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1、河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 1 核准通过，归档资料。 未经允许，请勿外传！ 摘摘 要要 本设计的井田面积为 9.7 平方千米，年产量 60 万吨。井田内煤层赋存比较稳定， 煤层倾角 4-45，平均煤厚 3.5m，整体地质条件比较简单，在井田范围西部和中央 均有断层发育。沼气和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资 料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上山开采，煤 层分组采区上下山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺， 走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水 和矿井通风等各个生产系统的设备选
2、型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护 提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴 已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经 济效益和社会效益。 关键词：立井 走向长壁 一次采全高 综合机械化 高产高效 9JWKffwvG#tYM*Jg 重列车运行的阻力系数，取 0.007； zh W I轨道的平均坡度，取 i3； b列车制动时的加速度 m/s2 由此： zh 8 0.17 8 0.11 0.1060.0070.003 Q 169.5（t） (4)列车中矿车数量的确定 zhmin 0 Q Z GG 式中： 距三个约束条件确定的车组
3、质量中最小者，t； zhmin Q G、G0分别为矿车的载重或自重，t； 所以： 59.9 1 0.592 Z 37.6 辆 取 Z=30 辆 6.3.46.3.4 电机车台数的计算电机车台数的计算 (1)机车的加权平均周期运行时间 602 min 0.75 P L V T， 式中： 加权平均运距，Km，取 1Km； P L 重列车的运行速度，Km/h，取 6 Km/h； zh V 空列车的运行速度，Km/h，取 8 Km/h； k V 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 47 列车运行一个循环中休止时间，min，取 5min； 所以： 60 1.5 2 15 0.75 10.5 T 3
4、8min (2)每台机车每班可能运行次数： 次/班 b 60T T 式中： 一个工作班内的运输工作时间，运人取7.5h； b T b T 机车的加权平均周期运行时间，min；T 所以： 60 7.5 38 11 次/班 (3)班产量 AbA1 + A2 + An ， t/班 式中：A1，A2，An各带区的班产量，t/班； 因为只有一个采区生产，所以： AbA1 20.61703.51.450.95 984t/班 (4)每班所需运送货载总次数 12b / K KA m Z G AA A ，次班 式中： 每班矸石产量，t/班； b A 生产不均匀系数，取1.45；KK 一列矿车的矿车数，取 30
5、辆；Z 矿车载重，取 1t；G 所以： b 1.35 0.2 984 30 1 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 48 9 次/班 (5)每班运送总次数 次/班 b 总人 式中： 取 2人 所以： 9+211 次/班总 (6)工作机车台数 11/11N 总 1 台 取 1 台。 (7)备用与检修台数 0.25NN 0.251 0.25 台 取 1 台。 (8)所需机车总台数 NNN 总 1+1 2 台 6.3.56.3.5 带式输送机的计算带式输送机的计算 目前，新型高强度带式输送机已普遍使用，其带强大大超过普通胶 带，带速由 2m/s 增至 5m/s，运输量提高 2 倍以上。 （1）
6、带宽的计算 a,按设计运输生产能力计算 B=1.1(+0.05) 3600 Q vykc 式中：Q工作面最大可能产煤量，t; 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 49 v胶带的速度，m/s; y被运物料的堆积密度，t/m; c输送机的倾角系数，取 c=1; B输送机的带宽，m; 所以： =0.664m180 t/h 能满足每班产煤要求。 7 7 矿井提升矿井提升 7.17.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料矿井提升设计的主要依据和原始资料 该矿井设计生产能力为每年 60 万吨，年运输矸石 12 万 t，井下运 180 1.1(0.05) 3600 2 0.9 0.0906 1 B 河南
7、理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 50 输大巷中采用胶带运输机运煤，辅助运输通过 1t 固定式矿车、人车和 材料车来完成。超化矿煤的散体容重为 1.3t/m3，矿井工作制度为：一 年工作日为 330 天，每天净提升时间 14 小时，每天 3 班作业，每班工 作 8 小时。 该矿采用立井直接延伸开拓，第一水平井深 370m，第二水平井深 670m。 7.27.2 提升设备的选型计算提升设备的选型计算 7.2.17.2.1 主立井提升容器确定主立井提升容器确定 (1)一次合理提升量 j f T nt acA Q 3600 式中： A 矿井设计生产能力,t； c 提升不均衡系数,箕斗井为 1.1
8、1.15,取 1.15； 提升富裕系数,第一水平取 1.20； f a t 日提升小时数,取 14h； n 年工作日数,取 330d； 一次循环时间,s； j T u a V V H T j j j 其中： H提升高度，m； 箕斗井： xsz HHHH 其中： 矿井开采水平垂直深度，m； s H 卸载水平至井口距离，m，取 20m； x H 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 51 装载水平至井底车场水平距离，m，取 20m； z H 最大提升经济速度，其中； j V0.4 j VH 加速度，取 0.75；a 2 sm U箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间，取 u=10s； 休止时间，
9、s，取 8s； 表 5-2-2 箕斗休止时间 箕斗规格 （t） 6 及以下89 121620 休止时间 （s） 810121620 所以： xsz HHHH 370+20+20 410m 0.4 j VH 0.4410 8.1m/s u a V V H T j j j 810 75 . 0 1 . 8 1 . 8 410 79.4s 所以： j f T nt acA Q 3600 4 . 79 330143600 2 . 115. 11060 4 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 52 4 t (2)选择提升容器规格尺寸 根据 Q 值及煤的松散容重即可选用 6t 标准箕斗，根据表中斗箱
10、有 效容积，计算一次实际提升量： Q= V Qr 式中： 式中： 煤的松散容重,取,其中 1.45 为煤的容重,为 r 45 . 1 ， r 碎胀系数,取 1.1； 箕斗容积； V Q 满度系数，取 0.9； 45 . 1 ， r 1 . 1 45 . 1 1.3t/m3 所以： Q=0.9 1.3 6.6 7.7t 根据箕斗实际提升量，选择 JDS6/754 型多绳摩擦式 6t 箕斗。 箕斗有效容积 6.6m3，自重 7.5t。 7.2.27.2.2 副立井提升容器的确定副立井提升容器的确定 副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运 输设备和井下矸石量，初步选择罐笼型号为
11、GDG1/6/2/2 型 1t 矿车双层 单车罐笼，其自重为 4.3t，最大载重 4.3t。 要求最大班工人下井时间一般不超过 40min，最大班净作业时间，一般 不超过 5h（包括提人、材料、矸石） ，其中升降工人时间，按工人下 井时间的 1.5 倍，升降其它人员时间，按升降工人的 20，提升矸石 按日出矸量的 50；升降坑木、支架按日需量的 50。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 53 (1)用提升人员进行验算： 0 40 60 r j j nn V H aV 式中： 每罐提升人数，20 人； r n 最大作业班下井人数，取=100 人； 0 n 0 n 提升加速度，取；a 2
12、/7 . 0sm sx HHH 370+20 390 其中： 矿井开采水平垂直深度，m； s H 卸载水平至井口水平距离，取 20m； x H 稳罐附加时间，取5s； 上下人员休止时间，取 36s； 所以： 40 60 r j j n V H aV 20 365 3904 . 0 390 7 . 0 3904 . 0 6040 480100 人 满足要求。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 54 (2)以最大班净作业时间 5 小时验算 提矸石每班作业时间（小时） 0 0 36002q TQ t q 矸石 式中： 每日矸石提升量，t； 0 Q 每次矸石提升量，t； 0 q 循环时间，t;
13、 q T a u H Tq 7 . 0 3704 . 0 365 3704 . 0 370 q T =100s 所以： 236002 100400 矸石 t 2.8h 168min 升降其他人员的时间 0.2（min）t人 （60min）5 . 1 60 0 n nT t q 人 5 . 1 2460 100100 人 t 12.5min 0.20.217t人 2.5min 下坑木、支架按日需量的 50%计算； 取 0.3h18min 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 55 下炸药 24 次，取 3 次；保健车 24 次，取 3 次；运送设备 510 次， 取 8 次；其他 510 次
14、，取 8 次； 则：总计 3+3+8+822 次 22100s37min 所以： 总作业时间为：168+12.5+2.5+18+37 238min 4h6.98 罐笼提升时： c z a HpnGGQg Qn m 02 2 55.44177 . 1 45921000243008 . 9 3120004 a m =128.98 所以钢丝绳的安全系数均能满足煤矿安全规程的要求。 7.47.4 多绳摩擦式提升机的选择多绳摩擦式提升机的选择 提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差 Fe 后， 查提升机特征表确定的。 (1)主导轮直径 根据安全规程规定，摩擦式提升机的主导轮直径 D 与钢丝
15、绳直 径 d 之比应符合下列要求： 有导向轮时：D90d 对箕斗井：D/d2800/24.511490 对罐笼井：D/d2800/2312290 所以主导轮直径选 D2.8m，主、副井均能满足安全规程的要求。 (2)钢丝绳最大静张力 Ff 的计算，对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的 Ff。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 60 箕斗提升时： FfQ2+Q+np（Hk+Ht）+nqHHg N 7500+7700+41.92（24.44+410）+41.928.99.8 157804 N 罐笼提升时： FfQ2+2（G+G0）+np（Hk+Ht）+n1qHHg N 4300+2（1000+5
16、92）+41.77（22.44+410） +41.779.119.8 103980 N (3)钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差 Fc 箕斗提升时： FcQ+Htg （7700+0）9.8 75460 N 罐笼提升时： Fc=4G+(H+1)g （41000+1）9.8 39210 N 式中： 提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差，对于等重尾绳的提升系 统 0，上式中 取其绝对值； 7.57.5 电动机容量选择电动机容量选择 本部分内容，不进行运的学和动力学的计算，只进行近似计算： P u VQK N 102 式中： K矿井提升阻力系数，箕斗井取 1.15，罐笼井取 1.2； 减速器传动效率，取
17、 0.92； P动负荷影响系数，P1.21.4； V提升速度，V0.4；H P1.15 7700 0.4 4101.2 102 0.92 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 61 917 Kw 根据计算功率选定提升机型号为：JKM2.8/4（I） ，其性能特征如 下： 主导轮直径 2.8m，导向轮直径 2.5m，钢丝绳最大净张力差为 90KN，钢丝绳允许最大直径为 28mm，最大提升速度 11.8m/s，减速器的 速比 11.5，最大扭距为 133KN/m，电动机功率为 1000Kw，最大允许功 率计算值为 720Kw，电动机转数为 630r/min，最大转数 750r/min，传 动方
18、式为单电机传动。 8 矿井排水矿井排水 8.18.1 概述概述 超化井田含水层组主要有寒武、奥陶系长山组和马家沟组灰岩岩溶 裂隙承压含水层（） ，太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层（） 。 寒武、奥陶系长山组和马家沟组灰岩岩溶裂隙承压含水层（）,单位 涌水量 q0.001328.42l/ s.m，渗透系数 K0.00174-0.6866m/d 水化学类型为 HCO3-Ca 和 HCO3-Ca.Mg。太原组下段灰岩岩溶裂隙承压 含水层（）,单位涌水量 0.4116.079 l/s.m，渗透系数 4.884 m/d，地下水化学类型 HCO3-Ca 为主。由于以上含水层组受相应的隔水 层影响，对矿井开
19、采不会带来大的影响。井下主要涌水来自煤系地区本 身的砂岩裂隙水和断层裂隙水。 本矿小时正常涌水量为 380m3/h，最大涌水量为 500m3/h，井型为 年产 60 万吨的中型矿井，属于高瓦斯矿井。矿井主要根据第一水平情 况进行设计。排水系统：主排水设备设置在第一水平，第二水平的涌水 量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 62 8.28.2 水泵型号及台数水泵型号及台数 (1)水泵最小排水量的确定 正常涌水量时： QB1.2Q m3/h 24 20 Q 式中： QB水泵最小排水量，m3/h； Q矿井正常涌水量，m3/h； 由
20、此： QB1.2380 456 m3/h 最大涌水量时： QBr 1.2 QBr m3/h 24 20 r Q 式中： Qr矿井最大涌水量，m3/h； 由此： QBr1.2500 600 m3/h (2)水泵扬程的计算 PX B g HH H 式中： 排水高度，取井筒垂深，m； P H 吸水高度，取 5m； X H 管道效果，竖井取 0.890.9； g 所以： 3705 0.9 B H 416.7m (3)水泵形式及台数的确定 根据水泵扬程和矿井正常涌水量，从产品样本中选择额定值接近所 需值的水泵，水泵型号选 250D607 型，额定流量 420 m3/h，扬程 河南理工大学成人高等教育毕业
21、设计（论文） 63 420m，转速 1480rpm，吸程 5.5m，效率 73，配带电动机型号 JKZ1250 型，容量 1250KW，外形 262012001210，自重 3500kg。 水泵台数的选择：根据安全规程规定：必须由工作、备用和检修的 水泵。工作水泵的能力，应能在 20h 内排出矿井 24h 的正常涌水量。备 用水泵的能力应不小于工作水泵能力的 70。工作和备用水泵的总能 力，应能在 20h 内排出矿井 24h 的最大涌水量。 正常涌水量工作水泵的台数： 1 B n Q n Q 式中： 所选水泵的额定流量，420 m3/h； n Q 420 456 1 n 1.1 取2 台。 1
22、 n 备用水泵台数： 701.4 2 n 1 n 取1 台。 2 n 最大涌水量时水泵工作台数： 1 Br n Q n Q 420 600 1 ， n 1.4 取2 台。 1 n 并且2+3，满足要求。 1 n 1 n 2 n 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 64 检修水泵台数 250.5 3 n 1 n 取1 台。 3 n 水泵总台数为： +n 1 n 2 n 3 n 2+1+1 4 台 8.38.3 管路的确定管路的确定 (1)管路趟数的确定 安全规程规定必须由工作和备用的水管，其中工作水管的能力 应配合工作水泵在 20 小时内排出矿井 24 小时的正常涌水量，工作和备 用水管的
23、总能力，且能配合工作和备用水泵在 20 小时内排出矿井 24 小 时的最大涌水量，因此，设计中主排水管敷设两趟，一趟工作，一趟备 用。 (2)管径计算 排水道管径： dp= ，m 4 3600 n Q v 式中： v 排水管流速，v1.52.2m/s 取 v2m/s； 所以： dp= 4 420 3600 3.14 2 0.273m 查表，选用外径为 273mm 的标准无缝钢管，壁厚 7mm，内径 259mm。 吸水管直径： ，m；025. 0 px dd 由此： 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 65 0.298m 0.2730.025 x d 查表，选用外径为 299mm 的标准无
24、缝钢管，壁厚 8mm，内径 283mm。 由于垂高小于 400m 时，可选用壁厚度最薄的一种，且不必验算。 8.48.4 管道特性曲线，确定工况点管道特性曲线，确定工况点 (1)最大吸水高度的计算 ，m 2 x wxxs 2g V HHH 允允 式中： 产品样本上给出的允许吸上真空度，m（取额定工况时的） s H 允x H 允 吸水管中流速，m/s； x V ，m/s 2 900 n X x Q V d 所选标准吸水管的内径，m； x d 吸水管的阻力损失，m； wx H ，m 2 () 2 xx wxx x LV H dg 查表可知，因283mm，故19.3，0.0270，取 x d x 1
25、0m x L 由此： 22 420 1.75/ 900900 3.14 (0.283) n X x Q Vm s d 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 66 2 () 2 xx wxx x LV H dg 2 101.75 (0.027019.3) 0.2832 9.8 3.16m 最大吸水高度： 2 x wxxs 2g V HHH 允允 2 1.75 5.53.16 2 9.8 2.18m (2)求管道特性方程，绘制管道特性曲线 gwxwp 1.71HHHH（） 式中： gpx 3705 375mHH+H； 排水管阻力损失，m； wp H 2 pp wpp p p m d2g LV
26、H（）， 排水管沿程阻力系数； p 排水管中流速； p V ，m/s； p 2 p 900 n Q V d 所选标准排水管内径，m； p d 排水管上各管件局部阻力系数之和； p 排水管长度，m； p L 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 67 p1234 LLLLL 泵房里最远一台泵排水管长，取 20m； 1 L 斜巷内排水管长，取 20m； 2 L 井管内管长，取井筒深； 3 L 地面上排水管长，取 20m； 4 L 所以： p1234 LLLLL 20+20+370+20 430m 查表，因259mm，故0.0276。 p d p 0.084+3.5+83+31.5+1.14+1
27、3+541.46 p 又因为： p 2 p 900 n Q V d 2 420 900 3.14 0.259 2.10m/s 所以： 2 pp wpp p p d2g LV H（） 2 4302.10 0.027641.46 0.2592 9.8 （） 19.37m H375+1.7（3.16+19.37+1） 415.0m 管道阻力系数： g 2 n HH R Q 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 68 式中： 所选泵的额定流量，m3/h； n Q 所以： 2 415.0375 420 R 3.401 4 10 则管道特性方程为： 2 g HHRQ 4 3753.401 10 取不同
28、的 Q 值，求得相应的值列表如下： Q m3/h0100200300400500 H m375378.4388.6405.6429.4460.0 (3)确定水泵级数及工况点 水泵级数： iH/Hk415.0/606.91 式中： Hk所选水泵一级额定扬程，m； 由上计算结果决定选七级水泵。 工况点参数：412 m3/h，0.73，93Kw，=435m。 M Q M M N M H 所选的水泵管道特性曲线见图 533。 （） 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 69 图 532 水泵管道特性曲线 8.58.5 校验计算校验计算 (1)验算排水时间及排水管中的流速 正常涌水时： 1 24 n
29、 M Q T nQ 4122 38024 11.0720h 最大涌水时： 1 24 r m m Q T nQ 4122 50024 14.5620h 排水管中的实际流速： 2 900 m p p Q V d 412 9000.259 2.06m/s (2)校验水泵经济性和稳定性 经济性： nM 9 . 0 式中： 水泵额定工况时的效率； n 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 70 0.70.9 0.730.657 稳定性： 0 9 . 0 iHHg 式中： H。水泵流量为零时一级扬程； 3750.9 7 60378 (3)验算电动机功率 （Kw）(1.1 1.15) 102 3600
30、MM Mn rQ H N 式中： 传动效率，直连时1； n n 1.11.15 富裕系数：当 Q300m3/h，取 1.15； N 1480 412 435 1.15 102 3600 0.72 1 1153.71250 所以电动机的功率符合要求。 9 9 矿井通风与安全技术措施矿井通风与安全技术措施 9.19.1 矿井通风系统的选择矿井通风系统的选择 9.1.19.1.1 通风设计的基本依据通风设计的基本依据 由地质资料所述；矿开 CH4 的相对涌出量为 3.3m3/min；煤层的瓦 斯含量不高。总体看，该矿井为低瓦斯矿井，且煤尘没有爆炸危险性， 无自然发火倾向。现行矿井投产至今未见煤的自燃
31、现象。 从临近的矿井情况来看，邻矿得瓦斯含量也不高，且没有瓦斯突出的倾 向；所以本矿井确定为低沼矿井是适合的。 选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能 地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时 还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。 9.1.29.1.2 矿井通风系统要符合下列要求：矿井通风系统要符合下列要求： 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 71 每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口， 各个出口之间的距离不得少于 30m。 进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地 方。 箕斗提升或装有皮
32、带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回 风井使用时，必须遵循下列规定： 箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措 施，其漏风率不超过 15，并应有可靠的降陈措施，但装有皮带输送 机的井筒不得兼作回风井。 箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井 筒中的风速不得超过 6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过 4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带 运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路。 所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同 一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。 每个矿井必须有完整的独立的
33、通风系统。 采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。 回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。 井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。 9.1.39.1.3 矿井通风系统的确定矿井通风系统的确定 本设计井田倾向约 4.5km，且煤层相对赋存较浅，倾角较小，属于 近水平煤层。采用立井二水平上下山开拓，倾斜长壁采煤法，经济技术 上综合考虑，拟采用中央边界式通风方式。风进设在煤层露头的中央， 采用副井进风，风进回风。 结合设计矿井的情况，通风系统采用抽出式通风方式，抽出式主扇 使井下风流处于副压状态，但一旦主扇因故停止运转时，井下的风流压 力提高，有可能使采区瓦斯涌出量减少，必须安全
34、。 9.29.2 风量机算及风量分配风量机算及风量分配 确定矿井总风量： Qkj=（Qcj+Qjj+Qdj+Qgj）Kkj 式中: Qkj矿井总进风量，m/min； Qcj 采煤工作面实际需风量总和，m/min； Qjj掘进工作面实际 需要风量总和，m/min； 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 72 Qdj独立通风的硐室实际 需要风量总和，m/min； Qgj矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和, m3/min； Kkj矿井中通风系数， （包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取 1.151.25； 9.2.19.2.1 采煤工作面实际需风量采煤工作面实际需风量 采煤工作
35、面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和 计算，即： )min( 3 mQnQnQnQnQQ 备其它炮采机采综采采 式中： 综采工作面所需要的风量，； 综采 Qmin 3 m 一般机采工作面所需要的风量，； 机采 Qmin 3 m 炮采工作面所需要的风量，； 炮采 Qmin 3 m 其它开采工作面所需风量，； 其它 Qmin 3 m 备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，； 备 Qmin 3 m n各种开采法工作面的个数。 根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算： 本设计单一工作面开采，采用综采的采煤工艺。所以上式可简化为 QQ 备 采综采 Q 综采工作面所需
36、风量计算： 按沼气涌出量计算： Q综采100Q综瓦 式中： Q综采 综采工作面所需的风量，m/min Q综瓦综采工作面的绝对瓦斯涌出量，m/min； ，m3/min qk 24 60 T Q AA 瓦瓦 综采 综瓦 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 73 其中： T综采综采工作面平均日产量，t/d； k瓦瓦斯涌出不均衡系数，取 k瓦1.15； 100按回采工作面的沼气浓度不超过 1/100 计算； q瓦相对瓦斯涌出量，m/t； 所以： 3.3 2000 1.15 24 60 Q 综瓦 5.27min 3 m Q综采 综采100Q综瓦综瓦1005.27527 min 3 m QQ 备 采
37、综采 1Q 1527+0.5527 791 min 3 m 9.2.29.2.2 掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量 掘进工作面所需风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实 际需风量的总和计算，即： ，。 掘备岩掘煤掘掘 ）（knQnQQ min 3 m 式中： 每个煤巷掘进工作面所需要的风量，一般取 煤掘 Q 150200；min 3 m 每个岩石掘进工作面所需要的风量，一般取 岩掘 Q 200300；min 3 m n需要独立通风的煤巷、岩巷数； 掘进工作面备用系数，一般取 1.20。 掘备 k 由此： 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 74 3 200 1 2001.20Q
38、 掘 （） =1080min 3 m 当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、 局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。 9.2.39.2.3 峒室实际需风量峒室实际需风量 峒室实际需要风量应按矿井各个独立通风峒室实际需风量的总和计 算，即： ， 其它硐采硐机充硐 QQQQQ min 3 m 式中： 火药库实际需要风量，按每小时 4 次换气计算，即：Q火 0.07V（）Q火min 3 m V包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m）或者按经验值给 定风量，此处取 100m/min； 充电硐室实际需要风量，应按回风风流中氢气浓度小于 0.5 充 Q 计算，但不
39、得小于 100。或安经验值给定 100200；min 3 mmin 3 m 大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算； 机 Q 即： ， t u Q ii 6024 . 0 2 . 1 )1 (860 机 min 3 m 机电硐室中运转的机电总功率，kw； i 机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，可取)1 ( i u 下列数值，空气压缩机房取 0.200.23，水泵房取 0.020.04； 8601 kw/h 的热当量数，卡； 机电设备效率； i u 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 75 机电硐室进、回风流的气温差，；t 采区绞车房或边电硐室实际需要风量，按经
40、验供给风量 采硐 Q 6080；min 3 m 其它硐室所需风量，根据具体情况供风。 其它硐 Q 所以： 860 2 130 0.2 647 1.20 0.24 60 4 Q 空 3 minm 860 1 600 0.02 149 1.20 0.24 60 4 Q 水 3 minm QQQ 空水机 647+149 796 3 minm 100+150+796+80+80Q 硐 1206 3 minm 由以上计算所得出矿井总风量： kjgjdjjjcjkj kQQQQQ)( =（791+1080+1206）1.15 =3692min 3 m 9.2.49.2.4 风速验算：风速验算： 各巷道风速
41、、断面、风量一览表如下： 巷道名称 风量 min 3 m 断面 2 m 风速 sm 允许风速 sm 副井 369228.272.188 井底车场 369213.54.568 运输大巷 369213.54.568 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 76 进风行人斜 巷 29927.26.936 分带运输巷 15207.23.526 工作面 152010.62.394 分带回风巷 15207.23.526 掘进煤巷 3007.20.694 掘进岩巷 40013.50.494 回风大巷 36928.17.608 回风石门 36928.17.608 风井 369212.574.9015 9.3
42、 全矿通风阻力计算全矿通风阻力计算 在扇风机整个服务年限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和 走向范围的扩大以及产量提高而增加，为了扇风机处于整个服务年限内 均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的 总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限 内通风最困 难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时 还考虑到自然风压的作用。 9.3.19.3.1 计算原则计算原则 在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力， 只选择其中一条阻力最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计 产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在
43、两 个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长风 量最大的一条线路作为阻力最大的风路。如果矿井服务年限较长，则只 计算头 1525a 的通风容易和困难两个时期的巷道通风总阻力。 设计矿井通风容易时期的通风阻力 副井井底车场运输打巷进风行人斜巷分带运输斜 巷回风大巷回风石门风井 通风困难时期通风路线 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 77 副井井底车场运输大巷进风行人斜巷分带运输斜 巷分带回风斜巷回风大巷回风石门风井 通过主扇的风量 Q 扇必须大于通过风井的矿井总风量 Q 矿，为了 计算矿井的阻力必须先计算出 Q 扇： 对于抽出式： ， 矿扇 QQ)10 . 1 05.
44、 1 (min 3 m 式中： 1.05-1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取 1.05，有提升运输任务时取 1.10 所以： 1.051.05 36923876.6QQ 扇矿 min 3 m 9.3.29.3.2 计算方法计算方法 沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井 巷的摩擦阻力： )( 3 2 pa S Q VLah 摩 式中： L、V、S分别为各井巷的长度、周长、净断面积（） ； 2 ,mmm 表 6-3-1 容易时期各区段井巷的摩擦阻力 序 号 巷道 名称 支 护 形 式 4 24 10 / a N S m A 巷道长 度 L（m） 巷道周 长 U（
45、m） 风量 Q （m3/s） 断面 积 S （m2 ） （ 摩 h Pa） 风速 m/s 1 副井 井筒 混 凝 土 31.4370.315.461.528.33.02.18 2 井底 车场 锚 喷 70112015.161.513.5447.84.56 3 运输 大巷 锚 喷 70100015.161.513.5399.84.56 4 进风锚 7510011.049.97.255.06.93 河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 78 行人 斜巷 喷 5 分带 运输 巷 工 字 钢 105170011.025.37.2336.73.52 6 回采 工作 面 液 压 支 柱 24016013.425.310.627.72.39 7 回风 大巷 锚 喷 70115011.761.58.1670.37.60 8 回风 石门 锚 喷 8520011.761.58.1141.67.60 9 风井 混 凝 土 39.2150.310.361.512.611.54.90 合 计 2093. 4 表 6-3-2 困难时期各区段井巷的摩擦阻力 序 号 巷道 名称 支 护 形 式 4 24 10 / a N S m A 巷道长 度 L（m） 巷道周 长 U（m） 风量 Q （m3/s） 断面 积 S （m2 ） （ 摩 h Pa） 风速 m