Thisdesignincludesthreeparts:Generalpart,translationpartandspecialpart.ThegeneralpartisamineofNo.11mineral1,500,000tnewwellindesign.TheNo.11mineislocatedinhenandingshanterritory.11indingshanmineinurbannorthwest13km,administrativedivisionZhanHeOubaofengcountyofdingshan'sjurisdiction.TogetherwithMinegeographicalcoordinatesforlongitude113°8°26"~113','15",11°3347°~3330"','20"51.North-southlength8.05km,compartmentalizedwest-eastwidth325km.Designareaabout25.5km2.Twocoalseamrecognizebase-levelcycle,thicknessfor7.5m,averageinclinationfor10°.Mine246.9t/hnormalsection,belongtolowgasmine.Coal-dustexplosiondanger,andcoalseamareaspontaneouscombustiontendency.TheNo.11minedesignannualproductioncapacityisupto1.5Mt/a,for64aservicelife.Mineworksystemfor"38"system.Themainmethodsofminecoalfortowardslongwallcomprehensivemechanizedtopcoalcaving.Mineastwolevelsofminingdevelopment.Thefirstlevelelevation-upto500mbsecondlevelusedarkshaftsofextendingthedeepto-700m.Adoptsverticalshaftexpand,Lord,mainlyusedforascensionismainlyusedforshaftwellofcoalgangue,andascendnel,materialByusingaoremineefficientpracticesside.Face240minlength.TransportationDaHangadoptstapetransportcoal,railDaHangadoptswiringtypeelectric otivetraction3.0tfixedboxharvestersgangueandmaterialsetc.TransportationFormineventilationwayoutventilationmode,windWellslayoutsfortwo-wingTheprojectssectionminefloodcontrolisTranslationpartofanarticleaboutnoonecomprehensivemechanizedminingcoalunitsoftheplane,anditsapplicationistrueandtitled"miningfacedifferentunmannedfullaccountofmechanizedfarm":minedesign;Mechanizationlong-walltopcoalcavingtechnology; 一般部礦區概述及井田地質特礦區概 礦區地理位 礦區地形特 情 礦區交通條 礦區氣候條 礦區水文情 區域經濟情 井田地質特 井田地形特 井田地質勘探程 井田煤系地層概 井田地質構 巖漿活 井田水文地質特 煤層特 煤層埋藏條 可采煤 煤層圍巖性 煤的特 井田境界和井田境 井田范 開采界 井田尺 礦井工業儲 井田地質勘 儲量計算基 工業儲量計 礦井可采儲 安全煤柱留設原 礦井保護煤柱損失 礦井設計儲 礦井設計可采儲 礦井工作制度、設計生產能力及服務年礦井工作制 礦井設計生產能力及服務年 確定依 礦井設計生產能 礦井服務年 井型校 井田開拓的基本問 開采水平的確定及采區劃 開拓方案的提 開拓方案比 技術比 經濟比 方案二、三的詳細經濟比 礦井的基本巷 井 主要開拓巷 井底車場及硐 驗算井底車場空重車線長 準備方式-采區巷道煤層的地質特 采區位置及范 采區巷道布置及生產系 采區長度的確 確定采區巷道布 采區巷道布置參數確 煤柱尺寸的確 采區上山布 區段平巷的布 采區內工作面的順 采區通風、及其它系 采區內各種巷道的掘進方 采區生產能 采區采出 采區車場選 采區上部車場選 采區中部車場選 采區主要硐 采煤采煤工藝方 采煤工藝確 機械化程 工作面長度的確 工作面落煤、裝煤方式及落煤、裝煤機 工作面運煤方式及運煤機 工作面支護方式及支架選 各工藝過程注意事 采煤工 回采工作面噸煤成 工作面勞動組織和作業循環圖 采煤方法和回采工藝的分析和論 回采巷道布 采區巷道布 回采巷道斷面選擇及其掘進方 井概 礦井設計生產能力及工作制 系 采區設備的選 設備選型原則 采區運煤設備選型及能力驗 采區輔助設備選 大巷設備選 大巷設備的選 大巷設備能力驗 礦井概 主副井提 主井提升設備選 副井設備選 礦井通風及安全技通風方式選 礦井通風系統和通風方 采區通風概 采區上（下）山通風系 工作面通 通風構筑 采區及全礦所需風 采煤工作面所需風量的計 掘進通 掘進通風方 礦井實際總需風 礦井風量的分 風速驗 全礦通風阻力的計 確定礦井通風容易時期和時 礦井通風阻力計算的方 礦井總等積 通風機選 選擇風機的基本原則及技術資 礦井自然風 通風機風 風機風量及風機選 電動機的選 對礦井主要通風設備的要 礦井防治措 瓦斯管理措 煤塵的防 防 防 設計礦井基本技術經濟指 參考文 專題部礦井水災防我國礦井水害分 華南晚二疊世煤田的巖溶水水害 東北侏羅紀煤田的裂隙水水害 西北侏羅紀煤田的裂隙水水害 —滇西中生代煤田的裂隙水水害 我國煤礦水害防治對策研究現我國煤礦水害防治對策研究現 煤礦水害防治方 近期我國煤礦水災的主要特點及防治對概 老空、老窯水充水特 老空、老窯水水害原 老空、老窯水事故的預防措 礦井發生水災的主要原 礦井防治水新技 礦井水文地質勘探的理論研究成 注漿堵水的發 注漿堵水在煤礦防治水害中的應用與發 對煤層底板突水的新認 水體下采煤技術途徑發展的新趨 概 水體下采煤地質、水文地質條件分 系統監測水體下采煤時的水動 探測導水裂隙帶的發育高 水體下采煤技術途徑發展的新趨 參考文 翻譯部英文原 中文譯 致 礦區概

1礦區地理位13km處，行政區劃屬平頂山市湛河區和寶豐縣共同管轄。113°8′26″～113°11′15″,33°47′30″～33°51′20″。礦區地形特情據有關資料統計，平頂山周圍歷史上發生有感共27次，除1924年2月4日張潘57度，震情記載為“張潘店（20Km，平頂山市東北67Km處的張潘街）民舍皆傾覆，被傷者無數，民野宿”，屬破壞性外，其余26次為1960年至1996年發生的小震，震級1.5～2.8級，無破壞性。根據國家質量技術發布“中民GB18306—2001《中國動參數區劃圖》”焦作市動峰值加速度g為0.1，本區峰值加速度為0.05g，對應的基本烈度為Ⅵ度，設防應為礦區交通條311國道通過井田南部。另外，縣縣間公路和簡易公路交錯，與周圍各縣市均可相通，交通甚為暢達、便利（1-1）1-1礦區氣候條本區屬南暖溫帶季風區半干旱大陸氣候。據平頂山氣象站降雨量觀測資料，年平均(43年平均)732.8mm1322.6mm(1964年)373.9mm(1966年)6～938.42％；其中月最大降雨量可達379.2mm(19957月)234.4mm(1958630日)。另據平頂山氣象站觀測資料，年平均(26年平均)14.9大可達24.0m/s，元月份氣溫最低，平均為1.0℃，最低氣溫為-18.8℃(1955年1月30日)14.0cm(1977130日)22.0cm(19541126日)；24.0m/s，七月封氣溫最高，平均為27.7℃，最高氣溫為42.6℃(1966年7月19日)，年平均氣壓100560Pa，最高氣103990Pa(1970年1月4日)，最低氣壓97890Pa毫巴(1956年8月3日)；年平均蒸發1880.4mm2825.0mm(1959年)1490.5mm(1964年)礦區水文情5.8km12.5km，6～964～711222.3～4.6％。區域經濟情井田地質特井田地形227.3～320.4m245.6～130.0m2.0～3.5m系灰巖組成呈北西～南東向展布的剝蝕殘丘()和壟崗，標高110～176.1m；井田南中部為剝蝕殘丘，壟崗與坡洪積層之間由沖洪積層組成的北西～南東向槽形谷地，標高+110.0～+140.0m55井田地質勘探部中南地質局平頂山勘探隊（401隊）126隊進247134192.31m，98718m；2124井田煤系地層1、寒武系上統崮山組為85～160m，以灰色～淺灰色厚層狀白云質灰巖為主，具細晶質及糖粒狀結構，局部夾薄 2、石炭系56.00～102.01m67.92m、上統本溪組1.00～15.00m5.77m。產植物化石。、上統太原組102.02m62.00m。為一套海陸交互相含煤巖系，主要由砂巖、砂質泥巖、砂泥質灰 （太原網格長身貝 （似紡錘蜓 （假紡錘蜓 oculus- （貓眼鱗木 （斯氏鱗木 （科達3、二疊系、下統山西組34.50～131.00m，93.79m。主要由灰、深灰、灰黑色泥巖、砂質泥 （舌形貝 （河炭蚌 、下統下石盒子組305.80～409.00m321.81m。由淺灰色、灰白色、灰綠色4個含煤組段。本組含豐富的動植物化石，主要有： （煙葉大羽羊齒 （劍瓣輪葉 、上統上石盒子組311.59m9～17層，個別煤 （舌形貝 （多葉瓣輪葉 （枝脈蕨 （煙葉大羽羊齒、上統石千峰組積的灰白色厚～62.70～182.00m。4、三疊系上統劉家溝組170m左右。主要由褐紅色、磚紅色砂巖、粉砂巖、礫屑灰巖和鈣質泥巖組成。5、第三系0～6.93m3.50m，分布于井田中南部。6、第四系120.00m井田地質構5～15°。井田內褶皺與大中型斷裂構造均較簡單，而根據生現象；在井田深部，地層較緩，在上呈緩波狀展布，在50勘探線附近形成一寬緩向斜，562條（3.3-1），表1.2- 編斷層名性傾傾落控制程逆可張莊斷逆可巖 動地層單柱狀 界系統組(群1234789棕黃色砂質粘土及紅黃色粘土含鋁質結核厚0～87.05m。底部含礫,礫面層0～61.10m第三古生界系灰白色泥灰巖,0～29.82m。零星分布于井田南部煤層露頭一帶紫紅色、暗紅色中—粗粒石英砂巖,中夾礫屑灰巖，細砂巖、砂質泥巖二迭系P石千峰組紫紅及暗紅色細至中砂巖，以長面石英為主，間夾薄層紫紅色細砂巖灰白及肉紅色中至粗粒長石石英砂巖,成份以石英為主，風化和構造裂隙發育灰色細砂巖與砂質泥巖夾泥巖，主要成份為石英和長石，含少量黑色礦物和植物化石片灰黃色中至粗粒砂巖夾砂質泥巖。下部夾一層煤線山西組灰色泥巖,下部夾煤線一層灰色粉砂巖，間夾泥巖，底部為灰色泥巖，泥巖常為鮞狀結構，具菱鐵礦結核灰色中至粗砂長石石英砂巖，成份長石20～25%，石英60～70%二灰色砂質泥巖，泥巖夾粉砂巖，含菱鐵礦與黃鐵礦結核，夾不穩定煤線二層細至中粒長石夾砂巖，具楔型交錯層理，波絞層理，透鏡狀層理，常含粉砂巖條帶二灰黑色泥巖、砂質泥巖夾細砂巖，含菱鐵礦結核及植物化石，含薄煤和煤線各一層煤，厚0～4.37m,平均1.08m,極不穩定煤層,中深部沿有一不可采帶暗灰至深灰色砂質泥巖、泥巖,團塊狀構造，頂部在井田深部偶為0.28m，厚炭質泥巖暗灰色至深灰色細至中粒砂巖，成份主要為石英長石，富含白云母片，炭質及黃鐵砂晶體深灰色砂質泥巖，泥巖有時相變為細砂巖和粉砂巖，含泥質色體鈣質膠結二煤，厚0.27～20.54m,平均7.5m,屬穩定—較穩定煤層黑色泥巖、砂質泥巖，有時相變為粉砂巖,含菱鐵礦結核，上部偶夾煤線一層炭組—深灰色，含蜓科化石。夾不穩定薄煤層一8煤，偶夾極不穩定煤層一9煤。—東部相變為砂質泥巖，西部相變為細砂巖，局部夾薄煤層或煤線（一7煤）。—色砂質泥巖，夾不穩定薄煤層或煤線（一6煤）。—上部為灰色細紗巖（胡石砂巖）。中部為灰至深灰色隱晶及細晶質灰巖（L），呈透鏡狀。下部為灰色砂質泥巖，泥巖有時相變為砂巖，其夾不穩定薄煤層一煤井田水文地質1、含水層情況以及巖層的透水2煤層特煤層埋藏條 煤 可采煤平均值局部分可采煤12 地層時名結簡5采巖/巖6定 515357井煤層名平均值平均值平均值平均值2～二煤層圍巖性11215.42mL710.84m23.72m7.5m0.96,51.8%，屬較穩定型基本全區可采的厚煤層。1～3層，巖性為泥巖或炭質泥巖，其直接頂板為深灰色砂質泥220～4.70m1.08m1.3-70.6554.2%，井田東部-450m等高線以深存在較大面積的可采區，約占井田面積的煤的特1121~1.5b37.0~82.6%，主要為均質鏡和基質鏡；惰質組占7.2~34.6%，以絲和粗粒體為主，少量半絲、微粒體、個別菌類體；殼質組占6.5~25.2%，以小孢子體為主，少量角2采用1997年7月平頂山煤業（）公司地測處編制的《平頂山礦區十一礦井田補充勘探及礦井地質報告》以及2002年10月15日平頂山天安煤業編制的《省平頂山煤田天安十一礦資源儲量復核報告》提供的資料顯示，二1煤層與二2是密1.32。3 煤煤 煤分質量分水灰水灰82)3高b211.3-7。 煤煤全硫分St,d(%)質量分質量分原浮54特低硫05特低硫9 煤分Vdaf分Vdafd各煤層中磷分含量測試統計結果見表1.3-7。依據準，二1煤層屬低磷煤4、發熱量量）21、煤層為高～特高熱值煤。各煤層煤灰中以SiO2為主，Al2O380%以上，反映了煤中礦物組成大多以硅酸鹽類為主,214煤層煤灰組分中SiO2含量相50%，Al2O3含量則相反。 煤煤碳氫氮氧 煤650121Y18～31mm，屬中強～4Y33～ 煤變形溫軟化溫流動溫灰灰>1377>1393>1399521煤層為低灰、特低硫、低磷、高熱值、中強~強粘結性、較高軟化溫度灰、1/3焦煤、是優質的煉焦用煤。井田境井田范50勘探線與平煤五礦為鄰，二（己）組煤層在-280m煤層底板等高線以淺與平煤香山公司為鄰，以深與平煤五礦為鄰），59勘探線，南起各煤層露頭，（己）煤層分別以-300m、-500m、-550m、-700m為南界，與地方煤礦香山礦相鄰〕，二（己）組煤層-800m底板等高線。開采界8.58m1.80井田尺東西長(H)8.05Km，南北傾向平均寬(L)3.25km井田水平面積(S)SHL8.053.2526.16km2）。2-1所示。礦井工業儲

2-1井田地質247134192.31m。井田范圍內鉆孔分布分儲量計算基本次儲量計算是按照《煤、泥炭地質勘查規范》DZ/0215-2002要求的工業指標進行資151540.8m12為煉焦用0.70m。2各煤層見煤點原煤最高硫分（St.d）3%。煤層最低發熱量工業儲量計112名2、資源/（1）(a15°，故參加資源儲量估算的見煤0.05m度，參加儲量估算，但并入夾矸以后煤層總灰分不大于40%；夾矸厚度大于0.05m小于煤層2塊段平面積是利用AutoCAD軟件，在煤層底板等高線圖上面積數據，面積數據乘以面25即為換算后實際代表的塊段平面積。該方法求得的面積數據精確，速度快捷。34以本礦1997年7月平頂山煤業（）公司地質測量處編制的《平頂山礦區十一礦井田補充勘探暨礦井地質報告》、2002年10月15日平頂山天安煤業編制表2- 煤層編視密度2111152-2圖2- 二1煤層儲量塊段的劃zisimi

(2-1式中Zi——各塊段儲量，萬t；γi1.32t/m3計算。具體計算情況見表2-2所示。2-21塊煤儲123467896655985合---17.5m26.1km21.32t/m31煤工業儲礦井可采儲安全煤柱留設20m寬的圍護帶；工業廣場屬Ⅱ級保護建（構）15m寬圍護帶。50m五條，工業廣場占地面積指標見表2-3。表2-2工業廣場占地面積指標（萬占地面積指標（公頃/10萬240礦井保護煤柱損失150m1053萬t。1.5Mt/a400m×300m的長方形。工業廣場11°，其中心處煤層埋藏深度為-500m24m，主井、副井、風井及地表建筑物均布置在工業廣場內。工業廣場按Ⅱ級保護留帶，寬度為15m。本礦井的地質條件及沖積層和基巖層移動角見表2-3。2-3巖層移動角廣場中φ2-32-3P＝141900/cos11°×7.5×1.32=133.6萬t。3P＝7.5×1.32=231.3萬tP＝601977.5×1.32＝55.萬t則井筒保護煤柱壓煤量為：231.3+55.6＝287萬t4147m3500mP＝1473500×7.5×1.32＝475.3萬tP＝133.6+231.3+287+475.3＝1127.2萬t礦井設計儲P1之后的儲量。可按ZsZg式中Zs——礦井可采儲量，萬Zs=23890.83-1127.2=22763.63萬t。礦井設計可采Zk(ZSP2)式中Zk——礦井可采儲量，萬P2——工業場地和主要井巷煤柱損失量之和，萬t；關于采出率C0.750.8Zk23890.83-1173.8)×0.75=17039.7725萬礦井工作制330816h礦井設計生產能力及服務年確定依2.2.1條規定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開采1礦井設計生產1.5Mt/a礦井服務年礦井設計可采儲量Zk、設計生產能力A礦井服務年限TTZK/(AK式中T——礦井服務年限，a；Zk——礦井設計可采儲量，萬t；A——設計生產能力，萬t；T=17040/(150×1.3)=井型校1井田內二17.5m，為厚煤層，賦存穩定，厚度變化不大。根據現代化礦井“一礦一井216t3新建礦井設計服務年限新建礦井設計服務年限煤層傾角煤層傾角煤層傾角6.0及以————表3-井田開拓的基本問

本設計井田平均長8.05km。井田平均傾斜長3.25km井田的平均水平寬度3.53km。煤層的最大傾角為15°,最小傾角為5°，平均為10°。井田的水平面積為25.5km2，井田主要可采煤層為二1煤層，平均厚度為7.5m斯和水涌出量均不1234、確定礦井開采程序，做好開采水平的56、合理確定礦井通風、及供電系統200～300m立井：煤層埋藏深、表土厚或水文情況復雜，井筒需特殊施工；開采煤層受傾角、厚度、4時，均可采用立井開拓。200－300m耕土～1－2m，多為砂質粘土或粉砂：其下為細砂，局部井筒沿井田的有利位置：當井田形狀比較規則而儲量分布均勻時，井筒沿井的有利位置應在井田 ；當井田儲量分布不均勻時，井筒應布置在井田儲量 ，水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理12400m300m。開采水平的確定及采區劃本設計中只針對二17.5m10°左右，為緩斜煤層，瓦斯開拓方案的提282m，主副井標高+101m，主副井落底后下設-500m水平車場；-500m水平巖石大巷按照3%流水坡度掘進，布置在二1煤層下部巖石中，延伸時通過階段石門將立井與第二水平的暗立井聯系起來；回風大巷通過回風石門與風井聯系。主、副井井筒均為立井，布置在井田，在井田的上部邊界設置回風井，方案一用斜井形式。這種開采方式所需掘進的階段石門長度較短，對礦井的有利，且第二水平方案二現煤炭的連續，提升能力大。暗副井為立井形式，副井之間采用階段石門相聯系，共設第一階段水平井筒延伸形式基本與方案一相同，布置在二1煤層下部巖石中，延伸時通過階段石門將立井與第二水平的暗立井聯系起來；回風大巷通過回風石門與風井聯系。礦井主、副井井筒均為立井，布置在井田，在井田的上部邊界設置回風井，總方案四開拓方案比技術比能考慮分煤層布置階段大巷以解決問題。以上所提方案均為多水平開拓方式。區別主要在于井筒形式、位置及階段石門布置不同，這就會造成基本費用與生產費用不同。井均為斜井，斜井的提升能力比立井大，有相當大的提升能力，可滿足特大型礦井主提升的需要；斜井井筒也可作為安全出口，井下一旦發生事故，人員也可從主斜井迅速 過以上技術分析、比較，再結合粗略估算費用結果（4-1），在方案三、四中選擇方案表4- 數基建費(萬元主井開7副井開7石門開巖井底車巖小生產費(萬元立井提系煤量(基價(/t排涌水量基價(/t大系煤量(基價(/t小合 數基建費(萬元主井開7副井開7井底車巖小生產費(萬元立井提系煤(提升高系煤(提升高排涌水量時服務年大系煤(平均運小合(萬元 數主井開7副井開7暗井開井底車巖小立井提系煤(基價(系煤(基價(排基價(大系煤(基價(小合 基建費(萬元主井開0副井開0石門開巖井底車巖小生產費(萬元立井提系煤量(基價(元/t排涌水量基價(元/t大系煤量(基價(元/t小合4-2方名方案二、三的詳細經濟比4.3所示。4-3 基建費(萬元主井開7副井開7井底車巖小生產費(萬元立井提系煤量(基價(元/t系煤量(基價(元/t排基價(元/t大系煤量(基價(元/t小合 數量基價(元費用(元主井開7副井開7井底車巖巖小立井提煤量(萬提升高度煤量(萬提升高度排涌水量時間大煤量(萬平均運距大單價(元/a4小合4-4方名項生產費礦井的基本井4位于礦井工業場地，擔負全礦井150t/a的煤炭，主井井筒采用立井形式，圓形斷7.0m28.27m216t的箕斗，井壁采用混凝土砌4.5。8.0m46.56m24.6。5.0m19.63m2400mm，備有安全出口。風井井筒斷面和井筒特征表分別見圖主要開拓主要開拓巷道如軌道大巷（圖4.8）和輔助大巷（圖4.9）。由于其服務時間井底車場及硐6m2000m33t①井下變電所及水泵0.5m，水泵房與變電所通往井底車場的通道設7m以上，管子道傾角25°～30°，保證水泵房與副井巷道之間有10m以上的巖柱。管子道斷面600m3/h8×600=4800m3。⑦4.10驗算井底車場空重車線長由于井下煤炭采用膠帶輸送機，所以，主井的空重車線不需驗算設計輔助采用MLC3-6型3t材料車，其外形尺寸為（長×寬×高）20m60.94m49.209m1(31繞道回車線，進入副井空車線，牽引列車駛向采區。（4）4.104.54.6井4.7類斷面掘進尺凈掘寬高型煤1718圖4.8輔助大巷斷 0 0 掘進尺寸凈周長凈掘寬高圖4.9大巷斷圖 井底車 0 0 掘進尺寸凈周長凈掘寬高圖4.11 石門斷軌道石門斷面設 斷面特征 掘進尺寸高噴 凈掘寬 15.03 煤層的地質

圖 輔助石門斷7.5m10°1.32t/m3煤系地層為石炭二迭系下統山西組，下石盒子組。主要煤層有二1、二2煤層，其中二1煤為本礦井設計的可采煤層，其余煤層無開采價值。二1煤平均厚度為7.5m。二1煤層為穩表5- 煤層名煤傾容硬二穩中本采區水文地質條件屬于簡單型，從二1煤層頂板第一層砂巖到鋁質泥巖間的砂巖所組成。二1煤層頂板砂巖分布不穩定，多數為粉砂巖、細砂巖互層。該含水組砂巖裂隙不發育，富水性較弱。鉆孔單位涌水量q=0.000085～0.0624ml/s.m，滲透系數k=0.00047～0.202m/d，水質類型屬于CL-Na或CO-CL-Na型。4.93m3/t二1煤和二2煤具有煤塵和自燃發火，煤塵指數為25%二采區位置及范東部以風氧化帶（即礦井邊界）為界。采區東西平均長約3.6km，南北傾向長平均約1.6km282m采區巷道布置及生產系采區長度的確該礦井長度約為8.05㎞，井田范圍內只有一條斷層對礦井生產無大的影響，煤層井采區長度為3600m左右。確定采區巷道布采區巷道布置參數確10m柱留40m煤柱，上山與軌道上山間距30m，區段斜長為240m。煤柱尺寸的確20m40m。采區上山布置在40m的上山保護煤柱。采區內地質構造情30m寬的煤柱。采區上山區段平巷的布17.5m，煤層硬度f2，屬于中硬煤層，所30m寬煤柱。區段平巷均采用矩形斷采區內工作面的順采區內工作面的順序為左右兩翼跳采，區段由上到下依次123456789圖5.1工作面順采區通風、及其它系工作面→平巷→溜煤眼→上山→采區煤倉→大巷→立井→地面污風：工作面→區段回風平巷→上山→回風石門→風井→地面排水系統：工作面（掘進頭）→區段平巷→采區中部車場→軌道上山→采區下部場→大巷→井底水倉→副井→地面采區內各種巷道的掘進方200m掘聯絡巷貫通。供風。每個掘進工作面配備一臺FD-II2*55KW局扇，通風方式為壓入式。本設計所選用的配套綜掘設備主要為：AM-50型掘進機，QZP-160A型機SSJ800/2×40I5-25-3表5- 機型AM-型6-4f類型截齒類數1水平30°，上外形尺(長×寬×高制造廠制造廠表5- 型類(長×寬×高2(長×寬×高型JDSB—制造廠采區生產 式中：A——工作面日產量，噸/C——0.84。A=240×4.8×3×1.32×0.84工作面的年生產能力為A×330×10-4=5196.97×330×10-4=171（萬噸/年5—211

式中：Ab——采區生產能力，萬噸/年K1——采區掘進煤系數，取為K2——1A0i——工作面生產能力，297.87萬噸/年。采區采出Q=S×M×R×10- M——煤層厚度，7.5m；R—則：Q ×7.5×1.32×10-4=5075.84（萬 ×30×2）×1.32×7.5×10-=322.89（萬采區采出率

工業儲量開采損失

3%—7%7%采區采出率

QP7%P

=5075.84322.897%322.89

根據《煤炭工業設計規范》規定：采（盤）0.750.80.8586.77%，符合《煤炭工業設計規范》規定。采區車場選采區上部車場選5.3所示：5.3采區中部車場選5.4所示：采區下部車場選

5.45.5所示。5.51大巷；2軌道大巷；3采區下部車場；4回風上山；5采區煤倉采區主要50～500t表5- 采區生產能力（萬60～1002～6m4～6m為佳，由因為煤倉過高，容易使煤壓實而起30m20m左右為好，但由于本采區生產能力比較大，尺5m21m19m2凈斷面煤倉利用率與回風巷同一水平的巖石中。所選用的絞車為JIP—1.61.6m。設計絞車3900mm，3.6m3m8m100#混凝土鋪軌軌5.7軌軌圖5.8采區上山示意采煤工藝方

282m。采區標高為-150m～-600m10°1.32t/m3,然發火險性，煤塵具有性，相對瓦斯涌出量為4.93m3/t。采煤工藝本設計只對二1煤進行具體設計。二1煤層厚度7.5m，煤層傾角為10°左右，不存在支架費用減少，便于采掘①煤損多，工作面采出率低（10%左右5～12m3；煤層傾角不宜過0.5m3；煤層直接頂具有隨頂煤1.0～1.2倍，基本頂懸露面積不宜過大；地質93-97%以上。7.5m,1：1.5。鑒于二1煤厚7.5m，單工作面即可完成產量機械化程運料用3t的MLC3-6材料車，采煤機破煤，由刮板輸送機運出工作面到機，再由6-1：表6- 序設備名設備型1支234機56789工作面長度的確設備是影響工作面長度的主要因一。我國生產的工作面刮板輸送機大都按150～200m的鋪設長度設計的。另外，煤層地質條件是影響工作面長度的又一重要因素，地質構130～250m較為合理。參考十一礦現場生產經驗，結合采區區段的整體劃分，確定首采盤區采煤工作240m。800～1000m。2100m。工作面落煤、裝煤方式及落煤、裝煤機3.0m800mm4.8m171萬t。本工作面選用MXG-600/4.56-2。表6- 項技術特單型—采m煤層傾°截滾筒直m牽引方無—牽引速牽引形銷輪齒—ZB-150斜軸式軸向柱塞—馬達型CZG-125斜軸式軸向柱塞馬—CBK10—CBK20—機面高量型—功臺2臺電V冷卻方—內外噴—總t設計單—制造廠—工作面運煤方式及運煤機鏈 能力大，但受力不均，適用煤質較硬的煤；中單鏈與中雙鏈 能力較大，煤1.2倍。輸送機中部槽的SGZ-830/6306-3。表6- 型制造廠能設計長m出廠長m平行布刮板間無30×108-電壓等V鏈工作面支護方式及支架選采用普通支撐掩護式支架，根據“三機”選型配套原則，選用ZZ5600/23/47（B）型P=1000×N×M×γ×9.8×10- 因此：P=1000×6×7.5×2.6×9.8×10根據以上計算，所選支架ZZ5600/23/47（B）型能滿足要求表6- 項技術特單號——高mmm工作阻支護強°重t型—型框—行型—行型—行型—行工作阻制造廠—根據支架選型要求及設計的特點，選用ZT17500/18/365表6- 型初撐力生產廠工作面采用FLZ38-20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進行超前支護①輔助順槽的超前支護采用單體支柱配合1000800十字鉸接頂梁，鉸接頂3個十字鉸接頂梁，每個十字鉸接頂梁下設一顆單體液壓支柱、輔助順槽超前支護距離不低于20m.②膠帶順槽超前支護采用單體支柱配合2.6m一字橫梁鉸接1000×800十字鉸2.6m1000×800十字鉸接頂梁，2.6m的一字梁段跨假設的2.6m一字長梁，在采煤壁楔梁托住，在人行道側與十字鉸接頂梁鉸接，十10#鐵絲捆緊，以防倒柱傷人。1.8m,0.7m15m以內時，嚴禁在兩頭作業，以防甩出大塊傷人。2.0m處，班長表6- SZZ-764/160型機技術參數 型t/hSZZ-制造廠西北一生產能出廠長m爬坡角°刮板間電V質t表6- SSJ1200/2×250型可伸縮膠帶機技術參數號—m—mm機型功電V質t設計單—制造廠—表6- 項單技術特型破碎能轉電機功各工藝過程注意事1m200mm）10m明顯錯差（2／3），200mm。350～550mm之間；移架過程中于15m進行，不得出現急彎、除進刀所需外其它地段出現彎曲。若推溜時，不應100mm1050m，清43臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環，又20m段是壓力集中區，特制訂以下管理措施。②端頭支架底座嚴禁鉆底，以防壓住推移桿使機和工作面溜子機頭推移，損③當巷道及兩頭出口頂板破碎時，應架棚。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。8m2而不垮落，必須將錨①在各點落煤處加設緩沖裝置5m/min150－200mmA-A 2A-A-A 2A-AA2A-AA12A-A2A,⑦各級機嚴格把關,雜物(板皮、木料)進入運煤系統頂板及礦壓觀測措面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力；順槽巷道超前工作面50m加強，對于失效錨采煤工割煤→移架→推前溜→移架→放煤→拉后溜→④將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上、下滾筒，返程正常割煤，如圖(d)④將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上、下滾筒，返程正常割煤，如圖(d)

圖 移支移架采用滯后采煤機后滾筒4～6架支架追機順序移架，移架步距為0.6m，最大距離不14～16m5m范圍內嚴禁其他人員作業。4～6架，順序追機推刮板輸送機，推刮板輸送機步距為機水平曲度超過3度，垂直彎曲度超過1度。回采工作面噸煤成工作面噸煤成本由設備折舊費C1、工人工資C2、材料費C3、電力消耗費C4設備折舊費6-9。6-9設備名型數支MXG-11機SLL-111液21合工人工資12060（噸工），120/60＝2（元/噸材料費工作面材料費（C3）5.0元／噸。（見《采煤工作面分冊》第七項）電費 循環產量= γ——煤層平均容重，t/m3d——=1890×3.6×0.84/1504.38=4.1（度/t）=0.35（度0.55元/Kwh（5）工作面噸煤成本=11.2（元工作面勞動組織和作業循環圖240m420割 移推6.2表6- 序序工一班二 檢修 8合31采煤方法和回采工藝的分析和論本礦設計主采煤層為二17.5m10°，采區內無大1.8m～2.2m灰色塊狀含植物葉片化石，含粉砂質。老1.7m2.4m3.5m2.8m，從最不利1.8m，計算支架所需工作阻力及初撐力2.2m。3.0m計算。3.0m9.0m，直接頂和老頂的第一、二分層（2.2+1.7+2.4）6.3m，故垮落帶巖層包括老頂第三分層（3.5m），9.8m。20m。40m。4.8m340mm，頂板下沉系數η0.025最小控頂距為：Lx= 最大控頂距為：Ld= Ld——b——0.8m。LxLd+LhLd=Lx+b340mm30mm。①支架的工作阻力應能支撐住工作空間及采空區上方垮落帶巖層的重量，設支架所需工作阻力為P，則：iL(rhL'rhi

) lili

P (kN架)γ—垮落帶直接頂巖層平均容重，22KNh—lz`—直接頂研梁長度（為端面距ld,支架頂梁長度lh與直接頂巖層在支架頂梁后的極限懸頂距lzx之和,0.34+4.8+2.0(經驗)=7.14m；γli—i層老頂及其附加巖層的平均容重,25kg/m2；hli—i層老頂Llki—i層老頂巖塊長度，Llk1=16m，Llk2=19m，Llk3=22m。（經驗α=4656.29kN/架0P應能保證直接頂與老頂之間不離層。P''，則：0 L P01 (kN

P''2L 2P P

（kN架L0P''作用點距頂梁后端的距離，1.8m（預計 1.5222.27.142 2(5.141.8)

599.61(kN架PP''P''P599.61(kN/架 ③

DhD

LD'—最大控頂距，為Lz+L(循環進尺，0.8m)5.14+0.8=5.94mLDh=0.025×3.0×5.94=0.4455所需支架最大高度為Hmax，則Hmax=Mmax=4.5m；所需支架最小高度為Hmin，則Hmin=Mminh－aA—卸載高度，0.05m。3.5—4.5m4.7m以上，最小高度應2.5m。防推：預防推跨型冒頂的措施是提高支架的初撐力，將下位巖層上位巖層，令上P巖層間產生的摩擦力足以防推，為此支架所需初撐力0式中：γx—下位巖層平均體積力PLhLcos1sin)(kN架

axx hx—下位巖層厚度f—0.30PP1.5×22×1.7×7.14×[cos13°+(1/3)×sin13°]=420.18kN/架0PPP

PP0、0PP

P0PPP控頂設計時暫由0

Lh(L1

) P'' (kN架)P

式中：LZDXC—直接頂初次跨落步距，取18mP''={1.5×22×2.2×[5.14+(18/2)]×cos13}÷0.9=1110.97kN/架 lahlz2lzDXC

'p '

KN架2

l0式中：h—2.2m（p

時用）

1.522 14PP''P''P2351.6

kN架

2351.6iiL(rhL'rh P kN

1 (

2=4410.8(kN/架初放階段所需支架工作阻力(P4410.8kN/架)(P0599.61kN/)比正常生產期間所需支架工作阻力(P4656.29kN/架)(0599.61kN/架)大，支架選型時應以大的為準。回采巷道布采區巷道回采巷道斷面選擇及其掘進方6.36.415m的保護煤柱。回采巷道均為煤巷，采用綜合機械化掘進設備掘進。配套綜掘設備主要為：AM-50型掘進機，QZP―160A型機，SSJ800/2×40I型可伸縮膠帶輸送機。其主要技術特征見第掘進機按設計要求截割出巷道輪廓，然后找盡頂幫危煤，人工竄前探梁，探梁上鋪20秒，繼續開動鉆機緊固鑼6.3概

6.4為10°，煤的容重約為1.32t/m3,煤塵具有性，相對瓦斯涌出量為4.93m3/t,屬低瓦斯礦礦井設計生產能力及工作制井工作制度為“三八”16330系采區設備的選設備選型原則必須使上下兩個環節設備能力基本一致，設計時應合理的選擇生產不均勻必須在決定主要的同時，統一考慮輔助是否合理經濟等采區運煤設備選型及能力驗刮板輸送機的型號為：SGZ-830/6307-2；破碎機型號為：PLM—22007-4；SSJ1200/2×2507-5。表7- 項技術特單號——輸送長m帶托輥直類—帶型—功電v適應角0～°質t生產廠—表7- 型制造廠能設計長m出廠長m平行布刮板間無30×108-電壓等V鏈①機的能力應大于工作面刮板機的能力（一般為1.5~3.0倍），它的②機的機型，應盡量與工作面機的機型一致，以便于日常及配件管理③機尾部與工作面機的連接處要配套表7- SZZ-764/160型機技術參數 型制造廠西北一生產能出廠長m爬坡角°刮板間電V質t②破碎機的結構應與所選機結構尺寸相適應參照以上原則，通過查閱相關資料，選用PLM—22007.4表7- 項單技術特型破碎能轉電機功區段膠帶巷采用可伸縮膠帶機運煤，膠帶機選型的原則①機的能力要能夠把工作面采下的煤炭順暢地從區段順槽運走②傳動裝置優先采電機、雙滾筒驅動表7- SSJ1200/2×250型可伸縮膠帶機技術參數項技術特單號—輸送長m帶托輥直類—寬儲帶長mm型功電V質t設計單—制造廠—QLNdHL—工作面的長度，240mN—每班進刀數，2d—采煤機的截深，0.8mH—煤層厚度，7.5m—煤的容重，1.32tm3K—0.84。

Q1—t/min；V—4mmin；d—采煤機的截深，0.8m；h—3.0m—煤的容重，1.32tm3K1—采煤機的煤炭回收率，取0.98=12.42Q3LNdhL—工作面的長度，240mN—每班進刀數，2d—采煤機的截深，0.8mh—采煤機的采高，3.0m—煤的容重，1.32tm3工作面刮板機能力驗算13.17×60=790.2<

機能力驗算4790.2t/h<2200可伸縮膠帶機能力驗算790.2t/h<1600可伸縮膠帶機能力滿足要求采區輔助設備選3tMLC3-6表7- MLC3-6型3t材料車型號及技術參數特征項單技術特名—材料礦型—t3軌軸牽引高型—質JKY2/1.5B型礦用防爆提升絞車牽引3t材料式礦車。其技術特征見表7-6：表7- 項技術特單型—直寬絲直速功轉比無級調—質生產廠—3噸礦車裝滿物料時x1TL1Lx1

(7- 式中 L—區段平巷長度，1400mL1—下部車場線路長度，取V0—串車下車場內運行的平均速度，取Q1—摘掛鉤時間，取V—最大提升速度，取4ms則TX=70/1+1.08×1400/4保證所 能力的一次提升穿車的礦車數Z(A1B1)

(7- T式中：Z1A1—每班的輔助提升量，這里按煤炭產量的10﹪計算A2—每輛礦車的裝載量T1B30m312B—一輛材料車的實際體積，1.7m32Z=(185.5/3+30/1.7)×Z=2，2大巷設備選大巷設備的選的要求，設計生產能力為1.5Mt/a的礦井，在大巷選用膠帶輸送機運煤。大巷采用膠帶能力大。在距離不長時經濟效果好大巷帶式輸送機承擔全礦年產1.5Mt煤炭的任務，屬大運量、長運距的大型輸送機。設計在膠帶大巷采用SSJ-1200/M7-7。表7- 項技術特單號SSJ-—輸送長m帶2托輥直質t比帶類—帶電型—功電V最大坡——N儲帶長m—卷帶方采用分立式和固定式2—傳動方—在軌道大巷選用架線式電機車牽引礦車，運材料和矸石采用3t的MLC3-6材料車。架線電機車型號為ZK10﹣6/250﹣47-8；3t的材料車礦車型號為MLC3-67-5。項單技術特型—粘t軌供電電VN最型—功數—2調速方—電制動方—電m7長寬固定軸車輪直生產廠—大巷設備能力驗大瞬時出煤能力為1000t/h,大巷采用SSJ-1400/3×400型膠帶機能力為1200t/h，完概

1.5Mt/a，礦井提升工作制度為“三八”制，主副井都為立井開7.0m620m820m，支護方式為混8.0m605m805m，支護方式主副井提33016采筒單繩纏繞式提升機JDS-16/150×416t箕斗，其技術特8-1：表8- JDS-16/150×4型16t箕斗技術特征項單技術特型—JDS-數對1t數根4直箕斗自T8-2所示：表8- 項技術特單型—4m4m根4根間外形尺m質t外形尺m生產廠—副井設備GDG1.5/6/2/4K2JK﹣3/20型提升機作為副井提升機，其技術8-38-4所示：表8- 項技術特單型—個罐籠質t數根直根8-42JK﹣3/20項技術特單型—功轉外形尺m機器質生產廠—通風方式選

礦井通風系統和通風式（圖9.1）、分列式（圖9.2）、兩翼對角式（圖9.3）、分區對角式（圖9.4）和混合式通風。但一般來說新建礦井多4種方式中選擇。混合式是前幾種方式的綜合，多在49.1圖9.1并列采區采區采區圖 采采區采區圖 兩翼對角9.4表9- 項類適用條式長度小于4Km，而且瓦斯、自角式表9- 工作方優缺會減少采區通風采區上（下）山通風4.93m3/t屬于低瓦斯，采區采用兩條上（下）山工作面通適用于本設計的采煤工作面通風類型有U、Z、Y和雙Z等形式（UZUZY 雙Z圖 表9- UZY雙Z①本礦采水平上下山開采因此工作面巷道掘進采巷掘進，每隔100m開掘一個聯絡巷。雙巷之間留設15m的10°，按照《設計規范》的有關要求，采用上行通風。這樣瓦斯自然流動通風構筑擋風墻（密閉）在需要堵截和交通的巷道內，設置擋風墻采區及全礦所需風采煤工作面所需風量的計Qwi=100×Qgwi×Kgwi 式中：Qwi——第i個工作面的需風量，m2/minQgwi——第i14.93m3/t6017.6t。則工作面瓦斯絕對涌Kgwi——i個采煤工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，通常綜采工作面取Kgwi=1.2～1.6。采工作面可取1.4～2.0；水采工作面可取2.0～3.0。本設計取QW=1006—1可知，當回采工作面的氣23°時，回采工作面的風速取1.5m/s。因此，工作面所需風量可按下式計算：Qa160Vai＝2340m3式中：Vai——ms

a ——第i個回采工作面的平均斷面積（m2aSlxld 5.346.14225.83(m2SaM——煤層開采厚度，3m；lx——最小控頂距，5.34m；Sa——最大控頂距，6.14m工作面30人，交時人數最多，按60人計算

4

式中：4——每人每分鐘應該供給的最低風量，m3nwi——第i個采煤工作面同時工作的最多人數，個。取nw

m3由以上三種方法計算的采煤工作面所需風量最大值為：2678（m30.25m/s4m/s的要求進行驗算。Qa10.2560390(m3/Qa14604606240(m3/通過風速驗算可得：390Q采

3944.2m3min由于本設計為一礦一面達產，不設備采面，因此通風容易時期及通風時期均為Q采=2678m3min掘進通Qb100qgb285(m3/bQ——m3bq——掘進工作面回中沼氣的絕對涌出量，m3/

14.93m3/t6017.6t×10%=601.8tqgbkb——1.5～2.0；1.8～2.0。Q掘＝QfIkQf――

Qf

m3/minI――I=1kf――1.2～1.3，進風巷中無1.21.3。

nj――掘進工作面同時工作的最多人數，根據現場生產實際，取nj＝30人。由以上三種方法計算的掘進工作面所需風量最大值為：285（m3/min）15.03m2，區段煤層平巷掘進斷面積13.5m2。Q＝0.15×60×S

＝135.27m3/Q＝0.25×60×S＝15×13.5

＝202.5m3/式中：Sj――掘進工作面巷道過風斷面，(按區段平巷的斷面計算)13.5m2。Q掘＝4×60×SQ掘＝4×60×S285（m3/min）作為每個掘進工作面所需風量是可以滿足通風容易 時期，都有二個區段煤層平巷巷需要獨立通風

m3/掘進通風9.69.6礦井實際總需風礦井總風量是井下各個工作地點的有效風量與各條風的漏風量之總和根據現場生產經驗，各個需要獨立通風的硐室所需風量為：庫100m3/min，采區80m3min80m3/min。Q硐＝100+80+80＝260 Q其它的大小和分配主要割據礦井開采的具體條件，瓦斯涌出情況，巷道的數量和每條需要風量及允許的最低風速等因素確定的，大型礦井一般按（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）的Q其它Q其它QQ采Q掘Q硐Q它＝3819.01m3/時期QQ采Q掘Q硐Q它＝3992.60m3/采式中： ――采工作面實際需風量之和，m3/min采掘 ――m3min掘硐 ――m3min硐它 ――m3min它

K――礦井通風系數，包括礦井內部漏風和分配不均勻等因素。采用壓入式或并列式通風時，可取1.20～1.25；采用分列式或混合式通風時，可取1.15～1.201.10～1.15。上述備用系數在礦井產量T≥90104taT90104ta礦井風量的分回采工作面只配給其計算的風量，即2476.5m3/min容易時期回采工作面的上下風巷分配的風量為：2476.5×1.1=2724.15m3/min。時期回采工作面的上下風巷分配的風量為：2476.5×1.15=2847.98m3/min則通風容易時期，掘進工作面共分配風量為：313.5×2=627m3/min；通風時期，掘進工作面共分配風量為：327.75×2=655.5m3/min采區變電所容易時期：80×1.1=88m3/min；時期：80×1.15=92m3/min（4）Q容易時期Q其它時期Q其它風速驗ViQi/Si

式 Vi——第i段井巷風速Qi——第i段井巷斷面所通過的風量，m3/min

Q工作面/(Sw

Sw——回采工作面的有效通風斷面面積，取最大和最小控頂時有效斷面的平均值，Sw=26m2。則v工作面=2476.5/（26×60）=1.6m/s<4m/s

則容易時期v進風平巷=2724.15/（14.19×60）=3.2m/s<4m/s，滿足要求。 時期v進風平巷=2847.98/（14.19×60）=3.3m/s<4m/s，滿足要求

則容易時期v回風平=2724.15/（14.19×60）3.2m/s4m/s，滿足要求。則時期v回風平巷=2847.98/（14.19×60）=3.3m/s<4m/s，滿足要求

則容易時期v=3819.01（19.63×60）=3.24m/s8m/s，滿足要求。則時期v副井=3992.60/（19.63×60）=3.39m/s<8m/s，滿足要求。9.4所表示：表9- 序巷道名風風校1副8m/s2井底車8m/s3軌道大8m/s4軌道上6m/s54m/s64m/s74m/s8風8m/s9.5表9- 序巷道名風風校1副8m/s2井底車8m/s3軌道大8m/s4軌道下6m/s54m/s64m/s74m/s8風8m/s全礦通風阻力的計（1）1015%計算；確定礦井通風容易時期和時本礦井采用兩翼對角式通風，很明顯，15–25年內礦井通風容易時期應該是首采礦井通風阻力計算的→5→7（軌道上山）→8（采區中部車場）→9（順槽）→10（工作面）→11（順槽→12→13（回風石門）→14(回風石門→16（風井）→→13（下山）→15→16（下山）→17(上區段上山)→19（回風石門）→20（風阻力hfr：hr=α×L×U×Q2/S3 hr——L——各井巷的長度，m；U——巷道凈斷面周長，m；S——Q——α9-10中表9- Q0-1-錨2-錨3-錨5-軌上錨6-軌上錨7-錨8-錨支區錨錨錨15-風合表9- 序號巷名支形Qv0-副井1-錨2-錨3-采上部車錨4-軌下錨6-采中部車錨7-區錨支架錨13-下錨15-下錨16-上錨錨19-風合 式中：hrmin，hrmax——容易，時期礦井井巷通風總阻力hfmin，humax——容易，時期礦井井巷摩擦阻力，pa1.10，1.15為，容易時期局部阻力系數。通風時期hrmax=1.15×977.35=1157.38礦井總等礦井總風阻：R易＝h易/Q易 易式中：R——Ns2m8；Q——m3/min。易礦井總等積孔：A易＝1.1896/R易 =2.31A——m21Q——m3minhmin——Pa通風時礦井總風阻：R難＝h難/Q難 式中：R難——通風時期礦井總風阻，Ns2/m8；hmax——通風時期礦井的摩擦阻力，Pa；Q——m3/min。礦井總等積孔：A難＝1.1896/R難 =2.22式中：A——通風時期礦井總等積孔，m22Q——m3min9-8等積孔礦<1中阻力中1～2小阻力容>2通風機選通風設備的選型是根據計算出的關礦總風量Q，容易時期最小阻力hmin和時期最大阻力hmax進行設計的，它包括通風機和電動機的選擇及通風機附屬裝置設計。選擇風機的基本原則及技術資10590%； 礦井自然hn=[H1r1-H2r2-（H1-H2）（r1+ H2——風井深度冬季的自然風壓hn1hn1=[285×1.28-85×1.2-（285-85）（1.28+1.2）/2]夏季的自然風壓hn2hn2=[285×1.2-85×1.24-（285-85）（1.2+1.24）/2]表9- r1，r2參數地季副風通風機風hfsmin=hrmin-hn+h風 式中：hrmin——通風容易時期的礦井通風阻力 h風硐——表示風硐影響的阻力，取h風硐＝80pa。hfsmin=1087-通風時hfsmax=hrmax-hn+h風 式中：hrmax——通風時期的礦井通風總阻力 ——通風時期阻礙風機風壓的礦井自然風壓hfsmax=1157.38+72.52+80=1309.9pa表9- 時風容易時時東翼風風機風量及風機選通過風機的風量Qf 式中：Q總——K漏——1.059-11時效轉風壓容電動機的選根據通風容易時期和時期通風機的輸入功率Nfmin和Nfmax計算出電動機的輸出NeNmin=90kw，Nfmax=120kw，因通風機功率小于Nmin=Qf·hfsmin·Km/(1000ηs 通風時期Nmax=Qf·hfsmax·Km/(1000ηs =122.92因為Nmin=89.12>0.6Nmax=0.6*122.92=73.75，所以選擇一臺電動機，其功率為：Nmax=122.92KwJR126—6型異步電動機。電動機技術參數如下9-12：表9- 項參單額定功電機效%功率因額定電A額定電v飛輪轉總N對礦井主要通風設備的要5%,15%；10min內開1次。改變通風機的轉數的風葉的角117條條有關規程；礦井防治措瓦斯管理嚴格掌握風量分配，保證各個工作面和機電硐室有足夠的新按井下在冊人員配備式自救器3m煤塵的防利用環境安全監測系統，及時測定中的風塵濃防塵、灑水、降塵系統，對煤流各點必須經常噴霧灑水相鄰煤層幾2所有機道和回風道必須設置隔爆木采掘工作面的工人應按規定佩帶防止冒和防塵防防

Q85°0

Qf Qf9.112K56NO.181010-1序單1煤層牌焦2層23m4煤層傾°56d班37萬8a9a井田長mm瓦斯等通風方兩翼對開拓方m-m-個1個1mmm個2大巷方輔助大巷方mm/t/元參考文[01].煤礦礦井采礦設計手冊.：煤炭工業[10]自然科學名詞審定.煤炭科技名詞戴紹城.高產高效綜合機械化采煤技術與裝備.:煤炭工業中配煤礦總公司物資供應局.煤炭工業設備手冊.徐州:中國礦業大學黃元