目錄一般部分TOC\h\z\t"三級標(biāo)題,3,一級標(biāo)題,1,二級標(biāo)題,2"1礦區(qū)概述及井田地質(zhì)特征 頁1-運(yùn)輸上山2-軌道上山3-運(yùn)輸斜巷4-軌道斜巷5-中切眼6-工作面7-采空區(qū)8-上山回風(fēng)斜巷圖5-1盤區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)圖5.2.4盤區(qū)生產(chǎn)能力及采出率（1）盤區(qū)生產(chǎn)能力盤區(qū)生產(chǎn)能力是指單位時間內(nèi)盤區(qū)內(nèi)同時生產(chǎn)的采煤工作面和掘進(jìn)工作面產(chǎn)煤及盤區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)能夠保證的能力，一般以萬t/a表示。本礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為1.5Mt/a，采用傾向長壁采煤工藝，由于一次采全高產(chǎn)量大，因此，布置一個采面完全可以滿足礦井的產(chǎn)量。以首采工作面為例計算：工作面生產(chǎn)能力計算工作面長度260m，首采區(qū)煤層厚度2.95m，采煤機(jī)截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即兩班采煤，一班檢修。雙向割煤，每刀進(jìn)尺0.8m，往返一次割兩刀，即兩個循環(huán)，每班4個循環(huán)，每日共完成8個循環(huán)。設(shè)計割煤高度2.95m，每年生產(chǎn)330天。工作面生產(chǎn)能力按下式計算：（5-1）式中：A0——工作面采煤機(jī)生產(chǎn)能力，Mt/a；H——采煤機(jī)割煤高度，2.95m；γ——煤層容重，1.4t/m3；L——工作面長度，260m；a——采煤機(jī)截深，0.8m；n——工作面晝夜進(jìn)刀次數(shù)，取8次；C——工作面回采率，中厚煤層取0.95。把數(shù)據(jù)帶入式5-1得：A0=330×2.95×1.4×260×0.8×8×0.95×10-6=1.54Mt/a盤區(qū)生產(chǎn)能力計算盤區(qū)生產(chǎn)能力按下式計算：（5-2）式中：A——盤區(qū)生產(chǎn)能力，Mt/a；K1——工作面不均衡系數(shù)，盤區(qū)內(nèi)同采的只有一個工作面，因此取1；K2——盤區(qū)內(nèi)掘進(jìn)出煤系數(shù)，取1.1；A0——工作面日生產(chǎn)能力，1.54Mt/a。把數(shù)據(jù)帶入公式5-2得：A=1×1.1×1.54=1.694Mt/a礦井設(shè)計井型為1.54Mt/a，首采盤區(qū)生產(chǎn)能力為1.694Mt/a，完全能夠滿足礦井的產(chǎn)量要求。（2）盤區(qū)采出率盤區(qū)內(nèi)留設(shè)有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱損失，其中包括工作面回采落煤損失、盤曲上下山保護(hù)煤柱損失以及盤區(qū)邊界三角煤損失，還有其它不可預(yù)知的煤炭資源損失，因此盤區(qū)實際采出煤量低于盤區(qū)工業(yè)儲量。盤區(qū)實際采出煤量與盤區(qū)工業(yè)儲量的百分比稱為盤區(qū)采出率。按下式計算：盤區(qū)采出率=盤區(qū)實際采出煤量/盤區(qū)工業(yè)儲量×100%北一盤區(qū)工業(yè)儲量為：5390.268萬t開采損失包括以下?lián)p失：（1）煤柱損失P1=(80×2767.96+30×17482.5)×2.95×1.4×10-4=308.06萬t（2）盤區(qū)內(nèi)工作面開采損失P2=(2.95×0.05)×(10×260×1900)×1.4×10-4=102.011萬t盤區(qū)煤炭總損失：P=P1+P2=308.06+102.011=410.071萬t則可得：盤區(qū)采出率=(5390.268-410.071)/5390.268=92.39%根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》（2005年版）規(guī)定：厚煤層盤區(qū)采出率不低于0.75，中厚煤層盤區(qū)采出率不低于0.8，薄煤層盤區(qū)采出率不低于0.85。設(shè)計首采盤區(qū)采出率為0.9239，符合規(guī)定。5.3盤區(qū)車場選型計算5.3.1盤區(qū)車場的形式本設(shè)計盤區(qū)煤層上下山通過盤區(qū)下部車場與大巷相連，每一個區(qū)段設(shè)有專門的中部車場。盤區(qū)下部車場如圖5-2所示，盤區(qū)下部車場結(jié)構(gòu)簡單，設(shè)備較少，運(yùn)輸方便。1-軌道運(yùn)輸大巷2-膠帶運(yùn)輸大巷3-軌道上山4-運(yùn)輸上山5-材料繞道圖5-2盤區(qū)下部車場布置圖盤區(qū)中部車場如圖5-3所示，盤區(qū)中部車場結(jié)構(gòu)簡單，設(shè)備較少，運(yùn)輸方便，同時能夠很好地保證對盤區(qū)兩翼的輔助運(yùn)輸。1-軌道運(yùn)輸巷2-膠帶運(yùn)輸巷3-材料繞道圖5-3盤區(qū)中部車場布置圖5.3.2盤區(qū)車場的調(diào)車方式裝滿設(shè)備和材料的礦車或材料車由齒軌車牽引從軌道大巷進(jìn)入盤區(qū)下部，通過盤區(qū)下部材料繞道進(jìn)入軌道上山，齒軌車通過軌道上山行駛至指定區(qū)段。再通過區(qū)段材料繞道至各區(qū)段軌道斜巷。

6采煤方法6.1采煤工藝方式6.1.1盤區(qū)煤層特征及地質(zhì)條件盤區(qū)所采煤層為二1煤層，其煤層特征：黑～黑灰色，具半金屬～玻璃～油脂光澤，條帶狀結(jié)構(gòu)，粒狀小塊狀構(gòu)造。偶含黃鐵礦薄膜，屬半亮～光亮型煤，煤的硬度f=0.7左右，煤層結(jié)構(gòu)簡單。原煤為低灰，特低硫、低磷、極易選～極難選煤的貧瘦煤、貧煤和無煙煤。煤層平均厚度為2.95m，煤層平均傾角為6°，煤的密度為1.41t/m3。回采工作面相對瓦斯涌出量為3.148m3/t，絕對涌出量為10.932m3/min。該盤區(qū)屬于低瓦斯盤區(qū)，煤塵具有爆炸危險性，煤層煤塵爆炸性指數(shù)為12~21%。根據(jù)井田勘探報告，二1煤不易自燃，地溫、地壓均正常。本礦井正常涌水量600m3/h，最大涌水量為650m3/h。偽頂多為炭質(zhì)泥巖、頁巖，易破碎，偽頂厚度0~0.5m，局部厚度達(dá)到1.5m。直接頂板為易冒落泥巖、砂質(zhì)泥巖，厚度0~28.3m，隨采隨落。老頂為中粒砂巖，厚度2~35m，一般15m，能冒落，但周期來壓不明顯。直接底板以泥巖、砂質(zhì)泥巖為主，厚度0.75~17.19m，平均3.10m，層理普遍發(fā)育，遇水易膨脹。6.1.2確定采煤工藝方式本礦井主采煤層為二1煤，煤厚平均為2.95m，厚度變化較大。根據(jù)國內(nèi)外中厚煤層開采技術(shù)發(fā)展現(xiàn)狀，結(jié)合井田開采技術(shù)條件，設(shè)計認(rèn)為適合二1煤的采煤工藝為一次采全高綜采工藝。其優(yōu)點(diǎn)為工作面產(chǎn)量和效率高；巷道掘進(jìn)較少，減少了巷道的維護(hù)工程量，同時生產(chǎn)也相對集中；萬噸掘進(jìn)率高；工作面搬家次數(shù)少，節(jié)省搬遷費(fèi)用，增加了生產(chǎn)時間；材料消耗少；大采高采場過風(fēng)斷面大，為稀釋瓦斯創(chuàng)造了有利條件。同時一次采全高綜采工藝的缺點(diǎn)是煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層，一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易偏幫，支架易傾斜、滑倒；采高固定，適應(yīng)煤層厚度變化能力較差；對煤層及頂?shù)装逡筝^高。6.1.3回采工作面長度的確定該盤區(qū)的煤層賦存條件好，地質(zhì)條件簡單，所以該礦井設(shè)計為綜合機(jī)械化程度比較好的現(xiàn)代化礦井。要求工作面的較大的生產(chǎn)能力，故選用較長的工作面。一般綜采工作面的長度范圍為180～300m，為了能夠達(dá)到礦井年產(chǎn)量，加上國內(nèi)采煤技術(shù)水平的提高，工作面長度逐漸增長，故設(shè)計工作面的長度為260m。6.1.4工作面的推進(jìn)方向和推進(jìn)度由于后退式的工作面和巷道的維護(hù)條件比較好，工作面的推進(jìn)方向確定為后退式。綜采工作面的走向長度一般不宜小于1000m。另外，考慮到工作面搬遷次數(shù)及煤損隨工作面推進(jìn)距離之間的關(guān)系，結(jié)合礦井設(shè)計生產(chǎn)能力所選用滾筒采煤機(jī)的技術(shù)參數(shù)，可得出綜采工作面的推進(jìn)度為：V0=0.8×8×330=2112m/年6.1.5回采工藝及工作面設(shè)備選型1）落煤方式（1）割煤方式：雙向往返割煤。（2）進(jìn)刀方式：端部斜切進(jìn)刀割三角煤（3）進(jìn)刀過程：①端部斜切進(jìn)刀：采煤機(jī)割煤至機(jī)頭（機(jī)尾）后調(diào)換煤機(jī)滾筒的上下位置使前滾筒在上，后滾筒在下，調(diào)換上（下）關(guān)系后反向運(yùn)行，利用輸送機(jī)的彎曲段牽引煤機(jī)切入煤壁，直至后滾筒全部進(jìn)入煤壁為止。機(jī)組進(jìn)刀總長度控制在35m左右。②推移輸送機(jī)機(jī)頭（機(jī)尾）：將輸送機(jī)機(jī)頭（機(jī)尾）推近煤壁。③回刀：再次調(diào)換兩個滾筒的上下位置，向機(jī)頭（機(jī)尾）方向割三角煤直至輸送機(jī)機(jī)頭（機(jī)尾）。④下行（上行）割煤：完成進(jìn)刀、割完三角煤后，再一次調(diào)整煤機(jī)滾筒的上下位置關(guān)系，從工作面一端向另一端割煤，直至另一端頭。以機(jī)頭處進(jìn)刀為例，其進(jìn)刀過程如圖6-1所示。圖6-1端部斜切進(jìn)刀割三角煤進(jìn)刀2）裝運(yùn)煤機(jī)組滾筒旋轉(zhuǎn)割煤的同時，利用螺旋葉片自動把煤裝入刮板輸送機(jī)，余煤由鏟煤板隨推移前輸送機(jī)鏟入輸送機(jī)。區(qū)段運(yùn)輸斜巷后段鋪設(shè)一部轉(zhuǎn)載機(jī)和一部破碎機(jī)，前段鋪設(shè)一部可伸縮膠帶輸送機(jī)運(yùn)煤。3）工作面設(shè)備選型（1）采煤機(jī)的選型①采煤機(jī)應(yīng)具有的最小生產(chǎn)能力：Qh=Qy×f/(D×T×K) (6-1)式中：Qh—采煤機(jī)應(yīng)具有的最小生產(chǎn)能力，t/h；Qy—設(shè)計的工作面年產(chǎn)量，t/a；f—能力富裕系數(shù)，取1.4；D—年生產(chǎn)天數(shù)，取330天；T—每日采煤機(jī)生產(chǎn)時間，取16h；K—采煤機(jī)開機(jī)率，取0.6。代入數(shù)據(jù)可得：Qh=1500000×1.4/(330×16×0.6)=662.88t/h煤機(jī)的平均牽引速度 Vc=Qh/(60×B×H×γ×C) (6-2)式中：Vc—采煤機(jī)的平均牽引速度，m/min；Qh—采煤機(jī)應(yīng)具有的最小生產(chǎn)能力，662.88t/h；B—采煤機(jī)截深，取0.8m；H—采高，取2.95m；γ—煤的密度，取1.41t/m3；C—工作面采出率，取0.95。代入數(shù)據(jù)可得：Vc=662.88/(60×0.8×2.95×1.41×0.95)=3.52m/min③采煤機(jī)所需裝機(jī)功率采煤機(jī)裝機(jī)功率包括截割電動機(jī)、牽引電動機(jī)、破碎電動機(jī)、液壓泵電動機(jī)、機(jī)載增壓噴霧泵電動機(jī)等電動機(jī)功率總和。采煤機(jī)裝機(jī)功率由下式估算： P＝Q×Hw (6-3)式中：P—采煤機(jī)裝機(jī)功率，kW；Q—采煤機(jī)生產(chǎn)率，662.88t/h；Hw—比能耗，一般0.6~0.7，取0.65。則采煤機(jī)裝機(jī)功率：P＝662.88×0.65=430.872kW④采煤機(jī)所需牽引力據(jù)經(jīng)驗統(tǒng)計，采煤機(jī)牽引力一般為其裝機(jī)功率數(shù)值的0.5~1倍。⑤滾筒直徑滾筒直徑一般按最大采高的0.56倍來選擇，并且滾筒直徑應(yīng)符合標(biāo)準(zhǔn)系列。根據(jù)最大可采高為3.9m，滾筒直徑為應(yīng)為2.18m。根據(jù)煤層的開采技術(shù)條件、煤的硬度、采高及以上計算的指標(biāo)值，選擇西安煤礦機(jī)械有限公司生產(chǎn)的MG300/700-WD1型采煤機(jī)。其主要技術(shù)特征見表6-1。表6-1采煤機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號MG300/700-WD1制造廠家西安煤礦機(jī)械有限公司采高m2~3.82截深m0.8滾筒直徑m2.0裝機(jī)功率kW700牽引方式無鏈雙驅(qū)動電牽引牽引速度m/min0~8.3~13.9牽引力kN500供電電壓V1140（2）刮板輸送機(jī)選型工作面刮板輸送機(jī)選型需滿足三個方面的要求，即運(yùn)輸能力與采煤機(jī)生產(chǎn)能力相適應(yīng)，并留有一定的備用能力；外形尺寸和牽引方式與采煤機(jī)相匹配；運(yùn)輸機(jī)長度與工作面長度相一致。1.刮板輸送機(jī)的生產(chǎn)能力： Qc=Qh×Kc×Ky×Kv (6-4)式中：Qc—刮板輸送機(jī)的生產(chǎn)能力，t/h；Qh—采煤機(jī)應(yīng)具有的最小生產(chǎn)能力，662.88t/h；Kc—采煤機(jī)割煤速度不均衡系數(shù)，取1.2；Ky—考慮運(yùn)輸方向及傾角對刮板輸送機(jī)能力的影響系數(shù)，取1.05；Kv—采煤機(jī)與刮板輸送機(jī)相同方向運(yùn)動時的修正系數(shù)，取1.05。則刮板輸送機(jī)的生產(chǎn)能力：Qc=662.88×1.2×1.05×1.05=876.99t/h2.刮板輸送機(jī)的裝機(jī)功率因采煤機(jī)電動機(jī)功率為700kW，故刮板輸送機(jī)的裝機(jī)功率應(yīng)大于等于700kW。3.板輸送機(jī)設(shè)計長度工作面的長度為260m，故刮板輸送機(jī)的設(shè)計長度應(yīng)大于260m。綜上所述，工作面前后刮板輸送機(jī)可選擇SGZ800/800型刮板輸送機(jī)，其設(shè)計長度為280m，出廠長度為260m，功率為2×400kW，輸送量為1500t/h，可以滿足生產(chǎn)的需要。其主要技術(shù)特征見表6-2。表6-2工作面前后刮板輸送機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號SGZ800/800制造廠家中煤張家口煤礦機(jī)械有限責(zé)任公司輸送能力t/h1500運(yùn)輸機(jī)長度m260電壓等級V1140功率kW2×400鏈速m/s1.31中部槽尺寸mm1500×800×344轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)及膠帶輸送機(jī)選型詳見第7章井下運(yùn)輸部分。6.1.6采煤工作面支護(hù)方式1）支架選型及布置回采工作面的支護(hù)采用液壓支架支護(hù)，根據(jù)工作面頂?shù)装鍘r性及煤層厚度、采高等條件，選用ZZ4800/22/42型支撐掩護(hù)式液壓支架及其相配套的端頭支架。工作面機(jī)頭、機(jī)尾分別布置端頭架3架，中間架140架，共計146架。放頂煤液壓支架技術(shù)特征見表6-3。表6-3液壓支架主要技術(shù)特征項目單位數(shù)據(jù)型號ZZ4800/22/42型式支撐掩護(hù)式支撐高度m2.2~4.2支架寬度m1.47初撐力kN4364工作阻力kN4800支護(hù)強(qiáng)度MPa0.66~0.75泵站壓力MPa31.5底板比壓MPa1.53支架重量t14.3操作方式本架操縱制造廠家北京煤礦機(jī)械廠2）支架選型及支護(hù)強(qiáng)度驗算（1）支架高度的確定支架最大、最小支護(hù)高度： Hmax=hmax+S1 (6-5) Hmin≤hmin-S2-a-b (6-6)式中：Hmax、Hmin—支架最大、最小支護(hù)高度，m；hmax、hmin—煤層最大、最小采高，取3.9m和0.58m；S1—偽頂或浮煤冒落厚度，一般取0.2m；S2—頂板最大下沉量，取200mm；a—支架移架所需最小下降量，取50mm；b—浮煤厚度，取50mm。則支架最大支護(hù)高度為：Hmax=2.5+0.2=2.7m，支架最小支護(hù)高度為：Hmn=0.85-0.2-0.05-0.05=0.55m（2）支架支護(hù)強(qiáng)度驗算根據(jù)工作面頂?shù)装宸诸悩?biāo)準(zhǔn)（MT554-1996、MT553-1996），本礦井主要可采煤層頂板主要為2類，底板主要為II~III類。支架支護(hù)強(qiáng)度以下式估算： P＝(6~7)×9.8×M×γ×cosα×10-3 (6-7)式中：M—采高，取2.95m；γ—頂板巖石密度，取2.5t/m3；α—煤層傾角，αmin=0°。代入數(shù)據(jù)得：P＝(6~7)×9.8×2.95×2.5×cos0°×10-3=（0.434~0.506）MPaP＝0.490MPa≤0.66×80%=0.528MPa，經(jīng)演算，P不大于支架額定支護(hù)強(qiáng)度的80%，所以該支架能夠滿足支護(hù)要求。工作面液壓支架供液由WRB200/31.5型乳化液泵站提供，其技術(shù)特征見表6-4。表6-4乳化液泵站技術(shù)特征表型號流量L/min壓力/MPa功率/kW電壓/V配套液箱型號容積/LWRB200/31.520031.51251140RX200/16A16003）頂板管理工作面采用全部跨落法管理頂板。4）移架方式移架采用本架操作，追機(jī)順序移架方式。移架遵循及時支護(hù)原則，采煤機(jī)上滾筒割過1~3架后，開始伸支架伸縮梁，梁必須與煤壁擠嚴(yán)。采煤機(jī)下滾筒割過3~5架后開始移架，邊移架，邊收回伸縮梁。移架后的端面距不得大于0.34m，支架要成直線，頂梁要平，必須嚴(yán)密接頂并達(dá)到初撐力，操作完畢，將各種手把打回零位。工作面頂板不好時，可采用帶壓移架方式，工作面頂板嚴(yán)重破碎時，必須割一架，停機(jī)伸伸縮梁或拉架管理好頂板，然后開機(jī)割另一架處的煤。5）推移刮板輸送機(jī)滯后采煤機(jī)10~15m推移刮板輸送機(jī)，工作面順序逐架推移刮板輸送機(jī)，推移步距為800mm，確保工作面運(yùn)輸機(jī)成一直線；當(dāng)采煤機(jī)到工作面運(yùn)輸機(jī)頭后，先向上返刀直至煤機(jī)后滾筒完全進(jìn)入煤壁、完成進(jìn)刀后再將機(jī)頭處運(yùn)輸機(jī)移至煤壁。機(jī)尾輸送機(jī)推移方式與機(jī)頭處相同。6.1.7端頭支護(hù)及超前支護(hù)方式1）端頭支架支護(hù)及要求端頭是工作面與斜巷的交接處，跨度大，斷面大，支承壓力在此集中，變形量大，難于維護(hù)。上下斜巷受回采影響，壓力增大，不易支護(hù)。因此，決定采用端頭液壓支架進(jìn)行支護(hù)。其優(yōu)點(diǎn)是支護(hù)方便、安全；為轉(zhuǎn)載機(jī)和輸送機(jī)頭的移動提供動力；能適應(yīng)工作面傾角變化。因此本設(shè)計端頭支護(hù)采用ZT7500/18/36型端頭支架，其技術(shù)特征見表6-5。表6-5端頭支架主要技術(shù)特征項目單位數(shù)據(jù)型號ZT7500/18/36工作阻力kN7230~7500初撐力kN5380~6030最小支撐高度m1.8最大支撐高度m3.6支護(hù)強(qiáng)度MPa0.43~0.55中心距m1.5底板比壓MPa0.72~0.8重量t21.352）超前支護(hù)（1）超前支護(hù)的范圍及方法工作面采用DW35－300/110X型單體液壓支柱加鉸接頂梁進(jìn)行超前支護(hù)。區(qū)段軌道斜巷的超前支護(hù)從煤壁線向外30m超前支護(hù)，柱距800mm。②區(qū)段運(yùn)輸斜巷的超前支護(hù)從煤壁線向外30m超前支護(hù)，柱距800mm。③機(jī)尾上隅角通風(fēng)需要在機(jī)尾打木垛留通風(fēng)通道，木垛緊靠支架，木垛距離不超過3m，木垛必須用柱帽、木楔背緊。④當(dāng)各橫川進(jìn)入超前支護(hù)范圍內(nèi)，必須在各橫川口加強(qiáng)支護(hù)。在橫川口靠煤柱打一排柱距為800mm的戴帽點(diǎn)柱（用單體柱）。（2）超前支護(hù)管理①超前支護(hù)必須嚴(yán)格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直線；回柱時必須四人以上配合作業(yè)，嚴(yán)禁單人進(jìn)行操作，回柱時必須有專人看護(hù)好頂板、煤幫情況，發(fā)現(xiàn)有活煤、矸及時處理后方可作業(yè)，嚴(yán)格執(zhí)行先支后回的原則。所有支柱必須戴帽，必須使用規(guī)格柱帽。要上好保險繩并將單體支柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。②超前支護(hù)處滿足高不低于1.8m，寬不低于0.8m的安全出口和運(yùn)送物料通道。③當(dāng)機(jī)組行至工作面兩頭距巷道15m以內(nèi)時，嚴(yán)禁在兩頭作業(yè)，以防甩出大塊傷人。當(dāng)在拉動端頭架、推動轉(zhuǎn)載機(jī)、拖拉液壓管及電纜時嚴(yán)禁在兩頭作業(yè)并撤出人員，以防撞倒柱傷人或其它意外傷人。超前支護(hù)工作不能與同一地點(diǎn)其它工作平行作業(yè)。④在行人巷行走必須走兩排柱之間，各種電纜液管必須掛在巷幫不低于2.0m處，班長、安檢工必須經(jīng)常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現(xiàn)安全隱患及時處理；臨近工作面的橫川內(nèi)材料必須提前工作面50m回收，備品備件必須碼放在工作面70m以外。6.1.8各工藝過程注意事項1）割煤質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐（長度超過1m，最突出部分不超過150mm；長度在1m以下，最突出部分不超過200mm）。無馬棚、頂?shù)装迤街保缣厥庑枰垦h(huán)頂?shù)装迮c上一個循環(huán)頂?shù)装邋e差不能超過±50mm。機(jī)頭、機(jī)尾各10m要平緩過渡，防止出現(xiàn)臺階，支架頂梁必須接頂嚴(yán)實。2）移架質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)移架質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設(shè)，最大仰俯角<7°，相鄰支架間不能有明顯錯差（不超過頂梁側(cè)護(hù)板高的1/3），支架不擠不咬，架間空隙不大于200mm。移架時要保證支架移到位，梁端距依據(jù)采高變化保持在350~550mm之間；移架過程中要及時調(diào)整支架形狀，如發(fā)生倒架、咬架等現(xiàn)象，需在移架過程中及時利用側(cè)護(hù)板調(diào)整。3）推移刮板輸送機(jī)要求刮板輸送機(jī)在推移后必須保證成一直線，保證刮板輸送機(jī)平整，不得出現(xiàn)飄溜、凹溜和局部起伏過大等現(xiàn)象。推移工作面刮板輸送機(jī)時，必須距采煤機(jī)底滾筒大于15m進(jìn)行，不得出現(xiàn)急彎、除進(jìn)刀所需外其它地段不準(zhǔn)出現(xiàn)彎曲。若推移困難時，不應(yīng)強(qiáng)推硬過，必須查明原因并處理后再推移刮板輸送機(jī)。4）清煤質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)工作面沒有超過100mm的炭塊。清煤工必須滯后推移刮板輸送機(jī)10個架，距采煤機(jī)大于50m，清煤人員必須面向機(jī)尾注意刮板輸送機(jī)、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。5）對工作面端頭支架支護(hù)的管理工作面兩端頭各布置3臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環(huán)，又因端頭至超前支護(hù)20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。（1）端頭支架必須達(dá)到初撐力。（2）端頭支架底座嚴(yán)禁鉆底，以防壓住推移桿使轉(zhuǎn)載機(jī)和工作面刮板輸送機(jī)機(jī)頭推移困難，損壞設(shè)備。若支架底座壓住推移桿，必須利用提底千斤將支架底座提起，然后在支架底座下墊順山板梁或柱帽將支架底座墊起。（3）當(dāng)巷道及兩頭出口頂板破碎時，應(yīng)架棚維護(hù)。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。單體柱要支正、升緊，嚴(yán)禁出現(xiàn)三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦發(fā)現(xiàn)要立即更換。在機(jī)頭架棚時必須閉鎖三機(jī)。6）采空區(qū)管理采空區(qū)采用自然跨落法處理，若機(jī)頭端頭老塘懸頂面積大于8m2而不垮落，必須將錨索退出，若退出錨索后仍無法使采空區(qū)頂板跨落必須對采空區(qū)強(qiáng)制放頂，相應(yīng)措施按有關(guān)規(guī)定執(zhí)行。7）提高塊率、保證煤質(zhì)的措施（1）在各轉(zhuǎn)載點(diǎn)落煤處加設(shè)緩沖裝置。（2）在割煤過程中一定要掌握好采煤機(jī)速度，保持在5m/min左右。（3）破碎機(jī)錘頭高度保持在150~200mm之間。（4）機(jī)組司機(jī)要掌握好采高，嚴(yán)禁割底割頂。（5）停機(jī)時及時停水，若工作面遇水大時，要及時采取排水措施。（6）在順槽皮帶機(jī)頭處加設(shè)除鐵器。（7）各級運(yùn)輸機(jī)司機(jī)嚴(yán)格把關(guān)，禁止雜物（板皮、木料）進(jìn)入運(yùn)煤系統(tǒng)。8）頂板維護(hù)及礦壓觀測措施工作面及順槽巷道必須加強(qiáng)頂板維護(hù)，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且工作面所有支架拉過后必須升緊達(dá)到初撐力；順槽巷道超前工作面50m加強(qiáng)維護(hù)，對于失效錨桿由調(diào)度室安排重新補(bǔ)打，對于網(wǎng)破地點(diǎn)必須進(jìn)行補(bǔ)網(wǎng)并聯(lián)好。礦壓監(jiān)測由班長及驗收員完成，每班班后記錄在礦壓觀測記錄表上，并交相關(guān)領(lǐng)導(dǎo)。6.1.9回采工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè)1）勞動組織形式勞動組織以采煤機(jī)割煤工序為中心來組織拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工種追機(jī)平行作業(yè)，以充分利用工時、空間，充分發(fā)揮綜合機(jī)械化效能。工作面采用綜采一次采全高采煤工藝，割煤高度2.95m，循環(huán)進(jìn)度為0.8m，日進(jìn)八個循環(huán)。采用“三八”制工作制度（兩班生產(chǎn)，一班檢修），均執(zhí)行現(xiàn)場交接班制，每班有效工時為8h。勞動組織方式為分段追機(jī)作業(yè)。循環(huán)方式為生產(chǎn)班每班進(jìn)四個采煤循環(huán)，日進(jìn)八個循環(huán)。24h正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表見工作面層面圖，勞動組織配備表見表6-6。表6-6勞動組織配備表工種班次定員生產(chǎn)一班生產(chǎn)二班檢修班班長2226采煤機(jī)司機(jī)2226支架工3339刮板輸送機(jī)司機(jī)2226轉(zhuǎn)載機(jī)司機(jī)1113泵站司機(jī)1113膠帶輸送機(jī)司機(jī)2226端頭維護(hù)工2226清煤工2215留巷充填工3328電工2248運(yùn)料工2248驗收員1113其他人員1113合計262628802）技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)工作面循環(huán)產(chǎn)量按下式計算： Q=L×S×H×γ×C(6-8)式中：Q—工作面循環(huán)產(chǎn)量，t；L—工作面長度，260m；S—循環(huán)進(jìn)尺，0.8m；H—采煤機(jī)割煤高度，2.95m；γ—煤的密度，1.41t/m3；C—工作面采出率，取0.95；則工作面循環(huán)產(chǎn)量：Q=260×0.8×2.95×1.41×0.95=821.91t則工作面日產(chǎn)量：Qd=8×Q=8×821.91=6575.34t回采工作面成本主要包括工資、材料消耗、設(shè)備折舊費(fèi)、電力消耗四項費(fèi)用，根據(jù)礦上實際數(shù)據(jù)取為120.83元/t。工作面主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)見表6-7。表6-7工作面主要經(jīng)濟(jì)技術(shù)指標(biāo)序號項目單位數(shù)量1工作面推進(jìn)長度m28002工作面長度m2603工作面平均傾角°64設(shè)計采高m2.955煤的密度t/m31.416循環(huán)進(jìn)尺m0.87循環(huán)產(chǎn)量t568.28日循環(huán)數(shù)個89日產(chǎn)量t4545.4510月推進(jìn)度m19211坑木消耗m3/萬t812乳化液消耗kg/萬t40013炸藥消耗kg/萬t17514雷管消耗發(fā)/萬t30015回采工效t/工56.8216回采率%84.117噸煤成本元/t2006.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面相對瓦斯涌出量為3.148m3/t，絕對瓦斯涌出量為10.932m3/min，屬低瓦斯工作面，故瓦斯的威脅不是很嚴(yán)重。根據(jù)以風(fēng)定產(chǎn)的要求以及第九章通風(fēng)設(shè)計關(guān)于工作面通風(fēng)方式選擇的比較論述，確定采用U形通風(fēng)方式。回采巷道采用單巷布置與掘進(jìn)，布置方式為一進(jìn)風(fēng)一回風(fēng)，每個工作面共布置兩條斜巷，每側(cè)布置一條。為保證上行通風(fēng)，工作面下部巷道進(jìn)風(fēng)，上部巷道回風(fēng)，為工作面提供新鮮風(fēng)流。同時采用沿空留巷技術(shù)，即上區(qū)段軌道（運(yùn)輸）斜巷兼做下區(qū)段軌道（運(yùn)輸）斜巷。工作面運(yùn)輸斜巷布置膠帶輸送機(jī)；工作面軌道斜巷鋪設(shè)軌道。6.2.2回采巷道參數(shù)1）區(qū)段斜巷巷道參數(shù)區(qū)段運(yùn)輸、軌道斜巷斷面均為尺寸為4.6m×3.0m的矩形斷面。區(qū)段運(yùn)輸斜巷內(nèi)布置膠帶寬度為1200mm的膠帶輸送機(jī)運(yùn)煤，區(qū)段軌道斜巷內(nèi)采用礦車進(jìn)行輔助運(yùn)輸。排水管路和動力電纜分別布置在區(qū)段軌道斜巷和區(qū)段運(yùn)輸斜巷內(nèi)。2）區(qū)段斜巷支護(hù)方式（1）頂板錨桿①規(guī)格和數(shù)量：規(guī)格Ф22-M24-2800mm，共6根，間排距800×800mm。=2\*GB3②鋼帶：M5型鋼帶，長4.6m。=3\*GB3③網(wǎng)：8#鐵絲網(wǎng)，規(guī)格為5200×1000mm，網(wǎng)的搭接部分應(yīng)全部壓在鋼帶下方，并用12＃鐵絲按150mm間隔有效連接。④錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設(shè)角度為與鉛垂線成30°。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(qiáng)度托盤，規(guī)格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規(guī)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(guī)格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2750mm。=10\*GB3⑩預(yù)緊及錨固力：錨桿預(yù)緊力不低于60~80kN，錨固力不低于120kN，錨桿預(yù)緊力矩不小于300N·m。（2）頂板錨索梁①規(guī)格和數(shù)量：規(guī)格Ф21.8-6300mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600mm，緊跟迎頭施工，如圖6-2-1所示。=2\*GB3②鋼帶：16#槽鋼，長2m，兩孔，孔中心距1.5m。=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(qiáng)度平鋼板，規(guī)格140×100×15mm。⑥藥卷：采用四支樹脂藥卷，一支規(guī)格為K2360型（里端），另三支為Z2360。⑦錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為2875mm。=8\*GB3⑧鉆孔規(guī)格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深6000mm。=9\*GB3⑨預(yù)緊及錨固力：預(yù)緊力80~100kN，錨固力不低于200kN。（3）幫部錨桿①規(guī)格和數(shù)量：規(guī)格Ф22-M24-2500mm，共4根，間排距800×800mm。=2\*GB3②鋼帶：M4型鋼帶，長2.8m。=3\*GB3③網(wǎng)：8#鐵絲網(wǎng)支護(hù)，規(guī)格為3200×1000mm，網(wǎng)的搭接部分應(yīng)全部壓在鋼帶下方，并用12＃鐵絲按150mm間隔有效連接。④錨桿角度：靠近巷幫的幫部錨桿安設(shè)角度為與水平線成30°。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(qiáng)度托盤，規(guī)格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規(guī)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(guī)格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩預(yù)緊及錨固力：錨桿預(yù)緊力不低于60~80kN，錨固力不低于80kN，錨桿預(yù)緊力矩不小于300N·m。（4）個別地段根據(jù)需要可增設(shè)預(yù)警點(diǎn)柱。（5）巷道幫頂肩角處錨桿適當(dāng)垂直煤巖面，也可帶一定角度。幫頂錨桿扭矩不低于300N·m，機(jī)具扭矩不足時采用滯后二次加扭。（6）嚴(yán)格控制錨桿排距，確保錨桿排距不得超過850mm。圖6-2盤區(qū)軌道斜巷斷面圖圖6-3盤區(qū)運(yùn)輸斜巷斷面圖7井下運(yùn)輸7.1概述井下運(yùn)輸分為主要運(yùn)輸和輔助運(yùn)輸。主要運(yùn)輸就是指對煤的運(yùn)輸；輔助運(yùn)輸是指運(yùn)輸矸石、材料、設(shè)備和人員。井下運(yùn)輸設(shè)計是對井下主要運(yùn)輸和輔助運(yùn)輸作統(tǒng)籌安排，運(yùn)輸方式與設(shè)備的選型，應(yīng)根據(jù)礦井設(shè)計生產(chǎn)能力、煤層賦存條件、瓦斯情況、采煤方法等因素綜合確定。7.1.1井下運(yùn)輸設(shè)計的原始條件與數(shù)據(jù)井下運(yùn)輸設(shè)計的原始條件和數(shù)據(jù)見表7-1。表7-1井下運(yùn)輸設(shè)計的原始條件與數(shù)據(jù)序號項目單位參數(shù)1設(shè)計生產(chǎn)能力Mt/a2.42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m2.956煤層傾角°4~77煤的密度t/m31.418相對瓦斯涌出量m3/t0.59絕對瓦斯涌出量m3/min5.2310礦井瓦斯等級低11煤塵爆炸性有爆炸危險性7.1.2運(yùn)輸距離和貨載量首采盤區(qū)區(qū)段運(yùn)輸斜巷到膠帶運(yùn)輸大巷平均運(yùn)距為2842m，最大運(yùn)距為5684m，大巷運(yùn)距為880m，故從工作面到井底車場的最大運(yùn)距為6564m。首采盤區(qū)布置一個采煤工作面、一個掘進(jìn)工作面即可保產(chǎn)，綜采工作面日產(chǎn)量6872.32t，掘進(jìn)面日產(chǎn)量356.01t，運(yùn)煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)運(yùn)輸能力要大于各工作面的生產(chǎn)能力。7.1.3井下運(yùn)輸系統(tǒng)1）運(yùn)輸方式運(yùn)煤：由于礦井井型較大，需運(yùn)輸系統(tǒng)有較大的運(yùn)輸能力，煤層賦存條件比較簡單，為緩傾斜近水平煤層，且運(yùn)輸距離較遠(yuǎn)，故區(qū)段運(yùn)輸斜巷、盤區(qū)運(yùn)輸上山、運(yùn)輸大巷均采用帶式輸送機(jī)運(yùn)煤，采煤工作面采用連續(xù)刮板輸送機(jī)運(yùn)煤。輔助運(yùn)輸：為實現(xiàn)自動化控制和連續(xù)集裝運(yùn)輸，適應(yīng)礦井底板差的條件，結(jié)合礦井大巷傾角、巖石工程量等因素，礦井輔助運(yùn)輸采用CK-66型齒軌車牽引礦車運(yùn)輸。運(yùn)送矸石、砂石、水泥等采用MG1.1-6A型1t固定箱式礦車；運(yùn)送設(shè)備材料選用MLG1.1-6型1t材料車、MPG1.1-6型1t平板車、MPG5-6型5t平板車、MPG10-6型10t平板車；運(yùn)送支架選用MPC20-6型20t平板車；運(yùn)送人員選用專用人車。2）運(yùn)輸系統(tǒng)井下運(yùn)輸系統(tǒng)包括運(yùn)煤系統(tǒng)、運(yùn)料系統(tǒng)、人員運(yùn)送系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)。（1）運(yùn)煤系統(tǒng)盤區(qū)采煤工作面→區(qū)段運(yùn)輸斜巷→盤區(qū)運(yùn)輸上山→膠帶運(yùn)輸大巷→井底煤倉→主井→地面。掘進(jìn)工作面→區(qū)段運(yùn)輸斜巷→膠帶運(yùn)輸大巷→井底煤倉→主井→地面。（2）行人、運(yùn)料系統(tǒng)地面→副井→井底車場→軌道大巷→盤區(qū)下部車場材料車場→盤區(qū)中部車場→區(qū)段軌道斜巷→工作面。（3）排矸系統(tǒng)工作面→區(qū)段軌道斜巷→盤區(qū)中部車場→盤區(qū)下部車場→軌道大巷→井底車場→副井→地面。7.2盤區(qū)運(yùn)輸設(shè)備選型7.2.1設(shè)備選型原則設(shè)備選型必須遵循下列原則：1）必須考慮礦井開拓系統(tǒng)狀況，并與運(yùn)輸系統(tǒng)統(tǒng)一規(guī)劃，注意上下運(yùn)輸環(huán)節(jié)能力的配套，以及局部運(yùn)輸與總體運(yùn)輸?shù)慕y(tǒng)一；2）必須使上下兩個運(yùn)輸環(huán)節(jié)設(shè)備能力基本一致，設(shè)計時應(yīng)合理的選擇生產(chǎn)不均勻系數(shù)和設(shè)備能力的配套系數(shù)；為緩和上下兩個運(yùn)輸環(huán)節(jié)的生產(chǎn)不均勻性或不連續(xù)性，要采取一些緩沖措施，如設(shè)置煤倉或儲車線等；3）必須注意盡量減少運(yùn)輸轉(zhuǎn)載的次數(shù)，不要出現(xiàn)輸送機(jī)—軌道—輸送機(jī)—軌道的情況；4）必須使設(shè)備的運(yùn)輸、安裝和檢修方便，并應(yīng)考慮輸送設(shè)備對通風(fēng)、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(yùn)輸?shù)耐瑫r，統(tǒng)一考慮輔助運(yùn)輸是否合理經(jīng)濟(jì)等。7.2.2盤區(qū)運(yùn)輸設(shè)備的選型及能力驗算1）運(yùn)煤設(shè)備（1）運(yùn)煤設(shè)備選型根據(jù)盤區(qū)運(yùn)輸設(shè)備配套原則以及本礦的實際情況，盤區(qū)工作面運(yùn)輸設(shè)備配套選型見表7-2。表7-2工作面運(yùn)輸設(shè)備配套選型表名稱型號工作面刮板輸送機(jī)SGZ800/800轉(zhuǎn)載機(jī)SZZ800/200破碎機(jī)PLM2000區(qū)段運(yùn)輸平巷膠帶輸送機(jī)DSJ120/180/3×315各設(shè)備的技術(shù)特征見表7-3～表7-6。表7-3工作面刮板輸送機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號SGZ800/800制造廠家中煤張家口煤礦機(jī)械有限責(zé)任公司輸送能力t/h1500運(yùn)輸機(jī)長度m210電壓等級V1140功率kW2×400鏈速m/s1.31中部槽尺寸mm1500×800×344表7-4工作面轉(zhuǎn)載機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號SZZ800/200制造廠家中煤張家口煤礦機(jī)械有限責(zé)任公司轉(zhuǎn)載能力t/h1800設(shè)計長度m50電壓等級V1140功率kW200鏈速m/s1.8表7-5破碎機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號PLM2000制造廠家中國煤炭科工集團(tuán)有限公司破碎能力t/h2000電機(jī)轉(zhuǎn)速r/min1475總裝機(jī)功率kW200電壓等級V1140出料粒度mm<300傳動方式電動機(jī)+液力偶合器+皮帶輪表7-6區(qū)段運(yùn)輸平巷膠帶輸送機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號DSJ120/180/3×315制造廠家兗礦集團(tuán)大陸機(jī)械有限公司輸送能力t/h1800膠帶寬度mm1200電壓等級V1140主電機(jī)功率kW3×315帶速m/s3.55（2）運(yùn)輸能力驗算采煤工作面最大出煤能力為600t/h，工作面刮板輸送機(jī)輸送能力為1500t/h，轉(zhuǎn)載機(jī)轉(zhuǎn)載能力為1800t/h，破碎機(jī)破碎能力為2000t/h，區(qū)段運(yùn)輸平巷膠帶輸送機(jī)輸送能力為1800t/h；盤區(qū)運(yùn)輸系統(tǒng)中的各設(shè)備的生產(chǎn)和通過能力，均大于工作面的最大瞬時出煤能力。因此，所選設(shè)備可以滿足要求。2）輔助運(yùn)輸設(shè)備為實現(xiàn)礦井連續(xù)運(yùn)輸，減少輔助運(yùn)輸中轉(zhuǎn)過程，故采煤工作面區(qū)段軌道斜巷也采用CK-66型齒軌車牽引礦車的方式。CK-66型齒軌車技術(shù)特征表見7-8。7.3大巷運(yùn)輸設(shè)備選型7.3.1運(yùn)煤設(shè)備為了保證礦井的生產(chǎn)能力，并且使井下運(yùn)輸系統(tǒng)有較高的連續(xù)性和較高的可靠性，膠帶運(yùn)輸大巷選用膠帶輸送機(jī)運(yùn)煤。本設(shè)計中，膠帶運(yùn)輸大巷內(nèi)選用DTL120/180/3×315型鋼繩芯帶式輸送機(jī)，其主要參數(shù)見表7-7。表7-7膠帶運(yùn)輸大巷膠帶輸送機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號DTL120/180/3×315制造廠家兗礦集團(tuán)大陸機(jī)械有限公司輸送能力t/h1800膠帶寬度mm1200電壓等級V1140主電機(jī)功率kW3×315帶速m/s3.557.3.2輔助運(yùn)輸設(shè)備選擇礦井軌道大巷采用CK-66型齒軌車牽引礦車運(yùn)輸。設(shè)計選用600mm軌距系列礦車。運(yùn)送矸石、砂石、水泥等采用MG1.1-6A型1t固定箱式礦車；運(yùn)送設(shè)備材料選用MLG1.1-6型1t材料車、MPG1-6型1.5t平板車、MPC5-6型5t平板車、MPC10-6型10t平板車；運(yùn)送支架選用MPC20-6型20t平板車；運(yùn)送人員選用專用人車。井下所用各種設(shè)備具體參數(shù)見表7-8～表7-9。表7-8CK-66齒軌車特征表項目單位數(shù)目備注功率kW66常州科研試制中心黏著牽引力kN45齒條牽引力kN100最大速度m/s3.5最大爬坡能力黏著驅(qū)動°6齒條驅(qū)動18最大列車總重t35機(jī)車自重機(jī)車t12制動車2最小彎道半徑水平m6垂直12制動力kN120軌距mm600機(jī)車外形尺寸(長×寬×高)mm9340×1100×1600表7-9井下材料、設(shè)備運(yùn)輸車輛主要技術(shù)特征表名稱型號載重量/t外形尺寸/mm軌距/mm軸距/mm自重/kg礦車MG1.1-6A12000×880×1150600750720材料車MLG1.1-612100×1150×1300600750790平板車MPG1.1-612000×900×410600750527MPC5-653450×1200×4806001100900MPC10-6103460×1300×30460011001010MPC20-6203460×1300×364600110012408礦井提升8.1礦井提升概述本礦井設(shè)計井型為1.5Mt/a，服務(wù)年限為60.5a。本礦井采用立井單水平上下山開拓方式，井底車場水平標(biāo)高為-700m。礦井工作制度為“三八”制，兩班采煤，一班檢修，采煤班每班割煤四刀，檢修班檢修。每晝夜凈提升時間為16h，礦井設(shè)計年工作日為330d。主井井筒凈直徑為5.0m，凈斷面積為19.63m2，井深720m；副井井筒凈直徑為6.5m，凈斷面積為33.18m2，井深700m。主井井筒內(nèi)裝備一對12t箕斗，擔(dān)負(fù)全礦井的煤炭提升任務(wù)。副井井筒內(nèi)裝備1.67m寬罐籠和1.02m窄罐籠，擔(dān)負(fù)全礦井提人、矸石、設(shè)備及升降材料等任務(wù)，寬罐除滿足上述提升任務(wù)外，還可以滿足整體升降大型設(shè)備、綜采支架等任務(wù)。8.2主副井提升8.2.1主井提升1）設(shè)備選型礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為1.5Mt/a，屬大型礦井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井內(nèi)裝備兩套型號為JDG16/150×4的箕斗提煤，地面設(shè)落地式多繩摩擦提升機(jī)，型號為JKMD-3.25×4(III)。主井裝備的箕斗、提升機(jī)以及鋼絲繩的具體參數(shù)見表8-1～表8-3。表8-1主井箕斗技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號JDG16/150×4名義載煤量t16有效容積m317.6最大終端載荷kN588.4提升鋼絲繩直徑mm31~40數(shù)量根4繩間距mm300平衡鋼絲繩直徑mm45~62數(shù)量根2箕斗自重t12.42）提升能力驗算（1）提升高度：H=HS+HZ+HX (8-1)式中：H—提升高度，m；HS—礦井深度，720m；HZ—裝載高度，35m；HX—卸載高度，20m。則：H=720+35+20=775m表8-2主井多繩摩擦提升機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號JKMD-3.25×4(III)天輪直徑m3.25提升鋼絲繩最大靜拉力kN450最大靜拉力差kN140最大直徑mm34數(shù)量根4繩間距mm300最大提升速度m/s13天輪變位質(zhì)量t2.72自重（不含電氣設(shè)備）t62表8-3主井提升鋼絲繩技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號6△(21)股(0+9+12)繩和股纖維芯直徑鋼絲繩mm31.0鋼絲1×6股芯mm1.4第一層mm1.65第二層mm2.2鋼絲總斷面積mm2376.56參考重力N/100m3728.0鋼絲繩公稱抗拉強(qiáng)度N/mm21700鋼絲破斷拉力總和N640000安全系數(shù)-9.0（2）經(jīng)濟(jì)提升速度：Vj=0.4×H0.5 (8-2)式中：Vj—經(jīng)濟(jì)提升速度，m/s；H—提升高度，m。則：Vj=0.4×7750.5=11.14m/s（3）一次提升循環(huán)估算時間： TX=Vj/a+H/Vj+u+θ (8-3)式中：TX—次提升循環(huán)估算時間，s；a—初估加速度，取0.8m/s2；u—箕斗低速爬行階段附加時間，取10s；θ—箕斗裝卸載休止時間，取10s。則：TX=11.14/0.8+775/11.14+10+10=103.49s（4）小時提升次數(shù)：Ns=3600/TX (8-4)式中：Ns—小時提升次數(shù)，次。則：Ns=3600/103.49=35次（5）小時提升量： As=An×C×af/(br×ts） (8-5)式中：As—小時提升量，t；An—設(shè)計年產(chǎn)量，1.5Mt/a；C—提升不均衡系數(shù)，取1.3；af—提升富裕系數(shù)，取1.3；br—年工作日，330d；ts—日凈提升時間，16h。則：As=1.5×1000000×1.3×1.3/(330×16)=480.11t（6）一次合理提升量： Q=As/Ns (8-6)式中：Q—一次合理提升量，t；則：Q=480.11/35=13.72t表8-4主井提升參數(shù)提升高度/m經(jīng)濟(jì)提升速度/m·s-1一次提升時間/s小時提升次數(shù)/次小時提升量/t一次合理提升量/t77511.14103.4935480.1113.72主井提升參數(shù)見表8-4，所選箕斗提升容量為16t，所以能夠滿足礦井生產(chǎn)的需要，并為礦井以后生產(chǎn)能力的提高留有了足夠的余地。8.2.2副井提升副井采用落地式多繩摩擦式提升機(jī)提升一窄（1.02）一寬（1.67）罐籠。提升機(jī)、罐籠和鋼絲繩等具體參數(shù)見表8-5～表8-7。表8-5副井多繩摩擦提升機(jī)技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號JKMD-4×4(III)天輪直徑m4提升鋼絲繩最大靜拉力kN680最大靜拉力差kN180最大直徑mm39.5數(shù)量根4繩間距mm350最大提升速度m/s14天輪變位質(zhì)量t6.5×2自重（不含電氣設(shè)備）t115表8-6副井罐籠技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號GDG1.5/6/2/4K裝載礦車型號MG1.1-6A車數(shù)輛4乘人數(shù)人84罐籠總載量t13.68罐籠質(zhì)量t11.91最大終端荷載kN560提升首繩直徑mm39.5數(shù)量根4尾繩數(shù)根2罐籠長和寬A×Bmm5290×1674表8-7副井提升鋼絲繩技術(shù)特征表項目單位數(shù)據(jù)型號6△(21)股(0+9+12)繩和股纖維芯直徑鋼絲繩mm35.0鋼絲1×6股芯mm1.6第一層mm1.85第二層mm2.5鋼絲總斷面積mm2480.42參考重力N/100m4756.0鋼絲繩公稱抗拉強(qiáng)度N/mm21700鋼絲破斷拉力總和N816500安全系數(shù)-9.19礦井通風(fēng)及安全9.1礦井通風(fēng)系統(tǒng)選擇9.1.1礦井概況本礦地處淮北平原中部。礦區(qū)內(nèi)地勢平坦，地表自然標(biāo)高+30m~+32m左右，有自西北向東南傾斜趨勢。基巖無出露，均為巨厚新生界松散層覆蓋。礦井東~東南淺部以土樓斷層和劉橋一礦為界，西~西北以省界與河南省永城市的新莊煤礦相接。井田東西長約為7.2km，南北長5.4km。煤層最小傾角4°，最大傾角7°，平均傾角6.2°。在井田范圍內(nèi)，4煤層賦存穩(wěn)定，平均傾角6.2°，礦井相對瓦斯涌出量為平均1.732m3/t，煤層自然發(fā)火危險性和煤塵無爆炸性均較弱。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力按年工作日330d計算，每晝夜凈提升時間為16h。礦井采用“三八”制工作制度，井下同時作業(yè)的最多人數(shù)為130人，綜采工作面同時工作的最多人數(shù)為43人。礦井的主要通風(fēng)硐室有：機(jī)車修理和加油硐室、水泵房、變電所等。9.1.2礦井通風(fēng)系統(tǒng)的確定1）礦井通風(fēng)系統(tǒng)的基本要求選擇任何通風(fēng)系統(tǒng)，都要符合投產(chǎn)較快、出煤較多、安全可靠、技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)合理等總原則。具體地說，要適應(yīng)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(jìn)風(fēng)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(shè)備；（4）總回風(fēng)巷不得作為主要行人道；（5）工業(yè)廣場不得受扇風(fēng)機(jī)的噪音干擾；（6）裝有皮帶機(jī)的井筒不得兼作回風(fēng)井；（7）裝有箕斗的井筒不得作為主要進(jìn)風(fēng)井；（8）可以獨(dú)立通風(fēng)的礦井，采區(qū)盡可能獨(dú)立通風(fēng)；（9）通風(fēng)系統(tǒng)要為防瓦斯、火、塵、水及高溫創(chuàng)造條件；（10）通風(fēng)系統(tǒng)要有利于深水平或后期通風(fēng)系統(tǒng)的發(fā)展變化。2）礦井通風(fēng)方式的確定選擇礦井通風(fēng)方式時，應(yīng)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(jīng)濟(jì)因素：井巷工程量、通風(fēng)運(yùn)行費(fèi)、設(shè)備裝備費(fèi)。一般說來，新建礦井多數(shù)是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區(qū)對角式中選擇。下面對這幾種通風(fēng)方式的特點(diǎn)及優(yōu)缺點(diǎn)適用條件列表比較，見表9-1。表9-1礦井主要通風(fēng)方式比較通風(fēng)方式中央并列式中央分列式兩翼對角式分區(qū)對角式優(yōu)點(diǎn)初期投資較少，出煤較多，工業(yè)場地布置集中，廣場保護(hù)煤柱少通風(fēng)阻力較小，內(nèi)部漏風(fēng)小，增加了一個安全出口，工業(yè)廣場沒有主扇的噪音影響；從回風(fēng)系統(tǒng)鋪設(shè)防塵灑水管路系統(tǒng)比較方便風(fēng)路較短，阻力較小，采空區(qū)的漏風(fēng)較小，比中央并列式安全性更好通風(fēng)路線短，阻力小缺點(diǎn)風(fēng)路較長，風(fēng)阻較大，采空區(qū)漏風(fēng)較大建井期限略長，有時初期投資稍大，后期維護(hù)費(fèi)用大建井期限略長，有時初期投資稍大井筒數(shù)目多基建費(fèi)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(fā)火都不嚴(yán)重煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大，而且瓦斯、自然發(fā)火比較嚴(yán)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(fā)火嚴(yán)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(fēng)道本礦主要開拓巷道沿井田主要延展方向（東西方向）布置，西部采用盤區(qū)式準(zhǔn)備，東部采用帶區(qū)布置，礦井前期首采區(qū)離工業(yè)廣場距離較近，較短的大巷能較好的服務(wù)其兩側(cè)的工作面。同時減少了通風(fēng)線路。礦井后期開采井田東翼煤層，大巷距離較長，通風(fēng)線路較前期增長很多，但是由于礦井本身東西走向長度不大，工業(yè)廣場布置在井田東西方向的中部，大巷長度縮短很多，通風(fēng)線路隨之減短。因此考慮采用中央并列式通風(fēng)，這樣可以盡早構(gòu)成風(fēng)路，能兼顧上下山開采，減少開拓量，較兩翼對角式通風(fēng)方式能夠盡早投產(chǎn)、出煤。但隨著開采逐步向兩翼發(fā)展，通風(fēng)阻力不斷增大，故后期通風(fēng)較困難。針對其后期通風(fēng)困難采取措施：建立瓦斯抽排系統(tǒng)，掘進(jìn)抽排瓦斯底巷先抽后采；采用新式大功率對旋式通風(fēng)機(jī)；加強(qiáng)通風(fēng)管理。3）礦井通風(fēng)方法的確定礦井通風(fēng)方法也即是主要通風(fēng)機(jī)的工作方式。主要通風(fēng)機(jī)的工作方式基本上分為抽出式與壓入式兩種。現(xiàn)將兩種工作方法的優(yōu)缺點(diǎn)對比如下：（1）抽出式主要通風(fēng)機(jī)使井下風(fēng)流處于負(fù)壓狀態(tài)，當(dāng)一旦主要通風(fēng)機(jī)因故停上運(yùn)轉(zhuǎn)時，井下風(fēng)流的壓力提高，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全。（2）壓入式主要通風(fēng)機(jī)使井下風(fēng)流處于正壓狀態(tài)，當(dāng)主要通風(fēng)機(jī)停轉(zhuǎn)時，風(fēng)流壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加，比較危險。（3）采用壓入式通風(fēng)時，須在礦井總進(jìn)風(fēng)路線上設(shè)置若干構(gòu)筑物，使通風(fēng)管理工作比較困難，漏風(fēng)較大。（4）在地面小窯塌陷區(qū)分布較廣，并和盤（帶）區(qū)相溝通的條件下，用抽出式通風(fēng)，會把小窯積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主要通風(fēng)機(jī)的一部分風(fēng)流短路，總進(jìn)風(fēng)量和工作面有效風(fēng)量都會減少。用壓入式通風(fēng)，則能用一部分回風(fēng)流把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面。（5）如果能夠嚴(yán)防總進(jìn)風(fēng)路線上的漏風(fēng)，則壓入式主要通風(fēng)機(jī)的規(guī)格尺寸和通風(fēng)電力費(fèi)用都較抽出式為小。（6）在由壓入式通風(fēng)過渡到深水平抽出式通風(fēng)時，有一定困難，過渡時期是新舊水平同時產(chǎn)生，線路較長，有時還須額外增掘一些井巷工程，使過渡期限拉得過長。如果用抽出式通風(fēng)，就沒有這些缺點(diǎn)。綜上所述，一般地說，在地面小窯塌陷區(qū)漏風(fēng)嚴(yán)重、開采淺部和低瓦斯礦井等條件下，采用壓入式通風(fēng)是比較合適的，否則不宜采用壓入式通風(fēng)。而礦井生產(chǎn)能力大，且周圍小煤窯較少，采用抽出式通風(fēng)比較安全，漏風(fēng)小。因此，根據(jù)礦井的條件，確定該礦井采用抽出式通風(fēng)。9.1.3盤區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)的確定1）盤區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)的要求（1）盤區(qū)通風(fēng)總要求：①能夠有效地控制盤區(qū)內(nèi)風(fēng)流方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)；②漏風(fēng)少；③風(fēng)流的穩(wěn)定性高；④有利于排放沼氣，防止煤塵自燃和防塵；⑤有較好的氣候條件；⑥安全經(jīng)濟(jì)合理技術(shù)。（2）盤區(qū)通風(fēng)的基本要求：①每個盤區(qū)必須有單獨(dú)的回風(fēng)道，實行分區(qū)通風(fēng)，回采面和掘進(jìn)面都應(yīng)采用獨(dú)立通風(fēng)，不能串聯(lián)；②工作面盡量避免位于角聯(lián)分支上，要保證工作面風(fēng)向穩(wěn)定；③煤層傾角大于12°時，不宜采用下行風(fēng)；④回采工作面的風(fēng)速不得低于1m/s；⑤工作面回風(fēng)流中沼氣濃度不得超過1%；⑥必須保證通風(fēng)設(shè)施（風(fēng)門、風(fēng)橋、風(fēng)筒）規(guī)格質(zhì)量要求；⑦要保證風(fēng)量按需分配，盡量使通風(fēng)阻力小風(fēng)流暢通；⑧機(jī)電硐室必須在進(jìn)風(fēng)流中；⑨采空區(qū)必須要及時封閉；⑩要防止管路、避災(zāi)路線、避災(zāi)硐室和局部反風(fēng)系統(tǒng)。2）采煤工作面通風(fēng)方式及風(fēng)向（1）采煤工作面通風(fēng)方式的確定采煤工作面通風(fēng)方式按進(jìn)、回風(fēng)巷數(shù)目可分為U形、W形、Y形、Z形、H形等通風(fēng)方式，各種形式的優(yōu)缺點(diǎn)及使用條件如下（由于工作面為后退式開采，故各種通風(fēng)形式只考慮后退式）：U形通風(fēng)：在區(qū)內(nèi)后退式回采中，這種通風(fēng)方式具有風(fēng)流系統(tǒng)簡單、漏風(fēng)小等優(yōu)點(diǎn)，但風(fēng)流線路長，變化大，工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進(jìn)風(fēng)巷一次掘進(jìn)，維護(hù)工作量大。這種通風(fēng)方式，如果瓦斯不太大，工作面通風(fēng)能滿足要求，即可采用。Y形通風(fēng)：當(dāng)采煤工作面產(chǎn)量大和瓦斯涌出量大時，采用這種方式可以稀釋回風(fēng)流中的瓦斯。對于綜采工作面，上下平巷均進(jìn)新鮮風(fēng)流有利于上下平巷安裝機(jī)電設(shè)備，可以防止工作面上隅角瓦斯積聚及保證足夠的風(fēng)量，這種通風(fēng)方式適用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要邊界準(zhǔn)備專用回風(fēng)上山，增加了巷道掘進(jìn)、維護(hù)費(fèi)用。W形通風(fēng)：當(dāng)采用對拉工作面時，可以采用上下平巷同時進(jìn)風(fēng)和中間巷道回風(fēng)的方式。采用此種方式有利于滿足上下工作面同采，實現(xiàn)集中生產(chǎn)需要。這種通風(fēng)方式的主要特點(diǎn)是不用設(shè)置第二條風(fēng)道；若上下端平巷進(jìn)風(fēng)，在該巷中回撤、安裝、維護(hù)采煤設(shè)備等有良好的環(huán)境；同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放炮煙、煤塵速度快。Z形通風(fēng)：回風(fēng)巷為沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采準(zhǔn)工作量小；采區(qū)內(nèi)進(jìn)風(fēng)總長基本不變，有利于穩(wěn)定風(fēng)阻；無上偶角瓦斯積聚問題，但是回風(fēng)巷常出現(xiàn)沼氣超限的情況；同時也需要在邊界準(zhǔn)備專用回風(fēng)上山，增加了行道的維護(hù)和掘進(jìn)費(fèi)用。H形通風(fēng)：工作面風(fēng)量大，有利于進(jìn)一步稀釋瓦斯。這種方式通風(fēng)系統(tǒng)較復(fù)雜、區(qū)段運(yùn)輸平巷、回風(fēng)巷均要先掘后留，維護(hù)、掘進(jìn)工程量大，故較少采用。對照以上工作面通風(fēng)系統(tǒng)形式，結(jié)合本礦井的地質(zhì)條件、巷道布置和通風(fēng)能力，確定采用U+L（瓦斯抽排巷）型后退式通風(fēng)方式。（2）采煤工作面風(fēng)向采煤工作面風(fēng)向有上行風(fēng)和下行風(fēng)之分，但是本礦井前期采用盤區(qū)式后期采用帶區(qū)式準(zhǔn)備方式，工作面傾角比較小，上行風(fēng)和下行風(fēng)的區(qū)別不是很大。只是進(jìn)風(fēng)和回風(fēng)巷道的選擇對工作面的通風(fēng)有一定的影響。下面是選擇不同的進(jìn)風(fēng)回風(fēng)巷道進(jìn)行比較：選擇區(qū)段運(yùn)輸斜巷作為進(jìn)風(fēng)巷，區(qū)段軌道斜巷作為回風(fēng)巷風(fēng)流方向和運(yùn)煤方向相反，容易引起煤塵飛揚(yáng)，使風(fēng)流中的煤塵濃度增大；煤炭在運(yùn)輸過程中所涌出的瓦斯，使進(jìn)風(fēng)流中的瓦斯?jié)舛仍龈撸绊懝ぷ髅娴陌踩珬l件；輸送機(jī)所散發(fā)的熱量，使進(jìn)風(fēng)流溫度升高，從而增大工作面的溫度。選擇區(qū)段軌道斜巷作為進(jìn)風(fēng)巷，區(qū)段運(yùn)輸斜巷作為回風(fēng)巷選擇輔助運(yùn)輸斜巷作為進(jìn)風(fēng)巷，運(yùn)輸斜巷作為回風(fēng)巷，雖然避免了上一種方式的缺點(diǎn)，但是，膠帶輸送機(jī)處于回風(fēng)流中，容易引起瓦斯的爆炸。結(jié)合本礦井的條件，本設(shè)計礦井的瓦斯涌出量不大，煤塵有爆炸危險性，通過瓦斯抽排底巷先抽后采可減少瓦斯涌出量。綜合考慮巷道布置和生產(chǎn)系統(tǒng)，最終選擇區(qū)段軌道斜巷作為進(jìn)風(fēng)巷，區(qū)段運(yùn)輸斜巷作為回風(fēng)巷。9.1.4礦井通風(fēng)容易與困難時期的確定本礦井采用中央并列式通風(fēng)，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》（2011版）的要求，只需將前15~25年的開采范圍作為服務(wù)范圍，對于服務(wù)范圍之外的通風(fēng)系統(tǒng)，設(shè)計中只作粗略考慮。工業(yè)廣場西翼兩個盤區(qū)（北一盤區(qū)和南二盤區(qū)）的儲量可以保證25年的生產(chǎn)，故將它作為中央風(fēng)井和所選風(fēng)機(jī)的服務(wù)范圍。通風(fēng)容易時期為北一盤區(qū)上山東翼最靠近大巷工作面（即220工作面）正常回采時，此時有一個回采工作面和一個掘進(jìn)面；通風(fēng)困難時期為南二盤區(qū)308工作面投產(chǎn)，并同時準(zhǔn)備309工作面。確保兩個煤巷掘進(jìn)面和一個回采工作面。通風(fēng)困難時期通風(fēng)立體圖與網(wǎng)絡(luò)圖如圖9-1所示。通風(fēng)容易時期通風(fēng)立體圖與網(wǎng)絡(luò)圖如圖9-2所示。9.2盤區(qū)及全礦所需風(fēng)量9.2.1采煤工作面實際需風(fēng)量每個采煤工作面實際需要風(fēng)量，應(yīng)按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面氣溫、風(fēng)速和人數(shù)等規(guī)定分別進(jìn)行計算，然后取其中最大值。1）按瓦斯涌出量計算根據(jù)《礦井安全規(guī)程》（2011版）規(guī)定，按采煤工作面回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛炔坏贸^1%的要求計算： Qai=100×qa×Kai (9-1)式中：Qai—第i個采煤工作面實際需風(fēng)量，m3/min；qa—該采煤工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量，m3/min；Kai—第i個采煤工作面瓦斯涌出不均衡通風(fēng)系數(shù)，取1.5。根據(jù)煤層瓦斯含量計算，采煤工作面絕對瓦斯涌出量為2.53m3/min，則：Qai=100×2.53×1.5=379.5m3/min2）按工作面氣溫與風(fēng)速的關(guān)系計算采煤工作面應(yīng)有良好的勞動氣候條件，溫度和風(fēng)速應(yīng)符合下列要求，見表9-2。表9-2采煤工作面空氣與風(fēng)速對應(yīng)表工作面溫度（℃）<1515~1818~2020~2323~26工作面風(fēng)速（m/s）0.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~1.8工作面所需風(fēng)量按下式計算： Qai=60×vai×Sai×k (9-2)式中：vai—第i個采煤工作面風(fēng)速，m/s；Sai—第i個采煤工作面平均有效斷面積，取12.48m2；k—采煤工作面長度系數(shù)，取1.3。因工作面空氣溫度為20~23℃，取vai=1.5m/s。故工作面需風(fēng)量為：Qai=60×1.5×12.48×1.3=1460.16m3/min3）按人數(shù)計算按每人每分鐘所需風(fēng)量和工作面的最多人數(shù)計算工作面所需風(fēng)量： Qai=4×Nai (9-3)式中：4—每人每分鐘供給的最低風(fēng)量，m3/min；Nai—第i個采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取47人。則：Qai=4×47=168m3/min由以上三種方法計算所得的采煤工作面實際最大需風(fēng)量為1460.16m3/min，故取Qai=1460.16m3/min4）按風(fēng)速進(jìn)行驗算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》（2010版）規(guī)定：采煤工作面最低允許風(fēng)速為0.25m/s，最高允許風(fēng)速為4m/s。按最低風(fēng)速驗算：Qai≥0.25×60×Sai (9-4)圖9-1困難時期礦井通風(fēng)立體圖及網(wǎng)絡(luò)圖圖9-2容易時期礦井通風(fēng)立體圖及網(wǎng)絡(luò)圖按最高風(fēng)速驗算：Qai≤4×60×Sai (9-5)式中：Sai—第i個采煤工作面平均有效斷面積，取12.48m2。則有：187.2m3/min≤1460.16m3/min≤2995.2m3/min由風(fēng)速驗算可知，Qai=1460.16m3/min符合風(fēng)速要求。9.2.2掘進(jìn)工作面實際需風(fēng)量掘進(jìn)工作面需風(fēng)量應(yīng)按下列因素分別計算，并取其中最大值。1）按瓦斯涌出量計算Qbi=100×qbi×Kbi (9-6)式中：Qbi—第i個掘進(jìn)工作面實際需風(fēng)量，m3/min；qbi—第i個掘進(jìn)工作面回風(fēng)流中的瓦斯絕對涌出量，m3/min；Kbi—第i個掘進(jìn)工作面瓦斯涌出不均衡的風(fēng)量通風(fēng)系數(shù)，取2.0。煤巷掘進(jìn)工作面按最大瓦斯涌出量計算，即qbi＝1.05m3/min。則可得煤巷掘進(jìn)工作面需風(fēng)量：Qbi=100×1.05×2.0=210m3/min2）按炸藥量計算按每千克炸藥供風(fēng)量應(yīng)大于25m3/min計算：Qbi≥25×Ai (9-7)式中：Ai—第i個掘進(jìn)工作面一次爆破的最大炸藥用量，取12kg。則煤巷掘進(jìn)工作面需風(fēng)量：Qbi=25×12=300m3/min3）按人數(shù)計算按每人每分鐘所需風(fēng)量和工作面的最多人數(shù)計算工作面所需風(fēng)量：Qbi=4×Nbi (9-8)式中：4—每人每分鐘供給的最低風(fēng)量，m3/min；Nbi—第i個掘進(jìn)工作面同時工作的最多人數(shù)，人。煤巷掘進(jìn)工作面同時工作最多人數(shù)分別為30人。則煤巷掘進(jìn)工作面需風(fēng)量：Qbi=4×30=120m3/min。4）按局部通風(fēng)機(jī)實際吸風(fēng)量計算煤巷掘進(jìn)：Qbi=Qbs×Ii+15S(9-9)式中：Qbs—局部通風(fēng)機(jī)實際吸風(fēng)量，m3/min；S—安設(shè)局部通風(fēng)機(jī)的巷道斷面，m2；Ii—掘進(jìn)工作面同時工作的局部通風(fēng)機(jī)臺數(shù)，取1。煤巷掘進(jìn)工作面用JBD60-2-NO6.5型局部通風(fēng)機(jī)，取Qbs=448.5m3/min，安設(shè)局部通風(fēng)機(jī)的斷面為17.8m2。則煤巷掘進(jìn)工作面需風(fēng)量：Qbi=448.5×1+15×17.8=715.5m3/min。由以上四種方法計算所得的煤巷掘進(jìn)工作面實際最大需風(fēng)量為：715.5m3/min。5）按風(fēng)速進(jìn)行驗算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》（2010版）規(guī)定：掘進(jìn)中的煤巷最低允許風(fēng)速為0.25m/s，最高允許風(fēng)速為4m/s。煤巷掘進(jìn)工作面的風(fēng)量應(yīng)滿足：0.25×60×Sbi≤Qbi≤4×60×Sbi (9-10)式中：Sbi—第i個掘進(jìn)工作面巷道過風(fēng)斷面積，m2。煤巷掘進(jìn)工作面巷道過風(fēng)斷面積為13.8m2。則有：196.5m3/min≤715.5m3/min≤3144m3/min由風(fēng)速驗算可知，煤巷掘進(jìn)工作面實際最大需風(fēng)量取715.5m3/min，符合風(fēng)速要求。9.2.3硐室需風(fēng)量井下硐室實際需要風(fēng)量，應(yīng)按礦井各個獨(dú)立通風(fēng)硐室實際需要風(fēng)量的總和計算。井下需獨(dú)立通風(fēng)的硐室主要有：井下火藥庫、充電硐室、機(jī)電檢修硐室等。各種硐室需要的風(fēng)量見表9-3。表9-3硐室需風(fēng)量表硐室名需風(fēng)量/m3·min-1井下火藥庫200充電硐室200機(jī)電檢修硐室190其它硐室200合計7909.2.4其它巷道需風(fēng)量其它巷道需風(fēng)量按采煤工作面、掘進(jìn)工作面和硐室需風(fēng)量總和的5%進(jìn)行計算。9.2.5礦井所需總風(fēng)量礦井總風(fēng)量是井下各個工作地點(diǎn)的有效風(fēng)量和各條風(fēng)路上的漏風(fēng)量的總和。生產(chǎn)礦井總進(jìn)風(fēng)量按下列要求分別計算，并取其中的最大值。1）按井下同時工作的最多人數(shù)計算 Q≥4×N×Kt (9-11)式中：N—井下同時工作的最多人數(shù)，200人；Kt—礦井通風(fēng)系數(shù)，取1.25。則：Q≥4×200×1.25=1000m3/min2）按采煤、掘進(jìn)、硐室及其它地點(diǎn)實際需要風(fēng)量的總和計算 Q≥(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd+∑Qe)×Kt (9-12)式中：∑Qa—采煤工作面實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；∑Qb—掘進(jìn)工作面實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；∑Qc—硐室實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；∑Qd—備用工作面實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；∑Qe—其它巷道需要風(fēng)量的總和，m3/min；Kt—礦井通風(fēng)系數(shù)，取1.15。容易時期礦井總風(fēng)量為：Q≥(1460.16+715.5+790+0)×1.05×1.15=3736.73m3/min困難時期礦井總風(fēng)量Q≥(1460.16+715.5×2+790+0)×1.05×1.15=4445m3/min綜上，應(yīng)從兩者中取較大值作為礦井總進(jìn)風(fēng)量，即礦井總進(jìn)風(fēng)量為4445m3/min。9.2.6風(fēng)量分配及風(fēng)速驗算根據(jù)實際需要由里向外的原則配風(fēng)，逆風(fēng)將各用風(fēng)地點(diǎn)計算值乘以系數(shù)1.15就是各用風(fēng)地點(diǎn)實際風(fēng)量，采煤工作面只配計算的風(fēng)量，區(qū)段斜巷的風(fēng)量乘以系數(shù)。順風(fēng)流而下，遇到分風(fēng)地點(diǎn)則加上其它風(fēng)路的風(fēng)量，一起分配給未分風(fēng)前的那條風(fēng)路，作為該風(fēng)路的分量，直至確定進(jìn)風(fēng)井的風(fēng)量。風(fēng)量分配見表9-4。表9-4風(fēng)量分配表用風(fēng)地點(diǎn)需風(fēng)量/m3·min-1工作面區(qū)段斜巷1858.5煤巷掘進(jìn)工作面715.5煤巷掘進(jìn)工作面（困難時期）715.5×2各硐室900其它巷道255.61合計4445經(jīng)以上分配過程，礦井風(fēng)量正好分配完畢。井巷風(fēng)速驗算結(jié)果見表9-5。表9-5井巷風(fēng)速驗算表井巷名稱允許風(fēng)速/m·s-1有效斷面/m2通過風(fēng)量/m3·min-1實際風(fēng)速/m·s-1最低最高副井-833.1844452.23井底車場-814.344455.18軌道運(yùn)輸大巷-814.34265.684.97盤區(qū)軌道上山-814.34265.684.97區(qū)段軌道斜巷0.256121679.182.33采煤工作面0.25410.71460.162.27區(qū)段運(yùn)輸斜巷0.256121460.162.03盤區(qū)運(yùn)輸上山-814.34046.774.72膠帶運(yùn)輸大巷-614.34046.774.72主回風(fēng)石門-614.344455.18中央風(fēng)井-1533.1844452.23由以上驗算表可知，井下主要用風(fēng)地點(diǎn)風(fēng)速均滿足最高風(fēng)速與最低風(fēng)速要求。9.3全礦通風(fēng)阻力的計算礦井通風(fēng)阻力的大小是選擇通風(fēng)設(shè)備的主要依據(jù)，所以在選擇礦井主要通風(fēng)機(jī)之前，必須首先計算通風(fēng)總阻力。通常礦井通風(fēng)阻力可分摩擦阻力和局部阻力兩類。其中摩擦阻力一般占通風(fēng)阻力的90%左右，它是礦井通風(fēng)設(shè)計選擇主要通風(fēng)機(jī)的主要參數(shù)。9.3.1礦井通風(fēng)總阻力計算原則1）礦井通風(fēng)的總阻力，不應(yīng)超過2940Pa；2）礦井井巷的局部阻力，新建礦井（包括擴(kuò)建礦井獨(dú)立通風(fēng)的擴(kuò)建區(qū)）宜按井巷摩擦阻力的10%計算，擴(kuò)建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計算；3）礦井通風(fēng)網(wǎng)路中有很多并聯(lián)系統(tǒng)，計算總阻力時應(yīng)以其中阻力最大的路線作依據(jù)；4）設(shè)計的礦井通風(fēng)阻力不宜過高，一般不超過350mm水柱；5）所選用的主要通風(fēng)機(jī)既滿足困難時期的通風(fēng)需要，又能在通風(fēng)容易時工況合理。9.3.2礦井最大阻力路線1）通風(fēng)容易時期的最大阻力路線地面→副井→井底車場→軌道運(yùn)輸大巷→北一盤區(qū)軌道上山→220工作面區(qū)段軌道斜巷→220工作面→220區(qū)段運(yùn)輸斜巷→北一盤區(qū)運(yùn)輸上山→膠帶運(yùn)輸大巷→主回風(fēng)石門→中央回風(fēng)井井→地面。2）通風(fēng)困難時期的最大阻力路線地面→副井→井底車場→軌道運(yùn)輸大巷→南二盤區(qū)軌道下山→308工作面區(qū)段軌道斜巷→308工作面→308工作面區(qū)段運(yùn)輸斜巷→南二盤區(qū)運(yùn)輸下山→膠帶運(yùn)輸大巷→主回風(fēng)石門→中央風(fēng)井→地面。9.3.3礦井通風(fēng)阻力計算沿著上述兩個時期通風(fēng)阻力最大的風(fēng)路，用下式分別計算各段風(fēng)路井巷的磨擦阻力： hfr=α×L×U×Q2/S3 (9-13)式中：hfr—各段井巷摩擦阻力，Pa；α—井巷摩擦阻力系數(shù)，N·s2/m4；L—井巷長度，m；U—井巷凈斷面周長，m；Q—分配給井巷的風(fēng)量，m3/s；S—井巷凈斷面積，m2。通風(fēng)容易與困難時期摩擦阻力計算分別見表9-6與表9-7。表9-6通風(fēng)容易時期摩擦阻力計算表井巷名稱支護(hù)方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40070020.4233.1874.0885.90井底車場錨噴6022014.414.374.0835.67軌道運(yùn)輸大巷錨噴7075014.414.371.10130.7盤區(qū)軌道上山錨噴7427014.414.371.1049.74區(qū)段軌道斜巷U型鋼支架380890141227.99220.80綜采工作面液壓支架33026011.810.724.3448.96區(qū)段運(yùn)輸斜巷U型鋼支架380890141224.34166.97盤區(qū)運(yùn)輸上山錨噴748514.414.367.4514.09膠帶運(yùn)輸大巷錨噴7075014.414.367.45117.62主回風(fēng)石門錨噴7043014.414.374.0881.34中央風(fēng)井混凝土31.470016.0220.4374.0822.66礦井通風(fēng)總阻力/Pa974.45表9-7通風(fēng)困難時期摩擦阻力計算表井巷名稱支護(hù)方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40070020.4233.1874.0885.90井底車場錨噴6022014.414.381.6123.61軌道運(yùn)輸大巷錨噴7075014.414.368.62121.73盤區(qū)軌道下山錨噴90216714.414.368.62452.23區(qū)段軌道斜巷錨網(wǎng)150243414.41456.07565.23綜采工作面液壓支架33026011.810.756.07259.82區(qū)段運(yùn)輸斜巷錨網(wǎng)150243414.414.56.07565.23盤區(qū)運(yùn)輸下山錨噴70.0190714.414.368.62309.53膠帶運(yùn)輸大巷錨噴7075014.414.381.61172.19主回風(fēng)石門錨噴7043014.414.381.6198.50中央風(fēng)井混凝土31.470016.0220.4381.6127.50礦井通風(fēng)總阻力/Pa2681.719.3.4礦井通風(fēng)總阻力容易時期通風(fēng)總阻力：hme=1.1×hfe (9-14)困難時期通風(fēng)總阻力： hmd=1.15×hfd (9-15)礦井等積孔： (9-16)式中：1.1、1.15—考慮風(fēng)路上有局部阻力的系數(shù)；hme、hmd—礦井通風(fēng)容易和困難時期的總阻力，Pa；hfe、hfd—礦井通風(fēng)容易和困難時期的摩擦阻力之和，Pa；Q—礦井風(fēng)量，m3/s；h—礦井阻力，Pa。則容易時期：通風(fēng)總阻力為hme＝1.1×974.45＝1071.90Pa，礦井等積孔為m2。則困難時期：通風(fēng)總阻力為hmd＝1.15×2681.71＝3083.97Pa，礦井等積孔為m2。通風(fēng)容易與困難時期礦井通風(fēng)總阻力和礦井等積孔見表9-8。表9-8礦井通風(fēng)總阻力及等積孔匯總表項目容易時期困難時期總阻力（Pa）1071.903083.97總等積孔（m2）2.701.59表9-9礦井通風(fēng)難易程度與等積孔的關(guān)系表通風(fēng)阻力等級通風(fēng)難易程度等積孔A大阻力礦井困難<1m2中阻力礦井中等1~2m2小阻力礦井容易>2m2由表9-9可知，本礦井通風(fēng)容易時期等積孔大于2m2，通風(fēng)困難時期等積孔小于2m2故本礦井屬于通風(fēng)中等礦井。9.4礦井通風(fēng)設(shè)備選型9.4.1主要通風(fēng)機(jī)選型1）主要通風(fēng)機(jī)選型的基本原則（1）風(fēng)機(jī)的服務(wù)年限盡量滿足第一水平通風(fēng)要求，并適當(dāng)照顧第二水平通風(fēng)；在風(fēng)機(jī)的服務(wù)年限內(nèi)其工況點(diǎn)應(yīng)在合理的工作范圍之內(nèi)。（2）當(dāng)風(fēng)機(jī)在服務(wù)年限內(nèi)阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機(jī)，但初裝電機(jī)的使用年限不小于5年。（3）風(fēng)機(jī)的通風(fēng)能力應(yīng)留有一定的富裕量。在最大設(shè)計風(fēng)量時，軸流式通風(fēng)機(jī)的葉片安裝角一般比允許使用最大值小5°；風(fēng)機(jī)的轉(zhuǎn)速不大于額定值的90%。（4）考慮風(fēng)量調(diào)節(jié)時，應(yīng)盡量避免使用風(fēng)硐閘門調(diào)節(jié)。（5）正常情況下，主要通風(fēng)機(jī)不采用聯(lián)合運(yùn)轉(zhuǎn)。根據(jù)前面計算，用扇風(fēng)機(jī)的個體特性曲線來選擇主要通風(fēng)機(jī)，要先確定通風(fēng)容易和通風(fēng)困難兩個時期主要通風(fēng)機(jī)運(yùn)轉(zhuǎn)時的工況點(diǎn)。2）自然風(fēng)壓《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》（2005年版）規(guī)定：礦井進(jìn)、出風(fēng)井井口的標(biāo)高相差在150m以上，或進(jìn)出風(fēng)井口的標(biāo)高相同但井深400m以上，宜計算礦井的自然風(fēng)壓。本礦井副井深700m，北風(fēng)井深700m，故需計算自然風(fēng)壓。（1）靜壓礦井進(jìn)、出風(fēng)井的空