中国矿业大学银川学院采矿毕业设计Word格式.docx

中国矿业大学银川学院采矿毕业设计Word格式.docx

《中国矿业大学银川学院采矿毕业设计Word格式.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《中国矿业大学银川学院采矿毕业设计Word格式.docx（15页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

h——掘进巷预排等值宽度，h=0.808T0.55；

T——巷道煤壁暴露时间，500d；

经计算h=25m；

m——开采层厚度，五煤1.63m；

M——工作面采高，五煤1.63m；

W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；

W0=

·

W0′

WC——煤层残存瓦斯含量，m3/t，WC=

Wc′

W0′——纯煤原始瓦斯含量，五煤取W0′=0.05m3/t·

燃；

Wc′——纯煤残存瓦斯含量，m3/t·

燃，WC′=10.385e-7.207/W0

Ad——原煤中灰份含量；

五煤取平均值7.98%；

Mad——原煤中水分含量；

五煤取平均值7.34%；

故五煤：

×

0.12=0.102

WC′=10.385e-7.207/0.102=0.075

WC=

0.075=0.064

五煤工作面瓦斯涌出量q采1为：

q采1=1.20×

（1/0.95）×

（0.102-0.064）=0.035m3/t；

（2）回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q采2

首采采区五煤层之上的四煤层与开采煤层平行分布，对五煤开采影响较大。

q采2=

×

Ki×

（W0i-Wci）

q采2——回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量，m3/t；

mi——第i个邻近煤层的厚度，四煤2.06m；

M——开采煤层的厚度，五煤平均为1.63m；

Woi——第i个邻近煤层的瓦斯含量，四煤为0.01m3/t；

Wci——第i个邻近煤层的残存瓦斯含量，按全部放出考虑，即Wci＝0；

Ki——第i个邻近煤层受采动影响的瓦斯排放率。

Ki=1-hi/hp；

hi——第i个邻近煤层距开采层的垂直距离。

根据地质报告约为11.59m；

hP——受开采层采动影响，临近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。

根据《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》，hp=35～60，取平均值48。

五煤邻近煤层瓦斯涌出量q采2：

（1-

）×

0.01=0.0096m3/t

由上可得回采工作面的瓦斯涌出总量为：

五煤：

q采=q采1+q采2=0.035+0.0096=0.045m3/t；

2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘

（1）工作面巷道综掘工作面瓦斯涌出量q巷掘

q巷掘＝q掘1＋q掘2

q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min，

q掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min。

q掘1=D·

V·

q0·

（2×

-1）

D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，取4.9+2×

2.9=10.7m；

V——巷道平均掘进速度，0.01m/min；

L——掘进巷道长度，1500m；

q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2·

min；

五煤一个掘进工作面：

q0＝a×

[0.0004（Vdaf）2+0.16]×

W0

Vdaf——煤的挥发分，%；

取平均值34.56%；

取0.05m3/t；

a取值为0.026；

q0＝0.026×

[0.0004×

0.34562＋0.16]×

0.12=0.0004m3/m2·

min

q掘2＝S·

ρ·

S——掘进巷道断面积，五煤14.2m2；

ρ——煤的密度，t/m3；

ρ=1.36

q掘1＝10.7×

0.01×

0.0004×

-1）＝0.033m3／min；

q掘2＝14.2×

1.36×

（0.102－0.064）＝0.0073m3/min；

则:

q巷掘＝2×

（q掘1＋q掘2）=2×

（0.033+0.0073）=0.040m3/min。

3、生产采区瓦斯涌出量预测

q盘＝K′·

（

Ai+1440·

）/A0

q盘——采区相对瓦斯涌出量，m3/t；

K′——生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25；

q采i——第i个回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t；

Ai——第i个回采工作面的平均日产量，t/d；

q掘i——第i个掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；

A0——生产采区平均日回采煤量和掘进煤量之和，t/d。

设计初期以1个采区、1个综采工作面、2个综掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替。

则合计：

q盘＝1.25×

[0.045×

5455+1440×

0.040]/5455

＝0.069m3/t。

4、矿井瓦斯涌出量预测

q矿＝K″·

A0i/

q矿——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；

K″——已采采空区瓦斯涌出系数，取1.2。

q矿＝1.2×

0.069

＝0.083m3/t；

矿井最大绝对瓦斯涌出量预测:

Q＝0.083×

5455/（24×

60）

＝0.31m3/min

按照《煤矿安全规程》第一百三十三条规定，本矿井相对瓦斯涌出量为0.083m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.31m3/min。

瓦斯涌出量计算主要参数均选取最大值进行计算，因此，本矿井按低瓦斯矿井设计。

（五）矿井风量、负压及等积孔

1、矿井风量计算

1）按井下同时工作的最多人数计算

Q总=4NK=4×

109×

1.5=654m3/min=10.9m3/s

Q总——矿井总风量，m3/s；

4——每人每分钟供风标准，4m3/min；

N——同时下井人数，按109人考虑；

K——漏风系数，取1.5。

2）按采、掘工作面、硐室及其它地点实际需风量计算

（1）综采工作面所需风量Q采

①按瓦斯涌出量计算

经上述计算，煤层开采时回采工作面瓦斯的最大相对涌出量为0.045m3/t，则最大绝对瓦斯涌出量为0.045×

3636/（24×

60）=0.114m3/min；

Q采=100×

q采×

Kc

Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；

q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量0.114m3/min；

Kc——备用风量系数，取1.5。

0.114×

1.5=17.1m3/min=0.29m3/s

②按工作面温度计算

为保证采煤工作面有适宜的清晰度，工作面应具有适宜的风速，一般为1.0～1.5m/s。

Q采=V采×

S采

V采——采煤工作面适宜风速，1.0～1.5m/s，取1.2m/s；

S采——采煤工作面的平均有效断面，三煤平均15.0m2；

Q采=V采×

S采＝1.2×

15.0=18.0m3/s；

③按最大班作业人数计算

Q采≥4×

N，m3/min

N——采煤工作面同时工作的最多人数24人；

则：

Q采≥4×

24＝96m3/min＝1.6m3/s

d、按风速进行验算

条件：

0.25×

S采≤Q采≤4.0×

S采,m3/s

13.8≤Q采≤4.0×

13.8，则Q采＝3.5～55m3/s

综合以上几个因素，按照大断面、大风量、低负压的要求，结合计算结果，综采工作面取：

Q采＝20m3/s；

（2）掘进工作面所需风量Q掘

A、掘进工作面按瓦斯涌出量计算

经预测，煤层开采时掘进工作面最大瓦斯涌出量为0.040m3/min；

Q煤掘≥100×

q瓦掘×

k掘通，m3/min

q瓦掘——掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；

k掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2。

Q煤掘=100×

0.040×

2=8m3/min=0.13m3/s

B、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算：

Q掘＞4×

N/60,（m3/s）；

N为掘进工作面最多人数，取15；

则Q掘＞4×

15=1m3/s

Q掘≥25×

A0/60，m3/s

A0—一次爆破的最大炸药量，kg，按8.0kg；

则Q掘≥25×

8/60=3.3（m3/s）

C、按风速进行校核

根据巷道最大掘进断面21.0m2，最小掘进断面5.6m2，风量应满足以下要求：

15×

S掘≤Q掘≤240×

S掘

84m3/min≤Q掘≤5040m3/min，即1.4m3/s≤Q掘≤84m3/s

根据以上风量进行局部通风机选型：

掘进面采用型号为FBD№6.3/60型局部通风机。

D、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：

煤巷综掘:

Q掘=Q扇×

Ii+0.25×

S（m3/s）=4.3×

1+0.25×

9.7=6.7m3/s

岩巷掘进:

Ii+0.15×

1+0.15×

9.7=5.8m3/s

Q掘为风机安装点配风量；

Q扇为风机吸风量，根据风机参数，掘进面风机吸风量为4.3m3/s；

S为风机安装点巷道断面积。

根据以上计算并参照同类生产矿井实际情况，煤巷综掘面风机安装点配风量为8m3/s；

岩巷掘进风机安装点配风量为6m3/s。

（3）独立通风硐室所需风量Q硐

井下变电所等硐室配风按最小允许风速验算，设计硐室配风量取3m3/s。

（4）矿井总风量

矿井初期总风量按1个回采工作面，1个接替工作面，2个综掘工作面，1个普掘工作面，再加上硐室及其他地点需风等综合计算，则矿井总风量初算为：

Q总=（∑Q综采+∑Q备+2×

Q综掘+1×

Q普掘+∑Q硐+∑Q其它）K漏

=[20+10+2×

8+1×

6+3+3）]×

1.2

=69.6m3/s，取70m3/s

K漏——漏风系数，取1.2；

其中主井进风量为20m3/s，副井进风量为50m3/s。

矿井后期考虑接替需要，增加1个薄煤层工作面和1个综掘工作面，则矿井总风量为：

Q总=（∑Q采+∑Q备+Q综掘+Q普掘+∑Q硐+∑Q其它）K漏

=[20+15+10+3×

8+6+2×

3+4）]×

=102m3/s

其中主井进风量为30m3/s，副井进风量为72m3/s。

2、矿井负压计算

（1）摩擦阻力

根据有关规定，矿井通风摩擦阻力按下式计算

h=

h——摩擦阻力，mmH2O；

α——摩擦阻力系数，kgS2/m4；

L——巷道长度，m；

P——井巷断面净周长，m；

Q——通过井巷风量，m3/s；

s——井巷断面积，m2；

（2）局部阻力

矿井的局部阻力按摩擦阻力的10%计算。

（3）自然风压

自然风 

压计算公式:

Hn—地面井口大气压力，Pa;

H—矿井开采深度，m；

T1—进风侧平均温度，K；

T2—回风侧平均温度，K；

R-矿井空气常数，287J/（kg·

K）。

根据高程地面标高为+1444m，大气压力为86570Pa；

矿井初期开采水平为+950m，开采深度为494m，夏季进风井温度为28℃，回风井温度为25℃，冬季进风井温度为10℃，回风井温度为15℃，则：

夏季自然风压：

Hn夏季=

=-51.3Pa

冬季自然风压：

Hn冬季=

=94.0Pa

夏季自然风压为－51.3Pa；

冬季自然风压为94.0Pa。

（4）负压计算

回风斜井通风容易时期风量70m3/s，负压462Pa；

通风困难时期风量102m3/s，负压1194Pa。

通风负压计算详见表4-4-1、2。

3、矿井等积孔计算

矿井通风等积孔按下式计算：

A=

A——等积孔面积，m2；

Q——通风机风量，m3/s；

h——通风机风压，Pa。

经计算：

回风斜井容易时期A=3.87m2，困难时期A=2.41m2。

因此，矿井通风在容易时期和困难时期的通风难易程度均为容易。

（六）通风设施、防止漏风和降低风阻的措施

1、通风设施

为保证矿井通风系统的正常运转，保证各用风地点的配风量，设计中考虑了风门、调节风门等通风设施；

对废弃巷道应按《煤矿安全规程》的规定进行密闭。

同时，为了保证矿井出现灾害时能实现有控制反风，设计考虑了反风系统所需要的反风风门。

2、防止漏风措施

为减少矿井漏风，本设计考虑了以下措施；

（1）各类风门均采用双道风门；

（2）配设专门的通风系统和通风设施管理维护人员；

（3）回采工作面停采后应按要求进行密闭，尽量提高采空区的密实程度，有效阻止采空区漏风；

同时，生产中应加强地面塌陷区的回填及井上下通风系统的管理和监测，以有效控制漏风。

3、降低风阻措施

优化井巷支护形式，改善巷道维护状况，要求采用先进的施工技术，降低巷道摩擦阻力系数，设计中尽量缩短风路长度，巷道断面选择在保证巷道风速为经济风速的前提下适当加大，同时应及时清除巷道中的废弃物，保持井巷畅通。

（七）反风方式及反风设施

矿井的反风一般是在矿井发生火灾时进行。

矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。

全矿井反风是在井下发生重大火灾时，通过对旋式轴流通风机反转并配合反风绞车及反风闸门等反风装置进行反风，利用其压力实现风流自风井进入，自主副井排出的情况。

工作面局部反风是工作面局部火情，利用顺槽与大巷之间的联络巷等处的双向双道风门等通风设施实现。

工作面的风流自原工作面回风顺槽进入，自原工作面运输顺槽和辅助运输顺槽排出的情况，以减少火情对工作面的影响。

此外，设计对井下各种风门采用遥测监控，对双道风门采用机械联锁，即一道风门打开，另一道风门必须关闭，当打开的风门处于未关闭状态时，不能打开另一道风门。