本科生畢業設計（論文）范各莊礦范各莊礦2.4Mt/a新井設計煤礦瓦斯事故預防技術研究題目：摘要本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分共包括10章：1.礦區概述及井田地質特征；2.井田境界和儲量；3.礦井工作制度、設計生產能力及服務年限；4.井田開拓；5.準備方式-采區巷道布置；6.采煤方法；7.井下運輸；8.礦井提升；9.礦井通風；10.礦井基本技術經濟指標。一般部分為開灤范各莊礦2.4Mt/a新井設計。開灤范各莊礦位于河北省唐山市東北部，交通便利。井田走向（南北）長約6.87km，傾向（東西）長約3.62km，井田總面積為20.79km2。主采煤層為11號煤、12號煤，平均傾角為12°，煤層平均總厚為10.39m。井田地質條件較為簡單。井田工業儲量為313Mt，礦井可采儲量216Mt。礦井服務年限為69.5a，礦井正常涌水量為249井田劃分為三水平，第一水平標高為-350m，第二水平標高為-550m，第三水平標高為礦井年工作日為330d，工作制度為“三八”制。專題部分題目為：煤礦瓦斯事故預防技術研究。翻譯部分題目為：Optimizationofsoftrockengineeringwithparticularreferencetocoalmining關鍵詞：新井設計；井田開拓；采煤方法；錨桿支護ABSTRACTThisdesignconsistsofthreeparts:thegeneralpart,thespecialpartandtranslatedpart.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Thegeneralpartisanewdesignoffangezhuangmine.fangezhuangminelinesinNortheastofTangshaninHeBeiprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Thegeologicalstructureofthisareaissimple.TheLengthoftheminefieldis6.87km,thewidthisabout3.62km，theareais20.79㎞2.The11and12isthemaincoalseam,anditsdipangleis12degree.Thethicknessofthemineisabout10.39minall.Theprovedreservesoftheminefieldare313milliontons.Therecoverablereservesare216milliontons.Thedesignedproductivecapacityis24milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis69.5years.Thenormalflowofthemineis249m3percenthourandthemaxflowofthemineis563m3Thefieldhasbeendividedthreemininglevels.Thefirstlevelshouldbelocatedattheleverof-350m,whichuseraiseanddipminingmethodofverticalshaftdevelopment.Thesecondlevelshouldbelocatedatthelevelof-550meters,Thethreelevelshouldbelocatedatthelevelof-800metersAccordingtothecondition.Themainshaftskipinstallskipandtheauxiliaryshaftinstallcage.Roadwayusebeltconveyortotransportcoal,,theuseofauxiliarytransportRenovationof1.5tVantubtransport.Thetwowingsoppositeanglesventilationsystemisusedinthemine.Theworkingsystem“three-eight”isusedintheKailuanmine.Itproduced330d/a.Specialsectionentitled:coalminegaspreventiontechnology.Translatedpartofthetitleis:OptimizationofsoftrockengineeringwithparticularreferencetocoalminingKeywords:NewWellDesign;Minedevelopment;Miningmethod;Suspensionroofsupport目錄一般設計部分1礦區概述及井田地質特征 ·d，礦井二氧化碳相對涌出量：5.45m3/t.本礦的煤層賦存條件較穩定，地質特征簡單，應遵循以下原則：1、煤炭資源損失少，采用正規采煤方法；2、安全勞動條件好；3、盡可能采用機械化采煤，達到工作面高產高效；4、材料消耗少，生產成本低；5、便于生產管理。根據意識分析，結合本礦井的實際情況，本設計確定選用走向長壁綜采一次采全高采煤法。一次采全高回采工藝的優點：工作面產量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；萬噸掘進率高；工作面搬家次數少，節省搬遷費用，增加了生產時間；材料消耗少。一次采全高回采工藝的缺點：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，煤壁容易片幫；采高固定，適應條件單一。6.1.2機械化程度采煤機破煤、裝煤，由刮板輸送機運出工作面到轉載機，再由膠帶運輸機運到溜煤眼。輔助運輸用1.5t固定廂式礦車。具體設備型號見表6.1：表6-1工作面設備表序號設備名稱設備型號1液壓支架ZZ9200/24/502采煤機MGTY750/1715-3.3D3刮板運輸機SGZ-1000/2×7004轉載機SZZ-1200/4005皮帶輸送機SSJ-2500/M（A）6乳化液泵站WRB200/31.57破碎機PCM4006.1.3確定回采工作面長度、工作面推進方向和推進度1）工作面長度的確定主要考慮以下兩個方面的因素： （1）技術因素工作面長度與地質情況、刮板輸送機長度、采煤機能力相適應。目前，國產刮板輸送機的長度一般在200（2）經濟因素有利于提高工作面單產和效率，合理的工作面長度應能為實現工作面高產高效提供有利條件。加大工作面長度，一方面可以提高產量，提高效率，降低成本；另一方面，工作面太長也造成不易管理，容易造成事故，不利于穩產。因此，根據范各莊礦地質情況和附近礦實際生產經驗，取工作面長度為2002）工作面推進方向工作面推進方向有前進式和后退式。兩種方式適用條件及優缺點見表6-2。表6-2工作面推進方向適用條件及優缺點項目適用條件及優缺點前進式前進式回采具有初期工程量小，投資省等優點，但在采空區維護巷道較為困難，技術復雜，維護費用高，且工作面漏風大。后退式后退式初期需要掘進較長距離的工作面巷道，但在生產過程中，工作面巷道維護量小，隨采隨廢，漏風小，也比較安全。通過上述比較，結合附近礦的經驗，本設計中工作面均采用沿走向后退式推進。3）工作面推進度工作面生產能力要達到2.4Mt，煤巷掘進出煤占工作面出煤的2%，則工作面的日產量：2.4Mt×98%/330=7127t煤的容重為1.44t/m3,工作面采出率為0.95，則日推進量：7127/（1.44×4.93×200×0.95）=4若采煤機截深為800mm4.7/0.8=5.8故一天需進6刀工作面推進：0.8×6=4工作面日出煤：4.8×4.9×1.44×200×0.95=7507.9t工作面年出煤：7507.9×330/10-4=2.47Mt掘進出煤：2.47×2%=0.0494Mt礦井年出煤量：2.47+0.0494=2.5194Mt經驗證滿足設計要求。6.1.4采煤工藝及設備1）工作面落煤、裝煤方式及落煤、裝煤機械（1）回采工作面落煤、裝煤方式工作面采煤機螺旋滾筒完成破煤、裝煤過程，部分遺留碎煤由輸送機上的鏟煤板來裝入溜槽。（2）采煤機選型采煤機的選擇要考慮工作面的地質條件，采煤機的采高、截深、功率、牽引方式等主要參數要選取合理，有較大的適應范圍，以便在實際生產過程中有較強的適應性，結合礦井實際使用情況，選用MGTY750/1715-3.3D型雙滾筒采煤機，其技術特征見表6-3表6-3MGTY750/1715-3.3D型雙滾筒采煤機技術特征型號MGTY750/1715-3.3D截高2.5～5.0m煤層傾角≤35°截深865mm滾筒直徑2400mm牽引速度0～24.8m/min牽引方式齒軌式無鏈交流電牽引臥底量385牽引功率1715KW制造廠家太原煤機廠2）工作面運煤方式及運煤機械（1）回采工作面運煤方式為配合綜采工作面采煤機割煤，使采煤機割下的煤炭能夠順利運出工作面，回采工作面采用與采煤機生產能力、速度相適應的刮板輸送機運煤。（2）刮板輸送機選型目前使用的刮板輸送機，按照刮板鏈分有三種類型：邊雙鏈、中單鏈和中雙鏈，邊雙鏈的運輸能力大，但受力不均，適應煤質較硬的煤；中單鏈和中雙鏈的運輸能力較大，煤質較軟時選用。刮板輸送機的輸送能力應大于采煤機最大生產能力的1.2倍，故選用SGZ-1000/2×700型刮板運輸機。其技術特征見表6-4。表6-4SGZ-1000/2×700型刮板輸送機技術特征表項目單位技術特征型號SGZ-1000/2×700運輸能力t/h2200設計長度m220出廠長度m200刮板鏈形式中雙鏈電機布置方式平行布置刮板間距mm1080與采煤機牽引方式無鏈減速器速比1:30.82圓環鏈規格mm30×108-C電壓等級KV3.3鏈速m/s3.71中部槽尺寸mm1750×1000×222制造廠家張家口煤機廠3）工作面支護方式及支架選型（1）工作面支護方式礦井設計開采煤層采用綜合機械化采煤，回采工作面采用液壓支架支護。支架完成對工作面頂板的支撐、切頂、擋矸、護幫、支架前移以及推移工作面刮板輸送機等工作。（2）液壓支架選型支架選型原則：①支護強度與工作面礦壓相適應；②支架結構與煤層賦存條件相適應；③支護斷面與通風要求相適應；④液壓支架與采煤機、輸送機等設備相匹配。根據以上原則，并考慮到“三機”配套原則，選用ZZ9200/24/50型支架，其技術特征見表6-5。表6-5ZZ9200/24/50支架技術特征表型號ZZ9200/24/50支架高度2400mm~5000mm架中心距1750㎜初撐力7755KN工作阻力9200KN支護強度1.0MPa制造廠家山西平陽6.1.5端頭支護及超前支護方式1）端頭支護工作面上、下出口由于懸頂面積大、機械設備多，又是材料、人員出入的交通口和煤炭運輸的轉載點，而且與上下順槽垂交，受力情況比較復雜，所以要專門選擇端頭支架。由于工作面的上、下出口處懸頂面積大，機械設備多，又是材料和人員出入的交通口，機械設備比一般工作面多，所以必須加強支護。針對本設計工作面的具體特點，所以決定采用端頭支架支護，根據支架選型要求及設計的特點，選用ZZ9200/24/48型綜采端頭支架，其技術特征見表6-6。表6-6ZZ9200/24/48端頭支架技術特征表型號ZZ9200/24/48支架高度2400mm~4800mm架中心距1750㎜初撐力7755KN工作阻力9200KN支護強度1.0MPa制造廠家山西平陽2）上下出口超前支護：由于回采巷道受工作面超前支承壓力作用，維護比較困難，因此，本工作面在工作面前方25m內進行超前支護，支護方式采用“一梁三柱”，單體液壓支柱選用DZ40型外注式鋁合金防爆單體液壓支柱，其技術特征如表6-7所示表6-7DZ40型單體液壓支柱技術特性表項目單位技術特征型號DZ40最大高度mm4000最小高度mm2900工作行程mm1100額定工作阻力KN345工作液壓MPa25.87初撐力KN225.2泵站壓力MPa19.6油缸直徑mm110生產廠家通化星星煤礦機械廠3）超前支護管理①超前支護必須嚴格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直線；回柱時必須四人以上配合作業，嚴禁單人進行操作，回柱時必須有專人看護好頂板、煤幫情況，發現有活煤、矸及時處理后方可作業，嚴格執行先支后回的原則。所有支柱必須戴帽，必須使用規格柱帽。打好柱要上好保險繩并將柱與頂網或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。②超前支護處滿足高不低于1.8m③當機組行至工作面兩頭距巷道15④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，班長安檢工必須經常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發現不安全隱患及時處理；工作面的材料必須提前工作面50m3）支架支護強度的驗算：結合礦上實際情況，工作面液壓支架支護強度按工作面最大采高的八倍進行計算，上覆巖層所需的支護強度按下式計算： (公式6-1)式中：——計算工作阻力，KN；——工作面采高，m；——上覆巖層密度，2.3t/m3；S——支架支護面積，8因此：＝8×4.93×2.3×9.8×8.16＝7136KN根據支架說明書提供的支架工作阻力為7755KN，大于8倍采高驗算所需的工作阻力，所以該支架能夠滿足支護要求。6.1.6采煤工藝1）綜采一次采全高工藝流程：割煤→裝煤→運煤→移架→推溜→處理采空區2）采煤機割煤方式采煤機雙向割煤，追機作業：采煤機前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤；工作面端頭斜切進刀，上行下行均割煤，往返一次進兩刀；采煤機過后先移架后推移刮板輸送機。表6-8SZP—830/180型轉載機主要技術特征表項目單位技術特征型號SZZ-1200/400運輸能力t/h2200設計長度m220出廠長度m200刮板鏈形式中雙鏈電機布置方式平行布置刮板間距mm1104減速器速比1：25.238電壓等級KV3.3鏈速m/s4.50中部槽尺寸mm1500×1200×222制造廠家張家口煤機廠表6-9SSJ-1200/3×200M項目單位技術特征型號SSJ-2500/M（A）生產能力t/h2500膠帶寬度mm1200電壓等級KV3.3帶速m/s5.5表6-10PCM132型破碎機主要技術特征項目單位技術特征型號PCM400通過能力t/h3000整機重量t19總裝機功率KW315電壓等級KV3.3中部槽尺寸長mm3000寬mm2100高mm2000表6-11WRB200/31.5乳化液泵技術特征序號內容技術特征1型號WRB200/31.52公稱壓力31.5Mpa3公稱流量200L/min4功率132KW5外形尺寸2445×970×980mm6功率132KW7電壓1140v3）采煤機進刀方式采煤機進刀方式為割三角煤工作面端頭斜切進刀。進刀過程如下：（1）當采煤機割至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處沿留有一段下部煤（見圖6.（2）調換滾筒位置，前滾筒降下、后滾筒升起、并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至輸送機直線段為止。（見圖6.1b）；（3）然后將輸送機移直（見圖6.圖6-1采煤機進刀方式示意圖（4）再調換兩個滾筒上、下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處（見圖6.1d）；（5）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（見圖6.1a）。（6）割三角煤工作面端頭斜切進刀適用條件：①頂板較為穩定；②回風及運輸順槽有足夠寬度，工作面刮板輸送機的機頭與機尾伸向順槽內，能保證采煤機往返斜切時，其前滾筒能割透順槽內側煤壁。優點：①采煤機切入煤壁的阻力小；②操作簡單，容易實現。缺點：①工作面兩端空頂距離長，空頂面積大，不利于頂板管理；②采煤機往返斜切距離長，故輔助時間較長。4）裝運煤在采煤機割煤的同時，利用采煤機滾筒螺旋齒片和弧形擋煤板自動將煤裝入刮板輸送機，工作面余煤由鏟煤板隨移溜鏟入刮板輸送機，運出工作面。5）移液壓支架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0.8m6）移輸送機移輸送機應滯后移架4～6架，順序追機推刮板輸送機，推刮板輸送機步距為0.8m，推刮板輸送機時嚴禁出現急轉彎，刮板輸送機水平曲度不準超過3°7）采空區管理采空區采用自然跨落法處理，若機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頂板跨落必須對采空區強制放頂，相應措施按有關規定執行。6.1.7各工藝過程安全注意事項1）割煤（1）開機前，機組司機應按規定對煤壁、頂底板、支架、溜子、機組電纜、水管、水壓、油壓及油質進行全面檢查，消除故障和隱患以后，發出開機信號，確保機組周圍無人，方可開機作業。（2）割煤時，機組司機應站在支架內，集中精力進行操作，嚴禁把頭伸在機組和支架頂梁間。（3）割煤時先送水，后開機，停機時先停機后停水，禁止無水開機作業。（4）割煤時，要隨時注意機組各部分運行狀況，發現異常及時停機，經檢查處理后方可開機。（5）機組割到距機頭、機尾5m時，要放慢速度到2m/2）移架（1）工作面支架必須達到完好，支架工操作支架前應熟悉各操作手把功能。移架前，應檢查支架3（2）割過煤后，距機組后滾筒4～6架進行移架，當片幫或頂板破壞嚴重時，必須拉超前架或者緊隨上滾筒進行移架。（3）移架時，先將側護板、護幫板收回，方可降架，支架可降100～200mm，局部需要超前移架時，必須保持支架分段成直線。（4）移架到位后，要將支架升緊，頂梁升平，護幫板打出，同時調整相鄰兩支架側護板不超過2/3的高差（遇構造除外），并將操作手把打在零位，任何人嚴禁隨意亂動。（5）移排頭支架時，必須將底座附近浮煤清理干凈，整理好管路、電纜，三架互為支點降架前移。操作閥組人員必須站在本架踏板上操作，其它人員不得站在破碎機附近，支架前方巷道10（6）割煤時可將機組前方103）推溜（1）推溜由移架工負責進行。（2）推溜時，支架與擋煤板之間嚴禁有人，防止推溜千斤頂和框架傷人。（3）推溜工作應在刮板輸送機運行中進行，嚴格執行順序追擊作業，從一端到另一端，不準在任意段或由兩端向中間推。（4）推溜時，如因機道有臺階、矸石等障礙物推不動溜子時，應進行反刀或人工清煤。人工清煤必須閉鎖機組、溜子，且不少于2個有效閉鎖鍵處于閉鎖狀態。必須有專人看護，注意片幫。（5）移機頭、機尾時，必須將附近的浮煤雜物清理干凈，移機頭拉排頭架，移機尾拉機尾架必須連續進行。6.1.8工作面勞動組織和作業循環圖表工作面實行“三八”作業制，即二班采煤一班檢修。作業循環圖表見表6-12，勞動組織配備表見表6-13表6-12作業循環圖表表6-13勞動組織表序號工種一班二班檢修班合計1班隊長22262煤機司機3363支架工88164端頭工4485改棚工886運料工33397治水工11138看工具房工11139膠帶機司機33610機電檢修工2281211其他人員6621412合計33332591備注其他人員包括環境清理人員，單體管理員等。在確定在冊人數時，出勤率按95%計算，在冊人數按下式計算。在冊人數=出勤人數×（7/6）/出勤率（公式6-2）式中：7/6——替休系數；因此：在冊人數=91×（7/6）/95%=112工作面全員工率=工作面日產量/在冊人數=7355/112=66噸/工6.1.主要技術經濟指標見表6-14表6-14主要技術經濟指標類別序號項目單位指標備注工作面指標1走向長度m16432傾斜長度m2003煤層厚度m4.93平均4煤層傾角度12平均5回采面積m23286006工作面儲量MT0.22630687可采儲量MT0.21046538設計回采率％959容重T/m31.44回采指標10煤機型號MGTY750/1715-3.3D11采高m2.5～512截深m0.813日進尺m4.814月進尺m14415回采工效T/工66頂板管理指標16支架類型ZZ9200/24/50支掩式支架17支架數量架11418頂板管理全部垮落法19推移步距m0．820最小控頂m4.98421最大控頂m5.784材料消耗指標22機油Kg/萬噸60023乳化油Kg/萬噸23024截齒個/萬噸2025坑木m3/萬噸0.926雜木棍根/萬噸36027金屬網m2/萬噸450循環指標28作業方式兩采一準29循環進度m0.830循環產量T110231日循環數個632日產量T735533正規循環率%956.2回采巷道布置6.2.本工作面采用綜采采煤工藝，回采巷道采用一般的U型布置方式，即一條區段運輸平巷和一條區段回風平巷。本采區巷道采用雙巷掘進，相鄰區段間留30m的煤柱。2個順槽均采用矩形斷面，錨網支護。為了減輕動壓對巷道的影響，保證工作面順利向前推進，根據本工作面超前動壓的影響范圍，對工作面安全出口6.2.借鑒國內外高產高效礦井經驗，結合本礦井實際情況，回采巷道采用錨網支護。支護參數如圖6-2所示。圖6-2回采巷道支護7井下運輸7.1概述7.1.原始條件和數據為：1、礦井設計生產能力：2.40Mt/a；2、礦井工作制度：“三八”制；3、煤層傾角：平均12°；4、煤的平均容重：1.44t/m3；5、矸石容重：2.35t/m3；6、礦井瓦斯等級：低瓦斯礦井；7、煤塵爆炸性：煤塵具有爆炸危險，且有自燃發火傾向；8、自燃發火期：3～6個月。7.1.2井下運輸系統1）運煤系統工作面產生的煤炭（經刮板輸送機）→下端頭（經轉載機）→區段運輸平巷（經膠帶輸送機）→溜煤眼（經自溜）→運輸上山（膠帶輸送機）→采區煤倉（大巷裝車）→水平運輸大巷（經帶式輸送機）→井底煤倉（經給煤機）→主井（經提升機）→地面。2）運料系統材料從地面（經罐籠）→井底車場（經調度絞車）→軌道大巷（1.5t廂式礦車）→采區下部車場（經甩車道）→軌道上山（經上山絞車）→采區上部車場（經甩車道）→區段回風平巷（經小絞車）→工作面。3）運矸系統掘進工作面產生的矸石（經小絞車）→區段回風石門（經小絞車）→采區軌道上山（經上山絞車）→采區下部車場（經甩車道）→軌道大巷（牽引電機車）→副井（罐籠）→地面。7.2采區運輸設備選擇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，不要出運現輸送機—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。結合礦上實際使用情況，以及前面采煤工藝設計中工作面所選設備技術特征，采區運輸設備配套選型如下：刮板運輸機型號為SGZ-1000/2×700，轉載機型號為SZZ-1200/400；破碎機型號為PCM400；區段運輸平巷及采區運輸上山可伸縮膠帶運輸機型號均為SSJ-2500/M（A）。各設備技術特征如表7.1、表7.2、表7.3、表7.4所示。設計長壁回采工作面采煤機最大瞬時出煤能力為1845t/h，工作面刮板運輸機生產能力為2200t/h，轉載機的生產能力為2200t/h，破碎機通過能力為3000t/h，可伸縮膠帶機通過能力為2500t/h，采區運輸系統各設備生產、通過能力均大于工作面最大瞬時出煤能力，且各環節依次后一設備運輸能力均大于或等于前面運輸設備的運輸能力，故所選設備能滿足要求。表7-1刮板輸送機技術特征項目單位技術特征型號SGZ-1000/2×700運輸能力t/h2200設計長度m220出廠長度m200刮板鏈形式中雙鏈電機布置方式平行布置刮板間距mm1080與采煤機牽引方式無鏈減速器速比1:30.82圓環鏈規格mm30×108-C電壓等級KV3.3鏈速m/s3.71中部槽尺寸mm1500×1000×222制造廠家張家口煤機廠表7-2轉載機技術特征項目單位技術特征型號SZZ-1200/400運輸能力t/h2200設計長度m220出廠長度m200刮板鏈形式中雙鏈電機布置方式平行布置刮板間距mm1104減速器速比1：25.238電壓等級KV3.3鏈速m/s4.50中部槽尺寸mm1500×1200×222制造廠家張家口煤機廠表7-3破碎機技術特征項目單位技術特征型號PCM400通過能力t/h3000整機重量t19總裝機功率KW315電壓等級KV3.3中部槽尺寸長mm3000寬mm2100高mm2000表7-4可伸縮膠帶運輸機技術特征項目單位技術特征型號SSJ-2500/M（A）生產能力t/h2500膠帶寬度mm1200電壓等級KV3.3帶速m/s5.57.2.工作面每班采下的煤炭總量：(公式7-1)式中：——每班采下的煤炭總量，t；公式——工作面的長度，m；——每班進刀數，刀；——采煤機的截深，m；——煤層厚度，m；——煤的容重，t/m3；——工作面采出率，取0.93；因此：=200×3×0.8×4.93×1.44×0.93=3169t工作面采煤機每分鐘的割煤量：(公式7-2)式中：——采煤機每分鐘割煤量，t/min；——采煤機的運行速度，m/min；——采煤機的截深，m；——采煤機的采高，m；——煤的容重，t/m3；——采煤機的煤炭回收率，取0.98。因此：=6×0.8×4.93×1.44×0.98=33.39t/min工作面采煤機每班的割煤量：(公式7-3)式中：——工作面采煤機每班的割煤量，t；——工作面的長度，m；——每班進刀數，刀；——采煤機的截深，m；——采煤機的采高，m；——煤的容重，t/m3；——采煤機的煤炭回收率，取0.98。因此：=200×3×0.8×4.93×1.44×0.98=3339t工作面刮板運輸機運輸能力驗算：33.39×60=2003t<2200t即工作面刮板運輸機的運輸能力大于采煤機的割煤能力，工作面刮板運輸機的運輸能力滿足要求。轉載機運輸能力驗算：轉載機每班開機時間按6個小時計算，則2200×6=13200t>3074t故：轉載機運輸能力滿足要求。破碎機過煤能力驗算：1944t/h<3000t/h故：破碎機的過煤能力滿足要求。可伸縮膠帶運輸機運輸能力驗算：1944t/h<2500t/h故：可伸縮膠帶運輸機運輸能力滿足要求。7.3采區絞車的運輸能力驗算7.3.1、采區軌道上山采用絞車運輸，采用絞車單鉤串車提升，每次提升3輛礦車。（1）聯接器強度校核礦車沿軌道向上提升時，串車產生的總阻力由礦車鉤頭承擔，車鉤強度為60kN，則總阻力與車鉤強度應滿足下式：(公式7-4)式中：——提升礦車數，輛；——礦車自重，kg/輛；——礦車載重，kg/輛；——上山傾角，度；——鋼絲繩的摩擦阻力系數；因鋼絲繩局部在托輥上移動，取0.3。因此：根據計算，每次提升3輛礦車<5，車鉤強度符合要求。（2）鋼絲繩的選擇①繩端荷重：(公式7-5)式中：——繩端荷重，kg；——提升礦車數，輛；——礦車自重，kg/輛；——礦車載重，kg/輛；——上山傾角，度；——礦車阻力系數，取0.01～0.015。因此：=3×（900+1500）×（sin8°+0.01×cos8°）=1073kg裝運液壓支架時，每次只運一架，液壓支架質量為27t，平板車自重為0.6t，則：=(27000+600)×(sin8°+0.01×cos8°)=4114kg②鋼絲繩懸垂長度：(公式7-6)式中：——鋼絲繩懸垂長度，m；——提升斜長，m。因此：=1210+50=1260m③按最大繩端荷重計算鋼絲繩單位長度重量：(公式7-7)式中：——鋼絲繩單位長度重量，kg/m；——鋼絲繩的公稱抗拉強度，kg/mm-2；——鋼絲繩的靜力安全系數，按規程規定選取，取5.1；——鋼絲繩的摩擦阻力系數；因鋼絲繩局部在托輥上移動，取0.3。因此：kg/m根據計算結果，選6×19圓形鋼絲繩，其直徑mm，鋼絲繩每米質量1.42kg/m，總破斷力234000N驗算安全系數：所選鋼絲繩符合要求。（3）絞車的選擇①滾筒計算直徑：(公式7-8)式中：——滾筒計算直徑，mm；——已選定的鋼絲繩直徑，mm。mm②鋼絲繩作用在滾筒上的力：最大靜拉力：N(公式7-9)因此：=[4114+1260×1.42×(sin8°+0.3×cos8°)]×9.8=47967N最大靜張力差：對于單鉤絞車。③電動機功率：(公式7-10)式中：——電動機功率，KW；——系數，取1.1；——張力差，N；——初選的最大提升速度，m/s；——提升設備效率，取0.85。KW根據以上計算，經比較選用KSP―8/900型繩牽引卡軌車，其技術參數如表7-5所示。表7-5KSP―8/900型絞車主要技術參數表項目單位技術特征型號KSP―8/900卡軌類型普軌軌型kg22軌距mm900鋼絲繩直徑mm20鋼絲繩牽引力KN30～60牽引速度m/s0～2最小轉彎半徑水平／垂直m4／15最大牽引坡度度20制動力KN120最大限速m/s2.5系統工作壓力MPa16系統最大工作壓力MPa20電機型號BJO2―93―4電機功率kw100牽引長度m1000~2000生產廠家石家莊煤礦機械廠區段平巷內的輔助運輸采用無極繩絞車串車運輸。7.4大巷運輸設備選擇掘進面采用綜合機械化設備掘進，回采工作面采用大采高一次采全高綜合機械化設備，為充分發揮采煤設備的生產能力，實現高產高效集約化生產，運輸大巷采用帶式輸送機運煤，其運輸能力應與采區采煤設備的瞬時生產能力相適應。回采工作面采煤機和掘進面掘進機同時生產的最大瞬時出煤能力為1125t/h，采區設緩沖煤倉，回采工作面運輸平巷帶式輸送機和掘進面帶式輸送機同時直接和采取運輸上山帶式輸送機搭接，煤經采區煤倉在大巷直接裝載到大巷帶式輸送機。大巷帶式輸送機承擔全礦年產2.4Mt煤炭的運輸任務，屬大運量、長運距的大型輸送機。運輸大巷裝備一臺B=1000mm，v=2.5m/s的可伸縮帶式輸送機，輸送能力1200t/h，采用YBKST—7.5輔助運輸大巷設備選擇根據礦井地質條件（低瓦斯）及生產礦井的實際情況，設計在軌道大巷內采用架線式電機車牽引小礦車運輸。小礦車選用MG1.7-6A型1.5噸固定廂式礦車，架線電機車式選用ZK10-6/550型，其性能參數見表7-7和表7-表7-6大巷帶式輸送機技術特征序號項目單位技術特征備注1型號SSJ—1200/2×200淮南煤礦機械廠制造2輸送量t·h-112003輸送長度m10004鏈速m·s-12.55傳動滾筒直徑mm8306托輥直徑mm1387輸送帶類型阻燃輸送帶8輸送帶寬度mm12009儲帶長度m10010機尾搭接長度m1211機尾搭接處軌距mm157212機頭外形尺寸(寬×高)mm3200×240013機尾外形尺寸(寬×高)mm2000×82114電動機功率kW2×20015質量t160表7-71.5噸固定廂式礦車項目單位技術特征型號MG1.7-6A容積m31.7裝載量t1.5最大裝載量t2.7軌距mm600軸距mm750外型尺寸mm2400×1050×1200質量kg718表7-8直流架線式電機車項目單位技術特征型號ZK10-6/550粘著質量T10軌距mm600最小曲率半徑m7受電器高度mm1800~2200固定軸距mm1100主動輪直徑mm680連接器距軌面高度mm270外型尺寸mm4500×1060×1550制動方式電阻機械小時制牽引力N15092速度小時制km/h11最大km/h25牽引電動機型號ZQ—24額定電壓V550小時制功率kw24臺數臺28礦井提升8.1概述礦井設計生產能力為2.4Mt/a，礦井提升工作制度為“三八”制，主副井都為立井開拓，主井井筒特征：直徑6.5m，井深370m，支護方式為混凝土砌碹。副井井筒特征：直徑7.5m，井深8.2主副井提升1）主井提升設備選型主井已知數據：（1）礦井設計生產能力為2.4Mt/a；（2）礦井提升工作制度為：年工作日330d，每天工作16h；（3）單水平提升，井深為370（4）兩套箕斗提升設備。根據以上考慮以及礦井的基本情況，決定主井選用JDG12/110×4箕斗，其技術特征見表8-1。表8-1箕斗主要技術特征表型號名義載重量/t有效容積/m3提升鋼絲繩箕斗自重/t數量/根直徑/mm繩間距/mmJDG12/110×41213.2427.5～32.530012.4根據其它礦井的設計經驗以及設備的安裝要求，主井選用2JTB1.2×1-30提升機，其技術特征見表8-2。表8-2主井提升機主要技術特征表項目單位技術特征型號2JTB1.2×1-30兩鋼絲繩最大靜張力差t2滾筒尺寸直徑mm1200寬度mm1000卷筒個數個2鋼絲繩直徑mm20破斷拉力總和t23.4速度m/s2減速比30電動機功率kw45轉速rpm983機器旋轉部分總變位質量t4.46質量t8.352）副井提升設備選型副井采用多繩摩擦式絞車提升一對1.5t礦車雙罐籠提升。副井罐籠主要技術特征見表8-3，副井多繩摩擦式提升機主要技術特征見表8-4。表8-3副井罐籠主要技術特征表項目單位技術特征型號GDG1.5/6/2/2K裝載礦車型號MG1.7-6A數量個2乘人數人44罐籠裝載量kN6.84罐籠質量t7.58最大終端載荷kN290提升首繩數量根6/4直徑mm24/28尾繩數根3/2表8-4副井多繩摩擦式提升機主要技術特征表項目單位技術特征型號JKM-3.5/6(Ⅲ)主導輪直徑m3.5導向輪直徑m3鋼絲繩最大靜張力kN800最小靜張力kN230有導向輪時最大直徑mm35根數根6間距mm250最大提升速度m/s149礦井通風及安全9.1礦井通風系統選擇9.1.1礦井概況范各莊井田主采煤層11煤層平均厚度為4.93m，儲量豐富、煤質優良、且煤層傾角較小；地質條件簡單，具備實現高產高效的條件。礦井初步設計年生產能力2.4Mt。礦井絕對瓦斯涌出量為0.72m3/min，二氧化碳絕對涌出量為1.50～2.25m3/min主要大巷均在巖層掘進。工作面采用走向長壁后退式綜合機械化一次采全高，頂板全部自然垮落采煤方法。9.1.2選擇礦井通風系統原則1）應有利于加快礦井建設速度，技術經濟合理，生產安全。2）必須符合《煤礦安全規程》和《煤炭工業設計規范》有關規定。（1）每一礦井必須有完整的獨立通風系統。（2）新建或改建的礦井，如果采用中央式通風系統時，在設計中必須規定井田境界附近的安全出口。3）選擇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。（1）安全出口，每個礦井特別是地震區、多雷區的礦井，至少要有兩個通到地面的安全出口，各個出口之間的距離不得小于30m；新建和改建的礦井，如果采用中央并列式通風時，還要在井田邊界附近設置安全出口。井下每一個水平到上一水平和每個采區至少都有兩個出口，并與通到地面的安全出口相連通，通到地面的安全出口和兩個水平之間的出口都必須有便于人行的設施(臺階和梯子間等)（2）進風井口要避免污風、塵土、煉焦氣體、矸石燃燒氣體等的侵入。進風井口距離產生煙塵、有害氣體的地點不得小于500m；為防止進風井筒冬季結冰，需裝設暖風設備；礦井的總回風道不得作為主要人行道；地面主要通風機和回風流的噪音都不得造成公害；進風井與出風井的設置地點必須地層穩定，施工地質條件比較簡單，占地少，壓煤少，而且要在當地歷年來洪水位的最高標高以上(大中型和小型礦井分別超過當地百年和50年內最高水位)（3）箕斗井一般不應兼作進風井或出風井。如果井上、下裝卸裝置和井塔有完善的封閉措施，其漏風率不超過15％，并有可靠的降塵設施，箕斗井可以兼作出風井；裝有帶式輸送機的井筒兼作回風井時，井筒中風速不能超過6m/s，且必須裝有瓦斯斷電儀。如果膠帶斜井中風速不超過4m/（4）所有礦井都要采用機械通風，主要通風機和分區主要通風機必須安裝在地面。但有戰備的特殊要求時，可以考慮裝在井下。新設計礦井不宜在同一井口選用幾臺主要通風機聯合運轉。（5）不宜把兩個可以獨立通風的礦井合并為一個通風系統。若有幾個出風井，則自采區流到各個出風井的風流需保持獨立；各工作面的回風在進入采區回風道之前、各采區的回風在進入回風水平之前都不能任意貫通，下水平的回風流和上水平的進風流必須嚴格隔開，在條件允許時，要盡量使總進風早分開，總回風晚匯合。（6）采用多臺分區主要通風機通風時，為了保持聯合運轉的穩定性，總進風道的斷面不宜過小，盡可能減少公共風路的風阻。各分區主要通風機的回風流、中央主要通風機和每一翼主要通風機的回風流都必須嚴格隔開。（7）充分注意降低通風費用。為此，主要風道的斷面不宜過小，并做到壁面光滑，以降低摩擦阻力，主要風道的拐彎要緩慢，斷面的變化要均勻，以降低局部阻力；要盡可能使每個采區的產量均衡，阻力接近，使自然分配的風量基本上和按需要分配的風量一致；盡可能少用通風構筑物，同時也要重視降低基建費用。為此，要充分利用一切可用的直通地面的舊井巷，或利用上水平可用的舊巷道幫助下水平回風。（8）符合采區通風和掘進通風的若干要求，要滿足防治瓦斯、火、塵、水和高溫對礦井通風系統的要求，還要有利于深水平或后期通風系統的發展變化。4）其它還應考慮以下各因素：（1）風井位置要在洪水位標高以上，進風井口須避免污染空氣進入，距有害氣體源的地點不得小于500（2）井口工程地質及井筒施工地質條件簡單。（3）占地少，壓煤少，交通方便，便于施工。（4）通風系統簡單，風流穩定，易于管理。（5）發生事故時，風流易于控制，井下每一水平到上一水平和每個采區至少有兩個通向地面的安全出口，以便于人員撤出。（6）使專用通風巷道的數目最少，風路最短，貫通距離短，井巷工程量省。（7）盡可能使每個采區的產量均衡，阻力接近，避免過多的風量調節，盡量少設置通風構筑物，以免引起大量漏風。（8）多風機抽出式通風時，為了保持風機聯合運轉的穩定性，應盡量降低總進風道公共風路段的風阻(一般要求公共風段的負壓不超過任何一個扇風機負壓的25％)。（9）通風費用少。（10）后期通風合理。9.1.3確定礦井的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、礦井沼氣等級。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。見圖9-1，9-2，9-3，9-4所示。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，如表9.1所示。表9-1礦井通風方式對比表項目類型適用條件優缺點中央并列式新建礦井，煤層傾角大，走向長度小于4k初期投資少，出煤快，采區生產集中，便于管理；節省風井工業廣場占地，壓煤少；便于井筒延伸，為深部通風提供有利條件；風流折返流動路線長，通風阻力大，通風費用高；工業廣場有風機，噪音大。中央分列式煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大而瓦斯和自燃發火較嚴重的礦井與并列式相比，這種方式較安全，建井期兩井深部延伸，通風不困難，風流不折返，阻力小，內部漏風小，有利于防火。工業廣場沒有噪音和污風的污染，回風井系統設備防塵管理比較方便。兩翼對角式適用于走向長度大于4k由于風流路線較短，阻力和漏風小，所以各采區風阻表較穩定；礦井總風壓穩定，工業廣場不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投資較大，管理相對分散，發生事故時反風較困難。分區對角式適用于煤層距地表淺，因地表高低起伏較大，無法開掘淺部總回風巷，而且表土層沒有沙層，便于開掘小風井。另外，煤層走向長，多煤層開采，高溫礦井也可以采用這種方式。各分區有獨立的通風線路，互相不影響而且通風阻力小，建井工期短，安全生產好，分區風井多，占場地多，通風機管理分散。圖9-1中央并列式通風系統圖9-2中央邊界式通風系統圖圖9-3兩翼對角式通風系統圖圖9-4分區對角式通風系統由于本礦井走向長度為6.87k從技術角度來看，中央并列式不適合本礦井，因此，本設計不采用中央并列式。若采用中央分列式通風，需要把風井布置在一翼，另一翼通風線路太長，通風阻力太大，沿通風線路漏風大，并且所選用風機及配套電動機功率較大，經濟上不合理。因此，也不考慮采用中央分列式。采用分區對角式通風要多掘風井，由于本礦煤層埋藏深，在技術、經濟上均不合理，因此，也排除了分區對角式。因此，本設計選擇兩翼對角式，在井田南北兩翼各布置一個風井，形成兩翼對角式。對于兩翼，通風線路不是太長，通風阻力也不是很大；另外，還增加了安全出口，安全性較好，通風系統較為合理。9.1.4通風方法的確定礦井主要通風機的通風方式有抽出式、壓入式和混合式。目前，由于技術的革新，通風機的功率有了很大的提高，因此，常用的通風方式是抽出式和壓入式兩種，混合式通風較少應用。因此通風方式將在抽出式和壓入式中選用一種。現將兩種通風方式的工作方法技術比較如表9-2所示：表9-2抽出式通風與壓入式通風方式比較工作方法優點缺點抽出式井下風流處于負壓，若主要通風機停轉，井下風流壓力提高，使采空區瓦斯涌出減少，總進風路上構筑物少，漏風少。若地面小窯、塌陷區分布較廣，并和采空區溝通會把小窯積存的有害氣體抽到井下，同時總風量減少。主要通風機規格及通風電費大。壓入式井下風流處于正壓，若地面小窯、塌陷區分布較廣，并和采空區溝通時可以把有害氣體壓入地面。壓入式通風主要通分機規格、通風電費較小。井下風流處于正壓狀態，當主要通風機停轉，壓力降低，使瓦斯涌出增加；漏風大，當通風過渡到深水平時，有一定困難。綜上所述，只有在地面小窯塌陷區漏風嚴重、開采第一水平和低沼氣礦井，總回風道溝通、維護困難，煤層自燃發火不嚴重才考慮用壓入式通風是比較合適的。否則，就不宜采用壓入式通風。所以結合本礦實際條件和目前經濟、技術條件，確定本礦主要通風機的工作方式采用抽出式。9.1.5采區通風1）采區通風系統的要求（1）能夠有效地控制采區內風流方向、風量大小和風質；（2）漏風少；（3）風流的穩定性高；（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）安全經濟合理技術。2）采區通風的基本要求：（1）每個采區必須有單獨的回風道，實行分區通風，回采面和掘進面都應采用獨立通風，不能串聯；（2）工作面盡量避免位于角聯分支上，要保證工作面風向穩定；（3）煤層傾角大于12°時，不能采用下行風；（4）回采工作面的風速不得低于0.25（5）工作面回風流中沼氣濃度不得超過1％；（6）必須保證通風設施（風門、風橋、風筒）規格質量要求；（7）要保證風量按需分配，盡量使通風阻力小風流暢通；（8）機電硐室必須在進度風流中；（9）采空區必須要及時封閉；（10）要防止管路、避災路線、避災硐室和局部反風系統。3）采區進回風上山的選擇采區進回風上山方式有以下兩種：軌道上山進風，運輸上山回風；運輸上山進風，軌道上山回風。（1）軌進運回的優缺點①軌道上山進風不必在下部安設風門，避免物料車頻繁經過風門造成風門損壞，甚至短路；②軌道上山進風可使新鮮風流免受沼氣、礦塵的污染，有利于保證風質；③運輸上山中多臺運輸機串聯，上部機頭不能保證在新鮮風流中。（2）運進軌回時的優缺點①風流和煤流方向相反容易引起煤塵飛揚，使進風流污染；②煤流中釋放瓦斯，使進風流中瓦斯濃度增大；③運輸設備散發的熱量使風流溫度升高；④須在軌道上山下部車場安設風門，由于運輸頻繁，風門常損壞，漏風，甚至短路影響工作面生產。參照兩種進回風上山方式的優缺點，根據該礦井煤層賦存穩定，礦井絕對瓦斯涌出量為0.72m3/min，二氧化碳絕對涌出量為1.50～2.25m3/min，為低瓦斯礦井。主采煤層揮發份指數工作面通風系統1）工作面通風系統類型由于采煤方法采用的是走向長壁采煤，工作面的進、回風形式分為U、Z、H、Y、雙Z和W等類型，如下表9-3；表9-3通風系統分類表通風系統分類圖示適用條件與優缺點“U”型通風系統工作面采用后退式開采。上下順槽在煤體中維護，漏風量小。“Y”型通風系統工作面采用后退式開采。上下順槽同時進風，改善了回風巷的氣象條件，但回風巷在采空區內。“Z”型通風系統工作面采用前進式或沿傾斜方向開采。回風巷在前方煤體維護。須預先掘進，上下順槽同時進風在相同風速的情況下，風量可增多一倍；但進風巷在采空區內維護，密封不好，則漏風量較大。“W”型通風系統工作面后退式回采，進回風巷均在煤體中維護，工作面通過風量大，有利于工作面的降溫和排除瓦斯。工作面通風方式的選擇與回采順序、通風能力及巷道布置有關，通風方式是否合理成為影響工作面正常生產的重要因素。工作面通風應滿足下列要求：（1）工作面有足夠的風量并符合安全規程的要求，特別要防止上隅角積聚瓦斯。（2）風流用盡量單向順流、少折返逆流、系統簡單、風路短。（3）根據通風要求，進、回風巷有足夠的斷面及數目。根據以上選擇的依據及各通風方式所使用條件和本礦開拓方案，礦井絕對瓦斯涌出量為0.72m3/min，工作面長2002）工作面風流方向的選擇按采煤工作面的風流方向不同可分為上行通風和下行通風兩種，各自的優缺點對比及使用條件如下，見表9-4表9-4工作面風流方向比較風向優點缺點上行通風瓦斯自然流動的方向與上行風流方向相同，在正常風速情況下，瓦斯不易積聚和分層流動，工作面發生火災時所產生火風壓與通風壓力作用方向一致，瓦斯濃度不會增加，著火點瓦斯爆炸的可能性小。上行風將煤炭運輸過程中所溢散的瓦斯和煤塵帶入工作面，增大了瓦斯和煤塵的濃度，風流受運輸設備加熱而使風流增溫，傾角大于12°的工作面應采用上行通風。下行通風瓦斯自然流動的方向與上行風流方向相反，瓦斯和空氣混合能力強，正常風速不易局部瓦斯積聚和分層流動，回風流方向與煤流方向相反，可降低煤塵，降低風流溫度，可沖淡上隅角瓦斯。工作面若有火源，產生火風壓與通風壓力作用方向相反，會使工作面風量減少，甚至反風，導致瓦斯濃度上升引爆，適應傾角小于12°的，煤與瓦斯突出危險性小。本礦主采煤層11煤層平均傾角為12°左右，煤層傾角較小，煤層有自燃發火傾向，但是建礦以來未發生過自燃發火現象，煤塵有爆炸傾向性，工作面風流方向除遵照安全規程之規定外又考慮煤層實際起伏情況、回采巷道的布置，確定工作面的風流方向為上行通風9.1.7礦井通風網絡礦井通風網絡即井下進風、回風巷道及其聯系方式。本礦井開拓方案及采區巷道布置已經確定，因此采區內的通風線路及礦井風網路線也已確定，礦井通風網絡參看開拓系統圖和采區巷道布置圖。9.1.8通風系統立體圖與網絡圖礦井第一開采水平通風容易時期通風立體示意圖見圖9-5礦井第一開采水平通風困難時期通風立體示意圖見圖9-6礦井第一開采水平通風容易時期通風網絡圖見圖9-7礦井第一開采水平通風困難時期通風網絡圖見圖9-8圖9-5礦井容易時期通風立體示意圖圖9-6礦井困難時期通風立體示意圖圖9-7通風容易時期網絡示意圖9-8通風困難時期網絡示意圖9.2礦井風量計算礦井總風量是井下各個工作地點的有效風量和各條風路上的漏風量的總和。對新設計的采區，應使各個用風地點的風量符合《規程》中關于人員所需風量、沼氣、CO2、CO和其它有害氣體的安全濃度，各工作地點的空氣允許溫度，空氣中煤塵的安全濃度，最低和最高風速的允許值以及各種漏風的允許值等規定。礦井風量計算應根據實際需要按由里向外的原則，先從各用風地點算起，由里向外，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，上下順槽的風量乘以1.15。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。即：∑Q=K×[∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它] （公式9-1）式中：∑Q——礦井總風量，m3/min；K——風量備用系數，取K=1.15；∑Q采——回采工作面所需風量，m3/min；∑Q掘——掘進面所需風量，m3/min；∑Q硐——硐室所需風量，m3/min；∑Q其它——其它巷道所需風量，m3/min；9.2.1回采面所需風量的計算每個采煤工作面實際需要風量,應按沼氣(或二氧化碳)涌出量、工作面氣溫、風速和人數等規定分別計算，然后取其中最大值。礦井初步設計年生產能力2.4Mt/a。預計礦井絕對瓦斯涌出量為0.72m3/min，最大絕對瓦斯涌出量為1m3/min；二氧化碳絕對涌出量為11）按沼氣涌出量計算：根據《礦井安全規程》規定，按采煤工作面回風巷風流中沼氣的濃度不得超過1％的要求計算。即：Qai=100Qgai×Kai（公式9-2）式中：Qai——第ｉ個回采工作面實際需風量，m3/min；Qga——該采煤工作面回采時沼氣的平均絕對涌出量，m3/min，取1m3/Kai——該采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系數，取Kai＝1.4；工作面需風量：Qa=100Qgai×Kai=100×1×1.4=140m3/2）按工作面氣溫與風速的關系計算：采煤工作面應有良好的勞動氣候條件，溫度和風速應符合表9-5要求。表9-5采煤工作面空氣溫度與風速對照表工作面溫度(℃)<1515～1818～2020～2323～26工作面風速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8按下式計算：Qai=60×Vai×Sai×kai（公式9-3）式中：Vai——回采工作面風速，取Vai=1.2m/s（查表Sai——第i個回采工作面平均斷面積，取最大和最小控頂時有效斷面的平均值,m2;kai——第i個回采工作面的長度系數，取1.Sai=(Lmax+Lmin）/2×H×K（公式9-4）式中：Lmax——最大控頂距，Lmax=5.78Lmin——最小控頂距，Lmin=4.H——回采工作面平均采高，H=4.K——回采工作面的有效斷面系數，K=0.8。則：Sai=（5.78+4.98）/2×4.93×0.8=21Qai=60×1.2×21.2×1=1519m3）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。Qa=4×Nai（公式9-5）式中：4——每人每分鐘供給4m3的規定風量，m3Nai——第i個工作面同時工作的最多人數，交接班時人數最多，取Nai=72人。故工作面風量為：Qa=4×72=288m3/由以上三種方法計算的采煤工作面所需風量最大值為：Qa=1519m34）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，最高風速為每個回采面：Qmin≥0.25×60×Saim3/minQmax≤4×60×Saim3/min（公式9-6）式中：Sai——第i個工作面的平均斷面積m2，Sa=12190.5m3/min≤由風速驗算可知，Qa=2519m39.2.2掘進工作面需風量1）壓入式通風掘進頭所需風量或風筒出口的風量為：m3/min（公式9-7）式中：A——工作面一次爆破炸藥消耗量，10㎏/m；S——掘進巷道斷面，12.3㎡；t——通風時間，min，一般取20～30min；——從工作面至炮煙稀釋到安全濃度的距離。可按下式計算，＝400A/S，m。如巷道實際長度L小于式中的，應用L代替。該煤層掘進硬度f＝2-3，掘進斷面14.8㎡，查閱《煤炭井巷綜合預算》知一次爆破炸藥消耗需要量A為10㎏/m，故＝390.=159.432）按同時工作的最多人數計算：Q＝4N（公式9-8）＝4×30＝120m式中：N——工作面同時工作的人數，取30人。3）按瓦斯涌出量計算：根據《礦井安全規程》規定，按工作面回風風流中沼氣的濃度不得超過1％的要求計算。即：Qai=100Qgai×Kai（公式9-9）式中：Qai——第ｉ個掘進工作面實際需風量，m3/min；Qgai——該掘進工作面回采時沼氣的平均絕對涌出量，取1m3Kai——該掘進工作面的瓦斯涌出不均衡系數，取Kai＝1.5。工作面需風量：Qa掘=100Qai×Kai=100×1×1.5=150m34）按炸藥量計算Qai=25Agai（公式9-10）式中：Qai——第ｉ個掘進工作面實際需風量，m3/min；Agai——掘進工作面一次爆破使用的最大炸藥量，㎏/m,查閱《煤炭井巷綜合預算》知一次爆破炸藥消耗需要量Agai為10㎏/m；Qai=25×10=250m5）按照風速驗算根據上述計算結果，應取最大風量為250m3（1）按最低風速驗算：Q1＝SV1＝14.8×0.25×60=222m3/（2）按最高風速驗算：Q2＝SV2＝14.8×4×60＝3552m3/min>式中：Q1——巷道最低風速所需要的風量；Q2——巷道最高風速所需要的風量；S——巷道設計斷面積，14.8㎡；V1——最低風速要求，煤巷取0.25V2——最高風速要求，煤巷取4m/綜上：本設計取250m3巖巷掘進頭用風量根據范各莊礦實際配風經驗定為2509.2.3硐室需風量煤礦井下硐室需要獨立回風的峒室主要有：采區變電所、采區絞車房、炸藥庫等。按礦井實際經驗值給風量，對這些硐室配風如下：采區變電所：80m3采區絞車房：80m炸藥庫：1009.2.4其它巷道所需風量∑Qd∑Qd即其它巷道所需風量之和，主要指對行人斜巷和維護巷道的實際配風，由下式計算：∑Qd=5%（∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐）K為礦井風量備用系數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，本設計采用兩翼對角式通風，取K=1.15。通風容易時期Qd=156通風困難時期Qd=166.5依據風量計算可知：回采工作面供風量為：1519m3/min；掘進工作面供風量為：250m3/min；采區變電所：80m3/min；炸藥庫：109.2.5礦井總風量及其分配通風容易時期和困難時期的確定：在主要通風機服務年限內，隨著采煤工作面及采區接替的變化，通風系統的總阻力也將因之變化。其通風容易時期在中央采區正常回采期間，困難時期東一采區將采完與西二采區接替時。在通風容易時期：東一采區有一個回采工作面、兩個煤巷掘進頭，一個巖石大巷掘進工作面。在通風困難時期：西二采區有一個回采工作面、兩個煤巷掘進頭，同時與二水平銜接時，有兩個巖石暗斜井掘進工作面。礦井通風容易時期和困難時期風量分配見表9-6，9-7表9-6礦井容易時期風量分配一覽表 項目用風地點11煤層數量單位需風量需風量個m3/min·個m3/min采區工作面綜采工作面125191519煤巷掘進頭2250500硐室采區變電所18080采區絞車房18080有效風量2179配風量2335.5掘進巖巷掘進頭1200200硐室炸藥庫1150100其它其它巷道所需風量125.87礦井有效風量2760.5內部漏風（漏風系數取15%）276礦井總進風量3036外部漏風（總進風的5%）152風機風量3188表9-7礦井困難時期風量分配一覽表 項目用風地點11煤層數量單位需風量需風量個m3/min·個m3/min采區工作面綜采工作面115191519煤巷掘進頭2250500硐室采區變電所18080采區絞車房18080有效風量2179配風量166.5掘進巖巷掘進頭2200400硐室炸藥庫1150150其它其它巷道所需風量136.95礦井有效風量2895內部漏風（漏風系數取15%）274礦井總進風量3169.34外部漏風（總進風的5%）158.47風機風量3327.819.3礦井通風阻力計算9.3.1礦井通風阻力礦井通風阻力的大小是選擇通風設備的主要依據，所以在選擇礦井通風機之前必須首先計算井巷內通風總阻力。1）計算原則（1）進行礦井通風總阻力計算，應考慮礦井達到設計產量時，主要通風機在服務期限內（15～25年），既能克服礦井的最大阻力（既通風困難時期），又能保證礦井在最小阻力（既容易時期）的情況下通風機的效率不低于0.70，所以必須計算這兩個時期的總阻力；（2）確定礦井通風容易時期和困難時期。一般情況下，礦井投產剛達到設計產量時，主要通風機所服務的這個時期為容易時期；主要通風機服務期限內的后期為困難時期；（3）確定計算阻力路線。根據所給出的兩個時期通風系統圖，憑直觀和經驗選擇一條風量最大、巷道總長度最長的線路計算最大阻力，不必計算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判斷哪條線路阻力最大時，才需要計算出所有線路的阻力，比較后得出最大阻力。計算時先選定的路線上（容易和困難時期分別選定），從進風井口到回風井口逐段編號，然后對各段井巷進行阻力計算，再將各段計算結果累加起來，便得出通風容易和困難時期的井巷通風Hrmin和Hrmax；（4）如果礦井服務年限長，則只計算投產后的0～25年內通風容易和通風困難時期的井巷通風總阻力。2）容易和困難時期阻力計算按照風流經過巷道時產生阻力的方式不同，可分為摩擦阻力和局部阻力，摩擦阻力一般占礦井通風總阻力的90%左右，是選擇通風機的主要參數，可由下式計算：hr=α×L×U×Q2/S3=R×Q2 （公式9-11）式中：Hr——摩擦阻力，Pa；α——摩擦阻力系數，Kg/m3；L——巷道長度，m；S——巷道凈斷面面積，m2；U——巷道凈斷面周長，m；R——井巷摩擦風阻，N·S2/m8；Q——通過巷道的風量，m3/s；主要通風機的選擇是工作風壓要滿足最大的通風阻力，因此先確定通風容易時期和通風困難時期的最大阻力路線。3）礦井最大阻力路線根據礦井通風容易期的示意圖9.6和困難時期的示意圖9.7，礦井通風網絡圖9.8和網絡圖9.9，得出各時期最大通風阻力路線為：通風容易時期：副井1→2→3→4→5→7→10→12→13→14→15→18→19→地面；通風困難時期：副井1→2→3→4→5→7→9→11→12→13→14→16→20→21→地面；另外，因有外部漏風（指在防爆門和主要通風及附近的漏風），所以通過主要通風機裝置的風量一定大于礦井所需的總風量。在計算風硐阻力時應考慮外部漏風，根據實際經驗，風井無提升任務，外部漏風系數取1.05，即風硐風量為風井風量的1.05倍。下面沿最大阻力路線分別計算通風容易時期和通風困難時期的通風阻力，見表9-8和表9-9，計算出礦井在不同時期的摩擦阻力，考慮到適當的局部阻力系數，按下面分別計算出兩個時期的井巷通風阻力：hrmax=k×∑hfrmax（公式9-12）式中：hrmin——礦井最小通風阻力，pa；hrmax——礦井最大通風阻力，pa；k——局部阻力系數，通風容易時期取1.1，困難時期取1.15；所以，通風容易時期：hrmin=1.1×459.59=505.55pa通風困難時期：hrmax=1.15×654.66=752.86pa表9-8礦井通風容易時期摩擦阻力序號井巷名稱支護形式α×104LUSRfQhfrVNS2/m4mmm2NS2/m8m3/spam/s1-2副井混凝土35085023.5544.160.008950.6622.971.152-3井底車場砌碹8532014.816.60.009750.6624.843.053-4運輸大巷錨噴851014.816.60.000350.660.783.054-5采區下部車場錨噴9230014.816.60.009844.8319.742.705-10采區進風上山錨噴9078014.816.60.025042.8345.832.5810-9采區中部車場錨噴927014.816.60.002342.834.