通风设计
课程名称：矿井通风设计
学院：矿业学院专业：采矿工程姓名：学号：1108010000
年级：11 指导教师：
2015年5月27日
目录
1.设计矿井概况 (3)
1.1煤层赋存条件 (3)
1.2矿井巷道布置 (3)
1.3矿井开采技术条件 (3)
1.4矿井安全条件 (4)
2.通风系统 (5)
2.1通风方式 (5)
2.2通风方法 (5)
2.3上下山布置 (6)
2.4采面通风方式 (6)
2.5采区通风设施 (7)
3.矿井风量与计 (7)
3.1风机服务范围确定 (7)
3.2需风量计算 (7)
3.3风量分配 (10)
4.矿井通风阻力与通风特性 (12)
4.1容易困难时期阻力路线确定 (12)
4.2矿井通风阻力计算 (13)
5.通风设备选型 (14)
5.1局部通风机选型 (14)
5.2主要通风机选型 (14)
6.矿井通风费用 (17)
6.1吨煤通风费用 (17)
6.2吨煤通风成本 (17)
7.矿井通风系统评价 (18)
7.1矿井通风系统经济性评价 (18)
7.2矿井通风安全性评价 (18)
1.设计矿井概况
1.1煤层赋存条件
采区位于贵州黔北南部黔北镇、大山镇及忠义乡境内的黔北煤田内，采区北部以煤层露头为界，东面以井田边界为界，西面以F13断层为界。
本区含煤地层为上二叠统龙潭组(P2l)，属海陆交互相沉积，厚88～136m，一般厚110m，主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩夹泥灰岩、菱铁质灰岩及煤层组成。富含动、植物化石。含煤12～15层，至上而下以1、2……15等命名。煤层总厚10.5m，含煤率为5.9%，含可采煤层两层，可采煤层总厚8.8m，可采含煤率为3.6%。
根据岩性组合特征及含煤情况将煤组划分为上、下两段，上段含煤程度较高，含煤6～9层，其中9号为可采煤层，其余均为不可采煤层，其层位、厚度均不太稳定，时有尖灭现象，对比较困难；下段含煤层度较低，含煤3～5层。
1.2矿井巷道布置
本采区开采3#、12#、19#、23#煤层，采区内直接由井筒代替上山，不再设置专门上山。直接用平巷和石门与井筒相连，直通地面和连接运输大巷，形成采区生产系统。
1.3矿井开采技术条件
回采工作面煤层位于龙潭组上段顶部,是井田内唯一稳定煤层，井田内无不可采点，煤层采用厚度变化不大，呈由西向东逐渐变薄趋势，规律性明显。从本矿井的煤层赋存情况来看，由于煤层的倾角为21°，符合走向长壁开采的条件。且本矿井是煤与瓦斯突出矿井，在所试验的3、19层煤，均为具有煤与瓦斯突出危险的煤层，为了能够使该矿井安全生产，需要保证采掘独立回风。综合以上实际情况后确定所采用的采煤方法是：走向长壁后退式采煤法，回采工艺为：综合机械化采煤。顶板管理采用全部跨落法管理。
采区主要生产系统为：
运煤：回采工作面（刮板运输机、转载机）→运输平巷（皮带运输机）→区段运输石门（皮带运输机）→区段溜煤眼→主斜井（皮带运输机）→井口。
运料(或排矸)：材料从副斜井→运输石门→工作面回风平巷（工作面运输平巷）→采煤工作面。排矸线路与运料线路相反。
通风系统：（新鲜风流）副斜井→区段运输石门→工作面运输平巷→工作面→（污风）工作面回风平巷→回风石门→风井→地面。
行人: 副斜井→运输石门→运输平巷→工作面
排水系统：工作面→运输平巷（回风平巷）（水沟自流）→运输石门（回风石门）（水沟自流）→主斜井（副斜井）→井底水仓（水泵房）的排水泵→地面。
1.4矿井安全条件
1.4.1瓦斯
井田内主采煤层的瓦斯含量（含重烃）7.42～21.35ml/g·r，平均13.02 ml/g·r。
瓦斯含量由上部向下部煤层增大，瓦斯梯度：煤层埋藏深度每增加28.05m，其瓦斯含量增加1ml/g·r；瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加100m，瓦斯含量增加3.56ml/g·r。
瓦斯含量的变化规律为不同煤层随埋藏深度的增加瓦斯含量增加，主要在浅部至中深部规律较为明显。同一煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系较为明显，瓦斯含量的等值线与底板等高线的走势基本一致，即由浅入深瓦斯含量增大。
1.4.2煤尘爆炸和煤的自燃倾向
井田范围内煤层均具有煤尘爆炸危险性。设计主要可采煤层3、19四层，其中：3、19煤层为易自燃煤层。
1.4.3井田水文地质条件
矿井开发有关的岩层既是煤矿床充水的弱含水层段，又是茅口组、永宁镇组灰岩岩溶水的隔水层段。该矿井属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简单，局部中等偏简单。
1.4.4煤层顶、底板情况
主要可采煤层顶、底板岩性以泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，局部有粉砂岩及泥岩。3号煤层顶板稳定性好，自然状态下，抗压强度大于50MPa，抗拉强度大于3MPa，抗剪强度大于6MPa；3煤底板、19煤底板稳定性中等，自然状态下，抗压强度34.4～47.1MPa，抗拉强度0.92～2.96MPa，抗剪强度2.63～4.84MPa；19煤顶板稳定性相对差一些，抗压强度18.8～27.9MPa，抗拉强度1.86～
2.43MPa，抗剪强度2.07～4.84MPa。
2.通风系统
选择任何通风系统，都要符合投产快，出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。
（1）矿井通风网络结构合理，集中进、回风线路短，通风阻力小，多阶段同时作业时主要人行、运输巷道和工作点上的风流不串联；
（2）漏风少；
（3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风设备少；
（4）充分利用各条井巷，尽量减少专用回风巷道工程量；
（5）通风能耗低.
矿井通风系统包括：通风方式、通风方法和通风网络。
本采区的通风系统类型为混合式抽出式，以中央并列式为主，中央分列式为辅。回风井位于采区中央，进风井分别为采区轨道上山和矿井的主平硐。
2.1通风方式
通风方式即为进风井和出风井的布置方式，分为中央式、对角式、混合式。此采区采用的是混合式通风。副斜井为进风井；回风斜井为回风井。这种通风系统适用于井田范围较大，多煤层、多水平开采的矿井，且多见于老矿井的改造和扩建中。
2.2通风方法
通风方法，即矿井主扇的工作方式，分为：抽出式、压入式、压抽联合式。
此矿井采用的是抽出式通风。抽出式通风是当前通风方法中的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，可以使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。且漏风量小，通风管理较简单。
2.2.1各通风方式优缺点比较
1、抽出式
主要通风机安装在回风井口，风流由井下流入风机排出地表。整个通风系统处于低于当地大气压力的负压状态。
优点：主扇停转时，井下风流压力升高，可能使采空区瓦斯涌出量减少，有利于瓦斯管理；外部漏风量少，通风管理简单；与压入式通风相比，不存在向下水平过渡时期改变通风方法的困难。
缺点：当地面存在老窑及采空塌陷区并和开采裂隙沟通时，会把其中的有害气体抽到井下，并降低回采工作面的风量。
2、压入式
主要通风机安设在进风井口，风流由地面流入风机进入井下。整个通风系统处于高于当地大气压力的正压状态。
优点：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开采浅部煤层时采区准备较容易，工程量少，工期短，出煤快；可用一部分回风把老窑及采空塌陷区有害气体压到地面。
缺点：井口房、井底煤仓及装载硐室漏风大，管理困难；风阻大，风量调节困难；由浅部的压入式过渡到深部水平的抽出式时改造工程量大，过渡期长，通风管理困难；当主扇停转时，井下风流压力降低，可能自短时间内引起采空区或封闭区的瓦斯大量涌出；主要通风机位于工业场地内有噪音。
一般认为：压入式通风不宜用于高瓦斯矿井。低瓦斯矿井的第一水平有地表漏风，矿井地面地形较复杂，高差起伏大，无法在高山上安装主要通风机，总回风巷维护苦难时，可以考虑采用压入式通风。
3、压抽混合式
在进风井口安装风机做压入式通风，在回风井口安装风机做抽出式通风。
通风系统的进风处于正压状态，回风部分处于负压状态。工作面大致处于中间状态，其正压或负压均不大，采空区联通地表的漏风因此而降低，适用于自燃发火较严重的矿井。
其缺点是：使用的通风机设备较多，管理复杂。
2.3上下山布置
本采区采不再设置专门上山而是直接由井筒代替上山，直接由工作面平巷和石门与井筒相连直通地面和连接运输大巷，形成采区生产系统。井筒设在3#和12#煤层之间，倾角18°。
2.4采面通风方式
采面通风方式设计为U型上行逆向通风，这样有利于瓦斯的排出，和避免瓦斯爆炸。U型通风比较简单，可以保证矿井风流的稳定性。
2.5采区通风设施
采区通风设施主要有风门，其布置方式见附图。密闭和挡风墙应该在采空区形成后尽快布置，并在四周掏槽，槽深不小于0.5m。采区通风设备有压入式局部通风机两台，其布置方式见附图。这样有利于掘进工作面瓦斯的排出。局部通风机实行“三专两闭锁”。在掘进巷道的开端设水幕，防止煤尘浓度过大。并依据《煤矿安全规程》在适当地点布置水棚，以隔绝煤尘爆炸。
3.矿井风量与计
3.1风机服务范围确定
矿井风机分为主要通风机、局部通风机和辅助通风机。
主要通风机服务整个矿井，本设计只服务二采区；局部通风机服务掘进工作面。根据本采区的情况，只需要主要通风机和局部通风机。
3.2需风量计算
采区供风要求在保证风流数量、质量的前提下，还要经济合理。影响风量多少的因素较多，目前主要针对各不同因素分别计算风量，最后取最大值。对于新设计的采区，要参考相同条件的生产采区进行计算，投产后进行修正；对于生产采区也要经常调整，以满足安全生产需要。
采区风量计算目前需要按2种方法进行，取大值作为最终结果。这两种方法为：按采区最多工作人数计算、按采区内各用风点需风量之和计算（又称：分别法）。
计算时需计算容易时期和困难时期两种情况下的风量。
一、按采区最多工作人数计算风量：
Q1=4N×K=4×110×1.21=532.4 m3/min
公式中，Q1—采区所需风量，m3/min； N—采区内最多工作人数；4—每人每分钟供风量。K—矿井通风系数，取值 1.1～1.25；考虑了矿井内部漏
风和风量分配不均等因素。压入式或中央并列式通风取 1.20～1.25；中央分列或混合式通风取1.15～1.20；对角或分区式通风采用1.10～1.15；上述取值范围在T≥90万t/a时取小值。
按采区内各用风点需风量之和计算：
二、 Q2=(∑Qc+∑Qj+∑Qd+∑Qt)·K
Q2—采区所需风量，m3/min；
∑Qc—所有采煤工作面实际需风量总和，m3/min ；
∑Qj—所有掘进工作面实际需风量总和，m3/min ；
∑Qd—所有需单独配风硐室实际需风量总和，m3/min ；
∑Qt—除采掘硐外，其它巷道实际需风量总和，m3/min ；
K—矿井通风系数，取值1.1～1.25，K值原则同人数法。
1. 采煤工作面需风量计算
分别按“瓦斯涌出量、工作面温度、炸药使用量、采面工作人数”计算最低需风量（上述计算结果中取最大值为最低需风量），并按“采面风速”验算风量值。
（1）按采面瓦斯CH4涌出量计算：
Qc= Kc ?qc/(1/100-C1)
容易时期：Qc=1.6×11.20×100=1792 m3/min=29.9m3/s
困难时期：Qc=1.6×13.30×100=2128 m3/min=35.5m3/s
式中：Qc—回风工作面需风量，m3/min；
qc—回采工作面沼气的绝对涌出量，m3/min；
Kc—回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.2～1.6，对于炮采工
作面Kc为1.4～2.0。
C1—回采工作面入风流瓦斯浓度(不得大于0.5%)，对于本矿可取0% （2）由于本工作面采用综合机械化采煤，因此不考虑炸药使用量。
（3）按采面温度计算
Qc2=60×VC×Sc×Ki
=60×1.5×11.0×1.1=1089.0 m3/min
公式中，Qc2—采煤工作面按温度条件计算需要最低风量，m3/min ；
Vc—采面适合风速，取值查表，1.5m/s ；
Sc—采面平均通风断面，m2；
Ki—采面长度系数值，取值查表。
（4）按采面工作人数计算
Qc=4×Nc=4×55=180m3/min
公式中，Qc—采面按同时工作最多人数计算需要最低风量，m3/min ；
Nc —采面同时工作最多人数，人 。 （5）按风速验算
《煤矿安全规程》规定：采面最低风速为0.25m/s 、最高风速为4m/s 。 Qcmin=0.25×60×Sc=0.25×60×15.7=226.08 m3/min=3.78m3/s Qcmax=4×60×Sc=4×60×15.7=3768m3/min=62.8m3/s 公式中，Qcmin —采煤工作面按风速计算出的最低风量，m3/min ； Qcmax —采煤工作面按风速计算出的最高风量，m3/min ； Sc —采面平均有效通风断面，m2 。
容易时期：Qc=1792 m3/min ；困难时期：Qc=2128 m3/min ，均满足上述条件，故此风量计算满足要求。 2. 掘进工作面需风量计算
掘进工作面需要风量分别按：“瓦斯涌出量、炸药使用量、局部通风机吸风量和工作人数”计算，取最大值作为掘进面最低需风量，并按掘进巷道“风流速度”验算。
（1）按掘进面瓦斯（ CH4或CO2 ）涌出量计算
容易时期：Qj1=100×qj ×Kj=100×2.0×1.6=400 m3/min
困难时期：Qj1=100×qj ×Kj=100×2.2×1.6=416 m3/min 公式中，Qj1—掘进工作面按瓦斯涌出计算需要最低风量，m3/min ； qj —掘进面绝对瓦斯涌出量，m3/min ；
Kj —掘进面因瓦斯涌出不均匀而需要的备用风量系数，即该掘进面瓦斯涌出量最大值/平均值。通常，机掘取1.5～2.0，炮掘取1.8～2.0； 100—常数值，其值=1/掘进面允许瓦斯浓度值。
（2）由于本工作面掘进面采用掘进机掘进，因此不考虑炸药使用量。 （3）按掘进面工作人数计算
Qj3=4×Nj=4×30=120 m3/min
公式中，Qj3—掘进面按同时工作最多人数计算需要最低风量，m3/min ； Nj —掘进面同时工作最多人数，人 。 (4) 按局部通风机吸风量计算
选择局部通风机的型号为FBDNo6.3/2×18.5KW （选取原则参照5.1），该型号的局部通风机的风量调节范围在180-540m3/min ，全压为700-4850Pa ，最高全压效率大于80% 。
=??=f f fj k I Q Q 540×1×1.2=648m3/min =10.8m3/s
式中:
f
Q ——掘进面局部通风机额定风量，m3/min ；
I ——掘进面同时运转的局部通风机台数，台；
f
k ——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，进
风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
（5）按风速验算
《煤矿安全规程》规定，掘进巷道最低风速为：无瓦斯涌出时0.15m/s、有瓦斯涌出时为0.25m/s,最高风速为4m/s。
Qjmin=0.25×60×Sj=0.25×60×9.6=144m3/min
Qjmax=4×60×Sj=240×16.95=4068 m3/min
公式中，Qjmin—掘进工作面按风速计算出的最低风量，m3/min ；
Qjmax—掘进工作面按风速计算出的最高风量，m3/min ；
Sj—掘进面平均有效通风断面，m2 。
Q掘=648m3/min
3、需单独配风硐室需风量计算
根据不同硐室类型，采取不同计算方法。本采区的硐室中只有变电所需要单独配风，根据经验需要配风135 m3/min
井下其它巷道需风量计算
()
()
()
()min
/
2.
178
%
5
140
48
6
48
6
128
2
%
5
min
/
4.
61
1
%
5
140
48
6
48
6
1792
%
5
3
3
m
Q
Q
Q
Q
m
Q
Q
Q
Q
d
j
c
t
d
j
c
t
=
?
+
+
+
=
?
+
+'
='
=
?
+
+
+
=
?
+
+
=
∑∑∑
∑∑∑
容易时期:Q2=(1792+1296+140)×1.15=3712.2m3/min=61.9m3/s 困难时期： Q2=（2128 +1296+140）×1.15=4098.6m3/min =68.3 m3/s 综上所述，按两种方法计算的风量可得，取最大值，所以本采区的需风量为容易时期：3712.2 m3/min；困难时期：4098.6m3/min。
3.3风量分配
3.3.1、配风的原则和方法
配风的原则是按实际需要“由里至外”的方法进行分配，先确定井下采掘工作面、各个硐室的风量，再确定其它需要单独配风巷道的风量，最后依据剩余风量再对各工作地点用风进行调整，直至将计算总风量分配完。
未依据按需分配原则配风的巷道，则可根据漏风、及分风、合风情况将风量分配至平衡即可。
3.3.2、配风的依据
配风必须要满足各用风地点的下列要求：
（1）满足氧气、瓦斯、二氧化碳和其它有毒有害气体浓度要求；
（2）满足井下巷道最低、最高风速要求
（3）满足井下最高温度要求；
（4）满足冷空气预热的要求；
（5）满足空气中粉尘安全浓度要求；
（6）满足其它要求：
①漏风率不得高度规定②在装有局部通风机的巷道中，巷道风量不低于
1.43Qf。
③在串联掺新的风流进入下一个用风地点前，风流中瓦斯浓度≯0.5%。
④其它要求。
3.3.3风量的分配
容易时期各用风地点风量分配
用风地点计算风量
（m3/s）初配风量
（m3/s）
分配风量
（m3/s）
净断面
（m2）
初风速
（m3/s）
风速（m3/s）
采面采面1 29.932.00 32.00 11.0 2.90 2.90 掘进面掘进面1 10.80 12.00 12.00 9.10 1.31 1.31 掘进面2 10.80 12.00 12.00 10.10 1.19 1.19 机电硐室采区变电
所
2.69
3.00 3.00 15.00 0.20 0.20 其它其它 2.97 3.00 3.00 13.72 0.22 0.22 总风量Q 5
4.20 62.00 62.00
困难时期各用风地点风量分配
用风地点计算风量
（m3/s）初配风量
（m3/s）
分配风量
（m3/s）
净断面
（m2）
初风速
（m3/s）
风速（m3/s）
采面采面1 35.50 37.00 37.00 11.0 3.36 3.36 掘进面掘进面1 10.80 12.00 12.00 9.10 1.32 1.32 掘进面2 10.80 12.00 12.00 10.10 1.19 1.19 机电硐室采区变电
所
2.69
3.00 3.00 15.00 0.20 0.20
其它其它 2.97 3.00 3.00 13.72 0.22 0.22 总风量Q 62.76 67.00 67.00
风量分配到各用风地点后，结合巷道断面情况进行风速验证，经验证各条巷
道的风速均在合理范围内。
4.矿井通风阻力与通风特性
一、矿井通风总阻力的计算原则
（1）新建矿井通风阻力hr≯2940Pa，当矿井井田范围与生产规模均较大时，后期通风阻力hr ≯ 3920Pa。
（2）矿井井巷的局部阻力不单独计算，一般新建矿井按摩擦阻力的10%估算，扩建矿井按15%估算。
（3）计算阻力时，遇矿井通风路线中的并联风网，可选其中最大阻力路线作为计算依据（注意：此时若通过风网解算，则可沿任意路线计算）。
（4）分别计算出设计风机服务期限内的，通风容易与通风困难时期通风阻力；所选风机应即能满足通风容易时期、又能满足通风困难时期通风需要（工况点要合理）。
二、矿井通风总阻力的计算
（1）对于有多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。
（2）在寻找风机服务年限内的最小、最大阻力路线时，可根据两种方法确定：
①通风系统较简单，可直接根据风量、通风路线长短、通风巷道断面参数等少量因素直接判定出最小、最大阻力路线。
②通风系统较复杂，此时只能先根据开拓开采布局与采掘接替安排对阻力分布进行分析，然后选几条可能最大和最小的路线来计算出结果后，进行比较。
在主要通风机设计计算服务年限内：矿井通风系统总阻力最小的时期称为通风容易时期；矿井通风系统总阻力最大的时期称为通风困难时期。
（3）分别沿着通风容易、困难时期通风阻力路线计算摩擦阻力hfr。并在考虑局部阻力后，得到通风容易和困难时期的通风总阻力hrmin、hrmax。
（4）对于小型矿井，可只计算通风困难时期通风阻力。
以刚才进行风量分配的例子说明如何选择最小、最大阻力路线，即确定通风容易、通风困难时期。
以容易时期为例，选择该时期最大阻力路线进行阻力计算，计算出的结果即通风容易时期矿井通风总阻力。
4.1容易困难时期阻力路线确定
矿井的通风容易时期是在回采12号煤层的首个工作面时，即回采工作面。
容易时期最大的通风阻力路线为：主斜井--运输石门--运输平巷--回采工作面--回风平巷--回风石门--回风斜井--引风道，最后把污风排出地表。
矿井的通风困难时期是在回采3号煤层第五个区段时，即回采工作面。
所以通风困难时期的最大阻力路线为：主斜井--运输石门--运输平巷--回采工作面--回风平巷--回风石门--回风斜井--引风道，最后把污风排出地表。
4.2矿井通风阻力计算
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
h 摩=a ·L ·U ·Q 2/S 3 (Pa
)
式中：L 、U 、S ——分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m 2)
a
——
Q —— 通过井巷的风量，m3/s ；
容易时期通风阻力计算表
顺序
巷道名称
支护形式
摩擦阻力系数α(NS2/m4) 长L (m)
周长 U(m) 净断面积S(m2) 摩擦风阻
R(NS2/
m8)
风量Q (m 3/s )
摩擦阻力h (Pa)
风速V(m/s)
1 副斜井 锚喷 0.010 164 15.63 13.7
2 0.0099 62 38.153
4.52 1' 副斜井 锚喷 0.010 183 1
5.63 13.72 0.0111 49 2
6.591 3.57 2 运输石门 锚喷 0.011 21 12.80 11.40 0.0020 46 4.223 4.04 3 运输平巷 锚喷 0.012 834 12.40 9.10 0.1647 33 179.338 3.63 4 采煤工作面 锚喷 0.030 165 1
7.05 15.70 0.0218 33 23.750 2.10 5 回风平巷 锚喷 0.012 820 13.20 10.10 0.1261 33 137.288 3.27 6 回风石门 锚喷 0.010 22 12.80 11.40 0.0019 33 2.070 2.89 7 回风斜井 锚喷 0.010 183 15.63 13.72 0.0111 65 46.792 4.74 8 局部阻力(10
﹪) 45.821 9
总计
2392
504.026
困难时期通风阻力计算表
顺序
巷道名称
支护形式
摩擦阻力系数α(NS2/m4) 长L (m)
周长 U(m) 净断面积S(m2) 摩擦风阻
R(NS2/
m8)
风量Q (m 3/s)
摩擦阻力h (Pa)
风速V(m/s)
1 副斜井 锚喷 0.010 290 15.63 13.7
2 0.0176 71 88.47
3 5.17 1' 副斜井 锚喷 0.010 183 15.63 13.72 0.0111 58 37.257 4.23 2 运输石门 锚喷 0.011 148 12.80 11.40 0.0141 55 42.548 4.82 3
运输平巷
锚喷
0.012
809
12.40 9.10 0.1597 42
281.790
4.62
4 采煤工作面 锚喷 0.030 16
5 17.05 15.70 0.0218 42 38.471 2.68 5 回风平巷 锚喷 0.012 819 13.20 10.10 0.1259 42 222.113 4.1
6 6 回风石门 锚喷 0.010 152 12.80 11.40 0.0131 42 23.165 3.68
7 回风斜井 锚喷 0.010 303 15.63 13.72 0.0183 74 100.416 5.39
8 局部阻力(10
﹪)
73.382 9
总计
2869
807.198
5.通风设备选型
5.1局部通风机选型
掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，本设计通风长度858米.选用直径为1000㎜的胶布风筒。
掘进工作面需风量Q=416m3/min ，百米漏风率L ε100=1%， 漏风率为L ε=L ε100×L/100=8.58%
掘进工作面风机风量Qf=Qj/(1-L ε)=416/(1-8.58%)=455.1m3/min 选用直径为1000㎜的胶布风筒,R100=2N ?S2/m3, 风筒风量Q==?j
f
Q
Q
435.3m3/min
风压hv=R ?Q2=2×8.58×416/60×455.4/60=902.4pa
根据需要的Qf 、Ht 、值在局部通风机特性曲线上，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率高的局部通风机。
选择的局部通风机为：
FBD №6.3/2×18.5型 功率：15kw 转速：2900r/min 。
5.2主要通风机选型
5.2.1确定主要通风机的风量
（1）容易时期通过主要通风机的风量Q 扇必大于通过出风井的矿井总风量Q 矿，对于抽出式：
Q 扇=(1.05～1.10)Q 矿 (m3/s)
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。 此处取1.05
Q 扇=1.05×65=68.25(m3/s)
（2）困难时期时期通过主要通风机的风量Q 扇必大于通过出风井的矿井总风量Q 矿，对于抽出式：
Q 扇=(1.05～1.10)Q 矿 (m3/s)
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。 此处取1.05
Q 扇=1.05×74=77.7(m3/s) 5.2.2求自然风压
输入功率密度按下式计算：
冬季容易时期进风侧 311/107.18
15.27390000
003460.0003460.0m kg T P =+?==ρ
出风侧 m T
kg P
3
2
2
/092.112
15.27390000003460.0003460
.0=+?
==ρ
夏季困难时期进风 3
1,1/044.12515.27390000
003460.0003460.0m kg T P =+?==ρ 回风侧 31,
2/059.121
15.27390000003460.0003460.0m kg T P =+?==ρ
冬季进风侧的温度为8℃，回风侧的温度为21℃，夏季进风侧的温度为25℃
出风侧的温度为21℃，井口大气压力取90000Pa ， 计算自然风压时按一般公式计算如下：
冬季 ()Pa g H h n 01.36092.1107.18.95.236)(,
2,11=-??=-?=ρρ 夏季()Pa g H h n 92.32059.1044.18.95.236)(,2,12=-??=-?=ρρ
式中:n h ——矿井自然风压，Pa ；
H ——矿井开采深度，m ；H=663sin21= 236.5m g ——重力加速度，m/s2； 1ρ——进风侧平均密度，kg/m3； 2ρ——回风侧平均密度，kg/m3。 5.2.3确定主要通风机的风压
轴流式通风机：
容易时期 h 扇易＝h 阻易十hd 一hn 困难时期 h 扇难＝h 阻难十hd 十 hn 式中：
hd ——通风机装置阻力，Pa 。容易时期取100 pa ，困难时期取150pa
容易时期 h 扇易＝h 阻易十hd 一hn=504.026＋150－36.01=618.02pa 困难时期 h 扇难＝h 阻难十hd 十hn=807.198 ＋200＋32.92=1040.12pa
通风容易时期和通风困难时期的工况点分别为（68.25、618.0）和（77.7、1040.1），根据这两个工况点，选择的风机型号为62A14-11NO.24,n=750r/min,叶片数8片。这台风机容易时期的效率约为76%，困难时期的效率约为85%，共选两台，一台工作，一台备用，工作通风机一旦出故障，备用风机可以立刻自动启动。
5.2.4选择电动机
输入功率计算 f
hQ
N η10000
= 容易时期功率： kw Q h N f
rf rf ro 2.60%
70100025
.6802.6181000=??=
=η
困难时期功率：kw Q h N f
kf kf ko 6.98%
8210007
.
771.10401000=??=
=
η
由于ko ro N N 6.0>
所以两个时期都用一种较大功率的电动机。其电动机的输出功率N 电出和输入功率N
转
扇入难
电出ηN N =
式中：η转 ——传动效率，直接传动时，η转 =1
电电出
电入
）＝（ηN N 1.15~10.1
式中：1.10～1.15——电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取1.15，
对于轴流式主要通风机取1.10；
η电——电动机效率，一般取0.9～0.95，此处取0.94。 因98.5＞123.96×0.6=74.376 所以 N 电出=98.6÷1=98.6kw
N 电入=(1.1×98.6) ÷0.91=108.4（kw ）
查《电动机技术手册》合适的电动机为：JS －400S2－8 功率160Kw 转数740r/min 效率91.功率因数0.85.
6.矿井通风费用
6.1吨煤通风费用
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
T I I D E a
f )(+=
式中：E ——主要通风机年耗电量，元/t ；
D ——电价，元；
T ——矿井年产量，t ；
I f ——矿井主要通风机年耗电量；通风容易时期和困难时期共选一台电动机时：
H v c e e f N I ηηηη24365max
??=
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
I f =(108.4×365×24)÷(0.9×1×0.8×0.95)=1388280.7
Ia ——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量
Ia=（15×365×24）÷（1×1×0.8×0.95）=172894.7
E=｛1×（1913368.4＋172894.7）｝÷1200000=1.31（元/t ）
6.2吨煤通风成本
通风设备的折旧费和维修费：150万元/年
专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费：150万元/年 通风器材的购置费和维修费：50万元/年 通风仪表的购置费和维修费：20万元/年 通风队全体人员的工资费：400万元/年
e 2=(150+150+50+20+400)万元/年÷120万吨/年=6.41(元/吨) 于是通风成本e=e 1+e 2=1.31+6.41=7.72(元/吨)<50(元/吨)。
7.矿井通风系统评价
7.1矿井通风系统经济性评价
该矿井吨煤的通风成本为7.72元，小于50元，因此，通风成本较低，通风经济性较好。
7.2矿井通风安全性评价
主扇运行稳定，本设计的主要通风机风量和电机功率有足够的富余量，能够保证风机正常稳定的运转。
井下实现分区通风、独立通风，且风量足够。矿井通风量供需比合适。
总体来说，该设计矿井通风系统经济上合理，安全上可靠。
XX煤矿主通风系统选型 设计说明书 一、XX矿主要通风系统状况说明 根据我矿通风部门提供的原始参数：目前矿井总进风量为2726m3/min，总排风量为2826m3/min，负压为1480Pa，等积孔1.46㎡。16采区现有两条下山，16运输下山担负采区运输、进风，16轨道下山担负运料、行人和回风。我矿现使用的BDKIII-№16号风机2×75Kw，风量范围为25-50m3/S，风压范围为700-2700Pa，已不能满足生产需要。 随着矿井往深部开采及扩层扩界的开展，通风科提供数 :6743m3/min，最大负压据要求：矿井最大风量Q 大 :2509Pa。现在通风系统已不能满足生产要求，因此需对H 大 主通风系统进行技术改造。 二、XX煤矿主通风系统改造方案 根据通风科提供的最大风量6743m3/min，最大负压2509Pa，经选型计算，主通风机需选用FBCDZ-№25号风机2×220Kw。由于新选用风机能力增加，西井风机房低压配电盘、风机启动柜等也需同时改造。本方案中，根据主通风机选用的配套电机功率，选用高压驱动装置。即主通风系统配置主通风机2台，高压配电柜6块，高压变频控制装置2套，变压器1台。
附图：主通风机装置性能曲线图附件：主通风机选型计算
附件： 主扇风机选型计算 根据通风科提供数据，矿井需用风量为Q:67433/min m ，通风容易时期负压min h :1480Pa ，通风困难时期负压max h :2509Pa,矿井自然风压z h :±30Pa 。 1、 计算风机必须产生的风量和静压 （1）、通风机必须产生的风量为 f l Q K Q ==67433/min m =112.43/m s （2）根据通风科提供数据，在通风容易时期的静压为1480Pa ，在通风困难时期的静压为2509Pa 。 2、 选择通风机型号及台数 根据计算得到的通风机必须产生的风量，以及通风容易时期和通风困难时期的风压，在通风机产品样本中选择合适的通风机。可选用FBCDZ-8-№25轴流通风机2台，1台工作，1台备用。风机转速为740r/min 。 3、 确定通风机工况点 （1） 计算等效网路风阻和等效网路特性方程式 通风容易时期等效网路风阻 21min /s f R H Q ==1480/112.42 =0.1171(N ·S 2)/m 8 通风容易时期等效网路特性方程式 h=0.1171Q 2 通风困难时期等效网路风阻
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
摘要 矿井提升机是沿井筒提升煤炭、矸石、升降人员、下放材料的大型机械设备。它是矿山井下生产系统和地面工业广场相连接的枢纽,故要求具有很高的安全性,其成本和耗电量也比较高。因此本次在矿井提升机选型设计中, 主要是根据所给参数确定矿井提升设备，包括选择提升容器、钢丝绳、提升机、卷筒及校核提升能力,并经过多方面的技术经济比较,结合矿井的具体条件,做到设计切合实际。保证提升机的选型及其的,确定具有经济安全合适的提升系统。 矿井排水是通过排水泵经过管路把井下的水排到地面，保证正常生产。本次设计主要是通过计算，设计从中央泵房把水从立井中的管路排放到地面。 矿井通风是采矿科学的一个重要组成部分。为了使井下各工作地点都有良好的通风，有足够的新鲜空气，使其中有毒，有害，粉尘不超过规定值。矿井通风在矿业工程中占重要地位。通风机分为轴流式和离心式，本次设计中主要是做到对通风机有合理的选型。 关键词：矿井提升机矿井排水矿井通风选型设计
绪论 本设计选题根据是解决煤矿矿井生产中的提升;排水及通风问题。 矿山提升设备是矿井运输中的非常重要设备，占有特殊地位，是井下与地面联系的主要工具。矿井提升机是矿山运输中的主装式交-交变频提升机。后者主回路和磁场回路均采用电力电子器件，实现变频和整流。由于采集设备，是井下与地面联系的重要工具。矿井提升机又是矿山最大的固定设备之一，它的耗电量占矿山总耗电量的30～40%。电力电子技术较早就用于矿井提升机的传动，并且发展迅速，从60年代的模拟控制SCR-D直流提升机发展到目前最先进的同步机内用交流电机，没有电刷问题，提升机容量可以大幅度增加，例如南非帕拉波矿井内装式提升机电机功率达6300kW。我国东欢坨、大雁、陈四楼等矿均引进了内装式提升机。目前，全数字电力电子器件构成的国产直流提升机已占领了国内市场，并开始出口。但是由于我国的科技和生产水平的限制，我国的矿井提升机还有很大一部分需要依赖于进口发达国家的设备。矿山提升机是大型固定机械之一。矿山提升机从最初的蒸汽拖动的单绳缠绕式提升机发展到今天的变频拖动的多绳摩擦式提升机和 双绳缠绕式提升机，经历了170多年的发展历史。目前，国内外经常使用的提升机有单绳式和多绳摩擦式两种形式。国产单绳缠绕式提升机有JT和JM两个系列。JT系列提升机卷筒直径为800—1600mm，主要用于井下运输提升工作；JM系列提升机卷筒直径2—5主要用于地面井口提升工作。 按提升钢丝绳(简称提升绳)的工作原理，可分为缠绕式矿井提升机和摩擦式矿井提升机两类。缠绕式矿井提升机,有单卷筒和双卷筒两种，钢丝绳在卷筒上的缠绕方式与一般绞车类似。单筒大多只有一根钢丝绳，连接一个容器。双筒的每个卷筒各配一根钢丝绳，连接两个容器，提升机运转时一个容器上升，另一个容器下降。缠绕式矿井提升机大多用于年产量在120万吨以下、井深小于400米的矿井中。摩擦式矿井提升机适用于凿井以外的各种竖井提升。提升绳搭挂在摩擦轮上，利用与摩擦轮衬垫的摩擦力使容器上升。提升绳的两端各连接一个容器，或一端连接容器，另一端连接平衡重。为提高经济效益和安全性，摩擦式矿井提升机采用尾绳平衡提升方式，即配有与提升绳重量相等的尾绳。尾绳两端分别与两个容器（或容器和平衡重）的底部连接，形成提升绳-容器-尾绳-容器(或平衡重)-提升绳的封闭环路。容器处于井筒中的任何位置时，摩擦轮两侧的提升绳和尾绳的重量之和总是相等的。一般将布置在井筒顶部塔架上的这种提升机称为塔式摩擦式矿井提升机。塔架高出地面几十米，在地震区和地表土层特厚的矿区建造井塔耗资较大。提升机布置在地
（ 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.
矿井主通风机管理 办法
矿井主要通风机安全管理办法 一、总则 第一条矿井主要通风机是保证煤矿安全生产的主要设备，为加强矿井主要通风机安全管理，确保主要通风机安全、可靠运行，依据《煤矿安全规程》（）、《山西省煤矿安全质量标准化标准》、《矿山安全法》，结合公司实际情况，特制定本办法。 第二条矿井主要通风机是指担负整个矿井、矿井的一翼或一定区域的通风装置，主要包括有：主要通风机、风机的供（配）电设备、润滑装置、控制与监测、调节风门、防爆门（盖）和风道观察孔等。 第三条本办法适用于韩家洼煤业地面主要通风机。 二基础管理 第四条主要通风机房必须张挂的相关制度及图表，矿机电科将相关管理制度装订成册： 1、操作规程。 2、交接班制度。 3、设备维修保养制度。 4、巡回检查制度。 5、岗位责任制。 6、设备包机制度。
7、干部上岗检查制度。 8、要害场所管理制度。 9、消防管理制度。 10、反风操作系统图。 11、供电系统图。 12、巡回检查路线图表。 13、设备主要技术特征表。 电气控制原理图册应在机房内存档。 第五条矿机电科及机电队必须建立有主要通风机管理档案，包括以下内容： 矿机电科建立的档案有： 1、主要通风机说明书。 2、主要通风机安装图。 3、设备技术特征。 4、机房的设备供电系统图 5、电气控制原理图。 6、技术测定与探伤报告。 7、事故记录。 8、风机切换记录。 9、改造及大修记录。 10、主要通风机无计划停电停风应急预案。
11、事故分析追查责任制。 机电队队建立的档案有： 1、主要通风机说明书。 2、主要通风机安装图。 3、设备技术特征。 4、电气控制原理图。 5、技术测定与探伤报告。 6、改造及大修记录。 7、风机切换记录。 8、事故记录。 9、运行日志。 10、干部上岗检查记录。 11、操作工交接班记录。 12、要害场所登记记录。 13、检查维修记录。 14、巡回检查记录。 15、事故分析追查责任制。 其中，7～14应在机房内存放当月记录。 第六条新安装及技术改造后的主要通风设施，必须及时修订操作规程及各项管理制度，并补充完善相关档案管理资料。
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)
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：
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。
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)
矿井主要通风机管理制度 1 总则 第一条矿井主要通风机是保证煤矿安全生产的主要设备，为加强矿井主要通风机安全管理，确保主要通风机安全、可靠运行，依据《煤矿安全规程》（2011版）、《山西省煤矿安全质量标准化标准》、《矿山安全法》，结合公司实际情况，特制定本办法。 第二条矿井主要通风机是指担负整个矿井、矿井的一翼或一定区域的通风装置，主要包括有：主要通风机、风机的供（配）电设备、润滑装置、控制与监测、调节风门、防爆门（盖）和风道观察孔等。 第三条本办法适用于xx煤业地面主要通风机。 2 基础管理 第四条主要通风机房必须张挂的相关制度及图表，矿机电科将相关管理制度装订成册： 1、操作规程。 2、交接班制度。 3、设备维修保养制度。 4、巡回检查制度。 5、岗位责任制。 6、设备包机制度。 7、干部上岗检查制度。 8、要害场所管理制度。 9、消防管理制度。 10、反风操作系统图。 11、供电系统图。 12、巡回检查路线图表。 13、设备主要技术特征表。
电气控制原理图册应在机房内存档。 第五条矿机电科及机电队必须建立有主要通风机管理档案，包括以下内容：矿机电科建立的档案有： 1、主要通风机说明书。 2、主要通风机安装图。 3、设备技术特征。 4、机房的设备供电系统图 5、电气控制原理图。 6、技术测定与探伤报告。 7、事故记录。 8、风机切换记录。 9、改造及大修记录。 10、主要通风机无计划停电停风应急预案。 11、事故分析追查责任制。 第六条新安装及技术改造后的主要通风设施，必须及时修订操作规程及各项管理制度，并补充完善相关档案管理资料。 3 主要通风机及安全保护设施的要求 第七条主要通风机的各部分，包括主要通风机、蝶阀及其启动设备、防爆门（盖）、供电系统、电动机、控制设备和监测装备以及各种保护设施，必须齐全完整，安全可靠。 第八条主要通风机： 1、矿井主要通风机必须具有矿用产品安全标志证书（MA）。 2、主要通风机必须安装在地面；装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率不得超过5%；基本建设期间回风井有提升设备时，外部漏风率不得超过15%。 3、必须保证主要通风机连续运转。 4、必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。
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
Safety is the goal, prevention is the means, and achieving or realizing the goal of safety is the basic connotation of safety prevention. （安全管理） 单位：___________________ 姓名：___________________ 日期：___________________ 矿井主要通风机停电停风安全技 术措施(通用版)
矿井主要通风机停电停风安全技术措施(通 用版) 导语：做好准备和保护，以应付攻击或者避免受害，从而使被保护对象处于没有危险、不受侵害、不出现事故的安全状态。显而易见，安全是目的，防范是手段，通过防范的手段达到或实现安全的目的，就是安全防范的基本内涵。 回风井安设梯子间施工期间利用主要通风机风硐两侧的安全小风门、同时在施工期间需要从防爆盖安设绞车钢丝绳和消防水管口，两处进行风流短路，达到在回风井安设梯子间施工人员和矿井不停产下作业人员所需。特制定如下安全技术措施。 1、当主要通风机 1、矿井主要通风机联合运转两台同时停电停风安全技术措施 （一）有计划停电、停风措施 1.矿调度室接到供电系统停电通知后，立即向矿长、矿总工程师汇报有关停电原因和停电时间，由总工程师安排停电停风措施的编制及审批。 2.由矿长安排调度室通知各生产单位及其它井下施工单位在停电前将井下所有作业人员撤到地面，并安排安监、瓦检人员监督执行。 3.掘进工作面作业人员在接到主要通风机停电停风通知后，由作
业地点跟班领导和安监、瓦检人员共同组织将人员立即撤到地面，并切断工作面所有电源，停止局部通风机运转。该区域瓦检人员负责在巷道出口设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入。待主要通风机恢复系统供风后，按排放瓦斯措施执行。 4.主要通风机停电停风期间： ①主要通风机停电停风期间，风机看护人员要及时打开回风井口防爆门，充分利用自然风压形成通风系统。 ②所有进、出风井都要由通风队设专人检查井口瓦斯和风流方向，并将记录资料整理保存； ③所有能够进入井下的通道,都要由安监设置警戒，揭示警标，防止人员随意进入； ④如果在有风的大巷需要做其他工程时，要制定专门措施报矿总工程师批准、调度室签发特别许可证，方可入井。 5.主要通风机恢复送风前，由救护队员对主要通风机附近10米范围内、进出风井井口、井下主要进回风大巷等主要地点进行瓦斯检查并确保不存在超限后，方可通知送电，启动风机。 6.经检查发现存在瓦斯超限现象，需要通过主要通风机排除矿井瓦斯时，风机启动前应首先关闭防爆门，打开风硐行人小风门，提起
第三章矿井通风设备选型设计 第一节矿井通风设备选型设计概要 一、矿井通风设备选型设计基本原则 矿井通风机选型设计的主要任务是合理选择通风机的型式、型号(叶轮直径)，确定电动机的容量、型号及传动方式，确定通风机的运转工况点。矿井通风设备能否连续正常运转，关系着煤矿的安全生产，运转效率的高低影响着矿井的电力消耗及生产成本。因此，矿井通风机选型设计中的基本原则，就是保证通风机运转的可靠性及经济技术合理性。根据这个原则，在矿井通风机选型设计中，应充分考虑以下问题： 1 保证安全运转 矿井通风机的安设地点、配置方式、备用台数，必须符合《煤矿安全规程》规定，优先考虑选择运行可靠，便于维护检修的产品做为矿井通风机，以保证其能不间断地向井下供给足够数量的新鲜空气，满足安全、生产的需要． 2 设备性能符合矿井的需要 通常情况，矿井投产初期产量较低，巷道较短，因之需要的风量较小，通风的阻力较小，随着矿井生产的发展，其需要的风量及通风的阻力也将逐渐增加。为了保证通风机的经济运转，在选型设计时，既要考虑到初期的需要，也要考虑到矿井的发展，使其整个服务期间内风量、负(正)压均能满足矿井通风的需要，在比较高效的工作区运转。 3 经济合理 选择通风机时，不但要考虑其设备、安装及土建工程费用，而且要考虑其运转、维护费用，要把初期的建设投资和投入使用后的运转、维护费用结合一起进行对比选择，以保证通风机在整个服务期间内的经济合理性。 4 噪声符合规定 选择通风机时，应使其噪声符合环境保护的规定。若达不到规定要求时，应考虑消声措施。 二、矿井通风设备选型设计的基本要求 1 应满足第一水平各个时期的负压变化，并适当照顾下一水平的通风要求，当负压变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜少于10年； 2 应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶安装角度一般至少比允许范围小50 ；离心式通风机的设计转速，一般不大于允许最大转速的90％， 3 通风设备(包括风道，风门)的漏风损失，当风井不作提升用时，按风量的10～15％计算，当为箕斗井时，按15～20％计算，罐笼井时，按25～30％计算，但罐笼井一般不应作为出风井。 4 通风设备的安装布置，应考虑下列要求： (1)在同一通风井后期需要更换通风机时，应预留风道接口和通风机房的位置。 (2)反风风门的起重质量大于1000kg时，应采用电动，手摇两用的风门绞车，并集中操作，手动风门绞车应集中布置。 （5）确定通风设备的反风装置时，如风机可以逆转反风，反风量满足《煤矿安全规程》
矿井主要通风机选型设计
矿井主要通风机选型设计 矿井主要通风机是煤矿生产中的重要固定设备，它担负着向井下输送新鲜空气、排除有害有毒气体、创造良好生产环境，确保矿井安全生产的重任。选型设计当否，对保证矿井正常通风，确保矿井安全生产，具有决定性意义。选型设计的主要任务，就是根据给定的原始资料，在已有的风机系列产品中，选择适合矿井需要的风机类别及型号，以及与之配套的电动机。主通风机功率大，耗能多，除要求其可靠之外，还应有较高的经济性。 一、原始资料 1.通风系统：中央边界式（进风井位于井田中央，出风井位于井田上部边界）。 2.通风方式：抽出式。 3.矿井所需风量Q=89 m3/s 。 4.矿井通风阻力h: 初期（投产时）最小负压：h min =2650 Pa。 末期（达产时）最大负压：h mox =3650 Pa。 5.沼气等级：低诏气矿井。 6.供电电压：6000V.（或1140V、660V、380V）。 7.服务年限：50年。
8.进出风井口标高基本相同，自然风压忽略不计。 9.风井不作提升之用。 二、设计步骤 选型设计时，按照如下步骤，进行各方案计算； 1.计算通风机必须产生的风量和负压； 2.选择通风机的类型和型号； 3.求实际工况点及工况参数； 4.计算电动机的必须容量并选择电动机； 5.计算耗电量； 6.筛选并确定方案。 三、计算风源必须产生的风量和负压 原始资料仅提供矿井通风的风量和负压，并不包括通风设备中风源以外的风道及装置漏风和阻力损失。因此，应求出风源必须产生的风量和负压。 1.风源必须产生的风量 风源必须产生的风量按下式计算： Q y=KQ=1.1×89=102.35 m3/s 式中：Q－矿井所需风量（m3/s） K－设备漏风系数。风井不作提升用途，K取1.15； 2.风源必须产生的负压
一、矿井通风设计的内容与要求 １、矿井通风设计的内容 ? 确定矿井通风系统； ? 矿井风量计算和风量分配； ? 矿井通风阻力计算； ? 选择通风设备； ? 概算矿井通风费用。 ２、矿井通风设计的要求 ? 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件； ? 通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力； ? 发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出； ? 有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施； ? 通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。 二、优选矿井通风系统 1、矿井通风系统的要求 1) 每一矿井必须有完整的独立通风系统。 2）进风井囗应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。 3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。 4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。5）每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。
6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。 7）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。 ２、确定矿井通风系统 根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。 三、矿井风量计算 （一）、矿井风量计算原则 矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。 （１）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3； （２）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。 （二）矿井需风量的计算 1、采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 （１）按瓦斯涌出量计算： 式中：Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/min Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2~1.6 炮采工作面取kgwi=1.4~2.0,水采工作面取kgwi=2.0~3.0 （2）按工作面进风流温度计算：
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。