煤矿矿井通风设计毕业论文
矿井通风课程设计
姓名：_____
专业：通风与安全
日期：_____
目录
、尸■、亠
前言
一）矿井概况
二）拟定矿井通风系统
三）矿井总风量计算与分配
1、矿井需风量计算原则
2、矿井需风量计算方法
3、矿井总风量的分配
四）矿井通风总阻力计算
1、矿井通风总阻力计算的原则
2、矿井通风总阻力的计算方法
3、绘制矿井通风网络图
五）选择矿井通风设备
1、选择矿井通风设备的要求
2、主要通风机的选择
六）通风耗电费用概算
1、主要通风机的耗电量
2、局部通风机的耗电量
3、通风总耗电量
4、吨煤通风耗电量
5、吨煤通风耗电成本
七）矿井通风系统评述
1、系统的合理性
2、阻力分布的合理性
3、主要通风机工作的安全性、经济性
、八、亠
前言
《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力，为毕业设计打下基础。
1、进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。
2、培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。
3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。
依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。
设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。
一）矿井基本概况
1、煤层地质概况单一煤层，倾角25°，煤层厚4m相对瓦斯涌出量为1 3m3/t, 煤尘有爆炸危险。
2、井田范围设计第一水平深度140m走向长度7200m双翼开采，每翼长3600m。
3、矿井生产任务设计年产量为0.6Mt ，矿井第一水平服务年限
为23a。
4、矿井开拓与开采用竖井主要石门开拓，在底板开围岩平巷，
其开拓系统如图1-1 所示。拟采用两翼对角式通风，在7、8 两采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图 1 -2 。采区巷道布置见图1- 3。全矿井有2个采区同时生产，分上、下分层开采，共有 4 个采煤
工作面，1 个备用工作面。为准备采煤有4 条煤巷掘进，采用4台局部
通风机通风，不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为
380人。回采工作面最多人数为38人，温度t=20 C,瓦斯绝对涌出量为
3.2m3/min,放炮破煤，一次爆破最大炸药量为2.4kg。有1个大型火药
库，独立回风。
5、开拓系统图、采区布置图、巷道布置图、以及井巷尺寸及其
图1-1开拓系统图
9.
图1-2采区布置图
附表1-1井巷尺寸及其支护情况
2
m m2 1~2 副井两个罐笼，有梯子间，风井直径D=5m 240
2~3 主要运输石门二心拱，混凝土碹，壁面抹浆120 9.5 3~4 主要运输石门二心拱，混凝土碹，壁面抹浆80 9.5 4~5 主要运输巷二心拱，混凝土碹，壁面抹浆450 7.0
5~6 运输机上山梯形水泥棚135 7.0 6~7 运输机上山梯形水泥棚135 7.0
7~8 运输机顺槽梯形木支架d=22cm , △ =2 420 4.8
8~9 联络眼梯形木支架d=18cm , △ =4 30 4.0 9~10 上分层顺槽梯形木支架d=22cm , △ =2 80 4.8 10~11 采煤工作面采咼2m控顶距2~4m，单体液压, 机采110 6.0 11~12 上分层顺槽梯形木支架d=22cm , △ =2 80 4.8
12~13 联络眼梯形木支架d=18cm , △ =4 30 4.0 13~14 回风顺槽梯形木支架d=22cm , △ =2 420 4.8
14~15 回风石门梯形水泥棚30 7.5 15~16 主要回风道二心拱，混凝土碹，壁面抹浆2700 7.5
16~17 回风井混凝土碹(不平滑)，风井直径D=4m 70
(—)拟定矿井通风系统
矿井开拓采用立井开拓方式，矿井通风采用两翼对角式通风方式矿井主要进风井为位于井田中央的副井，矿井主要回风井位于第七采区和第八采区的上部边界。矿井主要通风机采用抽出式通风方式。大巷位置位于负240米处石门揭煤地带的岩石巷道中。
在第一采区有一个备用工作面，一个采煤工作面，两个掘进工作面，在第二采区有两个采煤工作面，两个掘进工作面所以矿井总共有4个采煤工作面，4个掘进工作面。回采工作的采煤方法采用单一走向长壁采煤法，采煤工作面推进方向采用后退式，附矿井通风系统图如下：
（三）矿井总风量计算与分配
一、矿井需风量计算原则
（1）矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。
（2）按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4 m3。
（3）按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算，取其最大值。
二、矿井需风量的计算方法
矿井需风量按以下方法计算，并取其中最大值
（1）按进下同时工作的最多人数计算
Q 矿=4NK
=4 x 380X 1.15
=1748m3/min
式中Q 矿——矿井总需风量，m3/min
N 井下同时工作的最多人数，人；
4——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时，可取1.10~1.15。上述备用系数在矿井产量
T三0.90Mt/a时取大值。
（2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算采煤工作面需风量计算采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。
1 、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q采=100Q瓦K瓦
=100x 3.2x 1.6
= 5 1 2m3/min
式中Q 采——采煤工作需要风量，m3/min ；
Q 瓦——采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，
m3/min ；
K 瓦——采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用风
量系数，即该工作面炮采工作面可取1.4~2.0;水采工作面可取
2.0~
3.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜
的观测，得出五个比值，取其最大值。
2、按工作面进风流温度计算；采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求
表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面的需风量按下式计算：
Q 采=60v 采S 采K 采，m3/min
=60x 1.0X 6X 1
=360 m3/mi n
式中v采——采煤工作面适宜风速，m/s
S采一一采煤工作面平均有效断面积，〃，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算；
K采一一采煤工作面长度风最系数，按表2先取
采煤工作面长度风量系数表
表
3、按炸药使用量计算：
Q 采=25A 采,m3/min
=25X 2.4
=60 m3/min
式中25——每使用1kg 炸药的供风量，m3/min
A 采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg
4、按工作人员数量计算：
Q 采=4n 采，m3/min
=4X38=152 m3/min
式中4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min
n 采——采煤工作面同时工作的最多人数，人。
5、按风速验算：按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Q 采三60x0.25S 采，m3/min
=60X 0.25X 6
=90 m3/min
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Q 采三60x4S采，m3/min
=60 x 4X 6
=1440 m3/min
掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别
计算，取其最大值。
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算:
Q掘=100Q瓦K瓦
=100X1.2X2
=240 m3/mi n
2、按炸药量使用最计算：
Q 掘=25A 掘，m3/min
=25X 2.4
=60 m3/min
3、按局部通风机吸风量计算：
3
Q 掘=Q 通IK 通，m /min
=200X1 X 1.3
=260 m3/min
式中Q通——掘进工作面局部通风机额定风量（表3）,
I ――掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台:
K通一一防止局部通风机吸循球风的风量备用系数，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
表3-3局部通风机额定风量Q通
4、按工作人员数量计算：
Q 掘=4n 掘，m3/min
=4X 15
=60 m3/min
5、按风速进行验算；岩巷掘进工作面的风量应满足：
60x0.15X S 掘三Q 掘三60x4X S 掘
由上式得43.2 m3/min —Q 掘三1152 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
60x0.25X S掘—Q 掘—60x4X S掘
=72 m3/min —Q 掘—1152 m3/mi n 根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。
Q 掘=260 m3/min
72 m3/min —Q 掘—1152 m3/min
所以，Q 掘=260 m3/min 符合上述要求。
硐室需风量
各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。
1 、井下爆破材料库
按经验值计算，小型矿井一般80~100m3/min，大型矿井一般100~150m3/min。
2、充电硐室
通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。
3、机电硐室
采区小型机电硐室，可按经验值确定风量，一般为
60~80m3/min。
表3-4机电硐室发热系数表
4、其它巷道需风量计算
新建矿井，其他用风巷道的总风量难以计算时，也可按采煤，掘进，硐室的需风量总和的3%~5%估算。
5、矿井总风量计算；
Q矿二' Q采? ' Q掘r Q硐r Q其他K
二：512 5 260 4 100 100 80 ' Q 其他K
=4066 m3/min。
通过计算所得；矿井总风量为4066m3/mi n
矿进总风量的分配
（1）分配原则
矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。
（2）分配的方法
首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《规程》对风速的要求。
（四）矿井通风总阻力计算
一、矿井通风总阻力的计算原则
（1）如果矿井服务年限不长（10~20 年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30~50年），只计算前15~25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。
（2）通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。
（3）矿井通风总阻力不应超过2940Pa
（4）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
二、矿井通风总阻力的计算方法沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻
力最大的风路（入不敷出
风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；
h 摩LU Q2,Pa
S3
将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即
h阻难二1.1?1.15、h摩难，Pa
h阻易二1.1?1.15、h摩易，Pa
两个时期的摩擦阻力可按表4-1进行计算。
表4-1 矿井通风（容易）时期井巷磨擦阻力计算表巷道
名称副井
主要运输石门主要运输石门主要运输巷
运输机上山
运输机上山
运输机顺槽
联络眼
上分层顺槽
采煤支护形式
a /(
Ns2/
m4)
L/m U/m S/m2
S3/m
6
R/(N
s2/m8
)
Q/(m
3/s)
C F/(
mvs
2)
h摩
/Pa
v/(m
/s)
两个罐笼，有梯0.00
15.7
19.6 7558 0.00 67.7 4592
240 1844 8.47 3.45 子间，37 25 .38
522
667 .33
三心拱，混凝土0.00 11.8 857. 0.00 64.7 4194 23.6
碹，壁面抹浆120
9.5 5648 6.82
34 7 38
557
667 .73 9
三心拱，混凝土0.00 11.8 857. 0.00 3981 14.9
碹，壁面抹浆80
9.5 3765 63.1 6.64
34 7 38
705
0.04
.61 9
三心拱，混凝土0.00 10.1 37.7 1421 64.6
碹，壁面抹浆
450 7 343 5453 5.39
34 9
936 001
.30
0.04
11.0 37.7 1421 61.5
梯形水泥棚0.01 135
1
7 343 3333
001 .30 9
5.39
819
0.05
0.01 11.0 29.0 842. 43.8
梯形水泥棚
2
135
1
7 343 2000
335 94 3
4.15
583
梯形木支架0.01 110. 0.41 20.5 420. 173.
420 9.11 4.8 1716 4.27 d=22cm,A=2 19 59
973 002 26
03
梯形木支架0.01
30 8.32 4 64
0.06 10.2 105.
6.47 2.56 d=18cm,A=4 58 162 501 06
梯形木支架0.01 110. 0.07 10.2 105.
80 9.11 4.8 8422 8.24 2.14 d=22cm,A=2 19 59
28
501
06
采高难度2m控0.04 110 9.55 6 216 0.22 10.2 105. 24.0 1.71
节点序号
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
矿井 总风 阻
（1）计算矿井通风容易时期的通风总阻力
h 阻易 = 1.1帘 h 摩易
工作 面 顶距2-4m,单体 液压，机采
7 8581 019
501 06 2
上分
梯形木支架
0.01
110.
0.07 10.2
105.
层顺
80 9.11
4.8
8422
8.24
槽 d=22cm,A =2 19
59
28 501 06
联络
眼 梯形木支架
0.01 30
8.32
4
64 0.06 10.2 105. 6.47
d=18cm,A =4
58
162
501 06
回风
梯形木支架
0.01
110.
0.41 20.5
420.
173. 顺槽
420 9.11
4.8
1716
d=22cm,A =2
19
59
973 002 26 03
回风
11.3
421.
0.00 42.3 1794 14.5 石门
梯形水泥棚
0.01
30
9
7.5
88
8099 668
.95
4
46
主要
三心拱，混凝土
0.00
10.5
421.
0.23 42.3
1794
423. 回风 碹，壁面抹浆
2700
7.5
6093
道 35
4
88
202
668
.95
77
回风
混凝土碹（不平
0.00
滑），风井直径
0.00 70
12.5 12.5 1981 1730
42.3 1794 3.11
井
39
6
6
.39
668
.95
d=4m
543
2.14
2.56
4.27
5.65
5.65
3.37
单翼 总风
阻
11
12
13
14
15
16
17
18
节
点 序号
1 2
1058
.10
2116
.20
表4-2矿井通风 巷道
名称
支护形式
a /(
Ns2/ m4)
L/m
（困难）时期井巷磨擦阻力计算
表 R/（N
s 2
/m
U/m
S/m 2 S 3
/m Q/(m
3
/s)
Q/( m/s
2
)
h 摩 /Pa
v/(m /s)
=1.15 623.07
二2116.20Pa
副井两个罐笼，有梯0.00 240 15.7 19.6 7558 0.00 67.7 4592 8.47 3.45 子间，37 25 .38 18 667 .33
主要
三心拱，混凝土
运输0.00 120 11.8 9.5 857. 0.00 64.7 4194 23.6
6.82
碹，壁面抹浆34 7 38 56 667 .73 9 石门
主要
运输石门主要运输巷
运输机上山
运输机上山
运输机顺槽
联络眼
上分层顺槽
采煤工作面
上分层顺槽
联络眼
回风顺槽回风石门主要回风道
回风井三心拱，混凝土0.00
80
11.8
9.5
碹，壁面抹浆34
7
三心拱，混凝土
碹，壁面抹浆
0.00 3150 10.1 7
34
9
梯形水泥棚
11.0
0.01 135
1 7
梯形水泥棚0.01 135 11.0 7
2 1
梯形木支架0.01
420 9.11 4.8
d=22cm,A=2 19
梯形木支架0.01
30 8.32 4
d=18cm,A=4 58
梯形木支架0.01
80 9.11 4.8
d=22cm,A=2 19
采高难度2m控
顶距2-4m, 单体
0.04
r 110 9.55 6
液压，机采7
梯形木支架0.01
80 9.11 4.8
d=22cm,A=2 19
梯形木支架0.01
30 8.32 4
d=18cm,A=4 58
梯形木支架0.01
420 9.11 4.8
d=22cm,A=2
梯形水泥棚
19
11.3
0.01 30 7.5
9
三心拱，混凝土
0.00 0
10.5
7.5
碹，壁面抹浆
35
4
混凝土碹（不平
滑），风井直径0.00 70 12.5 12.5
39 6 6
d=4m
857. 0.00 3981 14.9
63.1 6.64
38 38
.61
9
0.31 37.7 1421 452.
343 5.39
82 001
.30
22
0.04 37.7 1421 61.5
343 5.39
33
001 .30
9
0.05 29.0 842. 43.8
343 4.15
20 335
94
3
110. 0.41 20.5 420. 173.
4.27
59 17 002 26 03
0.06 10.2 105.
64 6.47 2.56
16 501 06
110. 0.07 10.2 105.
8.24 2.14
59
84
501 06
0.22 10.2 105. 24.0
216 1.71
86 501 06 2
110. 0.07 10.2 105.
8.24 2.14
59
84 501 06
0.06 10.2 105.
64 6.47 2.56
16 501 06
110. 0.41 20.5 420. 173.
4.27
59 17 002 26 03
421. 0.00 42.3 1794 14.5
5.65
88 81 668 .95 4
421. 0.00 42.3 1794
0.00 5.65
88 00 668
.95
1981 0.00 42.3 1794
3.11 3.37
.39 17 668 .95
单翼
总风1300 阻矿井
总风阻2600
3 4 5 6 7 8 9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
⑵矿井通风困难时期通风总阻力
h摩难=1.15汉送h 摩难
=1.15 636.20
二2600Pa
(五)选择矿井通风设备
一、选择矿井通风设备的基本要求
(1)、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。
(2)、选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节牟情况，分期选择电动机动。
(3)、通
风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机
在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5°;离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%
(4)、进、出井井口的高差在150m以上，或进、出风井口标高相同，但井深400米以上时，宜计算矿井的自然风压。
二、主要通风机的选择
1、计算通风机的风量Q通
3
煤矿开采技术研究毕业论文
煤矿开采技术研究毕业论文 摘要： 1、详细查明了井田地质构造，发育有5条断层，其中落差最大为20m在井田的西部边界处，其余4条断差在5-8m间，对井田煤层开采影响不大。 2、井田工程地质条件，2号煤层为中等，9+10号煤层为简单。2号煤层煤尘具有爆炸危险性，9+10号煤层煤尘具有爆炸危险性；2号煤层不易自燃，9+10号煤层自燃。无地温、地压异常。 3、井田可采煤层为2号、9+10号两层。2号煤层厚0.47～1.20m，平均厚0.95m。为较稳定煤层，井田大部可采；9+10号煤层厚4.14～5.60m，平均厚4.80m，为稳定煤层，井田全区可采。 4、2号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、中热值-高热值贫煤；9+10号煤层为特低灰-中灰、高硫分、中热值-特高热值无烟煤。 5、井田2、9+10号煤层采空区中有积水，且9+10号煤层部分块段为带压开采，突水系数为0.061MPa/m，存在奥灰水突水危险，2、9+10号煤层水文地质条件为中等。
第一章井田概况和地质特征 第一节矿区概述 一、矿区地理位置及交通条件 中强福山煤业水地庄煤矿位于浮山县城东，与浮山县直线距离 6.25Km处的水地庄村东侧、南北两侧一带，行政区划隶属天坛镇管辖。重组后井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763km2。地理坐标为111°53＇55＂—111°55＇44＂，北纬35°56＇30＂—111°58＇40＂。 交通位置图1-1-1 二、矿区的工农业生产建设概况 矿区有村庄及矿井工业广场，洗煤厂等工业设施。区多为山区荒地和林地，以杂草丛生为主，南、北部山上生长有落叶松树，覆盖率
矿井通风设计-毕业论文
辽源职业技术学院 毕业综合实训报告 题目：矿井通风设计 专业班级: 设计人: 指导人: 20XX年X月XX日
目录一、矿井通风设计的内容与要求 5 （一）矿井基建时期的通风 5 （二）矿井生产时期的通风 5 （三）矿井通风设计的内容 6 （四）矿井通风设计的要求7 二、优选矿井通风系统7 （一）矿井通风系统的要求7 （二）确定矿井通风系统8 三、矿井风量计算8 （一）矿井风量计算原则8 （二）矿井需风量的计算8 1.采煤工作面需风量的计算8 2.掘进工作面需风量的计算11 3.硐室需风量计算13 4.其他用风巷道的需风量计算机14 四、矿井通风总阻力计算15 （一）矿井通风总阻力计算原则15 （二）矿井通风总阻力计算15 五、矿井通风设备的选择16
（一）主要通风机的选择17 六、概算矿井通风费用21
前言 通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定.
矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。 第一章矿井通风设计的内容与要求 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通
风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。 矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 第一节矿井基建时期的通风 矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 第二节矿井生产时期的通风 矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况： （1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。 （2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 矿井通风设计所需要的基础资料如下：
(完整版)年产3000吨番茄酱的工厂设计毕业设计
本科生毕业设计 年产3000吨番茄酱的工厂设计 The Design for a Tomato Sauce Plant of 3000-ton Annual Output
总计：毕业设计36 页 表格：16 个 插图：8 幅 南阳理工学院本科毕业设计
年产3000吨番茄酱的工厂设计 The Design for a Tomato Sauce Plant of 3000-ton Annual Output 学院：生化与化学工程学院 专业：食品科学与工程 学生姓名： 指导教师（职称）：（副教授） 评阅教师： 完成日期：2013年6月
南阳理工学院Nanyang Institute of Technology
年产3000吨番茄酱的工厂设计 食品科学与工程专业马季月 ［摘要］本设计主要是进行年处理量为3000吨番茄酱的工厂设计。通过对市场上番茄酱的消费需求情况，生产加工和销售的现状进行充分调研的基础上，分析了我国番茄酱的产业现状。拟定在新疆乌鲁木齐市天山区投资建设番茄酱生产厂，并根据工厂设计原则做出了厂区平面设计。接着根据产品的工艺设计结合拟定的产量对产品进行了详细的工艺论证，在此基础上进行了物料衡算，耗材计算，设备选型以及水电汽的消耗计算，最后还进行了必要的经济分析。本设计充分考虑了番茄酱的发展状况和发展趋势，从节能角度出发选择设备，保证车间布局合理、规范，使整个生产流程尽量机械化、自动化。在完成设计说明的基础上，绘制了厂区平面图、车间设备布置图、工艺流程图和主要设备简图。 ［关键词］番茄酱；工厂设计；物料衡算；设备选型
The Design for a Tomato Sauce Plant of 3000-ton Annual Output Food science and engineering Major MA Ji-yue Abstract: This design is primarily for a plant of 3000-ton tomato sauce．On the basis of investigation of Tomato sauce on the market survey on the status of production, sales and processing and analysis of the tomato paste production and trade situation of our country. For investing in tomato paste factory in Xinjiang Urumqi tianshan district. First of all, we can the proposed production workshop; Secondly, we carried on the workshop process design based on the international market demand and
煤矿开采设计毕业论文
煤矿开采设计毕业论文 第一章概况 1.1 矿区开发情况 陵川崇安苏村煤业隶属于陵川崇安煤业有限责任公司。该矿井为证照齐全的合法生产矿井，证载生产能力为0.9Mt/a。 陵川崇安苏村煤业具有独立的生产系统和合法的安全、生产证件，有相对独立的开采围，分别开采3号煤和9号煤。 陵川崇安苏村煤业位于苏村的东部，开采围在国土资源部批准的苏村煤矿井田围，勘探程度为精查地质勘探区域，苏村煤矿精查地质报告在前期苏村煤矿设计前已经进行过审批。 1、矿区总体规划 为实现集中开发，减少矿区地面和井下工程布置，提高企业综合经济效益，国家发改委发改能源〔2003〕383号文，同意在矿区新区在矿区境界不变的条件下，由苏村煤矿集中开采。井田合并后的苏村煤矿规划建设总规模调整为11.0 Mt/a，分期建设。一期工程建设规模为4.0Mt/a，二期工程扩建到年产原煤8.0Mt/a，三期规模发展到11.0 Mt/a。 经过近几年的生产实践和技术改造，使用先进的技术装备和管理经验，苏村煤矿的实际核定生产能力已达到10.80Mt/a，成庄矿井的实际核定生产能力已达到8.30Mt/a。 2、相邻地方煤矿 井田外西北部为高平市建宁乡苏庄煤矿（关闭），西部为高平市北诗镇长畛煤矿。详见井田四邻关系示意图 1-1-2 。 1）高平市建宁乡苏庄煤矿：已关闭，位于本矿区西北部，与本井田相邻，为村办煤矿，1981年投产，矿区面积0.42km2，开采3号煤层，设计生产能力20kt/a ，核定生产能力30kt/a ，1998年产煤20kt 。该矿采用斜井开拓，其中主井长度156m ，倾角13 °，副井长度135m，倾角15°。采煤方法为房柱式，运输方式为人力平车，中央并列式通风，机械排水，矿井涌水量约80～120m3/d ，为低瓦斯矿井。区3号煤层资源已开采完毕，关闭前无越层越界开采行为，煤尘无爆炸性，为不易自燃煤层，区基本无积水。 2）高平市北诗镇长畛煤矿：位于本矿区西侧，属北诗镇长畛村办集体所有制企业，始建于198 4年，于19 85年投产。 6年1 0月省国土资源厅为该矿换发采矿许可证，
煤矿开采技术毕业设计
煤矿开采技术毕业设计 【篇一：煤矿开采技术毕业设计.】 题目： 姓名： 煤矿开采技术毕业设计钱程2012年 05 月 25日 目录 前言矿井概况 第一章井田开拓基本知识 第一节煤田划分为井田 第二节矿井储量、生产能力和服务年限 第三节井田再划分 第二章井田开拓 第一节井田开拓的概念及分类 第二节斜井开拓 第三节立井开拓 第四节平硐开拓 第五节井筒形式分析及选择 第三章井底车场 第一节井底车场组成 第二节井底车场的形式及其选择 第四章矿井开拓的基本问题 第一节井筒数目和位置 第二节开采水平的划分 第三节大巷布置 第五章采区车场形式 第六章采煤工作面生产技术管理 第一节采煤工作面生产组织管理 第二节采煤工作面质量管理 第三节采煤工作面安全管理 前言矿井概况 调兵山市位于辽宁省北部, 煤炭资源丰富, 其煤炭储量占辽宁省煤炭总储量的三分之一, 拥有国家八大煤矿之一的铁法煤业(集团)有限责任公司, 是辽宁省最大的动力煤生产基地。铁煤集团矿区属超级瓦斯
矿, 根据国土资源部国土资函119952593号文件, 铁法煤田煤层气储量为: 探明煤层气地质储量77. 303 @108m3, 控制煤层气储量 55. 863 @ 108m3。调兵山市区约有十万人口, 目前, 市区居民和商业的能源消费结构中, 除用电以外, 型煤、液化石油气仍占有较大比例, 仅少部分居民使用管道燃气。周边工业园区工业企业的能源消费结构则以燃煤为主。煤炭等传统燃料的使用对调兵山市区大气环境及生态环境质量产生一定影响, 燃煤烟气是该区域大气环境污染的主要因素之一。 铁法能源有限责任公司于2009年注册，原铁煤集团成为其 控股子公司，公司总部位于辽宁省北部调兵山市境内。铁法能源 公司是以煤炭生产为主，集煤层气开发利用、建筑安装、机械制造加工、建材、电力等于一体，多元发展的大型煤炭企业。本部由铁法、康平、康北三个煤田组成，累计探明工业储量22.97亿吨，截至2008年末，剩余工业储量17.68亿吨。2007年开始，铁法能源公司实施了走出去发展战略，挥师内蒙，进军山西，取得了突破性进展——在内蒙古和山西先后通过合资合作方式争取到三块煤炭资源，累计控制煤炭资源地质储量超过了30亿吨，使集团控制的煤炭资源超过了50亿吨，为做强作久煤炭主业奠定了坚实基础。目前，控股经营的内蒙古鄂尔多斯东辰公司一期改扩建工程已经竣工，2008年产煤44万吨，二期600万吨扩建工程正在紧张筹备之中。调兵山市铁煤集团是全国重点煤炭企业之一。矿区风天矸石粉飞扬污染大气 ,雨天矸石下泄冲压农田;矿区地表出现大面积沉陷 ,水土流失严重,生态环境恶化。199年开始进行恢复性治理。方案确定以沉陷坑复垦为主,矸石山综合利用为辅的总布局。具体侧重防治技术,消化利用矸石为主线;侧重经济效益,抓开发利用为突破口 ;强调参与融资治理 ;各负其责落实到人。到现在共治理沉陷坑 824hm2 ,修建鱼塘 21处 ,开垦水田70hm2,新建苗圃70hm2 ,复垦旱田 667hm2,恢复住宅区1处 ,河道治理2km ,修复道路 5km ,开发建设恢复治理水土流失面积 5hm2 ,综合利用消耗矸石 133万m3,减少土壤流失4300万t,年综合经济效益达 702万元 第一章井田开拓基本知识 第一节煤田划分为井田 煤田具有很大的面积，有的煤田面积可达几百平方公里，储量达到几百亿吨。对于这样大的煤田，如果由1座矿井来开采，显然，技术、经济上是不合适的。因此，在开发煤田时，应当把划分为若干
煤矿地面35kV变电站的设计毕业设计(论文)
摘要 本设计初步设计了煤矿地面35kV变电站的设计。其设计过程主要包括负荷计算、主接线设计、短路计算、电气设备选择、继电保护方案、变电所的防雷保护与接地等。通过对煤矿35KV变电站做负荷统计，用需用系数法进行负荷计算，根据负荷计算的结果确定出该站主变压器的台数、容量及型号。用标幺值法对供电系统进行了短路电流计算，为电气设备的选择及校验提供了数据。根据煤矿供电系统的特点，制定了矿井变电所的主结线方式、运行方式、继电保护方案。其中35KV 侧为全桥接线，6KV主接线为单母分段。两台主变压器采用分列运行方式。并根据电流整定值以及相关数据的校验，选择了断路器、隔离开关、继电器、变压器等电气设备。 关键字：负荷计算; 变电站; 继电保护;运行方式
目录 摘要 (1) ABSTRACT .............................. 错误！未定义书签。 1 概述 (1) 1.1 设计依据 (1) 1.2 设计目的及范围 (1) 1.3 矿井基础资料 (1) 2 负荷计算 (4) 2.1 负荷计算的目的 (4) 2.2 负荷计算方法 (4) 2.3 负荷计算过程 (5) 2.3.1 各用电设备组负荷计算 (5) 2.3.2 低压变压器的选择与损耗计算 (8) 2.3.3 6kV母线侧补偿前总计算负荷 (11) 2.3.4 无功补偿计算及电容器柜选择 (11) 2.3.5 补偿后6kV母线侧总计算负荷及功率因数校验 . 12 3 变电所主变压器选择 (13) 3.1 变压器的选取原则 (13) 3.2 变压器选择计算 (13) 3.3 变压器损耗计算 (14) 3.4 35kV侧全矿负荷计算及功率因数校验 (15) 3.5 变压器经济运行方案的确定 (15) 4 电气主接线设计 (16) 4.1 对主接线的基本要求 (16) 4.2 本所电气主接线方案的确定 (16) 4.2.1 确定矿井35kV进线回路 (16) 4.2.2 35kV、6kV主接线的确定 (17) 4.2.3下井电缆回数的确定 (17) 4.2.4 负荷分配 (18) 5 短路电流计算 (20) 5.1 短路电流计算的目的 (20) 5.2 短路电流计算中应计算的数值 (20) 5.3 三相短路电流计算计算的步骤 (20) 5.4短路电流计算过程 (21) 5.5短路参数汇总表 (30) 5.6 负荷电流统计表 (32) 6 高压电气设备的选择 (33)
基于PLC的矿井通风机变频控制系统设计毕业设计论文
学位论文原创性声明 本人郑重声明：所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所取得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的内容外，本论文不包含任何其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法律后果由本人承担。 作者签名：日期：年月日 学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定，同意学校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被查阅和借阅。本人授权大学可以将本学位论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学位论文。 涉密论文按学校规定处理。 作者签名：日期：年月日 导师签名：日期：年月日
学位论文独创性声明 本人郑重声明：所呈交的学位论文系本人在导师指导下独立完成的研究成果。尽我所知，除了文中特别加以标记和致谢的部分外，论文中不包含其他人已经发表或撰写过的研究成果，也不包含本人为获得任何教育机构的学位或学历而使用过的材料。与我一同工作的同事对本研究所做的任何贡献均已在论文中作了明确的说明并表示谢意。 本人如违反上述声明，愿意承担由此引发的一切责任和后果。 研究生签名：日期：年月日 学位论文使用授权声明 本人在导师指导下所完成的学位论文，学校有权保存其电子和纸制文档，可以借阅或上网公布本学位论文的全部或部分内容，可以向有关部门或机构送交并授权其保存、借阅或上网公布本学位论文的全部或部分内容。对于保密论文，按保密的有关规定和程序处理。 本学位论文属于： 1. 保密 ，在年解密后适用于本声明； 2.不保密 。 研究生签名：导师签名：日期：年月日
年产吨味精工厂设计毕业论文
农业大学东方科技学院 全日制普通本科生毕业论文 年产10000吨味精工厂设计 THE PLANT DESIGN OF 10,000 TONS MONOSODIUM GLUTAMATE
毕业设计（论文）原创性声明和使用授权说明 原创性声明 本人重承诺：所呈交的毕业设计（论文），是我个人在指导教师的指导下进行的研究工作及取得的成果。尽我所知，除文中特别加以标注和致谢的地方外，不包含其他人或组织已经发表或公布过的研究成果，也不包含我为获得及其它教育机构的学位或学历而使用过的材料。对本研究提供过帮助和做出过贡献的个人或集体，均已在文中作了明确的说明并表示了谢意。 作者签名：日期： 指导教师签名：日期： 使用授权说明 本人完全了解大学关于收集、保存、使用毕业设计（论文）的规定，即：按照学校要求提交毕业设计（论文）的印刷本和电子版本；学校有权保存毕业设计（论文）的印刷本和电子版，并提供目录检索与阅览服务；学校可以采用影印、缩印、数字化或其它复制手段保存论文；在不以赢利为目的前提下，学校可以公布论文的部分或全部容。 作者签名：日期：
农业大学东方科技学院全日制普通本科生 毕业论文（设计）诚信声明 本人重声明：所呈交的本科毕业论文（设计）是本人在指导老师的指导下，进行研究工作所取得的成果，成果不存在知识产权争议。除文中已经注明引用的容外，本论文不含任何其他个人或集体已经发表或撰写过的作品成果。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体在文中均作了明确的说明并表示了谢意。本人完全意识到本声明的法律结果由本人承担。 毕业论文（设计）作者签名： 年月日
目录 摘要 (1) 关键词 (1) 1 总论............................................. (1) 1.1 工厂设计总概括 (2) 1.2 设计任务 (2) 1.3 设计的特点 (2) 1.4 设计围 (2) 1.5 建设规模 (3) 1.6 经济技术指标 (3) 1.7 工作制度及定员 (3) 1.8、公用工程及辅助工程 (5) 1.9、三废处理 (5) 1.10、产品的质量、卫生、质检措施及防火 (5) 1.10.1 产品的质量： (5) 1.10.2 味精卫生标准 (5) 1.10.3 质检措施 (5) 1.10.4 防火 (6) 2 味精的发展历程 (6) 2.1 世界味精工业的发展历程 (6) 2.2 中国味精产量与世界味精产量的比例 (7) 2.4 我国味精工艺和装备技术的进展 (9) 2.5 我国味精生产量的增长 (11) 2.6 中国味精工业现状与发展对策 (12) 2.6.1 中国味精工业概况 (12)
煤矿开采技术毕业论文
浅析当今煤炭开采技术的发展趋势 摘要：在当今社会发展的新形式下，煤矿开采技术的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。在发展现代采煤工艺的同时继续发展多层次、多样化的采煤工艺，建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国采煤方法已趋成熟，放顶煤采煤的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高。本论文就对煤矿开采技术作了分析并对其带来的环境影响阐述了针对性的技术以及向绿色开采的发展趋势。 关键词：煤矿采煤工艺控制技术机械化开采绿色开采：保水开采煤与瓦斯共采充填开采煤炭地下气化 一、现阶段开采技术 1、采煤方法和工艺 开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高 可靠性的高产高效矿井开采技术以提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺，简单、高效、可靠的生产系统和开采布臵,生产过程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术，发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化,进
一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。 1.1开发“埋深浅、硬顶板、硬煤层高产高效现代开采成套技术”，主要解决以下技术难题。 硬顶板控制技术，研究埋深浅、地压小的硬厚顶板控制技术，主要通过岩层定向水力压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术，使直接顶能随采随冒，提高顶煤回收率，且基本顶能按定步距垮落，既有利于顶煤破碎，又保证工作面的安全生产。 硬厚顶煤控制技术，研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术，包括高压注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术，使顶煤体能随采随冒，提高其回收率。顶煤冒放性差、块度大的综放开采成套设备配套技术，研制既有利于顶煤破碎和顶板控制。又有利于放顶煤的新型液压支架,合理确定后部臵输送机能力。 两硬条件下放顶煤开采快速推进技术，研究合适的综放开采回采工艺，优化工序，缩短放煤时间，提高工作面的推进度,实现高产高效。5.5m宽煤巷锚杆支护技术，通过宽煤巷锚杆支护技术的研究开发和应用，有利于综采配套设备的大功率和重型化，有助于连续采煤机的应用，促进工作面的高产咼效。 1.2缓倾斜薄煤层长壁开采 主要研究开发：体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤
毕业设计(矿井通风设计)
第1章矿井概况 1.1井田地理概况 1.1.1矿井位置、范围 **煤矿位于山东省莱芜市区东南5.5km，行政隶属莱芜市莱城区高庄街道办事处管辖，地理坐标东径117°40′06″～117°45′30″，北纬36°09′11″～36°12′29″。东与西港煤矿（已关闭）、潘西煤矿为邻，西与鄂庄煤矿相接，矿区座落于高庄街道办事处南冶村附近，井田面积24.5km2。井田东以413号钻孔和-180水平东大巷经16号联线与西港矿分界，西以18号勘探线和S33和169号钻孔与卾庄矿为界，上部至煤层露头，深部至F22号断层。 1.1.2交通位置 **煤矿位于莱芜市南部郊区，地理位置优越（见图1-1），交通方便，磁莱铁路从矿区东北侧绕矿而过，矿区至颜庄火车站6.5km，矿井运输铁路在颜庄车站与磁莱线相接，莱芜市至淄博市高速公路从矿区深部通过，博（淄博）孙（孙村）公路从矿门前通过，加上市郊乡镇公路网，可谓四通八达，交通十分方便。 1.1.3气候条件 莱芜市地处泰沂山区腹地，属大陆性气候，历年最高气温42.5℃(1955年8月11日)，最低气温-22.5℃(1957年2月11)，月平均气温13℃～36.8℃。年总降雨量550.0～810.0mm，年平均降雨713.5mm，雨季为7、8、9三个月份，日最大降雨量306.0mm(1996年7月24日)，最高洪水位+180.96m(1966年7月19日)。年蒸发量1664～1927mm，平均1795.5mm。结冰期为头年的11月初至来年3月，地温地下3m 处(4月)最低温度12.3℃，最高温度(9月)19.2℃。总之，莱芜市气候温和，冬无严寒，夏无酷热，呈半湿润的北温带气候特色。
某工厂供配电系统设计毕业论文
某工厂供配电系统设计毕业论文 目录 摘要.......................................... 错误！未定义书签。Abstract ...................................... 错误！未定义书签。第一章绪论. (1) 1.1 工厂供电的意义 (1) 1.2设计概述 (1) 1.2.1工厂情况 (1) 1.2.2设计思路 (3) 第二章负荷计算及功率因数补偿计算 (4) 2.1负荷计算 (4) 2.1.1负荷计算的意义 (4) 2.1.2 负荷计算的方法 (4) 2.1.3 各车间负荷计算 (5) 2.1.4全厂总负荷 (6) 2.2功率因数补偿计算 (7) 2.2.1 功率因数对供电系统的影响 (7) 2.2.2 功率因数的补偿 (8) 第三章变电所位置与型式的选择 (11) 3.1 变配电所的类型和所址的选择 (11) 3.2 变配电所总体布置的一般要求 (12) 3.3变配电所的总体设计选择 (13) 第四章主变压器及主接线方案的选择 (14) 4.1 变电所主变压器台数的选择 (14)
4.2 变电所主变压器容量选择 (14) 4.3主接线方案的选择 (14) 4.3.1主接线的总体分类： (14) 4.3.2 10kV侧单母线和双母线接线的比较 (16) 4.4低压侧接线方案的选择 (17) 4.4.1一般要求 (17) 4.4.2低压配电系统常见接线方式及适合场 (17) 第五章短路电流的计算 (20) 5.1 短路的基本概念 (20) 5.2 短路的原因 (20) 5.3 短路的后果 (20) 5.4 短路的形成 (21) 5.5 三相短路电流计算的目的 (21) 5.6 短路电流的计算 (21) 5.6.1短路电流计算的公式 (21) 5.6.2具体计算过程 (23) 第六章一次设备的选择 (26) 6.1电气设备选择及校验的一般原则 (26) 6.2设备选择 (27) 6.2.1断路器 (27) 6.2.2隔离开关 (28) 6.2.3电压互感器 (28) 6.2.4熔断器 (29) 6.2.5避雷器 (29) 第七章变压所进出线的选择 (30) 7.1电力线路的截面选择 (30) 7.2按发热条件选择导线和电缆的截面 (31) 7.3 10KV高压进线选择校验 (31)
煤矿开采技术毕业论文
煤矿开采技术论文 平煤股份二矿评估队 潘彦威
煤矿开采技术论文 （平煤股份二矿评估队潘彦威） 在当今社会发展的新形式下,煤矿开采技术的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。在发展现代采煤工艺的同时,继续发展多层次、多样化的采煤工艺,建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国采煤方法已趋成熟,放顶煤采煤的应用在不断扩展,应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高。本文就对煤矿开采技术作了分析。 关键词:煤矿;采煤工艺;控制技术;机械化开采 1 采煤方法和工艺 开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术以提高工作面单产和生产集中化为核心,以提高效率和经济效益为目标,研究开发各种条件下的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺,简单、高效、可靠的生产系统和开采布置,生产过程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术,发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化,进步改进工艺和装备,提高应用水平和扩大应用范围,提高采煤机械化的程度和水平。 1.1 开发“埋深浅、硬顶板、硬煤层高产高效现代开采成套技术”,主要解决以下技术难题。 硬顶板控制技术,研究埋深浅、地压小的硬厚顶板控制技术,主要
通过岩层定向水力压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术,使直接顶能随采随冒,提高顶煤回收率,且基本顶能按定步距垮落,既有利于顶煤破碎,又保证工作面的安全生产。 硬厚顶煤控制技术,研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术,包括高压注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术,使顶煤体能随采随冒,提高其回收率。顶煤冒放性差、块度大的综放开采成套设备配套技术,研制既有利于顶煤破碎和顶板控制。又有利于放顶煤的新型液压支架,合理确定后部置输送机能力。 两硬条件下放顶煤开采快速推进技术,研究合适的综放开采回采工艺,优化工序,缩短放煤时间,提高工作面的推进度,实现高产高效。 5.5m宽煤巷锚杆支护技术,通过宽煤巷锚杆支护技术的研究开发和应用,有利于综采配套设备的大功率和重型化,有助于连续采煤机的应用,促进工作面的高产高效。 1.2 缓倾斜薄煤层长壁开采 主要研究开发:体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤机、刨煤机;研制适合刨煤机综采的液压支架;研究开发薄煤层工作面的总体配套技术和高效开采术。 1.3 缓倾斜厚煤层一次采全厚大采高长壁采 应进一步加强完善支架结构及强度,加强防倒、防滑、防止顶梁
矿井通风与安全技术毕业论文
矿井通风与安全技术毕业论文 目录 前言------------------------------------------------------------------------------------------3 第一章矿区概况及井田地质特征--------------------------------------------------------4第一节矿区该况-----------------------------------------------------------------------4 第二节井田地质特征-----------------------------------------------------------------5 第三节井田境界------------------------------------------------7 第二章采煤方法及回采工艺------------------------------------------8 第一节采煤方法的选择------------------------------------------8 第二节回采工艺设计--------------------------------------------9 第三节设备配置-----------------------------------------16 第四节生产运输系统-------------------------------------------18 第五节通风系统-----------------------------------------------19 第六节瓦斯抽放系统-------------------------------------------21 第七节瓦斯防治-----------------------------------------------22 第八节综合防尘系统-------------------------------------------24 第九节防止煤层自然发火技术-----------------------------------25
矿井通风设计毕业论文
矿井通风课程设计 选题序号： 1 学号： 姓名：马志敏 班级： 指导老师：
第一章绪论 矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分，它包括矿井进、回风和工作面进、回风巷道布置形式，矿井通风路线的连接方式，以及矿井通风设施和设备等基本内容。它与矿井巷道布置和采煤方法在一定程度上相互制约。 矿井通风设计应满足下列要求： 1、无意漏风少 2、采、掘工作面实现独立通风 3、通风构筑物设置较少、安设得当、合理 4、进风污染少 5、工作面串联少 6、矿井总风阻小，可靠性高 7、变电所必须有独立的通风系统 8、符合《规程》相关规定 第二章概况 第一节矿井概况 某煤矿井田范围走向长7.42km，倾斜宽0.66—1.47km，井田面积约8.53 km2。位于背斜南翼，为一般平缓的单斜构造，地层产状走向近东西向，倾向南，倾角10-25°，一般为16°左右。矿井生产能力为90万t/a。 第二节矿井开拓方式 矿井采用中央竖井，煤层分组采区上山布置的开拓方式，单翼对角式通风。矿井通风难易时期的系统示意图见后。井田设三个井筒：主井、副井、风井。地面标高+200m。全矿井划分为两个水平，第一
水平标高－150m，第二水平标高－350m，回风水平标高+45～+50m。第一水平东西运输大巷布置在煤层的底板岩石中，距煤层30m，通过水平大巷开拓煤层的全部上山采区。矿井采用走向长壁开采方式。 第三节矿井瓦斯和温度情况 该矿是高瓦斯矿井，瓦斯涌出量较大，为安全起见，用“品”字形布置三条上山。采用综合机械化放顶煤采煤。采煤工作面的平均断面积8.1 m2，回采工作面温度一般在21°，回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量为5.65m3/min，三四班交接时人数最多66人；掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量3.75m3/min，掘进工作面同时工作的最多人数18人，一次爆破炸药用量4.3kg。 第三章采区通风设计 第一节采区通风系统 矿井采用抽出式通风方式，利用轨道上山、运输上山进风，回风上山回风，三条上山均布置在煤层中，三条巷道都可以行人。新鲜风流从水平大巷经过轨道上山和运输上山供给采、掘工作面，污风流入回风上山巷中。回采工作面采用U型通风，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风方式。 第二节矿井风量计算 一、矿井需风量计算原则 1、矿井需风量应按“有里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。 2、按该用风地点作业的最多人数计算，每人每分钟不得少于4m3。 3、按该地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风
某工厂供电系统设计(毕业论文)
摘要 本毕业设计为工厂变电所设计，对在工厂变电所设计中的若干问题:负荷计算，三相短路分析，短路电流计算,高低压设备的选择与校验，变压器的继电保护，变电所二次回路及自动装置，防雷与接地,变电所的过电压保护，计量，无功补偿等几方面的设计进行了陈述,并对供电主接线的拓扑结构进行了阐述。 该工厂变电所采用10kV单电源进线,采用一台1600ｋVＡ的主变压器，最大设备容量1６36kW，采用并联电容器进行低压集中补偿,对变压器进行过电流,电流速断,瓦斯保护，按三类防雷建筑物设防,采用强弱电联合接地系统对建筑物进行保护。 在对供电系统短路计算的基础上,进行电力电缆和电气设备的选择设计，同时也对户外平面布置进行了初步的设计。 关键词：工厂供配电,继电保护，防雷与接地,负荷计算 ?ABSTRACT Thiｓgraduatｉon ｐrojeｃt is desiｇned fｏr thｅfaｃtorｙｔranｓformｅr suｂsｔaｔioｎ，ｔo certaｉn quｅstionｓｉｎfactoｒy tｒanｓｆｏrmｅrｓuｂｓtation desiｇn：thｅload ｃｏｍｐutatiｏn, ｔhe analyｓiｓｏf three-phaseｓhｏrｔ－ｃiｒcuits, theｓhorｔ－ｃｉrcuitｃurrenｔｃoｍｐuｔａtiｏｎ,thｅchoｉce and veｒiｆiｃatiｏn oｆhigｈａnd lｏw ｐresｓuｒe equipmｅnｔ, ｔhe t ｒａｎsfoｒｍer relay prｏteｃｔiｏn, tｈe ｓeconｄary ｃircuｉｔof the transfoｒmeｒｓuｂsｔatioｎaｎd ｔhe ａutomatic deviｃe，ａntｉ-thunder a ｎd tｈe connｅcｔion to thｅeａrｔh, thｅtraｎsformer substａtｉoｎoｖe ｒvｏｌtagｅproteｃｔｉｏｎ, ｔhe meａsurｅmｅnt，thｅiｄｌe work ｃｏmｐensａted aｎdｓo oｎ, Alｌthｅabove aspecｔs ａｎd the ｓtruｃtｕr ｅof tｈeｐower sｕｐply hostｗiring topologｙhａｖe bｅen stated.
煤矿开采技术毕业论文 煤矿建设毕业论文
煤矿开采技术毕业论文煤矿建设毕业论文 导读：就爱阅读网友为您分享以下“煤矿建设毕业论文”的资讯，希望对您有所帮助，感谢您对https://www.sodocs.net/doc/6610872160.html,的支持! 1.6.1井下煤、矸石运输系统.................................................. - 28 - 1.6.2井筒及用途...................................................................... - 28 - 1.6.3提升系统.......................................................................... - 30 - 1.6.4井底车场及硐室.............................................................. - 31 - 1.7矿井的辅助生产系
统................................................................ - 33 - 1.7.1通风系统.......................................................................... - 33 - 1.7.2压风系统.......................................................................... - 34 - 1.7.3排水系统.......................................................................... - 34 - 1.7.4井下供电、照明、信号系统.......................................... - 34 - 1.8防水、防火、防沼气煤尘爆炸的安全措施........................... - 35 - 1.8.1防水措施.......................................................................... - 35 - 1.8.2防火的安全措施.............................................................. - 35 -
鹤岗矿业集团峻德煤矿240万吨年新矿井设计-中国矿业大学毕业设计论文
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