采矿工程毕业论文

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1、采矿工程毕业论文 题目:采矿工程 _专业: 班级: 10D地质1班 学号: 20100102017 姓名: 林庆洋 指导老师: 古松 目录摘 要5ABSTRACT1 前言11 矿区概述及井田地质特征21.1 矿区概述21.2 地质特征41.3 煤层特征52 井田境界和储量72.1 井田境界72.2 储量74 井田开拓104.1 井田开拓的基本问题104.2 矿井基本巷道126 采煤方法216.1 采煤工艺方式226.2 连续采煤机巷道掘进工艺以及回采率267 井下运输297.1 概述297.2 井下运输298 矿井提升318.1 概述318.2 主副井提升319 矿井通风329.1 通风方式和

2、通风系统329.2 矿井总风量、负压和等积孔的计算3310 矿井基本技术经济指标41谢辞45参考文献4426摘 要煤炭工业几乎是所有经济的基础，煤炭工业发展的状况直接影响着其它工业乃至整个世界的发展速度。如何更好地开采和利用煤炭是人们急待解决和思考的问题。目前，各国都在积极研究新的采煤理论，开发新的采煤技术，制造更先进的采煤机械，争取更高效、更安全地把煤炭开采出来，并加以综合利用。本设计源于现场。在矿上搜集、整理设计资料，听取了矿上有关领导做的介绍。在认真分析矿山原始资料地基础上，查阅了相关手册和国家的政策法规，对矿井开拓系统进行了地下开采设计，这是本次设计的重点和难点。经过方案比较，最终确立

3、了本矿的开拓方式为立井开拓，并对矿井运输、排水、提升等系统进行了设计。关键字：赵庄煤矿；开拓方式；采煤方法选择AbstractAs the basics of the whole industry, The development of coal mining has a direct affection on other industries, even on the development of the whole world. It is nessesary to resolve and study how to mine and utilize coal better. Now mos

4、t countries in the world have taken an active part in research and development of new theory, new technology of coal mining and advanced mining machines manufacture, which can get the results of more safe and mor efficient coal mining and utilize it comprehensivly.The design bases on the condition o

5、f the mine called Jinggezhuang Coal Mining. All the desing resources are collected from the pit and the leaders introduction. After analyse the the original data, the author refers to many design manuals related and rules of law on mine. Furtheremore, the mining development system is designed which

6、is the keystone and the difficulty. Comparing with some accessible projections, a shaft drinking system is found more suitable for the mine. Moreover, the transport system, the drainage system and the haulage system, etc, are all concerned in the design.Keywords: Zhaozhuang Coal Mine；Development sys

7、tem；Selection of coal mining methods0 前言 采矿工业是我国的基础工业，它在整个国民经济发展中占有极其重要的地位。煤炭是我国一次能源的主体。我国煤炭产生以井工开采为主，起主要产量占煤炭总产量的97。而地下作业首先面临的是通风问题，在矿井生产过程中，必须源源不断地将地面新鲜空气输送到井下各个作业地点，以供人员呼吸并解释和排除井下各种有毒有害气体及矿尘，创造良好的矿内工作环境，保障井下各种作业人员的身体健康和劳动安全。煤矿的地下开采有面临最为严重的安全问题，瓦斯、火、矿产、水、冒顶、是煤矿普遍存在的五大自然灾害。矿井通风与安全是人们在与矿井自然灾害作斗争的过程中

8、，不断积累经验，吸取教训、总结规律、建立理论、完善措施而逐渐形成的一门科学，它是采矿工程和安全工程（矿业安全工程方向）等专业必不可少的一门专业课程。1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置赵庄井田位于山西省长子县以南16km处，行政区划为长治县、长子县、高平市所辖。其地理座标为：东经11248101125800北纬355410360300区内交通方便，太（原）一焦（作）铁路和长（治）晋（城）省级公路纵贯全区，铁路北有东田良车站，中有赵庄车站，南邻西阳车站，北经长治、南经高平可通往全国各地。另外乡镇与国道之间有简易公路，村间大道都可通行汽车。铁路公路交通情况见表l1。表l1

9、 铁路、公路交通情况表起止站铁路里程（km）公路里程（km）赵庄高平2319高平长治5564高平晋城3934高平太原335318高平焦作991251.1.2 地形地貌本区地貌区划，北部属长治断陷堆积盆地，中部和南部属沁河、丹河流域侵蚀中山区。区内地形东、西两边高，中部低、最高点位于西部边界举棒村西北，海拔1276.40m；最低点位于南部管寨村东丹河河谷中，海拔880.70m。最大相对高差为395.70m。南、北部基岩多被覆盖，中部和西部出露较好。1.1.3 河流及水体 本区位于分水岭带。北东部属海河水系，主要河流有浊漳河南源及其支流北丹河和苏里河，自丹珠岭、仙公山经本区向北流出注入漳泽水库，南

10、部属黄河水系，丹河及其支流自丹珠岭向南流出井田，于河南省沁阳附近注入沁河后汇入黄河。1.1.4 气象及地震 本区属于大陆性气候，四季分明却南北稍有差异，丹珠岭以北据长子县气象局近二十多年气象资料统计，年平均气温9.82，最高气温37.0（1981.5.8），最低气温-29.9（1984.12.18），无霜期 160d。夏季温暖多雨，春秋季风多而少雨，冬季寒冷干燥；年降水量最大为697.2mm（1996年），最小为392.8mm（1997年），平均为524.6mm。且多集中在六、七、八、九月，占全年总降雨量的75%以上；年平均蒸发量1499.0mm，最大蒸发量1702.6mm（1981年），最小

11、蒸发量为1313.8mm（1996年），冻土深度5075cm。丹珠岭以南地区据高平市气象局近二十多年资料统计，年平均气温10.27，最高气温37.7，最低气温-22.5（1984.12.18），无霜期180d左右。夏季多雨、多南风，冬季寒冷干燥多西北风，最大风力达10级。年降雨量最大为771.6mm（1996年），最小为305.9mm（1997年），69月降雨量占全年的70%左右。年平均蒸发量为1820.4mm，最大蒸发量为2091.lmm，最小为1618.9mm（1993年），干旱指数为1.58，属半湿润区。1.1.5 区内工农业生产概况井田地跨长治市和晋城市，该区自然资源十分丰富，除煤炭外

12、，铁、锰、铅、硫、大理石、石灰石矿储量也很丰富；丘陵山地林木密布，果树甚多，黄梨、苹果、柿子品质优良，山楂更是久享盛名；主要农作物有玉米、谷子、小麦和高粱；工业主要有冶炼、化肥、水泥、发电、农机、副食加工及手工业等。（二）电源矿井110kV主电源引自长子110kV变电所，线路长度16.5km，备用电源引自宋村110kV变电所，线路长度20km。1.2 地质特征1.2.1 地质构造矿区位于华北板块中部，介于秦岭构造带和阴山构造带两个巨型纬向构造带之间，处于太行山复式背斜隆起、霍山南北向背斜隆起之间的沁水复式向斜坳陷南端。本区大地构造处于阳城西哄哄晋城石盘东西向断裂带以北、沁水复式向斜盆地南缘南西

13、北东向断裂带及晋（城）获（鹿）褶断带之间；总体构造形态为一走向北北东，倾向北西，倾角510的单斜构造，伴有宽缓褶曲和小型断裂，致使局部地层倾角达10以上。受区域构造控制，井田总的为一走向北北东，倾向北西，倾角510伴有少量的正断层和陷落柱的单斜构造，在此基础上发育了一系列北北东向的宽缓褶曲，形成了井田内岩层的波状起伏。区内主要断层和褶曲的走向多为北北东向。伴生的次一级断层为北东和北东东向。当两者交叉时，后者切割前者，如兴旺庄南、北正断层切割东坡向斜和郭村背斜。南部褶曲和断裂因受后期构造运动的影响偏转成北东，如掘山北背斜，黑山断层等。1.2.2地层本区地层由老至新有：奥陶系中统上马家沟组（O2s

14、），奥陶系中统峰峰组（O2f），石炭系中统本溪组（C2b），石炭系上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1s），二叠系下统下石盒子组（P1x），二叠系上统上石盒子组（P2s），二叠系上统石千峰组（P2sh），三叠系下统刘家沟组（T1l），第三系上新统（N2）和第四系（Q）。1.2.3 断层本区共有断层16条，均为正断层，其中有6条断层落差及规模稍大，分述如下：1.庄头正断层（F1）2. 兴旺庄正断层（F2）3.后沟正断层（F6）4.李家河正断层（F10）5.五龙沟西正断层（F15）6.五龙沟东正断层（F16）1.3 煤层特征1.3.1 煤层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二

15、叠系下统山西组（P1s）， 下石盒子组和本溪组中偶尔有煤线发育。山西组和太原组共含煤14层，自上而下山西组含1、2、3号共3层煤层；太原组含5、6、7、8-1、8-2、9、11、12、13、14、15、16号共12层煤。山西组和太原组二者累计总厚度为118.19206.86m，一般153.57m。含煤15层，煤层总厚3.3818.21m，平均1280m，含煤系数 8.33%。本井田共含6层全区可采或局部可采煤层，自上而下为山西组的2、3号煤层和太原组的8-1、14、15、16号煤层。1.3.2 煤质本区各煤层属贫煤（PM）与无烟煤（WY）。3号煤以贫煤为主，15号煤则以无烟煤为主。从全区看，主

16、要煤层精煤挥发分值具有东高西低的特点，同一煤层呈现随煤层埋藏深度增大，挥发分降低，煤变质程度相应加深的规律。垂向上3号煤层精煤挥发份高于太原组15号煤层，表明煤的变质程度增高。本区各煤层的变质以深成变质作用为主。1.3.3 瓦斯井田精查勘探中共采集3号煤层钻孔瓦斯样37个，15号煤层瓦斯样1个；详查阶段采取3、15号煤层瓦斯样各23个。其瓦斯成分与甲烷含量测定结果统计见表1-2。由表可知，太原组15号煤层甲烷含量高于上部山西组3号煤层，说明15号煤层的围岩条件要优于3号煤层。从瓦斯成分测定结果看，3、15号煤层均以甲烷为主，其次为氮气和二氧化碳。根据所测煤层瓦斯成分，本区瓦斯分带可划为沼气带和

17、氮气沼气带。沿0704080410041504一线以东主要为氮气沼气带，以西主要为沼气带；只在井田南部2203、2204孔附近为二氧化碳氮气带。表1-2 主要煤层瓦斯含量成分表煤层编号甲烷含量（ml/gr）瓦斯成分CH4（%）CO2（%）N2（%）C2C8（%）30.3720.126.78（60）4.5698.6470.76（60）0.0094.163.49（60）0.0080.8625.55（60）0.001.60150.0126.106.88（24）0.2498.5566.92（24）0.7528.045.97（23）0.0081.3627.38（14）0.000.470.09（17）备注

18、（）内数据为参加统计的样品个数综上所述，本区3、15号煤层均为高瓦斯，煤层埋藏深度是控制本区煤层瓦斯含量的一个主要因素。这是由于随煤层埋深增大，煤层本身及围岩的透气性降低，使得煤中瓦斯难以往外运移、排放，从而有利于瓦斯的富集和保存。1.3.4 煤尘爆炸与煤的自燃 1.煤尘爆炸根据测试成果，3号煤层火焰长度为540mm，平均13.5mm，加岩粉量1535%，平均20.3%，具有爆炸性。所以本区3号煤层为有爆炸危险性的煤层。2.煤的自燃性根据3号煤层燃点测试成果，还原温度（T1）为372393，平均384；原样（T2）为370390，平均380；氧化（T3）为362386，平均374；T为522，

19、平均10；为不自燃煤。据邻近矿山调查资料，邻区各矿山开采的3号煤层均未发生过自燃现象2 井田境界和储量2.1 井田境界井田境界北以长治矿区相连，南邻王报井田，东起庄头正断层，西以12、13号点连线为界。井田境界由26个拐点坐标连线而成。根据以上坐标点圈定的井田范围来看，井田的东部边界以经纬线为界，很不规则。庄头正断层以东为地方煤矿开采区，以西为赵庄井田，该断层区井田内长21km2.7km，往东北向长治矿区延伸，与长治正断层斜交，全长26km。该断层在东田良以北走向为北80东,倾向北北西，倾角70，落差280m,；东田良以南,断层走向为北20东左右，倾斜倾向南南西西，倾角707075,落差502

20、9030180m，自北往南逐渐减少。井田南北长约16.65km,东西宽约14.8km，面积144.01km2。因此，赵庄井田东部以庄头正断层为界。2.2 储量2.2.1 地质储量圈矿井煤层地质储量A+B+C+D级为1838.81Mt；其中3号煤层地质储量A+B+C+D级为903.01Mt，工业储量A+B+C+0.7D级为859.32Mt，其中A+B级为428.48Mt，占工业储量的49.86%。2.2.2 设计可采储量 矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的永久保护煤柱损失量后的储量。矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场

21、地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以盘区回采率的储量。盘区回采率：根据设计布置，经计算3号煤层回采率为80%。经计算，矿井3号煤层设计可采储量为438.77Mt。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 井筒形式个数及用途的确定根据井田开拓设计的主要技术原则，结合矿井的工业场地位置、煤层的赋存条件、矿井生产能力及目前的装备水平等因素，确定各井筒的形式及功能如下：矿井投产初期共有4个井筒，即主斜井、副斜井、副立井及回风立井。主斜井担负全矿井的煤炭提升及零散人员的临时升降和矿井部分进风任务。副斜井担负升降大型设备（连续采煤机、液压支架）和矿井的部分进风任务。副立井主要用

22、于升降人员、井下一般材料及设备，担负矿井主要进风。回风立井为专用回风井，担负全矿井的回风。1.主井根据井筒垂深431m；设计生产能力为6.00Mt/a，确定采用运输连续、生产能力大的胶带输送机运输煤炭，据此确定主提升为斜井方式，考虑到矿井人员升降的灵活性，井筒内除装备胶带输送机外尚装有架空乘人器，分别担负矿井的煤炭提升及临时升降人员任务。2.副井及进风井副井及进风井设计应考虑的主要因素：（1）井下生产所需物料、人员、设备的运输要求对于井下生产所需物料、人员、设备的升降应尽可能的做到：井筒提升应与井下的运输设备相适应，换装方便，操作灵活；对于井下常用设备可以直接升降，如常用的锚杆、砂子、水泥、小

23、型设备等；对于井下使用的大型设备如连续采煤机、无轨内燃机胶轮车及液压支架等大型设备尽量作到不解体或少解体升降，保证设备的整体性能及减少井上下的拆装工作量。3. 回风井4. 式为立井。根据井筒的深度和风量要求，考虑到立井的通风能力大，施工速度快，确定回风井形4.2.1 井筒装备及布置1.矿井达产时共有主斜井、副斜井、副立井、回风立井四个井筒。其中主、副斜井及副立井位于工业场地，回风立井位于西范村风井场地。（1）主斜井主斜井净断面22.4m2,倾角16o, 斜长1565.0857m。井筒担负全矿井煤炭运输兼进风。井筒内装备B=1600mm胶带输送机和斜井架空乘人装置，敷设三趟主排水管、一趟消防洒水

24、管、动力电缆及弱电电缆。井筒断面布置见图4-3。图4-3 主斜井巷道断面图（2） 副斜井（3） 副斜井净断面16.5m2,倾角19o, 斜长13116.06m。井筒担负井下大型设备、长材料、矸石运输及进风。斜井内铺设900mm轨距、43Kg/m的单轨，装备一台3.5m单滚筒绞车。井筒内敷设动力电缆及弱电电缆。井筒断面布置见图4-4。 图4-4 副斜井巷道断面（3）副立井副立井净直径6.0m,深度446.40m。井筒担负全矿井一般物料、设备的运输，兼人员升降和进风。井筒内装备一个单层4绳非标罐笼和一个平衡锤，铺设两一趟压风管、动力电缆及通讯电缆，预留一趟瓦斯抽放管位置。罐道采用200180整体轧

25、制冷弯方罐道，通过托架固定在井壁上。井筒断面布置见图4-5。图4-5 副立井井筒端面图（4） 回风立井回风立井净断面5.0m,深度456.50454m。用于全矿井的回风。井筒断面见图4-6。（5） 4.2.2 井底车场和硐室矿井为斜井、立井混合开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；大型设备和管道等长材经副斜井运至井底，在副斜井井底车场换装，由无轨胶轮车运至盘区；3t以下设备、材料和人员由副立井下井直接由胶轮车运至盘区；少量矸石由铲斗车卸入矸石仓由副斜井提升至地面。6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 采煤方法选择矿井初期开采3号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：1、从全区看，煤层赋存稳定

26、，结构简单，厚度06.35m，平均厚度4.69m；2、倾角一般为5左右，属近水平煤层，仅局部挠曲带倾角达10以上；3、顶底板多为砂质泥岩或泥岩，稳定性好；4、煤层瓦斯含量分布不均，为高瓦斯矿井，不自燃，但有煤尘爆炸危险；5、地质构造简单，水文地质条件简单中等。首采盘区的煤层厚度为4.115.26m，平均4.58m；结构简单，夹矸一般为一层，位于煤层下部，平均厚度0.18m；倾角一般为45；顶底板多为砂质泥岩或泥岩；瓦斯含量1.514.0ml/g.r，平均8.00 ml/g.r，呈现东部低，西西北部随煤层埋深大而增高，对于全矿井而言，首采盘区属于瓦斯含量较低的区域。6.1.2 通过大采高综采与放

27、顶煤综采的分析比较1、生产能力方面均在低瓦斯矿井，当顶板条件、煤层条件及瓦斯条件合适时，虽然轻型支架放顶煤技术在开采较薄厚煤层（3.56.0m）时取得了成功，但普遍工作面单产不高。2、生产工艺及生产管理方面采煤方法的生产工艺特点决定了工作面生产管理的难易程度，放顶煤综采回采工艺相对复杂，既有前方采煤机割煤，又有支架后方放煤。割煤与放煤两道工序如不能有效协调将影响工作面效率，生产管理复杂。3、通风安全方面在瓦斯管理、通风安全方面，由于大采高工作面过风断面大，可采用H型通风方式，从而优越于放顶煤综采。4、回采率方面放顶煤综采工艺：据统计资料，工作面回采率平均为7080%，盘区回采率为：71%。6.

28、1.3 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。1、工作面主要采煤设备选择分述如下：（1）采煤机矿井以一个长壁综采工作面及两个连续采煤机掘进工作面保证年产6.00Mt的生产能力，长壁综采工作面日产量应在16000t左右。按采高4.5m、日产2万t以上选择设备。综采机组每班开机率为70%。（2）工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：1）是运输能力与采煤机生产能力相适应。采煤机生产能力为：Q=60VMBr60x9.36x4.5x0.865x1.42x0.9=2780（t/h）式中：Q-采煤机小时割煤量，t/h； V-采煤

29、机牵引速度，取9.36m/min； M-煤层开采厚度，取4.5m； B-截深，取0.865m; r-煤的容重，1.42t/m3； -有效截割系数，取0.9。 配套工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到2500t/h。2）是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。3）是运输机长度与工作面长度相一致。故工作面可弯曲刮板输送机的技术参数要求如下：刮板输送机：运输长度250m，运输能力2500t/h，交叉侧卸机头，双速电机牵引，额定电压3300V，功率1400KW以上。转载机：能力2500t/h，额定电压1140V，功率315KW以上。破碎机：能力2500t/h，额定电压1140V，功率315KW以上。（3

30、）液压支架架型选择：3号煤直接顶板多为砂质泥岩或泥岩，局部地段为粉砂岩或细砂岩，厚013.08m。老顶为中粒砂岩、细粒砂岩及粉砂岩，厚0.6012.26m。3号煤层直接底板多为砂质泥岩或炭质泥岩，局部地段为粉砂岩或细砂岩，厚度011.20m，其下为细砂岩和中粒砂岩。初期工作面液压支架均采用掩护式。支架的顶梁要求采用整体刚性结构，不使用铰接顶梁，以使掩护式支架具有结构简单、操纵方便、造价较低、便于维修的特点，带一个护帮板，支架底座采用带有提底座千斤顶的刚性底座。支架支撑高度的确定：最大高度H大=m大+S1式中：m大-煤层最大采高，取5.0m； S1-伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m H大=m大

31、+S1=5.0+0.2=5.2m。支架支护强度的计算：按经验公式P=(68)m计算，式中m为采高，为顶板岩石容重取=2.6t/m3。P=(68) m=(68) 5.22.6=81.1108.2t/m2，取110 t/m2。根据支架支护强度的计算：架型为掩护式，支撑高度2.55.2m，支护强度不小于110 t/m2，工作阻力大于900t，推移行程950mm，支架中心距1750mm。移架方式采用电液阀控制并要求能与采煤机联动，具有随机操作和成组操作功能；移架速度低于8S。6.2 连续采煤机巷道掘进工艺以及回采率6.2.1 主要设备选型本矿井装备2套连续采煤机,用来开掘大巷和长壁开采的工作面顺槽。每

32、一套连续采煤机组主要设备配备如下：一台连续采煤机，二台梭车，一台顶板和煤帮锚杆机，一台履带式给料破碎机，一台铲车，二至三台可伸缩胶带输送机。6.2.2 巷道掘进工艺 连续采煤机在采煤过程中，遵循一定的开采计划和顺序，为一种多巷同时掘进，顺序转换工作区的开采工艺，同时开掘5条巷道。连续采煤机正在第一条巷道作业，工作面梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间进行运煤，锚杆机在第五巷道打眼安装锚杆，因为它是紧跟连续采煤机的后续工序。当连续采煤机完成第一巷道的6m的掘进作业后，转入第二巷道开始作业，与此同时，锚杆机转移到第一巷道开始打眼和安装锚杆。7 井下运输7.1 概述矿井为斜井、立井混合开拓，煤炭由主

33、斜井胶带输送机运至地面；大型设备和管道等长材经副斜井运至井底，在副斜井井底车场换装，由无轨胶轮车运至盘区；3t以下设备、材料和人员由副立井下井直接由胶轮车运至盘区；少量矸石由铲斗车卸入矸石仓由副斜井提升至地面。根据矿井开拓方式，主斜井、副斜井、副立井、回风立井和大巷的相对位置关系，结合井底见煤标高，确定副斜井井底车场标高为+560m。为实现换装和胶轮车调运灵活的需要，在车场的端部设换装站，并在换装站两端设通道通往辅助运输大巷。井底车场进、出车线长度确定为40m，矸石车存车线长度确定为40m，调车线长度确定为50m。7.2 井下运输7.2.1 煤炭运输煤炭由工作面可弯曲刮板输送机运至顺槽转载机上

34、，经破碎机破碎大块后由顺槽可伸缩胶带输送机运至大巷胶带输送机，经井底煤仓至主斜井胶带输送机运至地面。7.2.2 辅助运输人员、材料及设备运输：重型设备、材料及长管材由平板车经副斜井轨道运至井下+560m水平井底车场，在井底换装站换装后由内燃无轨胶轮车运至各使用地点。8 矿井提升8.1 概述本矿井设计生产能力6.0Mt/a 。矿井分为工业场地、西风井场地二个场地，在工业场地设有主斜井、副斜井、副立井，在西风井场地设有回风立井。主斜井装备一台钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤的提升任务，副斜井、副立井各装备一套提升装置担负人员、设备及材料等辅助运输任务。8.2 主副井提升8.2.1 主斜井带式输送机

35、在主斜井井筒内装备一台钢丝绳芯带式输送机，担负矿井原煤的提升任务。井底设有1个装载煤仓，煤仓容量约为1900t,煤仓下装备2台GZY2225型振动给料机，给料能力为7001650t/h，并带有调节闸门可以控制主斜井带式输送机上的煤流量。以Q=2500t/h、B=1600mm、V=5.6m/s，设计带强为St5000,电机功率31800kW,3台CST1950K进行选择。8.2.2 副井提升设备副立井提升设备担负本矿井下所需的一般材料、小型设备和人员等的升降任务，副斜井提升设备担负大型设备（液压支架、连续采煤机、大型无轨运输车辆等）、长材料的下放和今后设备的升井检修以及临时矸石的提升任务。9 矿

36、井通风9.1 通风方式和通风系统矿井采用机械抽出式通风方式，初期为中央并列式通风通风系统。根据井田面积大、工作面产量高、生产集中及瓦斯涌出量大等特点，矿井后期设计采用分区式通风系统。9.1.1 中央并列通风方式优点1、充分考虑了矿井开拓布置和高瓦斯矿井的特点；2、通风系统简单，风流稳定并易于管理；3、使用专用通风巷道的数目较少，风路较短，贯通距离短，井巷工程量省。后期通风设计合理；4、降低了总进风道公共风路段的风阻；5、通风线路短、负压小，便于管理，有利于安全生产；6、通风潜力大，对矿井增产提供了必要条件；7、有利于大巷多头施工，为加快矿井建设速度，缩短建井工期提供了条件；8、分区通风控制范围

37、大，通风费用低9.1.2 风井数目、位置、服务年限及服务时间共有4个井筒。主斜井、副立井和副斜井位于工业场地内，回风立井位于风井场地内。主斜井、副立井和副斜井进风，回风立井回风，4个井筒共同担负全矿井6.00Mt/a生产能力时的进、回风任务。回风立井为西一采区、北一采区和西二采区部分工作面服务。矿井达产时井下用风地点有井底车场硐室、采煤工作面、掘进工作面等。9.2 矿井总风量、负压和等积孔的计算9.2.1 风量计算根据煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范（GB50215-94）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3或采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的

38、最大值选取。1.按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4NK=41401.25=700m3/min=11.7m3/s式中：Q矿进矿井总供风量，m3/s；N井下同时工作的最多人数，取140人； K矿井通风系数，取1.25。2.按用风地点风量总和计算Q矿进 =（Q采+Q掘+Q柴+Q硐室+Q其它）K式中：Q矿进矿井总供风量，m3/s；Q采回采工作面所需风量之和，m3/s；Q掘掘进工作面所需风量之和，m3/s；Q柴稀释柴油机车废气需风量之和，m3/sQ硐室独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；Q其它其它用风地点所需风量之和，m3/s；K矿井内部漏风系数，取1.25。9.2.2 风量分配矿井总风量按井下各

39、工作用风地点需风量进行分配，余者风量为漏风和其他风量，矿井风量分配见表9-2。表9-2 矿井风量分配表9-2矿井风量分配表序号供风地点数量（个）配风标准（m3/s）供风量（m3/s）1采煤工作面180802接替工作面130303大巷掘进工作面140404顺槽掘进工作面130305井下火药库1556胶轮车检修硐室1667胶轮车加油硐室155漏风及其他169合计3659.2.3 风压及等积孔计算1. 矿井风压2. 矿井达产时开采西一盘区。在回风立井服务范围内，最大风压时开采北一盘区，其服务年限15年左右。矿井风压：h=h摩+h局式中：h摩井巷摩擦阻力，Pa； h局局部阻力，取h摩的10%。井巷摩擦

40、阻力按下式计算：h摩=9.8LPQ2/S3 Pa式 P井巷净断面周长，m； Q通过井巷的风量，m3/s； S井巷净断面积，m2。中：摩擦阻力系数，(kgS2/m4)； L井巷长度，m； 谢辞毕业设计完成了，即将离开相伴三年的大学校园，总有些恋恋不舍。回想自己的大学生活，感觉做毕业设计的这段时间给我的印象最深，也是三年中最锻炼人的一次考验，其间的点点滴滴，都夹杂着汗水与欢乐，在此感谢给我这次机会的老师们。首先，我衷心感谢本次毕业设计的指导教师古松老师。她在百忙之中指导和审查了本设计的全部内容，并给予我极大的支持和帮助，鼓励我克服困难，攻克难关。如果没有老师不辞辛苦的指导和教诲，我不可能这么顺利地

41、完成工作，达到要求。同时，感谢在大学三年中曾经教导我、关怀我的老师和领导们，感谢你们为我提供了良好的学习环境，使我不仅学习了知识，陶冶了情操，而且真正在素质和能力上得到了质的提高，使我能够信心十足的踏入社会，迎接将来的挑战！最后，还要感谢参加本次评审的各位专业老师，感谢你们在这重要时刻对我的设计所提的宝贵的意见，使我了解到其中的不足之处，以防今后再犯相同的错误，使我在将来的工作和学习中能够做到精益求精。参考文献1国家安全生产监督管理局.煤矿安全规程. 北京. 煤炭工业出版社.20072张先尘. 采煤学. 煤炭工业出版社，1979（上册），1980（下册）3魏同,张先尘. 煤矿总工程师工作指南(

42、上，中册). 煤炭工业出版社，1988.124中国近代煤矿史编写组. 中国近代煤矿史. 煤炭工业出版社，1900.35徐永圻. 煤矿开采学. 中国矿业大学出版社，2003.5 6中国矿业学院等校编. 采煤学. 北京.煤炭工业出版社，19797徐永圻. 中国采煤方法图集. 徐州.中国矿业大学出版社，19908麦加滕，史国华. 采煤概论. 徐州.中国矿业学院出版社，19869洪允和. 煤矿开采方法. 徐州.中国矿业大学出版社，199110煤矿矿井采矿设计手册编写组. 煤矿矿井采矿设计手册. 北京.煤炭工业出版社，198411邱志乾,贺敦良. 矿井灾害处理与分析. 中国矿业大学出版，199612国家

43、煤矿安全监察局人事培训司编写. 矿井水灾防治. 中国矿业大学出版社，2002.613煤炭工业部安全司编. 矿井安全监控原理与应用. 中国矿业大学出版社，199614田旭民,田力. 地方煤矿实用手册. 地质出版社，1989.1015周延荣,严万生. 矿山固定机械手册. 煤炭工业出版社，198616洪晓华，陈军主编. 矿井运输提升. 中国矿业大学出版，2005.617彭兆行主编. 矿山提升机械设计. 机械工业出版社，1989.1018张荣立,何国纬，李绎. 采矿工程设计手册（上、中、下）.北京.煤炭工业出版社.2006.519Peng，S.S.Chiang，H.S.Longwall Mining.John Wiley&Sons. Inc. 198420Subsidence Engineers Handbook. Nationl Coal Board（U.K.）.1975