级设计题目office煤矿1.2Mt

一般部1矿区概况与地质特征 矿区概 地理位 地形、地 交通条 气候、................................................................................................................水文情 矿区经济概 水源、电 地质特 1.2.1煤系地 1.2.2地质构 1.2.3水文地质特 煤层特 可采煤层赋存特 煤 煤层开采技术条 2境界和储量 2.1境 2.1.1范 开采界 2.1.3尺 矿井工业储 储量计算基 地质勘 矿井工业储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井保护煤柱损失 矿井设计可采储 3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 矿井设计生产能 确定依 服务年 井型校 4开拓 4.1开拓基本问 确定井筒（硐）形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及带区、采区的划 主要开拓巷 开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 主要开拓巷 5准备方式—带区巷道布置 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区位置及范 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘 带区生产能力及采出 带区车场选型计 带区车场的形 带区主要硐室布 6采煤方法 采煤工艺方 带区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工艺及工作面设备选 采煤工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 7井下 概 井下设计的原始条件与数 距离和货载 井下系 带区设备选 设备选型原 带区设备的选型及能力验 大巷设备选 运煤设 辅助设备选 8矿井提升 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提 9矿井通风及安全 矿井通风系统选 矿井概 矿井通风系统的确 带区通风系统的确 矿井通风容易与时期的确 带区及全矿所需风 采煤工作面实际需风 掘进工作面实际需风 硐室需风 其它巷道需风 矿井所需总风 风量分配及风速验 全矿通风阻力的计 矿井通风总阻力计算原 矿井最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 矿井通风设备选 主要通风机选 电动机选 主要通风机附属装 防治特殊的安全措 预防瓦斯的措 预防煤尘的措 预防井下火灾的措 预防井下水灾的措 10设计矿井基本技术经济指 参考文 致 矿区概地理位矿位于省宿州市西南部，地处蒙城县板桥镇某乡境内。其地理坐标为东中心位置距东北方向的宿州市约37km，距西南方向的蒙城县约28km。东部线联接青阜铁路，距青芦支线上的任庄站9.3km。自京沪线宿县车站至各城市的距离为：徐州75km，886km，271km，574km，如图1-1。徐州江苏省京矿图1- 地形、地24.5～26.5m25.5m交通条，本位于淮北平原，地形平坦，矿区铁路线青芦支线在北约9km通过，本公路在的东部边界外通过，许（疃）赵（集）公路与其相连，本矿井进场公路接自，（疃）赵（集）公路，长度2.2km。故本矿井的交通较方便气候北风年平均风速3m/s最大风速可达18m/s平均气温14.7一月份最低可达-23.2℃，741750～910mm7、8208～220天，冻结期一般在12月上旬至次2月中旬。本区烈度为6度。水文情南部仅有一条可通木船的北淝河，自西北流向东南，至怀远县流入淮河。一般水位低于地表。在北部，有一条自西向东流的懈河；在内有白马河及跃进范围内地面农灌沟渠较多，交错，主要有：白马沟、玉亭沟、菜花沟、公益矿区经济符离集供应；砂主要来源于嘉山县及山东滕州市，建筑材料供应畅通。水源、电9年，电源是可靠的。地质特煤系本煤系地层属石炭系二迭系根据内钻孔的地层自老至新叙述如下奥陶系中下统山-马家沟组（O2L-内最大厚度117.22m，岩性为灰色、深灰色中厚～厚层豹皮状白云质灰岩及石炭系上统太原组据706孔，地层厚度133.49m，岩性由石灰岩，碎屑岩和薄煤层组成。共含8层灰岩，总厚6l.87m，占本组地层厚度的46.3%。上段一灰至六灰灰岩总厚40.46m，占该段厚度的65%下段含两层灰岩总厚21.41m，占该段厚度的49%，含薄煤层位于灰岩下，二迭系下统山西组位于骆驼脖子砂岩底板至太原组一灰顶界之间，厚度95～130m，平均111m，由海陆101煤层在某断层以北厚度稳定，为局部可采煤层，在某断层以南出现大面积沉积缺失。112煤层较薄，为局部可采煤层。二迭系下统下石盒子组位于K3砂岩底板至骆驼脖子砂岩底板之间，厚度220～260m，平均245m。由过渡相砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、铝质泥岩、泥岩和煤层组成。是本主要含煤地层，含4、二迭系上统上石盒子组位于K3砂岩底板以上，内最大厚度644m。由过渡相～陆相砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。K3砂岩为本区上部地层重要标志层。下第三系分布在南部及东南部，内最大厚度492.59m。岩性由紫红色粉砂质胶结上第三系上新统地层厚度122～315m，平均厚度245m底部以残积坡物和洪积物为主厚度0～63m，平均厚度20m，主要分布在71线以北。岩性为砾石、粘土砾石、砂砾、砂及粘土质砂，夹中下部以湖相沉积的灰绿色综红色粘土和砂质粘土为主厚度85～185m平均140m。厚度大，可塑性好，膨胀性强，是内主要隔水层组。第四系64～116m90m22m全新统平均厚度3lm左右。下部以细粉砂、粉砂为主。中部在垂深20～23m普遍含有1m左右。1-2地层综柱名累计厚 系统组二迭系下统下石盒子组细砂煤测井资料细砂灰色，薄到中厚层状，含粉砂质结构，发育有斜楔型层理，见有少量裂，并见有方介石脉状充填泥7-1黑色，以末状为主，夹有少量细碎块状，局部见有鳞片状，属半亮型煤泥深灰色，块状构造，泥质结构，含少量结核，产多量的植物化石，顶部.20米底部0.10米为黑灰色的含炭泥岩细砂泥深灰色，块状，含粉砂质结构7-2黑色，以粉末状、细碎块为主，夹少量块状、粒状、条带状，内生裂隙育泥深灰色，块状，泥质结构，产植物化石煤测井资料泥深灰色，块状，含粉砂质结构细砂中砂或岩屑，分选差，钙质胶结，层面有炭质或云母分布，含少量菱铁鲕粒8-2黑色，以粉状、细碎块状为主，夹少量块状、粒状，局部见少量鳞片状碳质泥深灰色，块状，含粉砂质结构8-2黑色，以粉状、细碎块状为主，夹少量块状、粒状，局部见少量鳞片状泥中砂地质

图1- 该位于童亭背斜的南端，为南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾角北缓南陡7°～12°。童亭背斜又位于淮阴弧形构造的南部背斜南端以板桥断层与东西的固镇-蒙城凸起相接。由于该所处的特定位置，其构造成分必与区域构造相对应。邵于庄向斜位于东北界外，是五沟向斜的南延部分本内，沿呈波状起伏，有两处较显著：一处在72～75线之间呈波状起伏，与煤层露头的不一致。虽经72-735、73-746、74-756孔查证，也未见断层。另据补勘资料，在73至76勘探线间，F6断层的72DF10、DF11、F24、DF12、DF13、DF14、DF15等断层。由于DF11、F24断层间呈现为反向的小褶曲。沿分别在、、、勘探线处形成小向斜，其间向背斜相互交替，小褶曲呈串珠另一处在65～66线浅部，该段地层沿发生强烈，呈明显的向背斜形态，63～6615八个钻孔及5条测线控制。它是受南北向的挤压和某断层的牵引作用所致根据某精查地质报告，内共查出断层23条，其中正断层11条，逆断层12条。断层落差大于100m2条，断层落差30m而小于100m1条，断层落差小于20m20条。8断裂；属于北西西～10张扭性断裂。属于北东东向的断层只有F18一条，属张性断裂。根据国家能投计（1991）612要求，为进一步查明该矿井首采区的小构造，淮北矿务局委托省煤田地质局物探测量队进行补勘。补勘范围为：北起某断层，南至F11断层，东以F57235km2。本次补勘全区共发现断点169个，利用134个，组合断层28条（包括补勘前发现断层8条。控制可靠的21条，较可靠的6条，控制不足断层1条。本次补勘对以前发F15、F5-1F6断层的组合方式，F9根618条。F11补勘区北部断层相对较少，且表现为北西；南部断层相对较为发育，且现为北东。煤层露头浅部和-800m深部断层较少，多数断层分布于深度的中部地段根据精查勘探和补勘的结果，本为一南北、向东倾斜的单斜形态，煤系本构造复杂程度属于第二类—中等构造水文地质特（1）本新生界松散层厚度292.84～368.10m，一般厚度320～340m，自北西向南292.40～35420m一般厚度120m左右。中、上部以灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土为主，质纯致密，可塑二、三含水与下部四含和基岩各含水层（段）水的水力联系，是内重要隔水第四含水层（组292.40～368.10，含水层（组）0～56.62m10～15m本天然进水通道，四含水自北西流向南东在西北谷口附近及延至北部偏东形成谷口洪冲积物该区段四含沉积最56.62m7166-68470-713孔抽水资料，q=0.105～0.282L/m•s717774-756q=0.0005L/m•s，富水性弱。77线以南绝大新生界下第三系“红层”含、隔水层（段150m砂质泥质砾岩，为含水层，835339.6m280m50～60m，多为红色砂砾岩，钻进过3257718孔和74-753孔对K3砂岩抽水资料，q=0.004～0.0062L/m•s，富水性弱。煤顶板中砂岩7211q=0.025L/m•s，富水性弱。3～4煤层钻探的破碎带充填物以泥岩、粉砂岩碎块为主，砂岩碎块次之，一般泥质胶结。钻孔破碎带，均未发生漏水。据65～ 、 、 和7216孔分别对某断层、F5F6和F7断层抽水资料，q0.001～.0093/m•s，T＝.0038～2.932/d，k＝.0001～0.017m/d。地质资料从断层破碎带岩性，简易水文和抽水试验资料，说明断层的富水性极弱，导水性差。根据生产矿井的实践经验，回采引起岩层移动，导致局部应力重新分布，极易使断层的导水性增强。未探明的地质构造，严重矿井的安全生产。因此，施工及生产过程中还应从井下应力变化以及开采煤层引起的冒落裂隙带的实际情况分析断层两盘岩性．采取必要的防水安全措施。1050m³/h1660m³/h。煤层特可采煤层赋存特、、、、煤层（组含34层煤。其中可采煤层72煤层，平均厚度3m。内可1-1。煤厚0～7.82m，平均3.0m。分岔区煤层薄且结构简单，合并区煤层厚且结构复杂。露81.6%。煤层顶板以砂岩1-10-3煤本以肥煤为主，1/3焦煤次之，伴少量气煤和气肥煤30～37.5%20～30mm之间，粘结性85%，属中等挥发分为主的强粘结煤种。32煤属高挥发分煤。15～25%1.0%（42除外0.01%（72820.01/（2.7×107J/kg51×107J/kg本之煤具有配煤炼焦、工业锅炉燃烧和气化等多种用途，但以配煤炼焦的优势最为明显，亦可兼作。煤层开采技术条1）72720～14.65m，平均厚度1.57m，局部见0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚度0～16.20m4.84m；直接底板为灰～0.73～3.31m1.81m。0.05～10.08mL/g其余皆少于10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、8276线（3274线）以南低，中部区间为高。矿井相对瓦22m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。本各煤层均有煤尘。本各煤层基本上都属于有可能自燃发火—不自30m16.426.7℃/100m37.29m/℃本属于基底凹陷型的以地温正常为背景的水温和岩温平衡的一级高温2境界和储2.1境2.1.1范深部以F5断层以东72煤层底板-850m等高线为界。本北与隶属于皖北矿务局的任楼矿井相邻。72煤层赋存状况如图2-1所示。开采界

图2-172煤层赋存状况示意81.6％。2.1.3尺南北长6.27~6.47km，东西倾向宽3.11~3.73km，面积约19.94km2矿井工业储储量计算根据本矿的地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算0.70m，原煤灰分≤40%；的》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平50%） ）地质矿井工业储量计72本划分为5个储量块，分块情况如图2-2所示。煤煤矿开拓平面21534

2-2z式中：Zz—

i

ii

(2-mi—第i块段煤层平均厚度，m；Si—第i块段煤层平面面积，m2；Ai—第i块段煤层的平均倾角，°将各参数代入式2-1，可得表2-1。故矿井地质资源储量为：126.09Mt。 (2-式中：Zg—表2-1块段储量计算/t·m-12345——矿井可采储安全煤柱留设原I20mII级保护建（构）15m宽围护带。埋深300~500m的开采条件下，须在煤层大巷上下两侧各留30~40m煤柱，埋深加大煤柱尺寸得加大；岩石大巷距煤层一般15~30m，大巷上部两阶段间一般须留设14~20m））30m50m20m30m的断层两侧各留30m。7)2-2。2-2井型（占地面积指标（公顷/10240矿井保护煤柱损失1）7272煤层露头处部分区域接近松散层第四含水层，根据《建筑物、水体、铁路及主要井 (2-式中：Hsh——防水安全煤岩柱高度Hli——导水裂隙带最大高度，

1.6M

5.6（覆岩为中硬岩层代入数据并与经验比较得Hsh=72.6m。则煤柱倾斜长度49m+260-----------2-3P=H×L×M×γ×10- (2-2)L

L,L

(2-

1

T sT式中：L—β—代入数据得L=56m。则断层煤柱损失量p=3.75Mt。P=H×L×M×γ×10- (2-1.2t/2-20.144km2320m×50m7°藏标高为-650m295m场地内工业场地按II级保护留带宽度为15m本矿井的地质条件及冲积层和基岩2-3。2-3煤层倾角煤层厚度表土层厚度732-3所示。P=S×m×γ×10- (2-式中：P—S—工业场地压煤水平面积 代入数据得 ×3×1.41×10-工工 工广煤4）

2-42-42-4损失量矿井设计可采储式中：Zk—矿井设计可采储量Zg—矿井工业储量

Zk=(Zg- (2-75%。则矿井设计可采储量：Zk=(123.56-矿井工作制（2005年版330d，6h18h。矿井设计生产能力及服务矿井设计生产能确定依1.2Mt。3-1723m，厚度变化不大，赋存较稳定，6.6~13.8°，局部稍大，适宜机械化开采。由于内表土层较厚井筒较深建设费用较高所以应尽可能提高矿井生产能力，减少吨煤投资，提高经济效益。生产能力为1.2Mt/a时的井巷工程和投资与生产能力为0.9Mt/a时的相差不大，但吨煤投资低。0.9Mt/a1.2Mt/a时相差不大，但不1.2Mt/a。服务年矿井设计可采储量Zk，设计生产能力A和矿井服务年限T (3-式中：T—K—1.3（2005年版）井型校按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核存较稳定，煤层倾角大部分为6.6~13.8°。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，，矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。井下煤炭采用钢丝绳芯胶带输送机工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓连续能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道，能力大，，矿井生产采用并列式通风，在工业广场单独开掘回风井，可以满足通风要求3-225°1.2~2.4Mt/a时，矿井设计服50a。（2005年版）的规定。3-2(角600————4开开拓基本问开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些开拓巷道的形式、数量、位确定矿井开采顺序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统） ）必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。确定井筒（硐）形式、数目、位置及坐井筒（硐）各形式井筒（硐）平硐开拓环节和设备少系统简单费用低工业设施简单井巷工程量少，简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化有相发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提复杂。适用于内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法状均特别复杂的，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术本主采煤层72煤位于二叠系下统石河子组埋深-350~-850m倾角大部分7~12o。320~340m（组，1050m3/h7~1用并列式通风方式，在工业广场布置一回风井，保证高瓦斯矿井的通风能力。因此开拓须布置三个立井，一对提升井和一个回风井。2763m6524m。2803m6474m。2703m6790m。工业场地的位采区较好条件煤层，并让部分工业广场煤柱和F5断层煤柱，减少储量损失。2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为0.144km2，形状为矩形，长边平行于煤层，长为350m，宽为280m。开采水平的确定及带区、采区的本主采煤层为72煤，其赋存最高标高为-350m，东部煤层赋存标高最低，其最低开采标高为-850m（2005年版）平垂高为400~700m。因此，本矿井即可采用单水平上下山开采，也可采用两水平上山开；72煤西部煤层倾角较小一般6.6~7.2°北部南部边界处倾角稍大但也在16°以下，在煤层倾角小于12°时，带区开采较采区开采具有较好的技术经济效果，因此初步确定-600m水平以上采用带区开采南部倾角较大一般1.8~13.8°并有一条0~360m布置第二水平上山采区开采。；主要开拓72煤煤质较硬，煤层较稳定，属于有可能自燃发火—不自燃发火煤层，考虑到煤层大全规程》对高瓦斯矿井的规定，布置一条回风大巷，总共布置3条大巷；同时兼顾二水平开采，二水平南翼采区辅助和回风可利用一水平大巷，这样南翼自井底车场1400m的大巷服务年限将更长，为了减少费用，可将该部分大巷布置在底板岩层中；二水平只需布置一条胶带大巷即可满足生产要求，开拓工程量小，初步设计二水平采72煤层老底砂岩中。赋存情况。岩石大巷优点是巷道条件好，费用低，巷道施工能够按要求保持一定开拓方案4-1～4-4-600m，6.6~7.2o15o1.8~13.8o，布置一个带区和两个采区。西翼有一逆断层贯穿，落差0~360m，第二阶矿井平均涌水量1050m3/h为解决排水问题下山掘出二阶段开采，两下山间大巷布置在岩层中，其他大巷均布置在煤层中。矿井瓦斯涌出量22m3/t为确保安全按《煤矿安全规程工业广场内开掘回风井采用并列式通风，采、带区布置回风巷。方案如图4-1所示。4-1立井单水平上下山开拓（主要布置煤层大巷-600m，6.6~7.2o15o1.8~13.8o，布置一个带区和两个采区。西翼有一逆断层贯穿，落差0~360m，第二阶矿井平均涌水量1050m3/h为解决排水问题下山掘出22m3/t用并列式通风，采、带区布置回风巷。方案如图4-2所示。4-2立井单水平上下山开拓（均布置岩石大巷。段煤层倾角6.6~7.2o，局部15o，划分三个带区开采；第二阶段煤层倾角11.8~13.8o，布置一个带区和两个采区西翼有一逆断层，落差0~360m，断层以上到-600m标高采。辅助和通风通过采区上山利用一水平系统。工业广场内开掘回风井，采用并4-3所示。。段煤层倾角6.6~7.2o，局部15o，划分三个带区开采；第二阶段煤层倾角11.8~13.8o，布置一个带区和两个采区西翼有一逆断层，落差0~360m，断层以上到-600m标高采布置一条岩石胶带大巷。二水平主井直接延深，辅助和通风通过采区上山利用一水平系统。工业广场内开掘回风井，采用并列式通风。方案如图4-4所示。。4-4立井两水平上山开拓（一水平均岩石大巷的差别，在采区、提升、通风、排水和掘进方面有许多不同之处。利用原有水平下山开采可以节省许多开拓工程，提升不存在折返，排水问题可以通过掘出下山，通风线路长度相当，两者都存在下行风。下山掘进比较。采用哪种方案需通过经济比护条件好，费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓；可不4-1～4-24-1数量提升高度1·km-1涌水量/m3·h时间服务年限1·m-34-2数量提升1·km-/m3·h-时间1·m-4-34-3（2008年版（16%（21%4-4～4-8。4-44-5数量4-6数量0000004-7时间服务年限大巷数量服务年限数量4-8时间大巷数量00采区下山数量（2008年版4-9。4-9百分率百分率矿井基本巷井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5m，净断面积19.63m2，井筒内装备一对12t底卸式箕斗，井壁采用钢筋混凝土支护，表土段井壁厚900~1150mm，基岩段井壁厚4-54-10。6.5m33.1m21t1t4-64-1。风井采用立井形式，圆形断面，设有安全出口，井筒净直径5.1m，净断面积为20.43m24-74-12。井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由胶带机至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料、设备经4-54-10112t4-64-111.67m1.02m风井井筒断面布置4-74-12620mm井底车场是连接矿井井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。（2005年版）4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时宜采用折返与环当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应（2005年4-8

4-8大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5列单轨吊列车长。本矿井辅助采81kw7650/850/14254）3636t545t6m16m的圆形638t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装副井系统硐室由水泵房、水仓、清理水仓硐室、变电所、管子道、电缆道、调度室及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。 (4-Q—矿井每小时的正常涌水量，m3本矿井正常涌水量为1050m3/h，最大涌水量为1660m3/h，所需水仓的容量为 (4-式中：V0—水仓容量由上面计算可知：V0>V，故设计的水仓容量满足要求机单轨吊车车库、库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。主要开拓1）大。此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机煤炭设人行道大巷净宽度可由下式计算。B1=b+d (4-式中：B1—大巷净宽度b—输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，带区巷道一般取c—1200mm。则大巷净宽度为 大巷的断面如图4-9所示，大巷特征见表4-13，大巷每米材料消耗量见4-14。B2=b+d (4-式中：B2—1.8m450mm；d—1600mm则轨道大巷净宽度为 4-16。回风大巷于回风，断面如图4-11所示，回风大巷特征见表4-17，每米材料消耗量4-18。各主要开拓巷道的断面尺寸均按设备的外形尺寸以《煤矿安全规程（2011年版）2122条和第23条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，图4-9大巷断面表4-13大巷断面特征断面 净表4-14大巷每米工程量及材料消耗量Ⅲ轨道大巷断面(锚喷4-104-15断面 净4-16Ⅲ1回风大巷断面(锚喷4-114-15断面 净4-16Ⅲ1煤层地质特带区位考虑到缩短建井工期，使矿井尽快投产，保采区的正常，本矿井设计首采带区（带区）位于中部，靠近井底场，其煤层赋存条件好、勘探程度高、储量丰富、带区生产能力大且服务年限长。带区煤层带区所采煤层为72煤层其煤层特征煤厚0～7.82m，平均3.0m，煤层倾角平均7°，最大11°。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层属于有可能自燃发火—1.41t/m3。地温、地压均正常。煤层顶底板岩石构造720～14.65m，平均厚度1.57m，局部见0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚度水文地72701568-67273-7461660m3/h。地质构7°和褶曲构造，故属于地质条件简单的区域。带区巷道布置及生产系带区准备方式的确的硐室车场，因此巷道系统简单；系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量12°时技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出带区位置及范首采带区为带区，西以煤层露头为界，东以大巷煤柱为界，南、北以人为划定的1750m2265m。带区巷道1750m2265m10220m3.4m宽，3.2m225m1750m7272煤层的瓦斯。72001工作面，倾斜长壁俯斜开采，南侧相邻布置工作面。面回风。U形通风方式，系统简单，漏风小，通风能力大。带区，，带区内分带斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机煤炭经带区煤仓到大巷胶带机到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助采用DLZ110F柴油机单轨吊，材料车从井底车场出来，经轨道大巷、带区下部材料绕道车场，不直接到回，，5-1带区生产工作面→分带斜巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面辅助系72001工作面的路线为新鲜→主、副井→井底车场→轨道大巷→带区材料绕道车场→分带轨道斜巷→工作面；污风→底板瓦斯抽排巷→回风大巷→主回风石门→风井。5-1地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→分带轨道斜巷→工作面55kW5-172001工作面进风行人斜巷；19—72001工作面斜巷；20—瓦斯抽排底巷；21—72002工作面进风带区内巷道掘EBZ132悬臂EBZ318H综掘机。带区生产能力及采出带区生产能力是指单位时间内带区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及带区生产系统能够保证的能力，一般以万t/a表示。220m3m0.8m0.8m6330天。A0=330×(H1×C1)×γ×L×a×n×10- (5-式中：A0—工作面采煤机生产能力n—65-1A0=330×(3×0.95)×1.41×220×0.8×6×10- (5-式中：A—K1—工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取K2—带区内掘进出煤系数，取A0—工作面年生产能力，1.4Mt/a5-2带区工业储量为：1676.67万t。P1=10×1750×3×1.41×10-4=7.4万P2=(3×0.05)×(10×220×1750)×1.41×10-4=81.43万带区煤炭总损失：P=P1+P2=7.4+81.43=88.83万则可得：带区采出率=[(1676.67-88.831676.67]=（2005年版）0.75，0.80.85。设计首采带区采出率为带区车场选型计带区车场的形设计辅助采用单轨吊，材料、矸石可不经直达，为方便调度和增加系统5-2所示。44631255-2带区主要硐室布0.5h的运量。300mm，其容量为： (5-Q0—防空仓漏风留煤量，取L—割煤机半小时运行距离，120m4m/minγ—煤的密度，1.41t/m3井 采煤工艺方带区煤层特征及地质带区所采煤层为72煤层其煤层特征煤厚0～7.82m，平均3.0m，煤层倾角平均7°，最大11°。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层属于有可能自燃发火—1.41t/m3。地温、地压均正常。720～14.65m，平均厚度1.57m，局部见0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚度0.294L/m•s，富水性弱～中等，以量为主补给水源不足。合计正常涌水量1050m3/h，1660m3/h。7°和褶曲构造，故属于地质条件简单的区域。确定采煤工艺方7°。选择综合机械化采煤工艺。回采工作面参1750m。150~220m以上几个因素最终确定工作面长度为220m以首采带区为例该带区长度约2265m，10个工作面，采用沿空留巷。根据准备中悬臂式掘进机及其配套设备的尺寸，以及辅助设备的尺寸，确定工作6-16-1123回采工艺及工作面设备选35m左右。②推移输送机机头（机尾：将输送机机头（机尾）6-1 2

AAAA22A2A1AA2A

6-1 (6-式中：Qh—采煤机应具有的最小生产能力f—1.4；D—330K—0.6。代入数据可得 (6-B—0.8m；γ—1.41t/m3；C—0.95采煤机装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、泵电动机、机载增 (6-式中：P—Hw—比能耗，一般0.6~0.7，取0.650.5~13.9m2.18m。MG300/700-WD16-2。6-2mmmVt工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即能力与采煤机生产能力相适应， (6-式中：Qc—刮板输送机的生产能力Kc—1.2；Ky—考虑方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，取1.05；Kv—1.05。700kW700kW220m220mSGZ800/800型刮板输送机，其设计长度为250m，出厂长度为220m，功率为2×400kW，输送量为1500t/h，可以满足生产的需要。其6-3。6-3中煤张家口煤矿机械公mV机、破碎机及胶带输送机选型详见第7章井下部分采煤工作面支护方回采工作面的支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条头架3架，中间架149架，共计152架。支架技术特征见表6-4。表6-4支架主要技术特mmt本架

(6-Hmin≤hmin-S2-a- (6-式中：Hmax、Hmin—支架最大、最小支护高hmax、hmin—0.853.9m；S1—0.2m；S2—顶板最大下沉量，取b—50mm。19962类，底板主要为II~III类。P＝(6~7)×9.8×M×γ×cosα×10- (6-代入数据得：P＝(6~7)×9.8×3×2.5×cos0°×10-P＝0.490P0.6680%=0.528PaP80%，所以该支架能够满足支护要求工作面支架供液由200/31.5型液泵站提供其6-5。表6-5液泵站技术特征压力功率电压容积1~33~5架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。移架后的端面距不得大于0.34m，支架要成直线，顶梁要平，必10~15m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距为800mm，确保工作面机成一直线；当采煤机到工作面机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处机移至煤壁。机尾输送机推移方式与端头支护及超前支护于。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/366-6。6-6mmmt工作面采用DW35－300/110X型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m800mm②分带斜巷的超前支30m800mm木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm的戴帽点柱（用单体柱。帽。要上好绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞2.0m长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况查，发现安全隐患及时处理；工作面的50m70m以外。各工艺过程注意事割过煤后工作面要保证煤壁平直无伞（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环移架质量标准：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，有明显错差（1/3200mm。350~550mm之间；移架过程15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移时，不应强推硬过，必100mm10个架，距采煤机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。20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推当巷道及两头出口顶板破碎时应架棚架棚必须是一梁三柱并且有戗柱8m2在各点落煤处加设缓冲装置5m/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工作面及顺槽巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工矿压监测由班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关回采工作面正规循环生产，一班检修，均执行现场交制，每班有效工时为6h。劳动组织方式为分段追机作业。循环方式为生产班每班进两个采煤循环，日进六个循环。24h正规循环作业图表见6-7。6-722228采煤机222283336机4泵站111端头82223332111矿4

(6-①材料费材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用以及其他材料费用，综采面材料（C3）5元/吨（2工资费160元/吨煤工资成本=日工资×吨煤用 （6-C2=160×0.026=4.2（元/吨③工作面设备折旧费设备基本折旧费原始价格残值清理服务年限330产

（6-a5%b3%c20d4243.54吨/天计算。6-8。6-811顺槽111111合④电费a3100kW3小时代入得：吨煤动力用电消耗b吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/吨煤照明用电消耗c 式中：单价取1.0元/kWh6-86-91m2m3°74m389mt个6tmm3/8%元回采巷道布回采巷道布置方7272煤层的瓦斯。U形通风方式，带区内分带轨道斜巷进风，辅助采用DLZ110F柴油机单轨吊，分带斜巷铺设B=1200mm的胶带输送回采巷道分带、轨道斜巷断面尺寸均为4.6m×3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，单轨吊牵引辅助，胶带机巷布置1200mm宽的胶带运煤，轨道斜巷布置排水管路，①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm6800×800mm②钢带：M54.6m150mm10⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M140×100×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，2750mm300N·m。6-2-1所示。②钢带：16#2m1.5m④螺母及垫圈：OVM200×200×15mm⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端Z23602875mm⑧钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，6000mm80~100kN200kN①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm4800×800mm②钢带：M42.8m12150mm间隔有效连接。15⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，2450mm60~80kN80kN，锚杆预紧力矩300N·m。个别地段根据需要可增设点柱300N·mФ22-6300锚Ф22-M24-2800锚Ф22-M24-2500锚Ф22-6300锚Ф22-M24-2800锚Ф22-M24-2500锚Ф22-M24-2800Ф22-6300锚Ф22-M24-2800Ф22-6300锚Ф22-M24-2500锚16#槽M5型钢分带斜巷支护方①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm6800×800mm②钢带：M54.6m5400×1000mm。⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，2750mm300N·m。6-2-1所示。②钢带：16#2m1.5m④螺母及垫圈：OVM200×200×15mm⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端Z23602875mm⑧钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，6000mm80~100kN200kN①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm4800×800mm②钢带：M42.8m12150mm间隔有效连接。15⑤螺母及垫圈：80～120Nm⑥托盘：采用与M150×143×8mm⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z23601675mm⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，2450mm60~80kN80kN，锚杆预紧力矩300N·m。高帮（非回采侧）①规格和数量：规格Ф22-5300mm，在巷帮中部布置一套沿巷道锚索梁，排1.6mm6-3②钢带：16#2m1.5m④螺母及垫圈：OVM⑥药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z23602275mm⑧钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，5000mm80~100kN200kNФ22-6300Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500Ф22-6300Ф22-M24-2800Ф22-M24-2500Ф22-6300锚M5型钢16#槽图6-2-2分带斜巷巷道断面支护参数井下概井下分为主要和辅助。主要就是指对煤的；辅助是指矸石、材料、设备和人员。井下设计是对井下主要和辅助作统筹安排，井下设计的原始条件与数井下设计的原始条件和数据见表7-1表7-1井下设计的原始条件与数123h4d5m36°789高煤尘有距离和货载首采带区分带斜巷到胶带大巷平均运距为1750m，大巷运距为1182m，故从2932m。掘进面日产量114t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。井下系1）方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为辅助：为实现自动化控制和连续集装，适应矿井底板差的条件，结合矿井煤倾斜井巷垂深超过50m时应采用机械人员确定采用DLZ110F防爆柴油机单轨吊2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统分带采煤工作面→分带斜巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→掘进工作面→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面带区设备选设备选型必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个环节设备能力基本一致设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采取必须注意尽量减少的次数不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等带区设备的选型及能力验（1）根据带区设备配套原则以及本矿的实际情况，带区工作面设备配套选型见7-2表7-2工作面设备配套选型机分带斜巷胶带输送7-3～7-67-3中煤张家口煤矿机械公mV表7-4工作面机技术特征中煤张家口煤矿机械公mV7-5V尺寸表7-6分带斜巷胶带输送机技术特征兖矿大陆机械V（2）能力验机能力为1800t/h，破碎机破碎能力为2000t/h，分带斜巷胶带输送机输送能力为辅助设连续集装，适应矿井底板差的条件，结合矿井煤层倾角、岩石工程量等因素，并按械人员，确定采用DLZ110F防爆柴油机单轨吊。DLZ110F7-7Ferrit矿用设备°tm2大巷设备选运煤设7-8。表7-8胶带大巷胶带输送机技术特征兖矿大陆机械V辅助设备选为实现自动化控制和连续集装，适应矿井底板差的条件，结合矿井煤层倾角、岩垂深超过50m时应采用机械人员，确定采用DLZ110F防爆柴油机单轨吊。辅助实现工作面直达。Ferrit矿用设备°tm2-28人80°表7-11井下其他辅助车辆主要技术特征载重量外形尺寸轴距自重5矿井提升概1.2t/a54.9水平标高为-600m18h330d。主井井筒净直径为5m，净断面积为19.63m2，井深672m；副井井筒净直径为6.5m，净断面积为33.18m2，井深648m。主井井筒内装备一对12t箕斗，担负全矿井的煤炭提升任务。副井井筒内装备1.67m宽罐笼和1.02m窄罐笼，担负全矿井提人、矸石、设备及升主副井提主井提JDGY12/110×48-1t根4根2t

(8-8-2m根4tt8-31×6N-式中：Vj—经济提升速度

(8- (8-式中：TX—次提升循环估算时间θ—10s。 (8-则：Ns=3600/100.81=35次式中：As—小时提升量af—1.3；

(8-

(8-8-4间升量副井提8-5～8-7。8-5m4根4tt8-6-辆4人tt根4根2罐笼长和宽8-71×6N-矿井通风系统选矿井概位于省宿州市西南部，内地势平坦，北部略高于南部，海拔标高24.5～26.5m之间。表土层厚，绝大部分为第三、四系冲积层覆盖。南北6.27~6.47km，东西倾向宽3.11~3.73km，面积约19.94km2矿井设计生产能力1.2Mt/a，服务年限为54.9a。主采煤层为72煤层其平均厚度3m，倾角6.6~15°，煤质较软，普氏系数f=0.2~0.3，煤的密度为1.41t/m3。矿井相对瓦斯涌出量为22m3/t，绝对瓦斯涌出量为64.83m3/min，属高瓦斯矿井。煤层均有煤尘，基矿井设计生产能力按年工作日330d计算夜净提升时间为18h矿井采四六”13043矿井通风系统的确一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-19-1藏深，但长浅，长度不大，而且煤层较4km本矿主要开拓巷道沿主要延展方（南北方向布置西翼浅部采用带区式准备，东翼采用采区布置，若在西翼露头布置回风井可利用带区沿空留巷通风，且通风线路若采用并列式，这样可以尽早构成风路，能兼顾上下山开采，减少开拓量，较两故后期通风较。综合以上分析，考虑采用并列式通风方式，针对其后期通风采取措施：建立瓦斯抽排系统，掘进抽排瓦斯底巷先抽后采；布置回风井巷，增加进回风通道；采用抽出式主要通风机使井下处于负压状态当一旦主要通风机因故停上运转时，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。，压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。，比较，漏风较大。小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气体带在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水带区通风系统的确①能够有效地控制带区内方向、风量大小和风质③的稳定性高12°⑤工作面回中沼气浓度不得超过⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通⑧机电硐室必须在进中采煤工作面通风方式按进、回风巷数目可分为U形、W形、Y形、Z形、H形等通风：U形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有系统简单、漏风小等优点，但线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，工作量Y形通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回中但需要边界准备回风上山，增加了巷道掘进、费用W是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷中回撤、安装、采煤设备等有良Z形通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风情况；同时也需要在边界准备回风上山，增加了行道的和掘进费用。H形通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段平巷、回风巷均要先掘后留，、掘进工程量大，故较少采用。U+L（瓦斯抽排巷）型后退式通风方式。①选择斜巷作为进风巷，运料斜巷作为回风方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进温度升高，从而增大工作面的温度。②选择运料斜巷作为进风巷，斜巷作为回风，选择辅助斜巷作为进风巷斜巷作为回风巷虽然避免了上式的缺点但是，胶带输送机处于回中，容易引起瓦斯的。，为进风巷，斜巷作为回风巷。矿井通风容易与时期的确工业场地的四个带区（带区、北一带区和南二带区）的储量可以保证25年的生产，故将它作为风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为带区第6个分带（即72006工作面）正常回采时，此时有一个采工作面和两个掘进面；通风时期为北一带区72101工作面投产，并同时准备9-1所示。通风时期通风立体图与网络图如图9-2所示带区及全矿所需风采煤工作面实际需风 (9-式中：Qai—iKai—i1.5。64.83m3/min12.97m3/mina10012.971.51945.5m3/min9-29-2

(9-式中：vai—iSai—ik—1.320~23℃，取vai=1.5m/s (9-式中：4—Nai—i43人。9-1图9-2通风时期通风系统立体图及网络由以上三种方法计算所得的采煤工作面实际最大需风量为1945.5m3/min，故取4m/s。

(9- (9-式中：Sai—i10.7m2。由风速验算可知，Qai=1945.5m3/min掘进工作面实际需风 (9-式中：Qbi—iqbi—第i个掘进工作面回中的瓦斯绝对涌出量Kbi—i2.0qbi＝5m3/min,则可得准备煤巷掘进工作面需风量：Qbi=100×5×2.0=1000m3/min，另一翼开拓煤巷掘进面需风量1000m3/min。由于岩巷沿煤层底板掘进，没有煤层，故掘进工作面瓦斯涌出量非常小，故此处 (9-式中：4—Nbi—i30Qbi=4×30=120m3/min (9-式中：Qbs—局部通风机实际吸风量S—Ii—掘进工作面同时工作的局部通风机台数，取1煤巷掘进面用JBD60-2-NO6.5Qbs=448.5m3/min，准备煤巷掘进面安面选用JBD60-2-NO5.5型局部通风机Qbs=300m3/min安设局部通风机的断面为10.2m2则准备煤巷掘进面需风量：Qbi=448.5×1+15×12=628.5m3/min，开拓煤巷掘进面需风Qbi=448.5×1+15×10.2=601.5m3/minQbi=300×1+15×10.2=453m3/min。1000m3/min453m3/min4）4m/s0.15m/s4m/s。 (9- (9-10.2m2。1000m3/min453m3/min时，符合风速要求。硐室需风9-3。9-3需风量/m3·min-其它巷道需风5%矿井所需总风矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风的漏风量的总和。生产矿井 (9-式中：N—井下同时工作的最多人数，130 (9-式中：∑Qa—采煤工作面实际需要风量的总∑Qb—掘进工作面实际需要风量的总和∑Qc—硐室实际需要风量的总和∑Qd—备用工作面实际需要风量的总和∑Qe—其它巷道需要风量的总和Kt—矿井通风系数，取1.2矿井总风量为：Q≥[1945.5+（1000+453）+500+0]×1.05×1.2=4912.11m3/min风量分配及风速验根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以系数1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，分带斜巷的风量乘以系数。顺而下，9-4。9-4需风量/m3·min-9-59-5允许风速/m·s-面通过风量/m3·min-实际风速/m·s--8-8轨道大-8-864分带斜6-6-全矿通风阻力的计90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。矿井通风总阻力计算10%15%计算；350mm所选用的主要通风机既满足时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理矿井最路通风容易时期的最路地面→副井→井底车场→轨道大巷→材料绕道车场→7200672006分带工作面→72006分带斜巷→回风大巷→主回风石门→风井→地面通风时期的最路地面→副井→井底车场→轨道大巷→材料绕道车场→72101工作面分带轨道斜→72101分带工作面→72101分带斜巷→回风大巷→主回风石门→风井→地面矿井通风阻力计 (9-通风容易与时期摩擦阻力计算分别见表9-6与表9-79-6/N·s2·m-LUSQ/m3·s-轨道大0分带斜表9-7通风时期摩擦阻力计算/N·s2·m-LUSQ/m3·s-矿井通风总阻

(9- (9-hA1.1917