摘要本設計包括三個部分：一般設計部分、專題設計部分和翻譯部分。一般部分為東榮一礦1.2Mt/a的新井設計，東榮一礦位于黑龍江省集賢縣境內，交通十分便利。井田走向（東西）長平均約7km，傾向（南北）長平均約4km，井田水平面積為28km2。主采煤層一層，即16#煤層，平均傾角18.0°，厚約2.96m。井田工業儲量為335.75Mt，可采儲量238.67Mt，礦井服務年限為103a。井田地質條件簡單。表土層平均厚度147m；礦井正常涌水量為327m3/h，最大涌水量為714m3/h；煤層硬度系數f=2.3，煤質牌號為長焰煤；礦井相對瓦斯涌出量為3.73m3/min，屬低瓦斯礦井；煤層有自然發火傾向，煤塵無爆炸危險。礦井采用雙平硐兩水平開拓，采煤方法為走向長壁采煤法。大巷采用帶式輸送機運煤，輔助運輸采用1.4t固定箱式礦車。設計首采區采用采區準備方式，工作面長度210m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法處理采空區。礦井采用“三八”制作業，兩班半生產，半班檢修。日進6個循環，循環進尺0.8m，日產量4412.06t。礦井采用兩翼對角式通風。通風容易時期礦井總需風量3324m3/min，礦井通風總阻力856.2Pa，風阻0.321N·s2/m8，等積孔3.20m2，礦井通風容易。礦井通風困難時期礦井總風量3324m3/min，礦井通風總阻力1224Pa，風阻0.459N·s2/m8，等積孔2.86m2，礦井通風中等困難。設計礦井的噸煤成本180元/t。專題部分題目是礦井沖擊礦壓及防治措施。翻譯部分是從1981年至2011年煤柱設計智能演變英文原文題目為：Theevolutionofintelligentcoalpillardesign:1981-2011關鍵詞：立井；上下山開采；采區；走向長壁采煤法；兩翼對角式

ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.2Mt/anewundergroundminedesignofDongrongNo.1CoalMinethatliesinJixiancountryHeilongjiangprovince,thetrafficisveryconvenient.It’sabout7.0kmonthestrikeand4.0kmonthedip,withthe28.0km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamofthismineisonly2withanaveragethicknessof3.50mandanaveragedipof18.0°.Theprovedreservesofthiscoalmineare335.75Mtandtheminablereservesare238.67Mt,withaminelifeof103years.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis100m3/handthemaximummineinflowis200m3/h.Itisanthracitecoalspontaneouscombustiontendency,andit’sacoalthathasnodustexplosion.Thismineadoptsopeningupbyaditswithtwomininglevel.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodofpreparationinminingarea,thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedcoalminingtechnology,andfullycavingmethodtodealwithgoaf.Theworkingsystemis“three-eight”,withtwoandhalfteamsmining,andtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,withsevenworkingcycleeveryday.Advanceofworkingcycleis0.6m,andquantityof4402.06toncoalismakedeveryday.Theminemakesuseofdiagonalventilationmethod.Attheeasytimeofmineventilation,thetotalairquantityis3324m3perminute,thetotalmineventilationresistanceis693.3Pa,thecoefficientofresistanceis0.226N·s2/m8,equivalentorificeis3.20m2.Atthedifficulttimeofmineventilation,thetotalairquantityisabout3324m3perminute,thetotalmineventilationresistanceis1396.3Pa,thecoefficientofresistanceis0.459N·s2/m8,equivalentorificeis2.80m2.Thecostofthedesignedmineis180yuanperton.Themonographicstudyisdeformationandfailuremechanismandrooftimberingtechniquestudyonroadwayofcompositeroof.Thetranslatedacademicpaperisaboutimplicationsforstressmeasurementprogramsandnumericalstabilityanalysisoffaultsinmines.ItstitleisthatTheevolutionofintelligentcoalpillardesign:1981-2011Keywords：verticalshaft;up-dipanddown-dipminging;miningarea;longwallminingonthestrike;diagonalventilation

目錄一般部分1井田概況及地質特征 ⑨預緊及錨固力：預緊力80~100kN，錨固力不低于200kN。（3）高幫（非回采側幫）錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2500mm，共5根，間排距650×800mm。由于煤層較薄，巷道基本為半煤巖巷道，距離底板最近的2排錨桿可以考慮滯后綜掘機施工。=2\*GB3②鋼帶：M4型鋼帶，長2.6m。=3\*GB3③網：Ф6mm鋼筋網與鋼塑網雙層網聯合支護，鋼筋網規格為2600×1000mm，鋼塑網的規格為2800×1000mm。④錨桿角度：垂直幫部施工。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60~80kN，錨固力不低于80kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。（4）高幫（非回采側幫）錨索梁①規格和數量：規格Ф21.8-5300mm，距離底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向錨索梁，排距800mm，錨索梁在迎頭后根據礦壓觀測，及時補充施工，最終形成如圖6-3所示；=2\*GB3②20#槽鋼，長2.4m，孔中心距2.0m。=3\*GB3③錨索角度：垂直巖面施工。④螺母及墊圈：OVM錨具。⑤托盤：采用與槽鋼配套的高強度平鋼板，規格140×100×15mm。⑥藥卷：采用三支樹脂藥卷，規格為Z2360。⑦錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為2275mm。=8\*GB3⑧鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深5000mm。=9\*GB3⑨預緊及錨固力：預緊力80~100kN，錨固力不低于200kN。（5）低幫（回采側幫）錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2500mm，共5根，間排距650×800mm。由于煤層較薄，巷道基本為半煤巖巷道，距離底板最近的2排錨桿可以考慮滯后綜掘機施工。=2\*GB3②鋼帶：M4型鋼帶，長2.6m。=3\*GB3③網：8#鐵絲網，規格為2800×1000mm。④錨桿角度：垂直幫部施工。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60~80kN，錨固力不低于80kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。圖6-2-2采區運輸平巷巷道斷面支護參數圖

7井下運輸7.1概述7.1.1井下運輸設計的原始條件和數據井下運輸設計的原始條件和數據見表7-1-1：表7-1-1井下運輸設計的原始條件和數據序號項目單位數量備注1設計生產能力Mt/a1.2瓦斯涌出量為相對值2工作制度“三八”制3日凈提升時間h164年工作日d3305煤層平均厚度m2.966煤層平均傾角°187煤的容重t/m31.408瓦斯涌出量m3/t2.59礦井瓦斯等級低10煤塵爆炸性無煤塵爆炸危險性7.1.2運輸距離和貨載量區段平巷平均運距1300m，上山平均1200m,大巷運距2200m，故從工作面到井底車場的最大運距為3700m。首采區內布置一個工作面、兩個掘進面即可保產，設計工作面日產量4053.9t/d，掘進面日產量518.7t/d，運煤系統各環節運輸能力要大于各工作面的生產能力。輔助運輸根據礦井生產安排與采掘進度，材料、設備運輸考慮正常生產與工作面安裝和搬家兩種情況；人員運輸以各采掘面人員一次運到位為基礎，兼顧其它固定工作點的人員運輸，其運量見表7-1-2。表7-1-2帶區輔助運輸量序號項目單位數量備注1運送人員人/班均取平均值2材料、設備正常生產t/班52工作面安裝、搬家t/d1043工作面支架安裝架/d12搬遷214工作面設備安裝t/d110搬家2207.1.3礦井運輸系統1）運輸方式運煤：由于礦井井型大，需運輸系統有較大的運輸能力，煤層賦存條件比較簡單，為緩傾斜近水平煤層，且運輸距離較遠，故分帶斜巷、大巷采用帶式輸送機運煤，分帶工作面采用連續刮板輸送機運煤。輔助運輸：軌道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄電池電機車牽引礦車運輸。礦車選用MG1.9-9B型1.5噸固定箱式礦車，工作面輔助運輸采用無極繩絞車牽引1.5t固定箱式礦車、5t材料車、1.5t平板車運輸材料及設備。2）運輸系統井下運輸系統包括運煤系統、運料系統、人員運送系統、排矸系統。（1）運煤系統分帶采煤工作面→分帶運輸斜巷→分帶煤倉→運輸大巷→井底煤倉→主井→地面掘進工作面→分帶運輸斜巷→分帶煤倉→運輸大巷→井底煤倉→主井→地面（2）行人、運料系統地面→副井→井底車場→軌道大巷→帶區行人運料斜巷→帶區軌道集中平巷→分帶軌道斜巷→工作面（3）排矸系統礦井投產后，產生的矸石大部分為瓦斯抽排巷掘進出矸，矸石由礦車經軌回聯巷運至軌道大巷后，再由電機車牽引至井底車場，并由副井提出地面。7.2帶區運輸設備選擇7.2.1設備選型原則1）必須考慮礦井開拓系統狀況，并與運輸系統統一規劃，注意上下運輸環節能力的配套，以及局部運輸與總體運輸的統一；2）必須使上下兩個運輸環節設備能力基本一致，設計時應合理的選擇生產不均勻系數和設備能力的配套系數；為緩和上下兩個運輸環節的生產不均勻性或不連續性，要采取一些緩沖措施，如設置煤倉或儲車線等；3）必須注意盡量減少運輸轉載的次數，不要出現輸送機—軌道—輸送機—軌道的情況；4）必須使設備的運輸、安裝和檢修方便，并應考慮輸送設備對通風、供電的要求是否合理，電壓等級是否相符合等；5）必須在決定主要運輸的同時，統一考慮輔助運輸是否合理經濟等。7.2.2帶區設備的選型（1）采煤工作面選用西安煤礦機械廠生產的MXA-300/4.5W無鏈液壓雙牽引采煤機，張家口煤礦機械廠生產的SGZ-830/500型刮板輸送機。（2）帶區運煤設備根據帶區運輸設備配套原則選擇分帶運輸斜巷配套設備如下：轉載機SZB-830/180，破碎機PCM132，輸送機選用SSJ1200/3×200M帶式輸送機帶式輸送機。技術特征見表7-2-1，表7-2-2，表7-2-3。表7-2-1轉載機技術特征項目單位技術特征型號SZB-830/180生產能力t/h1200出廠長度m37.7總裝機功率kW2×90電壓等級V1140鏈速m/s1.45有效搭接長度m12.4爬坡長度m7.4爬坡角度°10中部槽尺寸長mm1500寬mm830高mm222表7-2-2破碎機技術項目單位技術特征型號PCM132通過能力t/h1200破碎能力t/h1200整機重量t14.8電動機功率kW132結構特點錘式外形尺寸mm×mm×mm4560×2095×1742最大出料塊度mm300生產廠張家口煤機廠表7-2-3SSJ1200/3×200M帶式輸送機主要技術特征表項目單位技術特征型號SSJ生產能力t/h1200運距m1500皮帶寬度mm1200電壓等級V1140功率kW3×200帶速m/s3.15（3）帶區輔助運輸設備本帶區的煤層傾角較小，因此提升時采用JW1600/80無極繩絞車牽引1.5t固定式礦車、5t材料車、5t平板車運輸。各設備技術特征如下：表7-2-4JW1600/80無極繩絞車主要技術特征表項目單位技術特征型號JW1600/80載荷鋼絲繩最大靜張力kN60兩鋼絲繩最大張力差kN50繩速m/s0.751滾筒直徑mm1600鋼絲繩直徑mm28電動機機型號YB280M—6功率kW55/75電壓V380/660外形尺寸mm3485×1720×1672表7-2-5井下運輸車輛主要技術特征表名稱型號載重量/t外型尺寸長×寬×高軌距/mm軸距/mm自重/kg數量/輛礦車MG1.7-9B1.59007509741000材料車MLC5-95900600790200平板車MPC55900600780507.2.3帶區運輸能力驗算（1）運煤能力驗算對礦井年產量（AB=150萬t/a），按各環節通過能力進行驗算，AB應由必要的運輸設備運輸能力來保證，即：（7-1）式中：An——各運輸環節運輸能力，t/h；K——產量不均衡系數，取1.2；T——日工作時間，取16小時；η——運輸設備正常工作系數，取0.8；則：通過驗算，各運輸環節的運輸設備均滿足要求。（2）帶區輔助運輸能力驗算帶區車場設計一次提升的礦車為8個。根據礦車連接器強度進行驗算：（7-2）（7-3）式中:W——礦車與軌道間的摩擦系數；F——礦車運行阻力，N；g——重力加速度，m/s2；K——車輪與軌道間的滾動摩擦因數，K=0.5～0.6；u——車輪軸承的摩擦因數；d——車輪的軸徑，mm；D——車輪直徑，mm；Z——一次能提升的最大礦車數，個。因為8＜11，故一次提升8個礦車滿足要求。7.3大巷運輸設備選擇根據礦井地質條件及生產礦井的實際情況，設計在軌道大巷內采用XK8-9/120-1A型蓄電池電機車牽引礦車進行輔助運輸，在運輸大巷內采用DX-1200/4×2000型帶式輸送機運輸煤炭，其主要技術特征如下：表7-3-1XK8-9/120-1A型電機車主要技術特征表項目單位技術特征型號XK8-9/120-1A粘著質量t8軌距mm900最小曲率半徑m7連接器距軌面高mm320；430固定軸距mm1100主動輪直徑mm680機械傳動裝置傳動比6.92外型尺寸mm4500×1360×1550制動方式機械牽引力小時制kN11.172長時制kN2.94速度小時制km/h6.8長時制km/h12.4最大km/h25牽引電動機型號ZQ—11B額定電壓V120小時制功率kw11長時制功率kw4.3臺數臺2小時制電流A112長時制電流A44表7-3-2DX-1200/4×2000帶式輸送機主要技術特征表項目單位技術特征型號DX-1200/4×200輸送能力t/h1400帶速m/s3.15帶寬mm1200適應傾角°±4電動機功率kW4×200型號YBKYS-2000轉速r/min1478電壓V660/11408礦井提升8.1礦井提升概述本礦井設計井型為1.2Mt/a，服務年限為100.2a。本礦井采用立井單水平加輔助水平開拓方式，水平標高為-650m，輔助水平-300m，礦井工作制度為“三八”制，兩班采煤一班檢修，每天凈提升時間為16h，礦井設計年工作日為330天。主井井筒內布置一對16t多繩箕斗，用于煤炭提升，并兼進部分風，副井井筒內布置一對1.5t固定箱式礦車雙層四車罐籠；一個帶平衡錘的加寬雙層四車罐籠提升。8.2主井提升8.2.1箕斗礦井設計生產能力為1.2Mt/a，屬大型礦井，全部煤炭由主井雙箕斗提升至地面，裝備16t側卸式箕斗。具體參數見表8-2-1。表8-2-1箕斗技術參數項目單位數目備注型號-JDG16/150×4Y淮南煤機廠名義載重t16有效容積m317.6最大終端載荷kN600尾繩懸掛裝置最大允許載荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.88.2.2提升機井筒裝備地面設井塔式多繩摩擦提升機，型號為JKM-2.5/6（Ⅱ），由洛陽礦山機械廠生產提供，提升機主要特征見表8-2-2。表8-2-2多繩摩擦式提升機技術特征表項目單位數目備注型號JKM-2.5/6（Ⅱ）洛陽礦山機械廠主導輪直徑m3.5導向輪直徑m3綱絲繩最大靜張力kN800最大靜張力差kN230有導向輪直徑m35數量條4間距mm250最大提升速度m/s148.2.3鋼絲繩技術特征多繩摩擦提升機所用鋼絲繩技術特征見表8-2-3：表8-2-3鋼絲繩技術特征表項目單位數目型號繩6W（19）股（1+6+6/6）繩纖維芯直徑鋼絲繩mm35鋼絲中心2.6第一層2.5第二層大2.6小1.9鋼絲繩總斷面積mm2501.52參考重力N/100m4664鋼絲繩公稱抗拉強度N?mm-21550鋼絲破斷拉力總和（不小于）N702000安全系數—8.38.2.4提升能力驗算礦井深度和產量的不斷增加，纏繞式提升機的卷筒直徑和寬度也隨之加大，使得提升機卷筒體積龐大而笨重，給制造、運輸造成很大不便。摩擦提升與之相比，摩擦輪的寬度明顯減少而且不會因井深的增加而增大，同時由于主軸跨度的減小而使得主軸的直徑和長度均有所降低，整機的質量大為下降。而且由于提升機回轉力矩的減小，使得提升電動機容量降低，能耗減少。單繩摩擦式提升機沒有解決卷筒直徑過大的問題，因為全部終端載荷由一根鋼絲繩承擔，故鋼絲繩直徑很大，所以最終選用多繩摩擦提升機。提升參數計算如下：（1）提升高度：H=HS+HZ+HX（8-1）式中：H——提升高度，m；HS——礦井深度，575m；HZ——裝載高度，30m；HX——卸載高度，20m。H=575+30+20=825（m）（2）經濟提升速度：Vm=0.4×H0.5（8-2）式中：Vm——經濟提升速度，m/s。Vm=11.5（m/s）（3）一次提升循環估算時間：TX=Vm/a+H/Vm+t（8-3）式中：TX——一次提升循環估算時間，s；a——初估加速度，取0.8m/s2；t——裝卸載時間，取30s。TX=11.5/0.8+575/11.5+30=94.4（s）（4）小時提升次數：Ns=3600/TX（8-4）式中：Ns——小時提升次數。Ns=3600/94.4=38（次）（5）小時提升量：As=An×c×cr/（Bn×Tv）（8-5）式中：As——小時提升量，t；An——設計年產量，1.2Mt/a；c——提升不均衡系數，1.3；cr——提升備用系數，1.3；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升時間，16h。As=1.2×100000×1.3×1.3/（330×16）=384.5（t）（6）一次合理提升量：Q=As/（2×30）（8-6）式中：Q——一次合理提升量，t；2——兩套提升設備。Q=480.11/（2×30）=6.4（t）表8-2-4提升參數提升高度/m提升速度/m·s-1一次提升時間/s每小時提升次數每小時提升量/t一次合理提升量/t57511.594.438384.56.4提升參數見表8-2-4，所選箕斗提升容量為16t，所以能夠滿足礦井生產的需要。8.3副井提升選擇寬罐籠型號為GDG1.5/9/2/4K，窄罐籠型號為GDG1.5/9/2/4，采用落地式多繩摩擦提升機型號為JKM-2.25×4（II）A，罐籠、提升機和鋼絲繩等具體參數如下：表8-2-5罐籠技術特征表罐籠型號GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面積/m215.211.6乘人數8464罐籠總載重/t14.6814.68罐體自重/t11.8810.93最大終端載荷/kN570570罐籠長和寬A×B/mm5290×16745290×1274鋼罐道C/mm51005100組合鋼罐道寬度/mm180180編制單位南京院表8-2-6主提升機特征使用井筒提升機形式型號最大張力/t功率/kW電力形式最大提速/m·s-1產地副井落地摩擦輪4×41721250交-交10德國表8-2-7副井提升鋼絲繩參數主繩尾繩型號三角股鍍鋅8×4×19-178×28直徑/mm42178×28單位重量/kg·m-17.515.05抗拉強度/N·mm-216701372每根繩總破斷力/kN1289-根數42安全系數大件10.31-矸石物料11.63-人員14.92-9礦井通風及安全9.1礦井通風系統的選擇9.1.1礦井通風系統的基本要求選擇任何通風系統，都要符合投產較快、出煤較多、安全可靠、技術經濟指標合理等總原則。具體地說，要適應以下基本要求：1）礦井至少要有兩個通地面的安全出口；2）進風井口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染；3）北方礦井，冬季井口需裝供暖設備；4）總回風巷不得作為主要行人道；5）工業廣場不得受通風機的噪音干擾；6）裝有皮帶機的井筒不得兼作回風井；7）裝有箕斗的井筒不得作為主要進風井；8）可以獨立通風的礦井，帶區盡可能獨立通風；9）通風系統要為防瓦斯、火、塵、水及高溫創造條件；10）通風系統要有利于深水平式或后期通風系統的發展變化。9.1.2礦井通風系統的確定1）通風方式選擇礦井通風方式時，應考慮以下兩種因素：（1）自然因素：煤層賦存條件、埋藏深度、沖擊層深度、礦井瓦斯等級。（2）經濟因素：井巷工程量、通風運行費、設備裝備費。一般說來，新建礦井多數是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區對角式中選擇。下面對這幾種通風方式的特點及優缺點適用條件列表比較，見表9-1-1。表9-1-1礦井不同通風方式特點通風方式中央并列式中央分列式兩翼對角式分區對角式優點初期投資較少，出煤較多。通風阻力較小，內部漏風小，增加了一個安全出口，工業廣場沒有主要通風機的噪音影響；從回風系統鋪設防塵灑水管路系統比較方便。風路較短，阻力較小，采空區的漏風較小，比中央并列式安全性更好。通風路線短，阻力小。缺點風路較長，風阻較大，采空區漏風較大。建井期限略長，有時初期投資稍大。建井期限略長，有時初期投資稍大。井筒數目多基建費用多。適用條件煤層傾角大、埋藏深，但走向長度并不大，而且瓦斯、自然發火都不嚴重。煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大，而且瓦斯、自然發火比較嚴重。煤層走向較大（超過4km），井型較大，煤層上部距地表較淺，瓦斯和自然發火嚴重的新礦井。煤層距地表淺，或因地表高低起伏較大，無法開掘淺部的總回風道。結合本礦的實際條件：井田地處平原，埋藏深度大，且南北走向較長（6.9Km），所以不適合用采用中央分列式和分區對角式。若采用中央并列式，這樣可以盡早構成風路，少掘開拓巷道，但隨著帶區逐步向兩翼，通風阻力不斷增大，后期通風困難；相對而言兩翼對角式通風線路簡單，且兩翼風井均處在煤層氧化帶附近，煤層埋深較淺，經濟合理。本礦礦井考慮到井田范圍廣，煤層傾角較大，同時為了后期的安全生產，在本設計第四章開拓方案比較中已經考慮了全礦的通風方式，也作了詳細的經濟比較，按照開拓設計方案，確定本礦通風方式為：兩翼對角式通風，風井具體位置見開拓平面圖。2）通風方法通風方法一般根據煤層瓦斯含量高低，煤層埋藏深度和賦存狀態，沖擊層厚度，煤層自然發火性，小窯塌陷漏風情況、地形條件，以及開拓方式等綜合考慮確定。通風方式分為壓入式、抽出式、抽壓混合式3類，其使用條件和優缺點分析見表9-1-2。表9-1-2通風方式分類通風方式適用條件及優缺點抽出式是當前通風方式的主要形式，適應性較廣泛，尤其對高瓦斯礦井，更有利于對瓦斯的管理，也適用于礦井走向長，開采面積大的礦井優點：1．井下風流處于負壓狀態，當主要通風機因故障停止運轉時，井下的風流壓力提高可能使采空區瓦斯涌出量減少，比較安全；2．漏風量小，通風管理較簡單；3．與壓入式比較，不存在過度到下水平時期通風系統和風量變化的困難；缺點：當地面有小窯塌陷區并和采空區溝通時，抽出式會把小窯積存的有害氣體抽到井下使有效風量減少。壓入式低瓦斯礦的第一水平，礦井地面比較復雜，高差起伏，無法在高山上設置通風機。總回風巷無法連通或維護困難的條件下優缺點：壓入式的優缺點與抽出式相反，能用一部分回風把小窯塌陷區的有害氣體壓到地面；進風線路漏風大，管理困難；風阻大、風量調節困難；由第一水平的壓入式過渡到深部水平的抽出式有一定困難；通風機使井下風流處于正壓狀態，當通風機停止轉動時，風流壓力降低，又可能使采空區瓦斯涌出量增加。抽壓聯合式可產生較大的通風壓力，能適應大阻力礦井需要，但通風管理困難，一般新建礦井和高瓦斯礦井不宜采用，只是個別用于老井延伸或改建的低瓦斯礦井。由于該礦井地處平原，井田內煤層賦存穩定，井田內瓦斯含量為0.07～3.38ml/g，-630m以上瓦斯含量均低于2ml/g，屬低瓦斯礦井，為了便于管理，通風安全，減少漏風，所以選用抽出式礦井通風方法。采區通風系統的確定1）采煤工作面通風系統要求（1）回采工作面要獨立通風。（2）風流穩定。在礦井通風系統中，回采工作面分支應盡量避免處在角聯分支或復雜網絡的內聯分支上；當無法避免時，應有保證風流穩定的措施。（3）漏風少。應盡量減小回采工作面的內部及外部漏風，特別應避免從外部向回采工作面的漏風。（4）會才工作面的調風措施可靠。（5）保證風流暢通。2）采煤工作面通風系統分類采煤工作面通風方式按進、回風巷數目分類見表9-1-3:表9-1-3采煤工作面通風系統分類通風方式適應條件及優缺點U型通風方式一進一回，在我國使用比較普遍，其優點是結構簡單，巷道維修量小，工作面漏風小，風流穩定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面進、回風巷要提前掘進。此種通風方是對了解煤層賦存狀況，掌握甲烷、火的發生、發展規律，較為有利。由于巷道均維護在煤體重，因而巷道的漏風率減少，適用于低瓦斯礦井Y型通風方式兩進一回，在回采工作面的上、下端各設一條進風巷道，另外在采空區一側設回風道。優點為：可以很好的解決工作面上隅角瓦斯超限問題，改善了工作環境，提高回收率。E型通風方式兩進一回，下兩天為進風巷，上面為回風巷。優點：使下回風平巷和下部工作面回風速度降低，抑制煤塵飛揚，降低采空區溫度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通風方式兩進一回，或一進兩回。優點：相鄰工作面公用一個進或回風巷，減少了巷道的開掘和維護，漏風少，利于防火，在近水平煤層的綜采工作面中應用較廣。Z型通風方式一進一回，前期掘進巷道工程量小，風流比較穩定，采空區漏風介于U型后退和U型前進式之間，但需要沿空護巷和控制經過踩空區的漏風，其難度較大3）采煤工作面通風系統選定因本工作面的瓦斯涌出量較低，不存在瓦斯突出問題，且本礦設計采用雙巷布置沿空留巷技術，因此在工作面采用“E”型通風方式。可以有效的減少風速，抑制煤塵飛揚，降低采空區溫度。9.2礦井風量計算9.2.1通風容易時期和通風困難時期采煤方案的確定通風容易時期和通風困難時期的定義：礦井通風系統總阻力最小時稱通風容易時期，通風系統總阻力最大時稱通風困難時期。（1）容易時期的采煤方案開采北一采區16101工作面，布置綜采一次采全高工作面；準備面16102；大巷向北五采區方向掘進。煤巷掘進頭一個；巖石掘進頭一個。（2）困難時期的采煤方案開采南六采區時，開采倒數第二個工作面，同時準備最后一個工作面時為通風最困難時期；此時，煤巷掘進頭兩個。通風容易時期和通風困難時期的通風系統立體示意圖及網絡圖如圖所示。圖9-2-1通風容易時期通風系統立體圖圖9-2-2通風容易時期通風系統網絡圖圖9-2-3通風困難時期通風系統立體圖圖9-2-4通風困難時期通風系統網絡圖9.2.2各用風地點的用風量和礦井總用風量1）按井人同時工作人數計算（9-1）式中：——根據礦井人數計算需風量，m3/min；——井下同時工作的做多人數；——礦井通風系數，包括礦井內部漏風率和配風不均勻等因素，一般可取；已知=400人，=1.25，可得：=4×400×1.25=2000m3/min2）按采煤、掘進、峒室及其它地點實際需要風量的總和計算在本設計中礦井總風量按采煤、掘進、峒室及其它地點實際需要風量的總和計算：（9-2）式中：——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min；——掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min；——硐室實際需要風量的總和，m3/min；——礦井除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要通風量之和，m3/min；——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，一般可取抽出式礦井取1.15～1.2，壓入式礦井取1.25～1.3。（1）采煤實際需要風量，應按礦井各個采煤工作面實際需要風量的總和計算：各個采煤工作面實際需要風量，應按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害氣體產生量、工作面的氣溫和風速以及人數等因素分別進行計算后，采取其中最大值。采煤工作面有串聯通風時，應按其中一個采煤工作面實際需要的最大風量計算。備用工作面亦應滿足瓦斯、二氧化碳、氣溫和風速等規定計算風量，且不得低于其采煤時的實際需要風量的50%。①按瓦斯涌出量計算：（9-3）式中：——按瓦斯涌出量計算長壁工作面實際需要風量，m3/min；——第i個采煤工作面的瓦斯絕對涌出量，m3/min；——第i個采煤工作面的瓦斯絕對涌出不均衡的風量系數（正常生產條件下，連續觀測一個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.5~2。總進風量按二氧化碳涌出量的計算可參照瓦斯涌出量的計算方法。已知本礦井16煤層瓦斯絕對涌出量=14.68m3/min，=1.5，可得：②按工作面溫度計算：采煤工作面應有良好的勞動氣象條件，其溫度和風速應符合表9-2-1的要求：長壁工作面實際需要風量，按下式計算：（9-4）式中：——按工作面溫度計算長壁工作面實際需要風量，m3/min；——第i個采煤工作面風速，m/s；——第i個采煤工作面的平均面積，可按最大和最小控頂斷面積的平均值計算，m2。其他采煤工作面實際需要風量，可按良好的勞動氣象條件計算。已知=2.4m/s，=13.2m2，可得：=60×2.4×13.2=1900.8m3/min表9-2-1采煤工作面空氣溫度與風速對應表采煤工作面空氣溫度/C°采煤工作面風速/m·s-1<1515-1818-2020-2323-2626-28③按人數計算實際需要風量；=4×（9-5）式中：——按人數計算實際需要風量，m3/min；4——每人每分鐘供給4m3的規定風量，m3/min；——第i個采煤工作面同時工作的最多人數，人。已知=79，可得：=4×79=316m3/min取三者中最大值2202m3/min。④按風速進行驗算：根據《礦井安全規程》規定，采煤工作面最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算≥0.25×60×（9-6）式中：——按風速進行驗算各個采煤工作面的最低風量，m3/min；——第i個采煤工作面的平均面積，m2。按最高風速驗算，各個采煤工作面的最低風量；≤4×60×（9-7）已知=13.2m2，=2202m3/min，可得：198m3/min≤≤3168m3/min由風速驗算可知，=2202m3/min符合風速要求。（2）掘進工作面風量計算，應按礦井各個掘進工作面實際需要風量的總和計算：煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面的風量，應按下列因素分別計算，取其最大值。①按瓦斯（二氧化碳）涌出量計算——按瓦斯涌出量計算掘進工作面實際需要風量，m3/min；——第i個掘進工作面回風流中的瓦斯絕對涌出量，m3/min；——第i個掘進工作面的瓦斯絕對涌出不均衡的風量系數（正常生產條件下，連續觀測一個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日瓦斯涌出量的比值），一般取=1.5~2。已知本礦井16煤層掘進面瓦斯絕對涌出量，=1.5，可得：②按人數計算：按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數計算工作面所需風量。（9-8）式中：——按人數掘進工作面實際需要的風量，m3/min；4——每人每分鐘供給4m3的規定風量，m3/min；——第i個工作面同時工作的最多人數，取60人。可得=240m3/min由以上兩種方法計算的掘進工作面所需風量最大值為：=825m3/min③按風速進行驗算巖巷掘進工作面的風量應滿足：≤≤煤巷、半煤巖巷掘進工作面的風量應滿足：≤≤式中——掘進工作面巷道過風斷面積，取15m2。則：巖巷掘進工作面的風量應滿足：135≤≤3600煤巷、半煤巖巷掘進工作面的風量應滿足：225≤≤3600由風速驗算可知，=825m3/min，滿足風速要求。（3）硐室需要風量的計算硐室實際需要風量，應根據不同類型的硐室分別進行計算。因為本礦只有火藥庫、絞車房、變電所故可以不用計算可根據經驗值取得：大型爆破材料庫為100～150m3/min，中小型爆破材料庫60～100m3/min，帶區絞車房及變電所為60～80m3/min，充電硐室按經驗給100～200m3/min。結合本礦實際，取火藥庫實際風量為130m3/min，絞車房實際風量為70m3/min，變電所實際風量為70m3/min，充電硐室為150m3/min。（4）其他巷道所需風量其他巷道所需風量由下式計算：（9-9）式中：——按瓦斯涌出量計算其他巷道所需風量，m3/min；——該巷道瓦斯絕對涌出量，m3/min；——該巷道的瓦斯涌出不均衡的風量系數，＝1.2～1.3；已知=5.5m3/min，=1.2，可得；=133×5.5×1.2=877.8m3/min（5）礦井總風量計算礦井總進風量應按采煤、掘進、獨立通風硐室及其它地點實際需風量的總和計算。由式9-1可得，通風容易、困難時期礦井總風量計算如下：容易時期：困難時期：兩種方法取最大值，則礦井總風量通風容易時期為5922.27m3/min，通風困難時期為6871.02m3/min。9.2.3風量分配及風速驗算配風的原則和方法：根據實際需要由里向外的原則配風，逆風將各用風地點計算值乘以1.15就是各用風地點實際風量，采煤工作面只配計算的風量，順風流而下，遇到分風地點則加上其它風路的風量，一起分配給未分風前的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量。1）綜采工作面，考慮到工作面的采空區漏風占工作面風量的15%：綜=2202×1.15=2532.3m3/min2）煤巷掘進工作面：掘進=825×1.15=948.75m3/min3）巖石大巷掘進面：Q掘=825×1.15=948.75m3/min4）絞車房和變電所：Q絞=2×70×1.15=161m3/min5）機車檢修、充電硐室：Q充=150×1.15=172.5m3/min6）火藥庫：Q火=130×1.15=149.5m3/min7）其它巷道：Q其它=877.8×1.15=1009.47m3/min經以上分配過程，礦井風量正好分配完畢。《煤礦安全規程》規定的煤礦主要巷道允許風速值見表9-2-2，井巷風速驗算結果見表9-2-3。表9-2-2各巷道允許的風速值序號井巷名稱允許風速/m·s-1最低最高1無提升設備的風井和風硐－152升降人員和物料的井筒－83主要進、回風巷－84運輸大巷－85輸送機巷道，采區進、回風巷0.2566回采工作面、掘進中的煤巷和半煤巖巷0.254表9-2-3井巷風速驗算表巷道名稱通過風量/m3·min-1有效斷面積/m2巷道風速/m·s-1風速驗算副井井筒5922.2744.162.24<8符合井底車場軌道大巷4510.314.25.29<8符合采區下部甩車場4510.314.25.29<8符合北一采區軌道上山4510.314.25.29<8符合采區中部車場2532.314.22.97<8符合采區運料回風平巷2532.3152.81<6符合綜采工作面220213.22.78<4符合采區回風平巷2532.3152.81<6符合北一采區運輸上山2532.3152.81<6符合回風石門5922.2715.76.29<8符合東翼風井5922.2744.162.24<15符合9.2.4通風構筑物為了保證礦井通風系統風流的穩定，在巷道內設有一系列構筑物，用來控制風流的流動和風量的大小，礦井內設置的主要構筑物如下：（1）風門：設置在上山的甩車道和繞道兩側，阻止新鮮風流進入回風流中的一組構筑物。（2）風窗：設置在帶區絞車房、變電所、爆破材料庫、檢修硐室等硐室的回風道中，控制風量大小的通風構筑物。（3）密閉：設置在已回采區域平巷以及掘進巷道的雙巷聯絡巷中，阻止風流進入的通風構筑物。9.3礦井通風阻力計算礦井通風阻力的大小是選擇通風設備的主要依據，所以，在選擇礦井主要通風機之前，必須首先計算通風總阻力。按照經過巷道時產生阻力的方式不同，可分摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通風阻力的90%左右，他是礦井通風設計選擇主要通風機的主要參數。9.3.1計算原則（1）礦井通風的總阻力，不應超過2940Pa；（2）礦井井巷的局部阻力，新建礦井宜按井巷摩擦阻力的10%計算。（3）礦井通風網路中有較多的并聯系統，計算總阻力時，應以其中阻力最大的路線作為依據；（4）設計的礦井通風阻力不宜過高，一般不超過350mm水柱；（5）應計算出困難時期的最大阻力和容易時期的最小阻力，使所選用的主要通風機既滿足困難時期的通風需要，又能在通風容易時工況合理。主要通風機的選擇，工作風壓要滿足最大的阻力，因此應首先確定容易、困難時期的最大阻力路線。9.3.2礦井最大阻力路線在通風網絡圖中選出最大的通風阻力路線，根據上述計算原則，算出此路線的阻力。通風易時期的最大阻力路線：地面→副井→井底車場→北翼軌道大巷→北一采區下部甩車場→軌道上山→北一采區回風材料平巷→采煤工作面→北一采區回風平巷→北一采區上部車場→運輸上山→回風石門→北翼風井→地面通風困難時期的最大阻力路線：地面→副井→井底車場→南翼軌道大巷→南六采區進風行人斜巷→南六采區軌道下山→南六采區軌道回風平巷→采煤工作面→南六采區回風巷→采區繞道式車場→南六采區運輸下山→南翼運輸大巷→南四采區運輸上山→南二采區運輸上山→回風石門→風井→地面9.3.3礦井通風阻力計算井下多數風流屬于完全紊流狀態，故（9-10）式中：——摩擦阻力，Pa；——實驗比例系數，常數；——礦井空氣密度，kg/m3——巷道周長，m；——巷道長度，m；——空氣流動速度，m/s；——巷道斷面面積，m2令，N·s2/m4或kg/m3若通過井巷的風量為(m3/s)，則=/，代入上式，得：（9-11）對于已定型的井巷，、和等各項都為已知數，值只和成正比。故把上式中的項用符號來表示，即：，N·s2/m8（9-12）此稱為井巷的摩擦風阻，它反映了井巷的特征。它只受α和、、的影響，對于已定型的井巷，只受的影響。故，Pa（9-13）上式就是在完全紊流狀態下的摩擦阻力定律。當摩擦風阻一定時，摩擦阻力和風量的平方成正比。按照上述計算方法，沿著選定的兩條最大阻力風路，將各區段的摩擦阻力累加起來，并考慮適當的局部阻力系數(一般不細算局部阻力)，即可算出通風容易和通風困難兩個時期的井巷通風總阻力分別為：，Pa（9-14），Pa（9-15）式中：1.2——容易時期的局部阻力系數；1.15——困難時期的局部阻力系表9-3-1通風容易時期摩擦阻力計算表編號井巷名稱支護形式α×104長度/m斷面/m2周長/m風量阻力風速/m3·min-1/Pa/m·s-11副井井筒混凝土噴漿40090644.1623.555922.2796.5782.242井底車場軌道大巷錨噴6027814.214.44510.347.4035.293北翼軌道大巷錨噴6063014.214.44510.3107.4235.294北一采區下部車場錨噴68154.114.214.44510.329.7795.295軌道上山錨噴95138.614.214.42532.311.7952.976采區中部車場錨噴9566.315162532.35.3192.819采區運料通風平巷錨噴95140014.214.42532.311.7952.8111綜采工作面液壓支架33021013.216220264.9332.7812采區回風平巷錨噴80137415162532.392.8222.8113采區回風石門錨噴80257515.715.15922.27783.1036.2914風井混凝土噴漿3021444.1623.555922.277.3392.24通風阻力總計/Pa1354.554表9-3-2通風困難時期摩擦阻力計算表編號井巷名稱支護形式α×104長度/m斷面/m2周長/m風量阻力風速/m3·min-1/Pa/m·s-11副井井筒混凝土噴漿40090644.1623.556871.02130.0002.592南翼軌道大巷錨噴6027814.214.45459.0569.4426.413井底車場軌道大巷錨噴6052614.214.45459.05131.3916.414南六采區車場錨噴6096114.214.45459.05240.0516.415南六采區軌道下山錨噴6820014.214.45459.0556.6206.416采區下部車場錨噴9515014.214.42532.312.7662.979采區運料回風平巷錨噴953015162532.32.4072.8111綜采工作面液壓支架33021013.216220264.9332.7812采區回風平巷錨噴95150215162532.3120.4952.8113南六采區運輸下山錨噴80148015162532.399.9832.8114南翼運輸大巷錨噴8099615.715.15459.05257.3715.8015南二南四采區運輸上山錨噴80287815.715.16871.021178.1457.2916南翼回風石門錨噴8099615.715.15459.05257.3715.8017風井混凝土噴漿3091844.1623.556871.029.8792.59通風阻力總計/Pa2373.481結合以上公式，把已知值代入，可得：容易時期：總風阻為：總等積孔：=1.1917/=3.2m2困難時期:總風阻為：總等積孔：=1.1917/=2.8m2通風容易時期和通風困難時期的總風阻和等積孔見表9-3-3：表9-3-3礦井等積孔容易時期困難時期總風阻/0.140.18等積孔/m23.22.8表9-3-4礦井通風難易程度與等積孔的關系表通風阻力等級通風難易程度等積孔大阻力礦中阻力礦小阻力礦困難中等容易＜1m21～2m2＞2m2由以上計算看出，本礦井通風容易時期和通風困難時期總等積孔均大于2m2，總風阻均小于0.35N·S2/m8，屬于通風容易礦井。9.4選擇礦井通風設備9.4.1選擇主要通風機的基本原則根據《煤炭工業設計規范》等技術文件的有關規定，進行通風機設備選型時，應符合下列通風機選型的原則：①風機的服務年限盡量滿足第一水平通風要求，并適當照顧第二水平通風；在風機的服務年限內其工況點應在合理的工作范圍之內。②當風機在服務年限內阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機，但初裝電機的使用年限不小于5年。③風機的通風能力應留有一定的富裕量。在最大設計風量時，軸流式通風機的葉片安裝角一般比允許使用最大值小5°；風機的轉速不大于額定值的90%。④考慮風量調節時，應盡量避免使用風硐閘門調節。⑤正常情況下，主要通風機不采用聯合運轉。根據前面計算，用通風機的個體特性曲線來選擇主要通風機，要先確定通風容易和通風困難兩個時期主要通風機運轉時的工況點。9.4.2通風機風壓的確定1）自然風壓通風機的壓力與自然風壓有很大關系。風機選型時計算風機壓力須計算出礦井自然風壓。礦井自然風壓的大小，最要取決于礦井風井的深度及內部的風流的密度。（1）靜壓礦井進、出風井的空氣柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的壓力成為自然風壓，它對礦井風機的工況點會產生一定的影響，因此設計中應考慮自然風壓對風機的影響。H=ΔρgH（9-16）式中：Δρ——進風井筒與出風井筒空氣平均密度差，kg/m3，見表9-4-1；H——井筒深度，m。表9-4-1空氣平均密度項目進風井筒/kg·m-3出風井筒/kg·m-3冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=689m風井深度：Z風井=218m高差：Z高差=689-218=471m冬季空氣密度取：ρ進=1.28kg/m3，ρ出=1.20kg/m3，Ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.26kg/m3冬季自然風壓：hna=ρ進gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ風井gZ風井（9-17）原式=1.28×9.8×689+1.26×9.8×471-1.24×9.8×218=61.52Pa夏季空氣密度取：ρ進=1.20kg/m3，ρ出=1.24kg/m3，ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.22kg/m3夏季自然風壓：hna=ρ進gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ風井gZ風井（9-18）原式=1.20×9.8×906+1.22×9.8×12-1.24×9.8×918=-357.5Pa冬季自然風壓有利于礦井通風，壓力為61.52Pa，夏季自然風壓阻礙礦井通風，壓力為-357.5Pa。2）主要通風機工作風壓（1）該礦井為抽出式通風，通風容易時期主要通風機靜風壓：（9-19）式中：——通風容易時期主要通風機靜風壓，Pa；——表示通風容易時期礦井通風總阻力，Pa；——表示容易時期幫助通風的自然風壓，=61.52；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=1354.55-61.52+50=1389.03Pa（2）通風困難時期，考慮自然風壓反對主要通風機通風，主要通風機靜風壓：（9-20）式中：——通風困難時期主要通風機靜風壓，Pa；——表示通風困難時期礦井通風總阻力，Pa；——表示困難時期反對通風的自然風壓，=357.5；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=2373.48＋357.5＋50=2780.98Pa（3）主要通風機的實際通過風量因有外部漏風（防爆門和通風機風硐漏風）通過主要通風機的風量必大于礦井總風量，對于抽出式用下式計算：（9-21）式中：——實際風量，m3/s；1.05——抽出式礦井通風外部漏風系數；——風井總風量，m3/s。容易時期：=1.05×5922.27/60=103.6m3/s困難時期：=1.05×6871.02/60=120.2m3/s主要通風機工況點以同樣的比例把礦井總風阻曲線繪制于通風機個體特性曲線圖中，則風阻曲線與風壓曲線交于點，此點就是通風機工況點或工作點。工況點的坐標值就是該主要通風機實際產生的靜壓和風量。通風機的選擇方法是：根據礦井通風設計所算出的需要風量，和風壓的數據，在從許多條表示不同型號、尺寸、不同轉數或不同葉片安裝角的主要通風機運轉特性曲線中選擇一條合適的特性曲線，所選的這條特性曲線，表明了它所屬的主要通風機型號、尺寸、轉數和葉片安裝角度等。這就是選擇主要通風機的方法。作風阻曲線由風機風壓與風量的關系方程確定；通風機特性曲線由選擇的主要通風機確定。容易時期：（9-22）困難時期：（9-23）則主要通風機工作參數見下表：表9-4-2主要通風機工作參數一覽表項目容易時期困難時期單位風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·s2·m-8風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·s2·m-8103.61389.030.129120.22780.980.1929.4.4主要通風機的選擇及風機性能曲線在選擇通風機的時候，工況點要在通風機的合理工作范圍內，軸流式通風機的合理工作范圍如下：上限：應在“駝峰”右側，實際應用的最大風壓值的0.9倍以下。下限：通風機的運轉效率，不得低于0.6。左限：葉片安裝角θ的最小值，對一級葉輪為10°，二級葉輪為15°。右限：葉片安裝角θ的最大值，對一級葉輪為40°，二級葉輪為45°。根據以上原則及表9-4-2中的風機工況點選擇東西兩翼風機為：FBCDZ-8-NO.24B型的對旋式軸流風機。根據FBCDZ-8-NO.24B型的對旋式軸流風機的性能曲線，可以確定主要通風機實際工況點，見表9-4-3。表9-4-3主要通風機工況點型號時期葉片安裝角/°轉速/r·min-1風壓/Pa風量/m3·s-1效率/%輸入功率/kWFBCDZ-8-NO.24B容易43/3574014861070.74216困難55/4774029101230.804439.4.5電動機選型根據礦井通風容易時期和困難時期主要通風機的輸入功率和計算電動機的輸出功率。由/=216/443=0.49﹤0.6，故通風容易時期和困難時期需要選用不同的電動機。電動機的輸出功率：（9-24）式中：——電動機的輸出功率，kW；——通風機的輸入功率，kW；——電動機容量備用系數，取1.15；——電動機效率，取0.90；容易時期：=216×1.15/0.90=276kW困難時期：=443×1.15/0.90=566.1kW根據電動機的輸出功率和輸入功率以及主要通風機要求的轉速，選擇型號為JR157-8和JR1512-8的異步電動機，其詳細參數見表9-4-4。表9-4-4電動機參數時期型號功率/kW電壓/V電流/A轉速/rpm效率/%功率因數容易JR157-8320600036.573590.50.83困難JR1512-857060006873592.50.859.5安全災害的預防措施9.5.1預防瓦斯和煤塵爆炸的措施（1）回采和掘進工作面以及回風巷中，必須按規定定期檢查瓦斯，如發現異常，必須按規定處理。（2）盲巷、盲硐、片幫及冒頂處等容易積聚瓦斯的地點，必須及時處理。（3）掘進應采用雙風機，雙電源和風電閉鎖裝置。（4）掘進與回采工作面應安設瓦斯自動報警裝置。（5）大巷及裝煤站應安設瓦斯自動報警斷電儀。瓦斯超限后應自動切斷供電及架線電源。（6）所有易產生煤塵的地點。必須采取灑水滅塵等防塵設備及除塵設施。（7）井下風速必須嚴格控制，防止煤塵飛揚。井下所有煤倉和溜煤眼均應保持一定存煤，不得放空，不得兼作通風眼。（8）綜采工作面應采取煤塵注水。按照保安規程設計懸掛巖粉棚和防水棚。（9）煤塵應定期清掃。巷道應定期沖刷，各個轉煤點應進行噴霧灑水。9.5.2預防井下火災的措施（1）井下中央水泵房和中央變電所設置密閉門、防火門。并設設區域返風系統。（2）井下機電設備選用防爆型為原則。應加強機電設備的安裝質量。并加強維修及管理。防止漏電及短路產生高溫和火花。（3）對自然發火的煤層，應加強煤炭與坑木的加收；加強密閉，及時密閉采空區；對停采線進行黃泥灌漿或噴灑阻化劑；分層開采還應在采區隨采隨注。（4）二阻化劑防火：根據化驗與實踐，本礦自然發火期長，但為確保安全，應預備部分黃泥用于危險時期灌漿。9.5.3防水措施（1）井巷出水點的位置及其水量，前采空區積水范圍、標高和積水量，都必須繪出采掘工程圖上。（2）主要水倉必須有主倉和副倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情況之一時，必須確定探水線，進行探水，確認無突水危險后，方可前進。①接近水淹或可能積水的井巷、老空或小煤礦時；②接近水文地質復雜的區域，并有出水征兆時；③接近含水層、導水斷層、溶洞和陷落柱時；④打開隔離煤柱放水時；⑤接近有出水可能的鉆孔時；⑥接近有水或稀泥的灌泥區時；⑦底板原始導水裂隙有透水危險時；⑧接近其它可能出水地區時。10礦井基本技術經濟指標表10-1設計礦井基本技術經濟指標序號技術經濟指標項目單位數量或內容1煤的牌號優質氣煤2可采煤層數目層43可采煤層總厚度m11.64煤層傾角°15～30（平均18°）5（1）礦井工業儲量Mt367.7（2）礦井可采儲量Mt225.46（1）礦井年工作日數d330（2）日采煤班數班2.57（1）礦井年生產能力Mt/a1.2（2）礦井日生產能力t/d5187.28礦井服務年限a100.29礦井第一水平服務年限a100.210井田走向長度m6900井田傾斜長度m340011瓦斯等級—低瓦斯相對涌出量m3/t3.3412（1）礦井正常涌水量m3/h464（2）礦井最大涌水量m3/h72113通風方式—兩翼對角式14開拓方式—立井單水平輔助水平15一水平標高m-63016生產的工作面數目個117采煤工作面年推進度m158418（1）移交時井巷工程量m12000（2）達產時井巷工程量m1600019開拓掘進隊數個320大巷運輸方式—機車牽引固定礦車21礦車類型—固定礦車和自制平板車22電機車類型臺數蓄電池電機車3臺23設計煤層采煤方法—綜采一次采全高24（1）工作面長度m210（2）工作面推進度m/月132（3）工作面坑木消耗量m3/千t0.6

專題部分煤礦沖擊礦壓及防治措施摘要：沖擊礦壓作為煤巖動力災害之一，越來越受到煤礦行業的關注，尤其是隨著各個礦井開采深度的增加，沖擊礦壓現象更是屢見不鮮。對于沖擊礦壓的監測我們有很多方法，如鉆卸法、微震監測技術、聲發射技術、電磁輻射技術等等。由于沖擊礦壓具有突然性、瞬時性、破壞性的特征，對于沖擊礦壓的發生機理仍沒有一個統一的認識，本文從沖擊礦壓的特征，發生條件以及影響沖擊礦壓的因素出發，研究了沖擊礦壓發生機理以及各種防治技術，并提出了自己的理解。關鍵詞：沖擊礦壓；控制技術；監測；防治；1問題的提出由于發生沖擊礦壓的時間、地點、區域、震源等的隨機性、復雜多樣性和突發性，使得沖擊礦壓的監測和控制工作變得極為困難和復雜。沖擊礦壓的防治是世界范圍內地下煤礦開采普遍存在的難題，也是我國礦山亟待解決的重大課題。因此，研究沖擊礦壓的監測與控制是煤礦安全、經濟開采的前提，也是采礦工作者必須面對和應該解決的問題。沖擊礦壓作為煤巖動力災害，有記載的第一次發生于1738年英國南史塔福煤田。200多年來。其危害幾乎追布世界各采礦國家。英國、德國、南非、波半、的蘇聯、捷克、加拿大、日本、法國以及中國等20多個國家和地區都記錄有沖擊礦壓現象。我國煤礦沖擊礦壓災害極為嚴重。我國最早自1933年撫順勝利礦發生沖擊礦壓以來，先后在北京、遼源、通化、阜新、北票、棗莊、大同、開灤、天府、南桐、徐州、大屯等礦務局部相繼發生過沖擊礦壓現象。目前，我國有近60對礦井累計發生過4000多次沖擊礦壓，造成數以百計的人負傷，巷道破壞達30多公里。由于沖擊礦壓有如此巨大的破壞力，造成這么大的經濟損失，因此如何預測和防治沖擊礦壓以及認清沖擊礦壓發生機理對減輕沖擊礦壓的破壞具有非常重要的作用。2國內外沖擊礦壓現狀2.1國外現狀沖擊礦壓是世界采礦業面臨的共同問題。1738年英國在世界上首先報道了沖擊礦壓現象。之后，前蘇聯、南非、德國、波蘭、美國、加拿大、日本、法國、印度、捷克、匈牙利、保加利亞、典地利、新西蘭和安哥拉等都記錄了沖擊礦壓。目前，有包括我國在內的20多個國家和地區都有沖擊礦壓．這一事實表明，世界上幾乎所有采礦國家都不同程度地受到沖擊礦壓的威脅。煤礦沖擊礦壓災害最嚴重而且防治工作最有成效的國家是前蘇聯、波蘭和德國。2.1.1前蘇聯前蘇聯的沖擊礦壓最早于1947年發生在吉謝羅夫礦區。此后共有9個礦區出現了沖擊礦壓問題。發生沖擊礦壓的一般條件是：初始深度為400-1860m．煤0.5-20m．在各種傾角、各個煤種(包括褐煤)中都記錄到沖擊礦壓現象、多數情況下頂板為堅硬砂巖，也有一些煤田是破碎頂板。開采技術條件涉及到刀柱式或長壁式等開采方法；充填或垮路等頂板管理方法；整層或分層開采情況。自1951年起，全蘇地質力學及礦山測量研究院以及其他研究單位和高等院校等幾十個單位配合國家技術監察部門與生產單位一起著手解決煤礦的沖擊礦壓問題。經過25年的努力，基本上形成了一整套防治沖擊礦壓的組織管理系統，并制定了有關技術規程，發展并逐步完善了一整套行之有效的防治措施和預報方法，取得了良好效果，沖擊次數大為減少。1955-l977年沖擊危險礦井數出8個增至36個、而年沖擊次數則由83次降至7次。1980年以后又降至5—6次。在前蘇聯金屬礦，沖擊礦壓的頻度比煤礦要小得多，其主要形式為巖石彈射、震動和微沖擊。開始出現的深度為川300-700m，主要巖石種類為輝綠巖、正長巖、花崗巖、凝灰巖以及鐵礦石、鋁土礦石、銅礦石、鉀鹽礦石等，平均單向抗壓強度100—250MPa，最低25—30MPa。前蘇聯金屬礦防治沖擊礦壓的基本措施原則上同煤礦的沒有差別。2.1.2波蘭波蘭有三個井工礦開采煤田：上西里西亞、下西里西亞和魯布林。產量的98％來自上西里西亞煤田。該煤田中煤的強度為10—35MPa．煤層厚0.5—20m(一般1.5—3．5m)，傾角0-45(一般5—15)．平均采深600m．頂板大都為堅硬砂巖。長壁工作面產量占99％，其中70％為垮落法開采。其余為水砂充填。工作面平均長150m，日產1300-1400t商品煤。機械化程度96.2％，其中綜采站83.7％。沖擊礦壓是波蘭煤礦重大災害之一，最早記載于1958午。目前開采的400號、500號、600號、700號和800號煤層組中45％以上的煤層有沖擊礦壓傾向，其中500號煤層組最為嚴重。開始發生沖擊礦壓災害的平均采深約為400m，隨著采深的增加，沖擊礦壓危險越來越嚴重。沖擊礦壓強度一般為105-109J，最大是波蘭很重視沖擊礦壓問題．早在20世紀60年代初期就著手大力開展科學研究和防治工作。煤層的沖擊傾向實驗室測定和井下測定是波蘭學者首先倡導并大力發展的。此外，在將巖體聲學以及地震法用于礦山沖擊危險探測和監測方面，居世界領先地位。由于采取綜合防治措施，保證了安全，促進了生產。2.1.3德國魯爾礦區是德國的主要產煤區，也是發生沖擊礦壓的主要礦區。1910-1978年間共記載了危害性沖擊礦壓283次，有沖擊傾向或危險的煤層20余個，其中底克班克、陽光和依達煤層具有最強的沖擊傾向，其抗壓強度l0-20MPa，煤種為長焰煤、氣煤和肥煤等。沖擊礦壓發生深度590—1100m，其中850-1000m沖擊礦壓數占75%左右，最大拋出量2000m3。發生沖擊礦壓的煤厚為1-6m，其中主要為1.5-2m，傾角4-44°。在德國，產生沖擊礦壓的煤層頂板絕大部分是5—40m較厚的砂巖或其他堅硬巖層，因而，認為砂巖頂板是沖擊礦壓危險煤層的主要標志。德國是防治沖擊礦壓較有成效的國家，其主要的工作點在于實用。由德國所發展的鉆孔卸載法、鉆屑法以及其他方法在國際上享有較高聲譽。2.2國內現狀我國最早記錄的沖擊礦壓現象于1933年發生在撫順勝利煤礦，當時的開采深度為200m左右。從1949年以來．已發生破壞性沖擊礦壓4000多次，震級Ml＝0.5-3.8級，造成大量巷迫破壞和慘重的人員傷亡，近年來．我國一些金屬礦山、水電與鐵路隧道工程也出現了巖爆現象。我國煤礦發生沖擊礦壓有如下特征：(1)突然性。沖擊礦壓發生前沒有明顯的征兆．突然、猛烈。(2)多樣性。煤層沖擊、頂板沖擊、底板沖擊等兩三種沖擊的組合。(3)破壞性。片幫和煤炭拋出，頂板突然下沉、底鼓、破壞巷道支護，造成人員傷亡等。(4)在各種采礦和地質條件下均發生過沖擊礦壓。除了褐煤煤層外．我國煤礦的其他各種煤層均發生過沖擊礦壓．而且采深從200—1000m，煤層厚度從薄到厚。煤層傾角從緩到急