级设计采矿087说明书

1.8Mt/a10章：1.矿区概述及地质特征；2.境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务17km5.56km面积约18.75km2。内主采煤层为一层，为2#煤。煤层倾角平均5.94°，平均厚度6.18m。地质条件较为简单。15091.18t12193.82t。矿井设计生产能1.8Mt/a52.11a28m3/h，38m3/h4.06m3/t，属低瓦斯矿井。矿井全矿采用胶带机运煤，辅助采用矿车。矿井通风方式为并列式，采330d18h，工作制度为“四六中应用的，英文题目为Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines：立井开拓；带区；综放；无极绳绞 并列式通Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslationThegeneralpartisanewdesignofNO.1.8ofXinyuanmine.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Xinyuanminelocatesatthetown，southwestofQinxincountyinShanxiprovince，17kmawayfromthecenteroftheQinxincounty.Andithasconveniencetransportations.Theshapeofminefieldislikearectanglewhichhasalengthof5.56kminthesouthandnorthdirectionwhileawidthof3.43kmintheeastandwestdirectiononaverage.ThetotalareaisApproximay18.75km2.Themaincoalseaminthemineisonlyone,whichisthe2#coalseam.Theaverageangleis5.94degree,whilethethicknessisabout6.18m.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare150.9118milliontons.Tliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonsperyearTheservicelifeis52.11yearsThenormalflowofthemineis28m3perhourandthemaxflowofthemineis38m3perhour.TheRelativegasdischargetyis4.06m3pertonThusitisLowgaseousmineThecoaldustoftheminehasexplosionhazardButthecoalseamisnoteasilyspontaneouscombustionThelevelofspontaneouscombustionisⅢ.Thedevelopmentofthemineissinglelevelwithamainverticalshaftandanauxiliaryverticalshaft.Thenumberoftheworkingfacesisonlyone.Comprehensivemechanizationputsinthetopcoaltechnologyistheminingmethod.Severalbeltconveyersundertakethejobofcoaltransportinthemine,whiletheauxiliarytransportationsystemdependsontheminecars.Theventilationtypeiscentralizedjuxtapose.Theventilationmethodisextraction.Theworkingdaysinayearare330.Everydayittakes18hoursinliftingthecoal.Theworkingsysteminthemineis“four-six”.Thetitleofthespecialsubjectpartis“StudyofthesurroundingrockStabilizationmechanismsandsupporttechnologyonthegob-sideentryretaining”.ThearticleintroducedgobStrataBehaviorsandtheLawofRockControlTechnology,technologyofroadsidepackingingob-sideentryretainingandlawofrockpressure,StudyontheSurroundingRockControlTheoryofGob-SideEntryretaining,Researchontechnologyofgob-sideentryretainingwithanchorsupport.Someaspectswereyzed,suchasthefunctionofsupportinretainingroadwaysalonggoaf,minepressurebehavior,supportways,thesatisfiedrequirements,andtheexistingproblemsinThetranslatedacademicpaperisaboutamethanecontrolandpredictionsoftwaresystemandit’sapplicationsintheminingindustry.Thetitleis“Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines”.:mainverticalshaftandauxiliary-verticalshaft;stripdistrict;comprehensivemechanizationputsinthetopcoal;endlesssteelropetransportation;centralizedjuxtaposeventilation一般部矿区概述及地质特 矿区概 地质特 煤层特 2境界和储 2.1境 矿井工业储 矿井可采储 工业广场煤 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 4开 4.1开拓的基本问 矿井基本巷 准备方式——带区巷道布 煤层地质特 带区巷道布置及生产系 带区车场选型设 带区煤仓选型设 带区变电所设 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下.....................................................................................................概 带区设备选 大巷设备选 矿井提 矿井提升概 主副井提 矿井通风与安全技 矿井通风系统选 矿井风量计算及风量分 矿井通风阻 矿井通风设备选 矿井的防治措 矿井基本技术经济指 专题部沿空留巷围岩稳定机理与支护技术研 引 沿空留巷技术研究现 沿空留巷围岩稳定机理研究现 沿空留巷的围岩活动规律分 沿空留巷围岩变形特 沿空留巷顶板活动的基本特征和规 沿空留巷围岩控制技术研 沿空留巷围岩稳定性的关键技 沿空留巷巷旁充填体支护参数设 支护对顶板的控制作 锚杆加固围岩自承能力分 沿空留巷支护技术应 沿空留巷锚杆支护技术研究及应 沿空留巷巷旁支护体作用机制及工程应 充填采煤原位沿空留巷技 巷旁支护新材料和新技 主要结论及研究展 翻译部Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines一款用于治理预测长臂工作面瓦斯的全新软件系 致 矿区概矿区地理位纬36°33′04″～36°34′53″，东经112°12′31″～112°14′33″，矿井工业场地位于山西17km。沁(源)～洪(洞)公路从北部通过向东17km至沁源县城接汾(阳)～屯(留)省级公路及沁(沁源)～沁(沁县)76km309国道张店镇54km100km105km，向西南经古县约75km旧公路可至洪洞县与大(同)－运(城)高速公路或南同蒲洪洞火车站接1-1所示。地形地1110.70m147.30m，属中山区。河流水。本区属流域沁河水系内各沟谷大多为南北，沟谷水均流入狼。1988－1997年观测资料，年8.635.6℃(199575日)，最低气温-25.8℃(1990月下旬至次年3月中旬，最大冻土80cm(1993年)，夏、秋季多东南风，冬、14m/s。7度。水矿井现供水水源取自工业场地附近李元河河谷浅层水以两眼大口井汲取，日出水量400～500m3。矿井技术改造后，现有水源不能满足生产要求，必矿井正常涌水量28m3/h，最大38m3/h，矿井涌水排至地面经处理达到复用水标邻近矿井开采情，本北部为沁源县留神峪煤业公司留神峪煤矿西部为山西沁新煤焦 四邻各煤矿均无，1-1。界开采现象内无其他生产矿井、小煤窑和古窑。沁新煤矿和留神峪煤。电本矿现有一座10KV变电所两回10KV电源一回引自其所属沁新煤焦公司的35KV变电所，导线LGJ-150，送电距离3km；另一回引自沁新煤焦公司所属自备电厂，导线LGJ-120，送电距离0.53km。沁新煤焦公司35KV8000KVA35KV35KV变电所不同母线段，李元35KV变电所电源分别引自太岳110/35KV变电站及郭道110/35KV6300KVA变压器。地质特煤系地。位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧内地层出露较好，区新统地层以不整合零星覆盖于各不同时代的地层之上现结合及附近钻孔揭露资料，对内的地层自下而上分述如下：。奥陶系①奥陶系中统峰峰组150m。石炭系与下伏峰峰组呈平行不整合接触，厚度12.23－25.70m，平均19.19m，以②上石灰炭统太原组..m1.51m二叠系②下统下石盒子组与下伏山西组整合接触，厚度114.43－122.55m，平均117.10m，根据岩性组合特征，可分为上、下两段：下段(P1x1)厚度38.40－50.26m，平均44.62m，深灰地 单

柱

层岩石名称

岩性描 备二叠统 西

1细粒沙2泥细粒砂泥5

状，钙质胶结。下部具方解石裂隙。富含炭屑灰色。含植物化石及炭屑。中部含黄铁矿结核深灰色。石英为主，长石次之。分选中等，次圆状，钙质胶结。半坚硬。黑色，富含植物化石及白云母碎片黑色。以亮煤为主，贝壳状断口2#煤

泥粉砂

黑色，含植物化石。

细粒砂

泥

1-2为粉砂岩上段(P1x2)厚度42.79－75.53m，平均57.08m，以浅灰色灰绿色、K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为组底界K10砂岩良好的辅助标志。③上统上石盒子组505m夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。中段(P2)内本段地层主要分布于南部和西部出露，厚150m。底部2第四系0－7m0－5m含煤地石炭系上统太原组K1砂岩底至K235.87－47.67m41.00m。由泥岩、粉K1砂岩为灰白色中细粒石英砂岩,交错层理、脉状层理发育,K111深灰色－黑灰色泥岩、粉砂岩、2－310下号薄煤层组成，含大量不完整的植物化石，系三角洲平原及前缘沉积。9+10号煤层系废弃的下三角K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚度24.52－32.41m，平均28.16m。由石灰岩(K2K3K4)(78号)含蜓类化石，系开阔台地沉积，K2石灰岩与K3石灰岩间，以砂岩为主，多为细7号煤层，系三角洲平原上泥炭沼泽沉积。③上段K4石灰岩顶至K729.61－38.45m32.00m。由泥岩、粉泽沉积。6号煤层顶至海相泥岩(偶为泥灰岩)底由灰黑色泥岩及不稳定的砂岩组K7砂岩底由黑灰色泥岩、粉砂二叠系下统山西组K7砂岩底至K8砂岩底，厚度38.80－52.43m，平均41.60m。底部K7砂岩沉积。3号煤层为海退后废弃的分流间湾上发育的泥炭沼泽沉积。3号煤层顶至地质构本地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一北东，倾向南东的单斜构造，并伴有两对北北东的背向斜构造。地层倾角变化不大，一般在4°－8°左右，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育。在西部井田内井下大小不等的7个陷落柱，在地表发育有一个陷落柱,区内无岩浆岩水文地(一)区域内广泛出露多见有水出露具有一定含水性但一般富水性较弱隔水层有本溪组铝土质泥岩或铝土岩，2K2灰岩之间的粉砂岩溶水的补给主要是西部露区，接受大气降水和地表水流补给，砂岩水的补给，在露地带接受大气降水补给，或接受风化基岩带(二)县城汇入沁河属水系由于有隔水岩层的存在且在矿区北部边缘因此，第四系全新统Q4及上更新统Q3，分布在矿区山间河谷地带，岩性为灰该层渗水性含水性均好，由于受大气降水和地表水补给条件好，为水较丰富上石盒子组底部（K10砂岩）5.5m3/h0.5m3/h0.22L/s，因此，该层为较下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水1号、2号煤层以上，K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰1.00m3/h0.2－0.5m3/h0.0016L/s.m，山西组（K7）砂岩裂隙含水K72号煤层直接底板充水含水层，0.3m3/h，属弱富水性裂隙含水层。太原石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含K4K2石灰岩为7号和8号煤直接充水含水层厚度分别为2.88m3.80m，0.10－1.00m3/h之间，属岩溶弱富水性溶隙含水层。29105.59m1.00m3/h.009L/.m1305.42m该含水层包括峰峰组和上马家沟组，内钻孔均不同程度奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育西的沁新煤矿施工一水源井奥灰318.00m，198.90m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发261.40m，标高+932.40m。混合抽水试验结果为：水位降深1.90m，涌水量14.31L/s,单位涌水量为7.53L/s.m，属于富水强的含水11号煤至O2含水层之间隔水层，由铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等11号煤以上含水层与O2含峰峰组下段泥灰岩石膏层隔水层，石膏层厚度78.86m，深灰色、灰白色，以2号煤至K476.40m，水层与K2含水层不发生水力联系。2K8砂岩含水层是开采上组煤层的直接充水含水层，并通过开采塌陷裂隙与580～930m0.028MPa/m，属带压安全开采。因此，上组煤层矿井水文K2石灰岩含水层是开采下组煤层的直接充水含水层，局部地段可能通过开水方式以顶板淋水为主下伏奥灰岩溶水位标高推断为930m左右使9+1011号煤层均属带压开采（煤层底板标高470～910m，1煤层特煤1本组地层厚度38.80～52.43m，平均41.60m，含煤4～6层，自上而下编号的有1号、2号、2下号、3号煤层，煤层总6.07～6.87m，平均2.63m，含煤6.92％(19号孔)26.18m。1号、3号煤层仅个别点(孤点)本组地层厚度101.79～119.10m，平均111.51m，含煤5～7层。自上而下编6号、7号、8号、9+10号、10下号、11号煤层，其中稳定可采煤层有两层9+10号、116.80～8.46m,6.75m,含煤系数221位于山西组上部上距K8砂岩2.50～15.96m，平均8.07m，煤层厚度0.45～平均0.70m。在中部边界附近的20号孔,煤层厚度为0.45m,在原中部李元钻孔煤层厚0.75m,西部的19号孔,煤层结构0.90m。该煤层结构简单，煤2115.72～27.20m20.45m，煤层厚度1.30～1.70m1.51m。1号、2号煤层间距西部较小(19号孔)16.7m，煤层厚度西部为1.30m，向东部向南部逐渐变厚1.70m变化规律西薄东厚，变化不大，煤层结构简单。煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全区可9+10282m19号孔煤层厚度3.40m，区北部402号孔煤层厚度4.12m，区中南部20号孔煤层厚度2.16m,该煤层在东南部、中部夹矸变薄，夹矸厚度小于0.70m，向西北部增厚,到402号2.42m，属稳定可采煤层。119+1023m20号孔煤层厚度2.40m，区北部402号孔煤层厚度1.65m，区西部19号钻孔1.82m。煤层1-21-1 可采煤层特征煤层厚度顶板岩底板岩稳定可采10.45-0-21.30-15.72-12.16-79.27-11.65-22.05-1-煤19+10号、11号煤层：黑色，强玻璃光泽到光泽，内生裂隙较发育，硬各可采煤层显微煤岩组分镜质组含量介于60-90%之间平均在80%左右，主要为基质镜和均质镜。惰质组含量介于5-30%，平均在15%左右，多为半丝、粗粒体、碎屑体。无机组分含量除11号煤层平均在20%左右外，10%左右，主要以粘土为主，呈分散状和充填状。0.74-2.04%1.39%。110.52-1.18%0.85%。0.64-1.28%0.96%。110.57-1.04%0.81%。25.13－31.92%18.53%4.79-5.01%4.90%25.23%21.84%10.45%8.99%11号煤层原煤灰分平均为26.51%，属中灰煤浮煤干基灰分9.33-9.96%，9.65%。215.11-17.19%16.15%9+1015.00-15.21%15.11%1114.73-15.46%15.70%。2号煤层原煤干基全硫含量0.23-0.39%，平均0.31%，浮煤全硫0.44-0.52%，0.48%，属特低—低硫煤。9+102.88-4.26%,平均3.57%1.49-1.99%1.74%。属高硫煤。0.62%0.74%0.68%2号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)24.04-34.72MJ/kg29.38MJ/kg11号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)25.60MJ/kg278.7。属强粘结煤。9+108.9，属弱粘结煤。11号煤层粘结指数为0.8-11.5，属不粘结—弱粘结煤。磷：20.011%，属低磷分煤，9+100.004%，属特低磷煤，110.078%，属中磷分煤。0.010-0.030%。82-143.8g/t。0.7-2.7g/t。1.3.3煤根据中国煤炭分类(GB5751－86)，划分煤类215.11-17.19%78.79+1015.00-15.21%8.91114.73-15.46%0.8-11.549+10号煤层属低灰、高硫、特低磷、弱粘结性的贫瘦煤，由于硫含量高,1－2 可采煤层煤质特征项 煤层2Mad0.50-0.53-0.64-Ad5.13-18.45-4.79-7.53-Vdaf15.00-St.d0.23-2.88-0.28-1.49-Pd0.01Qg.daf24.04-26.38-18.5-2.8-Y7-0-1.3.4煤与瓦斯特号“关于长治市地方国有及21万吨/年以上乡镇煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定的”，新13.01m3/min4.06m3/t，为高瓦斯矿根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦有限公司新源煤矿2号煤层检验报告2号煤层火焰长度25mm最低岩粉用量30%，煤尘有性。根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦有限2号煤层检验报告，20.94m3/g属不易自燃煤层。0.9℃，属地温正常区。本无地压测试资料2境界和储2.1境根据2006年4月4日山西省资源厅颁发的《采矿证》（证号：1400000620410），批准山西沁新煤焦新源煤矿开采2号煤层，井4个拐点坐标连线圈定。2－1表2-1范围拐点坐标 XY1234长度为2.18-6.67km，平均长度为5.62km，倾斜宽为4.61km，平均为3.26km，平均倾角为5.94度，水平宽度为2.69-3.68km，3.56-5.56km18.75km2。矿井工业储1：5000煤层底板等高线图上计算的，2-1所示②②① 块段划斜面积=水平面积/2-2所示： 分段计算结12345ZzmFZz——m——煤层平均厚度F————煤容重，t/m3将各参数代入（2-1）2-2Zz18.54591.336.18

ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22Zg——矿井工业资源/

（2-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；Z333——推断的资源量；0.9k0.70.8。Z111bZz*60%*70%44.81MtZ122bZz*30%*70%22.41MtZ2m11Zz*60%*30%Z2m22Zz*30%*30%9.60MtZ333kZz*10%*k8.54Mt2-2Zg矿井可采储矿井设计资源储量按式（2-3）Zs(ZgP1

Zs——矿井设计资源/储、P1——断层煤柱防水煤柱境界煤柱地面建筑煤柱等永久、3%则ZsZgP1150.912150.912Zk(ZkP2

Zk——P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储85%0.85ZkZsP2)C146.384146.38420.85工业广场煤2-35-220.8-1.1/10180万吨/480m×50m5.94度工业广场的中心处在的倾向偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为750m40——80m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15m本矿2-4。2-3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фδγβ2-1 工业广场保护煤由CAD609962.80m2。S煤=609962.80m2/cos6°=613322.45m2Z工式中：Z 工业广场煤柱量，万吨 煤层厚度，煤 煤的容重1.33t/m3则：Z工=613322.45×5.83×1.33×10-4=475.56万吨矿井工作制330（三班生产，一班检修16矿井设计生产能力及服务年，本资源还算丰富主采煤层赋存条件简单内部无较大断层比较1.50t/a1.80t/a2.40t/1.80t/180万吨/年。，新源煤矿设计开采的2号煤层为厚煤层，煤层平均倾角为6度，地质构造简16吨底卸矿井服务年限的为 其中：T--- A----180万吨/ 1.3。则：T=121.9382×100/（180×1.3）5）由本设计第四章开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在+750m，52.11年。 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限（限25°-600300-120-45-4开4.1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。、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。、本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素本煤层埋藏较浅，煤层最浅可采线在120m（标高+980m）处，最深处到520m（标高+580m，表土层厚度不大，40-80m。本瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大 井筒形式的确4-1本矿井煤层倾角小，平均5.94°，为近水平煤层；表土层薄约40~80m，无流 井筒形式比1环节和设备少、系统简单、费用低245有足够储量1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘234123斜井井筒通过内煤层埋藏不深，厚，水文地单，井筒不需要特殊法施工的缓斜1井筒施工技术2降低费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位沿的有利位当形状比较规则而且储量分布均匀时井筒的有利位置应在中井筒沿倾斜方向的有利位井筒位于浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采深部及向下扩展有利。煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于倾向方向中偏上的位置。附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施井筒位置的确定采（带）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要4-1和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的；水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理本矿井长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量,且两井筒的地面标高大于最高洪水位标高。4-1工业场地的位工业场地的位置选择中部，场地与沁(源)～洪(洞)公路隔相望，150m，对外联系十分方便，井上下总体布局也比较合理。21.6开采水平的确本矿井主采煤层为2号煤层，其它可采煤层9+10号，11号煤层，尚未取得矿产开采权利。2号煤层属近水平煤层，平均倾角为5.94°，最大仅8°，为近水520m400m，按照设计田延展方向一致，将划分为东翼和西翼两个阶段，水平垂高为400m4-2，分述4-24-3工业广场位于，主井布置为斜井，倾角15°，副井为立井，只设一4-4工业广场位于，主井布置为斜井，倾角15°，副井为立井。同样只4-521213 立井单水平开拓（岩层大巷1主立井2副立井3风 斜井单水平开拓（岩层大巷1主斜井2副斜井3风 立斜井副立井单水平开拓（煤层大巷1主斜井2副立井3风 主斜井副立井单水平开拓（岩层大巷1主斜井2副立井3风迅速但考虑到如果采用双斜井开拓工业广场将于井底车场偏离得较远，这样也就增加了斜井和井底车场的保护煤柱并且主斜井煤仓不在中部位置，从全局来看会增加大巷的没用。2号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，4-24-3）煤层大巷（4-44-54-74-84-9。以看出方案一仅在后期基建费用上需要的费用，方案一开掘岩石大巷，其后期减少费用效果显著同时在生产上方案二主斜井的煤仓不会在中部，所以大巷的费用会由于折返增加多余的费用。采用双立井开拓，立井提升能力大，且对辅助也有利。综合以上分析，确定本矿井开拓方案采用双立井单 方案一立井单水平开数量66提升距离基价(元涌水量时间大巷平均运距基价(元 方案二斜井单水平开数量88提升距离基价(元涌水量时间大巷平均运距基价(元 方案三主斜副立单水平开拓（煤层大巷数量86(万元提升距离基价(涌水量时间大巷平均运距基价(4-5方案四主斜副立单水平开拓（岩层大巷数量86(万元提升距离基价(元涌水量时间大巷平均运距基价(元以上四个方案的粗略比较汇总见表4-64-6四个方案粗略比较汇总合计（元4-7方案二详细设计费用数量6后期基建费长度2提升距离基价(元涌水量时间顺槽平均运距基价(元大巷平均运距基价(元大巷基价(元2 方案三详细设计费数量段8段段6（万元长度2(元提升高度基价(元涌水量时间平均运距基价(元平均运距基价(元基价(元2 方案二方案三详细比较汇费用（元矿井基本巷井矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、回风立井、回风立井及南、北风井均采用圆形断面。16.5m33.18m²，井筒4-5、图4-6。27.7m44.18m2，井388m。井筒内装备一对双层两车（3.0t）3t罐笼带重锤。井罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道。副井井筒断面如图4-7，主要参数见表4-10。3、回风立掘进断面面积为31.17m2,基岩掘进毛断面面积为31.17m2,井筒断面布置如图4.7井底车场及硐4.10。1.520个车厢，采用3.0t固定箱式矿车，型号为MGC3.3-9,外形尺寸（长×宽×高）2400×150×150（mm72m。8.0m效装煤高度为16.0m经计算煤仓容量为1069.4t大巷胶带机能力为1200t/h，主井箕斗名义载重量为16t，本矿井型为180万吨/年，煤仓的能力是足够大26m3/h38m3/h，所需水仓的容量为：根据水仓的布置要求,水仓的容量为 (4- 由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。主要开拓巷大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅大巷均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为6m，高3.6m3.8m21.6m222.8m26辅助大巷和主6井筒特 180 主井断面井筒特 180 副立井断面井井线 180 风井断面辅运大 辅 输送机大巷断面布置煤层地质特带区位设计首采带区区（北一带区）位于中部，大巷北部带区煤层特带区所采煤层为2号煤层位于山西组中部1号煤层15.72～27.20m，平均20.45m，煤层厚度5.86～6.70m，平均1.51m。1号、2号煤层间距西部较小(19号孔)16.7m煤层厚度西部为5.90m向东部向南部逐渐变厚6.30m。变化规律西薄东厚，变化不大，煤层结构简单。煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉色，强玻璃光泽，断口具参差状，内生裂隙发育，条带状结构。宏观煤岩组分煤层原煤干基全硫含量0.23-0.39%，平均0.31%，浮煤全硫0.44-0.52%，平均0.48%浮煤全硫1.49-1.99%，平均1.74%属高硫煤2号煤层属特低灰—低硫、6.184-8°，2带区平均瓦斯涌出量为4.06m3/t，瓦斯涌出量较小，属低瓦斯矿井。煤尘有煤层顶底板岩石构造情0.04～0.07m，随煤层采出同水文地K8砂岩含水层是开采上组煤层的直接充水含水层，并通过开采塌陷裂隙与580～930m0.028MPa/m，属带压安全开采。因此，上组煤层矿井水文28m3/h38m3/h，对矿井生产影响地质构 6°带区巷道布置及生产带区准备方式的本设计矿井大巷布置在岩层中，辅助采用无极绳绞车带区巷道布9U形通风方式，采煤工作面有两条，首采带区一带区位于大巷北侧长平均2158m，倾向长平均1650m。带区内划分10个区段，区段平均长1650m，宽210m,工作面长度190m，两条顺槽5.2m宽，3.6m高。，21012101工作面→210工作面4→2102工作面→2105工作面→2103→2106带区内各工作面采用一进一回U（进风侧）布置带区带区内区段斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带大巷到回采工作面的辅助顺槽再到工作面带区巷道布置如图5—1339211246 带区巷道布置带区生产系辅助系地面→副立井→＋760m井底车场→井底车场换装站→辅助大巷→带区3392112465—2工作 路线为作面→分带运煤斜巷→回风行人斜巷→大巷→回风石门→风井通风系统路线如图5.2所示。头硐室时产生的矸石由分带运料平巷→带区材料车场→辅运大巷→井底车场→供电：地面变电站→副井→变电所→辅运大巷→带区变电所→工作22KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向工作面→分带运料斜巷→辅助大巷→副井井底水仓→地带区内巷道掘进AM-50SGW-40T扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2*55KW局扇，通风方式为带区生产能力及采出产能力1.8Mt/a。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，往返一次割两刀，每刀进尺0.686m，每个循环进尺1.26m，前两个班一式中：L—V0—工作面年推进长度γ—C0—工作面回采率，取c＝0.85。=180.3万t/a11ABk1k2

式中：AB——带区生产能力k1——带区掘进出煤系数，取为k2——1，故k21；则：AB=1.03×1×180.3=185.7万t/a>180万t/a。2.带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100% 带区内工业储量为：2939.3万t带区内实际采出煤量为：2456.5万=2456.5/2939.3×100%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.80.8583.6%带区车场选型5°，平巷与大巷均为胶带输送机运煤，但平巷布置在煤层中大巷布置，5—4带区煤仓选型742页关于采/带区煤仓容量的计算，可以按照工300mm 带区运料

带区绞车图5— 带区车场Q——煤仓容量，t；Q0——防空仓漏风留煤量，取10t；B——进刀深度，0.686m；γ——煤的容重，1.33t/m3；C0R 带区变电所设100200～300mm0.3%的坡度。采煤工艺方带区煤层特征及地质条带区所采煤层为2号煤层，平均厚度6.18米，煤层倾角4-6°，为近缓倾斜煤质硬度为1～2，煤的容重为1.33t／m3涌出量为4.06m3/t，属低瓦斯矿井，煤有自燃倾向性，煤尘有性。正常用水量为28m3/h，最大用水量为38m3/h采煤方法的选从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、采三种类型就目前煤矿开采技术发展趋势看，综采是采煤工艺的重要发展方向。它，适宜用采，可以用普采或综采。但普采年产量不大本矿井的产量要，但是就综合机械化开采而言，6.18m的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与选出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机等设备尺寸小、轻便，2.0-3.5m93-97%以上。巷道掘进较多万吨掘进率高工作面单产低产量提高开采投入高。对于煤层厚度比采高大的煤层一次不能采完控顶较煤壁容易片帮；支架和刮板机，工作面设备配套成本高。6.18m2-3号3m3.18m，一刀一放。回采工作面参3.0m3.18m。5m宽，3.5m工作面设备选6—1 工作面配套设①:机的能力应大于工作面输送机的能力(一般取1.2倍)，它的溜槽③机尾部与工作面输送机的连接处要配套 SZD-730/160根据这些原则及其他设备配套情况，选用SZD-730/160 SZD-730/160带式能力出厂长度链速与带式输送机有效长度爬坡角度电压中部槽尺寸（长×宽×刮板间距质量破碎机的类型和破碎能力应满足工作面生产可能出现的大块煤(岩)等情况P1000×6506-3.

通过能力破碎能力功率出料块度40-电压功率质量综放工双滚筒采煤机割煤，采高3.0m，截深0.8m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位0.8m。3.0m2.6m左右，以加强对顶板及煤壁的控制。6-4。 进刀方式比较 控制程序编制和操作简-600/3.56-5190m4o较短；、有效顶板，装煤与移溜效果好，简化操作程序简单。 采煤机技术特项目 型号采高m截深m0-量6-1a所示；6-1bdAAAAAAAAAAAAAAAAAAAAAA

6-1采煤机组割装煤和前部机前移配合装运底煤破碎并垮落到支架掩护梁插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构前部机采煤机割下来的煤后部机放出的煤前后两部机平行运煤集中到桥式机再经胶带输送机上运出工作面采用山西煤机厂生产的S-764/2646-6。0.686m 刮板输送机技术特 型tmmV回采工作面支护21176-7表6- 支架技术特 mt结合矿上实际情况工作面支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行 F——4800KN8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RB125／31.5型液泵提供，液泵压力设计为31.5MPa，具体技术特征参数见表6-8。表6-8液泵技术特公称压力公称流量2000-配套液箱参额定流量额定容量外形尺寸RX-该支架采用先进的电液控制系统，可实现多种移架方式及推溜方式12架。拉架滞后底滚筒3－5架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应及时追机端头支护及超前支护方机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m，柱距1.0m，帮要背实；当机头支当机头支架侧护板（靠煤柱侧）距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距工作面采用FLZ38－20／110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护从煤壁线向外25m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧110mm打25m一排单体柱，柱距1m，距巷道中850mm25m一排支柱1m；另一110mm25m1m。胶带巷的超前支从煤壁线向外25m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧110mm打25m一排单体柱，柱距1m，距机外侧500mm左右（人行道侧打25m一排单1m110mm25m1m。3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。1m的戴帽点柱（用单体柱。柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外各工艺过程注意150mm；长度在1m以下最突出部分不200mm无马棚顶底板平直，10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。7°，相邻支架间不能有明显错（不超过顶梁侧护板高的2／3支架不挤不咬，200mm。350～550mm之间；0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它100mm1050m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、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溜子机头推移损坏设备若支架底座压住推移杆必须利用提底千斤将支架底座提起，8m2而不垮落，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交相关。回采工作面正规循环作3.0m3.18m工作面沿底板推100.80m。根据后面通一班检修，均执行现场交制，每班有效工时为6个小时。13624小时正规循环作业图表，见采煤方法图。6-9。 劳动组织 采煤机2222822228刮板机111机泵站4皮带机333端头3334 333验收11 考虑到工人的出勤问题，再确定在册人数时按出勤率为95%计算，为在册人数（2）CC1C2C3、电力消耗C4等组成。①设备折旧费6-10。表6- 机电设备折折旧费(元1综放支243141516机171819121②工资45.9t。则吨煤工资费(C2)100/45.9=2.18(元③材料费、、材料消耗费用包括坑木费用费用费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费(C3)5.0元/t(见《采煤工作面分册》第七项)。、、动力电耗电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量2000k1.5耗=2000×1.5×2×0.9/551.25=9.80照明用电耗=照明用电总功率×循环照明时数/0.8元/kwh代入得：电力费=0.8×(9.80+0.54)=8.272元/吨工作面吨煤成本(C1.742+2.41+5+8.272=17.424元/ 工作面主要技术经济指1m2m3m4度55m67m8m96t%元回采巷道布回采巷道布置方180t/4.06m3/t，绝对瓦斯涌出量为12m3/min，属低瓦斯工作面，故斯的不是很严重。根据以风定每侧布置一条工作面平巷布置胶带输送机兼作回风巷；工作面轨道巷铺设轨道，兼作进风。回采巷道参3.5m，净断面为17.5m2。工作面巷与轨道巷断面分别见图6-2与图6-3锚索图6- 区段巷断面锚索间排距

b.

图6- 区段轨道巷断面c.2顶板采用6孔W钢带打注锚杆，间距800mm，靠近巷帮的一根距巷帮250mm800mm30°角，其它垂直顶84800mm800mm。靠近顶板、底板10°、15°角。加强锚索布置，距巷中1.25m各一根，排距2.4m。支护材料见表6-12。表6- 两巷支护材WX220/3.04.5m，6W屈服强度Ф20×2000树脂胶泥100×100×10A3树脂胶泥与M钢带配套的托1.0m29U网顶：5000×850mm帮：3100×850mmФ2.8Ф20×2000树脂胶泥井下概矿井设计生产能力及工作制万t/a330煤层及煤22—4.06m3/t有性。煤的硬度为1～2，煤的容重1.33t／m3。距离和货载分带斜巷平均运距为1650m,最大运距1720m带区集中巷平均运距500m，最大运距900m；大巷平均运距为1650m，最大运距2350m。故从井底车场到工4200m。5463.7t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况人员考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，其运量见表7-1。 辅助材料设备（架安装设备12（安21（搬220（搬矿井系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简单，为近水平煤层，且距离较远，故采用胶带机运煤。（下的直达材料和油品等轻型货物由材料车下井后，由无极绳绞车统一运送2.系掘进工作面→带区运煤巷→带区煤仓→大巷→主井煤仓→主井→地带带5

图9-1井下系地面→副井→辅助大巷→各个工作地带区设备选设备选型原则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必须注意尽量减少的次数，不要出运现输送机—轨道—输送必须使设备的、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选型及能力验带区设备配套选型如下：前后刮板机型号为SGZ-764/264，机型号为SZB-730/160；破碎机型号为PEM1000×650Ⅱ；分带运煤斜巷皮带机型号为SSJ1000/2×1106-66-26-37-27-3。表7- 项单型V带mm 机技术特项单型mV工作面及顺槽辅助设备选适合固定段的，距离不能带长，一般不超过2km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷。单轨吊需增加大量U型钢拱形支架或梯形150kN的拉拔力。37kW、55kW和75kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经的直达。在6°以下坡道采用37kW无极绳绞车；10°55kW12°75kW无极绳绞车可实现支架整体要求配备人车后在工作面巷道实现人员。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10°以下，煤厚在7～9m之间在掘进过程中可以保证巷道坡度最大12°设计选用SQ-1200-75连续牵引7-4：用移动式滑轮来吸收余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。7-4项目 型号-所t°绳速1.0/1.7m机-4-8°的一定坡度，且在有些地方还有一个的起伏，所以工作面及顺槽辅助设备采用无极绳绞车牵引3吨固定箱式矿车矿用无极绳绞车山和集中轨道巷等材料、设备的不经的直达；是替代传统小绞车接力、对拉方式，实现整体支架和矿井各种设备的一种理想装备；本矿选用的无极绳绞车型号为：JWB–6/0.75，矿车型号为：MGC3.3-97-3表 JWB–6/0.75型无极绳绞车特项单型表 3吨固定箱式矿车特tt2.能力验破碎机通过能力为700t/h，机的生产能力为900t/h，顺槽皮带通过能力为900t/h，带区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力， 大巷设备选大巷设备选高产高效集约化生产大巷带式输送机的能力应与带区采煤设备的瞬时生产大巷带式输送机承担全矿年产180万t煤炭的任务，属大运量、长运距B=1200mm,V=2.5m/s的钢绳芯带式输送机，输送能力1200t/h,型号SSJ1200/M。采用CSTYB630-4型电动机，大巷7-6。 大巷带式输送机主要技术参mmmV辅助大巷设备选根据矿井地质条件（低瓦斯，辅助大巷沿煤层伪斜方向布置于岩层当中，有一定倾角，4°左右。而大巷只是在井底车场附近为水平巷道，其余两翼都以一定倾斜小角度掘进故设计矿井生产辅助在井底车场内采用内蓄无极绳绞车型号为：JWB–6/0.75，7.7MGC3.3-93能参数见表7.9。设备能力验主设设计综放工作面出煤能力为303.5t/h，分带斜巷皮带机能力为1000t/h，大巷胶带机能力为1200t/h，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要求。辅助设矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为52人，所选的MT-16型14座人员运送车四辆，TY2/4FB4472正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据运距4950m，平均行车速度2辆，每班能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的要求 项单型 3吨固定箱式矿车特tt 电机车主要技术特t5V2m6长宽高矿井提升概180万t/a52.11年，开采煤种主要为焦煤。险，煤尘有性330矿井开拓方式为主井单水平开拓，水平标高-+760m340m，净直6.5m33.18m²16t340m，净7.5m44.18m2388m。井筒内装备一对双层两车（3.0t）3t罐笼带重锤。主副井主井提17.6m3的JDS16/150×48-1。表8- 箕斗技术特ttm根431-18×744.76N/m34mm1.7kN/mm2813.5kN。JKMD－4.5×4表 主井提升机技术特3器ZHG-mZLGY-16ma≥7.2- (8-式中:：Hc故本矿井安全系数最低允许值为6.9885，设计钢丝绳提升是安全系数为8.093823符合规程要求。多绳摩擦提升的主要是防滑，当钢丝绳与衬垫间的比压超过一定本矿井采用聚胶酯衬垫，比压允许值为200N/cm2，设计主井提升钢丝绳与衬188.1253N/cm2符合要求。副井提升设备选40-2s信号时间。当人员由一个水平进出罐笼时，休止时间比单层罐笼增加一6s换置罐笼时间。根据以上选型原则及辅助设备决定选用一对3t吨矿车双层两车罐笼，型号为：GDG3/9/2/2K8-3。 罐笼技术特征个2个tt个4个6×738.57N/m1.7kN/mm2686.5kN。JKMD－4.5×44表8- 主井提升机技术特3器ZHG-mma≥9.2- (8-式中：Hc故本矿井安全系数最低允许值为9.006，设计钢丝绳提升是安全系数为 117.2046N/cm2符合要求。矿井通风系统风井排出矿井，所经过的整个路线称为矿井通风系统，包含矿井通风方式、表土层厚度、面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，将火灾控制在最小范围并能迅速恢复生产根据本矿实际情况面积较小，5.94°，矿井整个生产服务年限内都采用矿井概。新源煤矿位于山西治市沁源县西南部，隶属于李元镇管辖长2.18-6.67km，平均5.62km3.05-4.61km3.26km5.94度，水平宽度为2.69-3.68km3.56-5.56km，18.75km2。地面平均标高m，属于中山区。开拓方式为立井单。m3/h，最大涌水量为38m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为4.06m3/t，属低瓦斯矿井。矿井通风系统的基本要进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5新设计的箕斗井和混合井作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使其进的含尘量达到上述要求；主要回风井巷不得作人行道井口进风不得受矿尘和有害气体污染60%采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿通风，电耙应位于的上风侧，有污风串联时，应人员作业；井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道40%矿井通风方式的1）式通风系按井筒沿倾斜位置的不同分为两种类型：并列式、边界式按进回风井和位置可将矿井通风系统分为如下两种类型两翼对角式、9-1； 矿井通风方式对；长度小于4km，而且瓦于井筒延伸，为深部通风提供有利条件式煤层倾角较小，埋藏较式适用于长度大于4时反风较式由于本矿煤层赋存条件较简单，倾角不大，平均5.94°，最大8°，属于近该矿井范围不大，面积18.75km2；矿井的服务年限为52.11a，综2111工作面时，是全矿通风最为的境况。通风方法的确抽出式：主要通风机使井下处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，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，当主要通风机因故停止运转时，井下的压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较；理工作比较，漏风较大；在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是带区通风系带区通风系统是矿井通风系统的其结构决定着矿井通风系统中的最重能够有效地控制带区内方向、风量大小和风质1②机电设备设在回风道时，工作面回中甲烷浓度不得超过1%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、畅通井下机电硐室必须设在进风中倾斜巷道，不应设置风门面回风上，平巷进风，回风运料平巷回风。回采工作面通风方式的选UYWZ：“U”形通风：在区内后退回采方式中，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，工作面进风道掘进、费用。易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放烟、煤尘速度快。道的掘进和费用。结合实际条件，决定采用系统简单、漏风小的“U”形通风方式矿井风量计算及风量面只分配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.2。顺而下，遇到分风地点则选择通风系统的原则和方服务期限内（15~25年既能克服矿井的最（即通风时期又能保证矿井在最小阻力（即通风容易时期）0.6，所以确定矿井通风容易时期和时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计期为时期。力比较后得出最计算时先选定的路线（容易和时期分别选定，结果累加起来，便得出通风容易和时期的井巷通风hrmin和hrmax。、量计算方法由内向外细致配风。即先定井下采掘工作面库、充电峒室等各、配风依所配的风量必须符《规程中的有关规定总回中的甲烷和二氧化碳0.75%4m31.5m3/min风量计1）4.06m3/t1%的要求计算。即 （9-式中：Qai——iqai——iKai——iKai=1.2~1.6Kai=1.4。qai=5463.7×4.06/（60×24）=15.4故工作面所需风量：Qai=100×15.4×1.4=2156.6m3/min。Qai=2200m3/min9-2 采煤工作面空气温度与风速对应采煤工作面风速Vai/m·s- （9-式中：Vai——iVai=1.4m/s（9-Sai=22m2故工作面风量：Qai=60×1.4×22=1848 （9-式中：4——4m3Ni——i60人。故工作面风量：Qai=240m3/minQai=2200m/s （9- （9-式中：Sai——iSai=22m2330m3/min≤Qai≤5280由风速验算可知，Qai=2200m3/minQa=Qai=2200m3/min。检测断电装置。10m，采用扩散通风若掘进工作面距风道不超过6m工作面中甲烷和二氧化碳0.5%时，可采用扩散通风。， （9-式中：Qbi——iqbi——iKbi——iKbi=1.8。掘进工作面日产量：17.5×20×1.33=465.5t （9-式中：4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——i40人。Qbi=3500.25m/s4 （9- （9-式中：Sbi——i14m2。210m3/min≤Qbi≤2360m3/min由风速验算可知，Qbi=350m3/min80%计算。岩巷掘进工作面需风量=350×80%=280m3/minQb=（2+0.8×2）×Qbi=1260m3/min变电所：Qc1=80m3/min水泵房：Qc2=160m3/min带区绞车房：Qc3=80m3/min 药库：Qc4=100m3/min带区变电所：Qc5=80m3/min故有：Qc=∑Qci=80+160+80+100+80=500m3/min Qa——采煤工作面所需风量，2200m3/min；Qb——掘进工作面所需风量，1260m3/min；Qc——硐室所需风量，500m3/min。 式中：Q——矿井总风量，m3/minQa——采煤工作面所需风量，2200m3/min；Qb——掘进工作面所需风量，1260m3/min；Qc——硐室所需风量，500m3/min；QdKt——矿井通风系数，一般可取Kt=1.2~1.25，此处取Kt=1.2由前述可知矿井通风容易时期与时期所需风量一样不同的是通风路线。容易时期 时期 +500+198）×1.2=风量分配与风速1）考虑到采空区漏风占工作面风量的20%，因此区段进风平巷的风量取工作1.2倍，即： （9-式中：Qp——区段进风平巷通过的风量Qp=1.2×2200=2640m3/min。煤巷掘进工作面：Qb1=350×2×1.2=840岩巷掘进工作面：Qb2=350×80%×2×1.2=672变电所：Qc1=80×1.2=96水泵房：Qc2=160×1.2=192m3/min 药库：Qc4=100×1.2=120m3/min带区变电所：Qc5=80×1.2=96m3/min其他巷道：Qd=198×1.2=237.63）9-3 井巷允许风速最高允许风速----8-8-86巷44-9-4 风速验算结通过风量/m3·min-巷道断面果2矿井通风阻、90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、期的最路线矿井最路料斜巷→2101工作面→分带运煤斜巷→带区运煤巷→回风斜巷→回风大巷→回风石门→地面（9-1）通风时期地面→副井→井底车场→辅运大巷→行人进风斜巷→带区材料车场→带区运料巷→分带运料斜巷→2111工作面→分带运煤斜巷→带区运煤巷→回风行人斜巷→大巷→回风石门→风井→地面（如图9-2）矿井通风阻力计 式中：hfr——巷道摩檫阻力9-59-6。 通风容易时期阻力计LSUQQmm..0 通风时期阻力计LSUQQmm.矿井通风总阻 式中：1.2、1.15为考虑风有局部阻力的系数；∑hrfmin、∑hrfmax是矿井通风容易和时期的阻力之和。则：hrmin=1.2×932.72=1119.26Pa（<2940Pa）hrmax=1.15×1629.21=1873.59Pa（<2940Pa）9-7 矿井通风总阻总阻力矿井通风总风阻计算： （9-矿井通风等积孔计算 式中：R——矿井风阻总等积孔：Armin=1.1896/R0.5=2.957m2全矿总阻力：hrmin=1119.26Pa总风阻为：R=hrmax/Qfmax2=0.271N·S2/m8总等积孔：Armax=1.1896/R05=2.285m2全矿总阻力：hrmax=1873.59Pa通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-8由以上计算看出本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2， 矿井等积等积孔 矿井通风难易程度等积孔对照等积孔矿矿井通风设备选择主要通风机的基本原10年；，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5°；离心式通风机的转速一般不宜大90%；主要通风机必须装有反风设备，必须能在10min内改变巷道中的考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节通风机风压的确400m10m，且均小于400m，故在此不计算自然风压，即：hN=0。hfsmin=hrmin-hN冬+h风 （9-式中：hfsmin——通风容易时期主要通风机静风压hrmin——通风容易时期矿井通风总阻力hN冬——容易时期帮助通风的自然风压，hN冬h风硐——20~50Pa50Pa。通风时期，考虑自然风压主扇通风，主扇静风压hfsmax=hrmax+hN夏+h风 （9-式中：hfsmax——通风时期主要通风机静风压hrmax——通风时期矿井通风总阻力hN夏——时期通风的自然风压，hn夏h风硐——20~50Pa50Pa。3）Qf: （9-式中：Qf——实际风量Q——风井总风量，m3/s通风时期9-10 主要通风机工作参数一览风量/m3·s-风压风量/m3·s-风压4容易时期：hfsmin=Rfsmin×Qf2=0.时期：hfsmax=Rfsmax×Qf2=0.根据以上数据，在主要通风机特性曲线图上选定2K58矿用轴流式通风机——BD№.24n=740r/minBD№.24型的特性曲线，可以确定主要9-59-11。 主要通风机性能参装角 风压 效率输入功率电动机选根据矿井通风容易时期和时期主要通风机的输入功率Nfmin和Nfmax计算 式中：Ne——电动机功率ke——ke=1.15；ηe——0.92。YB450M2-89-12。 电动机主要技术参定子电流效率对矿井主要通风设备的要5%15%；10min内开动；1次。改变通风机转速或风叶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117对反风风硐的要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%本设计采用风的时间和风量要求。矿井的防治措瓦斯管理措142~146 条的有关规定在采煤工作煤以及与其相互连接的上下平巷设置CH4仪，监测CH4CH4断电严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新鲜给井下在册人员配备式自救器煤尘的防利用环境安全监测系统，及时测定中的煤尘浓度建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层及所有机道和回风道必须设置隔爆水棚采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘防防 通风容易时期立体 1 6 4 通风时期立体7576 通风时期网络235235 通风机工况 矿井基本技术经济指12层１3m4°4~8（56d班378a9amm低m个1个0mmm个4大巷方3t3mm3/元参考文徐永忻.《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.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