0=610矿车运行阻力系