毕业设计晓南矿150万吨年矿井通风及矿井排水设计

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

目录

前言 ...................................................................................................................................................................... 2 1 矿井概况 ........................................................................................................................................................ 3

1.1 矿区概述 ............................................................................................................................................ 3 1.2 井田及其附近的地质特征 ................................................................................................................ 3 1.3 煤炭性质及矿层特征 ........................................................................................................................ 3 2 矿井生产能力和服务年限 ............................................................................................................................ 4

2.1 井田境界 ............................................................................................................................................ 4 2.2 井田的储量 ........................................................................................................................................ 4 2.3 矿井服务年限 .................................................................................................................................... 5 2.4 矿井的一般工作制度 ........................................................................................................................ 6 3 矿井开拓方式及开拓系统 ............................................................................................................................ 6

3.1 井筒的设计及用途 ............................................................................................................................ 6 3.2 开采水平的设计 ................................................................................................................................ 7

3.2.1 水平高度的确定 ...................................................................................................................... 7 3.2.2 井底车场的设计及作用 .......................................................................................................... 7 3.2.3 采区划分及开采顺序 .............................................................................................................. 8 3.3 采煤工艺 .............................................................................................................................................. 8

3.3.1 回采工艺 .................................................................................................................................. 8 3.3.2 进刀方式 .................................................................................................................................. 9 3.3.3 工作面支护 .............................................................................................................................. 9 3.3.4 端头支护 .................................................................................................................................... 9 3.3.5 超前支护 .................................................................................................................................. 9 3.3.6 工作面劳动组织表 .................................................................................................................. 9 3.3.7 技术经济指标表 ...................................................................................................................... 10

4 采区巷道布置及采区生产系统 .................................................................................................................. 10

4.1巷道布置 ............................................................................................................................................. 10 5 矿井通风设计 .............................................................................................................................................. 12

5.1 确定矿井通风系统 .......................................................................................................................... 19 5.2 风量计算 .......................................................................................................................................... 19

5.2.1 采煤实际需风量 .................................................................................................................... 19 5.2.2 掘进需风量 ............................................................................................................................ 21 5.2.3 硐室需风量 ............................................................................................................................ 22 5.2.4 分配矿井总风量 .................................................................................................................... 22 5.3 计算井巷通风阻力 .......................................................................................................................... 22

5.3.1 确定矿井通风的达产时期 .................................................................................................... 22 5.3.2 确定通风容易时期和困难时期 ............................................................................................ 23 5.3.3 矿井通风阻力计算及风量调节 ............................................................................................ 23 5.3.4 局部阻力的计算 ...................................................................................................................... 27 5.3.5 自然风压 .................................................................................................................................. 28 5.4 矿井通风总阻力和等积孔计算 ...................................................................................................... 28

5.4.1 通风总阻力 ............................................................................................................................ 28

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5.4.2 等积孔 .................................................................................................................................... 28 5.5 主要通风机选型 ................................................................................................................................ 28

5.5.1 选择原则及步骤 ...................................................................................................................... 29 5.5.2 主要通风机的选择 .................................................................................................................. 29 5.5.3 主要通风机工况点 .................................................................................................................. 29 5.5.4 选择电动机 .............................................................................................................................. 30 5.6 概算矿井通风费用 ............................................................................................................................ 31

5.6.1 计算主扇运转耗电量 .............................................................................................................. 31 5.6.2 吨煤通风电费计算 .................................................................................................................. 31

6通风构筑物 ..................................................................................................................................................... 31

6.1 通风构筑物 ........................................................................................................................................ 31 6.2 主要通风机附属设备 ........................................................................................................................ 32 7 结论 .............................................................................................................................................................. 33 致谢 .................................................................................................................................................................... 34 参考文献 ............................................................................................................................................................ 35 附录A ................................................................................................................................................................ 36 附录B ................................................................................................................................................................ 42

前言

矿井通风就是依靠通风动力，将定量的新鲜风流，通过设定的通道不断的通入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、井下各种硐室的通风需要；同时将井下的污浊空气不断排出地面。矿井通风的基本任务就是供给矿井新鲜风量，以冲淡井下有害气体和粉尘，保证井下风流的质量和数量符合国家安全卫生标准，造就良好的井下工作环境，防止各种伤害和爆炸事故的发生，保证矿井的正常生产。矿井通风是煤矿生产的必要环节，并且在矿井建设和生产期间始终占据十分重要的地位。

矿井排水就是通过各种水泵，水沟将矿井生产过程中产生的积水排水矿井的过程，和通风一样，矿井排水在煤矿生产中也是不可或缺的，矿井的水害造成的危害并不比其他危害造成的损失小，甚至比其他危害还要严重，因此矿井排水设计也是煤矿设计中不可缺少的部分。

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1 矿井概况

1.1 矿区概述

晓南矿属于铁法煤业集团有限责任公司下属的9对生产矿井之一，现在为中国煤炭工业一级企业，全国特级高产高效矿井，其地理位置位于辽宁省调兵山市晓南镇，地处铁法煤田的东南边缘。晓南矿南北走向长为5公里，东西宽为4.2公里，面积为21平方公里。矿井东距铁岭市35公里，南距沈阳市100公里，矿井内公路与沈环公路相通，并由铁路进行煤炭的运输，交通十分便利。

1.2 井田及其附近的地质特征

晓南矿井田地质构造简单，主要以断裂带为主，褶曲次之，并有少量火成岩形成，共发育大断裂带4条。该井田共发育4个煤层，均在上朱罗纪的上部含煤层中，从上往下依次是1#，2#，3#，4#煤层，煤层的厚度分别为3.5m，2.5m，4m，3.5m，均是可采煤层，煤层中的夹石以泥岩和砂岩为主，炭质泥岩次之，煤层结构的总的变化规律是东北部和东南部的地质条件较复杂，断层主要集中在这两个区域，东北部和东南部都是以一条横贯煤田的断层为井田边界。

地表水系不发育，其中发育有两条季节性河流，由于井口标高高于最大洪水高度，含煤地层距地表水系较远并且岩层渗透性较差，地表水对井田开拓并没有太大的影响。井田内含水层主要有第四季流沙层，白垩纪沙砾岩层，朱罗纪砂岩层和砾岩含水层，各个含水层之间的水力联系多以垂直渗透为主，矿井的正常涌水量在40－60m3/h之间，最大涌水量为90m3/h。主要的水害情况为采空区积水，一般形成采空区后的积水量多在500－3000m3之间，生产中要进行探放水工作，矿井的水文地质类型为简单型。1996年4月测的两条河流的流量分别为319.69m3/h和268m3/h。

1.3 煤炭性质及矿层特征

该设计矿井的整个煤层以长焰煤为主，深部水平有少量气煤发育。相对瓦斯涌出量为11.95m3/t，属于高瓦斯矿井，Ⅱ类自然发火煤层，自然发火期为1～3个月，煤尘具有爆炸倾向性，煤尘爆炸指数为27.97%～56.02%。

煤层的平均倾角为5～8°之间，平均倾角为5.7°，在该井田的边界部分由于受到断层影响煤层倾角有一些变化。

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2 矿井生产能力和服务年限

2.1 井田境界

该井田的最小倾向长度位于井田的中轴线上，长度为2958m，最长走向长度4318m，井田的总面积为13612291.9423 m2，边界总长度为15390.5464m，该井田的煤层底板标高从-350到+50m左右，在井田的四周预留了30m的边界保护煤柱，其中井田东北部和东南部是利用大的断层作为边界保护煤住。

2.2 井田的储量

井田的储量分为工业储量，可采储量，设计可采储量

工业储量就是井田内部赋存的煤炭的总量，该设计矿井的全部工业储量为2.413亿吨。 可采储量＝工业储量－井田边界煤柱－断层煤柱－防水煤柱

由于设计井田范围内只有两条季节性河流，没有永久性的湖泊，所以没有预留防水煤柱，在井田的东北部和东南部一共有4条大的断层，设计时利用断层作为边界保护煤柱，同时地面除了工业广场建筑之外没有任何居民建筑，故地面建筑压煤也不存在，只有边界预留的30米保护煤柱的压煤总量＝8184972万吨

所以可采储量＝2.413-0.08184972＝2.33115028亿吨

设计可采储量＝（可采储量－工业广场保护煤柱－井下主要巷道和上下山保护煤住）×回采率

厚煤层回采率＝0.75； 薄煤层回采率＝0.85； 中厚煤层回采率＝0.8。

工业广场位置布置及保护煤柱计算：

本次设计的矿井的工业广场位于整个井田的中央部分，根据表1-1来确定工业广场建筑压煤面积

表1-1 工业广场建筑压煤面积

Table 1-1 The square of industry construction presses the coal area

井型 万m2/10万吨

大型

0.8～1.1

中型 1.3～1.8

小型 2.0～2.6

本次设计的矿井的生产能力为180万吨/年，所以工业广场建筑的占地面积为15万m2，工业广场的长为500m，宽为300m，工业广场四周根据《规定》要求留15m的保护带。

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本矿井表土层移位角取45°，煤田位移角取70°。

几何作图法确定工业广场压煤示意图1-1

图1-1工业广场压煤示意图 Fig.1-1 Pressure coal of the industry square

表1-2为工业广场压煤量

表1-2工业广场压煤量

Table1-2 Amount of industry square presses the coal

煤层 1# 2# 3# 4# 总计 工业广场的1929330.9

1426508

2539573.14

231626.13

8211674.33

压煤量/t

井下主要巷道和非永久性上下山保护煤柱损失

煤柱损失＝1763×100+1720×100+1015×20+1077×20+1335×20+1251×20）×13.5/0.99

＝6025363.63吨

设计可采储量＝（233115028－8211674.33－6025363.63）30.8

＝175102392.032吨

2.3 矿井服务年限

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矿井服务年限可按下式计算：

T?ZK （1-1） AK ＝175102392.032/（180000031.5）

＝64.8，年

式中：T——矿井设计服务年限，年；

ZK——矿井可采储量，Mt；

A——矿井设计年产量，Mt/a； K——储量备用系数，K=1.3～1.5。

2.4 矿井的一般工作制度

该设计矿井的年工作天数为300天，工作制度为“四、六制”，每天3个班采煤，一个班进行检修。每天净提煤时间为14个小时。

3 矿井开拓方式及开拓系统

3.1 井筒的设计及用途

本矿井的煤层底板的等高线位于-350m水平，最上煤层的煤层等高线位于+45m水平，地面的水平高度为+150m，如果采用斜井开拓的话井筒的开拓费用将会很高，而且由于斜井的斜长比较长，所以铺设管线以及电缆之类的成本将会大大提高。所以本矿井采用立井开拓，共设置有3座立井，分别为主井、副井和风井。

立井担负矿井全部的提煤任务，副井担负矿井的人员运输，物料运输以及排矸。由于煤层的相对瓦斯涌出量为11.95 m3/t﹥10 m3/t，属于高瓦斯矿井，所以为了便于通风，专门设置风井回风。该井田地质构造简单，煤层分布均匀、规则。确定井筒位置时，必须考虑矿井合理的开拓布置，为了便于井下运输，通风及巷道维护，一般应将井筒布置在井田的中央。副井与主井的安全距离应大于30米。本矿井采用中央并列抽出式通风，由于风井距离副井大约190m，所以风井对主井以及副井的通风没有影响。

下面专门对各个井筒进行简单介绍

该设计矿井的主井、副井和风井的井筒直径分别为6.5m、6.5m和8m，3个井筒距离地面的距离分别为－240m、－220m和－213m，井筒具体设计用途见表2-1。

表2-1 井筒设计及用途

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文） Table2-1 Design and the use of the pit shaft

井筒名称 用途 提升设备

主井 提煤

一对20吨多绳箕斗

副井

升降人员、下料、提矸 一对1.5吨底卸式矿车双层单车罐笼

断面形状 井筒支护方式

圆形

圆形

圆形 风井 回风

混凝土井壁厚400毫米，混凝土井壁厚450毫米，混凝土井壁厚300毫米，充填混凝土50毫米

充填混凝土50毫米

220 6.9 37.37

充填混凝土50毫米

213 5.2 21.22

井筒深度/m 井筒直径/m 断面积/m2

240 5 19.62

3.2 开采水平的设计

3.2.1 水平高度的确定

矿井阶段水平垂高的划分依据见表2-2

表2-2 矿井阶段水平垂高 Table2-2 The level height of the coal mine

井型 大、中型矿井 小型矿井

开采缓倾斜煤层的矿井 100m～250m 60m～100m

开采倾斜煤层的矿井 开采急倾斜煤层的矿井 100m～250m 80m～120m

100m～150m 80m～120m

本矿井属于大型的缓倾斜煤层的矿井。采取单水平开拓，倾斜长壁开采，水平标高为370m，在海拔标高-220m设置副井，并以此将整个煤层划分成两阶段，上阶段长1352m，下阶段长1615m。

3.2.2 井底车场的设计及作用

井底车场一共拥有3条大巷，分别是回风大巷，轨道运输大巷和皮带运输大巷。 回风大巷专门用于回风；

轨道运输大巷负责运料，排矸和行人； 皮带运输大巷负责用来运输煤炭。 井底车场形式：立式车场。

由于本矿井采用皮带运输煤炭，所以可以大大降低运输成本和运输时间，便于实现高

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产。

井底车场布置见图2-1

图2-1 井底车场平面图

Fig.2-1 Horizontal plan of the mine shaft station

3.2.3 采区划分及开采顺序

a 采区形式及尺寸的确定

该井田分为两个阶段，划分为3个盘区，分别为N1 ，S1，S2盘区。每个采区划分为若干条带，具体数据见表2-3

表2-3条带划分

Table2-3 The division of banding

采区 储量(t) 条带 (条) 倾斜长度/m 走向长度/m

S1盘区 46681659

4 1505 1764

S1采区 49265608

7 1619 1720

S2采区 39243125

4 1289 1725

b开采顺序

开采顺序是最先开采S1盘区，其次开采S2盘区，接下来是N1盘区。 c.开采水平以及采区的巷道布置

由于最先开采的是S1盘区，所以就以S1盘区为例进行设计。

根据矿井的开拓布置、水平划分和井下主辅运输方式，本着初期工程量省、系统简单、生产过程中运输费用少、能耗低的原则，本矿井布置三条大巷，，分别是回风大巷，轨道运输大巷和皮带运输大巷。

3.3 采煤工艺

3.3.1 回采工艺

盘区内沿走向方向划分成七个区段，一个回采工作面就能够满足生产能力要求，采用倾斜长壁综合机械化采煤法，并且采用全部跨落管理顶板，后退式回采.

工作面的工作面布置长度为240m。

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3.3.2 进刀方式

采用MG300-W双滚筒采煤机双向割煤，端部斜切割三角煤进刀，往返一次割两刀。每日割煤6刀，日进度4.8米，采用“4.6”工作制度。

3.3.3 工作面支护

采用ZZ4000/17/35支撑掩护式液压支架，可以有利控制顶板来压，并且防止采空区矸石进入工作面，为回采工作提供了安全可靠的工作空间。采煤机割煤后，距离后滚筒5～7组顺序随机移架，及时支护，追机作业，当采煤机割过煤之后先移支架在移动输送机支架前柱和采煤机电缆槽托架之间富裕一个采煤机截深量，有利于通风、行人、运料等。

3.3.4 端头支护

工作面端头采用ZT7500/18/36型自移式端头液压支架，随工作面推进前移进行支护，缩短了端头支护时间，加快了工作面推进速度，护顶安全可靠。由于工作面调成伪斜后，端头支架与工作面不平行，前梁间存在着三角间隙使得顶板悬露，必须用木板背实。

3.3.5 超前支护

先在工作面前20m的上下顺槽内回收金属支架，同时在顺槽两侧设双趟十字顶梁，并配以金属铰接顶梁与两侧的十字顶梁相连，使其前后左右互相铰接形成网状，而在十字顶梁外巷帮侧，各架设金属铰接顶梁，并在两趟十字顶梁和短梁下支设四排单体液压支柱，能够控制易破碎、压力大的端头顶板，其整体性好，支架稳定，节省坑木。

3.3.6 工作面劳动组织表

正常生产时班长进行现场的管理，采煤机司机负责驾驶采煤机进行采煤生产，输送机司机负责将煤炭运输出工作面，泵站司机负责液压支架注液，转载机和运输机司机将煤炭运输到专用皮带运输巷，剩余其他工种负责维护。

工作面劳动组织见表3-2

表3-2工作面劳动组织表 Table3-2 Located labor organizations

工种 班长 采煤机司机

一班 1 2

二班 1 2

三班 1 2

四班 1 -

合计 4 6

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输送机司机 泵站司机 转载机司机 运输机司机 端头维护工 电钳工 通风工 支架工 合计

1 2 1 2 3 1 1 4 18

1 2 1 2 3 1 1 4 18

1 2 1 2 3 1 1 4 18

- - - - - 3 1 - 5

3 6 3 6 9 6 4 12 59

3.3.7 技术经济指标表

技术经济指标表见表3-3

表3-3技术经济指标表

Table3-3 Technical economic indicators

序 号 1 2 3 4 5 6 7

项 目 工作面长度 采高 倾角 采煤机 截深 日进度 日产量

单 位 m m 。 - m m t

数 量 240 3.5 5.7 双滚筒 0.8 4.8 5000

4 采区巷道布置及采区生产系统

4.1巷道布置

a巷道布置

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图2-2皮带运输大巷 Fig.2-2 The road way of belts

图2-3 回风大巷

Fig.2-3 The road way for the back wind

图2-4皮带运输顺槽 Fig.2-4 The shafts of belts

图2-5回风顺槽

Fig.2-5 The shafts for the back wind

图2-5专用皮带运输巷

Fig.2-5 Dedicated transport Lane of belts

图2-6专用回风巷

Fig.2-6 Dedicated lanes for wind

b.巷道断面数据见表2-4

表2-4巷道断面数据表 Table2-4 Data sheet of the pit

巷道类别

支护类型

断面

设计掘进尺寸

净周长

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净 /m

运输大巷 回风大巷 皮带顺槽 轨道顺槽 采区皮带运输巷 采区轨道运输巷

锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷

16.4 16.4 14.8 14.8 14.8 14.8

2

设计掘进/m 18.6 18.6 14.7 14.7 16.1 16.1

2

顶板 底板

高H1

/m

宽B3 宽B4 4.8 4.8 3.3 3.3 3.5 3.5

4.8 4.8 4.5 4.5 4.8 4.8

4.0 4.0 3 3 3.5 3.5

16.5 16.5 14.0 14.0 15.3 15.3

4.2 开采顺序

4.2.1 沿井田走向的开采顺序

工作面前进式回采需沿空护巷，巷道维护工作量大，费用高，且漏风量大，故工作面采用走向长壁后退式回采。

4.2.2 沿井田倾向的开采顺序

由于本矿井涌水量较大，盘区内工作面接替采用自下而上顺序回采。

4.3 采区布置及主要参数

4.3.1 首采采煤工作面长度的确定及推进方向长度

工作面长度与地质因素、技术因素、经济因素密切相关，直接影响生产效益，适当加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且也相对减少了端头进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效。而提高工作面推进方向长度，可以减少搬家倒面次数，为工作面连续稳产、高产高效创造条件。

目前我国新建大型矿井综采工作面长度多在150～300m之间，年推进度一般在2000～3000m。根据矿井开拓方案、设计规模、开采技术条件、矿区生产管理水平以及技术发展等因素，结合工作面通风能力计算，确定工作面长度240m，推进方向长度2200m。

4.3.2 工作面推进度与生产能力

工作面生产能力按下式计算： A= L2V2h2K2r210-3

式中：A——工作面年生产能力，kt/a；

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L——工作面长度，m；

V——工作面年推进度，m/a； h——采煤机割煤高度，m； K——割煤回收率，取95%； r——煤的容重，1.52t/m3。

A=2403150033.530.9531.52310-6 =1.81Mt/a。

经计算，工作面生产能力为1.81Mt/a，考虑5%的掘进煤，则生产能力可达到1.9Mt/a，工作面生产能力能够满足矿井设计生产能力要求。

4.3.3 盘区及工作面回采率

根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，厚煤层采区回采率为75%，工作面回采率为93%。本矿井二1煤采煤方法采用分层综采，工作面割煤回采率为95%。盘区内通过加强边角煤回收、巷道煤柱回收等措施，可以保证盘区的回采率的要求。

为满足通风、运输的需要，盘区布置三条大巷。即输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷各一条，分别担任矿井的煤炭运输、辅助运输及回风任务。

4.3.4 盘区巷道及硐室布置

根据煤层及顶底板岩性的分析，结合矿区生产实践成果及浅部程村矿井巷道施工情况，为减少岩巷工程量，并确保巷道支护的可靠性，设计回风大巷、输送机大巷和辅助运输大巷均沿煤层布置. 井下盘区布置有盘区变电所等硐室。井底车场主要硐室有主井装载系统硐室（井底煤仓及给煤机硐室、装载胶带巷、箕斗装载硐室及胶带输送机机头硐室等）、副井井筒与井底车场连接处、换装硐室、存放硐室、检修硐室、加油硐室和换向硐室、管子道、井下消防材料库、爆炸材料库、等候室、主井井底清理撒煤硐室和副井井底水窝泵房等。

4.4矿井提升与运输系统

4.4.1 矿井提升系统

（1）主井提升设备及校验 ①提升容器选择

本矿主井选用一对JD-20/4型20t、4绳箕斗，担负全矿井的煤炭提升任务,其主要参

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数为：载重G＝20t，质量Gz＝26.370t（含悬挂装置），箕斗本体高度14.934m, 箕斗全高18.672m。根据防滑计算，箕斗不需加配重。

②提升钢丝绳选择及校核 a.绳端荷重：

Q＝46370 kg b.钢丝绳悬垂长度：

HC＝750.3m

c.钢丝绳允许最小安全系数：

ma＝7.2－0.00053750.3＝6.82485 d.提升主绳选择：

提升主绳选用44ZAB6V337S＋FC1770ZZ(SS)型钢丝绳4根，左、右捻向各2根，主要技术参数：绳径：dk＝44mm,丝径δ＝3mm，钢丝绳单位长度质量为Pk＝8.08kg/m，钢丝绳最小破断拉力为Q＝1270kN。

e.平衡尾绳选择：

平衡尾绳选用扁P834319－187329－1370型扁钢丝绳2根，主要技术参数：宽3厚＝187329（mm2）, 钢丝绳单位长度质量为Pw＝15.6kg/m。

f.钢丝绳安全系数校核：

钢丝绳安全系数 m＝7.3688 ＞ 6.82485 所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求。 ③提升机选型及校核 a.按钢丝绳直径计算 D≥90344＝3960（mm） b.按钢丝绳丝径计算 D≥120033＝3600（mm） c.提升机选择

提升机选用JKMD-434（Z）型落地式多绳摩擦轮提升机1台，其主要技术参数如下： 摩擦轮直径 D＝4000 mm 天轮直径 Dt＝4000 mm 最大静张力 Fjmax＝770 kN 最大静张力差 Fcmax＝270 kN

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

提升机旋转部分变位质量Gj＝24400 kg 天轮变位质量Gt＝237800 kg 减速比 I＝1

衬垫摩擦系数 μ＝0.25 衬垫允许比压 P＝2.0 MPa d.提升机校验 实际最大静张力：

Fj＝692.6（kN）＜ 770 kN 实际最大静张力差： Fc＝203.8（kN）＜ 270 kN 实际衬垫比压：

P＝1.68 (MPa) ＜ 2.0 MPa 所选提升机满足要求。 （2）副井提升设备及校验 ①提升容器选择

提升容器选用1.5t矿车单层双车非标四绳罐笼，一宽罐，一窄罐。宽罐质量为19300kg,载人50人；窄罐增加配重后质量为19300kg，载人22人。罐笼全高为9633mm,本体高为4000mm。正常运输时，小于3t的矸石材料，采用3t无轨胶轮车直接进罐运输；大于3t的材料采用平板车运输；下放最大件时，采用特殊平板车。

在升降最大件时需加临时配重22000kg。装罐笼时，应先装临时配重14000kg，然后装最大件，最后将临时配重装到22000kg。出罐笼时，应先将临时配重减到14000kg，然后下最大件，最后下剩下的临时配重。

②钢丝绳选择及校核 a.绳端荷重： 提人：Qdr＝20950kg

提物(最大件)：Qdw＝47800 kg b.钢丝绳悬垂长度： Hc＝749.5(m)

c.钢丝绳允许最小安全系数：

提人：m1＝9.2-0.00053749.5＝8.82525

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杨勇智：晓南矿150万吨/年矿井通风及矿井排水设计

提物：m2＝8.2-0.00053749.5＝7.82525 d.提升主绳选择：

提升钢丝绳主绳选用48ZBB6V337S+FC1770ZZ(SS) 1510 961 型钢丝绳，四根。主要技术参数：绳径：dk＝48mm,钢丝绳单位长度质量为Pk＝9.61kg/m，钢丝绳最小破断拉力为Q＝1510kN。

e.平衡尾绳选择

平衡尾绳选用扁P834319--206333 1370 2880 1950型钢丝绳，两根。主要技术参数：宽3厚＝206333 (mm2), 钢丝绳单位长度质量为Pw＝19.5kg/m。

f.钢丝绳安全系数校核：

钢丝绳安全系数：提人 m人＝12.273 ＞ 8.82325 提物（最大件） m物＝7.994 ＞ 7.82325 所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求。

4.4.2 矿井运输系统

（1）主运输

本矿井主运输采用胶带输送机运输。矿井投产工作面煤炭经运输顺槽→盘区运输大巷→上仓胶带斜巷→井底煤仓→箕斗装载硐室→主井至地面。

（2）辅助运输

矿井辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务。根据生产规模和煤层赋存条件，通过比较确定，井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输。

4.5矿井供电、排水与压气系统

4.5.1 矿井供电系统

晓南矿设110kV变电站，晓南矿变电站，2回110kV电源均取自赵固一矿区域变电站110kV不同母线段，导线LGJ-240，距离每回6.9km，目前2回110kV电源线路已建成。鉴于晓南矿井下水较大，矿建后期增设一回110kV变电站——晓南矿110kV电源线路，导线LGJ-240，距离24.66km，以增强矿井供电的可靠性，目前该线路正在施工中。

在矿井工业场地内设1座110/10kV变电站，该变电所内设主变压器2台，主变型号为主变型号为SFSZ10-31500/110 31500kVA 110±831.25%/10/6kV Yn，d11接线。正常情况下，2台主变同时分列运行，负荷率为0.42。当1台主变检修或故障停止工作时，另1台主变负荷率为0.84，能保证矿井全部负荷用电。

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

110kV变电站分别以10kV向井下（8回）、主井提升（2回）、副井提升（2回）、通风机（2回）、选煤厂（2回）、动力变压器（2回）、井口10kV变电所（2回）、抗灾潜水泵变电所（2回）、水处理站变电所（2回）、铁路信号变电亭（1回）、场前区箱式变电站（3回）、西区雨水排放泵房（1回）和试验变压器（1回）供电。变电站内设2台动力变压器为SCB10-1000/10、10/0.4kV、1000kVA Dyn11接线，正常情况下，2台同时工作，负荷率为0.46，分别以380V电压双回路电缆向生活污水处理站、矿井办公楼、制冷站、监控通信、火灾报警等低压负荷供电，分别以380V电压单回路电缆向铁路通讯信号（另有1回高压专用回路）和室内外照明等低压负荷供电。其中矿井空压机站与选煤厂空压机站联合布置，采用2回10kV电源供电，由选煤厂变电所引来，在空压机站设置配电点。井抽采瓦斯站房，按一级负荷双回路供电，2回电源均直接引自矿井110kV变电站所10kV不同母线。

工业场地高于15m的建筑物、构筑物采用避雷针或避雷带进行防雷保护，其接地装置利用建筑物、构筑物基础或钢管接地极，其接地电阻不大于规范规定的要求。

4.5.2 矿井排水系统

矿井正常涌水量为1970.13 m3/h(-950 m水平)，最大涌水量为2561.17 m3/h(-950 m水平)。矿井排水全部进入絮凝反应斜管沉淀池，沉淀后的溢流水水质可同时达到选煤厂生产清水用水水质标准（SS<400 mg/L）及煤炭工业污染物排放标准（SS<50 mg/L）（GB20426-2006），沉淀池的溢流水量一部分供给选煤厂、电厂等生产用水，一部分作进一步处理达到生活饮用水标准，供矿井工业场地生活、生产用水及井下消防洒水用水。絮凝反应斜管沉淀池的排泥排至污泥池，由污泥泵加压通过管道送到选煤厂浓缩机处理。多余的沉淀池溢流水外排作为农灌之用，矿井排水复用率＞70%。

4.5.3 矿井压气系统

（1）空压机选型及空压机站

根据计算的耗气量，结合现场实际情况，设计选用4台MM250 A/C/SG型地面螺杆空气压缩机，每台空压机排气量42.5 m3/min，排气压力0.75MPa，配10kV，250kW电动机。空压机采用风冷方式。

后期（20年后）由于输送管路太远，约在9km左右，在后期风井处设置重新考虑空压机房。

（2）压气管路

本矿井地面以及敷设在主立井井筒的主干管为DN200低压流体输送钢管，支管为DN80

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杨勇智：晓南矿150万吨/年矿井通风及矿井排水设计

低压流体输送钢管，去往各个掘进头用风点。

管路连接采用普通的快速管接头，每300m左右加一个大伸缩量快速管接头。

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5 矿井通风设计

5.1 确定矿井通风系统

矿井通风方式的：中央并列式

该矿井采用副井用来进风，风井用来回风，副井位于-220m水平，进入矿井的新鲜风流主要通过轨道运输大巷送到回采工作面，皮带运输大巷仅保持最低风速，进入采区的新风通过专用皮带运输巷进入皮带顺槽，再经过工作面，乏风则通过运输顺槽进入专用回风巷，专用回风巷中的乏风进入到回风大巷再由风井排出矿井。掘进工作面所需风量通过设置在专用皮带运输巷的风筒来实现，掘进产生的乏风也则通过行人斜巷流入到专用回风巷中。

5.2 风量计算

5.2.1 采煤实际需风量

1）按瓦斯涌出量计算 瓦斯的绝对涌出量

q?(6LH???)11.95(1?56%)24?60

=（240×3.5×0.97×0.8×1.3×6）×11.95×（1-56％）÷24÷60 ＝18.56，m3/min

式中：L——回采工作面的长度240m；

H——煤层的厚度3.5m；

? ——遗煤率0.97； ?——采煤机截深0.8m； ? ——煤炭容重1.3； 6 ——每天割煤刀数； 11.95——吨煤瓦斯涌出量m t 3/ 56%——瓦斯抽方率； 24——每天小时数； 60——每小时分钟数。

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杨勇智：晓南矿150万吨/年矿井通风及矿井排水设计

根据《规程》规定，按照回采工作面的回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。即

Q采?100q绝对K不均衡 （4-1）

式中：Q采 —— 回采工作面实际需要风量，m3/min；

q绝对 —— 该回采工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； K不均衡—— 该回采工作面的瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该

回采工作面回风巷中的瓦斯（或者二氧化碳）最大绝对涌出量与平均涌出量之比，该值应从实测和统计中得出，一般可取1.2～2.1。本次设计K取1.5。

所以，Q采＝100×18.56×1.5＝2784，m3/min。 2）按回采工作面气温与风速的关系计算 长臂回采工作面所需风量通过下面公式计算

Q采＝60V采S采 ，m3/min （4-2）

式中：V采——回采工作面的风速，取1.2m/s；

S采——回采工作面的平均断面积。由于采用支撑式支架，所以 S采＝3.75； （M－0.3） 所以，Q采＝60V采S采＝6031.233.753（3.5-0.3）＝891，m3/min。

3）按工作面工作人数计算

Q采＝4N＝4336＝144，m3/min （4-3）

式中：N——工作面最多人数；

每人供风≮4m3/min。

4）风速验算

根据《规程》规定，回采工作面的最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。即每个回采工作面风量Q为：

Q采?0.25?60?S采?0.25?60?3.75 m/min； （4-4） （3.5?0.3）3

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

Q采?4?60?S采＝4?60?3.75 m/min； （4-5） （3.5?0.3）3

式中：S采——回采工作面的面积。

5.2.2 掘进需风量

1）按瓦斯涌出量计算 绝对瓦斯涌出量q?SL??24?60

?12?13.3?1.3?11.9524?60

＝1.72 m3/min。

式中： S——回采面的断面积12m2； L——每天的掘进长度13.3 m；

?——煤的容重1.3t/m3； ?——吨煤瓦斯涌出量11.95m3/t； 24——每天小时数； 60——每小时分钟数。

因为Q掘＝100q绝对K不均衡，所以

Q掘＝100?1.72?2＝34，4m3/min 式中：Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q绝对——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/t；

K不均衡——瓦斯涌出不均衡通风系数，一般取1.5~2.0.取2.0。

2）按工作面通风工作人数计算

Q掘?4N＝4?36＝144，

m3

/min 式中：N——掘进工作面最多人数，每人供风≮4m3/min。 3）按炸药量计算（由于未使用炸药，此项为空） 4）按风速进行验算

煤巷掘进工作面的风量：

Q煤掘＝344>0.25360312，m3

/min 4-6） 4-7） 4-8）

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（ （ （杨勇智：晓南矿150万吨/年矿井通风及矿井排水设计

式中：12——掘进巷道断面积m2。

5.2.3 硐室需风量

1）采区变电所风量 80 m3/min； 2）绞车房风量 80 m3/min； 3）火药库风量 100 m3/min。

5.2.4 分配矿井总风量

矿井总风量

3

＝（2784+344×2+80×2+100）×1.2＝4478.4 m/min。 Q?式中：1.2为风量系数。 分配风量：

工作面风量＝2784 m3/min； 掘进工作面： Le10＝0Qf－Q3100，％ （4-9） LQf?100 Qf＝

10000Q10000?344＝=471，m3/min 10000－1.8?150010000－Le?L式中：Le100——百米漏风率 ％； L——风筒的使用长度，m；

Qf——局扇工作风量，m3/min； Q——掘进面风量，m3/min。

掘进面总风量=471×2＝942，m3/min。 硐室需要风量 260，m3/min； 其他维护巷道需风量357.9，m3/min； 4个风门漏风量 439.3，m3/min。

5.3 计算井巷通风阻力

5.3.1 确定矿井通风的达产时期

本次设计首先开采的是S1盘区，S1采区最上层煤划分为7个条带，每个条带的服务期

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限为1年，按照从右向左的顺序编号依次为1～7号条带，1号条带既是达产时期

5.3.2 确定通风容易时期和困难时期

本次设计的是S1盘区，S1盘区最上层煤划分为7个条带，每个条带的服务期限为2年，按照从右向左的顺序编号依次为1～7号条带。

5.3.3 矿井通风阻力计算及风量调节

a 通风阻力计算

1）通风容易时期通风系统示意图、通风网络示意图 容易时期通风系统图见图4-1 容易时期通风网络图见图4-2 2）通风容易时期最大通风阻力路线

e1→e2→e3→e4→e5→e6→e38→e39→e40→e41→e20→e21→e22→e31→e47 3）通风困难时期通风系统示意图、通风网络示意图 困难时期通风系统图见图4-3 困难时期通风网络图见图4-4 4）通风困难时期最大通风阻力路线

e1→e2→e3→e4→e5→e6→e7→e8→e9→e10→e11→e29→e30→e31→e32→e15→e16→e17→e18→e19→e20→e21→e22→e28→e47

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图4-1容易时期通风系统图 Fig.4-1 Ventilation plan of the easiest time

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图4-2通风容易时期的网络图 Fig.4-2 Network plan of the easiest time

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杨勇智：晓南矿150万吨/年矿井通风及矿井排水设计

巷道 序号 巷道名称 1 2 3 4 5 6 副立井 副立井 井底车场辅助运输巷 井底车场辅助运输巷 井底车场辅助运输巷 运输巷联络巷 支架性质 V（m/s） α（Ns/m4） U(m) L(m) S(m2） S 砼碹 砼碹 锚网喷 锚网喷 锚网喷 锚网 2.7 2.5 3 4.8 4.6 1.8 0.045 21.7 0.045 21.7 0.01 15.7 0.01 15.7 0.01 15.7 0.01 16.4 698 10 150 196 789 50 37.4 52313.6 37.4 52313.6 16.8 16.8 16.8 16 4741.6 4741.6 4741.6 4096 23R（Ns/m8） Q(m3/s) h摩(pa) 0.013 0.00019 0.005 0.0065 0.026 0.002 117 82 80 81 78 28 178 1.3 32 42.7 118.6 1.6 2图4-3困难时期通风系统图

Fig.4-3 Ventilation plan of the most difficult time

图4-4通风困难时期的网络图 Fig.4-4 Network plan of the most difficult time

5）列表计算通风容易时期摩擦阻力

表4-1 容易时期的摩擦阻力

Table4-1 Friction resistance of the easiest time

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7 8 9 10 11 12 13 首采工作面胶带运输顺槽 锚网 首采工作面切槽 首采工作面回风顺槽 回风大巷 总回风巷 总回风巷 回风立井 合计 锚网 锚网 锚网喷 锚网喷 锚网喷 砼碹 3.5 3.3 3.5 4.7 4.7 7.8 7 0.018 14.8 1509 0.035 15.6 180 12.9 14 12.9 16.8 17.8 17.8 21.2 2146.7 2744 2146.7 4741.6 5639.8 5639.8 9528.1 0.187 0.036 0.161 0.002 0.021 0.003 0.024 45.7 45.7 45.7 80 84.8 130.8 162.2 390.4 75.2 336 12.8 151 51.3 631.4 2207 0.015 14.8 1556 0.01 17 65 720 100 708 0.01 16.1 0.01 16.1 0.02 16.3

6）列表计算通风困难时期摩擦阻力

表4-2 困难时期的摩擦阻力

Table4-2 Friction resistance of the most difficult time

巷道 序号 巷道名称 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 副立井 副立井 支架性质 V（m/s） α（Ns/m4） U(m) L(m) S(m2） S 砼碹 砼碹 2.7 2.5 3 4.8 4.6 4.9 3.4 2.8 2.1 2 1.5 3.5 3.3 3.5 3.3 3.1 4 4.7 4.7 0.045 21.7 0.045 21.7 0.01 15.7 0.01 15.7 0.01 15.7 0.01 16.4 698 10 150 196 589 930 37.4 52313.6 37.4 52313.6 16.8 16.8 16.8 16 16 16 16 16 16 12.9 14 12.9 12 16.8 16.8 16.8 17.8 4741.6 4741.6 4741.6 4096 4096 4096 4096 4096 4096 2146 2744 2146 1728 4741.6 4741.6 4741.6 5639.8 23 R（Ns/m8） Q(m3/s) h摩(pa) 0.013 0.00019 0.005 0.0065 0.0195 0.037 0.05 0.008 0.0016 0.008 0.002 0.27 0.036 0.22 0.01 0.008 0.008 0.063 0.021 117 82 80 81 78 78 78 60 53 62 28 45.7 45.7 45.7 39 56.7 69 81 84.8 178 1.3 32 42.7 118.6 225 304.8 28.8 4.5 30.8 1.6 564 75 460 15.2 25.7 38.1 418.7 151 2井底车场辅助运输巷 锚网喷 井底车场辅助运输巷 锚网喷 井底车场辅助运输巷 锚网喷 辅助运输大巷 辅助运输大巷 辅助运输大巷 辅助运输大巷 辅助运输大巷 运输巷联络巷 锚网喷 锚网喷 锚网喷 锚网喷 锚网喷 锚网喷 0.01 16.4 1240 0.01 16.4 0.01 16.4 0.01 16.4 0.01 16.4 200 40 200 50 工作面胶带运输顺槽 锚网 工作面切槽 工作面回风顺槽 回风巷通风联络巷 回风大巷 回风大巷 回风大巷 总回风巷 锚网 锚网 锚网 锚网喷 锚网喷 锚网喷 锚网喷 0.018 14.8 2139 0.035 15.6 180 0.015 14.8 2117 0.01 0.01 0.01 0.01 14 17 17 118 205 205 17 1780 720 0.01 16.1 5.3.4 局部阻力的计算

由于矿井进回风井在同一工业场地，自然风压与通风负压相比较小。矿井的局部阻力初期按摩擦阻力的10%，后期按摩擦阻力的15%计算。

容易时期：h局 =220.7Pa； 困难时期：h局=547.2Pa。

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杨勇智：晓南矿150万吨/年矿井通风及矿井排水设计

5.3.5 自然风压

H自=

??ighi???jghj

式中：H自—自然风压，Pa； hi—进风侧分段垂高，m；

ρi—进风侧分段平均密度，kg/m3 ； hj—回风侧分段垂高，m；

ρj—回风侧分段平均密度，kg/m3 ； g—重力加速度， m /s2；

经计算自然风压：冬季H自冬 =267.7Pa； 夏季H自夏 =-55.4Pa。

自然风压冬季对矿井通风有利，夏季对矿井通风不利。

5.4 矿井通风总阻力和等积孔计算

5.4.1 通风总阻力

1）容易时期

hr.mi??1.?220?7?hfr.mn1.2in12）困难时期

hr.max?1.15?hfr.max?1.15?3648?4195，Pa （4-12）

24，2Pa 8 （4-11）

5.4.2 等积孔

1）容易时期

Amin＝1.1896Q/hr.min＝3.9，m2 （4-13） 2）困难时期

Amax＝1.1896Q/hr.max= 2.9 ，m2 （4-14）

由等积孔面积可以确定通风容易时期矿井的通风为良好，通风困难时期矿井的通风为中等。

5.5 主要通风机选型

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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

5.5.1 选择原则及步骤

（1）设计依据

本矿井采用机械通风，设有专用回风井，其出口处设置通风机。本矿进风主立井井口、副立井井口标高均为+80m，回风立井井口标高也为+80m。

（2）通风机风量和负压的计算

根据矿井所需的风量和负压，考虑通风设施漏风和各种阻力损失及自然风压后，通风机的计算风量和负压分别为：

抽出式风井且无提升任务,取1.05. Ｑf＝1.053162.2=170.3 （ｍ3/s ） Ｈsd min＝2207+220.7-267.7=2160（Pa） Ｈtd min＝3684+552.6+55.4=4292（Pa）

通风容易时期和困难时期风量均为170.3ｍ3/s，通风容易期负压为2160Pa，困难期为4292Pa。

5.5.2 主要通风机的选择

根据通风设备选型方案和通风机的计算风量和负压，本矿井通风设备选用FBCDZ-8-№28B-23450KW型对旋式矿用轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YBF560S2-8型电动机1台。

通风机根据实际要求风量、负压的变化，通过调整叶片角度，使风机始终运行在高效区，通风机配备消音装置。

5.5.3 主要通风机工况点

通风机达到最大设计负压和风量时,风机具有足够的富裕能力。风机运行工况点的参数表见表5-4-1。

表5-4-1 风机运行工况点的参数表

项目 通风容易期M1 通风困难期M2 风量（m/s） 170.3 170.3 3负压（Pa） 2160 4292 效率η 81％ 81％ 计算轴功率（kW） 480 730 主通风机特性曲线见图5-1。

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FBCDZ-8-No28B-2×450kW风机性能曲线Nsh(kw)90075060045040/35°30025/20°20/15°30/25°35/30°n=740m3/min45/40°Q(m3/s)Pat(Pa)4800BB`400032000.83A24000.800.700.60A`16000.5045/40°800 0.4030/25°20/15°25/20°35/30°40/35°50100150200250300Q(m3/s)

图5-1 主通风机特性曲线

5.5.4 选择电动机

本矿井采用机械式通风，主通风机布置在地面工业场地内，回风井出口处。在回风井口设置密闭门，使外部漏风率小于5%。

本矿井通风设备选用FBCDZ-8-№28B-23450KW型对旋式矿用轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YBF560S2-8型电动机1台。

通风机房的电源引自地面变电所，以双回路电缆供电，其中1回工作，1回备用，能保证通风机连续运转，且备用通风机能在10min内开动。

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5.6 概算矿井通风费用

5.6.1 计算主扇运转耗电量

通风容易时期和困难时期共选一台电动机时：

If?Nemax?365?24?e?c?v?H

式中：ηe ——主要通风机电动机效率，取0.90；

ηc——传动效率，直接传动时取1.0； ην——变压器的效率 取0.80； ηH ——电线的输出功率 取0.95。

通风机最大功率为730 kW

得If =9349122.8 kW.h 5.6.2 吨煤通风电费计算

吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下公式计算：

E?式中：E——吨煤的通风电费，元/t；

D——电价，0.5元； T——矿井年产量，1.80Mt；

D(If?Ia)T

If——矿井主要通风机年耗电量；

Ia——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量100000。 得：E =2.6元/t

6通风构筑物

6.1 通风构筑物

为保证井下风流按设计路线流动，在井巷中布置了完善的通风设施。一般正常关闭的风门均为两道双向风门，常开的一般为反风风门，独立通风的硐室设有调节风门。井下通风设施在-850m以深都要达到防突的要求。

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反向风门安设在掘进工作面的进风侧每一组反向风门须设两道，风门间距不小于4m。对通过门垛的风筒，设有隔断装置，在逆流时防止瓦斯逆流铁板可隔断风筒，防止逆流的瓦斯进入进风侧。反向风门的安装及制作要求如下：

风门墙垛要求：①墙垛厚度不得小于1m。②嵌入巷道周边实体煤(岩)的深度：煤巷不得小于0.5m，岩巷不得小于0.2m。对于松散煤岩体的巷道，必须加入钢筋对周边进行锚固。③要预留管、缆、线、风筒孔。不准在墙垛做好后，在墙垛上打孔破坏墙垛。暂时不用的孔洞，可在防逆流方向一端用木塞堵塞。对通过门垛的风筒，设有隔断装置。④砖缝、料石缝砌筑时要灌满沙浆，不准有空缝、重缝。⑤养护期不少于7天。

门框、门扇材料要求：①采用坚实的木质结构。②门框厚度不小于150mm。③门板厚度不小于50mm。④筋带材料为扁钢(宽3厚为80mm310mm)，角钢为8／5号(采用边厚7mm)或槽钢为8号。

门框、门扇建造要求：①门框在建造墙垛时预埋，要与墙体结合牢固。②门扇木板采用纵向槽接，且不透光。③每扇门扇至少设2组筋带，每组筋带为扁钢和角钢或槽钢组成。④连接门扇和门框的铰链必须牢固，宜采用Φ20mm的圆钢。⑤风门必须用木方或混凝土现浇设置底坎。⑥每组防突风门必须设置两道及其以上，两道风门之间的距离不得小于4m。

生产中，对控制风流的通风设施必须安装牢固且正常工作状态，设计的风门等通风设施均设置在水平的巷道中，对废弃不用的巷道及已开采完毕的回采巷道和采空区均应按《煤矿安全规程》等规定及时进行密闭。并建立检查制度，及时检查密闭质量，及时调整通风系统，并根据检查结果及时处理险情。

6.2 主要通风机附属设备

（1）风硐

风硐是矿井主要通风机和风井之间的联络巷道，因风硐内风量较大，风硐内外的压差也较大所以对风硐的设计和施工质量要求较高起技术要求，如： ①风硐断面应保证其内风速不大于15m2∕s；

②风硐不宜过长，断面形状以圆形为最佳，内壁应光滑、拐弯要平缓，保持风硐内无堆积粉尘。风硐的通风阻力不超过100－200 Pa；

③风硐与风井的连接处要平缓避免突然扩大和缩小；

④风硐及风硐内的闸门等装置，结构要严密，以防止大量漏风。 （2）防爆门

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防爆门是防止瓦斯、煤尘爆炸时毁坏通风机的安全设施，《规程》规定：装有主要通风机或分区通风机的出风井口必须安装防爆门。防爆门的技术要求：

①防爆门的面积不小于井口的面积；

②防爆门必须正对出风井的风流方向，保证在井下发生爆炸时，高压气浪将其冲开； ③防爆门的结构应坚固严密，水封槽中应经常保持足够的水位，以防漏风； ④防爆门上要挂平衡重锤配重。 （3）扩散器

通风机出风口外接的一定长度、断面逐渐扩大的建筑物即为扩散器。其功能是将通风机出口的速压更多地转化为静压，以减少通风机出口的速压损失，提高通风机装置的静压。

7 结论

我国目前是煤矿事故高发的国家之一，由于目前我国的能源构成还是以煤炭为主，所以煤矿事故的预防十分重要。必须从建井开始就要把安全问题考虑进去。

本次毕业设计着重设计了煤矿的通风部分和排水部分，并且还介绍了矿井的开拓，开采，并且绘制了开拓系统的平剖面图。通风部分从计算矿井所需总风量入手，进行了风量分配，包括了各个硐室和每条巷道的风量计算，通风阻力计算，选择了主扇和局扇，并为其配置了电动机。绘制了通风网络图和系统图，并且计算了各个风量调节设施的面积。本次设计肯定会存在一些不足，一是由于本人的理论知识还不是特别全面，而且也不是特别

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的熟练。二是由于本人的实践经验还很少，导致解决实际问题的能力有限，这些都要通过以后的进一步研究和进一步实践来解决。

致谢

本设计在导师周西华老师的悉心指导和严格要求下业已完成，从课题选择、方案论证到具体设计和调试，无不凝聚着周西华导师的心血和汗水，在四年的本科学习和生活期间，也始终感受着导师的精心指导和无私的关怀，我受益匪浅。在此向导师表示深深的感谢和崇高的敬意。

本设计的完成也凝聚了采矿老师杨艳国的辛勤汗水，是他无私的帮助和支持，才使我的毕业论文工作顺利完成，在此向杨艳国老师表示由衷的谢意。在论文的完成过程当中，同时得到了其他同学的热情帮助，一并表示深深地感谢!

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参考文献

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[11] 李世华. 矿井排水设备使用维护[M]. 机械工业出版社. 1990.6

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[12] Jose Boxho,Firedamp Drainage,Handbook for the Coalmining Industry in the European Community,1980

附录A

（摘自网站： http://tonto.eia.doe.gov/FTPROOT/coal/tr0588.pdf ）

长臂采煤法在煤炭产量中的比例

在1993年，美国有4/5的煤炭是通过长臂采煤法生产的，明显的，仍有很大一部分的是通过其他的方法开采，但主要还是用连续采煤机进行长臂开采，然而，连续采煤机和其他非长臂开采的设备在长臂开采中的应用在过去10年下降了。从占产量2/5慢慢降低到了1/5。

非长臂采煤法产量减少的主要归咎于长臂盘区维度的增加，盘区的宽度和长度的增加导致了长臂开采的增加，相对盘区的增加导致煤炭的产量增加，因此，长臂采煤法增加了煤炭总的产量，极有可能导致其他采煤法的减少，而使用长臂连续采煤法来生产的在过去十年增加了。长臂开采设备的改进和生产开始于1983年，连续采煤机有可能完全贬谪在发展的今天。

在当前通过长臂采煤法生产的比例表现很少的变化。在1993年，西部占到了81％，

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在伊利诺伊盆地达到了74％。同样, 有唯一几个例外, 比例属于73 到百分之84 的一个相当狭窄的范围在状态水平。例外包括西肯塔基(百分之62), 怀俄明(百分之94), 和新墨西哥(100 percent).

在西方，长臂采煤产量的增加可以解释为区域中部分顺槽的减少，在先前提到的，在西方没有采用4条大巷的系统，有1/3的的矿井使用2条大巷，在煤矿的开采期间煤炭的运输严重依靠大巷的数量，在西方，少数的大巷的作用要胜过更狭窄，更短的巷道。

在伊利诺伊盆地很难解释在严格的矿布局中长臂单位在长臂生产中的较低的产量，由于封锁了3条采区的大巷。在伊利诺斯盆地相信许多其他的矿井，利用连续采煤机来生产的的长臂和非长臂占采法中的比例很低

长臂矿井的生产力

和其他地下的采煤法相比长臂开采更加机械化和更加经济。由于以上的原因，再加上最近对长臂采煤法利用的趋势，现在长臂采煤法的产量要比其他的采煤法的产量高。

这份报告主要的目的就是研究长臂采煤法和其他采煤法的劳动生产率的对比。劳动生产率是通过总的产量除以劳动的总时间得到的，并且所有的矿井都被归类于某一种采煤法。一个矿井如果采用长臂开采就会被归类于长臂采煤法。尽管连续采煤机在采用长臂开采的矿井中仍然占有一定的产量（1993年为21％）这些连续采煤机通常被保留用来开拓盘区。这个是长臂开采的系统所必须的，并且现在是长臂开采的一部分。房柱式采煤被分成连续开采和传统开采。一个矿井如果不用任何长臂采煤的方法和一半以上的产量是用连续采煤机开采的就被认为是连续开采。同样的，一个矿井如果不采用长臂采煤法和一半以上的产量是通过传统的方法开采的就会被归类于传统开采。如果一个煤矿采用多种采煤方法，那么矿井的总的产量和总的劳动时间将都用来计算每种方法的生产率

长臂开采矿井与其他开采方法矿井生产力的比较

在整个美国，长臂采煤法的生产率是3.30t/h在1993年（表格16），这要比房柱式开采的生产率高出19％（2.78t/h），连续式开采的生产率要更接近长臂开采（2.84t/h）传统的开采方法的生产率是最低的

在西部，长臂式开采比其他的方法大幅度的增加了生产率（图9）在1993年，西方长臂开采的生产率达到了5.67t/h，要比连续式开采高出了40％。在西部煤层比较厚并且瓦斯的含量低，相应的，只需要较少的大巷就能够提供充足的风流，并且相对减少了非生产性矿产开发工作。总体来说，连续开采和长臂开采在西部的比例为6：1，与之对照的是东部的12：1。长臂开采的生产率的显著提高帮助解释了在这一领域的过去10年中长臂开采的

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迅速发展。在伊利诺斯盆地长臂开采的生产率和连续开采的生产率差距很小。在这一地区，长臂开采的效率是3.06t/h在1993年，仅仅比连续开采高出3％，更令人惊讶的是，传统采煤法在伊利诺斯盆地要比连续采煤法和长臂采煤法的生产率更高，在1993年达到了4.10t/h，传统采煤法要比长臂采煤法效率高出34％。在伊利诺斯盆地，7个采用传统开采的仅仅占了地下开采的9％，但是这些矿井的生产都是不正常的。这些地区都位于西部的肯塔基。与此相反，除了一个之外所有的长臂开采都位于伊利诺斯。

在Appalachia，长臂开采的效率是2.94t/h，比连续开采的平均效率高出7％，（2.76t/h），在Appalachia的许多地区，长臂开采的效率要领先连续开采，其中包括Alabama, eastern Kentucky, Maryland,和 Pennsylvania。然而，在Ohio和West Virginia，连续开采要比长臂开采效率高。在West Virginia，连续开采的效率要比长臂开采高7％在1993年。平均来说，长臂开采在Appalachia的效率要比Illinois Basin 或者 the West的低

在Appalachia长臂开采效率低下的原因主要归咎于地理条件、技术。并且是否应用长臂开采也经过了讨论。在Appalachia的煤层要比其他地区的薄，并且埋藏比较深，因此，在Appalachia厚煤层的比例比其他地区少，由于煤层薄，采用长臂开采的方法就会比其他地区开挖更多的大巷。这就会导致效率的降低，而且不得不花费更多的资源进行准备工作。因此，在Appalachia采用了效率低下的刨煤机和单滚筒采煤机，其他的地方已经采用高效的双滚筒采煤机，在Appalachia采煤机的马力也要比其他地区低。最终，这种不同导致了在Appalachia要比采用长臂和房柱的采煤法的Illinois Basin 和West使用更多的工人。在Appalachia，采用房柱采煤的煤矿要比长臂采煤法的煤矿使用更少的工人。

考虑到Appalachia大概73％的煤炭是通过长臂开采的在1993年，当时美国全国采用长臂开采的产量占68％，这就解释了为什么长臂开采的效率要比连续开采的效率低在一些Appalachian的地区。首先，必须注意长臂开采的效益包括投入和由连续采煤机出煤来发展长臂开采，连续采煤机在这种条件下开采的效率要低于那些非长臂开采的情况。因此，采用长臂和连续混合开采的效率要低于只用长臂开采的效率

事实上，长臂开采的效率依靠于长臂开采的速度以及连续开采为长臂开采提供发展条件的两者之间的平衡。尽管连续开采效率比较低下，但是他们在总的产量仅仅占了很少一部分，那就是为什么增加长臂开采盘区的尺寸对于提高生产效率很重要。但是连续开采在长臂开采的前期是必须的。如果连续开采的速度不足，长臂开采就必须等待，就会降低长臂开采的效率。

有可能生产效率在Appalachia降低最重要得原因是因为那里大型的采用长臂开采的矿

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井生产高质量的煤炭为冶金和出口。

在这个国家长臂采煤法在大的地方被使用，由于这个高度机械化的方法的生产潜力，当然, 劳动力生产率是评估和比较不同的采矿方法的许多标准的当中一个。单位生产力，用来测试每班的煤炭产量，这是另一种办法。

在1983到1992，长臂采煤的生产率提高了166％，从平均每班916吨到每班2440吨。尽管连续采煤生产效率的数据不是很可靠，但还是明显看出它的效率不如长臂开采，但是对应的长臂开采的成本要比连续开采高。其他的评审和比较采煤方法的标准还包括安全，经营成本，煤的质量和煤的回采率。在1993，长臂采煤法的回采率为56％，而房柱采煤的回采率为53％。另一个导致长臂采煤法发展的原因是长臂采煤法要比连续采煤法更有提高生产效率的潜力。虽然增产可以通过发展目前没有的技术来实现，但是矿业公司必须能够利用这些技术。已经使用长臂开采的矿井将会比那些没有长臂开采经验的矿井在未来更加迅速的使用新的技术。

生产力发展的方向

过去的事实证明，的确有足够的理由相信长臂采煤法要比其他的地下采煤法更能提高生产率。在过去的10年，长臂采煤法的效率要比房柱采煤法高。从1983到1993，长臂开采的效率提高了108%(从每小时1.59吨增长到每小时3.30吨)，与之对照的是房柱采煤增长了72％（表16）

长臂采煤法产量增加的原因就是盘区的宽度和长度的加大。盘区尺寸加大导致了生产方法的改进。首先，一部分采用高效长臂开采的矿井采用低效率的连续开采来开拓盘区。长臂开采和连续开采比例的变化为连续开采提供了充足的时间来开拓新盘区，因此连续开采不能于长臂开采同步。大型盘区的使用减少了频繁的设备移动，长臂开采使得浪费在移动上的时间减少了。

盘区的不断增大导致了长臂开采设备的更新。工作面输送机的平均马力是1984到1993的两倍。输送机马力的增加导致了输送机的长度和输送能力的增加，因此能够增加工作面的宽度。采煤机的平均马力比1984到1993增加了90％。长臂开采的设备变得更加结实和更加可靠。

长臂采煤设备在采区里面维度的增加，导致了地下开采操作的改变。特别重要的长臂开采可以全采薄煤层。尽管薄煤层的生产率不如厚煤层，但是仍然导致了整个煤矿产量的改变。最终整个矿井每年的产量有了明显的增加。长臂开采的产量以每年超过1000000吨的比例增加，从1983年的43％增加到了1993年的70％。全国性的趋势在Appalachia 和

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西部重复。Appalachia的长臂开采从1983到1993增加了95％，对比的是其他煤矿的74％。西部的增加了131％，对比的是其他煤矿的71％。西部高产的原因是由于煤层的厚度和矿井深度适合长臂开采，而且他们的工作面的平均长度也很高。

伊利诺斯盆地并不符合上面的情形，长臂开采的效率仅仅增加了41%,与之对照的是其他煤矿的68%。这主要归咎于这一地区的长臂开采煤矿的数量太少，不足以对本地区产生太大的影响。但是总体来说，长臂开采的煤矿的生产率比其他的煤矿在飞快的增加（图10）。技术发展将在下一章节里面讨论，有理由相信，长臂开采的生产力将比其他采矿方法更高。

长臂开采的采矿成本估计

这个部分提出概略成本估计为两个假定的长臂开采的煤矿。在1990年分条列述的成本估计被这两个矿井使用。模型的矿井被合并到RAMC。RAMC是被用来开发供应曲线的工程/成本模型（煤炭生产和价格的连系）反过来被用作为两座采用RAMC的长臂煤矿的EIA 长期煤炭预测模型（煤炭市场单元包括全国能源系统模型,煤炭供应和运输模式），一个设计旨在代表长臂开采的煤矿在美国的东部已经实践，另一个设计是为了典型的西部的长臂开采。然而，必须强调的是，不同的作业方法也会存在某些相同之处，每个煤矿的地质条件的差别导致了设计的独一无二。简单的说，煤矿开采都没有“典型”的条件，在一个地区使用一种类型的煤矿作为代表是为了方便统计。虽然 用来估计平均开采的费用具有不确定性，。模型的矿井是纯假设的并且不是为了任何现有作业，也不能为具体某矿来准确计算有关成本。

两座模型矿井被详细描述了在提供的报告“Development of RAMC Longwall Model Mines.”里面（包括盘区，工作面，作业时间表，以及以及经营项目与资本成本估计）（表17），在这个报告里面，两座矿井的主要特点都被概括。东部的矿井采用立井/斜坡开采，西部的矿井是近水平开拓的，煤层的埋藏深度是相同的（850英尺），然而东部矿井的开采深度是600英尺，相对于西部的1000英尺。两座矿井的服务年限都是30年。

东部矿井的原煤产量是3041000吨每年，而西部矿井的原煤产量是2587000吨每年，两个矿井都是一个工作面开采。然而，东部的矿井要求3部连续采煤机为长臂提供支持，而西部的只需要2部。东部的煤矿每班产煤3575吨，掘进采煤575吨每班。西部的矿井要高些（4900吨煤每班，掘进采煤700吨每班。），由于西部的地质条件要好一些。

东部矿井长臂工作面的宽度是750英尺，盘区长度是6840英尺。西部的工作面小一些，分别有700英尺宽，盘区6080英尺长。东部矿井支持4个长臂开采，西部支持3个，这些煤矿里面的工人都属于UMWA。

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