第-1-3礦井工作制度及設計生產能力、服務年限3.1礦井工作制度由《煤炭工業礦井設計規范》第223條規定，礦井的設計生產能力按年工作日276天計算，每日三班工作，每班工作八時，前兩班生產，第三班準備，即三八工作制；掘進三班作業；主副井晝夜凈提升時間為16.32小時。3.2礦井設計能力3.2.1礦井設計生產能力的確定礦井生產能力主要根據礦井地質條件、煤層賦存情況、開采條件、設備供應及國家需煤等因素確定。針對李村井的實際情況：地質構造簡單，儲量豐富，煤層賦存穩定，為近水平煤層（傾角2.65°），主采3號煤層，平均厚度6.31m，可采儲量為93.24×106t；瓦斯和水涌出量小：瓦斯絕對涌出量為3.72m3/min，屬于低瓦斯礦井。該礦井的可采煤層水文地質條件比較簡單，煤層厚度變化不是特別大，采用綜采機械化采煤的開采方法。根據本井田煤層賦存情況、井田水文地質情況及我國煤礦礦井井型分類表（詳見表3-1），特提出礦井設計生產能力為90萬噸、12萬噸、150萬噸三個方案，并對三個方案作比較論證。 表3-1我國煤礦礦井井型分類表井型礦井設計生產能力（萬噸/年）大型礦井120、150、180、300、400、500及以上中型礦井45、60、90小型礦井9、15、21、30最終推薦礦井設計生產能力為120萬噸/每年，采出率定為75%，備用系數1.4。理由如下：1)本井田的主采煤層屬于厚煤層，水文地質條件較好；2)本井田走向長度平均為5.9km，傾斜長度平均為3.8km。依據《煤炭工業設計規范》（詳見表3-2），本井田可建設成為中型礦井；3)移交首采區的煤層條件適宜綜合機械化開采，應充分發揮綜采設備的潛力，因此礦井生產能力不宜過小；表3-2我國各類礦井井田走向長度表礦井類型小型礦井中型礦井大型礦井井田走向長度（km）不小于1.5不小于4.0不小于7.0 3.2.2確定礦井服務年限根據《煤炭工業設計規范》礦井服務年限中規定（詳細規定見表3-3）：中型礦井的服務年限應不小于50年。表3-3我國各類井型的礦井和第一水平設計服務年限礦井設計生產能力（Mt/a）礦井設計服務年限（a）第一開采水平設計服務年限（年）煤層傾角＜250煤層傾角250～450煤層傾角＞4503.0及以上60～7030～35——1.2～2.450～6025～3020～2515～200.45～0.940～5020～2515～2010～15根據公式：T=Zk/（A×K）（3-1）式中：T——礦井服務年限，年；Zk——礦井可采儲量,93.24Mt；A——礦井生產能力，按120萬噸/年；K——礦井備用系數，礦井設計一般取1.4。則：T=93.24×100/（120×1.4）=56年本礦井服務年限經計算為56年大于50年。因此，本設計符合《煤炭工業設計規范》中關于礦井服務年限方面的要求。4）儲量條件校核規范規定，礦井的設計生產能力應與礦井的儲量相適應，以保證足夠的服務年限。井田的可采儲量為93.24Mt，服務年限為56年，可以滿足礦井的設計生產能力。4井田開拓4.1井田開拓的基本問題本井田開拓方式的選擇，主要考慮以下幾個因素：1）井田煤層埋藏較淺，煤層開采線在+885m，最深處到+740m；2）表土層厚度小，平均厚度為30m；3）本礦地表地勢為丘陵，且多為農田，無大的地表水系和水體，平均標高為+900m。綜合考慮以..上幾點因素，本井田適宜采用斜井開拓。表4-2方案一:立井單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段3.00114475134.34240.11基巖段10105771105.77②副井開鑿表土段315786047.36174.32基巖段10126958126.96③井底車場煤巷10029199291.99291.99④小計706.42生產費用(萬元)⑤立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)2103.391.293240.1191.6⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)1736.581208760560.28⑦大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)6186.431.293241.60.35⑧小計10026.40合計⑨費用(萬元)10732.82表4-3方案二:斜井井單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段10.8035194.0042.58196.56基巖段36.4516.3271153.98②副井開鑿表土段7.74233237.68121.09基巖段25.63740783.42③井底車場煤巷8529199248.19248.19④小計565.85生產費用(萬元)⑤立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)552.141.293240.1190.42⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)1984.671208760560.32⑦大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)6186.431.293241.60.35⑧小計8723.24合計⑨費用(萬元)9289.09表4-4方案三:主斜副立單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段10.8035194.0042.58196.56基巖段36.4516.3271153.98②副井開鑿表土段315786047.36174.32基巖段10126958126.96③井底車場煤巷10029199291.99291.99④小計662.87生產費用(萬元)⑤立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)2103.391.293240.1191.6⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)1984.671208760560.28⑦大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)6186.431.293241.60.35⑧小計10026.40合計⑨費用(萬元)10689.27表4-5開拓方案粗比較匯總表開拓方案匯總表方案方案一方案二方案三名稱立井單水平開拓斜井單水平開拓主斜副立單水平開拓基建費用(萬元)706.42565.85662.87生產費用(萬元)10026.409289.0910026.40合計(萬元)10732.829854.9310689.27百分比107.71%100%108.47%表4-6方案二詳細匯總表方案二:雙斜井單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)初期基建費用(萬元)主井開鑿表土段10.83519442.58196.56基巖段36.4516.3271153.98副井開鑿表土段7.74233237.68121.09基巖段25.63740783.42井底車場煤巷8529199248.19248.19小計565.85后期基建費用(萬元)運輸大巷32702009016.3227.2916.3227.29小計16.3227.29生產費用(萬元)斜井提升系數煤量(萬t)提升高度(Km)單價(元/t.km)552.141.293240.1190.42排水涌水量時間(h)服務年限(年)單價(元/t.km)1984.671208760560.32順槽運輸系數煤量(萬t)平均運距(Km)單價(元/t.km)377.361.253大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(Km)單價(元/t.km)6186.431.293241.60.35大巷維護系數大巷長度大巷數量單價(元/a.m)26.051.22700326.8小計9126.64合計11319.78表4-7方案三詳細匯總表方案三:主斜副立單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)初期基建費用(萬元)主井開鑿表土段10.8035194.0042.58196.56基巖段36.4516.3271153.98副井開鑿表土段315786047.36174.32基巖段10126958126.96斜巷巖巷10029199291.99291.99小計662.87后期基建費用(萬元)運輸大巷32702009016.3227.2916.3227.29小計16.3227.29生產費用(萬元)斜井提升系數煤量(萬t)提升高度(Km)單價(元/t.km)552.141.293240.1190.42排水涌水量時間(h)服務年限(年)單價(元/t.km)1984.671208760560.32順槽運輸系數煤量(萬t)平均運距(Km)單價(元/t.km)377.361.253大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(Km)單價(元/t.km)6186.431.293241.60.35大巷維護系數大巷長度大巷數量單價(元/a.m)26.051.22700326.8小計9126.64合計11416.32.80表4-8開拓方案詳比較匯總表方案方案二方案三名稱雙斜井單水平開拓主斜副立單水平開拓項目費用（萬元）百分比(%)費用（萬元）百分比(%)初期基建費用565.85100662.87117.1后期基建費用16.3227.2910016.3227.29100.0生產費用9126.641009126.64100.0總費用11319.7810011416.32.80100.9從上述比較來看，方案二比方案三總費用低很多。所以最終決定選用方案二，即雙斜井單水平上下山開拓，礦井生產水平布置在+845m的水平，布置一個平車場井底車場和一條水平膠帶運輸大巷、一條水平軌道大巷再加一條回風大巷。礦井先開采北翼帶區，然后開采南翼帶區；最后北翼帶區為首采區，南翼帶區作為后備采區。4.2礦井基本巷道4.2.1井筒1)井筒斷面布置根據本章前面可知：礦井共有五個井筒，分別為主斜井、副斜井、前期中央回風立井、后期在井田南部邊界開鑿一個回風立井。（1）主斜井位于礦井工業場地，擔負著全礦井120萬t/a的煤炭運輸兼進風。井筒內裝備B=1000mm膠帶輸送機。井筒斷面為半圓拱形，凈斷面的面積為12.7m2,傾角為16.32°，井筒斷面的布置如圖4-5、圖4-6。井筒斷面的技術特征如下表4-9。表4-9主井斷面技術特征表井型120萬t井筒直徑4.3m井長398m凈斷面積12.7m2基巖段毛斷面積15.3m2表土段毛斷面積18.8m2提升容器強力帶式輸送機，單繩纏繞式單滾筒提升機井筒支護混凝土砌碹厚400mm表土段井壁厚500mm（3）中央回風立井位于礦井工業的場地，擔負這礦井北區初期的全部回風，井筒的凈直徑為5m，凈斷面的面積為19.63m2，表土層掘進斷的面積為26.42m2，基巖段掘進斷的面積25.22m2，井深為119m，內設玻璃鋼梯子間做為安全出口，井筒斷面的布置如圖4-9。表4-10副井斷面技術特征表井型120萬t井筒直徑4.8m井深281m凈斷面積16.32.9m2基巖段毛斷面積21.0m2表土段毛斷面積22.3m2提升容器單鉤串車井筒支護混凝土砌碹厚400mm4.2.2井底車場1)井底車場的設計選型原則（1）要留一定的富余通過能力，一般大于礦井設計生產能力的30﹪；（2）設計時要考慮礦井增產的可能；（3）盡可能提高機械化水平，簡化調車作業，提高通過2)井底車場的型式和布置形式根據設計礦井最后確定的開拓方案、主副井與大巷的布置位置，參考相同井型的其它礦井的井底車場設計與生產實踐經驗，設計礦井副斜井井底車場型式為平車場，井底車場巷道及線路長度均按25m設計。車場內高、低道線路段為礦車自溜，進、出車線段和車場調車均為機車頂推礦車運行。井底車場內布置中央變電所、水泵房、水倉、井底煤倉、消防材料庫等硐室。井底車場布置如圖4-11。3)風速檢驗根據《安全規程》規定：主要巷道允許的最高風速為8m/s,可采用下式校驗：（4-1）式中：V—通過該巷道的風速，m3/sQ—通過該巷道的風量，m3S—巷道斷面的面積，m2Vm—巷道的允許最高風速，m3/s5采煤方法及帶區巷道布置5.1煤層的地質特征經紡鎮里煤礦批準開采1、2號煤層，本次設計只針對2號煤層，2號煤層位于太原組一段中上部，上距K2石灰巖2.00-7.35m，平均5.54m。煤層厚0.50-6.95m，平均厚4.24m，含煤系數6.57%。可采指數為86%，是一個更穩定的煤層，煤層穩定，且結構簡單，含有0-2層夾層及厚度變化系數0.26。2號煤層均為黑色，條痕褐黑色，金剛光澤，容重為1.48t/m3。半亮型～半暗型，低灰～高灰、中低硫份～高硫份，不粘結，中等結渣，屬貧煤。2號煤層為富灰、富硫、多發熱量、高熔灰分之貧煤（PM）。精煤回收率一般。由于硫分、灰分高，主要作為動力用煤。經紡鎮里煤礦屬瓦斯礦井，礦井最大瓦斯絕對涌出量為17.94，相對涌出量為3.23；二氧化碳的絕對排放量為12.52立方米/分鐘，相對排放量為2.48立方米/噸。5.2帶區巷道布置及生產系統5.2.1帶區數目和位置依照所選取的井田開拓方案，結合本設計礦井井型，礦井達到設計生產能力0.9Mt/a時共布置一個帶區，布置一個綜采工作面，一個備用工作面，兩個綜掘工作面來滿足接替生產。首采區域選址：為了提高礦山的經濟效益，礦山開采區要選在穩定的礦產資源儲量，煤炭具有結構簡單的優點，有利于礦山生產和穩定的生產資源儲備。因此將工作面放在2號煤層一帶區以保證礦井快速達產，首采區選定在井田中北部2號煤層一帶區。5.2.2帶區巷道布置依照本井田的地質構造及水文地質條件，共設置三條帶區巷道，分別是帶區軌道大巷、帶區膠帶大巷、帶區回風大巷，巷道之間留設30m保護煤柱。2號煤層頂板較穩定，所以三條大巷沿2號煤層頂板布置。大巷都采納矩形截面，錨網噴+錨索支護。在三條大巷東側沿煤層走向布置回采工作面，沿煤層傾向布置運輸順槽和軌道順槽，回采工作面采用后退式開采，順槽均采用矩形斷面，錨網+錨索支護。詳見帶區巷道布置圖。5.2.3帶區工作面接替順序按照煤層的賦存狀況，為達到礦井高產高效，本設計選取一礦一面布置。首采工作面布置于2號煤層一帶區的北部，工作面從北往南依次接替。5.2.4帶區生產系統帶區內的開發形式選用后退式，采取U型通風方式。這類通風形式有風流體系簡單，漏風小的益處。1）帶區煤流系統回采工作面（SGZ764/264可彎曲刮板輸送機）→運輸順槽（PLM1000型破碎機）→運輸順槽（SZB764/132型轉載機）→運輸順槽（SSJ－1000/2×75膠帶輸送機）→帶區膠帶大巷（DTL100/60/2×400膠帶輸送機）→上倉膠帶巷（DTL100/60/110膠帶輸送機）→井底煤倉→主斜井（DTL100/20/220膠帶輸送機）→地面。2）材料設備運輸系統地面材料設備→副斜井（提升絞車）→井底平車場→軌道大巷（無極繩連續牽引車牽引礦車）→帶區軌道大巷（無極繩連續牽引車牽引礦車）→工作面軌道順槽（無極繩連續牽引車牽引礦車）→回采工作面。3）運矸系統矸石→工作面→工作面軌道順槽（無極繩連續牽引車牽引礦車）→帶區軌道大巷（無極繩連續牽引車牽引礦車）→軌道大巷（無極繩連續牽引車牽引礦車）→井底平車場→副斜井（提升絞車）→地面→排矸場地。4）通風系統副斜井（主斜井）→軌道大巷、上倉膠帶巷→帶區軌道、膠帶大巷→工作面運輸順槽→回采工作面→工作面軌道順槽→帶區回風大巷→回風大巷→回風立井→地面。5）排水系統順槽→帶區膠帶、軌道大巷→膠帶、軌道大巷→井底水倉→副斜井→地面。6）供電系統高壓電纜由井底車場中央變電所經軌道大巷至帶區變電所，降壓后由低壓電纜分別送到回采和掘進工作面鄰近的配電站，以及膠帶運輸機和絞車房等用電方位。5.2.5巷道掘進帶區內有2種主要類型的巷道：巖石和煤巷。其中巖巷791m，占10.0%，煤巷7109m，占90.0%，掘進采用鉆爆法施工，按腰線掘進。為了實現礦井設計生產能力、巷道掘進進度在巖巷是200米/月，300米/月煤巷。掘進通風方式全部采納壓入式通風。1）巷道斷面和支護形式巷道斷面尺寸按照回采工作面的設備、運輸、通風、行人及綜合管線布置的要求而確定的。根據巷道的用處、使用壽命、圍巖條件、斷面尺寸等因素，確定支護形式。井下大巷均為長方形斷面，選取錨網噴、錨索支護。膠帶巷凈寬4.0米，凈高3.2米，凈斷面12.8平方米；軌道巷為4.0m，高度3.2m，凈截面12.8m2；回風巷道4.5m，高3.2m，凈截面14.4m2。工作面是一個長方形的橫截面，它由錨網和錨索支撐。運輸順槽、軌道順槽凈寬4.5m，凈高3.0m，凈斷面13.5m2；開切眼為矩形斷面，采用錨桿、錨索支護，開切眼凈寬5.5m，凈高2.24m，凈斷面12.32m2。2）掘進工作面的個數及裝備根據回采工作面推進工作面和各類巷道掘進進度，確保礦山正常生產的合理開采原則。礦井實現設計生產能力為0.9噸/一個，分別布置2個綜采工作面。在綜采工作面主要裝備掘進機、局部通風機、皮帶輸送機、調度絞車、勘探金剛石、錨桿機、混凝土噴射機等設備。5.2.6帶區生產能力確定和采出率1）回采工作面長度確定影響工作面長度的得地質條件及設備能力。故為了實現工作面高產高效必需選取較為合理的工作面長度。要想增加工作面產量、升高效率和效益，同時降低巷道的掘進效率，需要在特定范疇內加大工作面長度，然而工作面長度質前提及，同時，，因此，工作面過長會安全下降。根據2號煤層的賦存條件和回采工藝條件，結合綜采工作面的特點，考慮采煤機的工作問題，參照煤礦工業設計規范，“有關規定和國內生產經驗與礦山類型，綜采工作面長度一般不小于150m，本次設計將工作面長度確定為180m。2）帶區生產能力確定本次設計初步決定采用一個綜采工作面開采，經計算驗證一個工作面即可達到本礦井的設計生產能力0.9Mt/年。工作面工作制度采用“四六”工作制，即每天四班作業，三班生產，一班檢修，每班工作6h。（1）工作面年推進依據2號煤層賦存狀況和開采技術條件，結合綜采工作面的特點以及考慮采煤機進刀問題，參照《煤炭礦井設計規范》的有關規定，可得出工作面的推進速度為： 推動年度工作周期的進展=年度工作日*正常周期工作的每日周期采煤機截深0.6m，日進刀數為6，一年工作276天，循環率取0.90；（2）工作面生產能力礦井達到設計生產能力時，2號煤層布置一個綜采工作面。綜采工作面產量：式中――采高，4.24m；則1.17Mt/a帶區生產能力為：＝1.1×1×1.17＝1.287Mt﹥0.9Mt式中經過運算，帶區的生產能力能夠滿足礦井設計生產能力0.9Mt/a。5.3.7帶區車場的形式本設計帶區無車場，帶區軌道大巷采用無極繩絞車牽扯引礦車進行輔助運輸。5.3.8帶區主要硐室布置區室內硐室主要蘊含煤倉、絞車房及變電所等。帶區煤倉本設計的主要運輸巷道為帶膠帶大巷和上倉膠帶巷，主要運輸巷道均采用帶式輸送機，在運輸巷道應設帶區煤倉。本設計將主煤倉設置在上倉膠帶巷，該煤倉采用垂直式，矩形斷面，邊長4m，主體高度25m，采用錨噴支護。帶區煤倉設置在工作面運輸順槽與帶區膠帶大巷的交集位置。帶區絞車房帶區絞車房設計要保障安全生產、方便安裝檢修、同時盡量緊密，縮短工程量。礦用提升絞車房間位置應選用在堅硬的薄、中厚煤層或頂板巖石，無淋浴水，壓力小，維修方便的位置，以避免瓦斯突出，復雜的地質構造，水資源豐富的地方，并且有良好的通風條件；有防火、防水、防潮的措施，如室內不能滴水等。因此，設計的絞車房間布局在工作面上的巖石固體，沒有水溶，地面壓力小，易于維護的位置。與區變電站是一個供電樞紐，由于低電壓功率傳輸，它是合理的，確定的位置和面積的皮帶面積的重要措施，以確保生產和降低成本的項目。變壓器的位置應設置在巖石穩定、地面壓力小、通風條件好、無需水溶的位置，并位于中心的充電中心。其高度通常憑據行人高度，配套設施高度及吊掛電燈高度確定，一般為2.5－3.5m，通道高度一般為2.3－2.5m。支護方式選取不可燃材料支護，盡可能選取錨噴支護，底板用混凝土鋪底，超越臨巷底板2－3m同時呈3‰的坡度，避免井下水流入變電所。本設計帶區變電所位于三條大巷之間。5.3采煤方法礦井2號能夠開采地，煤層厚度變化不大。工作面頂板隨采隨落，采空區不懸頂，冒落的疏松基巖基本可填滿采空區。根據目前的采礦技術條件，采礦方法的選擇是長壁高檔普采一次采全高采煤法、長壁綜合機械化一次采全高采煤法。5.3.1采煤方法的選擇礦井開采2號煤層，2號煤層位于太原組一段中上部，上距K2石灰巖2.00-7.35m，平均5.54m。厚煤層的平均厚度0.50-6.95m，4.24m。結構簡單，0-2層煤矸石。煤層層位穩定，結構簡單，厚度變化系數為0.26，可采系數為86%，較穩定。由于2號煤層厚度0.50-6.95m，平均厚4.24m，此外根據鉆孔資料，選擇一次采全高采煤法，根據一次采全高選用支護形式的不同，對2號煤層采煤方法提出兩種方案進行比較：方案一：長壁高檔普采一次采全高采煤法。該采礦方法是采用懸吊支架或全頂梁組合支撐框架，用于支撐屋頂，相對較小的投資，支撐強度和實際操作均較單體液壓支柱有較大改善，但較大和周期的大氣壓，支護強度及穩定性欠佳，選取懸移支架或整體頂梁配合支架有安全危脅，所以不采取此方法；方案二：長壁綜合機械化一次采全高采煤法。該采煤方法采用液壓支架支護頂板，投資相對較大，但支護強度好，支架易于操作，工作環境好。該采煤方法效率高，產量大，操作簡單，但設備投資較大，操作人員技術水平要求高。綜合考慮，設計2號煤層推薦選取長壁綜合機械化一次采全高采煤法，全部垮落法管理頂板。5.3.2.工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型憑據煤層賦存條件及開采技能前提并聯合同類礦井回采工作面裝備配置情形，選取性能良好、安全可靠，并能適合于本礦井具體條件的較先進裝備，憑借這一基本原則，對工作面采、裝、運配置進行選型。1）采煤機選型原則由于本設計2號煤層為厚煤層，綜采工作面選取雙滾筒采煤機破煤，依照采煤機要順應特定的地質條件，和主要參數采煤機采高、切削深度、功率、牽引力等主要參數應合理的選擇，應該有一個更大范圍的滿足了工作面生產能力的需求，所以使用sl1000型雙滾筒采煤機。2）采煤工藝（1）采煤工藝的確定按照采煤機截深0.6m采煤工作面長度180m，末端斜切進刀雙向割煤工作面開采技術。綜采回采工藝為：機組端頭斜切進刀→采煤機割煤→移架→可推移刮板輸送機。（2）端面斜切進刀采煤工藝過程①采煤機下行割煤，到工作面下端割透煤壁后停止牽扯引，機體下端的滾筒一這轉動一邊上升到頂板，同時下降上端滾筒，然后翻轉滾筒擋煤板。②采煤機上行，順著輸送機的彎曲段逐漸切入新的煤壁后（下）滾筒同時把上一刀留下的底板余煤割凈，直到前后滾筒完全切入煤壁，采煤機完全進入輸送機直線段。③該機體的上端旋轉，滾筒下端凸起，轉動塊體底板，采煤機上下切下三角煤，直至采煤機的底切。④再次，更換輥、翻轉兩弧形擋煤板，恢復正常割煤。采納端部斜切進刀，雙向割煤，同時采用前滾筒割底煤，后滾筒割頂煤，在順槽端頭（過渡）支架前方割透煤壁，再返向割煤的回采工藝方法，對達成工作面煤層高效開采是合適的。3）工作面裝煤方式在采煤機截割煤的同時，使用滾筒螺旋齒片和弧型擋煤板自動將煤裝到工作面刮板輸送機；剩余煤與鏟煤板一起移動，并用人工鏟裝在刮板輸送機上，用少量的煤。4）工作面運輸方式及設備選型（1）工作面運輸方式回采工作面采下的煤由工作面刮板輸送機經過轉載機運到帶區運輸斜巷。（2）工作面刮板輸送機的選擇工作面刮板輸送機選型需滿足三個方面要求：一是運輸能力與采煤機生產能力相適應；二是外型尺寸和牽扯引方式與采煤機相匹配；三是運輸機長度與工作面長度相一致。考慮到上述因素，對sgz764/264雙鏈刮板輸送機刮板輸送機的選型。（3）轉載機、破碎機、順槽帶式輸送機轉載機選型的原則如下：①轉載機的運輸能力應大于工作面刮板運輸機的運輸能力(一般為1.5～3.0倍)，它的溜槽寬度或鏈速應大于工作面刮板運輸機；②轉載機機型時，應盡可能與工作面運輸飛機模型，以方便日常維護和配件管理；③傳送帶的后端和飛機的工作面，以支持連接。根據順槽裝載機轉載，粉碎機粉碎能力要求和工作面生產能力來適應和要求，工作面刮板輸送機順槽可伸縮帶式輸送機配套。為此，選擇szb764／132型橋機和plm1000型破碎機。5.3.3工作面頂板管理及支護設備選型1）工作面頂板管理本次設計工作面頂板管理方式為全部垮落法。2）支護方式2號煤層平均層厚4.24m，選取一次采全高開采，工作面采納支撐掩護式液壓支架支護。3）綜采支架的選擇支架選型原則：根據2號煤層賦存狀況和煤層厚度，配合選取得采煤方法，工作面支護采取ZY6400/21/45型液壓支架。4）端頭支架的選擇作為工作面，頂區的機械設備，材料和人員進入較低的出口，需要加強的支持和保護。按照支架選型原則和設計要求，端頭支護選取ZT6600/18/36型端頭支架支護，端頭、端尾各3架，共6架。5）采空區處理采空區選取頂板全部跨落法處理，直接頂冒落后可基本填滿采采空區。5.3.4回采巷道布置1)工作面回采巷道布置方式回采巷道布置形式的確定主要根據礦井地質條件、設計資料（年產量、開拓方式等），務必與生產設計規范相符，且滿足技術裝備需求。工作面運輸巷可采用單巷、雙巷布置。本礦井設計生產能力為0.9Mt/a，水文地質簡單，煤層穩定，巷道采用通用U型布置，工作面開采網關”一進入一返回”。根據上述內容，結合本礦井的實際情況，最終決定本設計帶區采用單巷布置。2）回采斷面巷道斷面的選擇回采巷道的網段必須滿足行人、運輸、通風、安全設施、設備安裝、維護和施工的需要。本設計回采巷道主要有運輸順槽和軌道順槽，運輸順槽、軌道順槽凈寬4.5m，凈高3.0m，凈斷面13.5m2。3）回采巷道施工技術要求綜采工作面支架運輸不便，于是，巷道施工務必確保工作面長度。：①在回采工作面上，出口與煤層接連。使用煤的位置和部分。朝向上山方向要求有3‰的坡度，益于排水。②煤的直線方向要求或分段直接4）回采巷道支護回采工作面巷道為矩形斷面，支護方式均采用錨網、錨索支護。6采煤方法6.1采煤工藝方式本礦井的工作時間制度采用三八制，每班工作8小時，為了便于管理，擬定正規作業循環為：兩班采煤，每班割兩刀煤，為保證正規循環率不可以低于95％，因此，工作面長度也不可以過長。另外，工作面產量應該保證礦井可以達產。Qt＝A/T（6-1）式中：Qt——礦井理論日產量，t/d；A——礦井設計生產能力，120萬t；T——礦井年工作天數，取276天；即Qt＝3362.4t/d綜合以上多種因素，確定工作面長度為179米，現驗算工作面生產能力。工作面日產量Qr為：Qr＝N×L×M×B×Υ×C（6-2）式中：Qr——工作面日產量，t；N——每日循環數，取4；L——工作面長度，取179m；M——煤層厚度，取6.31m；B——循環進尺，取0.6m；Υ——煤的容重，取1.35t/m3；C——工作面回采率，綜采放頂煤工作面取0.93；Qr＝4×179×6.31×0.6×1.35×0.93＝3223.5噸礦井日產量Q為：Q＝Qr×（1＋20％）（6-3）式中：Q——礦井日產量，t；Qr——工作面日產量，t；20%——掘進出煤系數；Q＝3223.5×（1＋20％）＝3362.4t>3636.4t即該工作面長度能夠滿足礦井達到設計生產能力的要求。工作面的關鍵參數見下表：表6-1工作面參數表工作面長度（m）煤層厚度（m）煤層結構特性所需的液壓支架1826.31簡單、穩定支撐掩護式采煤機的選擇，其技術特征見表6-2。表6-26MG200－W1型雙滾筒采煤機技術特征項目技術特征單位型號6MG200－W1—采高2～3.5m適應煤質硬度（或煤的堅固性系數）f=1.2～4kg/cm2（或f）煤層傾角0～4o°截深600mm滾筒直徑1.8m牽引方式液壓，雙牽引，無鏈—牽引力400kN牽引速度0～8.35m/min牽引形式齒銷—主油泵型式125EA—XP1—V1300S—油馬達型式125EX—8XPA1定量馬達—調高泵型式定量柱塞泵—輔助泵型式定量柱塞泵—滾筒中心距9056mm機面高度16.3236mm臥底量16.323mm電動機型號DMB—300S—功率200kw臺數1臺電壓1140V冷卻方式水冷—噴霧滅塵方式內外噴霧—控頂距2578mm最大不可拆卸件尺寸（長×寬×高）/質量3075×1151×309/237mm/t總重37.3t制造廠家西安煤礦機械廠—刮板輸送機選擇（1）采煤機的實際生產能力Qc＝60×Vc×S×M××K（6-4）式中：Qc—采煤機的實際生產能力，t/h；Vc—采煤機的正常牽引的速度，4m/min；S—采煤機的截深，0.6m；M—采高，2.44m；—煤的容重，1.36t/m3；K—機采采出率，0.95。Qc＝434t/h（2）刮板輸送機的輸送能力QsQs＝1.2×Qc（6-5）式中：Qs——刮板輸送機的輸送能力，t/h；Qc——采煤機的實際生產能力，t/h。Qs＝534/h7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（1）礦井設計生產能力：1.20Mt/a；（2）礦井工作制度：“三八”制；（3）煤層的平均傾角：2.65°；（4）煤的平均容重：1.36/m3；（5）矸石的容重：2.45t/m3；（6）礦井瓦斯等級：低瓦斯礦井；（7）煤塵爆炸性：煤塵有爆炸危險，爆炸指數為36%；（8）自燃發火期：3～6個月。8礦井提升8.1礦井提升概述經紡鎮里煤礦屬瓦斯礦井，礦井最大瓦斯絕對涌出量為17.94，相對涌出量為3.23，；二氧化碳的絕對排放量為12.52立方米/分鐘，相對排放量為2.48立方米/噸。防治措施（1）采區回風巷，采掘工作面回風巷風流中瓦斯濃度高出1.0％或二氧化碳濃度高出1.5％時務必停止工作，組織職工撤離。（2）采掘工作面極其它工作方位風流中瓦斯濃度抵達1.0％時，禁止選取電鉆打眼；當空氣中氣體濃度為20米或小于1%米時，嚴禁爆破。回采工作面和巷道，容積大于0.5立方米的空間云區瓦斯濃度高達2%應停止運行，立即引導工人撤離，同時關閉盡快解決。當氣體濃度低于1%時，由于氣體濃度超過電力設備的供電，切斷電源的電氣設備。（3）在主風機停止運行或礦井通風系統的故障和維修后，應回收燃氣及供電的安全措施。恢復檢查人員檢查確認無危險，方可恢復工作。（4）掘進工作面局部通風機必需選用三專（專用變壓器、專用開關、專用線路）供電；必須安裝2臺，一個備用的，還有一個自動開關裝置，保證正常運行。由于檢驗、停電等緣故停風時，應當馬上斷電撤出職工。氣體濃度超過1%或二氧化碳濃度超過1.5%，最大氣體濃度和二氧化碳濃度小于3%，必須采取的安全措施來控制氣體流量。停止在該地區的氣體或二氧化碳氣體濃度超過3%，必須發展安全排放，并報告給了我的工程師批準，由救援隊排放。（5）采煤工作面必須保證通風系統的穩定性，根據工作程序的要求，有足夠的風量，保證2條通道的暢通，段按照“規則”規定。（6）在角落頭的工作面每班必須懸掛便攜式瓦斯報警儀，如果警報響起，當沒完沒了的作業和氣體通過選擇防風處理設施的成員或檢測充填等措施加以解決。（7）氣體檢查員必須執行視察團和報告系統的系統。并仔細填寫該氣體檢查（8）通訊計算機網絡中心放置專業職員24小時值班，創建運轉庇護管理制度和運行紀錄臺帳，確保上傳服務器和防病毒軟、硬件的維護正常進行，擔保網絡消息通暢。8.1.3礦井煤塵概況及防治措施1）煤塵概況依據本設計礦井地質資料，本礦井開采的2號煤塵的爆炸性指數為40%，達到38％以上，故本礦井存在煤塵爆炸危險性。2）防治措施（1)防塵措施建立歸納防塵領導小組，制訂防塵工作齊抓共管制度，認真組織落實防塵工作和責任制。完善專業化隊伍，整潔通風領域的除塵專業人員和施工隊兼職粉塵滅火人員，建立健全的灑水設施，建立沖刷巷道除塵系統，實行。通風和安監人員要經常深入井下定期和不定期監督檢查防塵工作。建立和完善系統的塵水供水系統，工作面無粉塵供水管道生產。并保障水質、水量滿足要求，防塵管路滿足生產和防塵需求。所有地下貯煤倉應保持一定的貯煤量（除特殊規定外）、通風、煤槽不得兼眼使用。近20m爆破開挖工作前和后的巷道，務必灑水降塵。踴躍實施大巷刷白與沖刷粉塵工作。（2）防爆措施和隔爆措施①巷道內撒布巖粉，巖粉撒布地點、周期，撒布量及質量應嚴格按規定執行，并對這些巷道內不燃物質含量進行檢查。②創建噴霧灑水和清洗，掃除巷道堆積地煤塵的設施和制度，按時沖刷、清掃。③井兩翼、相鄰帶區、煤層和采煤工作面間，煤倉與它的連接在巷道之間，獨立的通風和其他位置上的煤粉塵爆炸危險與巷道連通，必須根據200L／平方米輔助段爆升/平方米主段爆破要求安裝足夠數量的隔爆水棚水數據，定期更換損壞的水囊。④礦山應建立全面的粉塵治理措施，防止粉塵爆炸、隔離措施和管理制度并實施。(3)煤塵爆炸的預防控制措施①嚴禁行使非煤礦安全火藥，阻絕放炮違章操作。②嚴禁在煤層中采取段發雷管或使用結尾一段延期高出130ms的毫秒雷管。③嚴禁在煤塵中放連珠炮和用多根放炮導線持續放炮。④嚴禁在有煤塵沉積場所放明炮或在煤倉中放糊處置堵倉事項。⑤建立斜巷上山“一坡三檔”防跑車安全設施，避免出現跑車造成揚起煤塵燃燒。⑥避免局部火災或瓦斯爆炸燃燒被揚起的沉積煤塵。8.2礦井火災8.1礦井自然發火概況依據山西省煤炭地質研究所對經坊鎮里煤礦進行的試驗，該煤礦Ⅱ。8.2.2礦井自然發火分析1）煤層自然發火分析煤自然發火必須具備下列四個條件：①煤自燃傾向性及其在破碎狀態下的發展；②有連續的通風供氧條件；③熱量易于積聚；續一定的時間。對于本設計礦井，開采的2號煤層本身具有自然傾向性，隨著回采工作面不斷向前推進，采空區的遺煤，被垮落下的老頂壓實。煤的氧化率升高，氧化過程中產生的熱量使煤的溫度升高。當超過(60～80℃)時，煤的溫度急劇上升，氧化過程加快。從而導致煤的自然，引發火災，此為內因火災。然而，由于大量的木材、石油、棉花的存在，煤與瓦斯突出的地下可燃物，高溫爆破火焰、電火花、機械摩擦火花源可能發生。所以也存在發生外因火災的可能性。4）自然發火的早期識別與預報煤自燃的初期辨識與預報是有效防治礦井內因失火的根基，所選取的方法通常有直接感受法、測溫預測預報法和氣體分析法等。（1）直接感覺法利用人的感覺對煤自燃進行預測是最簡便的方法，雖然帶有一些主觀性，但這種方法仍比較可靠。依據人體生理感覺預測煤炭自燃可分以下幾個方面：①嗅覺。氣味是人能最先感受到的煤炭氧化自熱特征，煤炭氧化自熱抵達特定溫度后會泛起煤油味、汽油味和不飽和碳氫化合物發出的微小芬芳氣味。②視覺。由于煤炭自熱產生的水蒸氣會在空氣中形成氣霧或者在煤壁和其他不經常有水滴的物體表面上形成細小的水滴，通常是煤壁“出汗”，一個支架有下降等。這些可作為煤炭發生自熱的危險特征而被觀察到。③感覺。煤炭自燃的發展到一定的階段，可能會導致環境溫度和氧濃度在空氣附近的減少，會釋放出大量的CO、CO2、SO2、H2S等有毒有害氣體，人們吸入后會造成頭疼、疲乏、昏昏欲睡、四肢無力等生理反應。（2）測溫預測預報法溫度是判斷煤炭自燃發展階段的最可靠、最直接得緊要參數，測定礦內空氣和圍巖的溫度是煤自燃初期識別與預告得壹個根本法子。該方法通過在鉆孔上安裝溫度計或溫度傳感器，或在某些領域的溫度傳感器和無線電發射裝置的布局，根據溫度或接收信號的變化確定，以確定是否發生自燃煤。（3）氣體分析法煤的自然發火經過可分為遲緩氧化階段、快速氧化階段和猛烈氧化階段三個關別發展階段，每壹個階段對應著不同的氣體產物品種和濃度。氣體分析法就是根據煤礦井下某些氣體成分的存在及其濃度變化特征識別煤自燃的發生及其發展程度的，是目前煤自燃預測預報應用最廣泛的方法。5.2.3煤炭自然發火的預防措施防治煤炭自然務必從體系策畫入手，駕馭確切地煤層埋藏地質狀況，優化礦井開辟體系，合理確定開采方式、工藝及巷道支護法子；在開采礦壓有效控制，減少煤破碎，實現煤少損失，快速開采和快速分離；同時加強通風管理、少漏風。從開拓方案角度分析，本礦井在初期設計時巷道布置簡單，嚴格依照設計規范布置巷道，輔助巷道也較少，避免了對煤層或區段采場完整性的破壞，同時加強了巷道的支護，也起到防火的效果；從開采方法角度分析，本設計采用長壁綜合機械化的采煤方法，采用此方法巷道布置簡單，回采速度快，回采率高，防火安全性好。然而，對火災的記錄我的實踐可以看到，大部分的采空區留下的煤和保護煤柱造成的，所以開發應該少布置巷道、沿空留巷無煤柱開采使用，提高工作面的采出率。副井采用單鉤串車提升方式，擔負提升矸石、升降材料設備及最重件（液壓支架）等輔助提升任務。為了保證人員和設備的安全，在副井井口、井底車場和井筒中部各設置一套KHG6-127/B型軌道斜巷防跑車裝置，共計三套。1）提升設備和選型的設計依據井筒的特征：斜長為Ls=281m,傾角α=23o工作制度：年工作日為276天，每天三班做業，兩班做為生產，一班為準備。最大班作業時間8h。提升方式：單鉤串車提升。最大班提升量：提升矸石40車運送材料30車運送設備10車運送炸藥、雷管1車其它各1次提升最重件重量：16.32.61t（整體液壓支架）。提升容器：提升矸石由四輛MG1.1﹣6型1噸固定式礦車組列；升降最重件采用重型平板車。礦車和重型夾板車的技術參數：MG1.1﹣6型固定式礦車，自重590kg，額定載重量1000kg，最大載重量為1800kg；特制平板車自重為811kg。2）設備選型計算（1）鋼絲繩端部荷重Qd=n(Q+Qc)(sinα+f1cosα)g（8-1）式中：Q—容器的載重量，即實際一次提升量，kgQc—容器自重，kgα—井筒傾角，α=16.32of1—提升容器在傾斜坡道上的阻力系數；f1=0.015提矸：QG=41.25KN提最重件：QM=70.485KN（2）鋼絲繩的單重按提最重件時鋼絲繩單重：P`k=（8-2）式中：σB—鋼絲繩的公稱抗拉強度，1570N/mm2m—鋼絲繩的靜力安全系數m=6.5Lc—鋼絲繩懸垂長度；Lc=420m選用鋼絲繩，28ZBB6V×18+FC1570ZZ461323技術參數如下：d=28mmPk=3.23kg/mσB=1570N/mm2Qp=532.916.32KN（3）鋼絲繩的安全系數m=提矸：mG=10.8>6.5提重大件：mM=6.787>6.5所選鋼絲繩滿足要求。（4）滾筒直徑Dg≥60d=60×28=16.3280mm（5）鋼絲繩最大靜張力Fjmax=[n(Q+Qc)(sinα+f1cosα)+PkLc(sinα+f2cosα)]g(N)提矸：Fjmax=48.297KN提最重件：Fjmax=79.815KN選用JKB-2.5X型單繩纏繞式礦用防提升機，技術參數如下：Dg=2600mm，Bg=2000mm，Fjmax=83KN，i=33.5，Vmax=2.53m/s。配套行星齒輪減速器。3）電動機選擇計算（1）電動機功率按提升最重件：Ns==249.5KN（8-3）式中：K—電動機富裕系數；Fjmax—最大靜張力；Vmax—最大提升速度；η—傳動效率。選用YB450M2-10型礦用隔爆鼠籠式電動機，電動機技術參數如下：額定電壓660V，額定功率280kw，額定轉速585r/min，過載倍數λ=2。（2）按電動機的額定轉速核定的最大速度Vmax==2.43m/s選用提升機及配套設備型號和技術特征如表8-2。表8-2JKB-2.5/31.5X型提升機及配套電動機技術特征表項目單位技術特征規格型號—JKB-2.5/31.5X主導輪直徑m2.5導向輪直徑m2鋼絲繩最大靜拉力KN244最大靜壓力差KN60最大直徑mm22.5間距200電動機560，最大功率KW800傳動方式—單電動機外形尺寸（長×寬×高）m6.5×8×2.39礦井通風9.1礦井通風系統礦井通風體系是一個完整線路，風流從進風井口流進礦井后，經過井下各用風場所后進入回風井，由回風井排離礦井。礦井通風體系主體網羅通風形式及方法、通風機及通風附庸裝置，與通風網絡構成。9.1.1礦井概況礦井設計能力為90Mt/個，使用壽命為46年，井田的開辟形式為雙斜井。本區主采煤層為煤，煤層平均厚度4.24m，傾角較小，在2°～6°之間，平均傾角為4°。2號煤層均為黑色，條痕褐黑色，金剛光澤，煤層平均容重為1.48t/m3。2號煤層較穩定，結構較簡單，硬度中硬，為富灰、富硫、高發熱量、高熔灰分，屬貧煤。本設計煤礦屬瓦斯礦井，礦井最大瓦斯絕對涌出量為17.94立方米/分鐘，相對涌出量為3.23立方米/噸；二氧化碳的絕對排放量為12.52立方米/分鐘，相對排放量為2.48立方米/噸。煤層具備自燃傾向性，且煤塵蘊含爆炸性危險。總體來說，2號煤層水文地質簡單，煤層埋藏較淺，賦存良好，據井田內地質資料及礦井生產情況，本區地溫梯度小于2.00℃/100m。屬地溫正常區。根據霍尼大和相鄰礦井生產，采礦沒有異常壓力，正常壓力區屬于。9.1.2礦井通風系統的基本要求礦井通風系統，按照生產的更快，更多的煤炭，技術和經濟指標，安全，可靠，和其他一般原則。詳細說要順從下列基本要求：=1\*GB2⑴主風機的主風機回到主風機，每一個主風機的風機必須要嚴格分開；=2\*GB2⑵所有的機器礦井通風機主風機和風機分區務必安設在地面上；=3\*GB2⑶北方礦井，井口要設置供暖裝備；=4\*GB2⑷總回風巷不得作為主要人行巷道；=5\*GB2⑸工業廣場不受風機噪聲干擾；=6\*GB2⑹本機配有一個帶軸，不得用作空氣軸；=7\*GB2⑺裝有箕斗的井筒可以兼作進風井；=8\*GB2⑻能夠單獨通風得礦井，盡量單獨通風；=9\*GB2⑼通風系統要為預防瓦斯、火、水、塵及降溫創造條件⑿要注意降低通風的費用。9.1.3礦井通風系統的選擇2）礦井通風方式比較和確定礦井通風設計時多采用前4種方式，改、擴建的老井多選取混合式。下面來分別介紹前4種方式：①中央并列式進風井與回風井沿井田走向及傾斜角度均大致并列于井田的中央，兩井底可以開掘到第一水平，也可將回風井只掘至回風水平，后者一般適用于較小型礦井。適用條件：這種通風方式一般適用于煤層瓦斯與自燃的問題并不嚴重，與煤層埋深，陡峭的，但一個小（一般不超過4km）的礦井。長路線的通風方式，大電阻，采空區的空氣泄漏，但對于瓦斯，煤自燃不是很重要的，這不是很重要。大的通風阻力，通風，電力，和大的空氣軸之間的泄漏，跳過的返回空氣軸外部空氣泄漏量大，但這不是我的影響不大。反而因為煤層傾角大，總回風石門長度小，掘進用度低，立井或斜井集中，挖掘簡易，挖掘用度較少，易于貫串，建井期較短，采納中央并列式通風形式，初期投資少、出煤快。②中央分列式進風井大抵處于井田走向中心，回風井大致位于井田淺部界限沿走向的中央，朝上兩井相隔一段距離，回風井的井底高于進風井的井底。適用條件：這類通風形式通常適應于煤層瓦斯和自燃發火問題比較嚴重的緩傾斜煤層，且煤層埋藏較淺、傾角小，但走向不大（一般不大于4km）的礦井。與并列式對比，其安全性好，建井時間較長，早期投資大。若中央有倆井筒，利于后期井筒延伸及深部通風準備工作，此方式多打一個直通地面的回風井，故通風阻力較小，內部漏風小，利于瓦斯，自燃發火管理，增添了過壹個安全出口，工業廣場設有主要通風機的噪音影響，回風系統安放防塵灑水管路，體系較為便利。③兩翼對角式進風井的位置大約在井田走向的中間，出風井鄰近淺部走向的兩翼，設有壹個回風井，且進、回風分別位于井田的兩翼。適用條件：這類通風形式適合煤層瓦斯和自燃發火問題較慘重，且煤層上部距地表較淺、井型較大，但走向長度較大的礦井。其優缺點與中央并列式徹底相反，但比中央分列式安全性更好，但早期投入資金較多。若進行相向掘進，可縮短建井期，盡快投產。瓦斯涌出量不大，煤層走向較長、產量較大的新礦，可用這種通風方式。④分區對角式進風井大抵處在井田走向的中心，每壹個區各有一個風流流出的井口，沒有整體回風巷。適用條件：這類通風形式適應于煤層瓦斯含量大，且距地表淺，地表起伏較大，沒法挖掘淺部總回風道的礦井。經過幾種通風形式的對比，聯合本礦井的地質前提，本礦井設計生產能力為0.9Mt/a，屬瓦斯礦井，煤層具備自燃傾向性，煤塵具備爆炸危害，同時依據井田開拓部署，井田采用雙斜井開拓，副斜井進風，主斜井輔助進風，回風立井回風。根據以上情況，確定本礦井的通風系統為中央并列式。9.2.3采煤工作面所需風量計算采煤工作面應根據瓦斯（或二氧化碳）排放量、工作面溫度和同時工作的最大數量。采煤工作面實際需要風量∑Qcf、備用工作面實際需要風量∑Qsc的確定以采煤工作面回風巷瓦斯濃度不超過1%，且應低于最高風速4m/s為標準，計算采煤工作面實際需要風量。①按CH4涌出量計算據山西省煤炭地質研究所2010年12月提交的《山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤層礦井瓦斯涌出量預測報告》，山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤采煤工作面回采工作面生產，最大絕對瓦斯涌出量5.64m3/min。依據《煤礦安全規程》劃定CH4濃度不得高出1%。則Qcf=100×qcg×Kcg=100×5.64×1.5=846m3/min=14.1m3/s式中：1.6，本設計取Kcg=1.5。②按CO2涌出量計算根據本設計礦井的實測數據，本2號煤層二氧化碳相對涌出式中：qcc——工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；回采工作面日產量為：則qcc=（2727.3×3.72）/1440=7.05m3/min；按照《煤礦安全規程》劃定CO2濃度不得高出1.5%。則Qcf=100÷1.5×qcc×Kcc=100÷1.5×7.05×1.5=705m3/min=11.75m3/s式中：qcc——采煤工作面絕對瓦斯(或二氧化碳)的涌出量，m3/s；③按工作面氣象條件計算：由于礦井高溫熱害，宜根據工作面計算風速。Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl式中：70%——有效通風斷面系數；60——單位換算產生的系數；則Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl=60×70%×1.5×10.08×1.1×1.2=838.25m3/min=13.97m3/s。④按回采工作面同時工作的最多人數計算Qcf=4.N式中：則：Qcf=4×58=232m3/min＝3.87m3/s；根據以上計算，工作面配風量需14.1m3/s。=5\*GB3⑤回采工作面風速驗算取最大值即回采工作面所需風量Qcf=14.1m3/s進行驗算60×0.25Scb=60×0.25×7.53=112.95m3/min=1.88m3/s60×4.0Scs=60×4×6.59=1581.6m3/min=26.36m3/s所以Qcf=14.1m3/s，符合風速要求。礦井設計達產時安排一個綜采工作面，一個準備工作面(工作面交替時)。準備工作面需風量按回采工作面所需風量的50%計。則∑Qcf=14.1m3/s∑Qsc=14.1×50％=7.05m3/s；9.2.4通風合理性評價本礦井2號煤層傾角小，水文地質情況簡單，瓦斯涌出量小，經技術經濟比較，選用中央并列式通風。副井主進風，主井輔助進風，回風井回風，礦井回采工作面選取獨立通風，采煤工作面回風順槽中瓦斯濃度小于1%、CO2濃度小于1.5%進行配風，可確保回采面有害氣體不超過規程劃定，完成安全生產。工作面采用U型后退式通風，能夠減少漏風，結構簡單，便于管理，因此選用此通風方式較為合理。9.3掘進通風不管是新建礦井、擴建礦井還是生產礦井，均要挖掘大量的井巷工程，以便準備新的帶區和采煤工作面。在開掘巷道時，為了稀釋和清除自煤（巖）體涌出的無益氣體、爆破生成的炮煙和礦塵、維持良好的氣候條件，務必對掘進工作面進行不停地通風。而這類巷道只要壹個出口，不能形成貫穿風流，所以我們必須使用局部通風機。9.3.1掘進巷道通風方法通過對礦井工作面實際情況的分析，對礦井掘進工作面的壓入式和抽出式通風方式進行了比較，選擇了壓入式的通風方式。9.3.2掘進工作面所需風量掘進工作面所需風量∑Qhf的確定根據礦井帶區巷道布置形式，礦井達產時，其設計生產能力為0.9Mt/a，井下布置1個綜采工作面，2個綜掘工作面，據山西省煤炭地質研究所2010年12月提交的《山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤層礦井瓦斯涌出量預測報告》，山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤掘進工作面最大絕對瓦斯涌出量為0.50m3/min。①按瓦斯涌出量計算Qhf=100×qhg×Khg式中：則每個掘進面所需風量：Qhf=100×qhg×Khg=100×0.50×2.0=100m3/min=1.67m3/s②按二氧化碳涌出量計算綜掘工作面的落煤量按每天最大掘進進尺15m巷道計，計算每天最大掘進煤量約為320t/d。根據本礦掘進工作面的實測數據，本設計2號煤層二氧化碳相對涌出Qhf=100÷1.5×qhc×Khc/60式中：Qhf=100÷1.5×（3.72×320/1440）×2/60=1.84（m3/s）③按工作人員數量計算Qhf=4×N/60式中：則：Qhf＝4×18/60＝1.2m3/s；④按局部通風機吸風量計算為防止局扇吸入循環風及預防局扇吸風口至回風口段瓦斯蘊存，選取下式來驗算：Qhf=Qaf·I＋0.25Shd則Qhf=6.0×1＋0.25×14.57=6.64m3/s通過以上四種方法計算，最大風量為9.64m3/s。⑤掘進工作面風量驗算a、按最低風速驗算最小風量（單位：立方米/分鐘）煤巷掘進工作面：Qhf≥60×0.25Shf=60*0.25*14.57=218.55m3/分鐘=3.64m3/s風速，滿足最低要求。Qhf≥60×0.25×14.57=218.55m3/min=3.64m3/s，滿足最低風速要求。式中：-煤巷掘進工作面的最大斷面積，14.57m2。b、按最高風速驗算：Qhf≤60×4.0Shf=60*4.0*14.57=3496.8m3/分鐘=58.28m3/s風速，滿足最高要求。式中：綜上計算：一個掘進工作面實際需風量為9.64m3/s。井下布置兩個綜掘工作面，同時考慮停掘不停風，則∑Qhf=9.64×2=19.28m3/s9.3.3掘進通風設備選型1）風筒的選擇選用風筒要與局部通風機選型一起考慮，其原則是：①風筒直徑可以確保最大通風長度時，局部通風機供風量要滿足工作面通風要求；②在巷道斷面允許的情況下，盡量選擇直徑較大的風筒，以減少阻力，減少風量泄漏，節約能耗。本設計礦井掘進工作面局部通風機選擇壓入式通風方式，選用柔性風筒，其輕便、可伸縮、拆裝運輸方便。設計煤巷掘進長度通常不小于500m，故選取1000mm徑直的膠布風筒。2）風筒的接頭柔性風筒的接頭形式有插接、單反邊接頭、雙反邊接頭、活三環多反邊接頭、螺圈接頭等多種形式。最簡單的插接形式風量泄漏較大；風量泄漏較小，不易脹開的反邊接頭形式，局部阻力較大；后兩種接頭漏風小、風阻小，但易脹開，拆裝相對費事，一般長距離掘進選取。本設計采用多反邊接頭方式。3）風筒的參數計算①風筒風阻風筒的風阻蘊含摩擦風阻和局部風阻。膠帶風筒的百米風阻值見表4-5，設計風筒長度為16.3200m。＝(16.3200/100)×2②風筒的漏風系數≈1.19式中——接頭數，=16.3200/50＝32——每壹個接頭的漏風率，螺圈反邊連接時，=0.005③局部通風機的工作風量＝9.64×1.19＝11.47m3/s風筒漏風率由下式可得：=(11.47-9.64)/11.47×100%=16.32%④故風筒的百米漏風率為/L=16.32%×100÷16.3200=1%＜2%9.3.4局部通風機的選型1）局部通風機的工作風量由上節可知=11.47m3/s2）局部通風機的全風壓壓入式局部通風機工作風壓由下式得：h局式中：－空氣密度，取1.2Kg/m3D－風筒直徑，1m; Qhf－掘進工作面需風量，9.64m3/s；Qa－局部通風機工作風量，11.47m3/s；－風筒總風阻，32N·s2·m－8h局＝32×11.47×9.64+0.811×1.2×9.642/14＝3628.70Pa通過工作風量計算和局部通風機的全壓的計算，選取fbdno6.3/2×30礦用對旋軸流局部通風機。9.4礦井所需風量9.4.1礦井總風量計算礦井風量計算：根據《煤礦安全規程》，礦井需要的風量按下列要求分別計算，并選取其中的最大值：1）按井下同時工作的最多人數計算，每人每分鐘供風量不得少于4m3。礦井的總風量為：Q礦=4·N·K礦通式中：K礦通——礦井通風系數，取1.2。則Q礦=4×95×1.20=456m3/min=7.6m3/s2）按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和進行計算：Qra=（∑Qcf+∑Qhf+∑Qur+∑Qsc+∑Qrl）Kag式中（1）采煤工作面實際需要風量∑Qcf、備用工作面實際需要風量∑Qsc的確定以采煤工作面回風巷瓦斯濃度不超過1%，且應低于最高風速4m/s為標準，計算采煤工作面實際需要風量。①按CH4涌出量計算據山西省煤炭地質研究所2010年12月提交的《山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤層礦井瓦斯涌出量預測報告》，山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤采煤工作面回采工作面生產，最大絕對瓦斯涌出量5.64m3/min。依據《煤礦安全規程》劃定CH4濃度不得高出1%。則Qcf=100×qcg×Kcg=100×5.64×1.5=846m3/min=14.1m3/s式中：qcg——采煤工作面絕對瓦斯(或二氧化碳)的涌出量，m3/s；Kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均勻的風量備用系數，一般機采工作面可取1.2～1.6，本設計取Kcg=1.5。②按CO2涌出量計算根據本設計礦井的實測數據，本2號煤層二氧化碳相對涌出式中：qcc——工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；回采工作面日產量為：則qcc=（2727.3×3.72）/1440=7.05m3/min；按照《煤礦安全規程》劃定CO2濃度不得高出1.5%。則Qcf=100÷1.5×qcc×Kcc=100÷1.5×7.05×1.5=705m3/min=11.75m3/s式中：qcc——采煤工作面絕對瓦斯(或二氧化碳)的涌出量，m3/s；Kcc——采煤工作面CO2涌出不均勻的風量備用系數，取Kcc=1.5。③按工作面氣象條件計算：由于礦井高溫熱害，宜根據工作面計算風速。Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl式中：70%——有效通風斷面系數；60——單位換算產生的系數；則Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl=60×70%×1.5×10.08×1.1×1.2=838.25m3/min=13.97m3/s。④按回采工作面同時工作的最多人數計算Qcf=4.N式中：則：Qcf=4×58=232m3/min＝3.87m3/s；根據以上計算，工作面配風量需14.1m3/s。=5\*GB3⑤回采工作面風速驗算取最大值即回采工作面所需風量Qcf=14.1m3/s進行驗算60×0.25Scb=60×0.25×7.53=112.95m3/min=1.88m3/s60×4.0Scs=60×4×6.59=1581.6m3/min=26.36m3/s所以Qcf=14.1m3/s，符合風速要求。礦井設計達產時安排一個綜采工作面，一個準備工作面(工作面交替時)。準備工作面需風量按回采工作面所需風量的50%計。則∑Qcf=14.1m3/s∑Qsc=14.1×50％=7.05m3/s；（2）掘進工作面所需風量∑Qhf的確定根據礦井帶區巷道布置形式，礦井達產時，其設計生產能力為0.9Mt/a，井下布置1個綜采工作面，2個綜掘工作面，據山西省煤炭地質研究所2010年12月提交的《山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤層礦井瓦斯涌出量預測報告》，山西長治經坊鎮里煤業有限公司2號煤掘進工作面最大絕對瓦斯涌出量為0.50m3/min。①按瓦斯涌出量計算Qhf=100×qhg×Khg式中：則每個掘進面所需風量：Qhf=100×qhg×Khg=100×0.50×2.0=100m3/min=1.67m3/s②按二氧化碳涌出量計算綜掘工作面的落煤量按每天最大掘進進尺15m巷道計，計算每天最大掘進煤量約為320t/d。根據本礦掘進工作面的實測數據，本設計2號煤層二氧化碳相對涌出Qhf=100÷1.5×qhc×Khc/60式中：Qhf=100÷1.5×（3.72×320/1440）×2/60=1.84（m3/s）③按工作人員數量計算Qhf=4×N/60式中：則：Qhf＝4×18/60＝1.2m3/s；④按局部通風機吸風量計算為防止局扇吸入循環風及預防局扇吸風口至回風口段瓦斯蘊存，選取下式來驗算：Qhf=Qaf·I＋0.25Shd則Qhf=6.0×1＋0.25×14.57=6.64m3/s通過以上四種方法計算，最大風量為9.64m3/s。⑤掘進工作面風量驗算a、按最低風速驗算最小風量（單位：立方米/分鐘）煤巷掘進工作面：Qhf≥60×0.25Shf=60*0.25*14.57=218.55m3/分鐘=3.64m3/s風速，滿足最低要求。Qhf≥60×0.25×14.57=218.55m3/min=3.64m3/s，滿足最低風速要求。式中：-煤巷掘進工作面的最大斷面積，14.57m2。b、按最高風速驗算：Qhf≤60×4.0Shf=60*4.0*14.57=3496.8m3/分鐘=58.28m3/s風速，滿足最高要求。式中：綜上計算：一個掘進工作面實際需風量為9.64m3/s。井下布置兩個綜掘工作面，同時考慮停掘不停風，則∑Qhf=9.64×2=19.28m3/s（3）硐室實際需要風量∑Qur的確定后期設采區變電所：3m3/s；則∑Qur=3m3/s（4）其他巷道所需風量∑Qrl的確定其它用風地點風量按10m3/s考慮。由上述計算，依據礦井總風量計算工式可得：Qra=（∑Qcf+∑Qhf+∑Qur+∑Qsc+∑Qrl）Kaq=（14.1+7.05+19.28+3+10）×1.2=64.12m3/s，取65m3/s。通過計算，確定本設計礦井的總風量為65m3/s。9.4.2礦井風量的分配1）配風的原則和方法根據實際需要從內到外的風，地下采礦工作面，收費室和使用風力所需的有效風量，再與逆風方向和風的道路上，使空氣泄漏，總風量的礦井；如果增加體積膨脹（5%的總風量），得到的礦井總風量；最后，抽出式主風機井口及附件裝置允許外接空氣，得出主風機的總容積。3）風量分配在各個用風位置，將各用風點推算的風量值乘以備用系數，便是配給用風位置所在的巷道的風量。然而，在采煤工作面內的空氣流量的量僅可以單獨計算，并確定由儲備系數的空氣流量應考慮。=65=65通過實際風量在風機房的防爆門，風硐和主要通風機周圍，存在著外部漏風，經過主要通風機得實際風量大于礦井所需的總風量，對于采用抽出式通風的礦井：式中：——礦外部泄漏風量系數，取1.2。：4）風速驗算按照每條巷道的分風量和斷面面積，計算得到每條巷道的實際風速，而后與規程劃定的各類巷道的最大和最小允許風速進行對比，如不超限，闡明所取風量滿足要求。9.5礦井通風阻力礦井通風系統的總阻力是空氣入口各支路的摩擦阻力和局部阻力之和。礦井通風系統的總阻力是選擇礦井主通風機的重要依據之一。要選擇主通風機，必須正確計算總通風阻力。9.5.2礦井通風路線的確定礦井通風容易時期是指在礦井主扇服務年限內，礦井通風系統總阻力最小的時期；礦井通風困難時期是指在礦井主扇服務年限內，礦井通風系統總阻力最大的時期。本設計礦井采用中央并列式通風，回風井布置在工業廣場內。由礦井通風方式和巷道布置形式可以看出，當開采首帶區首采工作面時，通風路線最短，通風阻力最小，為礦井通風通風容易時期；開采二帶區最后一個工作面時，通風路線最長，通風阻力最大，為礦井通風困難時期。容易時期：通風線路：副井→軌道大巷→帶區軌道大巷→15101工作面運輸順槽→采煤工作面→15101工作面軌道順槽→回風大巷→回風井困難時期：通風線路：副井→軌道大巷→帶區軌道大巷→15108工作面運輸順槽→采煤工作面→15108工作面軌道順槽→回風大巷→回風井9.5.3礦井摩擦阻力一般礦井通風阻力分為摩擦阻力與局部阻力兩類，它們與風流的流動狀況有關。摩擦阻力是礦井通風總阻力的重要構成成分，局部阻力則是依據摩擦阻力的10%或15%推算。各段風路井巷的摩擦阻力計算工式如下：hfr=∑αLUQ2/S3式中：;L——巷道長度,m；U——巷道周長,m；S——巷道凈斷面積,m2；Q——通過井巷的風量,m3/s；α——各巷道的摩擦阻力系數,NS2／M4。經計算，礦井生產初期通風容易時期及通風困難時期的礦井摩擦阻力分別為873.8Pa和1268.9Pa。9.5.4礦井通風總阻力礦井通風總阻力即為摩擦阻力與局部阻力之和，一般情況下，局部阻力則是按照摩擦阻力的10%或15%計算。礦井通風總阻力采用下式計算：h=hfr+h局式中：hfr——礦井摩擦阻力，Pa；h局——局部通風阻力，按摩擦阻力的15%計。通風容易時期礦井通風總阻力：hmin=1.15873.8=1004.9Pa通風困難時期礦井通風總阻力：hmax=1.151268.9=1459.2Pa9.5.5礦井總風阻和等積孔1)礦井通風容易時期總風阻及總等積孔①礦井通風容易時期的總風阻Rmin＝hmin/Q總2式中：Rmin——礦井容易時期總風阻，N.S2/m5；hmin——礦井通風容易時期總阻力，1004.9pa；Q總——礦井通風容易時期的總風量，65m3/s。即礦井通風容易時期的總風阻Rmin為0.24N.S2/m5。②礦井通風容易時期總等積孔Amax＝1.1917Q總/hmin1/2式中：Amax——礦井通風容易時期總等積孔，m2；Q總——礦井通風容易時期的總