级设计题目-说明书新

矿区概地理位置4.1km7.3km32.53km2。矿井北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经116º17′30″～116º25′21″，北纬33º53′52″～95km55km1-1东省山江苏省河砀商丘芒安南夏徐州薛顺茴城郊淮北永城亳省徽宿涡省 城郊矿交通位置地貌+31～+34m之间，相对2～3m93m工业广场标高+32m水文m（1963，1～2m3/s。其上游永城市段常年关闸蓄水，致使下游断流无水。气象及34º附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差降水量962.9mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量556.2mm。大气降水量多集中在7～8月份，可占全年降水量的50%以上，年蒸发量1808.9mm。永城地区受影响不大，烈度小于6度。矿井电源及水源矿区内现有永城县电厂装机容量1.5万kW供本县工农业用电在建的永城县140kV220kV变电站供给。社会概况井田地质特地层（O2，（C2C3，二叠系（Kz中奥陶统490.42m中石灰统、本溪组4.54～11.42m8.21m上石灰统太原组135.7～159.2m145.82m下二叠统山西组2煤层为本井田的主要可采煤层。下二叠统下石盒子组由泥岩、砂质泥岩、砂岩，鲕状铝土泥岩及煤层组成，厚度45.03～105.00m69.63m上二叠统上石盒子组747.59m上二叠统石干峰组第三系（N1（N2第四系（Qp全新统（Qh：厚度27.18～48.90m34.17m，以粘土、亚粘土为主，夹细砂及亚粘土。地质构造3°～11°5°。井田范围内有两条断层，分别为F1和F2，在井田边界的东南角存在一个小的背斜。F120～35m，F2断45～68m，两条断层中间的块段被抬升。水文地质44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。280m3/h476m3/h地温煤层特煤层埋藏条件（P1s1～3个分层组成分层编号从下至上分别1232煤层平均厚度为5.1m，3.8%2煤层赋存于山西组的中部，层位稳定，属主要可采煤层。煤质21.47t/m3二2煤层以亮煤、镜煤为主，暗煤次之，丝炭少量。镜煤呈薄层状或小透镜状与亮煤77.3%～89.60%，84%～98%2%～16%；82%～93%；硫化物类、碳酸盐类、氧化硅类含22.977%2.648%。2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤层顶底板二2煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m，局部为砂60MPa，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易瓦斯煤尘5.62m3/min0.59m3/t煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类属不易自燃煤层无煤尘（煤尘性指数9.722煤层为低中灰、高发热量、特低硫、特低磷的优质无井田境井田境界划分原充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）井田境井田尺5°。矿井储量计井田勘探矿井工业1）式中Zz——

ZzMF

M——F————煤容重，t/m3。（2）

Zz5.132.531.47/cos5ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22式中Zg——矿井工业资源/Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333k——推断的资源量；

k——0.7～0.9k0.9；k0.70.9。Z111bZz60%70%102.82MtZ122bZz30%70%51.41MtZ2m11Zz60%30%44.07MtZ2m22Zz30%30%Z333kZz10%kZg102.8251.4144.0722.0322.03矿井煤柱20mZ边LbM

式中Z——————24851mZ

根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-1。本矿井设计2.4Mt/a24400m×600m的732m93m32m副井、风井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留带，宽度为15m2-2。2-1井型（占地面积指标（公顷/10240120-45-9- 岩层移动煤层厚度冲击层厚度ψδγβ2-1ⅡⅡⅠⅡ 工业广场保护煤由CAD量的梯形的面积是：S=1.46Z

式中Z——S——M————煤的容重，1.47——

Z1.465.11.47井田内已查明的有F1、F2 断层保护煤柱留设方断层落差H≥505030m≤H≤5030H＜30这两条断层的富水性较差，F120～35m30m，F2断层落45～68m50m。则其煤柱损失为：Pf22.9125.11.4750m，所以需留保护煤柱：

100m×100m，同样采用垂直剖面法计算东西风井压煤量总共为4.68Mt矿井可采式中Zs——矿井设计资源/

ZsZg

P1——断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和ZkZsP2)CZsZ式中Zs——P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之

80%。则ZkZsP2)C234.910.998.464.68)0.8上下山的储量计2-4。 上下山储工业储量设计储量矿井工作制330天计算，四六制作业（检修16矿井设计生产能力及服务确定依据2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开矿井设计生产能5°装备先进，煤质为优质无烟煤，交通便，市场需求量大，经济效益好，宜建大型2.4t/。矿井服务年限ZkATTZk/(AK)

式中T——Zk——A——矿井的设计生产能力，MtK——1.3T168.62/(2.41.3)井型校核5.1m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大，为近水平煤层，布2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相3-1。 600————25°2.4Mt/a54.04a，由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-715m，上山的服

97.80/(2.41.3)井田开拓的基本问、、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统1）执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。加快矿井建设。主采煤层为近水平煤层（5°；93m32m400m2.4Mt/a井筒形式的确定4-1。 井筒形式比23井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。51井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大4123斜井井筒通过富1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面1井筒施工技术复2井筒位置的确定输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则沿井田的有利位，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施工业场地的位置2-1地面积为24公顷，形状为矩形，取400m×600m，长边沿井田开采水平的确定225°，煤层埋藏最深处达-840m，最浅处为-400m440m。由于本矿井瓦斯小，水文采区的划分 井田开拓方案

方案1立井单水平上下山（-715m水平岩层

方案2立井单水平上下山（-700m水平煤层

方案3立井两水平

方案4立井两水平立

井田开拓方案矿井开拓方案比较1：立井单水平上下山（-715m水平岩层大巷；、2：立井单水平上下山（-700m水平煤层大巷；、主、副、为立井，工广在-700m煤层之上，大巷布置在-700m水平，部分为煤3-680m-680m，部分为煤层大巷，部分为岩层大巷，第二水平标高在-840m水平，岩层大巷。4m，部分为煤层大巷，部分为岩层大巷，第二水平标高在-840m水平，岩层大巷。125能会造成同时工作面连续推进距离也比较长方案1和方案2的区别在于方案1大巷布置在715m2大巷布置在700m水平，部分为煤层大巷，1但是煤层大巷较难；方案2布置岩层大巷，贯通煤层的巷道工程量大，但是比煤巷。方案3和方案4第一水平有部分大巷布置在煤层里（煤层和煤层顶底板硬度较大，维124-2 方案1和方案2的粗略比2×8376×8000×10-2×6453×6400×10-2×1923×8000×10-费1.2×2×8376×54.04×80×10-1.2×6453×54.04×350×10-1.2×1923×54.04×80×10-总费用元数344-3 方案3和方案4的粗略比方案方案2075×10500×10-2×160×30000×10-2075×11500×10-2×2072×8000×10-(300+500)×9000×10-1000×9000×10-64-24-31243。24有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费分别4-4～4-74-8。 建井工程方案方案主井井筒副井井筒风井井筒井底车场煤层大巷0岩层大巷0主井井筒0副井井筒0风井井筒煤层大巷0岩层大巷 井底车场0石门0 基建费用项方案方案工程量m-工程量m-00000000000000 生产经营工程方案4-7 方案848.380元350元108.6万80元总 费用汇总百分率百分率主、副井布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别4）1442高46.8%，且其总费用也要比方案1高16.4%。煤层为近水平，且涌水量小，所以下山开采的劣势不是很明显。综合经济、技术和安全面的考虑，方案1是最优方案。水平尺寸235m2278125m2025m矿井基本巷井筒5个井筒，分别为主井、副井、3承压性能好，通风阻力小，费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及3个风井6.5m33.18m²，井筒内装备两16t的箕斗。井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有4-9。 主井井筒断 主井井筒特征 2.416t6.5 77733.184505044.1844.18副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2m，净断面积40.71m²，井筒内装备一4-4所示，主要参数4-10。4- 2.41t矿车双层四车窄罐笼1t矿车双层四车宽罐笼带平7.2 74240.71500120066.4778.54414-5所示。井筒中心井筒中心井线 风井井筒特征2.426.42526.4274735050mm19.63开拓巷道喷射厚度100mm。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按设备的外形尺寸以及《煤矿安（2006年版）1920条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算1）大以便于胶带输送机的的维修，不设人行道。大巷的断面和特征表如图4-6所示，B1bd1d2d3式中B1——大巷宽度b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520mm；d2——直流架线式电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——直流架线式电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。

断锚杆煤净掘宽高形式距直径树脂（根材 量（个煤 大巷断面设2）B2abd1d2

式中B2——轨道大巷宽度，mm；a——1300mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，采区巷 一般取300～500mm，本断面取610mm；d1、d2——直流架线式电机车的宽度，d1＝d2＝1060c——直流架线式电机车的间距，630mmB2

轨道大巷的断面和特征表如图4-7断锚杆净掘宽高形式距直径树脂（根材 量（个 轨道大巷断面设井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭 根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场4-8所示。图- 井底车场平面大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长辅助采用MG1.1-6A型1.0t固定箱式矿车，其尺寸为2000×880×1150。电机车选用ZK10-6/550直流架线式4500×1060×155015节车厢。一列车的长度L＝4500＋2000×15＝34500mm＝34.5m副井空重车线的长度应≥34.5×1.5=51.75m所选车场的副井空车线的长度L1＝260m51.75m＝240m51.75m，符合要求。15%～25%来计算，由采矿工程设计手册0.20tt8m30m1508t，能够满足矿井生产需要。、、50m280m3/h476m3/h0Q47680QS

Q——S——水仓有效断面积，8.15L——水仓长度，682mQ8.15682由上面计算得知：QQ0煤层地质特带区位置带区煤层特征21.47t/m³。本煤层瓦斯涌出量较小，煤尘有性，无自然发火倾向煤层顶底板岩层构造情况二2煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m，局部为砂60MPa，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易水文地质20m的边界煤44.29m的粘土隔水280m3/h476m3/h地质构造首采带区煤层底板的起伏波动很小煤层倾角3º～6º东一带区以F1断层为边界带区内无断层，无陷落柱，地质构造简单。地表情况带区巷道布置及生产系带区准备方式的确定1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较带区巷道布置2200m2278m10200m10m215m。22105工作面，然后依次采下一个不相邻的分带，分带煤柱不回收。→22107→221094）带区内各工作面采用U型后退式通风，系统简单，漏风少。东翼带区生产时，新带区内各分带的运煤斜巷铺设B=1400mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶机，辅 采用固定箱式矿 5-1 带区巷道布置带区生产系统22105工作面→分带运煤斜巷→带区煤仓→大巷→井底煤仓→主→辅助系地面→副井罐笼→井底车场→轨道大巷→材料车场→分带运料斜巷→→→→→22105→22105分带运煤斜巷→大巷→风井和轨道大巷在岩层中掘进时及贯通煤层时产生的少量矸石用矿车，通过轨道地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→分带运料斜巷→移动变电站→工作面设置两台125D-60×3型水泵一台使用一台备用在井底水泵房设置两台D450-60×9工作面→分带运料斜巷→轨道大巷→井底水仓→副井→带区内巷道掘进方法掘进头采用局部通风机通风，每个掘进工作面配备一台BKJ66-11NO4.5型局部通风带区生产能力及采出率200m5.1m0.8m65m330d0A330HLanC0

式中A0——H——采煤机割煤高度，5——煤层容重，1.47t/m³；L——工作面长度，200m；a——采煤机截深，0.8m；n——工作面昼夜进刀次数，6C——0.95。5-1得：0 33051.472000.860.951060式中A——

AK1K2

K1——工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，取K2——带区内掘进出煤系数，取5-2得：2.4Mt/a2.43Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。5-3带区采出率带区实际采取煤量带区工业储量带区内工业储量为：34.78带区内实际采出煤量为：28.96Mt；5-3得：

k28.96/34.78根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤层带区车场选型设确定带区车场形式151573468 带区材料车场示意带区主要硐室布置1）300mm，其容量为：式中Q——

QQ0

Q0——10m（M——B——进刀深度，0.8——C0——QQQ

12050.955m25m721t。采煤工艺方带区煤层特征及地质条件首采带区煤层为二2煤层，煤层平均厚度为5.1m，煤层倾角3º～8º，平均为5º，为近1.47t/m³。首采带区内煤层底板起伏不大，以F1断层为边界，带区内无断层，无陷落柱，地质构造简单。m，局部为砂二2煤层属低瓦斯矿井，无煤尘，不易自燃煤层。280m3/h476m3/h。确定采煤工艺方式生产安全：合理布置巷道，建立妥善的通风、、行人以及防火、防尘、防瓦斯、防水和处理各种事故的系统和措施。正确确定和安排采煤工艺过程，切实防止,种事故发生；2.0～3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面93%～97%以上。3放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为5.1m，赋存稳定，因此选择一次采全高回回采工作面参数5.1m5m，顶部留煤皮。5m采煤工作面设备选型 工作面配套设备2.4Mt330d/a，按每天三班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力约为7272.7t/d，工作面采煤机开机率按60%，采煤机功率按开0.5～0.7kW·h/t，则：

N673.4(0.5~0.7)336.7~471.38

MG750/1915-WD电牵引采煤机，详细技6-2。；形尺寸和牵引方式与采煤机相匹 机长度与工作面长度相一致采煤机生产能力为；Q60vMB式中Q——采煤机小时割煤量，t/h；v——4m/min；M——采煤厚度，5m；B——0.8——煤的体积质量，1.47

Q60450.81.470.91270t/2000t/h 采煤机技术特征项单数型采m截mm22m量m 刮板输送机技术特征项单数型mV 双向割煤与单向割煤的优缺点比优缺齐，出现漏顶时前支架，，0.8m5m（机尾0.8m（机尾（机尾（机尾向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾、移35m6-1所示。 2

A-A-AAAA2A- A2

A-A-A2A2AA- 割三角煤端部斜切进刀方式示意采煤工作面支护方式选用ZY8640/25.5/55型二柱支撑掩护支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分别61151216-5。 支架主要技术特 mmmtHmaxhmax式中Hmax——S1伪顶或浮煤冒落厚度，S1=0.2～0.3m

Hmax5.550.3

HminhminS2a

式中Hmin——hmin——煤层最小采高S2——顶板最大下沉量，取200a——50b——50mmHmin2.5550.20.050.05估计法，估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶8倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F8HRg 式中F——H——工作面最大采高，5.3R——上覆岩层密度，2400kg/m3；g——重力系数，9.8N/kgS——支架的支护面积，8.1

，8640kN8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由EHP-3K200/53型液泵提供液泵压力为31.5MPa。，架；推溜采向成组推溜，每组设置为12架，最大水平弯曲1º～2º，垂直弯曲不超过3º25m0.8m，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥。拉架滞后底滚筒3～5架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应及时追机移架（3～5架端头支护及超前支护方式6-6mmmt工作面采用DZ35-20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护。单体支柱6-7。 参有无单20m800mm20m800mm3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm的戴帽点柱（用单体柱10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.7m2m处，50m70m以外。各工艺过程注意事项mm循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不能有明显错差（2/3200mm。0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移刮板输50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头高度，抬板梁时必须手拖在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150～200mm机组要掌握好采高，严禁割底割顶各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统顶板及矿压观测措作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于失回采工作面正规循环作业0.8m（一个班检修，三个班生产，均执行现场交制，每班有效工时为八个小时循环方式为生产班每班进2个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采 工作面劳动组织332322228111机2225端头333441116-2、6-3、6-4Q1L1SM1Q2L2SM2

式中Q1

——5m——Q——L1——5m采高段倾斜长度，180L2——工作面过渡段倾斜长度，10S——循环进度，0.8M1——工作面中段采高，5M2——4——煤的容重，1.47C——工作面可采范围内回采率，95%

Q2200.841.470.95日产量Q日循环数 工作面主要技术经济指1m2m534m5t6个67t89m3/%元回采巷道布回采巷道布置方式2.4t/U辅助兼进风。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。回采巷道支护参数1）15m2。20mm2.4m，杆尾螺纹为M22，规格型号Ф20—M22—2400。为Z2360（后放28mm1300mm。钢筋托梁规格：采用Ф16mm100mm4.8m，规格型号为Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30º网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号斜巷采用50×50mm5.2×1.1m，辅助斜巷采用50×50mm、5.2×1.1m0.8m100mmK2335（先放Z2360（后放22m，间3m。锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为Ф18mm2m，杆尾螺纹为M20，规格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm2m，杆尾螺纹为M16，规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm30mm10º，其余的与巷道垂直。网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮，规格型号：50×50mm、3.7×1.1m。200mm200mm3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。分带运煤6-2、6-3所示。Ф16-7300锚Ф20-M22-2400锚Ф18-M16-2000锚 Ф18-M20-2000锚 分带斜巷断面Ф16-7300Ф20-M22-2400Ф18-M16-2000锚 Ф18-M20-2000锚 分带运料斜巷断面概井下原始数2.4Mt/a18h330d1115m运距为2229m；从大巷到井底煤仓平均运距为1568m，最大运距3787m；主井提782m6565.14t，掘进工作面日产量656.5t，运煤系统各环节能力要大于工作面的生产能力。井下系统煤炭系带区工作面系统工作面→分带运煤斜巷→带区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→面掘进工作面煤炭系统掘进工作面→分带运煤斜巷／分带运料斜巷→大巷→井底煤仓→主→辅助系工作面辅助系统副井→井底车场→轨道大巷→带区材料车场→分带运料斜巷→掘进工作面辅助系统副井→井底车场→轨道大巷→带区材料车场→煤炭方式和设备的选煤炭方式的选选择矿井方式和设备应符合以下原则配合，以及局部与总体的统一；系统尽量简化，注意尽量减少的次数必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济2.4Mt/a，属于大型矿井，高产高效，集中生产。为保证煤流的连带区煤炭设备选型及验1）7-17-27-5。 工作面设备配套选型机DX7-2项单数型mVm表7-3机技术特征mV长宽高 破碎机技术特征tV 分带运煤斜巷胶带输送机技术特征DXV2）能力验的生产能力为2200t/h，破碎机通过能力为3500t/h，分带运煤斜巷胶带输送机能力t/h大巷设备选择DX7-6 大巷带式输送机主要技术参数ST25004CST3800（防爆 3辅助方式和设备选辅助方式选减少辅助环节及次数减少辅助人员，提高效率辅助设备选，矿车选用MG1.1-6A1.0tZK10-6/250-4型直流架线式电机车每列车15节车箱辅助采用MPC15-6型平板车MC1-6A型材料车和PRC-12 1.0吨固定箱式矿车具体参项单型容t轨轴质 单型t轨N速最牵引型ZQ—V台2 MP1-6型平板车具体参项单型tt轨轴质 JW1600/80无极绳绞车主要技术特征V MC1-6A型材料车具体参项单型tt轨轴质 PRC-12型平巷人车具体参项单型人度轨轴质3矿井提升概2.4Mt/a54.04a16h330d矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓，水平标高为-715m6.5m，净断主副井提主井提升2.4Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井长度2.5/6（Ⅱ8-18-28-3。 项单参型tmt 项单参型号mm3m数量条4间距m 主井提升钢丝绳技术特征项单参型中大小NN—设有一个井底煤仓，总容量为1508t。煤仓下装有两台KS-18/15型防爆往复式定量仓短提升循环时间，安全可靠等优点。在主井井塔内卸载位置对应2个箕斗分别安装有2套16t，设有煤位及煤流讯号装置，受煤仓下安装有两台电动给煤机。、、HHSHZHX

式中H——HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。

HVmH

式中Vm——

TxVm/aH/Vm

式中TX——一次提升循环估算时间，s；a——0.8m/s²；

式中Ns——小时提升次数。

AsAncc/(BnTv

式中As——An——设计年产量，240万cr——Bn——年工作日，330Tv——日提升时间，16h

QAs/(2Ns

As——小时提升量，t；Q——一次合理提升量，t；Ns2——8-416t 提升参副井提升757mGDG1/6/2/4K8-6。JKM-2.5/6（Ⅱ）多绳摩擦式提升机，其技术特8-2。8-3。 项单参型型—车辆4人t 项单参型型—车辆4人t26045125矿井通风系统的确矿井通风系统的基本要求可以独立通风的矿井，采（带）矿井通风方式的选择9-1。井田地处平原，埋藏深度大，且东西较长（平均6.3km，井型较大。通过对表 通风方式比km矿井通风方法的选择39-2。9-2带区通风系统的要求能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质1工作面回中瓦斯浓度不得超过必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通机电硐室必须在进中回采工作面进回风巷道的布置下行风设备在回风巷运转安全性差 工作面通风方式的确定巷的数量和位置，可分为U型、Y型、W型、Z型等通风方式，其中U 采煤工作面通风系统分U一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小定于管理但上隅瓦斯易超限工作面进回风巷提前掘。此种通风方式对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。YEWZ采用U型后退式通风方式。矿井风量计矿井风量计算方法概述Q

式中Q——矿井总供风量，m3/min；NQ42601.251300m3/Q(QaQbQcQdQe)式中Qa——Qb——Qc——Qd——

Qe——Kt——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般抽出式矿取1.15～1.21.25～1.3。回采工作面风量计算《煤矿安全规程（2006年版）规定：采区回风道、采掘工作面回风道中瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的温度不得超过26°C。回采工作面需风量应按瓦50%。 Qa100QCH 式中Qa——4QCH——34

4aKCH——采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取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。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，进行至少五昼夜4a

Q10031.3390m3/

式中Qa——Va——1.818m2aQ601.8181944m3/a 采煤工作面空气温度与风速对应采煤工作面空气温度C

Qa4

式中Qa——N——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。N=45，可得：aQ445180m3/a1944m3/min。4m/s的要求进行验算。Qa0.2560式中Qa——Sa——18m2

aa

Q0.256018270m3/Qa460式中Qa——Sa——18m2

aa

Qa=1944m3/min备用工作面需风量的计算50%。Qd

972m3/掘进工作面风量计算根据《矿井安全规程（2006年版）规定，按工作面回风中瓦斯的浓度不得超1%式中Qbi——第iqbi——0.8Kbi——Kbi＝1.5～2

1000.81.5120m3/Qbi4式中Qbi——Ni——第i50

200m3/

QbiQbsIiQbiQbsIi

Qbs——Ii——S——安设局部通风机的巷道断面，m2局部通风机型号为BKJ66-11.N04.5170～300m3/min200m3/min，安设15m21台。Q

2001915335m3/20011515425m3/煤巷：由以上几种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：岩巷335m3/min；煤巷425600.25SbiQbi604式中Sbi——15m2。由风速验算可知，335m3/min（岩巷）425m3/min（煤巷）335m3/min425m3/min硐室需要风量的计算（2006年版）相关规定取值

100m3/80m3/

Qd3Qd4Qd5

100m3/100m3/80m3/

80m3/Qc10080100其他巷道所需风量5%，即Qe(QaQb矿井总风量计算1）通风容易时期和时期的确 通 时期矿井总风量为 所以矿井总风量通风容易时期为4064.33m3/min，通风时期为5670.88m3/min风量分配（2006年版）的各项要求。（2006年版）对风速的要求。1.15倍，即：备备

1.1519442235.6m3/

1.159721117.8m3/

掘掘

1.158092m3/

绞 1.158092m3/绞泵 1.158092m3/泵

1.15100115m3/火充 1.15100115m3/火充

1.15200.2230.23m3/通风容易和时期的风速验算分别见表9-5和9-6 通风容易时期井巷风速验算井风速限速备—符副—8符4符—8符—8符—8符—8符 通风时期井巷风速验算井风速限速备—符副—8符4符—8符—8符—8符—8符矿井通风阻力计90%左右，是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。计算原则294010%350mm 容易和时期矿井最路线确通风容易时期和通风时期的定（1）22105（2）时期的采煤方→→→→→22105工作面→分带运煤斜巷→大巷→回风石门→回风立井→地面9-1、9-2通风时期路线副井→井底车场→轨道大巷→带区材料车场→分带运料斜巷→工作面分带运煤斜巷→大巷→回风石门→西翼风井→地面通风时期网络图及立体图，分别如图9-3、9-4所示。98765432987654321图9- 通风容易时期立体98776655987766554321 通风容易时期立体18-回风石门；19西翼风井矿井通风阻力计算 LUQ2/S式中hfri——第i——L、U、S——分别是巷道的长度m、周长m、净断面积Q——分配给井巷的风量通风容易时期和时期摩擦阻力计算分别见表9-7和9-8 通风容易时期摩擦阻力计算

LUSQ副锚锚锚锚22105锚锚锚 通风时期摩擦阻力计算LUSQ）副锚锚锚锚锚锚锚矿井通风总阻力计算

hmehmd

式中1.1——考虑风有局部阻力的系数hfei——hfdi——矿井通 时期的摩擦阻力之和hme——矿井通风容易时期的总阻力，Pa；hmd——矿井通风时期的总阻力，Pa矿井总阻力和等积孔计算

Rh/

hh式中R——

A1.19Q

h——矿井总阻力，Pa；Q——矿井总风量，m3/s；A——等积孔，m2。ee

R1098.2/67.7420.24Ns2/

2.44dd

R2244.6/94.520.29Ns2/

2.08 矿井通风总阻力及等积孔汇总总风阻总等积孔 矿井通风难易程度评等积孔风阻矿难中易由表9-10看出，矿井通风容易时期和时期通风难易程度均为容易选择矿井通风设选择主要通风机25年；5º90%；考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节式中Hn——

Hn

Z—— 空气平均密度一览进风井筒出风井筒冬夏

.

nd

6式中Hst——

HstehmehdHstdhmdhdHnd

hd——通风机附属装置阻力，Pa100Hste1098.2100292.8905.4主要通风机的实际通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量风量Q

Qf1.1

式中Qf——风机实际风量，Qfe、Qfd分别代表容易时期和时期风机实际风量1.1——Q——风井总风量，m3/sQQ

R /Q2905.4/74.5120.163Ns2/m8 时期：Rsd / 2564.2/103.950.24Ns 主要通风机工作参数一览风量风压风量风压2K58No.28由作图求出初选风机容易和时期的实际工况点Me、Md，如图9-5所示。2K58No.289-139- 2K60No.24型时转风风效No.28型n=600r/min Q/m- 2K58No.28型轴流式风机实际工况NeNd76.629460%，因此需要选用两台电动机。NdNk式中Nd——N——k————电动机效率，取0.90

根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为JR157-和JR1512-89-149-14时型功电电转效矿井主要通风设备的要求5%15%；10min1次。改变通风机转数或风叶角度时，回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串风必须符合《煤矿安117条有关规定；对反风装置及风硐的要求为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时的有害气体不进入工作面（2006年版10min内能把矿井反转过来而且要求风量不小于正常风量的60%本设计采用反风道反风即在出风井另开反风道，安装反风装置。能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求。特殊的预防措预防瓦斯和煤尘的措掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线预防井下火灾的措施井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设区域返风系统防水措施打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时 设计矿井基本技术经济指序单12层13m4°56d班378a9amm—低前—后——m-个1mmm个3——3—mm3/参考文林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学郑西贵李学华《采矿AutoCAD2006入门与提高.徐州中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业.中国煤炭建设《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业朱、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学洪晓华.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局《煤炭工业设备手册.徐州中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学张宝明、陈炎光.《中国煤炭高产高效技术》.徐州：中国矿业大学于海勇.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业王省身.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学 邹喜正、刘长友.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学[25]徐永圻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学便采用具有高阻可缩特性的U型钢支架，巷道仍然较为，支架损毁严重。本文分软岩问题从20世纪60年代起就作为世界性难题被提了出来，特别是煤矿软岩问题一60年代已经开始加大力量对软岩问题进行科研攻关，也取得很大的成果。但目前，对国内外研究概软岩巷道工程支护理论的研究现状世纪初开始，人们在解决巷道中的问题时就常常用试验方法来探讨，到20世（A.Haimγh，其不同之处在于对侧压系数认识不同。从20世纪50年始，人们又将弹塑性力学引入工程的岩石力学分析中，解决60年代，刚性试验机的应用，揭示了岩石变形破坏的特性和弹塑性断裂破坏理20502080年代以后，我国对软岩问题的理论研由我国著名岩土工程专家陈宗基在20世纪60年代从大量实践中总结出岩性转化由于学馥等人（1981年）轴变理论和系统开挖控制理论认为：巷道围岩破坏是压力区围岩的承载能力，使支撑压力向围岩深部转移，以此来提高围岩稳定的法软岩工程力学支护理论是由何满潮教授运用工程地质学和现代大变形力学相结合的方法通过分析软岩变形力学机制提出了以转化复合型变形力学机制为的一种新岩变形力学机制的确定、软岩支护荷载的确定和软岩非线性大变形力学的设计方法等内容。软岩巷道支护技术研究现状是锚喷支护及U型钢可缩性支架支护。1）UU围岩变形压力超过UU型钢支架停止收缩。因此U型钢可缩性支架既有足够支护阻力尽早支护又有与围岩变形位移相适应的可缩性以释放围岩能量减小围U型钢可缩性支架在软岩支护中具有很大的市场。但是，U个方面：巷道支护成本高，钢材消耗比较多，成为其广泛使用的最大0.05~1MPa，不能有效控制巷道变形，导致支架型缩量很小（20%）时就破坏，失去了可缩性的意义；（4）U从20世纪60年代以来，砌碹支护曾作为软岩巷道的一种主要支护形式。该支护具有从而改善巷道的状况卸压技术是将巷道周边围岩内的高应力区向围岩深部转移从而使高应力围岩转化为可以支护的低应力围岩，最终达到减小围岩变形目的一种支护技在被保护巷道外卸压包括岩石巷道上部煤层掘前预采、岩石巷道上部煤巷工作面跨降低区因而从根本上改变深井巷道的应力环境由于卸压工作是在被保护的巷道的，因此掘进和卸压不互相干扰，但卸压工作量大。围。联合支护有多种类型，如锚喷+U型钢可缩性支架、U型钢可缩性支架+注浆加固、锚问题的提8个县市（区）的行政区划内，大部分位于郑州市境内，由新密煤田、登封煤田、42560km214503Mt郑州矿区煤系地层主要为二叠系山西组，含可采煤层两层：二1煤和二3煤。其中二11.19～26.0m70.1%；煤质松软，普氏0.3～0.51煤层U郑州矿区处在新构造运动的活跃位置，并煤层巷道不断陷入“前掘后修“屡修屡坏的恶性循环，不仅巷道综合成本成倍“三软”煤层巷道的工程特“三软”煤层的定义MPa指煤体强度低，普氏系数f≤1，节理发育、煤层不稳定、易破碎。“三软”煤层巷道的基本力学属性及工程力学特性软岩中泥质成分（粘土矿、结构面和岩粒内聚力控制了软岩的工程力学特性，主要软岩的崩解性是指软岩在物理、化学、力学等因素的作用下产生片状的“三软”煤层巷道变形失稳的研“三软”煤层巷道变形破坏的特点及形2/3“三软”煤层巷道变形失稳力学机1围岩变围岩变形特性曲支护特性曲(支护应力 u（径向应力图 围岩与支护共同作用特“三软”煤层巷道稳定性的主要影响因素 对软岩巷道影响的水源主要包括水和工程用水，尤其是对膨胀岩的侵蚀最为严用，使得岩体中的应力状态，有效压应和抗剪强度减小；在侵入富含矿物的岩体化、崩解和膨胀现象。“三软”煤层巷道支护的基本原则与主要方“三软”煤层巷道的支护原则“三软”煤层巷道的主要方UU型钢支架工作原理U型钢支架通过连接件锁紧后，支架节间连接段的型钢受到压紧，产生预紧力。外力U型钢支架通过构件间的可缩和弹性变形来调节支架承受载荷，同时在支架变形和可U型钢支架结构失稳原因分析1234种情况是卡缆结构不合理，如螺杆夹板卡缆的螺杆与型钢的在不均匀间隙，导致支架与围岩的相互作用差，U型钢支架的整体承载能力较低，支架的现有U2巷道底板一般不进行支护，底臌量较大。底臌加速两帮内移，两帮内移促进底臌。U型钢a实际支护模型 b理想支护模型图2 U型钢支架实际和理想结构模型U3类支架结构失稳，需根据支架结构失稳破坏原因采取相应的技术措施。对于第1类由卡缆强度或结构不合理，包括U型钢支架本身的强度不足导致的支架结构失稳，2类由支护结构与围岩相互作用差导3类由于23的技术措施。支护结构补偿原理支护结构补偿体力学特性支护结构补偿的基本原则根据巷道围岩条件，在充分考虑外部最不利载荷作用下，通过基本结构补偿后，若能保证支护结构承受的最大弯曲应力小于许用应力，则对基本支护仅实施基本结构补再进行加密，直到符合要求为止。郑州矿区“三软”煤层巷道高强稳定型支护技术方告成煤矿巷道失稳破坏特征分析1m以上，甚2m1.5m；5m3.5m5º扎角的棚用作U巷道失稳破坏原因分析21061上付巷为新掘实体煤巷道，基本不受周围工作面的采动影响，但采用现有支护1煤层松软，高应力作用下易产生塑性流变。21061460m，且顶底板分别为细砂岩和砂质泥岩。与顶、底板岩层相比，二1煤层强度明显偏低，巷道U型钢支架在实际承载过程中存在大量低阻滑移现象，U型钢支架的高阻现有U型钢支架以椽子为背板并配合使用柔性编织网，由于椽子强度偏低，在支架实际承弧形三角块

上区段工作面采空

-剖块体沿空巷煤

块体

直接煤体沿空巷道

块体作面采空图 沿空巷道顶板结构示高强稳定型支护技术方案该方案的技术是采用具有高阻可缩特性的U型钢支架作为基本支护利用其提供较高支护阻力，控制软弱煤体产生的塑性变形。U3U型钢支架的高阻可缩特U在提高支护结构稳定性的同时，充分发挥主动支护和支护各自的承载性能，大大提高支护承载结构的整体承载能力。U500mm500mm21300N·m150架好U型钢支架后首先要沿U型钢棚外侧（即槽口侧）均匀铺满一圈金属网，金属网采用600×5800mm10#铁丝菱形金属网金属网搭接100mm，每隔300mm需用铁丝连网，要求网片之间连接牢靠。接着在网与棚子之间，每隔300 mm安装一根高强度双抗单扣拉条作为金属背板拉条可采用废旧U型钢或钢板加工拉条两端分别钩住U型钢支架，图 结构补偿支护断面41000mm7500±100mm；Φ17.8×8000mm18601K23352支Z2550U安装完锚索后要对其进行，锚索预紧力不低于9T。U型钢支架具有高阻可缩、参考文（徐金海，诸化坤，等.三软煤层巷道支护方式及围岩控制效果分析[J].中国矿业大学学报英文原Numericalsimulationofthefactorsinfluencingdustindrillingtunnels:ItsapplicationNiuWei,JiangZhongan,TianKeyLaboratoryofMinistryofEducationforHighEfficiencyExploitationandSafetyofMetalMine,BeijingUniversityofScienceandTechnology,Beijing100083,China:Gas-solidtwo-phaseflowtheorywasusedtopredictdustdistributionandmovementattheworkingfaceofamine.ThesoftwarepackageFLUENTwasusedtonumericallysimulatedustmotionandtheresultswerecomparedtoobserveddata.Thesimulationagreeswiththedatatakenfromanactualworkingface,whichconfirmsthechoiceofmathematicalmodelandnumericalsimulationmethod.Usingthemodelwepredictasetofconditionsoptimumforreducingdustconcentrationsatthemineworkingface.:drivageworkingface,dustconcentration,thegas-solidtwo-phaseflow,Dustinamineseriouslyendangerssafeproductionandthemineworkers’health.Thedrivingfaceisoneofthemajordustgeneratinglocations.Theairflowandtheflowfielddistributionatthedrivingsiteoftheroadwaydirectlyinfluencetheprocessofgasexchangeanddustmovement.Thisisahottopicamongscholarsathomeandabroad.Sincethe1980s,scholarshavecarriedoutairflowexperimentsatthedrivingface[1,2].In1993,RaoandothersfromAustraliausedhydrodynamiccalculationstosimulatethewindflowdistributionatalong-wallworkingfaceandtheeffectofflowondustreduction.HeerdenandSullivanfromSouthAfricausedCFDtosimulateandtestairflowanddustdistributionpatternsnexttoadrivingmachine.NakayamaandsomeotherscholarsfromJapanhavesimulatedthewindflowataworkingface[3,4].Anaccurateunderstandingofdustmovementandgascollectionrequiresadiscussionofwindflowatadrivingfacethatispartiallyaerated.Basichypothesesandthesolutionofthegas-solidtwo-phaseflowBasichypothesesmodeldustmovementattheworkingfacewillbesimplified.Thedrivingroadwayismodeledasa4mby3mrectanglewithalengthof12m.Theventilationpressureintheroadwaywasmeasuredbyhanginga0.6mdiameterwindcanister1.8mlongononesidewall.Thedistancebetweentheexitofthewindcanisterandtheworkingfacewas7m.Gambitwasusedtoestablishageometricmodelandtomeshthecalculationarea,andtocheckthegrid;seeFig.1[5,6].Establishmentofthetwo-phaseflowDustmovementintheairflowisinessenceakindoftwo-phaseflow.WetakeairflowasthebackgroundphaseanddescribeitusingEulermethods.Dustarisingfromthevarioussourcestheotherphase(thedustisdispersedinthebackgroundflow).ThedustmovementisdescribedbyLagrangemethods[6].AirflowequationanditsWeassumetheflowtobe pressibleNavier-Stokesflowwithsteady inthreedimensions.Theflowequationistakenasadoublek-εequation,whichisthemostwidelyusedmodelinthisengineeringfield.Inthismodelonlymomentumtransferisconsideredandheattransferisneglected.(a)Geometricmodel (b)GriddiagramFig.1.GeometricmodelandnetdiagramofthedrivingroadwayWecanthenderivethefollowingThecontinuityTheequationof

ii

(ui)

iTheki

(uiuj)

x

i(uk)i

[(t)

Theε

k

(ui)

[(

t

k

G

uj(ujui

whereGkistherateofchangeinflowmomentumcausedbychangingcuttingforce;ktheturbulentflowmomentum,m2/s2;μthelaminarflowviscositycoefficient,Pa·s;μttheturbulentflowviscositycoefficient,Pa·s;ptheeffectivepressureofturbulentflow,Pa;ρthegasdensity,kg/m3;xithecoordinatesinthedirectionsx,yandz,m;uitheflowvelocityinthex,yorzdirection,m/s;and,Cε1,Cε2,Cμ,σε,andσkaretheconstantsthatareassumedtobe1.44,1.92,0.09,1.30and1.00inthismodel.DustequationofmotionanditsAdiscretephasemodeltreatsdustmovementintheroadwaybyadifferentialequationinaLagrangianreferenceframe[9].mpdtFFdFg

FsFb

Wherempisthetyofthedust,kg;upisthedustvelocity,m/s;and,∑Fistheresultantforce,N.ThisresultantiscomprisedofFd,dragforces,N;Fg,theforceofgravity;Ff,buoyancy,N;and,Fxalltheotherforces,N,includingtheaddedmassforce,theascendingforceofMagnus,theascendingforceofSaffman,andtheforceofBrown.Theselatterforcesaretoosmalltobeconsideredinthistreatment.ItistrueF1CCA

u)u

p

whereCdisthedragcoefficient;Cpaformcoefficient,obtainedfromexperimentaldataonthedispersionandissetequalto1here;Apthecrosssectionalareaoftheparticle,m2;ugtheairflowvelocity,m/s;and,upthedustvelocity,m/s.CdmaybeobtainedfromtheReynoldsnumberofthedust:Cd

f(Rep

dpugdpugup

whereRepistheReynoldsnumberanddpthediameterofthedust,Althoughaffectedbytheforce,gravityforceandbuoyancythedustisstillstronglyaffectedbytheforcesfromtheturbulentairflow.Simulateddustdiffusioninturbulentflowisdonewithastochasticorbitmodelthatconsidersthedustphaseandotherfactorsincoupledcalculations[10].Themotionofthedustisfoundbyintegratingalongthestridelengthofthediscretetimestep.AtanygivenmomentdustvelocityisobtainedthroughintegrationofEqs.(7)and(11).Thedustmovementinthethreedimensionalworldisthengivenbyintegrationalongthe

dxu

WindvelocitycanbeexpressedusingReynoldsmethodofaveragesasthesumoftheaveragevelocityandafluctuation.uuu'

Turbulentdispersioncalculationsusetheconceptofinternaltimemeasure,T,whichrepresentsthetimeofthedustmovementalongatrack,ds,duringturbulentdispersion.Thisinternaltimevariesdirectlywiththeturbulentdispersionrate.ThebiggerTisthelongerdustmovementremainsinaturbulentdispersionmode.Thestochastictrackmodelassumesthatthevariablespeedoftheliquidisadiscontinuousfunctioninvolvingtime.Thatistosay,thevariablespeedisaconstantduringtheexistenceoftheswirling.Smalldust,whichcanbemovedeasily,hasaninternaltimemeasurethat esafluidLagrangeintegralattimescalesthatapproximate:TC

lWhereClisanunknownty.WecancalculatetheinternaltimeusingEq.(14)ink-ε,orotherrelated,turbulentdispersionT0.15

Thestochastictrackmodelassumesthattheinteractionbetweendustandturbulentliquidislikethatbetweendustandaseriesofswirlingfluids.ThevariablevolumeineachsmallswirlinghasaGaussiandistribution.Dustvelocity,u′(t),ineachsmallisaconstant,whichmeansu′(t)samplesthespeedofeachsmallliquid.ThedustvelocitiesthenfollowtheGaussiandistribution:u'Whereisastochastic,normallydistributednumberandlocalvariable,speed.

istherootmeansquareof3Thek-εmodelassumesthatalllocalturbulencesareinthe3

Integrationoftheinstantaneousspeedatdifferentperiodsoftimethengivesthestochasticinfluenceofturbulenceondustdispersion.Aftercalculatingenoughdusttrackstheturbulentdispersion,andhencethedistributionofdust,isobtained. ComparisonofdustconcentrationsfromnumericalsimulationsandexperimentaldataMainFLUENTisthemostpopularcommercialCFDsoftwareforsimulatingfloating,thermalchemicalandphysicalphenomenon.Anappropriatemodelforsolvingairflowanddustdistributionproblemswasused[11-13].TheworkingfacemodeledinFLUENTasbaseduponanactualminingsituation.Table1ThedustsourceInjectionNumberofparticleCoal-DiameterMinimumTotaldust2.0×10-6m;Respirabledust2.0×10-6umTotaldust100×10-6m;Respirabledust7.07×10-6SpreadTotalflowTotaldust0.0062kg/s;RespiratorydustTurbulentStochasticNumberofTimescaleTheworkingfaceisassumedtobeaplanardustsource.Thatistosay,thedustsourceisa4mby3mrectanglewiththeparameterslistedinTable1.Thetotal