青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书(全)
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书
2013年元月
目录
（一）、矿井概况 (3)
（二）、确定矿井通风系统和通风方式 (5)
（三）、矿井总风量计算与分配 (6)
1、矿井需风量计算 (6)
2、矿井总风量的分配 (13)
（四）、矿井通风总阻力计算 (14)
1、绘制通风网络图（附图1）
2、选择通风容易、困难时期线路 (15)
3、各段风阻计算（附表1）
4、总阻力计算 (15)
5、矿井等积孔计算 (15)
（五）、选择矿井通风设备 (15)
（六）、矿井通风费用概算 (18)
一、矿井概况
1、地理位置
青海省能源发展集团鱼卡公司属于国有制企业。位于青海省海西州大柴旦镇镜内，地界属于大柴旦镇管辖，距该镇50Km。青（海）—新（疆）公路（315国道）从鱼卡井田北侧通过，距矿井3.0Km；格(尔木)——柳（园）公路从井田东侧经过，距矿井约5.0Km；矿区东南距青藏铁路锡铁山火车站120Km （格尔木公路相通），交通比较便利。本区地理位置为东经94°52′40"—94°55′28"，北纬38°00′36"—38°02′24"。
2、井田境界
鱼卡井田属于鱼卡矿区尕秀段区，位于绿梁山北侧的皱褶带中，该皱褶带是主要控制煤系地层的构造，为东西向较为平缓的复试断裂皱褶共存的构造，井田内两条逆断层F2和F4，处于井田的东部和背部，并作为井田的东部边界。区内钻孔揭露的底层从上而下有四系，第三系、侏罗系、石炭系、奥陶系、远古界地层。主要含煤层为侏罗系大煤沟地层，煤厚在70—130之间。共有七层，从上而下1—4为不可采煤层，5—6为局部可采煤层，只有7为井田内主要可采煤层。
3、储量
井田面积4.15km2，区内原探明储量13230万吨，其中煤7:12153万吨，煤6:801万吨，煤5:276万吨。动用资源储量（2003年10月为准）25.8万吨。合计保有资源储量13204,2万吨。青煤鱼卡公司90万吨/年矿井建设项目于2007年5月竣工建成，5月22日投入试生产。
本区一井田90万吨/年矿井，经省发改委批准于2003年开工，2007年5月22日投入试生产，设计年产90万吨，2007年5月22日进入试生产阶段，在此期间，各项技术、经济指标均达到规范要求。2008年5月22日经过竣工验收，顺利进入正常生产阶段，至目前按设计生产能力正常生产。
4、开拓及采煤方式
矿区工业场所平均高程3220吗，矿井开拓方式为斜井片盘式，回采方式为采区前进式，区内为后退式，井下掘进采用综合机械及炮掘相结合，采煤方法为走向长壁式综合机械化放顶煤的回采工艺。
5、提升运输
主井提升为强力大倾角胶带运输机，副井辅助提升为单滚筒提升机，原煤运输方式为带式连续运输，由工作面至主井至地面，辅助运输为轨道运输方式。
6、矿井通风
矿井通风方式为两翼对角式，通风方法为机械抽出式，西风井使用BD—II—10—NO:22/2×75kw隔爆对旋轴流式通风机，通风静压450—1700MPa,通风风量为56—26m/s，东风井使用FBCDZ—II—6—NO:15/2×45kw隔爆对旋轴流式通风机，通风静压300—1300MPa,通风风量为55—15m/s。
矿井瓦斯等级属低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量为1.092m3/T，绝对瓦斯涌出量为3.363 m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.404 m3/T，绝对瓦斯涌出量为4.324 m3/min，煤尘（均为2011年鉴定）属爆炸性煤尘，煤层自燃发火期为1—3个月。
7、水源条件
矿区东侧距离地面工业广场约7km处的鱼卡河建有水源井，水质好，作为矿区供水水源。水泵为D155—30×6，流量155m3/h，功率132kw，管路直径150mm。
工业广场内设有容量为2×500m3低位水池，以动压方式向井下、工业广场供水，加压泵为80GDL54—14×4，压力设定0.4MPa,流量54 m3/h，主管道为￠105无缝钢管，支管道为￠50焊管。
8、矿井排水
注水泵选用MD46—50×8型三台，其中一台工作、一台备用、一台检修，排水管两趟，一趟工作，一趟备用，最大排水能力每小时300立方。
9、压风
地面压风车间配置两台螺旋杆式空压机，LGFD(185—280)/337CT1，功率250kw，风量43 m3/min，压力0.8MPa,向地面及井下提供风压。
10、电源条件
(1)、供电电源
矿井采用双回路供电，高圧引电源子红山110kv变电所，备用电源6kv，1100kv来自本矿区小水电发电厂。
（2）、地面供配电
工业场地建设35kv变电所降压为6kv入井，地面设备高圧使用6kv供电，低压采用380v供电。
（3）、井下供配电
6kv入井后，设井下中央变电所一座，采区变电所2座，分别为采掘，提升提供动力电源。
二、确定矿井通风系统
根据初步设计，鱼卡煤矿的原煤产量为90万吨/年，矿井通风方式为两翼对角式，通风方法为机械抽出式。
各采区通风线路为：
1、一采区：从副斜井进风→2985车场石门→2990运输顺槽→采煤工作面→3060回风顺槽→3070东总回风大巷→东部回风井排出
2、二采区：从主副斜井进风→2920清理巷→2920西巷运输顺槽→采煤工作面→2960回风顺槽→2960回风上山→3030回风上山→3070东回风巷→3070东总回风→东部回风井排出
3、三采区：从副斜井进风→3070车场石门→3070运输大巷→3085运输顺槽→采煤工作面→3100回风顺槽→区段上山→3150回风大巷→西部回风井排出。
三、矿井总风量的计算与分配
矿井所需风量的计算方法及配风原则，按照《煤矿安全规程》第103条的规定及设计规范进行。
1、矿井总风量计算，按年产90万吨计算。
(1)按进下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK
=4×200×1.15
=920m3/min
式中Q矿——矿井总需风量，m3/min
N——井下同时工作的最多人数，人；
4——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时，可取1.10~1.15。上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。（2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
采煤工作面需风量计算
1171综放工作面需风量计算
按不同方式计算综放工作面需风量，取最大值；
按气象条件确定需要风量
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温
式中：Q基本——不同采煤工作面的基本风量=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1m/s）
K采高——回采工作面采高调整系数，K取1.1
K采面长——回采工作面长度调整系数，K取1
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，K取1
综放工作面平均控顶距为6.6m，工作面实际采高为2.5m。
Q采=（60×6.6×2.5×70%×1）×1.1×1×1
=762. 3m3/min
根据CH4绝对涌出量计算：
Q采=100Kq=100×1.4×1.04=145.6m3/min
式中：q——为绝对涌出量，1.04m3/min；（根据2012年瓦斯等级鉴定确定）
K——不均衡系数，1.4。
长壁采煤用此公式计算
Q1171=60×V采×S采
式中：V采——工作面空气温度，本矿1171工作面空气温度为12℃~13℃，根据温度与风速的关系，所以在此处V采取1.0m/s；
S采——工作面平均断面积，本矿1171综放工作面平均有效通风断面为12m2；
Q1171=60×1.0×12
=720m3/min
按工作面最多人数计算（交接班时）；
Q=4N
=4×50
=200m3/min
（1）按风速进行验算；
1171综放工作面风速
V=Q/60×S
=762.3/60×13
=0.97m/s
4m/s＞V1171＞0.25m/s
通过以上计算和风速验算，综放工作面风速0.97m/s ，762.3 m3/min就可以满足风速需求。
12731综放工作面需风量计算
按不同方式计算综放工作面需风量，取最大值；
按气象条件确定需要风量
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温
式中：Q基本——不同采煤工作面的基本风量=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1m/s）
K采高——回采工作面采高调整系数，K取1.1
K采面长——回采工作面长度调整系数，K取1
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，K取1 综放工作面平均控顶距为6.2m，工作面实际采高为2.5m。
Q采=（60×6.2 ×2.5×70%×1）×1.1×1×1
=716.1m3/min
根据CH4绝对涌出量计算：
Q采=100Kq=100×1.4×1.04=145.6m3/min
式中：q——为绝对涌出量，1.04m3/min；（根据2012年瓦斯等级鉴定确定）
K——不均衡系数，1.4。
长壁采煤用此公式计算
Q1273=60×V采×S采
式中：V采——工作面空气温度，本矿1273工作面空气温度为12℃~13℃，根据温度与风速的关系，所以在此处V采取1.0m/s；
S采——工作面平均断面积，本矿1273综放工作面平均有效通风断面为10.6；
Q1273=60×1.0×10.6
=636m3/min
按工作面最多人数计算（交接班时）；
Q=4N
=4×50
=200m3/min
（1）按风速进行验算；
1273综放工作面风速
V=Q/60×S
=716.1/60×10.6
=1.13m/s
4m/s＞V1273＞0.25m/s
通过以上计算和风速验算，综放工作面风速1.13m/s ，716.1 m3/min就可以满足风速需求。
炮采工作面风量计算
①按工作面温度计算
Q采=60×70%×V采×S采×K采h×K采l
=208m3/min
式中：V采—采煤工作面风速，根据采煤工作面进风流的温度，取1m/s。
S采—采煤工作面的平均有效断面积，取5 m2。
K采h—采煤工作面采高调整系数，取1.1。
K采l—采煤工作面长度调整系数，取0.9。
②按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×k采
=70.4 m3/min
式中：q采—采煤工作面回风流中绝对瓦斯涌出量，取0.35m3/min。
k采—采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取2.0。
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的体积分数不应超过1%的换算系数。
③按采煤工作面人数计算
Q采=4N
=84 m3/min
式中：4—每人需风量，m3/min
N—采煤工作面同时工作的最多人数取21人。
④按风速进行验算符合要求。
15 S≤Q采≤240S
63 m3/min≤Q采≤1008 m3/min
式中：S—采煤工作面最大控顶有效断面积，取4.2m2。
15：为工作面最低风速（m3/min）。
240：为工作面最高风速（m3/min）。
综合上述：取最大值，3070—307工作面所需风量为208m3/min。
掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
（1）按炸药量计算；
Q掘=25A
A为一次爆破最大炸药量，本矿为6kg；
①2920东巷：Q掘=25×6 =150m3/min
②2910回风巷同上，Q掘=150m3/min
③副井延伸同上， Q掘=150m3/min
④西风井井筒延伸同上，Q掘=150m3/min
（2）按掘进工作面最大同时工作人数计算；
Q掘=4N
N为掘进工作面同时工作最大人数（交接班）
①2920东运输顺槽为20人；
2920东巷Q掘=4×20
=80m3/min
②2910回风顺槽为18人
2910回风巷Q掘=4×18
=72m3/min
③副井延伸为12人
副井延伸Q掘=4×12=48m3/min
（3）按局部通风机实际吸风量计算；
Q掘=Q局×I+15/9S
岩巷最小风速为9m/min，煤巷最小风速为15m/min
Q局为局部通风机实际吸风量；
I为掘进工作面同时工作通风机台数；
S为掘进工作面最大断面积。
①、副井延伸为岩巷掘进并选用2×7.5KW通风机一台，实际吸风量为100~250m3/min，现取100m3/min。
副井延伸Q掘=100×1+9×8.8
=179.2m3/min
②、2920东巷为煤巷掘进并选用2×7.5KW通风机一台，实际吸风量为100~250m3/min，现取100m3/min。
2920东运输顺槽Q掘=100×1+15×7
=205m3/min
③、2910回风顺槽为煤巷掘进并选用2×5.5KW局部通风机一台，实际吸风量为80~200m3/min,现取80m3/min
2910回风顺槽Q掘=80×1+15×12.4
=266m3/min
④、西风井井筒延伸为岩巷掘进并选用11KW通风机一台，实际吸风量为100~200m3/min，现取100m3/min。
西风井井筒Q掘=100×1+9×7.3
=165.7m3/min
（4）按风速验算
掘进煤巷和半煤岩巷V掘=Q掘÷S掘>0.25m/s
掘进岩巷V掘=Q掘÷S掘>0.15m/s
S掘为掘进面断面积
①2920东巷为半煤岩巷，最低允许风速为0.25m/s
断面积为11.48m3
2920东巷V掘=205÷60÷11.48
=0.30m/s
大于规程规定最小风速0.25m/s。
①2910回风巷为煤巷，最低允许风量为0.25m/s
断面面积为12.4m2
2910回风巷V掘=266÷60÷12.4
=0.36m/s
大于规程规定的最小允许风速0.25m/s
②副井延伸为岩巷，最低允许风速为0.15m/s
断面面积为8.8m3
副井延伸V掘=179.2÷60÷8.8
=0.34m/s
大于规程规定的最小允许风速0.15m/s
③西风井延伸为岩巷，最低允许风速为0.15m/s
断面面积为8.8m3
副井延伸V掘=165.7÷60÷8.8
=0.32m/s
大于规程规定的最小允许风速0.15m/s
通过以上计算和风速验算，掘进工作面实际需风量为：
2920东运输顺槽Q掘=205 m3/min
2910回风巷Q掘=266m3/min
副井延伸Q掘=179.2m3/min
西风井井筒延伸Q掘=165.7m3/min
∑Q掘=2920东巷Q掘+2910回风巷Q掘+副井延伸Q掘+西风井井筒延伸Q掘 =205+266+179.2+165.7
=815.9m3/min
硐室需风量
矿井共有3个机电硐室，均布置在进风系统。故不计算需风量。
4、其它巷道需风量计算
其它用风巷道的需要风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用最大值。
1、2985上山皮带巷
①按瓦斯涌出量计算：
Q rl=133×q rg×K rg
式中：Q rl—其他巷道需要风量，m3/min；
Q rg—其他巷道平均瓦斯绝对涌出量，0.09m3/min；
K rg--其他巷道瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.3；
133—其他巷道风流中瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数
Q其1=133×q rg×K rg=133×0.09×1.3=15.57 m3/min
②按巷道最低风速计算：
Q其1=60×0.25S=85.5m3/min
式中：S——断面为5.7 m2；
经计算比较，按巷道最低风速计算的需要风量为最大,符合要求。因此，2985上山皮带巷需要风量为：
Q其1=85.5m3/min;
2、2990、2920安全通道
2990、2920安全通道巷：该巷道为喷浆巷道，按半煤岩巷进行最小风量计算（0.15m/s）
Q其2=60×0.15S=39.6 m3/min
式中：S——断面为4.4m2；
故矿井其他巷道配风为：
∑Q其它=Q其1+ 2Q其2 =85.5+2×39.6=164.7m3/min
六、矿井总需风量的计算结果
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q其它）×K
=（1647.7+165.7+164.7）×1.15
=2274.82m3/min
注：由于1273工作面与2920、2910、副井延伸掘进串联通风、因此∑Q
掘=西风井井筒延伸Q掘=165.7 m3/min
5、矿井总风量计算
通过计算所得；矿井总风量为2274.82m3/min
k：矿井通风系数1.15
2、矿井风量分配
(一)、矿井风量分配方法，从矿井总风量中减去独立硐室，把剩余风量按矿井通风系数对各用风地点进行分配，最后剩余风量全部分配到掘进工作面
1、1171综采面：763 m3/min
2、1273综采面：716.1m3/min
3、炮采工作面：208 m3/min
3、2920东巷、2910、副井延伸掘进、西风井井筒延伸：815 m3/min
4、2985皮带上山、2990、2920安全通道：164.7m3/min
(二)、风速验算：
1、1171综采面：
V=Q/60×S
=762.3/60×12
=0.97m/s
4m/s＞V1171＞0.25m/s符合要求
2、1273综采面：
V=Q/60×S
=716.1/60×10.6
=1.13m/s
4m/s＞V1273＞0.25m/s符合要求
3、2920东巷、2910、副井延伸掘进、西风井井筒延伸：
V掘=Q/240×S
=815/240×12.4
=0.27m/s
4m/s＞V掘＞0.25m/s符合规程要求
四矿井通风阻力计算
1、矿井通风阻力最大线路的选择
根据矿井通风网络图可以得出各网路最大通风阻力路线。
（1）网路一
副斜井→3070车场→3070运输大巷→3050运输顺槽→工作面→3050回
风顺槽→区段上山→3165回风→西部回风井排出。
（2）网路二
主副斜井进风→2920清理巷→2920西巷运输顺槽→采煤工作面→2960回风顺槽→2960回风上山→3030回风上山→3070东回风巷→3070东总回风→东部回风井排出
2、各段通风阻力（附表1）
通风阻力计算公式：
H rf=αLUQ2/S3
式中，H rf—巷道摩檫阻力；L、U、S—分别是巷的长度、周长、净断面积；Q—分配给井巷的风量；α—各巷道的摩擦阻力系数。
根据前面设计巷道的长度、周长、净断面、巷道的支护方式查出α值，代入式，可以算出最大阻力路线内各井巷的通风摩擦阻力。
3、计算矿井通风总阻力
沿着风路，将各段的摩擦阻力累加，并考虑适当的局部阻力系数，即可分别算出通风容易时期和通风困难时期的井巷通风总阻力h rmin和h rmax。
h rmin=1.15×∑hr fmin
h rmax=1.2×∑hr fma
式中：1.15、1.2为考虑风路上有局部阻力的系数；计算∑h rfmin、∑h rfmax。
h r min=1.15×198.44=228.21Pa
h rmax=1.2×531.182=637.42Pa
4、矿井等积孔计算
根据设计矿井是由东西风井二台主要通风机同时工作则矿井等积孔为：
A=1.19×(Q西+Q东)／√（Q西×h西+ Q东×h东）／Q西+Q东
=2.25m2
（根据上述计算可知，矿井通风难易程度属中等)
五矿井通风设备的选择
一、主要通风机风量计算：
1、主要通风机风量Q通按下式计算
Q通=K漏Q总
=1.1×2274.82m3/min
=2502.302m3/min；
式中 Q总——-矿井总风量，m3/min
K漏——外部漏风系数，抽出式通风时，风井有提升任务K漏=1.10，
无提升任务K漏=1.05，压入时通风时，风井有提升任务K漏=1.15，无提升任
务K漏=1.1。
2、主要通风机风压计算
抽出式通风时，两个时期的主要通风机静压h通静min和h通静max分别为
h通静min=h阻min+h硐-h自，Pa
h通静max=h阻max+h硐+h自，Pa
式中 h阻min、h阻max ——通风容易时期和通风困难时期的矿井通风阻力，
Pa
h硐——风硐的通风阻力，Pa，一般取100Pa——200Pa
h自——自然风压，Pa
h通静min=228.21+200=428.21 Pa
h通静max=637.42+200=837.42 Pa
3、主扇及电动机的选择
一、计算通风机输入功率
（1）、通风容易时期输入功率的计算：
P通入min=h通静min Q通/1000η通
=428.21×41.71/1000×0.75 =23.81 kw
式中P通入min——通风容易时期主要通风机的输入功率，kw
h通静min——通风容易时期主要通风机风压，Pa
Q通——主要通风机风量，m3/s
η通——主要通风机的工作效率，η通=0.7——0.75，取0,75 （2）、通风困难时期输入功率的计算：
P通入max =h通静max Q通/1000η通
=837.42×41.71/1000×0.75
=46.57 kw
式中P通入max——通风容易时期主要通风机的输入功率，kw；
h通静max——通风容易时期主要通风机风压，Pa；
Q通——主要通风机风量，m3/s
η通——主要通风机的工作效率，η通=0.7——0.75，取0,75
二、确定电动机的台数及种类
当P通入min≥0.6P通入max时，可选一台电动机，电动机功率为： P电max=P通入max K电/η电η传
式中 P电max——电动机功率，kw；
K电——电动机容量备用系数，取1.1——1.2；
η电——电动机效率，取0.9——0.94(大型电机取较大值)；
η传——传动效率，直接传动取1，皮带传动取0.95；
当P通入min＜0.6P通入max时，前期、后期各选一台电动机 P电min=K电√（P通入max×P通入min）/η电η传
因为P通入min＜0.6P通入max，所以前期、后期各选一台电动机；
前期电动机功率：
P电min=K电√（P通入max×P通入min）/η电η传
=1.2×√（46.57×23.81）/0.94×1
=42.51 kw
后期电动机功率：
P电max=P通入max K电/η电η传
=46.57×23.81/0.94×1
=59.45 kw
根据(hmin Qf ) (h max Qf)及P电max、P电min的计算数据，西风井选择使用BD-II-10-NO:22/2×75kw隔爆对旋轴流式通风机，通风静压450-1700pa,通风风量为56-26m3/s,选择笼型三相防爆异步电动机2台，电动机型号为YBFH315L1-10,转速为580r/min。东风井选择使用FBCDZ-II-6-NO:15/2×
45kw隔爆对旋轴流式通风机，通风静压300-1300pa,通风风量为55-15m3/s,选择笼型三相防爆异步电动机2台，电动机型号为YFB160M-2,转速为750r/min。
六矿井通风费用概算
一、吨煤的通风电费
1、通风机耗电量
1）、主要通风机耗电量
1）矿井通风容易时期和困难时期共选1台主要通风机时，其耗电量为: E=8760×P电max/K电η变η缆，kw·h
式中η变——变压器效率，可取0.95；
η缆——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，
可在0.9——0.95内选取；
2）矿井通风容易时期和困难时期共选2台主要通风机时，其耗电量为: E=4380×( P电max + P电min )/K电η变η缆，kw·h 式中符号同前
因为在矿井通风容易和困难时期共选用了2台电动机，所以选择2台主要通风机
则主要通风机耗电量为：
E主=4380×( P电max + P电min )/K电η变η缆
=4380×（59.45 + 42.51）/1.2×0.95×0.95
=412359 kw·h
式中符号同前
2）、局部通风机耗电量
E局=(8760×P电max/K电η变η缆)×5
=（8760×59.45/1.2×0.95×0.95）×5 =2404349 kw·h
式中符号同前
3）、吨煤通风电费计算
吨煤通风电费W1=（E主+E局）×D/T
=(412359+2404349 )×0.53/900000
=1.66元/KW.h
式中 D——每度电的单价，元/kw·h；
T——年内矿井产煤量，t/a 。
矿井开采课程设计—终结版
《矿井开采》课程设计 说 明 书 姓名： 班级： 学号：
目录 前言 第一章采区巷道布置 第一节采区储量与服务年限 第二节采区内的再划 第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统第二章采煤工艺设计 第一节采煤工艺方式的确定 第二节工作面合理长度的确定 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 附表
前言 一、目的 1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识，通过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。 2、培养安全工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 设计条件： 井田境界：采区倾斜长度2800m；采区走向长度1060m； 采区境界：采区倾斜长度700m；采区走向长度1060m； 8号煤层：煤层厚0.55-2.60m，平均1.39m。顶板为砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主，地面标高+1210m~1480m；煤层埋藏稳定。（柱状图中的84煤层）煤的容重γ=1.5t/m3。煤质中硬偏软，坚固性系数f=1.0～2.5。 =200m3/h。矿井最大涌水量Q大=4矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q 正 30m3/h。瓦斯相对涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘有爆炸性，无自然发火倾向。84号煤为低灰-高灰、特低硫-高硫贫煤，生产能力30万吨 三、课程设计内容
第一章采区巷道布置 第一节区储量与服务年限 1、采区生产能力选定为30万t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 (1) 采区的工业储量 Z g=H×L×m× γ ………………………………………(公式1-1) 式中：Z g---- 采区工业储量，万t；H---- 采区倾斜长度，700m； L---- 采区走向长度，1060m；γ---- 煤的容重，1.50t/m3； m---- 煤层煤的厚度，为1.39米； Z g=700×1060×1.39×1.50=154.7万t (2) 设计可采储量 Z K=(Z g-p)×C ……………………………………………………(公式1-2)式中：Z K---- 设计可采储量, 万t； Z g---- 工业储量，万t； p---- 永久煤柱损失量，万t； C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。 P=30×2×1060×1.39×1.50+15×2×(700-30×2)×1.39×1.50=13.53万t P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t； Z K=( Z g-p)×C=(154.7-13.53)×0.8=112.94万t (3)采区服务年限 T= Z K/A×K …………………………………………………………(公式1-3)式中：T---- 采区服务年限，a; A---- 采区生产能力，30万t； Z K---- 设计可采储量，112.94万t；
煤矿矿井初步设计和采区设计说明
煤矿矿井初步、采区设计 一、设计原则 ㈠遵循国家发布的与煤矿建设项目有关的政策、规程、规。 ㈡遵循上一阶段设计中所确定的主要技术原则及标准。 ㈢提高设计水平，保证设计质量。使设计的矿井实现技术先进，经济合理，安全可靠。 二、设计的主要依据 ㈠已批准的煤矿矿井地质报告。 ㈡国家有关煤炭工业的技术政策、规程和规等。 ㈢其他有关支撑性文件及材料，如采掘工程平面图，煤层自燃倾向性、煤尘爆炸危险性、瓦斯等级鉴定报告等。 三、设计的主要程序及步骤 ㈠煤矿矿井设计的主要程序 可行性研究报告→项目申请报告→初步设计及安全专篇（其他专项设计，如瓦斯抽采工程初步设计、防治煤与瓦斯突出专项设计）→施工图设计。 ㈡煤矿矿井设计的主要步骤
1、学习有关煤矿生产、建设的政策法规，收集有关地质和开采技术资料，掌握上级管理部门对设计的具体规定。 2、明确设计任务，掌握设计依据。 3、深入现场，调查研究。 4、研究方案，编制设计。 四、初步、采区设计的主要容 初步、采区设计的主要容分为说明书、图纸、设备清册及概算书。 按照煤矿安全监察局、省煤炭工业局下发的《省小型煤矿（井工、露天）初步设计及初步设计安全专篇编制指导意见（试行）》、《煤炭工业五项设计编制容》及《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T50554-2010）等的要求，说明书主要容为前言、井田概况及地质特征、井田开拓、大巷运输、采区布置及装备、矿井通风、矿井主要设备、地面生产系统、地面运输、总平面布置及防洪排涝、电气及通信、地面建筑、给排水、采暖及供热、节能减排、职业安全卫生、环境保护与水土保持、建井工期、技术经济等18个章节。 图纸主要分为采用及新制图，其中新制的图纸主要有矿井开拓方式平剖面图、采区布置及主要机械设备布置平剖面图、巷道断面图册、矿井通风系统网络图、矿井反风系统图、工业场地总平面布置平面图、地面生产系统布置平面图、矿井地面总布置平面图、井下消防及防尘洒水平面图、通信系统图、井上下供电系统图、传感器布置平面图、监测监控系统平面图、井下压风管路系统图、矿井运输线路系统图等。
同煤集团四老沟二矿矿井新井 毕业设计说明书
（ 二〇一五年六月 本科毕业设计说明书 学校代码： 10128 学 号： 201122903013 题 目：同煤集团四老沟二矿 2.4M t /a 新井设计 姓 名： 学 院： 系 别 ： 专 业： 班 级： 指导教师：
摘要 本次设计是大同矿区四老沟矿11#，14#煤层。该矿位于大同煤田东北端，距大同市25Km，距口泉站5.3Km。井田内有公路贯穿，交通方便。 据井田地质资料：该井田煤层平均厚度9m，经鉴定为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量平均为瓦斯相对涌出量0.5774—1.3601 m3/t。m3/t。煤尘有爆炸危险性。煤的自燃倾向等级为易自燃。根据矿井涌水量预测，该矿井正常涌水量为122.5m3/h。 设计采用主斜副立单水平开拓方式，共开掘有两个进风井（主斜井、副斜井）和一个回风井。井田共划分有七个带区，开采煤层为11#。矿井采煤方法为综合机械化开采方式，综合机械化掘进，生产区队设置有：一个综采队和两个机掘队。 矿井达产时的首采工作面位于一带区101首采工作面，该带区划分为4个条带，工作面长度为240m，推进长度为1260m，回采顺序采用后退式、回采工艺中厚煤层单一走向长壁综合机械化采煤法，采用“三八”制作业制度。采空区采用全部跨落法管理顶板。 关键词：矿井开拓、采煤方法、综合机械化采煤、运输提升、安全生产。
Abstract This design is the Da tong mine area four old ditch mine 14#, 11# coal seam. The mine is located in the northeast of Da tong coalfield, from Da tong 25Km, away from the Kou Quan Railway Station 5.3Km. Ida inside the road runs through, convenient transportation. According to mine geological data: average thickness of 9m in the coal mine, after identification for low gas coal mine, gas relative emission amount of average relative gas emission rate 0.5774 - 1.3601 m3 / T. Coal dust explosion hazard. Spontaneous combustion tendency of coal is easy to ignite.. According to the prediction of mine water, the normal mine inflow is 122.5m3/h. Design of the main inclined side vertical single level to develop, a total of digging has two intake shaft (the main shaft and the auxiliary slope) and a return air shaft. Field is divided into seven zones, the coal mining 11#. Coal mining method for comprehensive mechanical of mining method, comprehensive mechanization tunneling and production teams is provided with: a mechanized mining teams and two machines dig team. Mine production of the first mining face in area 101 of the first mining face, the zone is divided into four, working face length to the 240m promote the length of 1260m, stoping sequence by retreating, mining technology in thick seam longwall comprehensive mechanical coal mining method, the "38" manufacturing system. The mined out area adopts all the cross - fall method to manage the roof. Keywords:Mining, coal mining method, coal mining comprehensive mechanization, transportation, safety production.
煤矿工作面设计开采说明书
第一章工作面地质条件 第一部分工作面位置 XX采区采煤工作面位于三采区轨道下山北翼，走向长600米，倾斜长90米，工作面地面标高+700~ +725米，工作面标高+132.2~ +182.5米。 1、地面位置：XX采区回采工作面位于XXX以西700米，地表多为耕地，荒坡，无水体。 2、井下位置及四邻采掘情况：XX采区回采工作面位于三采区轨道下山北翼，上部为xxxx工作面（已回采结束），其余均未开采。 3、回采对地面设施的影响：XX采区工作面回采过程中对地面影响不大。 第二部分地质概况 一、煤层简述： 本工作面设计开采为煤层结构较简单，煤层赋存总体为单斜构造，煤层倾角9°，煤层平均厚度一般0.4~14米，平均厚度5米，局部含碳质泥岩、泥岩，夹矸厚度0.1~0.8米，1~3层，含夹矸较少，结构较简单但煤层厚度变化较大。 二、地质构造： 区内无陷落柱及岩浆岩发育。该工作面顶板较稳定，底板变化大，导致煤层厚度变化较大，该下巷掘进至F8点时曾揭露一条落差°
5275<8正断层，产状07—F3点处揭示F15米的断层。在5～3为 在对其改造中又揭示一条同期沉淀构造，倾向为230°，现均已对其改造。 三、煤层储量： XX采区工作面走向长600m，倾斜长90m，面积为61280.625㎡平均，平均煤厚为5m，煤层工业储量为413644.2T，回采率按90%，可采储量372279.8T。 四、水文： 该工作面地表为丘陵及冲沟，无地表水体。故受地表水之影响很小。其上部的13231采空区内的积水以基本放净，唯标高最低处的3/h15m 左右，下巷里段位处断层边缘，放水孔中有出水现象，水量在掘进时无出水现象，但应该预防因采动引发断层滞后突氺。下巷需留设移动泵坑，F8前需建造环形水仓；合理配备排水设备；发现问题及时处理。 33/min。m m/min，正常涌水量0.35最大涌水量0.～1.5五、煤层顶底板岩性： 1、顶板岩性：工作面直接顶为灰白色中粒石英长石砂岩，厚层状，层面富含云母片，俗称大占砂岩，一般厚度为15～20米。伪顶为碳质泥岩或泥岩较松软，一般厚度为0～1.6米，局部发育，随采随落。 2、底板岩性：直接底为硅质泥岩或泥岩，松软遇水膨胀，容易造成底鼓或使巷道变形，平均厚度为6米。老底为泥灰岩，一般厚度米。4米，平均为5～3为
煤矿排水系统设计说明书
主排水泵选型计算设计 一、概述 本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m，副立井、回风立井井口标高均为+1195m，副立井、回风立井落底标高均为+220m，主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m，初期大巷最低点标高为+205m。 根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，正常涌水量大于120m3/h，最大涌水量大于600m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。 二、矿井主排水 （一）设计依据 地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h，最大涌水量为1284m3/h计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。 （二）排水系统方案 根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较： 方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m，年排水电费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。 方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷→主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井井口低273m，排水设备工况扬程低，水泵级数少，设备投资省，电耗低。
采矿工程毕业设计说明书
前言 毕业设计是采矿工程专业本科教学中最关键、最重要的的一个环节，它由毕业实习和毕业设计两部分组成.三个多月的时间里，在各位指导老师，各位同学的关心和帮助下，我圆满的完成了设计工作。 本矿井设计是根据XX煤矿的原地质资料进行编写的。设计中的一些重要数据和图表都是以其地质资料、底板等高线图、综合柱状图等为依据，按照《毕业毕业设计大纲》要求进行的。 在进行设计过程中，严格依照《煤矿安全规程》和《煤矿矿井采矿设计手册》的要求计算和设计，注重加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习，并注重与其它课程的联系，特别是课本与规程的衔接与配合。 设计主要分为：井田概况及地质特征、井田境界及储量、矿井设计生产能力及服务年限、井田开拓、矿井基本巷道、采煤方法和采区巷道布置、矿井通风及安全井下运输、矿井提升、矿井通风及安全、矿井排水、环境保护等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的条件，采用合适的开采方法进行开采，解决了设计中的各种主要技术问题。例如在方案法中对矿井的开拓方式进行多方案比较后选定，在多目标决策中阐明了井筒位置的确定问题。此外，对某些设计技术课题（井田开拓），在几种方法中，从不同角度进行了论述。 本次设计得到了指导老师马岳谭以及采矿工程教研室各位老师的精心指导和大力帮助。在此，向各位老师表示诚挚的谢意！由于作者水平有限，加之时间仓促，本设计的错误和不妥之处，恳请各位老师批评指正。
目录 第一章矿(井)田地质概况 (6) 1.1 矿（井）田位置及交通 (6) 1.1.1交通位置 (6) 1.1.2地形地貌 (7) 1.1.3气象及水文情况 (7) 1.1.4矿区概况 (7) 1.2 地质特征 (8) 1.2.1地层 (9) 1.2.2构造 (13) 1.3 矿体赋存特征及开发技术条件 (13) 1.3.1煤层及煤质 (13) 1.3.3水文地质 (16) 1.4矿井地质勘探类型及勘探程度评价 (20) 第二章井田开拓 (21) 2.1矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.1.1矿井工作制度 (21) 2.1.2矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.2矿井境界及储量 (22) 2.2.1井田境界 (22) 2.2.2资源/储量 (22) 2.3井田开拓 (23) 2.3.1工业场地及井口位置的选择 (23) 2.3.2井筒形式的确定 (24) 2.3.3井筒数目的确定 (24)
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书(全)
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书 2013年元月
目录 （一）、矿井概况 (3) （二）、确定矿井通风系统和通风方式 (5) （三）、矿井总风量计算与分配 (6) 1、矿井需风量计算 (6) 2、矿井总风量的分配 (13) （四）、矿井通风总阻力计算 (14) 1、绘制通风网络图（附图1） 2、选择通风容易、困难时期线路 (15) 3、各段风阻计算（附表1） 4、总阻力计算 (15) 5、矿井等积孔计算 (15) （五）、选择矿井通风设备 (15) （六）、矿井通风费用概算 (18)
一、矿井概况 1、地理位置 青海省能源发展集团鱼卡公司属于国有制企业。位于青海省海西州大柴旦镇镜内，地界属于大柴旦镇管辖，距该镇50Km。青（海）—新（疆）公路（315国道）从鱼卡井田北侧通过，距矿井3.0Km；格(尔木)——柳（园）公路从井田东侧经过，距矿井约5.0Km；矿区东南距青藏铁路锡铁山火车站120Km （格尔木公路相通），交通比较便利。本区地理位置为东经94°52′40"—94°55′28"，北纬38°00′36"—38°02′24"。 2、井田境界 鱼卡井田属于鱼卡矿区尕秀段区，位于绿梁山北侧的皱褶带中，该皱褶带是主要控制煤系地层的构造，为东西向较为平缓的复试断裂皱褶共存的构造，井田内两条逆断层F2和F4，处于井田的东部和背部，并作为井田的东部边界。区内钻孔揭露的底层从上而下有四系，第三系、侏罗系、石炭系、奥陶系、远古界地层。主要含煤层为侏罗系大煤沟地层，煤厚在70—130之间。共有七层，从上而下1—4为不可采煤层，5—6为局部可采煤层，只有7为井田内主要可采煤层。 3、储量 井田面积4.15km2，区内原探明储量13230万吨，其中煤7:12153万吨，煤6:801万吨，煤5:276万吨。动用资源储量（2003年10月为准）25.8万吨。合计保有资源储量13204,2万吨。青煤鱼卡公司90万吨/年矿井建设项目于2007年5月竣工建成，5月22日投入试生产。 本区一井田90万吨/年矿井，经省发改委批准于2003年开工，2007年5月22日投入试生产，设计年产90万吨，2007年5月22日进入试生产阶段，在此期间，各项技术、经济指标均达到规范要求。2008年5月22日经过竣工验收，顺利进入正常生产阶段，至目前按设计生产能力正常生产。 4、开拓及采煤方式
矿井通风设计说明书
矿井概况 一、矿井位置与交通 渑池县九六八煤矿位于渑池县坡头乡不召寨村北500m，南距县城12km，有简易公路与县城相通，连霍高速公路、310国道、陇海铁路、南闫公路从县城穿过，交通便利。本井田走向长2275m，倾斜宽约1570m，井田面积3.889km2。 二、煤层储量 根据河南省国土资源厅2007年3月6备案的《河南省渑池县九六八煤矿资源储量核查报告》矿产资源储量评审备案证明，矿井资源储量 1438.4万t，累计动用资源储量97.9万t，保有资源储量1340.5万t，可采储量759万t.采矿许可证批准开采煤层为：二1煤层，矿井服务年限为14.6年。 三、水文、地质 矿井水文地质类型：简单。 矿区地表迳流主要为洪流，由于排泄较畅，隔水层较厚，一般情况不会直接进入矿井。 开采二1煤层时进入矿井的地下水，主要来自顶板直接充水含水层。奥陶系灰岩水与太原组灰岩水在断层破碎带附近、底板隔水层厚度较薄等地段有可能涌入到矿坑，因此我矿对防治水工作做了大量工作，先后进行了物探和底板加固工作，矿井正常涌水量83m3/h，最大涌水量115 m3/h，井田内上部有老空区已通过中国地质总局瞬变
电磁查清，故在采掘过程中我矿坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。 四、开采技术条件 我公司开采的二煤层经2014年2月27日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验结果煤层不易自燃，自然倾向分类为Ⅲ级。 根据2013年4月义煤煤业集团股份有限公司瓦斯研究所编制完成的《渑池县九六八煤业有限公司二1煤层瓦斯基础参数测定报告》，对九六八煤业公司二1煤层瓦斯含量、瓦斯压力（间接）、瓦斯放散初速度、煤的吸附常数、煤的坚固性系数和工业分析等参数的测试结果，实测煤层瓦斯含量在2.72m3/t～4.17 m3/t之间，最大值为4.17 m3/t，煤样瓦斯含量的平均值为3.29 m3/t。根据河南省瓦斯治理研究院有限公司2013年9月3日瓦斯等级鉴定结果,矿井绝对涌出量 0.7 m3/min,相对涌出量3.78 m3/t. 五、矿井开拓开采系统 1、矿井井筒布置：矿井采用三立井上、下山开拓，即：主井、副井和风井。 2、井筒主要功能：主立井担负提煤、进风兼做安全出口；副立井担负升降人员、材料入井和提升矸石等任务，兼做安全出口；风井为专用回风井。 3、水平划分、采区布置 矿井设一个水平开采，标高为+340m；矿井划分二个采区，即：12采区和22采区。
下沟矿设计说明书毕业设计
下沟矿设计说明书毕业设计 目录 第1章矿井地质概况 (1) 1.1 矿井位置及交通 (1) 1.1.1 交通位置 (1) 1.1.2地形地貌 (2) 1.1.3 气象及水文情况 (2) 1.1.4 矿区概况 (2) 1.2矿井地层及地质构造 (3) 1.2.1 矿井地层 (3) 1.2.2 地质构造 (5) 1.3 矿井赋存特征及开采技术条件 (7) 1.3.1 煤层及煤质 (7) 1.3.2 瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自然性及地温情况 (12) 1.3.3水文地质 (12) 1.4水文地质勘查类型 (14) 第二章井田开拓 (15) 2.1矿井境界及储量 (15) 2.1.1井田境界 (15) 2.1.2 资源/储量 (16) 2.2 矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.2.1 矿井工作制度 (21) 2.2.2 矿井设计生产能力 (21) 2.2.3矿井设计服务年限 (21) 2.2.4 矿井生产能力的确定 (21) 2.3井田开拓 (22) 2.3.1 工业场地及井口位置的选择 (23) 2.3.2井筒形式的确定 (24) 2.3.3井筒数目的确定 (26) 2.3.4井田划分及开采顺序： (26) 2.3.5开采水平划分及水平标高的确定 (27) 2.3.6阶段运输大巷和回风大巷的布置 (27) 2.4 井筒 (28) 2.4.1井筒断面设计 (28) 2.4.2井筒参数确定 (31) 2.5井底车场 (31) 2.5.1井底车场形式选择及硐室布置 (31) 2.5.2井底车场线路设计 (32)
2.5.3 井底车场通过能力计算 (32) 2.6 方案比较、确定开拓系统 (33) 第三章大巷运输及设备 (37) 3.1大巷运输方式及设备 (37) 3.1.1大巷煤炭运输方式的选择 (37) 3.1.2大巷辅助运输方式选择 (38) 3.2 矿车 (39) 3.2.1矿井车辆配备 (39) 3.2.2 井巷铺轨 (40) 3.3运输设备选型 (40) 3.3.1电机车选型 (40) 3.3.2带式输送机选型 (41) 第四章采区布置及装备 (42) 4.1 采区布置 (42) 4.2采区划分 (42) 4.3采煤方法 (44) 4.3.1 采煤方法的选择 (44) 4.3.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 (45) 4.3.3 工作面顶板管理方式及支架选型 (48) 4.3.4 工作面的重要参数 (50) 4.4、采区巷道布置 (50) 4.5、巷道掘进与掘进机械化、 (51) 4.6、工作面设备确定 (52) 4.7 劳动组织 (53) 4.8 技术经济指标分析 (55) 第五章矿井通风与安全 (56) 5.1 拟定矿井通风系统 (56) 5.1.1 确定通风方式 (57) 5.1.2 确定通风方法 (57) 5.1.3 采区通风 (58) 5.1.4 工作面通风系统 (58) 5.1.5 矿井通风网络 (59) 5.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 (59) 5.3 计算矿井总风量 (62) 5.3.1 回采工作面需风量确定 (63) 5.3.2 掘进工作面需风量确定 (65) 5.3.3 其它需风量确定 (65) 5.3.4 矿井总风量的确定 (66) 5.4 矿井通风设备的选型 (66) 5.4.1 通风机所需风量、负压计算 (67)
矿井建设初步设计说明
第一章概况 第一节目的任务 为加强煤炭资源开发利用的宏观调控，全面提高煤炭资源开发利用水平，改善矿井安全生产环境，进一步提高矿井生产能力和技术水平，做到合理利用和有效保护资源，进行煤炭资源整合已势在必行。根据省煤矿企业兼并重组整合工作领导组晋煤重组办发【2009】108文批复精神，由主体企业无烟煤矿业集团有限责任公司将####县龙潭沟煤矿、####家村煤矿等二座煤矿及新增区兼并重组整合为一个矿井，整合后的矿井名称为############煤业有限责任公司。其中####家村煤矿整合后不在############煤业有限责任公司井田。2009年12月22日省国土资源厅颁发的C9873号采矿许可证，批采10号煤层，整合后生产能力为45万t/a，为了满足矿井改扩建初步设计的需求，矿方委托克瑞通实业补充勘探并编制《############煤业有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》。 编制报告依据的有关文件及主要地质依据： 1、《中华人民国矿产资源法》； 2、《省矿产资源管理条例》； 3、《煤、泥炭地质勘查规》（DZ/T0215-2002）； 4、晋煤规发[2010]177号文《省兼并重组整合矿井地质报告编制提纲》； 5、2009年9月21日国家安全生产监督管理总局令第28号颁发的《煤矿防治水规定》。 报告的主要地质任务、技术要求：
1、详细查明井田及周围较大的构造形态的发育情况，查明断层、褶曲的性质、延伸方向及长度，评价井田的构造复杂程度。 2、详细查明含煤地层特征，查明组及组可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采情况。 3、详细查明井田各可采煤层的煤质特征，确定煤类、化学组成、工艺性能，评价其工业利用方向。 4、详细查明井田的水文地质特征，评价水文地质条件类型，预计矿井涌水量。 5、详细查明井田工程地质岩组划分特征，煤层顶底板岩性及力学性质，说明工程地质条件复杂程度。 6、查明老窑、采空区及生产矿井的开采情况，查明采（古）空区围及其积水量、积气、火区情况。 7、详细查明瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温等基本情况，并对整合后矿井的环境地质预测评价。 8、估算各可采号煤层资源/储量。 第二节位置及交通 一、位置与围 ############煤业有限责任公司位于####县川镇太寨、寺头村一带，行政区划隶属####县川镇管辖。其地理位置为东经：111°31′50″-111°33′11″，北纬34°53′37″ -34 °54′58″。 2009年12月22日省国土资源厅颁发的C49873号采矿许可证批复############煤
煤矿开采毕业设计说明书模板
煤矿开采毕业设计 说明书
第一章矿（井）田地质概况 1.1 矿（井）田位置及交通 1.1.1 交通位置 王家山煤矿位于靖远县城北约60km, 宝积山矿区西北约10km, 行政区划属白银市平川区王家山镇和东升乡管辖。面积约 8.3421km 2,地理坐标为：东经104 ° 48 ‘06 〃?104 ° 53 ‘12 〃，北纬 36 ° 5135 〃?36 ° 5314 〃。 靖远煤业有限责任公司取得王家山煤矿的采矿权, 国土资源部12 月26 日颁发了采矿许可证, 开采深度标高为效期 自12 月至12 月。 1780 —850m, 有 王家山煤矿西北距国道（积山）线的长征车站接轨专用线。矿区内的公路、 309 线约2.5km 。铁路由白（银）?宝, 经旱平川、水泉, 至煤矿工业广场有简易公路纵横交错, 交通甚为方便。交 通位置如图 1.1
图1.1交通位置图 1.1.2地形地貌 矿区地处干旱区，地形复杂。地形陡峻，最高点位于枸条岘, 标高2021.7m, 最低点位于下红湾，标高1815.0m, 相对高差 206.7m,水洞沟以西基岩裸露，属剥蚀构造地貌，王家山向斜两翼 形成相向的单面山着向斜的倾没, 岩层逐渐被黄土覆盖; 水洞以东主要为黄土丘陵区, 相对高差较小，一般20?50m。 由于沿张性构造裂隙易于向下切割侵蚀故横向沟谷发育。随
1.1.3 气象及水文情况 矿区气候属内陆半沙漠干旱气候 ㈠气温：月平均-9?24 C ,最低-18?23 C ,最高达35?38 C , 年平均7.9?9.2 C。夏季酷热，冬季严寒，春、夏、秋季昼夜温差10?16 °C ㈡降水量：年平均量在187 ?374mm 之间, 平均250mm 左右. 多集中于7、8、9 三个月, 降水量占全年的50?60%, 常形成暴 雨。 ㈢蒸发量：年平均1439 ?1782mm, 平均1655mm, 为降水量的 6.6 倍。 ㈣湿度：年平均55 ?64%, 4、 5 月份最干燥, 为41 ?60%, 7?11 月份湿度在58?75% 之间。 ㈤风向：除夏、秋季有东南风外, 其它时间多西北风, 风力2? 4 级, 最大达6?8 级, 全年平均风速 1 ?1.4m/s 。 ㈥每年11 月至次年 3 月为冻结期, 最大冻结深度93cm 。 区内无常年流水, 仅有两条砂河在每年7?9 月雨季期间山洪暴发才有短暂的暂时性流水。一条是苦水峡砂河, 发源于矿区东南部的小井子沟, 由南向北穿过矿区中部, 经胶泥崖村、大红沟、北滩, 与咸水河汇合, 至中卫注入黄河; 另一条是孔家沟砂河, 由李家坪向西流经矿区南侧, 在33、 107 号孔附近折向西南, 经石碑 子沟、旱平川, 流入黄河。 矿区以南的变质岩裂隙水沿F1 断裂带溢出, 在苦水峡砂河上游形成水质良好, 但水量甚小的上升泉, 最小涌水量0.175L/S, 最大涌水量为 1.112L/S 。由于受F1 断裂带中断层泥的阻滞, 进入孔 家沟砂河后形成地下潜流，潜水面深3?10m,对河床中分布的各
彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿设计说明书
彬县煤炭有限责任公司下沟 煤矿设计说明书 第1章矿井地质概况 1.1 矿井位置及交通 1.1.1 交通位置 彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿，位于彬县县城西偏北约5km处的水帘乡境，地理坐标：东经107°59′21″—108°03′00″，北纬35°03′10″—35°04′41″。东与火石咀煤矿相邻，西与大佛寺煤矿毗邻，北与官牌煤矿隔河相望，南与水帘洞煤矿相连，面积10.3Km2。下沟煤矿北面有西兰公路（312国道）、福—银高速公路、西（安）—平（凉）铁路通过，距省会市157km；向西至长武35km，与—庆阳公路相接，可通达、庆阳及陇东各县。
图1—1交通位置图 1.1.2地形地貌 下沟煤矿位于彬长矿区的东南，陇东黄土高原的东南部，属陕北黄土高原南部塬梁沟壑区的一部分。南部呈典型的黄土高塬地貌，塬主要为巨家塬的东北缘，塬面狭窄破碎，多呈向河谷倾斜的梁峁地形，厚度一般为一百余米。北部为泾河台地与河川地貌，呈东西向展分布，河流切割深度达百米左右。塬面海拔1020—1040m，河川海拔840m，相对高差180—200m。 1.1.3 气象及水文情况 彬县年平均气温11.2℃，一月份最低，平均-2.16℃，极端最低气温-15.4℃，极端最高气温37℃。霜期一般在10月中旬至次年4月下旬，年无霜期平均180天左右。冰冻期一般在12月上旬至次年2月下旬，冻土最大厚度为36cm。彬县年平均降雨量516.4mm，
年平均蒸发量1272.2mm，7、8、9三个月为雨季，占全年降雨量的60%左右。彬县年平均风速1.14m/s，最大风速14.0m/s主导风向SE。 彬长矿区位于黄河二级支流泾河水系中流地段，区最大河流为北部边界的泾河，发源于六盘麓的省泾源，在矿区河谷总体上呈东西向分布，河谷两侧发育树枝状支沟。其多年均流量571.7 m3/s，宽度100—1300m；最高洪水位标高813.87m，枯水期最小流量1.0m3/s（1973年），洪水期最大流量15700 m3/s（1911年），含沙量多年平均155kg/s，平均输沙量为28300万吨/年。水帘河自南而北在矿井东部穿过，流量0.014—2.400m3/s，最高洪水位线宽一般为10—15m。 根据《中国地震烈度区划图》，本区为地震烈度Ⅵ度区。 1.1.4 矿区概况 彬县位于市西北部，属渭北旱塬塬梁沟壑区，泾河自西而东斜贯其中，将全县分为南北两塬一道川。全县总面积1183km2，总人口31.2万人。全县总耕地面积60万亩，水资源总量19亿m3。地下矿藏主要有煤炭、土、石英砂等10多种。县煤炭储量32.6亿t。 彬县是农业大县，主要种植小麦、水果。全县种植地膜小麦20万余亩，果园面积已发展到30万余亩。同时彬县还是全国秸秆养牛示县，养殖大户发展到了3000余户，特种养殖发展到了10余种，畜牧业生产出现了良好的发展势头。 彬县工业主要以煤炭、医药、化工、电力企业为主。是国家重点产煤县，先后建成枣渠水电站、东关火电厂、朱家湾电厂、程家川水电站，装机容量达到5.9万KW，被国家计委和水利部命名为全国初级农村电气化县。 1.2矿井地层及地质构造 1.2.1 矿井地层 彬长矿区地层区划属华北地层区鄂尔多斯盆地分区。根据地质填图及钻孔揭露，矿 区地层由老到新有：三叠系中统组（T 2t ）、侏罗系下统富县组（J 1f ）、侏罗系中统组（J 2 y）、 直罗组（J 2z）、安定组（J 2 a），白垩系下统宜君组（K 1 y）、洛河组（K 1l ）、华池组（K 1h ）、
水城矿业(集团)公司大河边煤矿矿井生产能力核定说明书
一、矿井概况 大河边煤矿位于六盘水市钟山区大河镇境内，地理位置为东 经104 ° 5「?104 ° 52 '，北纬26 ° 37’ ?26 ° 45 '之间，大河边煤矿是水城矿业（集团）公司的一个中型矿井，井田位于大河边耳状向斜西翼南端。水大铁路、水毕公路从矿区附近经过。 该矿于1966 年开工建设，设计生产能力60 万吨/年，设计服务年限为100 年。1970 年底简易投产，1979 年达到设计能力,矿井通过1994 年至1997 年改扩建设，矿井为四采区生产，水平为+1100m ，设计能力为120 万吨/年，由于改扩建中，各系统未按设计进行完善，故矿井生产能力未达到设计要求。大河边煤矿为斜井开拓，每个区段所有煤层布置一条机轨合一巷道，中煤组布置集中瓦斯抽放巷道。井筒及主要开拓巷道布置在玄武岩层内，井筒采取逐区段往下延深。主斜井采用箕斗提升方式运输，副斜 井采用矿车串车提升方式。采用分区抽出式通风。+1317m 标高的水经 +1317m 水仓排至+1500m 水仓，然后由+1500m 水仓排至地面。第一水平+1500m 水平的一、二、三采区已于1997 年回采完毕，靠北部的两个采区由于受乡镇煤矿开采影响，煤层破坏严重，省煤炭工业局已下文划归钟山区开采；第二水平+1200m 水平为现生产水平。全矿现有一个生产采区即四采区，根据生产的需要现由南京设计院规划设计为为两个采区。即：南翼采区、北翼采区（正在设计报批中）。 全矿现有两个采煤工区，三个掘进工区，一个巷修工区。全矿 二OO三年末在册职工总数2251人，其中原煤生产人数1773人。 矿井东南+1500m 标高以上以F2-1 断层与红旗矿毗邻，+1500 m 标
最新矿井通风系统毕业设计说明书5
山西煤炭职业技术学院 矿井通风系统毕业设计 （说明书） 专业班级：矿山机电330905 学生姓名：侯彦军 指导教师：刘捷 2012.04.27
目录 第一章矿井通风系统现状 (1) 1.1 二矿通风现状 (1) 1.2 矿井生产布局 (1) 第二章三水平通风系统设计 (2) 2.1 三水平井田面积及储量 (2) 2.2 现有井筒布置 (2) 2.3 通风系统 (3) 2.4 三水平工程进展及主扇挂网时间预计 (4) 第三章三水平主扇选型原则及需要兼顾的问题 (4) 3.1 二水平风井系统存在的问题 (4) 3.2 三水平主扇选型遵循的原则 (5) 3.3 三水平主扇选型需兼顾的问题 (5) 第四章三水平瓦斯涌出量预测 (6) 4.1 三水平瓦斯涌出量预测 (6) 4.2 瓦斯涌出量预测 (6) 第五章三水平各时期需风量计算 (7) 5.1 需风量计算原则和方法 (11) 5.2 三水平风井风机挂网初期需风量计算 (21) 第六章矿井通风网络解算结果分析 (21) 6.1 矿井负压分布情况 (22) 6.2 矿井等孔计算 (22)
第七章矿井通风网络验证 (22) 第八章三水平主要通风机选型 (23) 8.1 主要通风机选型参数 (23) 8.2 通风设备选型方案比较 (23) 8.3 通风机实际运行工况点 (23) 8.4 主扇选型方案比较 (24) 8.5矿井反风方式、反风系统及设施 (29) 结语存在问题 (30) 参考文献 (31)
第一章：矿井通风系统现状 一、二矿通风现状 矿井通风方式为中央边界式，通风方法为抽出式，由主井、管子井、皮带斜井、南斜井、西斜井进风，由己二风井回风。己二风井安装两台BDK618-8-NO.30轴流式主要通风机，配备电机功率均为2×560KW，主要通风机叶片工作角度为-5°，工作风量10145m3/min，负压为2950Pa，为全矿井生产服务。全矿总进风量9638m3/min、总回风量10145m3/min，总有效风量9139m3/min，有效风量率90.1%，工作风压2950Pa，等积孔3.7m2，矿井采掘工作面和各供风场所的配风量基本满足安全生产需要。 二、矿井生产布局 二矿现为二水平三个采区同时生产，己二采区、庚一采区、庚三采区及三水平开拓工程，各采区采掘工作面布置如下： 1、己二采区 采煤工作面：己 16 -22111综采面 掘进工作面：己 16.17 -22100机、风巷 硐室：己二变电所、己二中部变电所、己二绞车房、火药库、暗斜充电硐室、暗斜绞车房等。 2、庚一采区 采煤工作面：庚 20-21080综采面、庚 20 -21090综采面 掘进工作面：庚 20-21020机、风巷、庚 20 -21050机、风巷 硐室：庚一变电所、庚一中部变电所、庚一中部泵房、瓦斯抽放泵站等。 3、庚三采区 采煤工作面：庚 20-23010综采面、庚 20 -F23070备用面 掘进工作面：庚 20 -23090机、风巷、庚三皮带下山、庚三轨道下山硐室：庚三变电所、庚三中部泵房等。
门克庆煤矿矿井初步设计说明书
门克庆煤矿矿井初步设计说明书
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 第一章井田概况及矿井建设条件 第一节井田概况 一、井田位置及交通 1. 井田位置 门克庆井田位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内，鄂尔多斯呼吉尔特矿区的中部，行政区划分别隶属乌审旗图克镇、伊金霍洛旗台格苏木管辖。 其地理坐标为： 东经：109°25′35″～109°31′00″ 北纬： 38°52′21″～ 38°59′00″ 井田范围：按鄂尔多斯呼吉尔特矿区总体规划，门克庆井田境界由原门克庆井田和陕汉毛利井田合并后范围为准，由4个拐点坐标圈定(各拐点坐标见表1-1-1)。井田北与葫芦素井田毗邻，西与梅林庙井田相接，南与母杜柴登井田为邻，东与二号勘查区西部边界相接。井田东西宽约7.6km，南北长约12.3km，井田为一规则的长方形，面积约94.95km2。 2. 井田交通 井田交通方便，东部有包(头)～神(木)铁路、正建的新包(头)～西(安)铁路和210国道(包头～南宁)呈南北向通过；紧邻井田西部边界外有规划的矿区铁路、矿区公路呈南北向通过。井田距210国道约23km，有乡村公路相通。沿210国道向北约130km可至鄂尔多斯市东胜区，向南约60km 可达陕西省榆林市。 东胜区是鄂尔多斯市政治、经济、文化、通信中心和重要的交通枢纽，
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 交通网络四通八达，主要的铁路和公路均在此交汇，南北向有210国道(北京～南宁)、213省道(包头～府谷)、包神铁路(包头～神木)、拟建的包西铁路(包头～西安)通过，东西向有109国道(北京～拉萨)通过。东胜区北距包头市108km，南至包神铁路大柳塔车站78km，西距乌海市360km，东抵自治区首府呼和浩特245km。 表1-1-1 井田境界拐点坐标表 本井田铁路、公路交通便利，为煤炭外运及生产所需设备、材料物资运输创造了有利条件。 井田交通位置见图1-1-1，井田在矿区中的位置见图1-1-2。 二、地形地貌 井田位于鄂尔多斯高原之东南部，区域性地表分水岭“东胜梁”的南侧为毛乌素沙漠的东北边缘地带。井田内地形总体趋势是东北高、西南低，
矿井建设毕业设计论文
. 阳泉学院 毕业设计说明书 毕业生姓名：杨建勋 专业：09矿井建设 学号：090627021 指导教师：闫勇敢 所属系（部）：建工系 二〇一二年五月
阳泉学院 毕业设计评阅书 题目：那户沟联营煤矿主要运输大巷施工组织设计 建工系09矿井建设专业姓名杨建勋 设计时间：2012 年3月5日~2012 年 5月10日 评阅意见： 成绩： 指导教师：（签字） 职务： 20 12年月日
阳泉学院 毕业设计答辩记录卡 建工系09 矿井建设专业姓名杨建勋 答辩内容 记录员：（签名） 成绩评定 专业答辩组组长：（签名） 2012年月日
前言 本设计是在毕业实习的基础上，结合收集的有关资料，把原那户沟联营煤矿和乌素沟煤矿整合进行改扩建。对其中的主要运输大巷进行设计，命名《那户沟联营煤矿主要运输大巷施工组织设计》。设计依据为: 1）阳泉学院下发的《关于2012届毕业设计（论文）说明书编制规范》和矿建教研室编制的《矿井建设专业毕业设计大纲》。 2）《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查外围那户沟联营煤矿煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审意见书。 3）内蒙古自治区煤田地质局117勘探队2006年6月编制的《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区东侧那户沟联营煤矿煤炭资源/储量核实报告》。 4）鄂尔多斯市煤矿设计院2003年12月编制的《准格尔旗川掌镇那户沟联营煤矿改扩建方案设计》。 5）矿方提供的有关现状资料。 6）国家有关煤炭工业的规程规范和技术政策等。 本设计充分利用了现有的工业场地，利用现有的主、副平硐及回风立井分别作为改扩建后的主、副井及回风井，主、副平硐位于井田中东部，位置合理便于开发全井田，工程量省，减少了矿井投资；地面设施充分利用了既有的工业场地，适度增加了地面设施；井下大巷沿主采煤层顶、底板布置，合理解决了立体交叉问题，大巷运输方式与井筒运输方式相协调；采区开拓大巷与采准巷道功能的“合二为一”，在开拓巷道两侧直接布置回采工作面，减少了生产环节及工作量；重点完善了影响本矿安全生产的煤尘爆炸、自燃发火、井下水三大自然灾害防治措施的同时，健全了其它自然灾害的防治措施，为全矿井的安全生产打下了坚实基础；充分利用地面已有设施，地面布置紧凑合理、分区明确、线路简捷、占地面积小。