VIII高家堡煤礦4#煤層開采方案設計摘要本設計對高家堡煤礦4#煤層的地質(zhì)條件進行了分析、總結(jié)，提出了兩種開拓方案，選取了較優(yōu)的方案。并在該開拓方案的基礎上進行回采布置，對回采設備進行了選型，確定了各巷道形狀以及大小。對礦井的主要運輸系統(tǒng)輔助運輸系統(tǒng)通風系統(tǒng)做出了相應的設計。高家堡井田位于彬長礦區(qū)西北部，主要為梁塬地貌，北部、東部邊緣為涇河河谷，西南邊緣為黑河河谷。地勢總體呈南高北低，西高東低之勢。塬面開闊平坦，西區(qū)塬面最高標高+1228.1m，東區(qū)塬面最高標高+1196.7m；涇河河谷寬500～900m，河谷標高+923.5～+863.5m；黑河河谷寬300～400m，河谷標高+938.6～+922.1m。本井田可采煤層有3層，主采煤層為4號煤層，4上煤層和4-1層煤為局部可采煤層，4#煤層底板標高+22.04～+298.00m，煤層埋深1195.70～581.50m。同時白堊系洛河組含水層厚度為256.30～514.46m，平均厚度397.69m，其厚度大，分布廣，且該含水層為中等～強含水層，需采用特殊鑿井法施工，在此埋深條件下，礦井不存在平硐和斜井開拓的可能性，設計采用立井開拓方式。關(guān)鍵詞：立井開采目錄16697目錄 28788第一章課題來源 126517第二章井田境界和儲量 212582.1井田境界 2125942.1.1井田情況 2260002.1.2圈定的井田范圍 21432.1.2井田形狀和面積 369822.2井田工儲量 441762.2.1井田勘探情況 4249922.2.3井田工業(yè)儲量 478962.3礦井可采儲量 4195642.3.1礦井永久保護煤柱損失量 4271142.3.2礦井可采儲量 623793第三章礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 799233.1礦井工作制度 741653.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 7122343.2.1設計生產(chǎn)能力 7272143.2.2服務年限 710232第四章井田開拓 8158814.1井田開拓的基本問題 827144.1.1井硐形式的選擇 8176084.1.2井硐數(shù)目 846234.1.3工業(yè)廣場及井口位置 9257224.1.4風井位置 9300544.2方案比較 9177404.2.1各方案的基本情況及優(yōu)缺點 9153744.2.2確定方案進行綜合比較 1164234.3礦井基本巷道 1281894.3.1井筒 12193224.3.2井底車場選型 14312104.4圖紙 18183234.4.1開拓方案一平面圖 18206344.4.2開拓方案一剖面圖 1910419第五章準備方式——盤區(qū)巷道布置 20110835.1煤層的地質(zhì)特征 2055095.1.1盤區(qū)位置 2022435.1.2煤層地質(zhì)情況 20167565.1.3其他開采技術(shù)條件 20101285.2盤區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 20118735.2.1盤區(qū)準備方式的確定 20290425.2.2盤區(qū)尺寸與巷道布置 21227555.2.3盤區(qū)運輸和通風排水 21110275.3盤區(qū)車場選型設計 2229835.3.1車場布置 22211075.3.2盤區(qū)主要硐室 22150165.4采區(qū)采掘計劃 22106705.4.1盤區(qū)主要巷道的參數(shù)確定 2234185.4.2盤區(qū)生產(chǎn)能力 236413第六章采煤方法 25140786.1采煤工藝方式 25108786.1.1設計盤區(qū)的地質(zhì)條件 25303886.1.2確定采煤工藝方式 25127726.1.3回采工作面參數(shù)的確定 2594826.1.4采煤及相關(guān)配套設備設備選型 2643266.1.5端頭支護及超前支護方式 3189846.1.6回柱方法 31148786.1.7各工藝過程及其注意事項 31244276.1.8勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖 33304236.2回采巷道布置 3418646.2.1回采巷道布置方式 34193976.2.2工作面回采巷道布置 3428434第七章井下運輸 35318237.1概述 35212087.2盤區(qū)運輸設備選擇 35269887.2.1煤炭的運輸（主要運輸）方式選擇 35226127.2.2井下煤炭運輸（主要運輸）設備 35123207.2.3井下輔助運輸設備 3617891第八章礦井提升 38197348.1概述 38159338.2主副井提升 38301958.2.1主井運輸設備 3838368.2.2副斜井井運輸 407763第九章礦井通風及安全技術(shù) 41205209.1礦井通風系統(tǒng)選擇 4134689.1.1礦井通風系統(tǒng)的基本要求 41177679.1.2礦井通風方式的選擇 42214209.1.3礦井通風系統(tǒng)方案比較 43137089.1.4盤區(qū)通風系統(tǒng)的要求 4380169.1.5工作面通風方式的選擇 43213869.2盤區(qū)及全礦所需風量 44172179.2.1采煤工作面實際需風量 44276739.2.2備用工作面需風量 46291889.2.3掘進工作面需風量 46260149.2.4硐室需風量 4899059.2.5其它巷道需風量 50194609.2.6礦井總需風量 50117359.2.7風量分配 50124589.3全礦通風阻力的計算 5156909.3.1礦井最大最小阻力路線 5198879.3.2礦井通風阻力計算 51206439.3.3礦井通風總阻力 5396509.3.4總等積孔 54161629.4通風機選型 55131009.4.1主要通風機選型 5514192第十章設計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標 5825899參考文獻 60第一章課題來源任務書第二章井田境界和儲量2.1井田境界2.1.1井田情況高家鋪井田位于陜西省賓昌礦區(qū)，總規(guī)模17.0mt/a。大佛寺、胡家河、孟村、小莊四對大型礦山，雅甸保護區(qū)、楊家坪遠景區(qū)，亭南、官排、蔣家河三個地方礦山，水幕區(qū)一個地方礦區(qū)。2.1.2圈定的井田范圍高家鋪礦總體規(guī)劃600萬T/A。高家鋪井田在彬長礦區(qū)總體規(guī)劃井田中圈定了44個拐點，面

表2-1-1總體規(guī)劃高家堡井田邊界拐點坐標一覽表2.1.2井田形狀和面積地層平緩，地質(zhì)構(gòu)造簡單。4.煤層底板標高22.04(17-2)～298.00(1-3)m，煤層埋深1195.70(17-2)～581.50(1-3)m，位于當?shù)厍治g基準面之下。4#煤層東西長約25.7公里，南北寬16.6公里，面積219.1681平方公里井田總資源儲量973.57mt，其中推斷的上4煤層內(nèi)在經(jīng)濟資源量（333）71.77mt；推斷4-1煤層內(nèi)在經(jīng)濟資源量為（333）1036萬噸；4）煤層資源/儲量（111b+122b+331+332+333）89144萬噸。2.2井田工儲量2.2.1井田勘探情況1、最低可采厚度0.8m。2、原煤最大可采灰分（AD）為40%。3、原煤最大可采硫量（st，d）為3%。4、原煤最低可回收熱值為17.0MJ/kg。5、煤層容重1.39t/m3。2.2.3井田工業(yè)儲量礦井工業(yè)資源/儲量按式計算：Zg=Z111b+K-置信系數(shù)，0.7-0.9。地質(zhì)構(gòu)造簡單，煤層產(chǎn)狀穩(wěn)定的礦井，K值取0.9；對于地質(zhì)構(gòu)造復雜、煤層產(chǎn)狀不穩(wěn)定的礦井，K值取0.7。井田結(jié)構(gòu)構(gòu)造相對簡單，但主要可采煤層產(chǎn)狀呈不連續(xù)塊狀分布，因此推斷的資源量（333）可信度系數(shù)k取0.75。即Zg=Z111b+Z122b+Z2m11+Z2m22+Z333k=298.14+49.99+33.80+16.38+493.13*0.75=768.16Mt2.3礦井可采儲量2.3.1礦井永久保護煤柱損失量1、井田煤柱的損失計算如下。Pj=H×L×m×γ（2.Pj＝30×9977.1×3.2×1.39＝133.13Mt2、礦井工業(yè)廣場煤柱；工業(yè)廣場占地1.2公頃，10萬噸。礦井設計生產(chǎn)能力600萬噸/年，超過240萬噸，按以上標準取1公頃/萬t，所以工業(yè)廣場的大小是400m×450m形狀為矩形。沖積層和基巖移動角見表2-3。工業(yè)廣場保護煤柱預留面積見圖2.1圖2.1工業(yè)廣場保護煤柱圖永久煤柱損失見表2.4。2.3.2礦井可采儲量計算如下：Zk=(Zg?p)×C則代入數(shù)據(jù)得：Z礦井儲量總匯，見表2.5。表2.5礦井儲量匯總

第三章礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限3.1礦井工作制度根據(jù)我國現(xiàn)行規(guī)范，礦井設計年工作日330D，礦井采用“三八”工作制，兩個生產(chǎn)班和一個維修班各工作8h，每天凈提升時間16h。3.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限3.2.1設計生產(chǎn)能力本礦井煤炭資源豐富，地質(zhì)構(gòu)造較為簡單，同時煤層的生產(chǎn)能力大。應建設中大型礦井，產(chǎn)能為600萬t/a。3.2.2服務年限礦井服的務年限要與礦井井型相適應。T=Zk/(A×K)確定井型時應考慮儲量系數(shù)。礦山的每個生產(chǎn)環(huán)節(jié)都要有一定的儲備能力。礦井投產(chǎn)后，產(chǎn)量將迅速增加；當?shù)亻_采條件發(fā)生變化，可能減少儲量。

第四章井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓對礦井來說至關(guān)重要，開拓時所開掘的井筒、巷道、硐室不僅服務范圍大，在服務時間上也較長。所以選擇合適的開拓方案對礦井的初期建設工程量，資金的投入，建井時間上有很大的影響。礦井投產(chǎn)后，對開拓巷道還需要進行維護，因此，在制定發(fā)展規(guī)劃時應考慮這些因素。好的開拓方案，對礦井運輸通風的運營維護成本都是有利的?，F(xiàn)提出兩種可行信方案進行比較。4.1.1井硐形式的選擇礦井4號煤層底板標高+22.04～+298.00m，煤層埋深1195.70～581.50m。同時白堊系漯河組含水層厚度為256.30-514.46m，平均厚度為397.69m，且該含水層為中等～強含水層，需采用特殊鑿井法施工，在此埋深條件下，礦井不存在平硐和斜井開拓的可能性，設計采用立井開拓方式。方案一采用3井筒：主、副、風三豎井。方案二采用4個井筒：主、副井各1個，風井2個，共4個井筒。4.1.2井硐數(shù)目根據(jù)生產(chǎn)需要確定井硐的數(shù)目。一、方案一:1、井筒包括：1條主立井，1條副立井，回風井為立井數(shù)量為1。2、井下硐室：1個中央變電站，1個井底車場和1個煤倉。3、大巷包括：運輸大巷1條，輔運大巷1條，總回風大巷1條。二、方案二:1、井筒包括：1個主立井，1個副立井，回風井為立井數(shù)量為2。2、井下硐室：1個中央變電站，1個井底車場和1個煤倉。3、大巷包括：運輸大巷1條，輔運大巷1條，總回風大巷1條。4.1.3工業(yè)廣場及井口位置工業(yè)廣場為滿足對初期開采有利就，節(jié)省建井工程量，縮短工期；平衡兩翼儲量利于煤和材料運輸，和通風系統(tǒng)的布置；交通便利，不占或少占良田；盡量少壓煤，對礦井開拓有利的地質(zhì)條件；避免自然災害等條件，工業(yè)廣場位置布置在井東西方向的中間位置，位于井田北部南北邊界距離狹窄處。井口位置一、方案一主井井口坐標：（3904331.679，36483356.258，926.5）副井井口坐標：（3904355.000，36483547.600，926.5）二、方案二主井井口坐標：（3904711.600，36483452.400，926.5）副井井口坐標：（3904610.677，36483412.400，926.5）4.1.4風井位置一、方案一風井井口坐標：（3904215.719，36483633.190，926.5）二、方案二風井井口坐標：（3904832.950，36483039.300，926.5）4.2方案比較4.2.1各方案的基本情況及優(yōu)缺點方案一：采用立井開拓，主副井，風井皆為立井，將風井建在井田東北方向，分別為一二盤區(qū)通風，礦井大巷為南北布置。方案如下：方案采用大直徑主井副井+大功率提升機開拓，工業(yè)廣場考慮位于井田中部偏西靠近鐵路方向布置，方便煤炭運輸，地勢平坦，主井和副井布置在現(xiàn)場。副井直徑8.5m，垂深840m，井口標高+926.5m，井底標高+120m，主井直徑7.5m，垂深860m，井口坐標+926.5m，井底標高+120m，上述三個井筒均作安全出口。4#煤共劃分為二個采區(qū)，將上山布置在采區(qū)走向中央，形成雙翼采區(qū)。井下主要運輸采用帶式輸送機，輔助運輸采用無軌膠輪車。方案二：采用立井開拓，主副井，風井皆為立井，采用兩個回風井。方案如下：本方案采用主井副井和中型提升機進行開發(fā)，工業(yè)廣場考慮位于井田中部偏西靠近鐵路方向布置，方便煤炭運輸，地勢平坦，主井和副井布置在現(xiàn)場。副井直徑7.5m，垂深840m，井口標高+926.5m，井底標高+120m，主井直徑6.5m，垂深860m，井口坐標+926.5m，井底標高+120m，上述三個井筒均作安全出口。4#煤共劃分為二個采區(qū)，將上下山布置在采區(qū)走向中央，形成了雙翼礦區(qū)。地下主運輸采用帶式輸送機，輔助運輸采用無軌膠輪車。方案一優(yōu)點：立井施工技術(shù)成熟，工期短；多繩摩擦提升技術(shù)成熟，安全可靠；可滿足大采高液壓支架等大型設備的要求。第一種方案的缺點是：轉(zhuǎn)運機、采煤機等超長設備必須拆卸；配套車等超寬設備必須拆解報廢；人員、材料、設備共用一個豎井，起重能力固定，高峰時段起重能力緊張；大噸位提升機日常運行成本高；提升機和罐籠問題影響整個礦井的運輸；井架井口間、起重機房等配套工程需地面施工；為了提高井筒的使用效率，在井底建一個長約800m的環(huán)形堆場。方案二優(yōu)點：主副井以及回風井均采用立井開拓井筒長度短，初期工程量??；采用立井開拓建井時間短，投產(chǎn)快；初期投資少。立井施工技術(shù)成熟，工期短；多繩摩擦提升技術(shù)成熟，安全可靠；與大型提升機相比，日常運行成本較低。方案2的缺點：支架、支架架、轉(zhuǎn)載機、采煤機等設備必須拆卸并并入井內(nèi)；增加了支撐車的拆卸、裝配和翻轉(zhuǎn)程序；人員、材料、設備同井，起重量固定，高峰時起重量緊張；多環(huán)節(jié)、多工序降低了安全系數(shù)；提升機、罐籠問題影響整個礦井輔助運輸；井架、井口和起重機室支架拆裝車間等配套工程應建在地面上；必須在豎井底部建造一個800米長的圓形堆場和一個200米長的支撐裝配室。4.2.2確定方案進行綜合比較確定采用方案一。通過以上分析，本礦井生產(chǎn)能力為6.0Mt/a，屬于大型礦井；主井安裝箕斗用于煤炭提升；副井安裝罐籠用于輔助提升；本礦井為高瓦斯礦井，初期風量為240m3/s，利用回風井回風，在井下布置工作面，一個預抽工作面；方案二考慮2個風井，但由于井筒施工難度較大，投資較高，且經(jīng)過計算，前期一個回風井也能解決回風問題；因此設計推薦本礦井投產(chǎn)時，采用3個井筒，分別為主立井、副立井、回風立井。

4.3礦井基本巷道4.3.1井筒1、主井為立井，斷面形狀為圓形，如圖4.1。圖4.1主井斷面圖

2、副井為立井，斷面形狀為圓形，如圖4.2。圖4.2副井斷面圖

3、回風井采為立井，斷面形狀為圓形，如圖4.3。圖4.3回風立井斷面圖4.3.2井底車場選型主井和副井采用立井開發(fā)，采用帶式輸送機和無軌膠輪車。無軌膠輪車轉(zhuǎn)彎半徑小，機動靈活，無需復雜的井底車場。主井到達開采水平后一段石門連接井底煤倉。副井到達開采水平后經(jīng)過一段石門和轉(zhuǎn)向輔運大巷兩側(cè)的岔道相連。地下集水坑、泵房、中心變電所等洞室布置在石門和主巷道附近。4.3.3主要開拓巷道各巷道斷面圖如圖4.4~4.6所示。圖4.4主要運輸大巷斷面圖圖4.5輔助運輸大巷斷面圖4.6總回風大巷斷面圖

4.4圖紙4.4.1開拓方案一平面圖高家堡4#號煤層開拓系統(tǒng)平面圖如圖4.7。圖4.7開拓系統(tǒng)平面布置圖

4.4.2開拓方案一剖面圖高家堡4#號煤層開拓剖面圖如圖4.8。圖4.8開拓系統(tǒng)剖面圖

第五章準備方式——盤區(qū)巷道布置5.1煤層的地質(zhì)特征5.1.1盤區(qū)位置根據(jù)礦井設計生產(chǎn)能力，并結(jié)合井田開拓部署及煤層賦存情況，設計確定首采盤區(qū)數(shù)目為一個，即一盤區(qū)保證礦井設計生產(chǎn)能力。5.1.2煤層地質(zhì)情況一盤區(qū)內(nèi)可采煤層為4#煤層。煤層賦存厚度0.80～15.75m，平均10.5m，屬較穩(wěn)定的厚煤層。5.1.3其他開采技術(shù)條件這是一個高瓦斯礦井，煤塵在4#煤層具有爆炸危險性，易自燃煤層。根據(jù)勘探報告中的測試數(shù)據(jù)，該井田平均地溫梯度為3.18℃/100M，其中非含煤地層平均地溫梯度為1.93℃/100M，含煤地層平均地溫梯度為4.23℃/100米。恒溫區(qū)22m，溫度13.5℃℃.礦區(qū)東部以一級熱害為主，西部以二級熱害為主。一盤區(qū)4#煤層賦存深度在800～1000m之間，處于高溫區(qū)域，井下需采取機械降溫措施。5.2盤區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)5.2.1盤區(qū)準備方式的確定盤區(qū)巷道布置的主要原則是在滿足安全生產(chǎn)的基礎上簡潔一下道路系統(tǒng)和運輸環(huán)節(jié)，為無軌膠輪車運輸創(chuàng)造條件。盤區(qū)煤層傾角一般為0～7°，傾角較小，煤層厚度大，因此，開拓開采設計應多做煤巷，少做巖巷，采用大巷和工作面布置，即大巷兼作盤區(qū)巷道，大巷直接布置工作面進行開采。5.2.2盤區(qū)尺寸與巷道布置1、盤區(qū)尺寸確定首采盤區(qū)位置選擇原則：（1）第一區(qū)塊勘探程度高，儲量豐富可靠，位于煤層產(chǎn)狀穩(wěn)定、地質(zhì)構(gòu)造簡單、開采技術(shù)條件好的地區(qū)；（2）首盤區(qū)應布置在井筒附近，盡量減少初期工程量、縮短建井工期；（3）采掘接續(xù)穩(wěn)定，能保證礦井設計生產(chǎn)能力；（4）第一盤區(qū)工作面推進長度適中，工作面移動和反轉(zhuǎn)次數(shù)較少，服務年限合理；（5）運輸系統(tǒng)簡單合理，轉(zhuǎn)載環(huán)節(jié)少，各環(huán)節(jié)運輸能力配套合理；（6）首盤區(qū)應盡量布置在有鄰近礦井生產(chǎn)實踐經(jīng)驗的煤層中，以確保礦井投產(chǎn)后能夠盡快達產(chǎn)。根據(jù)上述原理，結(jié)合礦區(qū)煤層賦存特征、開拓布局等條件，以及由近及遠的開采順序，首盤區(qū)布置在工業(yè)場地煤柱南側(cè)的一盤區(qū)。一盤區(qū)東西長約4.0km，南北寬約3.0km，面積約12km2。一盤區(qū)煤層產(chǎn)狀一般為盆地狀，第一盤區(qū)中部沿東北-西南方向有一相對平緩的向斜構(gòu)造。一盤區(qū)構(gòu)造簡單，三維勘探僅在盤區(qū)東北部解釋DF2一條斷層，斷距0～30m。2、巷道布置設計1條輔助運輸巷道、1條膠帶運輸巷道、2條回風巷道，該方案的優(yōu)點是盤區(qū)工作面中部車場聯(lián)絡簡單，輔助運輸系統(tǒng)簡捷，通風采用兩進兩回通風方式，風速及負壓較為適宜，順槽與回風大巷連接方便。缺點是布置四條大巷，初期工程量較大。5.2.3盤區(qū)運輸和通風排水1、運煤系統(tǒng)盤區(qū)主運輸系統(tǒng)：采煤機將工作面內(nèi)的煤卸下。煤經(jīng)刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機、破碎機、溜槽皮帶機送至溜槽落煤槽，再經(jīng)皮帶巷輸送至底部煤倉，經(jīng)主井提至地面。2、輔助運輸系統(tǒng)盤區(qū)輔助運輸：采用無軌膠輪車輔助運輸，工作面需要的材料由無軌膠輪車經(jīng)輔助運輸順槽運至工作面需要地點。工作面設備搬家采用無軌膠輪車整體運至下一工作面。3、通風系統(tǒng)新鮮空氣通過輔助運輸巷道（少量空氣進入膠帶巷道）和運輸溜槽對工作面進行沖洗；工作面排出的臟空氣通過回風溜槽排入回風巷道，最后由風井排出。為了滿足瓦斯抽采需要，在工作面回風順槽上方約25～30m、內(nèi)錯30m處布置一高位瓦斯抽放巷道是從采空區(qū)抽放瓦斯的巷道。4、排水系統(tǒng)盤區(qū)場下部布置在+70m高程，盤區(qū)集水坑布置在面板場下部，采用污水泵將工作面及順槽涌水排至輔助運輸大巷，經(jīng)大巷水溝排至+70m高程盤區(qū)集水坑，然后通過排水泵和排水管道將水排到+120m井底水平，由+120m井底車場水泵房排水設備排至地面。5.3盤區(qū)車場選型設計5.3.1車場布置盤區(qū)上部車場位于礦井井底車場+120m水平標高，與井底車場統(tǒng)一考慮設置。盤區(qū)中部車場采用平車場形式，直接從輔助運輸大巷沿煤層平推，與工作面順槽聯(lián)接，便于無軌膠輪車的運行。盤區(qū)下部車場布置在+70m標高，采用平車場形式。5.3.2盤區(qū)主要硐室盤區(qū)布置盤區(qū)變電所、水泵房和集水坑布置在盤區(qū)下部。集水坑長400m，容量滿足4h正常進水排水要求。盤區(qū)變電所與水泵房合建。5.4采區(qū)采掘計劃5.4.1盤區(qū)主要巷道的參數(shù)確定根據(jù)礦井技術(shù)裝備水平，生產(chǎn)期間巷道掘進速度如下：巖石巷道：100m/月巖巷綜掘：150m/月煤巷綜掘：250m/月為保證礦山開發(fā)、整備和工作面的正常銜接，設計投產(chǎn)時共配備5個掘進工作面，有2條綜采煤巷、2條綜采巖巷和1條普通巖巷。斷面是矩形，斷面圖見第六章圖6.4、圖6.5。5.4.2盤區(qū)生產(chǎn)能力1、綜采工作面（1）工作面循環(huán)進度采煤機截深為1m，也就是說，采煤機的工作面向前推進1米。工作面回采率為0.93，首采工作面的平均頂?shù)装寰嚯x是4.20m，該層煤的容重是1.39t/m3。得出循環(huán)產(chǎn)量為：（2）工作面年推進度工作面開機率受各種因素影響最終取0.9。采煤機行走速度與采煤機本身以及液壓支架的拉架速度有重要關(guān)系。此處液壓支架的控制方式是電液控制，移架的速比起手動控制度快，采煤機選用大功率的電動機牽引，平均切割速度為3.0-3.5m/min計算。割一刀煤所需要的時間（280+2×10）/3.5=85min工作時間為：8×2×0.9×60=972min日進刀：972/85=11.50，取12刀每一年推進的長度：12×1×330=3960m。（3）工作面生產(chǎn)能力工作面年產(chǎn)量（4）回采工藝采用雙滾筒采煤機雙向采煤，采用端部斜切進給。（5）工作面各工序的安排在設計中，支架按順序移動，支架及時。工作面主要工作順序如下：2、機掘進工作面（1）掘進工藝本設計選用掘錨一體機進煤巷。（2）年產(chǎn)量掘進速度為250m/月，井下煤層巷道平均斷面20m2，則掘錨機年掘進煤量為：表5.1工作面特征表盤區(qū)煤層工作面平均采(m)長度(m)年推進(m)生產(chǎn)能力一盤區(qū)綜采工作面4.2028039606.02掘進工作面45120000.08合計6.103、盤區(qū)采出率盤區(qū)工業(yè)儲量為63503萬噸；盤區(qū)實際產(chǎn)煤量為47425萬噸；則：盤區(qū)采出率=474.25/635.03×100%=75%

第六章采煤方法6.1采煤工藝方式不同的采煤工藝有不同的特點，從炮采（爆破）到普采再到總采機械化程度越來越高，大大降低了井下作業(yè)的勞動強度。但不同的采煤工藝有著不同的，要根據(jù)礦井的地質(zhì)條件，礦山企業(yè)的裝備能力，以及礦井的設計生產(chǎn)能力等方面來確定。6.1.1設計盤區(qū)的地質(zhì)條件地質(zhì)構(gòu)造：第一盤區(qū)煤層產(chǎn)狀一般為盆地狀，第一盤區(qū)中部沿東北-西南方向有一相對平緩的向斜構(gòu)造。一盤區(qū)構(gòu)造簡單，僅在盤區(qū)東北部解釋DF2一條斷層，斷距0～30m，對機械化開采布置工作面影響不大，能充分發(fā)揮綜合機械化采煤設備的整體效能。煤層賦存條件：井田一盤區(qū)內(nèi)僅賦存4#煤層，煤層厚度0.80～15.75m，平均10.5m，屬較穩(wěn)定的厚煤層，一般傾角0～7°，適于綜合機械化開采。局部有一層矸石，厚度0.20～0.40m，平均厚度0.26M。巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖，結(jié)構(gòu)簡單。6.1.2確定采煤工藝方式根據(jù)井田煤層條件，在4#煤層與洛河組含水層間距及導水裂縫帶高度沒有摸清之前，為降低導水裂縫帶高度，減少保護煤柱資源量，保證初期工作面開采安全及提高資源回收率，本次設計推薦采用綜合機械化一次全高開采技術(shù)，長壁開采法，開采高度4.2m。6.1.3回采工作面參數(shù)的確定盤區(qū)設計年推進長度為3960m。該盤區(qū)結(jié)構(gòu)簡單，煤層賦存狀態(tài)穩(wěn)定，頂?shù)装鍡l件較好。確定首采工作面長度280m，采高4.2m。采煤機截割深度為1m。受井田境界和產(chǎn)量影響工作面長度和推進長度應該做出相適應的調(diào)整。6.1.4采煤及相關(guān)配套設備設備選型1、采煤機采煤機選型要與所采煤層匹配，牽引方式及功率要選取地合理，采煤機的各個參數(shù)要求有一定的適應范圍大；采煤機生產(chǎn)能力要能滿足生產(chǎn)的需要，實際生產(chǎn)的能力應當大于設計的生產(chǎn)量；采煤機的要求是可靠性高、安全性能好；它也很容易維護（1）應該具有的最小生產(chǎn)能力計算如下：Qh=Qy×f/[D×(N?M)×t×K]Qh=6000000×1.8/[330×(4-1)×6×0.9]=2040t/h（2）采煤機的牽引速度計算如下：Vc=Qh/則該綜采工作面Vc=2040t/h/（60×1×4.20×1.39×0.93）=6.3m/min（3）確定滾筒直徑：滾筒直徑選取2.7m。選用Mg900/2215gwd型機載交流變頻調(diào)速無鏈電牽引采煤機，采煤高度2.7-5.3m，切割深度1000mm，滾筒直徑2.7m，電機功率2.5m×900千瓦，3300伏，130噸各主要技術(shù)參數(shù)見表6.1。表6.1采煤機技術(shù)參數(shù)表2、運煤三機配套設備刮板輸送不僅要能夠?qū)⒉擅簷C破的煤運完全出，還必須留有備用能力。運輸能力計算。Qc運輸能力應大于2500t/h。在刮板輸送機工作時考慮到各種不利于運輸?shù)臈l件條，刮板輸送機的運輸能力應該留有富余量。轉(zhuǎn)載機、破碎機能力應該大于刮板輸送機的最大運輸能力。該礦工作面設計選用SGZ1000/2×855型刮板輸送機、SZZ1000/400型轉(zhuǎn)載機、JOY375KW(2×700)破碎機。設備參數(shù)見表6.2、6.3、6.4。表6.2刮板輸送機技術(shù)項目單位參數(shù)型號SGZ1000/2×855輸送能力t/h2200裝機功率kW2×885鏈速m1.3刮板鏈型式m中雙鏈供電電壓V3300內(nèi)槽寬mm1000表6.3轉(zhuǎn)載機技術(shù)參數(shù)項目單位參數(shù)型號SZZ1000/400輸送能力t/h2500裝機功率kW450設計長度m70供電電壓V3300

表6.4破碎機技術(shù)參數(shù)項目單位參數(shù)型號PCM200輸送能力t/h2500裝機功率kW250出口粒度mm150～300供電電壓V3303、可伸縮帶式輸送機盤區(qū)選用可伸縮帶式輸送機型號為DSJ1403×400。表6.5順槽膠帶機主要技術(shù)特征表項目單位參數(shù)型號DSJ140/250/3×400驅(qū)動電機數(shù)量臺3帶寬m1.4儲帶長度m120張緊裝置型號ZYL-500J4、液壓支架（1）支護的強度確定P=7·m·r×9.8×10-3（6.4）式中：P－支架支護強度，MPa；m－采高，取4.2m；r－巖石容重，取2.5t/m3。則支撐強度為：P＝7×4.2×2.5×9.8×10-3＝0.72MPa按有效支撐面積9ｍ2計算，支撐工作阻力為6483kN。本設計中工作面初選ZY10000/26/55型液壓支架。其技術(shù)參數(shù)見表6.6。5、乳化液泵站乳化液泵站是為了給個液壓設備提供動力的，最主要的就是液壓支架。液壓支架的升降，就是依靠乳化液泵站提供動力。液壓壓支架和刮板輸送機的行走也是靠的乳化液泵站提供動力。乳化液泵站的供液速度影響著每臺液壓設備的動作速度。表6.7乳化液泵主要技術(shù)特征表6、噴霧泵站綜采工作面PB-320/10型噴淋泵站主要技術(shù)參數(shù)見表6.86.1.5端頭支護及超前支護方式1、端頭支護以及超前支護方式該設計采用端頭液壓支架來支護端頭處頂板。2、超前支護回風溜槽超前支護采用三排單體液壓支柱，排距1.0m。運輸通道超前支護采用兩排單體液壓支架，排距為1.0m。6.1.6回柱方法在要回柱之前必須先要檢查頂幫的安全狀況確認安全，然后才能夠進行回柱。在回柱工作的時候監(jiān)督保護的人員必須時時刻刻觀察頂板和兩幫的情況。如果發(fā)生異常情況時要立即通知回柱工作的人員及時地撤離有危的險地帶。若頂板破碎且無法保證回柱人員安全，嚴禁超前回柱，應該用鋼絲繩拉倒單體液壓支柱或用鏟煤板推倒單體支柱后，再將其拽出危險區(qū)域進行回收單體液壓支柱。6.1.7各工藝過程及其注意事項1、割煤采煤機前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，采煤機液壓支架與柔性刮板輸送機完成一個循環(huán)。采煤機進行雙向截煤，前后切割兩片煤。2、進刀（1）進刀距離D=2L采+L彎（6.6）把以上數(shù)據(jù)帶入式中，得D=2×4.9+10=19.8m近似地，進刀距離取20m，約27架。（2）進刀方式采用端部斜切進刀方式。采煤機切至末端后，機頭進料時，降下前滾筒，升起后滾筒，改變斜切進料的驅(qū)動方向。同時，液壓支架落在采煤機后面移動機架，如圖6.1a所示；直到采煤機完成彎曲段并進入刮板的直線段，刮板輸送機將刮板輸送機從采煤機方向直推至末端方向，如圖6.1b所示；一次又一次地改變兩個滾輪的位置，進到時在上部的滾筒下降下部，當下滾筒上升到上滾筒時，采煤機反向運行，切割三角煤，如圖6.1c所示；截割三角煤后，采煤機空刀返回，改變兩滾筒上下位置進行正常截煤，如圖6.1d所示。這就完成了采煤機進給的整個過程。圖6.1采煤機進刀方式示意圖3、移架工作面采用液壓支架支護，支護方式為及時支護，也就是先移動液壓支架后推移刮板輸送機。要是沒有特殊情況，液壓支架推移在采煤機工作的位置之后5～7臺液壓支架之后。如果遇到特殊情況，支架可以僅滯后前滾筒1～2架，每次移動液壓支架向前推進0.8m。如果是工作面來壓亦或是頂板破碎，再者已經(jīng)出現(xiàn)漏頂?shù)默F(xiàn)象，則需要提前移動液壓支架。4、推移刮板輸送機（推溜）推移刮板輸送機時要在正在移動液壓支架的位置之后20m也就是12臺液壓支架的距離。刮板輸送機每次向前移動0.8米。推移刮板運輸機時各推移千斤頂?shù)囊簤河透紫嗷ヅ浜现鸫瓮瞥觯苊馔埔撇痪鶆蛟斐晒伟遢斔蜋C局部過度彎曲，最大水平彎曲不得超過1～3°，垂直彎曲不能超過3°，推刮板輸送機時，不允許先推兩端，再推中間，因為這可能造成刮板輸送機中間鼓起，支架發(fā)生咬架等事故。6.1.8勞動組織和循環(huán)作業(yè)圖工作面采高4.20m，壓路機截割深度1m，采用“38”工作制。夜班是生產(chǎn)班，時間0點到8點，早班生產(chǎn)二班時間8點到16點，中班為檢修三班時間16點到0點；。每個生產(chǎn)班割6刀煤。循環(huán)圖表圖6.2。圖6.2循環(huán)作業(yè)圖表1、工作面生產(chǎn)循環(huán)作業(yè)及工序安排開采高度4.20m，滾筒切割深度1m，每個生產(chǎn)班割6刀煤，日進尺12m。本設計采用的是及時支護。2、工作面循環(huán)產(chǎn)量計算Q1Q1=280×4.20×1×1.39×0.93=1520t日產(chǎn)量=Q×日循環(huán)數(shù)（6.8）=1520×8=18240t6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式回采巷道布置是將回采工作面與主采巷道連接起來，形成輸煤、輔助運輸、通風等生產(chǎn)系統(tǒng)，保證連續(xù)開采。通道沿煤層走向布置。主運輸通道長1500m，回風通道長1500m，主運輸通道長1500m安設帶式輸送機運煤斷面尺寸4m×3m。回風溜槽也用于行人和物料運輸，截面尺寸為4×3m；輔助運輸通道按放設備列車和工作面設備的回撤，斷面規(guī)格為5×3m；工作面切眼用于安裝采礦設備，規(guī)格為7×3.2米6.2.2工作面回采巷道布置工作面運輸順槽、輔運順槽和回風順槽巷道支護見表6.9。表6.9工作面巷道支護形式表巷道名稱長×寬×高（m）支護形式回風行人順槽1200×4×3正幫螺紋鋼錨桿、金屬網(wǎng)副幫螺紋鋼錨桿、金屬網(wǎng)頂板螺紋鋼錨桿、鋼筋梯、金屬網(wǎng)主運順槽1200×4×3正幫玻璃鋼錨桿、塑料網(wǎng)副幫螺紋鋼錨桿、金屬網(wǎng)頂板螺紋鋼錨桿、鋼筋梯、金屬網(wǎng)第七章井下運輸7.1概述井下運輸包括煤的運輸，矸石的運輸，物料的運輸，設備的運輸，以及人員的運輸。煤炭的運輸我們稱之為主要運輸，用來運輸煤炭大巷道叫做主運大巷。除煤炭以外的其他運輸都稱作是輔助運輸，用來輔助運輸?shù)拇笙锓Q作是輔助運輸大巷。7.2盤區(qū)運輸設備選擇7.2.1煤炭的運輸（主要運輸）方式選擇1、主運輸巷道煤炭運輸方式選擇根據(jù)開拓方案的部署，產(chǎn)量為600萬t/a，僅布置有一個回采工作面和一個掘進工作面。帶式輸送機具有運量大、效率高、成本低、事故少、管理維護簡單、易于實現(xiàn)集中控制和自動化等優(yōu)點，可以充分發(fā)揮綜采設備的效率，保證綜采設備的連續(xù)性、高效性，礦井節(jié)能穩(wěn)定生產(chǎn)。根據(jù)礦井條件，設計了以帶式輸送機為主巷道的輸煤方式。2、盤區(qū)主要煤炭運輸方式選擇盤區(qū)采用帶式輸送機運煤。7.2.2井下煤炭運輸（主要運輸）設備1、煤炭運輸系統(tǒng)不根據(jù)開拓布置，采煤工作面的煤炭由順槽帶式輸送機運至盤區(qū)溜煤眼緩沖后，由給煤機給入膠帶大巷帶式輸送機運至井底煤倉，或經(jīng)倉上移動帶式輸送機轉(zhuǎn)載至另一井底煤倉，經(jīng)倉下給煤機給入井底裝載系統(tǒng)，由主井提升至地面。膠帶大巷帶式輸送機設計參數(shù)如下：運距：前期1580m，后期總運距2300m提升高度：前期80m，后期總提升高度20m輸送量：Q=3000t/h數(shù)量：1臺2、帶式輸送機小時運輸能力的論證根據(jù)開拓開采部署，井下不設盤區(qū)煤倉，因此膠帶大巷帶式輸送機運輸能力應與工作面順槽帶式輸送機運輸能力和采煤機的能力匹配，同時考慮到采煤、掘進同時來煤的可能性及不均衡性，取膠帶大巷帶式輸送機運輸能力為Q=3000t/h，滿足礦井生產(chǎn)能力。7.2.3井下輔助運輸設備1、輔助運輸系統(tǒng)礦井為大型礦井，輔助運輸方式可選，經(jīng)設計比較，建議采用有軌無軌輔助運輸方式，井底采用有軌輔助運輸方式，輔助運輸巷道采用無軌運輸方式，具體討論如下：無軌膠輪技術(shù)在礦井輔助運輸中的應用，極大地提高了輔助運輸?shù)男?，促進了礦井設計的綜合改革，極大地提高了綜采工作面移動速度，改善了礦井井下運輸?shù)陌踩珬l件，提高運輸效率?？梢哉f，無軌運輸在煤礦的應用，改變了以往輔助運輸?shù)谋粍泳置?。因此，在條件適宜的礦井中，無軌膠輪運輸應是首選，從發(fā)展模式上為無軌膠輪運輸創(chuàng)造條件。這是確定井下輔助運輸方式的重要概念。綜合上述分析比較，結(jié)合本礦井煤層傾角和井下巷道傾角基本都在0°～7°的特點，無軌膠輪運輸是最佳選擇，故本礦井設計推薦采用無軌膠輪機車運輸系統(tǒng)。輔助運輸量及其運距的估算本礦井是年產(chǎn)6.0Mt的大型礦井，根據(jù)地下煤炭的賦存情況和井下采煤工作面布置形式，礦井投產(chǎn)后布置一個綜采工作面和五個掘進工作面，正常生產(chǎn)時，最大班下井人數(shù)247人，材料和設備的主要運輸量（立井日提升量）經(jīng)估算為：1）下放坑木6車，2）材料與設備等12車，3）水泥、沙和石子等20車，4）炸藥2車，5）保健車4車，6）提矸180車，7）其它20車，8）綜采工作面搬家：主要是采煤機械和液壓支架等，其總重量約10000t，其中綜采支架最大重量約37t。輔助運輸材料、設備的運輸距離，按綜采工作面估計：輔助運輸線路8000m，工作面長度240m，經(jīng)計算工作面搬家一次大約需要8～10d。2、輔助運輸設備選型根據(jù)神東礦區(qū)及兗州濟寧三號礦山作業(yè)經(jīng)驗，無軌膠輪運輸設備采用防爆低污染柴油機，并按重型（20～40t）、中型（6～10t）、輕型（1～3t）三個等級配備了各種類型的無軌膠輪車，以滿足不同噸位材料的運輸要求。人員運送由中型和輕型無軌膠輪車承擔，配置快速更換的專用人車車廂，實現(xiàn)一機多用。根據(jù)礦井開拓部署，本礦副立井推薦采用Φ8.5m直徑。對于井下輔助運輸方式的選擇，根據(jù)近年來國內(nèi)外礦山輔助運輸設備的使用和發(fā)展趨勢，可用如下設備實現(xiàn)：無軌膠輪運輸車、共軌架軌機車、單軌起重機車、繩索牽引軌道車系統(tǒng)、卷揚起重設備等。而對于繩牽引卡軌車系統(tǒng)及絞車提升設備，比較適用于斜井和斜巷開拓的小型礦井，因此，本設計不予考慮。對于其它幾種形式的設備，都有它的好處跟壞處，國內(nèi)礦山普遍采用。根據(jù)前述輔助運輸工作量的大小和運距的估算，按排列法初步確定各主要輔助運輸車輛的類型和臺數(shù)，其配置如下：1、自卸式膠輪車：3輛，WC8E型，載重8t，乘人20人，75kW。主要用于井下8t以下材料、設備的運輸以及人員的集中運輸。帶自卸車廂，特殊情況下可運輸矸石充填井下廢棄巷道；2、自卸式膠輪車：4輛，WC5E型，負載5T，乘客12，75kW。主要用于地下3T以上材料設備的運輸，車廂可更換平板、運人等；3.輕型無軌膠輪車：8，wc3型，載重3t，50kW。主要用于井下重量在3t以下的材料、設備與矸石的快速運輸。也可用于平時零散人員的井下運輸；4、裝載機：1輛，ZL16EFB型，鏟重1.6t，鏟容0.9m3，50kW。主要用于井下巷道底板平整、散料鏟裝；5、重型液壓支架搬運車：3輛，WC40Y型，載重40t，200kW。主要用于井下液壓支架、綜采設備等的搬遷運輸；6、運人膠輪車：6輛，WC20RE型，乘人20人，66kW。主要用于井下人員的集中運輸；7、材料運輸車：3輛，WC3E（A）型，載重3t，66kW。主要用于井下材料、設備的運輸；第八章礦井提升8.1概述本礦井設計生產(chǎn)能力6.0Mt/a，主、副、風井均為立井。礦井工作制度為年工作日330d，每天凈提升時間16h，地面每日三八制，井下每日三八制。井口鎖口標高+926.5m，井底車場水平標高+120m。8.2主副井提升8.2.1主井運輸設備主井井口鎖口標高+926.5m，井口卸載點標高+948.5m，井底裝載點標高+107.6m，提升高度853.05m，擔負原煤提升任務。1、布置方式比較設計主井提升布置，綜合考慮井筒受力、工業(yè)場地總平面布置、氣候條件、井眼施工進度等方面。本設計最終采用落地式提升系統(tǒng)。落地式提升機有利于地基處理和井筒應力，可采用永久井架和永久船閘打開沉管。起重機房的施工和起重機房的安裝預調(diào)試可與豎井設備的施工同步進行，有利于縮短工期。但落地式起重機房及井架占地面積大，為落地式。采用塔吊系統(tǒng)，占地面積小，有利于工業(yè)場地布置，塔內(nèi)鋼絲繩運行不受氣候影響，有利于防滑，設備維修保養(yǎng)方便。缺點是井筒基礎和結(jié)構(gòu)形式復雜，施工周期長，井口時間長，影響了礦井建設工期。根據(jù)本區(qū)已建成投產(chǎn)的周邊礦山情況，采用落地式布置是可行的。因此，經(jīng)綜合比較設計，建議主井采用落地式布置。1、運輸能力確定本礦井設計年產(chǎn)量為600萬t/a，但是考慮到工作面出煤量會因為種種確定的或不確定的因素而發(fā)生變化，造成出煤在數(shù)量和時間上的不均勻。就比如后期礦井增產(chǎn)，工作面的峰值產(chǎn)量，煤倉中儲煤過多等因素，帶式輸送機的運輸能力在選取時應該留有余量。采用落地式提升系統(tǒng)；在直徑Φ7.5m的井筒內(nèi)裝備2套22t多繩雙箕斗；選用2臺JKMD-4.5×4PIII落地多繩摩擦式提升機，每臺配4000kW51r/min3150V低速交流變頻同步電動機，懸臂直聯(lián)，交-直-交變頻控制。采用定重裝載方式。2、設計依據(jù)3、鋼絲繩選擇及其安全系數(shù)校驗主鋼絲繩繩端荷重：Qd=53500kg主鋼絲繩型號：44ZBB6×33(15/12/6+3T)+FC1770ZZ/SS各2根（每套）平衡尾繩（扁）型號：185×29-AP8×4×1914702根主鋼絲繩實際安全系數(shù)：m=7.58>6.73滿足安全規(guī)程規(guī)定的允許安全系數(shù)ma=7.2-0.0005Hc=6.734、提升機設備選型計算及校驗鋼絲繩在主摩擦輪上的實際最大靜張力828.2kN＜960kN鋼絲繩在主摩擦輪上的實際最大靜張力差218kN＜340kN4500mm>90×44=3960mm4500mm>1200×2.7=3240mm選用JKMD-4.5×4PⅢ型落地式多繩提升機主摩擦輪上的實際襯墊比壓1.82MPa＜2MPa所選提升機滿足要求5、提升主電動機選型計算正常提升速度：V=12m/sN=1.05×1.15×218×12/0.98=3223kW選4000kW51r/min低速交流變頻同步電動機6、電動機容量計算及校驗經(jīng)校驗選用4000kW，51r/min低速交流變頻同步電動機滿足要求。8.2.2副斜井井運輸副井井口標高+926.5m，底面標高+120m，提升高度806.5m，負責全礦物料、人員、設備等大型提升任務?，F(xiàn)從礦井建設工期安排方面考慮，可利用副井永久井架打井，因此本設計推薦副井也采用落地式布置方式。提升設備配有一套直徑為8.5m的寬窄雙層四車罐籠，選用JKMD-5.5×4P落地式多繩摩擦提升機，配有2800KW1450V35r/min低速交流變頻同步電機，懸臂直接連接。提升速度10m/s，最大移位時間15.34min，最大移位時間3.45h另一套交通罐用平衡錘吊起。選擇一臺JKMD-2.25×2PI落地式多繩摩擦電梯。每臺配備200KW380V745r/min交流變頻電機，提升速度8.36m/s。

第九章礦井通風及安全技術(shù)9.1礦井通風系統(tǒng)選擇安全第一，是我們常常掛在嘴邊的，安全是一個礦井生產(chǎn)的重中之重。而通風又是礦井安全生產(chǎn)的重要組成部分，是生產(chǎn)的前提，也是安全的保障。重所周知空氣對人類的重要性，當然這里說的是人體呼吸所需要的，而不是井底的瓦斯之類的有毒有害氣體。在地面上氮氣、氧氣、二氧化碳化炭，可任由人們呼吸，我覺得他的無處不在不是因為它低廉，反倒是更加可貴。在井下就不一樣了，若不是因為通風系統(tǒng)為井下提供氣體，井下就不僅僅是暗無天日這么簡單了，連呼吸都不能進行，更別談什么回采掘進了。然而這還不是通風系統(tǒng)的全部功能，強大的通風系統(tǒng)，不僅可以將地面的新鮮空氣送入井下供井下的勞動人員呼吸，還能將井下生產(chǎn)過程中產(chǎn)生的各種有害氣體從井底排出，為井下創(chuàng)造安全的勞動環(huán)境。井下工作強度大在做到安全之后，為井下創(chuàng)造一點舒適性還是很有必要的。這還得仰仗我們的通風系統(tǒng)，通風系統(tǒng)可以對井下的氣候進行調(diào)節(jié)，做到井下冬暖夏涼。通風系統(tǒng)還能有效的防止井下煤塵飛揚，避免瓦斯?jié)舛冗^高。在井下發(fā)生火災時，通風系統(tǒng)進行反向通風能有效的控制火勢。9.1.1礦井通風系統(tǒng)的基本要求（1）為安全起見，礦井必須有安全出口直通地面，該類安全出口在數(shù)量上必須大于等于2。（2）礦井的進風口（主井，副井）不可以太低，最低也高過歷年洪水水位；（3）通風系統(tǒng)要有調(diào)節(jié)井下氣候的功能；（4）總回風巷道一般在正常情況下不可行人；（5）通風機的噪音大比較大，在建井時要考慮好回風井的位置；（6）回風井最好專井專用，不兼做它用；（7）每個盤區(qū)應盡可地能采用獨立的通風系統(tǒng)；（8）通風系統(tǒng)要創(chuàng)造有利于防瓦斯、防火、防水、防塵以及防高溫的條件。9.1.2礦井通風方式的選擇各通風方式的性能比較見表9.1。本礦井采用中央并列式。表9.1通風方式比較通風方式比較：初期采用中央并列式通風方式，抽出式通風方法，由主、副井進風，回風井回風。后期采用分區(qū)式通風方式，在礦井的西部新建一對進回風井，抽出式通風方法，由主、副井進風，回風井與西部新建風井回風，后期西部新建風井回風。9.1.3礦井通風系統(tǒng)方案比較礦井移交生產(chǎn)時，礦井通風系統(tǒng)為兩進一回，即主、副井進風，回風立井回風。采煤工作面通風利用礦井地面主通風機負壓通風。新鮮風流從副井進入，主井少量進風，經(jīng)輔助運輸大巷、膠帶大巷、中部車場、運輸（進風）順槽、清洗工作面。乏風風流經(jīng)回風順槽、中部車場、回風大巷（2條）、總回風大巷（1條）至回風立井，排至地面。9.1.4盤區(qū)通風系統(tǒng)的要求盤區(qū)通風總要求：（1）綜采工作面要能夠獨立的完成通風；（2）不漏或少漏風；（3）風流穩(wěn)定性能高；（4）對排放沼氣有利，能有效防止煤塵和采空區(qū)自燃；（5）必須保證風流暢通,擁有較好的井下氣候條件；（6）安全、經(jīng)濟、合理。9.1.5工作面通風方式的選擇設計投產(chǎn)初期在一盤區(qū)4#煤層配備1個分層綜采工作面，2個順槽綜掘工作面和1個高位瓦斯抽采巖巷掘進面，在井底車場西側(cè)二盤區(qū)布置2個巖層開拓大巷綜掘工作面。根據(jù)盤區(qū)巷布置和采礦方法，工作面和掘進工作面都是獨立的通風系統(tǒng)。工作面采用u型通風系統(tǒng)，沿掘進回風進行輸送和輔助輸送。掘進工作面選擇局部風機，風機安裝在掘進巷道入口10m處。利用局部風機將新風流通過滑錘壓入掘進工作面，工作面的臟風流沿掘進巷道排出，進入回風巷。在掘進面使用局部扇時，無論工作或連續(xù)，都不允許風停。當因維修、停電等原因停風時，人員必須撤離，切斷電源。在恢復通風前，檢查氣體。當局部通風機附近10m范圍內(nèi)氣流中的氣體濃度且開關(guān)位置小于0.5%時，可手動啟動局部通風機。9.2盤區(qū)及全礦所需風量9.2.1采煤工作面實際需風量1、按瓦斯涌出量計算： (9.1) 則工作面需風量為：Qa=100qa×Kai=100×18.33×1.6=2932.8（m3/min）2、按工作面氣溫與風速的關(guān)系計算：氣候條件所對應的風速的要求，見表9.2。

表9.2 采煤工作面空氣溫度與風速對應工作面溫度(℃)<1515～1818～2020～2323～2626～28工作面風速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～2.02.0～2.5按下式計算： (9.2) Qai=60×1.5×13=1170（m3/min）3、按人數(shù)計算 (9.3) Qai=4×30=120（m3/min）最大風量為Qam=2932.8（m3/min）4、按風速進行驗算相關(guān)文件規(guī)定最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。驗算公式：按最低風速驗算 (9.4) 按最高風速驗算 (9.5) 對于綜采工作面，取Sai=18m2，則有：Qmin=15×18=270<2932.8Qmax=240×18=4320>2932.8即有，Qmin<Qam<Qmax。得，Qai=2932.8m3/min≈48.9m3/s符合風速要求。按煤礦安全規(guī)程的規(guī)定采煤工作面需要風量，應按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的氣溫和風速及人數(shù)等因素分別進行計算后，采取其中最大值，綜采工作面的需風量應取48.9m3/s，本礦井瓦斯含量高，風量適當取大，因此本礦井4#煤層綜采工作面配風取50m3/s，實際生產(chǎn)過程中可根據(jù)瓦斯涌出和井下氣象條件進行合理調(diào)整。礦井投產(chǎn)初期，4#煤層布置1個綜采工作面，考慮1個備用接續(xù)工作面，備用工作面風量亦應滿足瓦斯、二氧化碳、氣溫等規(guī)定計算的風量，且最少不得低于采煤工作面實際需要風量的50%。則初期回采工作面實際需要風量為：∑Qcf＝50+25=75m3/s。9.2.2備用工作面需風量有一個備用工作面Qd=25m3/min。9.2.3掘進工作面需風量每個掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員、爆破后的有害氣體產(chǎn)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，然后取其中最大值。（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量計算Q式中：綜掘工作面：Qhf1=100×2.03×1.8=365.4m3/min≈6.1m3/s。（2）按局部通風機吸風量計算局部通風機選型：局部通風機的選型，應根據(jù)掘進工作面的需要風量，考慮局部通風距離、風筒直徑、風筒質(zhì)量、管理等因素，按下式計算：Q局=K1×Q掘面式中:Q局=K1×Q掘面=1.5×6.1=9.2m3/s設計煤巷綜掘工作面每個局部通風機吸風量取10m3/s，巖巷取9m3/s巖巷掘進Qhf=Qaf·I+60×0.15Shd（m3/s）煤巷掘進Qhf=Qaf·I+60×0.25Shd（m3/s）式中：Qaf—局部通風機實際吸風量，m3/min；按瓦斯涌出量和最高風速計算的通風機供風量為選擇局部通風機條件，因此設計選擇局部通風機風量450～1100m3/min,電壓660V，功率2×55kW。I—掘進工作面同時通風的局部通風機臺數(shù)，每個掘進工作面配2臺局部通風機，一用一備；經(jīng)計算：1個巖巷綜掘面需風量：Qhf＝9+0.15×24.1＝12.6m3/s，設計取13m3/s；4煤層順槽綜掘面需風量：Qhf＝10+0.25×19.7＝14.9m3/s，設計取15m3/s；高抽巷普掘面需風量：Qhf＝9+0.15×8＝10.2m3/s，設計取11m3/s；（3）按工作人員數(shù)量驗算Qhf≥4Nhf式中：Nhf—掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，取13人。Qhf≥4×13=52m3/min，取0.9m3/s經(jīng)上述計算，掘進面配風量按局部通風機吸風量計算最大。（4）按風速驗算驗算最小風量（掘進工作面均按煤巷考慮）：Qaf≥60×0.25Shf式中：Shf—掘進工作面巷道的凈斷面積，取最大掘進斷面驗算，m2，S巖掘為24.1m3，S煤綜為19.7m3；驗算最大風量（掘進工作面均按煤巷考慮）：Qaf≤60×4.0Shf式中：Shf—掘進工作面巷道的凈斷面積，取最小掘進斷面驗算，m2。即6.0m3/s<Q巖掘<96.4m3/s，4.9m3/s<Q煤綜<78.8m3/s，風速符合要求。按礦井部署安排，投產(chǎn)初期全礦井共設置2個煤層順槽綜掘工作面、1個高位瓦斯抽采巖巷普掘工作面和2個巖層開拓大巷綜掘工作面，即投產(chǎn)時掘進面總需風量∑Qcf=15×2+13×2+11=67m3/s。9.2.4硐室需風量（1）井下爆炸材料庫按庫內(nèi)空氣每小時更換4次計算：Q硐=4V/60式中：Q硐——爆炸材料庫硐室供風量，m3/min；4——爆炸材料庫總?cè)莘e的倍數(shù)；V——爆炸材料庫總?cè)莘e，m3，本礦井為大型礦井，V取3000m3；60——每小時分鐘數(shù)。經(jīng)計算，Q硐=200m3/min，即3.3m3/s，設計取4m3/s；（2）盤區(qū)變電所：5m3/s；（3）電機車修理間及充電硐室：5m3/s；（4）膠帶機頭硐室：5m3/s；∑Qur==4+5+5+5＝19m3/s4、沖淡無軌膠輪車尾氣實際需要風量計算礦用防爆柴油機車需風量Qdl=5.44×Ndl×Pdl×kdl礦井正常生產(chǎn)時，計算無軌車尾氣稀釋時按照最不利條件計算，由于井下輔助運輸大巷、順槽凈寬均為5.2m，考慮安全間距要求，大巷或順槽內(nèi)同一地點同時最多能通過1輛支架搬運車和1輛材料運輸車，因此，當井下同一地點運行1輛重型支架搬運車和1輛WC10E型材料運輸車時通風最為不利，機車功率分別為200kW和65kW；由于兩輛機車功率不同，第二輛機車功率按0.75計算，考慮到井下正常使用情況計算稀釋尾氣風量：Qdl=5.44×（200+65）×0.75/60=18.0m3/s，設計取25m3/s。9.2.5其它巷道需風量本礦井為新建礦井，根據(jù)我國大多數(shù)機械化礦井的統(tǒng)計資料，其他用風巷道所需風量可按以下公式計算：∑Q=(50+25+67+19+25)×5%=9.3m9.2.6礦井總需風量礦井所需要的風量應該按不同要求的需風標準進行分別計算，然后再根據(jù)計算結(jié)果，選擇最大的需風要求作為通風的依據(jù)。按最多人數(shù)計算:(9.1)按N=300，取Kt＝1.25，則礦井總風量為：Q＝4×300×1.25＝1500m按采煤、掘進、硐室及其它用風地點實際需要風量的總和計算(9.2)由于礦井采用抽出式通風方法，故取Kt＝1.2，則礦井總風量為：Q＝(50+25+67+19+25+9.3)×1.2=234.4m綜上，應從兩者中取較大值作為礦井總進風量，即Q=234.4m3/s。設計取240m3/s。9.2.7風量分配則根據(jù)以上方法得到的風量分配的結(jié)果如表9.3：表9.3 風量分配表用風地點需風量m3/s采煤工作面75帶煤巷掘進工作面67電機車修理間及充電硐室5中央變電所井下爆炸材料庫膠帶機頭硐室沖淡無軌膠輪車尾氣54525其它巷道9.3總風量234.49.3全礦通風阻力的計算9.3.1礦井最大最小阻力路線通風容易時期如圖9.1。圖9.1通風容易時期路線圖通風困難時期如圖9.2。圖9.2通風困難時期路線圖9.3.2礦井通風阻力計算沿著阻力最大的風路，分別用下式計算出風路中各段井巷的摩擦阻力：(9.3)通風容易與困難時期摩擦阻力計算分別見表9.5與表9.6。表9.5 通風容易時期摩擦阻力計算表巷道名稱支護方式a×104(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/min)Q/(m3/s)hfr/(Pa)副井砼砌碹4077519.452.710800180179.6輔運石門錨網(wǎng)噴1010019.452.71080018032.9輔運大巷錨網(wǎng)噴1011619.452.71080018032.9輔運順槽斜巷錨網(wǎng)噴90101420.6300050132.9輔運順槽錨6300050275.0綜采工作面液壓支架22020020.62230005034.8回風順槽錨網(wǎng)1711001420.6300050275.0回風大巷錨網(wǎng)噴843014.819.7780013098.9風井砼砌碹612015.741780013089.9合計1151.9

表9.6 通風困難時期摩擦阻力計算表巷道名稱支護方式a×104(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/min)Q/(m3/s)hfr/(Pa)副井砼砌碹5083819.4267輔運石門錨噴7010019.4265輔運大巷錨噴70213019.4265輔運順槽斜巷錨噴901014122721.6361.8輔運順槽錨網(wǎng)150115014122721.636286.5綜采工作面液壓支架22020020.6222721.63657.4回風順槽錨網(wǎng)150115014122721.636171.1回風大巷錨噴70135014.813.45600.626013.1風井鋼筋混凝土35012015.719.65600.6260351.6合計1676.29.3.3礦井通風總阻力容易時期通風總阻力：(9.4)1.1——通風容易時期風路上有局部阻力的系數(shù)；困難時期通風總阻力： (9.5)則容易時期通風總阻力為：hme＝1.1×1159.1＝1275.01Pa則困難時期通風總阻力為：hmd＝1.15×1676.2＝1927.63Pa礦井通風總阻力見表9.7。

表9.7 礦井通風阻力容易時期困難時期阻力(Pa)1275.011927.639.3.4總等積孔積孔計算如下： (9.6)（1）容易時期總風阻為：Re＝he/Q2＝1275.01/