矿井设计
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1 采区概况 .................................... 错误！未定义书签。
1.1 采区位置范围
1.2 采区地质条件
2 采区煤炭储量、生产能力和服务年限计算 (3)
2.1 采区工业储量计算
2.2 采区煤柱损失量
2.3 采区可采储量
2.4 采区服务年限
2.5 采区回采率
3 采区巷道布置及基本参数 (5)
3.1 采区基本情况
3.2 采区巷道布置说明
3.3 采区内工作系统介绍
3.4 巷道断面选取
4回采工艺设计 (8)
4.1 采煤方法的选择
4.2 采煤设备的选择
4.3 综合机械化回采工艺
4.4 回采工作面循环作业图表
4.5 劳动组织形式
4.6 综采工作面设备布置和剖面图
5 掘进工艺 (15)
5.1掘进通风方法
5.2 掘进通风设备的选择
5.2.1风筒选择
5.2.2局扇选择
6．通风系统设计................................ 错误！未定义书签。
6.1 通风系统的选择
6.2 风量计算
6.3.1 采煤工作面所需风量
6.3.2 掘进工作面所需风量
6.3.3 硐室所需风量
6.3.4 其他风量
7 风量分配和阻力计算 (18)
参考文献 (22)
1 采区概况
1.1基本概况
本采区的基本情况如下表1-1所示，要求根据以下的条件对该采区进行设计。
表1-1 采区概况
设计题目晓明矿南二采区通风系统设计
煤层号3#
煤层厚度m 2.8
自然发火期1-3个月
相对瓦斯涌出量m3/t 11.2m3/t
采区年产量（万吨）120
1.2采区境界
采区走向长2268.62m，倾向长1270m，面积约2881147.4m2。采区赋存状况示意图如图1-1所示。
图1-1 采区赋存状况
2 采区储量及服务年限
2.1 储量计算的原则
为保证储量计算具有足够的可靠性，在进行储量探测技术以及后期计算分析时，
应按以下原则进行：
（1）按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。
（2）储量计算的最大垂深与勘探深度一致。对于大、中型矿井，一般不超过1000m。（3）精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的采区边界范围相一致。
（4）凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。
（5）由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。
（6）煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。
（7）煤层中所夹的大于0.05m厚的高灰煤(夹矸)不参与储量的计算。
（8）参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。
2.2工业储量计算
（1）煤层倾角
θ=arctan(25/206.7)=7°（相邻两底板等高线间的水平距离平均为208.3m）（2）采区走向长度
2268.62m
（3）采区倾斜长度
1270m
（4）采区面积
S=2268.62×1270=2881147.4m2
该采区为单层煤构造，厚度为2.8m，属中厚煤层；井田内煤层赋存稳定，地质构造简单，煤层平均倾角为7°，属缓倾斜煤层；煤层相对瓦斯涌出量为11.2m3/t，属高瓦斯矿井；采区走向长度为2268.62m，倾斜长度为1270m。
故根据储量计算公式：
Z G=S·M·γ (2-1)
式中：Z G—矿井的工业储量，万吨；
S—井田面积，m2；
M—可采煤层总厚度，m；
γ—煤的容重，1.3t/m3。
故，Z G=2881147.4×2.8×1.3=1048.74万吨
2.3 采区永久保护煤柱损失量
根据《规程》规定，为了隔离采取，防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出的影响，上边界留30m ；下边界留30m ；左、右边界隔离煤柱均为10m 。 煤柱损失可按公式：
P=采区左右边界煤柱+采区上下边界煤柱 （2-2）
则：该采区的煤柱损失P=（10+10+30+30+30）×1270×2.8×1.3+[(30×6)×
（2268.62-10-10-30-30-30）]×2.8×1.3 =192.28万吨
2.4 采区可采储量
采区可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：
Z K =Z G -P （2-3） 式中：Z K —采区可采储量，万吨
P —永久保护煤柱损失量，万吨
则，采区设计可采储量：Z K =1048.74-192.28=856.46万吨
2.5 采区服务年限
采区服务年限可根据下式进行计算：
T=Z K /（A×K ） （2-4） 式中：Z K —采区可采储量，万吨 T —采区设计服务年限，a A —采区设计生产能力，万吨/a K —储量备用系数（1.3~1.5）
故，可得该采区的服务年限为（K 取1.4）为： T=856.46/（120×1.4）=5a 2.6 采区回采率
%100?=
G
k
Z Z C (3-4) 式中，Z k ——采区可采储量，万吨 Z G ——采区工业储量，万吨 C =(856.46/1048.74)×100％≈82％
表2-1采区回采率
薄煤层（<1.3m ）
中厚煤层（1.3-3.5m ）
厚煤层(>3.5m)
85%
80%
75%
由于小康矿北三采区煤层厚度为2.8m 属厚煤层，本设计采区回采率达到82%，
大于中厚煤层的平均回采率80%，符合国家规定要求。
3 采区巷道布置及基本参数
3.1 采区基本情况
该采区为缓倾斜煤层，大致的走向长度为2268.62m，倾斜长度为1270m。煤层倾角平均为7°度，单一煤层，且煤层结构简单。煤尘无爆炸性危险，煤层的自燃发火期为1~3个月。
该煤层的开采的布置方式为采区双翼走向长壁综合机械化开采。
3.2 采区内工作系统介绍
采区内的工作系统主要包括：
（1）运煤系统：
回采工作面：工作面→区段运输平巷→采区皮带上山→煤仓→采区运输大巷
掘进工作面：掘进面→采区皮带上山→采区运输大巷
（2）通风系统：
回采工作面：采区运输大巷→采区轨道上山→区段回风平巷→联络巷→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→上部车场→采区回风石门
掘进工作面：采区轨道大巷→采区轨道上山→中部车场→经平巷内的局部通风机通过风筒压入到掘进工作面→区段联络巷→区段运输平巷→采区回风上山→采区回风石门
（3）运料系统
采区轨道大巷→下部车场→采区轨道上山→区段回风平巷→回采工作面
（4）排矸系统：
回采工作面→区段回风平巷→采区轨道上山→下部车场→采区轨道大巷
（5）排水系统：
回采工作面→区段运输平巷→区段联络巷→第二区段回风平巷→采区轨道上山→采区轨道大巷
3.3 巷道断面选取
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。采区运输大巷、采区轨道大巷、采区专用回风石门、采区运输上山、采区轨道上山采用拱形断面，锚喷支护；
工作面进风顺槽和回风顺槽采用梯形断面，工字梁支护。
其中，采区运输大巷、采区运输上山、区段运输平巷采用带式输送机运输煤炭；区段回风平巷利用1.5t 矿车运输材料和设备，为单轨巷道。巷道断面及其技术参数如下[3]：
（1）采区运输大巷、采区轨道大巷、采区运输上山、采区轨道上山、采区回风石门。
设计掘进断面积16.3 m 2，净断面积15.5 m 2，净周长10.3m ；设计掘进宽度B=5000mm,高度H=3800mm ，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 。巷道断面图如图3-1所示。
图3-1 岩石运输大巷巷道断面图
（2）进风顺槽、回风顺槽，联络巷及斜巷
设计掘进断面积9.36 m 2，净断面积8.93 m 2，净周长12.3m ；设计掘进底板宽度B=3900mm ，顶板宽度B=3700mm,高度H=2350mm ；金属支架采用GB70 0-65，11#A5矿用工字钢，断面设计如图3-2所示。
4004600B1
3500
H 1
1400
100
1600
120010001800
T
200
900T 1000
1200800
800
16001600
4800
1300
2400
2000(2200)
图3-2 工作面进风顺槽、回风顺槽断面图
4 回采工艺设计
4.1采煤方法的选择
本煤层平均倾角为7°，采用单翼走向长壁综合机械化开采。
采用走向长壁综合机械化开采的优点：
(1)巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低，投产快。
(2)运输系统简单，占用设备少，运输费用低。
(3)通风方面，风流方向转折变化少，同时巷道交岔点和风桥等通风构筑物相应减少。
(4)技术经济效果比较显著，国内外实践表明，在工作面单产，巷道掘进率，采出率，劳动生产串和吨煤成本等几项指标方面，都有显提高或改善。
4.2 采煤设备的选择
（1）采煤机
选型的主要依据是煤层采高、煤层截割的难易程度、地质构造发育程度。主
要应确定的参数是采高、牵引速度、电机功率，还应根据所开采煤层的特性，综
合考虑其他的参数。此外采煤机的可靠性是至关重要的，并尽可能的选用国产设
备。
根据煤层的实际情况，经查《采矿设备选型手册》，采煤机采用MG300-GW型采煤机，其技术特征见表4-1。
表4-1
序号技术特征单位技术参数
1 开采范围m 2.5—4.5
2 倾角o<15
3 牵引力N 400
4 牵引速度m／s 0--6
5 滚筒直径mm 2000
6 截深mm 650
7 滚筒转速r／min 25
8 电压V 1140
9 功率KW 300
10 降尘方式内外喷雾
11 重量t 42
（2）刮板输送机选型
刮板输送机采用SGB630/180型刮板输送机，其技术特征见表4-2。
表4-2
序号技术特征单位技术参数
1 设计长度m 200
2 出场长度m 180
3 输送量t／h 400
4 刮板链速m／s 0.92
5 链条形式单链
6 电动机型号DSB--90
7 功率KW 2×90
8 电压等级V 600／1140
9 转速r／min 1470
10 减速器传动比1∶39.862
11 刮板链规格mm 25×92C
12 破断拉力KN 850
13 刮板距离mm 920
14 中部槽规格mm 1500×630×222
15 挡板规格mm 1488×426×543
16 开关型号QSBH160／1140
17 采煤机牵引型式无链
18 机器总重t 94
（3）转载机选型
转载机采用SZD730／90型转载机，其技术特征见表4-3。
表4-3
序号技术特征单位技术参数
1 出场长度m 31
2 输送能力t／h 500
3 与伸缩带式输送
机有效重叠长度
m 9
4 距地面最大高度mm 1730
5 最大宽度mm 1720
6 溜槽中心至电机
中心距
mm 580
7 中部槽规格mm 1500×630×222
8 刮板间距mm 920
9 每米质量Kg／m 33.9
10 速比 3.55
11 全长mm 3560
12 总质量t 23.5a
（4）破碎机选型
破碎机采用PEM1000×650型破碎机，其技术特征见表4-4。
表4-4
序号技术特征单位技术参数
1 过煤能力t／h 1100
2 破碎能力t／h 600
3 进煤口宽mm 1000
4 出煤口宽mm 40--730
5 工作高度mm 650
6 减速器速比7.4
7 外廓尺寸mm 3270×2260×
1430
8 机器总重t 11.9
（5）主运顺槽胶带输送机
伸缩带式输送机采用SSJ1000/2×160型号输送机，其技术特征见表4-5。
表4-5
输送量t/h 1000 机尾搭接长度(m) 12
输送长度(m) 1200 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 传动滚筒直径(mm) 630
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) 160×2 宽度(mm) 1000 电压(V) 660
储带长度(m) 100 质量(t) 120
（6）支架选型
以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面煤层地质条件和采煤能力等具体情况，从《采矿设备选型手册》选用液压支架采用ZZP5500/18.5/42型液压支架。其主要技术参数见表4-6。
表4-6
序号技术特征单位技术参数
1 高度m 1.85—4.2
2 中心距m 1.5
3 工作助力KN 5600
4 初撑力KN 4365
5 支护强度KN／m2 890
6 对底板比压MPa 2.16
7 长×宽m 6.28×1.43
8 重量t 14.92
9 工作压力MPa 31.5
10 网巷直径mm 400
11 行程mm 2350
4.3 综合机械化回采工艺
（1）采煤机工作方式
综采面双滚筒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，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，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）采煤机进刀方式
滚筒采煤机每割一刀煤之前，必须使其滚筒进入煤体，这一过程称之为进刀。采煤机进刀方式的实质就是采煤机运行与推移输送机的配合关系。为了合理利用工作时间，提高效率，采用工作面端部割三角煤斜切进刀双向割煤方式
①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤。
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入煤壁，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。 ④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。
(a)(b)
(c)
(d)
A A
A A A
A A
A 1
22
1
1212
A-A
A-A
A-A
A-A
(a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤
1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机
图4-2 工作面端部割三角煤斜切进刀
(3) 移架
工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮板护顶,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，
移架步距为0.8m 。支架要移到位，接顶要严实有力。移架时不准停后溜。 (4) 推前溜
在煤机割煤后，滞后煤机10～12m 开始推前溜，溜子弯曲长度不得小于12m ，并依次按顺序推溜,推移步距0.8m ，推移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在溜子运行中推溜。除两端头斜切进刀段外，严禁紧随煤机推溜，严禁停溜时推溜。 (5) 清理
工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。后溜前方如堆煤较多，影响放煤视线，要用铲子将其推铲入后溜中运出。 (6) 拉后溜
拉后溜在滞后第二轮放煤点12m 进行。拉后溜时煤机从机头向机尾割煤时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运行中拉后溜；煤机从机尾向机头割煤时与之相反。溜子弯曲长度不得小于12m 。拉移步距0.8m 。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉移。 (7) 拉移转载机
工作面每推进两个循环,必须及时拉移转载机，不得滞后，以避免转载机尾伸入下隅角采空区侧过多，而造成下隅角难以维护。 (8) 工作面循环作业计算 工作面生产能力计算如下：
采区的设计生产能力为120万吨/年；
平均工作日产量为1200000÷330＝3636.36吨；
日推进量＝回采率煤的容重煤层厚度工作面长度日产量
???＝3636.36÷（210×2.8
×1.3×0.82）=5.8
滚筒截深为0.65米，进刀数＝5.8÷0.65=9刀。
工作面采用四六工作制，三采一准作业方式，每天进9刀；劳动组织形式为分段作业形式。
4.4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，其中三个开采班，一个检修班。具体回采工作面循环作业如何进行如图4-3所示：
图4-3 回采工作面循环作业图表
4.5 劳动组织形式。
劳动组织形式如表4-7所示：
表4-7 劳动组织表
序
号工种
出勤人数
一班二班三班四班合计
1 区、队长 1 1 1 1 4
2 班、组长 1 1 1 1 4
3 机组司机 3 3 3 2 11
4 运输及转载司机 3 3 3 2 11
5 泵站司机 1 1 1 1 4
6 移架工 4 4 4 0 12
7 运料工 2 2 2 2 8
8 电工 1 1 1 4 7 9 端头支护工 4 4 4 0 12 10 维修工 3 3 3 7 16 11 其它杂活 2 2 2 2 8 合计
25
25
25
22
97
5 掘进工艺 5.1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。本设计采用压入式，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。 5.2 掘进通风设备的选择 5.2.1风筒选择
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 ·s 2/m 8，一节10m,螺距150mm 。
风筒漏风计算：
（1）风筒漏风量 Q l = Q f - Q = 8.3 m 3/min （2）风筒百米漏风率 ,%100100
_L e100××
=
L Q Q
Q f f 式中，L —风筒的使用长度，m
由表6-1知本设计风筒百米漏风率L 100e <3%。
表5-1 百米漏风率
通风距离m 200 200—500 500—1000 1000—2000
>2000 L 100e （%）
<15
<10
<3
<2
<1.5
（3）风筒有效风量率 E f = f
Q Q
×100% = 97%
（4）风筒漏风备用系数ψ=
Q
Q f =1.03
5.2.2局扇选择
根据规程中的相关规定，按照炸药消耗量和20分钟内排炮烟量，由掘进面所需
风量公式
t
S
l
A
Q
d
/)
(
8.73
=
，min
/3
m知Q=334.98min
/3
m
式中， t—通风时间，min；本设计中按照20分钟排炮烟计算
A—次爆破的炸药消耗量，kg
S—掘进巷道的净断面积，m
ld——从工作面至炮烟被稀释到安全浓度的距离，可按下式计算：
ld=400A/S，m
局扇工作风量Q f=ψ·Q=1.03×334.98=345.03m3/min
本设计选用FBDNo5.0/2×15kW高效对旋局扇。FBDNo5.0/2×15kW高效对旋局扇的参数是：风量260～440m3/min；工作风压5000/480Pa；直径600mm；额定功率2×15kW；转速2930r/min。
该局扇的特点：结构紧凑，解体性好，使用灵活，维修方便，效率高，风压、风量稳定。
6．通风系统设计
6.1 通风系统选择
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。
6.2 风量计算
6.2．1采煤工作面所需风量
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，然后取其中最大值。
（1）按回采工作面同时作业人数计算需要风量：
选定作业开采班25人，检修22人，交班时人数最多为47人。
Q ai=4×N (6-1)
Q ai=4×47=188 m3/min
（2）按采煤工作面瓦斯涌出量确定需要风量
Q CH4绝=q CH4×A (6-2)
Q CH4绝=(3636.36×11.2)÷24÷60=28.3m3/min
由于采用抽采60%的瓦斯，Q CH4=28.3×0.4=11.32m3/min
Q ai=100×Q CH4×K a i(6-3)
K a i机采工作面常取1.3～1.45；本式取1.4
Q ai=100×11.32×1.4=1584.8m3/min
（3）按工作面温度选择适宜的风速计算：
Q ai=60×V ai×S ai (6-4)
采煤工作面风速，m/s，工作面平均温度20℃时，V ai=1 m/s；
使用掩护式支架时，S ai的计算：
S ai=3.75×(M-0.3) (6-5)
S ai=3.75×(2.8-0.3)=9.4m2
Q ai =60×1×9.4=564m3/min
（4）按炸药量计算：
Q ai=25×A pi(6-6)
Q ai=25×40= 1000m3/min
（5）按风速进行验算：
Q ai≥0.25×60×S ai=0.25×60×9.4=141m3/min
Q ai≤4×60×S ai=4×60×9.4=2256m3/min
综上所述取最大值为Q ai=1584.8m3/min
6.2.2掘进工作面所需风量
核算方法与回采工作面所需风量的计算方法基本相同。
（1）按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：
Q bi=4×N (6-7)
Q bi=4×N=4×48=192 m3/min
（2）按照掘进面瓦斯涌出量计算：
Q bi=100×q绝对×K不均衡(6-8)
掘进工作面q
=0.45 m3/min
绝对
K不均衡瓦斯涌出不均衡通风系数，一般可取1.5～2.0,本式中取1.8。
Q b =100×0.45×1.8=81m3/min
（3）按局部通风机实际吸风量计算需要风量：
选用功率2×15kW 的FBDNO5.0/2×15kW高效对旋局扇，吸风量400m3/min Q bi=Q扇×I i(6-9)
I i掘进工作面同时通风的局部通风机台数, 本设计中I i =1台，备一台。
Q bi=400×1 =400m3/min
（4）按炸药量计算：
Q bi=25×A pi(6-)
Q bi=25×10= 250m3/min
（5）按风速进行验算：
煤巷掘进最低风量：Q bi≥0.25×60×S bi=0.25×60×9.4=141m3/min
煤巷掘进最高风量：Q bi≤4×60×S bi=4×60×9.4=2256m3/min
综上所述，Q bi=400 m3/min。
6.2.3 硐室所需风量
井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。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℃。
采区变电所配风量：100m3/min
绞车房所配风量：100m3/min,
∑Q ci=100+100=200m3/min
6.2．4 其他风量
风门漏风按1.2 m3/min计算，5扇风门漏风6m3/min。∑Q di=6m3/min
综上所述：
Q WZ≥(∑Q ai+∑Q bi+∑Q ci+∑Q d)×K WZ=(1584.8+1584.8/2+400×2+200+6)×1.2
=3383.2m3/mi n
式中：K WZ=1.2进行计算
7.风量分配和阻力计算
如图所示通风系统流体网络图，根据流体网络中总进风量等于总回风量进行风量分配和阻力计算:
⑴摩擦风阻计算：R
fr =
3
S
UL
式中，α—摩擦阻力系数，通过查表取值;
L—巷道长度，m;
U—巷道周长，m;
S—巷道面积，m2。
⑵通风阻力计算： h
fr =R
fr
·Q2式中，h
fr
——摩擦阻力，Pa。表7-1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
α/N·s2·m-4
摩擦
风阻
R fr/N·s
2·m-8
风量
Q/m3·min-1
风速
v/m·s-1
摩擦
阻力h fr/Pa
e1 1 2 轨道大巷15.5 10.3 0.0078 0 3558.36 3.826 0.000000
e2 2 3 轨道上山935.38 15.5 10.3 0.0078 0.02018
017
3153.3 3.391 55.738194
e3 2 4 运输上山896.89 15.5 10.3 0.0078 0.01934
9775
405.06 0.436 0.881885
e4 3 4 采区中部
车场
62.6 10 13.4 0.013
0.01090
492
200 0.333 0.121166
e5 3 5 轨道上山89.72 15.5 10.3 0.0078 0.00193
5646
2153.3 2.315 2.493059
e6 4 6 运输上山24.86 15.5 10.3 0.0078 0.00053
6337
605.06 0.651 0.054542
e7 3 6 掘进工作
面
617.04 10 13.4 0.013
0.10748
8368
800 1.333 19.109043
e8 5 7 轨道上山110.83 15.5 10.3 0.0078 0.00239
108
2053.3 2.208 2.800247
e9 6 8 运输上山77.98 15.5 10.3 0.0078 0.00168
2364
1405.06 1.511 0.922587
e10 5 8 采区变电
所
24 10 13.4 0.013
0.00418
08
100 0.167 0.011613
e11 7 9 采区中部
车场
62.6 10 13.4 0.013
0.01090
492
650.7 1.085 1.282572
e12 9 10 区段回风
平巷
18.84 10 13.4 0.013
0.00328
1928
1.2 0.002 0.000001
e13 8 10 运输上山97.61 15.5 10.3 0.0078 0.00210
5868
1505.06 1.618 1.325062
矿井采用斜井开拓方式的研究毕业论文
矿井采用斜井开拓方式的研究毕业论文 绪论 一、矿井概况 交子里矿井是一座几经挖潜改造和扩建而成的大型矿井，开采历史44年，矿井采用斜井开拓方式，现主采水平为交子里水平，采煤方法为走向长壁全部垮落法，使用综采和综放工艺，矿井提升采用强力皮带提升，通风方式为分区抽出式。 交子里矿井设计能力200万吨/年，2005年省煤炭工业管理局晋规发[2005]256号文件批准核定交子里矿井生产能力为200万吨/年。 交子里矿井现采用斜井开拓方式，井下为单水平开拓，水平标高为交子里m。共有2个斜井和2个立井，其中主斜井为胶带机提升，井筒坡度为0～8°～16o、斜长950米，担负矿井煤炭提升任务；副斜井装备为2JK-250型双滚筒绞车，坡度16°，斜长382m，三个斜井共同担负矿井辅助提升任务；回风立井，担负矿井回风任务；矿井通风方式为中央分区式，通风方法为机械抽出式通风。 井下布置两条运输大巷，一条交子里水平轨道运输大巷采用电机车牵引1T矿车运输完成辅助运输，一条交子里胶带运输大巷，担负矿井的煤炭运输任务。 矿井主采盘区为交子里盘区，由于交子里盘区9#煤层大部分被小煤窑开采和破坏，故本次设计针对10#、11#煤层。 二、设计依据：
1、设计委托书。 2、交子里矿井地质报告。 二零零五年五月四日省煤炭工业局以晋煤规发[2005]256号文批准交子里矿井生产能力为200万吨。 附：晋煤规发[2005]256号文件。 4、《煤矿安全规程》。 5、《煤炭工业矿井设计规》。 6、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》。 7、《矿井防灭火规》。 8、《矿井通风安全装备标准》。 三、设计的指导思想： 1、本设计依据《汾西矿业（集团）有限责任公司交子里矿井改扩建工程》，并结合交子里矿井现状，利用交子里矿现有生产系统进行设计。 2、最大限度开发利用煤炭资源，合理布置工作面。 3、本着降低投资，加快投产进度，促进合理衔接的思想。 四、设计的主要特点及技术经济指标： 设计特点：井下煤炭运输全部采用胶带输送机连续运煤方式，运输量大，安全可靠。 五、存在的主要问题及建议： 1、问题 根据地质资料提供，交子里盘区由于受小煤窑越层越界开采，9#煤资源损失贻尽，且10#、11#煤也越层采动，小煤窑采空区的低洼
矿井通风设计-毕业论文
辽源职业技术学院 毕业综合实训报告 题目：矿井通风设计 专业班级: 设计人: 指导人: 20XX年X月XX日
目录一、矿井通风设计的内容与要求 5 （一）矿井基建时期的通风 5 （二）矿井生产时期的通风 5 （三）矿井通风设计的内容 6 （四）矿井通风设计的要求7 二、优选矿井通风系统7 （一）矿井通风系统的要求7 （二）确定矿井通风系统8 三、矿井风量计算8 （一）矿井风量计算原则8 （二）矿井需风量的计算8 1.采煤工作面需风量的计算8 2.掘进工作面需风量的计算11 3.硐室需风量计算13 4.其他用风巷道的需风量计算机14 四、矿井通风总阻力计算15 （一）矿井通风总阻力计算原则15 （二）矿井通风总阻力计算15 五、矿井通风设备的选择16
（一）主要通风机的选择17 六、概算矿井通风费用21
前言 通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定.
矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。 第一章矿井通风设计的内容与要求 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通
风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。 矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 第一节矿井基建时期的通风 矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 第二节矿井生产时期的通风 矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况： （1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。 （2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 矿井通风设计所需要的基础资料如下：
矿井开拓设计
矿井开拓设计 一．矿井基本资料 某矿井含有俩煤层，煤层厚度为m1=6m，m2=8m，煤间距10m，煤层倾角32。煤层埋深煤露头72m，煤倾斜长度1860m，走向长度8000m。设计生产能力180万t/a，采用3t底卸式矿车运输。低瓦斯矿井，水文地质条件简单，顶底板均为中等稳定粉砂岩。 二．储量计算 1.矿井地质资源量 Z=8000*1860*（6+8）*1.25=260400000t 2.矿井工业资源/储量 根据钻孔布置，在煤矿地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。 根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制1的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量计算。 Zg= Z111b + Z122b + Z2m11+ Z2m22+ Z333k Zg——矿井工业资源/储量 Z111b——探明的资源量中经济的基础储量 Z122b——控制的资源量中经济的基础储量 Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量 Z2m22——控制的资源量中边际经济的基础储量 Z333k——推断的资源量 Z111b=26040*60%*70%=10936.8万t Z122b=26040*30%*70%=5468.4万t Z2m11=26040*60%*30%=4687.2万t Z2m22=26040*30%*30%=2343.6万t 由于地质条件简单，k在0.8以上取值。 Z333k=26040*10%*k=2083.2万t Zg=Z111b+Z122b+Z2m11+Z2m22+Z333k= 10936.8 +5468.4+4687.2+2343.6+2083.2=25546.2万t。 3.矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量计算，其中P1按矿井工业资源/储量的3%估算， Zs=（Zg-P1） Zs——矿井设计资源/储量 P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱。地面建筑物煤柱等永久煤柱损失量之和。 Zs=25546.2-25546.2*3%=24779.814万t 4.矿井设计可采储量 矿井设计可采储量按下式计算，其中P2按矿井设计资源/储量的2%估算。 Zk=（Zs-P2）C Zk——矿井设计可采储量； P2——工业场地和主要井巷损失量之和；
鹤岗矿业集团峻德煤矿240万吨年新矿井设计
摘要 本设计矿井为鹤岗矿业集团峻德煤矿240万吨/年新矿井设计，共 有2层可采煤层17#、21#。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可 采储量20700Mt，服务年限为61a。设计采用以双立井为主的联合开拓 方式，划分两个水平，六个采区。达产时采区为一采区和二采区，各 布置一个工作面，联合布置，17#、21#层单独开采。采煤方法为走向 长壁下行垮落采煤法，采煤工艺为综合机械化放顶煤工艺，顶板处理 方法为全部垮落法。 矿井通风方式为分区式，通风方法为抽出式，采区通风系统为轨道上山和运输上山进风，回风上山回风，采煤工作面采用“U”型上行式通风，掘进工作面采用压入式通风，矿井容易时期设计需风量为139 m3/s，困难时期设计需风量为146m3/s。进而选出矿井主要通风机型号为BD NO-22，电动机型号为YB355M2-8，且对矿井所需通风构筑物进行布置。 关键词：通风设计矿井通风系统通风阻力
Abstract The design of mine for Hegang Junde Coal Mining Group 2,400,000 tons / year of new mine design, a total of 2 coal seam layer 17 #, 21 #. Industrial grade coal is 1 / 3 coking coal, the design of mine recoverable reserves of 20700Mt, length of service for the 61a double shaft design combined to open up the way, divided into two levels, six mining area. Mining area at the middle of a mining area and the second mining area, the layout of a face, a joint arrangement, 17 #, 21 # layers separate mining. Mining methods to falling down a long wall coal mining law, mining technology for integrated mechanized top coal caving technology approach for the entire roof falling Act. Mine ventilation for partition type, the method of taking the type of ventilation, ventilation systems for the mining area and transport up the mountain track up the mountain into the wind, to wind up the mountain back to the wind, coal face using "U"-type upstream ventilation, the use of heading face pressure-in ventilation, mine design to be easy to time the wind was 139 m3 / s, designed to be a difficult time for the air flow 146m3 / s. Elected to the main mine fan model BD NO-22, the motor model YB35M2-8, and the structure of the mine ventilation required to set up their equipment. Key words ：ventilation design mine ventilation system ventilation resistance
煤矿井田开拓方式.doc
第四节井田开拓方式 一、井田开拓基本知识 （一）矿井储量、生产能力和服务年限 一个煤田的范围很大，面积由数十至数千平方公里，甚至上万平方公里，煤的蕴藏量由几亿到几百亿吨。通常由几个或几十个矿开采。划给一个矿井来开采的那部分煤田，叫做井田（或矿田）。井田的边界多是以自然条件（大断层等）来划分。井田范围的大小，决定了矿井的储量和开采条件，是建设矿井的基本根据。 矿井储量可分为远景储量和工业储量两类，是确定矿井生产能力的重要因素。矿井的工业储量减去设计和开采损失，就是矿井的可采储量。可采储量占工业储量的百分比叫做采出率（也称“回采率”），矿井采出率应大于75％以上。采出率太低，不但浪费了资源，而且减少矿井的服务年限。 矿井可采储量与工业储量、生产能力和服务年限的关系，可用下式表示： Zk=(Zc-P)C Zk=A·T·K 式中Zk——可采储量，万t； Zc——工业储量，万t；
C ——采区设计回采率，薄煤层（煤厚≤1.3m）为 0.85，中厚煤层（煤厚1.3～3.5m）为0.80， 厚煤层（煤厚＞3.5m）为0.75； A ——矿井设计生产能力，万t/a； T ——矿井设计服务年限，a； K ——储量备用系数，一般取1.2～1.4。 矿井生产能力，一般指矿井的设计生产能力。按设计的生产能力大小矿井分为大、中、小三种井型： 大型：1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0、5.0、6.0Mt/a 及以上； 中型：0.45、0.6、0.9Mt/a； 小型：0.3 Mt/a及以下。 矿井服务年限应与矿井生产能力相适应，使它们之间保持一个技术、经济上都比较合理的关系。《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版），对45万t/a及以上矿井，按不同井型，对矿井的设计服务年限作了相应的规定，中型矿井设计服务年限不小于40年，1.2～2.4 Mt/a矿井设计服务年限不小于50年，3.0～5.0 Mt/a矿井设计服务年限不小于60年，6.0 Mt/a及以上矿井设计服务年限不小于70年。 （二）井田内的再划分 煤田划分为井田后，每一个井田的面积仍然比较大，再这样大范围内进行采煤，还必须将井田再划分为若干较小的
煤矿初步设计安全专篇
前言 绿水洞井田位于四川省广安市的广安区、华蓥市、邻水县，绿水洞煤矿矿部设在华蓥市天池镇。井田位于华蓥山背脊脊部地带，南北长9.7～6.6km，东西宽3.2～2.2km，面积23.5km2。本矿井属高瓦斯矿井，煤层不易自燃，煤尘有爆炸危险性，井田范围内还有剩余地质资源量57.086Mt，可采储量39.96Mt。 绿水洞矿井划分为+790m、+6 60m、+528m、+350m等水平，开采标高为+999～±0m，自1981年底建成投产以来，初期投产的+790m生产水平现已开采结束，+660m水平仅剩643、615两个采区。+528m水平打锣湾背斜区域的工作面亦只能采5年左右，目前已延深部分工作面到+528m水平以下开采，+528m西翼南已经采完，西翼北急倾斜采区受开采技术限制暂未布置采区，+528m东翼南北适合综采，已布置两个采区。矿井核定生产能力为1.2Mt/a，现有两个综采工作面，一个炮采工作面，两个综采工作面均采大倾角煤层，炮采工作面为残采，根据矿井生产安排，预计5～6年后，+528m水平适合进行综采的区域将全部采完，+528m水平只能作为辅助生产水平，矿井急需进行+350m水平延深工作。受业主委托，我院编制了矿井+350m水平延深工程的初步设计和安全专篇。 一、编制设计的依据
1、国家煤矿安全监察局文件煤安监监—字[2002]65号文“关于印发《煤矿（井工、露天）初步设计安全专篇编制内容》的通知”； 2、《中华人民共和国煤炭法》； 3、《中华人民共和国安全生产法》； 4、《中华人民共和国矿山安全法》； 5、《中华人民共和国矿山安全法实施条例》； 6、《中华人民共和国矿产资源法》； 7、《煤矿安全监察条例》； 8、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2003年7月4日第6号令《煤矿建设项目安全设施监察规定》； 9、《煤矿安全规程》（国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局令第10号）； 10、国家煤矿安全监察局文件煤安监政法字[2001]第14号文《煤矿建设工程安全设施设计审查与竣工验收暂行办法》； 11、国家煤矿安全监察局、中国煤炭工业协会制定的《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》； 12、财政部、国家发展改革委、国家煤矿安全监察局关于印发《煤矿生产安全费用提取和使用管理办法》和《关于规范煤矿维简费管理问题的若干规定》的通知； 13、《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005；
第五节矿井开拓设计方案比较示例
第二十五章矿井开采设计 第一节矿井开采设计的依据 建设一个矿井需要国家很多投资，消耗大量的人力、物力，关系到国民经济的发展，必须具备下列依据。 一、设计任务书 设计任务书（计划任务书），是生产管理部门向设计部门委托设计任务的一项指令性文件。 设计任务书—规定了拟建项目的任务和设计内容、技术方向、设计阶段、设计原则、计划按排以及配套工程的发展计划与要求 设计任务书主要内容 (1)矿井建设目的 在国民经济中的作用。 (2)矿井建设规模。 矿井主要产品的产量品种，全部和分期建设规模。 (3)矿井建设根据 地质资源，原材料、设备、动力的供应，劳动力和生活资料来源，产品的用途和用户。 (4)矿井机械化程度。 (5)矿井主要生产协作条件。
所需资料和材料的数量、运输量和供应关系协议(或建议) 资源的综合利用和“三废”治理要求 特殊材料和设备供应建议 交通运输、供电和供水方式 铁路接轨和供电接线的协议以及城镇建设等设施 (6)矿井主要设计原则。 井筒位置 矿井开拓方式 通风方式 产品的加工 运输，工业与生活建筑地点和占用土地估算 建设原则和建筑标准，职工单眷比 防空、防洪和防震以及环境保护等要求 矿井投产标准(分期投产或是一次设计一次投产)及建设工期(7)矿井设计效果。 劳动定员、建设吨煤投资和总投资估算 二、精查地质报告 井田精查地质报告是矿井初步设计的基础。 清楚井田境界内地质构造 清楚储量 明确煤质牌号及其用途 准确的水文地质资料
对地质条件特别复杂的小型煤矿及地方小煤矿，可用详查最终地质报告作为资源的依据。 全矿井特别是第一水平必须有相当数量的高级储量(平衡表内的A+B级储量) 三、国家总的建设方针、政策及有关规程和规范 遵循国家正式颁发的与建设项目有关的方针政策、规程、规范和技术方向等；或国家对建设项目明确规定的有关文件。 四、经批准的上一阶段设计确定的原则 第二节矿井开采设计的程序和内容 一、矿井设计程序 矿井设计的程序应为： 根据批准后的矿区建设可行性研究报告进行矿区总体设计； 矿区总体设计批准后进行矿井可行性研究； 矿井可行性研究报告批准后进行矿井初步设计； 矿井初步设计审批后进行矿井施工图设计。 矿井初步设计的基本内容 （1）矿井的位置、交通、地形、地貌、河流湖泊、沼泽分布及范围、气象及地震、水文、工农业、建筑材料概况，现有的供水、供电状况。 地层、水文地质、主要地质构造、煤层赋存特征、用途、煤质； 说明地质勘探程度及问题，开采影响的因素。 （2）说明井田境界及划分依据，地质储量、可采储量、开采损失及计算方法，年工作制度、生产能力及依据。 (3)说明提出的几个主要开拓方案，并进行技术经济比较，阐明推荐开拓方案的主要内容及理由； 确定井筒数目和位置，井筒断面，设计井底车场及硐室，验算
第二章--矿井资源储量、设计生产能力
第二章矿井资源/ 储量、设计生产能力 及服务年限 第一节井田境界及资源/ 储量 一、井田境界 五轮山煤矿位于加戛背斜NE 翼南段，水公河向斜西翼。井田南北长9km，东西宽2?6km ,。根据中华人民共和国2006年12月31号颁发的 采矿许可证（副本，证号：1000000610155 ）五轮山矿井矿权面积为44.0238km 2，占全井田的38% ，其拐点坐标为见表2—1 —1 。 根据《贵州省水城矿区纳雍片区总体》、《毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合、调整布局方案》，本矿井西北有两家小型生产煤矿，能力分别为15 万t/a 和30 万t/a ，与五轮山煤矿之间有大断层NF20 断层相隔，西南与德科煤矿毗邻，井田浅部及深部均无其他生产矿井。根据采矿许可证，五轮山煤矿与邻近矿山无矿界重叠现象。 五轮山煤矿与邻近矿井关系位置详见图2－1－1。 二、矿井资源/ 储量 （一）矿井总资源/ 储量 根据《贵州省纳雍县五轮山井田煤矿勘探地质报告评审意见书》（中矿联储评字[2003]30 号）及中华人民共和国国土资源部文件《关于“贵州省纳雍县五轮山井田煤矿勘探地质报告”矿产资源储量评审备案证明》，截止2003 年8 月31 日（矿井自2003 年底动工至今一直未开采），矿井资源总量为81885 万 t ，其中硫分小于3%的探明的内蕴经济资源量（331 ）为3535 万t ，控制的内蕴经济资源量（332 ）为12709 万t ，推断的内蕴经济资源量（333 ）为26796万t;另有预测的（334 ）?资源量（硫分小于3% ）12009万t,
硫分 表2 — 1 — 1 五轮山矿井（坐拱区）拐点坐标表 大于3% 的(331 ) + (332 ) + (333 ) + (334 )?资源量为26836 万t 经过统计分析，矿井资源/储量具有以下特点： 1、井田资源量以中、高硫分储量为主，其中硫分V 1.05%的储量仅占总资源量的20% , 2%?3%的占总量的47.3% , >3%的占总量的32.7%。可采储量中，硫分 <1.05%的储量仅占总量的36.5% , 2%?3%的占总量的63.5%。 2、煤层厚度为中厚偏薄和薄煤层，其中2m以上煤层的资源量占总资 源量的17.2%。1.5?1.8m 煤层的资源量占总资源量的33.0%。1.5m 以下 煤层的资源量占总资源量的17.1% 。 井田分硫分、厚度及分级别储量统计详见表2 — 1 —2o 3、井田煤层倾角以平缓区域为主，其中煤层倾角<10。左右的资源量占总量的88% o （二）矿井资源/储量评价和分类 根据表2 — 1 —2，矿井地质总资源量为66561万t，其中（331 ）资源
煤矿矿井初步设计编制大纲
前言 一、编制设计的依据 二、设计的指导思想 三、设计简况 四、主要技术经济指标 五、存在的问题及建议
第一章井田概况及地质特征 第一节井田概况 一、交通位置 二、地形地貌 三、河流 四、气象及地震 五、矿区经济概况 六、矿区煤炭生产建设概况 七、交通运输 八、电源、水源 第二节地质特征 一、地层 二、构造 三、煤层及煤质 四、水文地质条件 五、工程地质条件 六、环境地质条件 七、其它开采技术条件 八、勘探程度及可靠性
第二章井田开拓 第一节井田境界及储量 一、井田境界 二、矿井储量 第二节矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井工作制度 二、矿井设计生产能力 三、矿井服务年限 第三节井田开拓 一、井田地质构造、老窑及水文地质条件对矿井开采的影响 二、矿井开拓 三、水平划分 四、大巷布置 五、采区划分及开采顺序 第四节井筒 一、主斜井 二、副斜井 三、回风平硐 第五节井底车场及硐室 一、井底车场形式 二、井底车场硐室
三、井底车场主要巷道和硐室支护
第三章大巷运输 第一节运输方式选择 一、运输方式 二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号 第二节矿车 一、矿车选型 二、矿车数量计算 第三节运输设备选型 一、设计依据 二、设计选型
第四章采区布置及装备 第一节采煤方法 一、采煤方法的选择 二、工作面设备选型 三、工作面支架与顶板管理方式 四、工作面回采方式 五、采煤工作面的循环数、年进度及工作面长度 六、采区及工作面回采率 七、生产时主要材料消耗指标 第二节采区布置 一、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算 二、采区尺寸、开采顺序及回采方式 三、采区巷道布置 四、采区车场、装车点及硐室 五、采区煤、矸运输、辅助运输及设备选择，采区通风和排水 第三节巷道掘进 一、巷道断面及支护形式 二、巷道掘进进度指标 三、掘进工作面个数及掘进设备配备 四、采掘比例关系和掘进率、矸石率预计 五、井巷工程量和移交生产时的三个煤量
矿井开拓延伸设计方案
神华集团乌达矿业公司五虎山煤矿 9#、10#、12#煤层开拓延伸设计 前言 乌达矿业公司五虎山煤矿是国家六十年代投资建设的年设计能力150万吨的大型矿井。该矿井1970简易投产，1983年达产，1990年产量曾突破200万吨。三十年来，五虎山矿共生产煤炭2316.1万吨。 2000年五虎山矿进行技术改造，技改后的矿井主采4#、7#煤层，主产品是低硫精煤、电煤。截止2003年6月，技改后圈定的4#、7#煤层可采储量约为365.4万吨，按年产150万吨计，只能维持二年多，矿井接续紧张。 五虎山矿井开拓延伸涉及的煤层是9#、10#、12#。根据乌达矿区煤层分布及开采状况看,苏海图矿主采12#、13#、15#煤层，已没有9#、10#煤层，黄白茨矿现主采9#煤层，但储量有限，只能开采2年，五虎山矿井9#、10#煤层可采储量约1837.3万吨。9#、10#煤层虽然属高硫煤，但灰分低，发热量高，经市场调研，高硫煤市场前景是明朗的，具有开采价值。本次矿井开拓延伸方案主要设计开采9#、10#、12#煤层，其中先期开采9#、10#煤层，后期开采12#煤层，矿井设计能力可提升至240万吨/年。
第一章矿井概况 第一节地理位臵、交通 五虎山煤矿位于内蒙古自治区乌海市境内，为贺兰山北部煤田乌达矿区的一部分。包兰铁路、110国道从乌达矿区东侧通过。矿区铁路专用线在包兰铁路的乌海西站接轨。区内有乌达通至巴音浩特和吉兰泰等地区的主要公路。 第二节地质概况 五虎山矿井范围拐点坐标： 1：X=4376543 Y=36384241； 2：X=4376553 Y=36380481； 3：X=4376296 Y=36380464； 4：X=4374958 Y=36381152； 5：X=4374110 Y=36381610； 6：X=4372800 Y=36382371； 7：X=4372800 Y=36383131； 8：X=4371973 Y=36383446； 9：X=4372303 Y=36383601； 10：X=4372303 Y=36383921；
2019煤矿矿井供电设计
新临江煤矿(水井湾矿井) 供电设计 (一）矿井电源 设计矿井采用两回电源线路供电，一回、二回电源来自大竹木头变电站不同电源母线端，电压10kV ，供电距离2km ，采用一趟LGJ-3×70型架空线路输送至地面变电所。 （二）电源线路安全载流量及电压降校核 1、按经济电流密度选择电源线路截面 全矿计算电流： ） （A 17.699 .01032 .1078=??= I 14.6015 .117.69===J I A n e 2mm 来自大竹县木头变电站的不同母线段导线型号均采用LGJ-3×70。 2 mm ＜702 mm ,满足供电要求，并留有余地。 式中：矿井最大有功负荷。 2、按长时允许负荷电流校验电缆截面 线路LGJ-3×70允许载流量：环境温度为25℃时为275A （查表），考虑环境温度40℃时温度校正系数，则Ix=275×=（A ） Ix=＞I= 3、电源线路压降校核 供电线路LGJ-3×70/10kV 单位负荷矩时电压损失百分数：当cos ∮=时为%/(查表) 则电源线路电压降为：△U 1%=×2×%=%＜5% 式中：电源线路长取2km 。 来自大竹县木头变电站不同母线段两回电源线路电压降均符合要求。 （三）电力负荷 1、矿井采用机械化采煤，投产时期即为最大负荷时期。机电设备布置及使用情况统计详见表10-1。 设备总台数 47台 设备工作台数 36台 设备总容量 设备工作容量 有功负荷 无功负荷 视在功率 功率因数 按补偿后功率因数达到约，则所需补偿电容容量为 ??? ? ??---=1cos 11cos 1202??P Q ??? ? ??-?--?=195.095.01 182.082.012.1078Q = 考虑到电容易的配置及矿井负荷的变化情况，变电所电容易室安装BFMR11-420-3W 型高压电容自动补偿装置2套，补偿无功功率420kvar 。补偿后： 无功功率： 视在功率：
矿井开拓与生产系统-矿井开拓方式(正式版)
文件编号：TP-AR-L7476 In Terms Of Organization Management, It Is Necessary To Form A Certain Guiding And Planning Executable Plan, So As To Help Decision-Makers To Carry Out Better Production And Management From Multiple Perspectives. （示范文本） 编订：_______________ 审核：_______________ 单位：_______________ 矿井开拓与生产系统-矿 井开拓方式(正式版)
编订人：某某某 审批人：某某某 矿井开拓与生产系统-矿井开拓方式 (正式版) 使用注意：该安全管理资料可用在组织/机构/单位管理上，形成一定的具有指导性，规划性的可执行计划，从而实现多角度地帮助决策人员进行更好的生产与管理。材料内容可根据实际情况作相应修改，请在使用时认真阅读。 煤炭资源埋藏在山里或地下，必须从地面开掘一 系列的井筒和巷道通达煤层，才能进行资源的开采。 这些井筒和巷道构成矿井开拓系统。这些井筒和主要 巷道在井田内的总体布置方式，称为矿井开拓方式。 通常按井筒形式将矿井开拓划分为立井开拓、斜井开 拓、平硐开拓和综合开拓4种方式，如图3-1所示。 图3-1 矿井开拓系统 1—平硐； 2—立井； 3—斜井； 4—斜巷
1.立井开拓 立井开拓是指利用垂直巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道通达煤层的开拓方式。当煤层埋藏较深，表土层厚，瓦斯、水文情况复杂等情况下广泛应用的一种开拓方式。 2.斜井开拓 斜井开拓是指利用倾斜巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道通达煤层的一种开拓方式。根据井筒位置和开拓巷道布置方式的不同，可分为片盘斜井和斜井分区式开拓。当煤炭储量较少时可采用片盘斜井开拓；斜井分区式开拓又分单水平分区式开拓和多水平分区式开拓。 3.平硐开拓 平硐开拓是指利用水平巷道从地面进入地下并通过一系列巷道通达煤层的开拓方式。采用平硐开拓
煤矿矿井初步设计和采区设计
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、规范。 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、规程和规范等。 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、采区设计的主要内容 初步、采区设计的主要内容分为说明书、图纸、设备清册及概算书。 按照云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局下发的《云南省小型煤矿（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内容》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，说明书主要内容为前言、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。
煤矿井田开拓方式设计
矿井设计 一、井田概况 某井田含有两层煤，煤层厚度分别为1M 6m,2M 8m,走向长度8km ，倾斜长 度1860m ，煤层间距10m ，煤层倾角34°，煤层露头深度为72m ，设计生产能力 为180万t/a 。瓦斯等级属于低瓦斯矿井。地表较为平坦，水文地质简单，煤层 顶底板均为中等稳定砂岩。初步设计矿井开拓方式，并初步分析大巷布置方式， 同时设计井底车场。 二、井田开拓 一、储量计算 1、矿井地质资源量计算 t 2604025.1)86(18608000万=?+??=Z Z 2、矿井资源/储量计算 以勘探地质报告为基础，矿井可行性研究和初步设计阶段的矿井工业资源/ 储量计算按下式计算： k Z Z Z Z Z Z M M b b g 333222112122111++++= g Z ——矿井工业资源/储量； b Z 111——探明的资源量中经济的基础储量； b Z 122——控制的资源量中经济的基础储量； 112M Z ——探明的资源量中边际经济的基础储量； 222M Z ——控制的资源量中边际经济的基础储量； 333Z ——推断的资源量； k ——可信度系数，取0.7～0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定的取0.9；地质 构造复杂、煤层赋存不稳定的取0.7。 根据钻孔布置，在矿井地质资源储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%
是推断的。 根据煤层厚度和地质，在探明和控制的资源量中，70%的是经济基础储量， 30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业/资源储量： t Z b 万8.10936%70%6026040111=??= t Z b 万4.5468%70%3026040122=??= t Z M 万2.4687%30%6026040112=??= t Z M 万6.2343%30%3026040222=??= 因为地质条件简单，k 取0.9，则t k Z 万6.23439.0%1026040333=??= 则g Z =10936.8+5468.4+4687.2+2343.6+2343.6=25778.8万t 3、矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量可按下式计算)(1P Z Z g S -= 式中S Z ——矿井设计资源/储量； 1P ——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物煤柱、露头煤柱、 水平面煤柱等永久煤柱损失量之和。1P 按矿井设计资源/储量的3%估算。 则t 25005.497%25778.8万=?=S Z 4、矿井设计可采储量 矿井设计可采储量t Z k 万3.20004%804.25005=?=
矿井开拓基础知识
矿井开拓 一、煤田、井田 1. 煤田划分为井田 在同一地质时期生成的大面积含煤地带称为煤田。煤田的范围很大，面积由数十至数千平方公里，煤的储量由几亿到几百亿吨。一个大的煤田通常由几个或十几矿开采，划归一个矿井进行开采的煤田通常称为井田（或矿田）。井田的边界多以大断层等自然条件进行划分。 2. 矿井储量与可采储量 井田范围的大小，决定了矿井的煤炭储量和开采条件，是建设矿井的基本根据。井田范围内煤炭的埋藏量称为矿井储量，矿井储量中工业储量只有一部分能够采出，这部分储量叫做可采储量。 3. 矿井井型与服务年限 矿井生产能力指矿井一年内能生产煤炭的产量，又称为矿井年产量或井型。矿井范围内可采储量按矿井设计生产能力计算其可生产年限，称为矿井设计服务年限。我国目前按设计生产能力把煤矿分为大、中、小三种类型，每种类型又分为若干个等级，目前我国井型系列如表2-2-1所示。 表2-2-1 矿井井型和服务年限 二、井田再划分 煤田划分为井田后，每一个井田的面积仍然比较大， 为便于开采，还必须将井田再划分为若干较小的区、段，以便有计划的按一定顺序进行开采。 1. 井田划分为阶段 开采缓倾斜、倾斜和急倾斜煤层时，通常沿煤层倾斜方向，按一定标高，将井田划分为若干长条部分，每一个长条部分称为阶段，如图2-2-1所示。阶段大小一般用阶段斜长或阶段垂高来表示，它的走向长度等于井田走向全长。 第三阶段 第二阶段第一阶段-800-500-300-150第四阶段 图2-2-1 井田划分为阶段 H-阶段垂高；h-阶段斜长
阶段与阶段之间以水平面分界，分界面又称为水平面。布置有主要运输大巷和井底车场，担负该水平开采范围内主要运输和提升任务的水平称为开采水平。水平常用该处标高、开采顺序和用途来表示，如图2-1中的－150、－300、－500、－800水平，又称为第一水平，第二水平以及运输水平、回风水平等。 阶段的开采顺序一般是自上而下依次进行的，在开采第二阶段时，第一阶段的运输水平可变为第二阶段的回风水平。 一个井田如果只有一个开采水平，称为单水平开拓，它适用煤层倾角在16°以下，井田倾斜长度较小的矿井；当用两个以上开采水平来开采井田时，称为多水平开拓。从技术经济的角度考虑，一个矿井最好用一个开采水平来保证矿井的年产量，这样生产组织、技术管理简单，技术经济指标较好。 2. 阶段内的布置 阶段内的布置有连续式、分区式和分带式三种。 ⑴连续式 当阶段内的走向长度和倾斜长度都较小时，可在井田的每一翼沿阶段倾斜全长布置一个回采工作面，并且回采工作面可以由井田中央向井田边界推进（连续前进式开采），或者从井田边界向井田中央推进（连续后退式开采），这种布置称为连续式布置如图2-2-2所示。 a b 图2-2-2 阶段内的连续式布置方式 a-连续前进式开采；b-连续后退式开采 ⑵分区式 当阶段的走向长度和倾斜长度都较大时，在阶段范围内，沿走向把阶段划分为若干部分，每部分长度约为600～1200m，沿倾斜的长度等于阶段斜长，在其中有独立的通风和运输系统，这样的每个部分称为采区，这种布置称为分区式布置，如图2-2-3所示。
矿井开拓与生产系统-矿井开拓方式
编订：__________________ 审核：__________________ 单位：__________________ 矿井开拓与生产系统-矿 井开拓方式 Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-9349-38 矿井开拓与生产系统-矿井开拓方式 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 煤炭资源埋藏在山里或地下，必须从地面开掘一系列的井筒和巷道通达煤层，才能进行资源的开采。这些井筒和巷道构成矿井开拓系统。这些井筒和主要巷道在井田内的总体布置方式，称为矿井开拓方式。通常按井筒形式将矿井开拓划分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和综合开拓4种方式，如图3-1所示。 图3-1 矿井开拓系统 1—平硐； 2—立井； 3—斜井； 4—斜巷 1.立井开拓 立井开拓是指利用垂直巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道通达煤层的开拓方式。当煤层埋藏较深，表土层厚，瓦斯、水文情况复杂等情况下广泛应
用的一种开拓方式。 2.斜井开拓 斜井开拓是指利用倾斜巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道通达煤层的一种开拓方式。根据井筒位置和开拓巷道布置方式的不同，可分为片盘斜井和斜井分区式开拓。当煤炭储量较少时可采用片盘斜井开拓；斜井分区式开拓又分单水平分区式开拓和多水平分区式开拓。 3.平硐开拓 平硐开拓是指利用水平巷道从地面进入地下并通过一系列巷道通达煤层的开拓方式。采用平硐开拓时，一般以一条主平硐担负运煤、出矸、进风、排水、设置管路和行人等任务，在井田上部回风水平开掘回风平硐或回风井。当煤层赋存位置在较高的山岭、丘陵、沟谷中时可采用平硐开拓。 4.综合开拓 综合开拓是指借助于两种或两种以上井筒形式从地面进入地下，并通过一系列巷道通达煤层的开拓方
(整理)年产量为60万吨的煤矿矿井设计2300864
年产量为60万吨的煤矿矿井设计 一、绪论 矿山提升设备是矿山运输中的咽喉设备占有特殊地位是井下与地面联系的主要工具。 矿山提升设备的用途是沿井筒提运矿石和废石，升降人员下放材料工具和设备。矿山提升设备在工作中如果一旦发生机械和电气故障就会造成停产甚至人身伤亡。为了保证生产和人员的安全，所以对矿山提升设备要求运行准确，安全可靠，必须配有性能良好的控制设备和保护装置。矿山提升设备的耗电量一般占总耗电量的30%~40%，所以为了降低矿石的成本必须经济合理地选择和使用矿山提升设备。矿山提升设备又是矿井最大的固定设备之一，是一套较复杂的机械—电气机组。 早在公元前，我国劳动人民就用作为提水工具，据记载，800多年前我国的采矿工业就采用辘轳来提升矿石和人员等，以后又发展成畜力提升机。19世纪，随着蒸汽机的出现，资本主义国家采用了蒸汽拖动的矿井提升机(直至目前在国内外一些矿山还能看到)，使提升机的能力大大提高。后来又出现了电动机利用电力拖动机。由于电力拖动无论在效益上还是在使用条件上都优于蒸汽拖动，因此电力拖动提升机迅速取代了蒸汽拖动提升机。随着电动机和电子技术的发展，目前的电力拖动矿井提升机与原始的电力拖动提升机已有很大不同。尤其是近几十年来，微电子和计算机技术的迅速发展，便矿井提升机可以实现全自动化运行，可以记录机器运行参数和各种生产指标以及进行数据综合与处理，并具有为保证设备安全可靠运行的各种保护系统，使提升机运行与整个矿井系统连接，联成一个自动运行系统。 从提升机的结构和品种方面的发展来看，首先出现的是单绳缠绕式圆柱形单筒提升机，1876年德国人戈培利用摩擦原理，制造出单绳摩擦式提升机。这种提升机用一根提升钢丝绳，绳的两端分别各联接一个提升容器，而提升钢丝绳则搭挂在轮上，摩擦轮转动时，轮上的提升钢丝绳因摩擦力而随摩擦轮一起转动，使绳上两端的提升容器一个上升，一个下降，摩擦轮反转时，提升容器运行方向也相反。由于轮提升钢丝绳不缠绕在轮上，提升高度(或距离)与摩擦轮尺寸无直接关系。所以摩擦提升机特别适合于较深矿井中。为纪念戈培的功绩，人们常把单绳摩擦轮式提升机称作“戈培轮式提升机。