【正文】 002752)/(2460)＝1204m3/min＝式中　　Q采——采煤面實際需要的風量，m3/s；q瓦采——采煤工作面的瓦斯相對涌出量，瓦斯涌出量一般；K礦通——采煤工作面瓦斯涌出量不均勻備用風量系數(shù)，；T——工作面日產量，2752t。按工作面人數(shù)計算Q采＝4N＝429＝116m3/min＝；式中　　Q采——采煤工作面實際需要的風量，m3/s；N——采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，29人。按風速進行驗算按最低風速驗算：Q采≥15S采≥15≥102m3/min≥；按最大風速驗算：Q采≤240S采≤240≤≤；經(jīng)過以上三種計算，當一個工作面回采達產時時。（2）掘進工作面實際需要風量的計算綜掘工作面每個掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯涌出量、人員、爆破后的有害氣體產生量以及局部通風機的實際吸風量等規(guī)定分別進行計算，然后取最大值。Q掘＝100q掘K掘通式中　　q掘——掘進工作面瓦斯絕對涌出量，K掘通——瓦斯涌出不均勻的風量備用系數(shù)。按瓦斯涌出量計算掘進面需風量見表634。局部通風機選型根據(jù)工作面的需要風量，考慮局扇通風距離、風筒直徑、管理水平等因素。掘進工作面選用230kW局部扇風機，風量為260～630m3/min，～10m3/s。 按瓦斯涌出量計算掘進工作面實際需要風量掘進工作面綜掘備注平巷圍巖性質煤（1號煤層）q瓦(m3/min)K掘通Q掘(m3/min)(m3/s)Q掘＝4n＝415＝60m3/min＝式中　　Q掘——掘進工作面實際需要的風量，m3/s；nj——掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，15人。按最低風速驗算：Q掘≥60S掘 m3/s；按最大風速驗算：Q掘≤460S掘 m3/s； 按風速驗算掘進工作面需風量掘進工作面綜掘備注運輸順槽軌道順槽Sc(m2)Q采≥15S采Q采≤240S采硐室及車場需風量煤倉通風聯(lián)絡巷：2m3/s。1220m水平井底車場：6m3/s。采區(qū)變電所、絞車硐室：22m3/s。采區(qū)煤倉通風巷：2m3/s。采區(qū)車場：3m3/s。其它地點供風量根據(jù)我國大多數(shù)機械化礦井的統(tǒng)計資料，一般按下列公式計算：∑Q其它＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑硐)5%＝(+10+20++12+19)5%＝，設計取6 m3/s。經(jīng)計算，礦井總風量按一個工作面投產時所需最大風量進行計算，ΣQ采＝；三個掘進工作面，其中綜掘工作面ΣQ綜掘＝210＝20m3/s。硐室等地點實際需要風量，ΣQ硐＝17m3/s；其它地點需風量ΣQ其它＝6m3/s。Q＝(+20++12+17+6)＝，取123m3/s 礦井通風設備的選型（1）通風機設備選型設計依據(jù)容易期：風量Q易=困難期：風量Q易=81m3/s 負壓 P易=（2）通風機設備選型計算根據(jù)礦井所需要的風量和負壓計算，其風量和負壓應分別為：Q = kQkH = Kk+HZ+式中：Q主通風機必須產生的風量，m3/s。 Qk礦井所需的風量，m3/s K漏風系數(shù)，； H主要風機必須產生的負壓，Pa。 Hk礦井所需的負壓，Pa。 Hz進回風井自然高差所產生的風壓，Pa,本礦井進，回風井井口標高相差為0m,故設計取0； 風道、通風附屬設備風壓損失，取150Pa。 消聲器的風壓損失，取100Pa。帶入各參數(shù)后，得： Q易=（m3/s） Q難=（m3/s） H易= +150+100= H難= +150+100= 所以通風機選用2臺FBCDZ8№22B型煤礦地面防爆抽出式對旋軸流式通風機，其中1臺工作，1臺備用。每臺通風機備用兩臺380V8級160Kw專用防爆電動機。通風機運行工況官網(wǎng)阻力系數(shù)則通風容易期網(wǎng)絡阻力方程為H易=，則通風容易期網(wǎng)絡阻力方程為H難=，通風網(wǎng)絡阻力計算已考慮海拔高度的影響。根據(jù)計算軸功率，通用電動機留有充足的備用系數(shù)，滿足風機功率選用要求。風井通風容易、困難期運行曲線見圖風機運行工況點的運行參數(shù)見下表. 1 風機運行工況點的參數(shù)表項目風量（m3/s）負壓（Pa）葉片安裝角度運行轉速（r/min）效率計算軸功率（kw）通風容易期M易86181732176。74083%通風困難期M難85219634176。74083%通風設備反風 風井通風設備系統(tǒng)利用手動、電動兩用風門配合，通過風機反轉進行反風。要求各個時期通風系統(tǒng)反風風量均大于正常風量的40%，反風軸功率均小于配套電動機容量，算選通風機和電動機容量滿足反風要求。當風機運行到困難時期時葉片的最大角度比風機所允許的角度小11176。，大于規(guī)范規(guī)定的5176。的要求。礦井內各掘進工作面均單獨配風，通風方式采用局部通風機壓入式通風。均選用對旋式局部扇風機，綜掘工作面局部通風機型號為BDJ－№10/60，風量728～1165m179。/min，全壓914～2733Pa，功率230kW；普掘工作面局部通風機型號為FBD№11型，～179。/s，風壓700～3500Pa，功率211kW。井下需要單獨通風的硐室有炸藥發(fā)放硐室、充電硐室、采區(qū)變電所等，均設計有獨立的通風系統(tǒng)。井下機電硐室設在進風風流中。 計算礦井通風等積孔A=式中：A—風井等積孔，㎡；Q—風井風量，m179。/s，東風井Q東=72m179。/s，北風井Q北=76m179。/s。h—礦井負壓，Pa；風井通風容易時期等積孔為：A東==㎡通風困難時期等積孔為：A東==㎡北風井通風容易時期等積孔為：A西==㎡通風困難時期等積孔為：A西==㎡ 概算礦井通風費用礦井通風費用以噸煤成本計算。噸煤成本主要由以下費用項目構成：（1）電費（W）礦井通風難易程度礦井總風阻Rm/NS2m8等積孔A/m2容易2中等~1~2空難1（2）設備折舊費用（W）通風設備折舊費用與設備數(shù)量、成本及服務年限有關，噸煤通風設備折舊費W2按下式計算為 W2 = (G1+G2)/T, 元/噸1. 材料消耗費用（W3）2. 通風工作人員工資（W4）3. 專為通風服務的井巷工程折舊和維護費（W5）4. 每噸煤的通風儀表的購置費用和維護費用（W6） W = W1+W2+W3+W4+W5+W6 預防瓦斯、火、礦塵、水和頂板等事故的安全技術措施 瓦斯大水頭煤礦為高瓦斯礦井，根據(jù)《大水頭煤礦采區(qū)地質說明書》，煤層瓦斯含量為810m179。/t，煤層瓦斯賦存東高西低，分布十分不均勻，特別在構造復雜區(qū)域瓦斯含量與瓦斯壓力受地質構造控制明顯。但地質說明書并未提供詳細的瓦斯參數(shù)，煤層瓦斯參數(shù)依據(jù)原礦井設計中的有關資料。煤層瓦斯壓力：P=—煤層瓦斯含量：W=810m179。/t煤層透氣性系數(shù)γ＝—㎡/at㎡d鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)α＝—瓦斯放散初速度：△P=3—15（1）抽放方法根據(jù)大水頭煤礦開采條件，抽放方法采用順層鉆孔掘前預抽，采前預抽、邊采邊抽及采空區(qū)抽放等綜合抽放方法，并建立地面瓦斯抽采系統(tǒng)。采前預抽工作面上下順槽開口掘進時，在掘進巷道兩幫每隔50m施工抽放鉆場，兩幫鉆場錯距25m。在鉆場內沿傾斜方向施工φ94mm，深70m的順層鉆孔提前對工作面煤層預抽瓦斯，每個鉆場施工8個鉆孔。鉆孔分兩排施工，每排4個孔，上排見煤層頂板，下排見煤層底板。工作面兩順槽外側的鉆場沿傾斜方向施工的順層抽放孔主要對相鄰工作面煤體提前預抽。掘前預抽在工作面掘進中，如瓦斯涌出量大，僅靠通風無法解決時，在掘進巷道兩幫的鉆場內沿工作面走向（掘進迎頭方向）各施工φ94mm、深80m抽放孔5個，鉆孔終孔距巷幫外廓5～8m，對掘進工作面前方煤體提前預抽，隨著工作面掘進每50m施工一組10個孔，始終保持30m的抽放超前距，以減少掘進工作面瓦斯涌出量，減輕風排瓦斯的負擔。（2）瓦斯抽放措施一采區(qū)瓦斯抽放時，179。/min計算，原抽放泵站安裝的SKA—420型抽放泵滿足要求，并采取以下措施：利用負壓調節(jié)方法使各區(qū)域抽放負壓分配合理，在較遠區(qū)域加設移動抽放泵，以增加抽放能力。采用先進的大孔徑、深鉆孔技術，盡可能提高抽放濃度。無中巷開采時，煤層順層鉆孔抽放時間短，不能有效長期抽放，因此要施工走向大直徑深孔對工作面進行集中預抽，確保達30%以上抽放率。在煤層掘進順槽時，采取邊掘邊抽和試驗以大直徑巖石走向鉆孔代替走向高抽巷抽放技術，邊掘邊抽的瓦斯?jié)舛容^低，并影響瓦斯發(fā)電利用時，設置移動抽放泵抽放并排入總回風，濃度超過20%時可并入永久抽放系統(tǒng)抽放。采用孔板流量計和抽放監(jiān)測裝置計量，為防止孔板流量計對抽放系統(tǒng)增加阻力，在安裝孔板的位置加裝同等管徑的旁通管，在旁通管上安裝閘閥控制，當測定孔板壓差時關閉旁通閥門，正常抽放時打開旁通閥，以減小孔板形成的阻力。（1）煤層的自燃傾向性等級煤層自燃發(fā)火與煤質組成部分有關，煤層炭化程度高，煤的著火點高，同時還取決于煤的氧化作用、吸氧量及氧化發(fā)熱速度?！?，自燃等級為ⅠⅡ類，屬于容易自燃易自燃。 煤的自燃傾向測試成果表煤層吸氧量 cm3/g全硫%等級4Ⅱ類自燃（2）外因火災防治措施井下機電設備硐室防火措施，各種設備相互之間，并在硐室入口處懸掛“非工作人員禁止入內”字樣的警示牌；此外還要求硐室內懸掛與實際相符的供電系統(tǒng)圖；在入口處和硐室內的明顯地點懸掛“高壓危險”字樣的警示牌。井下中央變電所和采區(qū)變電所采用砌碹支護；硐室采用向外開的防火鐵門，并在硐室內設置干四氯化碳滅火器和防火砂箱。從井下中央變電所出口防火鐵門起5m內的巷道支護采用砌碹或錨噴支護。井下電氣設備的防火措施井下電氣設備防爆等級設計嚴格按照《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定選擇，即在井下中央變電所、采區(qū)變電所、移動變電站、回采工作面、運輸順槽、回風順槽等處均選用防爆型電氣設備。井下供電采用雙回路，采用中性點不接地系統(tǒng)，并設置了防止地面雷電波及井下的防雷設施。井下高壓采用10kV電壓，低壓采用3300、1140V、660V電壓，照明采用127V電壓。井下電氣設備的各種保護井下高壓饋出線具有短路、過負荷、接地和欠壓釋放保護。低壓電動機的控制設備具有短路、過負荷、單相斷線、漏電閉鎖保護及遠程控制裝置。由地面變電所至井下的高壓饋電線上，裝設有選擇性單相接地保護裝置。井下低壓饋電線上，裝有檢漏保護裝置，保證自動切斷漏電的饋電線路。煤電鉆配電設備采用有檢漏、漏電閉鎖、短路、過負荷、斷相、遠距離起動和停止煤電鉆功能的綜合保護裝置。井下36V以上的用電設備和由于絕緣損壞可能帶有危險電壓的電氣設備的金屬外殼、棚架等，均設置了保護接地；設計將主接地極設在井下中央變電所旁的主排水泵硐室的主副水倉中，并將所有保護接地和局部接地裝置與主接地極連成一個總接地網(wǎng)，接地網(wǎng)上任一保護接地點的接地電阻不得超過2Ω；每一移動式和手持式電氣設備同接地網(wǎng)之間的保護接地用的電纜芯線的電阻值不得大于1Ω。井下電氣設備的檢查、維護、修理和調整電氣設備的檢查、維護和調整，由電氣維修工進行。高壓電氣設備的修理和調整工作，應有工作票和施工措施。井下電工，在特殊情況下，可對井下變電所內高壓電氣設備進行停、送電的操作，但不得擅自打開電氣設備進行修理。井下防爆電氣設備的運行、維護和修理，必須符合防爆性能的各項技術要求。防爆性能遭受破壞的電氣設備，必須立即處理或更換，嚴禁繼續(xù)使用。帶式輸送機火災防治措施主斜井、運輸上山、運輸石門及工作面運輸順槽采用帶式輸送機運輸方式，選用ST型（阻燃型）鋼繩芯膠帶輸送機，擔負原煤的運輸任務。為防止火災發(fā)生，設計采用以下防治措施：，帶式輸送機托輥的非金屬材料零部件和包膠滾筒的材料符合阻燃型和抗靜電性的規(guī)定。（沿線拉繩開關、防打滑、防煤位堵塞、煙霧、溫度、自動灑水、防縱向撕裂、防跑偏、防斷帶等），驅動輪采用膠面以防打滑；煤倉設有煤位信號裝置。，并有充分的照明。井下防火構筑物+1220m水平井底車場內設消防材料庫（已有），存放一定數(shù)量的防滅火材料(如磚、砂子、水泥、粘土、板材、滅火器、鋼絲繩等)，以便當井下發(fā)生事故時使用。消防材料庫兩側通道設雙扇柵欄門。，在運輸、回風順槽內施工永久性防火墻，隔離采空區(qū)。第6章 礦井提升、運輸、排水、壓縮空氣設備選型 本礦井設計井型為150萬噸/年，考慮設置一對井筒進行提升，即主井和副井進行提升。主井采用箕斗提升，主要負責提煤；副井采用罐籠提升，負責提矸、下料、升降設備和人員等各種輔助提升 提升為主井和副井提升，大巷運輸水平為1220m水平，地面井田標高為1600m，提升高度為400m，故應采用立井多繩絞車式提升，副井筒也采用多繩絞車式提升機進行提升。 礦井提升設計的主要依據(jù)和原始資料 該礦井設計生產能力為每年150萬噸，年運輸矸石18萬t，、平板車和材料車來完成。，礦井工作制度為：一年工作日為330天，每天凈提升時間18小時，每天4班作業(yè)，每班工作6小時，井下大巷運輸水平1220m。 提升設備的選型計算（1）主立井提升容器確定一次合理提升量式中：A —— 礦井設計生產能力,t；c —— 提升不均衡系數(shù),～,；—— 提升富裕系數(shù),；t —— 日提升小時數(shù),取14h；n —— 年工作日數(shù),取300d；—— 一次循環(huán)時間,s；式中：H——提升高度，m；箕斗井：式中：——礦井開采水平垂直深度，m；