90万吨新井安全通风设计说明书

.井底车场矿井为立井开拓,煤炭由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场,在井底车场换装,由电机车运到带区。1井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式,立井和大巷的相对位置关系,确定为刀式环形井底车场,副井、井底车场铺轨以矿车辅助运输,大巷辅助运输为电机车,井底车场布如图2-9。2空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑,一列矿车为20个车厢,采用1.5t固定箱式矿车,型号为MG1.7-9B,外形尺寸〔长×宽×高2400×1150×1150〔mm,故取调车线长度为100m。3调车方式井底车场内设2台架线式机车〔轨道,车场内的材料设备、集装箱平板车由架线机车牵引,重车顶入卸载站,机车返回井底车场存车线。大巷来的机车直接倒入卸载站然后运走。两翼大巷驶入井底车场的电机人车在存车场存放,该处同时作为上、下井人员换乘点。4硐室<1>主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成,是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中,其它硐室的布置由线路布置决定。为了保证矿井正常生产,充分发挥胶带运输机和箕斗提升的潜力,井底设置一个直径10m,高25m的圆筒煤仓,总容量约4000t。一个煤仓底下设给煤硐室装载胶带机巷和装载硐室定量仓。这种装载系统灵活可靠,能够确保大型矿井稳定高产的需要。<2>副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、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,故把中央变电所和中央水泵房布置在附近,并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。<3>其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、卸载硐室、换矸硐室、乘人车场等。图2.7井底车场1—主井2—副井3—煤仓4—箕斗装载硐室5—中央变电所6—水泵房7—等候室8—人车停车场9—水仓10—工具室12—副井重车线13—材料车线14—翻笼硐室15—调度室2.3开拓巷道材料大巷、运输大巷、回风大巷图2.7材料大巷断面设计图表2.7材料大巷断面特征围岩类别断面积〔m2掘进尺寸〔mm喷射厚度mm锚杆〔mm净周长〔m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深规格岩15.517.648004200100树脂100菱形80020002000×1415材料大巷岩层布置,巷道坡度为3‰～5‰。辅助运输大巷为锚梁网索喷支护半圆拱断面,掘进宽度为4.8m,高为4.2m设计掘进断面为17.6m2。辅助运输大巷断面特征如图2.8和表2.8。图2.8运输大巷断面设计图表2.8运输大巷断面特征围岩类别断面积〔m2掘进尺寸〔mm喷射厚度〔mm锚杆〔mm净周长〔m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深规格岩12.814.644403770120树脂100三花80022002200×2013.6胶带运输大巷和沿煤层底板掘进,布置在岩石中,运输大巷掘进宽度4.44m高为3.77m,设计掘进断面为14.6,回风大巷掘进宽度5.24m高为4.12m,设计掘进断面为18.6,巷道断面特征见图2.9和表2.9。图2.9回风大巷断面设计图表2.9回风大巷断面特征围岩类别断面积〔m2掘进尺寸〔mm喷射厚度mm锚杆〔mm净周长〔m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深规格岩17.318.652404120120树脂100菱形80022002200×1415.9大巷运输设备选择大巷煤炭运输方式主要有机车牵引矿车和胶带输送机两种运输方式,两种运输方式均有各自的特点。采用机车牵引矿车可同时统一解决煤、矸石、材料的运输问题,能适应矿井两翼生产的不均衡性,能满足井下不同煤种的煤层分采分运的要求,对巷道弯曲无多大的限制,运煤过程中产生的煤尘少,对通风安全有利,长距离运输也没有困难等优点。缺点是运输量小,运输不连续,不易实现集中管理和自动控制；大巷往返列车频繁,调度困难,容易发生交通事故；采区装车站、车场、硐室工程量大,占用设备多、人员多、空间大。采用胶带输送机时为连续运输,运量大、效益高,易于实现自动化,适合机械化开采；系统简单,易实现集中管理和自动控制,事故少、安全可靠,人员少、生产效率高。主要缺点是需要解决辅助运输问题,投资大,设备留有较大的富裕能力,设备利用不充分,同时运输巷要求直,受地质构造的影响。上述说明矿车运输适于运距长、拐弯多、不同煤种分运的条件；胶带运输则适于运量大、不存在多煤种分运、巷道比较直且煤层倾角小的条件。1煤炭运输根本煤矿的实际情况以及目前煤炭开采机械化的发展趋势,设计考虑煤炭运输采用胶带输送机的运输方式,选择SSJ1000/2×110可伸缩胶带输送机,其参数见表2.10。胶带输送机驱动装置均采用防爆电机,拉紧装置采用固定带式输送机液压自动拉紧装置,并配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装置、堆煤保护装置、自动撒水装置、火灾自动灭火、报警装置、防跑偏保护装置、可靠的逆止装置、断带保护装置、防撕裂保护装置、双向拉绳开关等。表2.10SSJ1000/2×110可伸缩胶带输送机技术特征型号SSJ1000/2×110单位输送量900t/h输送长度1000m带速2.5m/s输送带带宽1000mm储带长度100m电动机型号YB355L2-4功率3×200kW电压1140V外形尺寸机头11134×3300×2506mm生产厂家XX煤矿机械厂设计倾向长壁综采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为400t/h,工作面刮板运输机运输能力为600t/h,转载机的输送能力为900t/h,破碎机通过能力为900t/h,运输斜巷胶带输送机输送能力为900t/h,带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力,且各环节依次后一设备运输能力均大于前面运输设备的运输能力,故所选设备能满足要求。2辅助运输矿井辅助运输既要考虑大巷的辅助运输,同时还要兼顾工作面辅助运输巷的运输方式。目前国内矿井的辅助运输方式主要有调度绞车、柴油机车、蓄电池机车、单轨吊车、无轨胶轮车、卡轨车、齿轨机车等。由于无轨胶轮车、单轨吊车、卡轨车、齿轨机车的运输方式投入成本大、投资高、使用及维护费用高,一般用于较大型矿井,根据本矿井实际情况,这些辅助运输方式不宜采用,本设计重点考虑了蓄电池机车和柴油机车两种牵引设备的比较。蓄电池机车牵引矿车运输方式主要优点是运行稳定、经济、环保无污染；但是牵引力小,需要设充电变流室,井巷工程量大。柴油机车牵引矿车具有机动灵活、经济、安全、检修方便、牵引力大等优点。缺点是具有废气污染,对矿井通风有较高的要求。综合以上分析,根据矿井巷道布置和通风安全的要求,采用柴油机车的运输方式对井下空气有一定污染,更重要的是井下运输的安全性较低,考虑到后期瓦斯含量有增大的可能,设计采用XK8-7/140型防爆型蓄电池电机车,具体参数见表2-11。辅助运输中所选用的材料车和平板车的技术特征见表2.12。表2.11XK8-7/140型防爆型蓄电池电机车技术特征项目单位技术特征型号XK8-7/140粘着质量t8轨距mm600最小曲率半径m7牵引高度mm430固定轨距mm1150车轮直径mm680外型尺寸mm4490×1192×1600制动方式机械小时制牵引力kN12.83速度小时制km/h7.8最大km/h蓄电池组额定电压V140容量/〔5小时A·h440牵引电动机型号DZQ-15小时制功率kW15台数台2表2.12材料车和平板车技术特征项目单位材料车平板车型号MLC3-6MPC3-6名称3t材料车3t平板车轨距mm600600轴距mm750750最大牵引力kN6060外型尺寸Mm2400×1050×12002400×1050×415质量Kg570530矿井提升〔1主井提升系统本设计矿井井型为0.9Mt/a,属于中型矿井,为满足提升要求,采用塔式立井双箕斗提升,矿井选用中信重机公司生产的塔式多绳摩擦提升机,箕斗和提升机的主要技术参数如表2.13和表2.14。〔2副井提升系统副井提升方式为塔式立井双罐笼提升,主要负责提人,上下材料和提矸任务。罐笼和提升机的参数如表2.15和表2.16。.表2.13箕斗技术特征表刚性罐道多绳箕斗箕斗名义吨数〔t箕斗有效容积〔m3主要尺寸〔mm最大终端载荷〔t刚性管道最大提升高度〔m箕斗自重〔t尾绳悬挂装置最大允许载荷〔t钢丝绳罐道装卸类型同侧装卸式ABCD断面宽度b1〔mm间距〔mm直径〔mm数量〔根间距E×F井上下稳管用32～5042000×1125型号JDS-12/110×41213.2230013001600830441801430120011.522表2.14主井提升机技术参数表使用井筒提升机形式型号钢丝绳数钢丝绳最大静张力〔kN钢丝绳公称抗拉强度〔MPa钢丝绳最大直径最大提升速度〔m/s有无导向轮导向轮直径〔m钢丝绳摩擦系数有无减速器主井多塔式多绳摩擦JKM2.8×4433016703015有2.800.2有表2.15罐笼技术特征表名称型号装载矿车数进出车方式罐道主要尺寸〔mm罐笼自重〔t允许承载人数最大终端载荷〔t布置方式规格间距〔mmABC3吨矿车双层单车普通罐笼GG3-41双侧双侧钢罐道38kg/m钢轨1590400014605.808〔两层5615.2表2.16主井提升机技术参数表使用井筒提升机形式型号钢丝绳数钢丝绳最大静张力〔kN钢丝绳公称抗拉强度〔Mpa钢丝绳最大直径最大提升速度〔m/s有无导向轮导向轮直径〔m钢丝绳摩擦系数有无减速器主井多塔式多绳摩擦JKM2.8×4433016703015有2.800.2有.3采煤方法及采区巷道布置3.1煤层的地质特征本设计开采9#煤层,本煤层赋存稳定,结构简单,其地质特征可见表3.1：表3.1煤层地质特征表走向长度〔m6120顶板含水情况隔水层,含水弱倾斜长度〔m4210底板岩性炭质泥岩、粉砂岩煤层倾角〔03底板含水情况含水弱煤厚〔m2.5涌水量〔m3/h190m3/煤的容重〔t/m31.40最大涌水量〔m3/h280m3/h工业储量〔Mt86.10自燃发火期<月>10可采储量〔Mt66.38煤尘爆炸指数〔%37.01%设计损失〔Mt3.12自燃发火等级I级设计回采率〔%80工业牌号气煤,气肥煤可采年限〔a52.7相对瓦斯涌出量0.70m顶板岩性石灰岩低温率〔℃/100m3.2带区巷道布置及生产系统首采位置的确定本井田工划分四个开采区,井底车场以东两个,分别为第一带区,第二带区。以西方向两个带区,第三第四带区。本着首采区位置应尽量靠近井筒,以减少初期工程量,缩短建井工期,节约投资,降低生产成本,能形成合理的运输、通风系统和首采区应选择在地质构造简单,煤层赋存稳定,储量丰富可靠,开采技术条件好的位置的原则,本矿井设计的首采区即为第一带区。第一带区走向长2.10km,倾向为1.50km。带区划分和工作面接替顺序北一带区位于大巷北侧,走向长3.6km,倾向为2.0km,带区内划分若干个分带,单翼开采。分带区平均长1500m,宽210m,工作面长190m,带区平巷均为5m宽,4m高,运输巷一侧,两条巷道之间留10m煤柱。由于本井田只有9号煤层可采。各带区按照分带号依次开采。3.2.3带区巷道布置本矿井首采带区布置三条大巷,分别为运输大巷,材料大巷,回风大巷,均布置在煤层底板岩石中。工作面采用副井进风,风井回风的布置方式,每个带区共布置三条平巷,上侧布置一条作为运输巷道,下侧两条为进风巷和回风平巷。,当这个工作面采完后,外侧进风巷平巷作为下一个工作面的回风巷道。3.2.4带区煤柱尺寸的确定带区内的煤柱主要是带区边界煤柱、分带区之间的保护煤柱、集中巷保护煤柱。首采区西北部以矿井边界煤柱为保护煤柱,东南部以回风大巷保护煤柱为煤柱。运输巷,材料巷,回风巷布置在岩层中,水平间距20m左右,外侧各留设20m保护煤柱。各区段巷道采用双巷掘进,两巷道之间留10m煤柱。3.2.5带区车场本井田设计倾斜长壁采煤法,由于采煤工作面的运输和回风斜巷与大巷相连,故没有带区车场。3.2.6带区主要硐室1带区煤仓在带区和运输平巷之间,设置煤仓,煤仓容量为500t。2带区车场绞车房布置在岩层中,断面为半圆拱形,用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙筑设置两个安全出口,一是钢丝绳通道,根据绞车最大件的运输要求,宽度取2.5m,二是通风巷道,高度根据安装和检修要求,宽度取2.0m硐室,起吊设备高度要求确定,宽度取4.0m。3变电所带区变电所应设在电负荷集中的地方,放在运输斜巷与回风斜巷之间。高压设备和低压设备分别布置在一侧,变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置,设备外形尺寸,设备维修和行人安全空隙尺寸确定,硐室宽度取3.6m长度取20m,高度取3.5m通道高度取2.5m。硐室断面为半圆拱,采用不可燃材料和混凝土砌筑支护3.2.7带区生产系统1运煤系统煤由工作面刮板运输机→分带运输巷转载机、破碎机→分带运输巷胶带输送机→带区运输斜巷→溜煤眼→运输大巷胶带输送机→带区煤仓→运输石门→主煤仓→主井箕斗提升机→地面。2辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼运至井底车场,由轨道大巷经辅助运输巷道运至运料斜巷,经无极绳绞车提至工作面。运输路线如下：地面→副井→井底车场→主要运输石门→材料大巷→带区轨道斜巷→工作面3通风系统地面→副井→井底车场→主要运输石门→材料大巷→分带材料斜巷→工作面→分带回风巷→回风大巷→中央风井4排矸系统排矸石系统和运料系统相反：工作面→分带材料斜巷→材料大巷→井底车场→副井→地面5供电系统供电：地面变电站→副井→中央变电所→辅助运输大巷→区变电所→分带材料斜巷→工作面6排水系统在工作面水自流入运输大巷水沟,经水沟水排入井底车场水仓,然后经管道排入地面。水流方向：工作面→分带材料斜巷→材料大巷→副井井底水仓→地面3.2.8带区巷道掘进方法带区内巷道采用综合机械化掘进,选用AM-50型掘进机,SEP-160A转载机,SGB-620/40〔SGW-40T型刮板运输机,SSJ1200/600机和可伸缩胶带输送机,JBT-52-2型局部通风机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进机前进时,延长刮板运输机,当延长到刮板运输机长度时,拆除刮板运输机中部槽,将其缩到25～50m,并将可伸缩带式输送机延伸50～70m,转载机与刮板运输机的搭接长度为12.5m。掘进通风方式为压入式局部通风,局部通风机应在新鲜风流处,以利于掘进通风。3.3采煤方法3.3.1采煤工艺方式1采区煤方法确定煤层比较可靠,煤层平均厚度2.5m,结构简单,夹矸0～2层,矸石厚0.1～0.3m。煤层有黑色层状和均一装,参差状断口,内生裂隙较发育,裂隙中充填碳酸盐类矿物,半光亮型煤及半暗淡型煤相同,以弱玻璃光泽为主。本煤层顶板厚1.37～16.53m,平均7.89m。为深灰色炭质泥岩,或灰褐色细砂岩。底板为炭质泥岩或粉砂岩。结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件,设计采用综采多分带倾斜长壁采煤法2回采工作面长度、推进度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、围岩性质、机械装备及技术特征、巷道布置等,本设计首采区的煤层赋存条件好,地质条件简单。综采工作面的长度一般为150～220m,每个工作面长度应尽可能保持一致。根据国内外综采面的工作实践,高产的综采工作面长度一般在200～250m。工作面的长度应该布置适中,才能达到高产高效。本矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井,要求工作面有较大生产能力,本设计选择工作面的长度为190m。矿井工作制度为"三八制",两班采煤,一班检修、准备。采煤机日进刀数为6,每班割2刀,采煤机截深0.8m,日推进度4.8m,年工作日为330天,可计算出综放工作面的推进度为： 〔3.1=330×6×0.8=1584〔m/a式中：n—年工作日天数,取330d/a；x—每天循环进刀数,取6刀；d—截深,为0.8m；V—工作面年推进度。3工作面产量及矿井设计生产能力验算<1组织循环作业采煤机双向割煤,追机作业；上行、下行均割煤,往返一次进两刀,由所选采煤机的技术特征可知,此采煤机截深为0.8m,所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式,每一循环进尺为1.6m。<2循环产量的确定工作面原煤循环产量计算公式为：〔3-2式中：L—回采工作面长度,190m；V—工作面进度,0.8m/a；m—煤层厚度,2.5m；r—煤的容重,1.40t/m3；C—回采工作面回采率,0.95；A—工作面循环产量,t；代入相关参数计算得：每刀产量为：A=190×0.8×2.5×1.40×0.95=505.4工作面日产量为：505.4×6=3032.4〔t/d；工作面年产量为：3032.4×330=1000692〔t/a=100.0692万t/a>90万t/a。根据以上计算可知,一个工作面设计产量可以达到矿井设计生产能力。4机械设备选型工作面煤层倾角为平均为3°,煤层厚度2.5m,顶、底板属于中等稳定类型。根据煤层和顶板条件,选择合适型号的采煤机、运输机和液压支架,在选择的时候,设备选型应以"技术先进、生产可靠"为原则,立足于国产设备同时兼顾设备间的相互配套,保证运输系统流畅,以达到采运平衡和最大限度地发挥综采优势。工作面选用上海天地科技股份有限公司MG300/720-AWD采煤机,液压支架ZZP4000/17/33,刮板输送机采用SGZ-730/320。双向割煤法,即采煤机往返一次进两刀。采煤机及刮板输送机技术特征见表3.2、3.3。表3.2采煤机技术特征项目单位数目型号MG300/720-AWD制造厂家上海天地科技股份有限公司采高m1.4~3.2滚筒中心线距离mm9578截深m0.630.8滚筒直径m1．8牵引方式锚链牵引速度m/min0~9.4/18.7供电电压V11403300适应倾角°<15卧底量mm270重量t31牵引力KN550/275表3.3SGZ-730/320型刮板输送机技术特征表项目单位数目型号SGZ-730/320制造厂家XX厂运输能力t/h700设计长度m200出厂长度m150续表刮板链形式中双链电机布置方式平行布置刮板间距mm920与采煤机牵引方式有链或无链减速器速比1:32.68圆环链规格mm26×92-C电压等级V1140链速m/s0.48/0.95中部槽尺寸mm1500×730×222〔2破碎机和转载机选型由SGZ-730刮板输送机相配套的选型方法,应配以SZZ764/132型转载机和PCM110锤式破碎机。表3.4SZZ764/132型转载机技术特征表项目单位技术特征型号SZZ764/132生产能力t/h1000设计长度m50总装机功率kW132电压等级V660/1140链速m/s1.2表3.5PCM110锤式破碎机技术特征表项目单位技术特征型号PCM110破碎能力t/h1000最大输入块度mm700×950×长度不限最大排出粒度mm300电动机型号YSB-110功率kW110转速r/min1478电压V1140/660破碎主轴转速r/min370破碎锤头数个8破碎锤冲击速度m/s20大〔小胶带轮节圆直径mm1250〔315V带规格窄V带SPC—5600〔8根5支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护,根据工作面直接顶板1～2级,老顶为Ⅰ～Ⅱ及煤层厚度2.5m,煤层倾角4度等条件,并参照矿上实际使用情况,选用支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架6架,中间架104架,共计126架。支架技术特征见表3.4。表3.6支架技术特征项目单位数目型号ZZP4000/17/33型式支撑掩护式支撑高度m1．7～3.5支架宽度m1.42～1.59中心距m1.5初撑力kN3140工作阻力kN4000支护强度MPa0.73泵站压力MPa24.5支架重量t10.88缸径mm200/172适应煤层倾角≤23°6进刀方式：采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表3.7。表3.7进刀方式比较表优点缺点中部斜切进刀单向割煤1.采放互不干扰,有利于实现采放平行,能有效均匀运输煤量；2.跑空刀清浮煤,有利于实现工作面"三平两直"；3.控制程序编制和操作简单,便于及时维修,有利于提高生产效率；4.两头作业互不干扰、互不等待。1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前,不利于顶板维护；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶,本工艺无法正常执行。端部斜切进刀双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；3.会存在采放等待现象。由分析可知采用端部斜切割三角煤进刀为好。进刀方法：机组割透机头〔机尾煤壁后,将上滚筒降下割底煤,下滚筒升起割顶煤,采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.6米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头〔机尾后调换上、下滚筒位置向机头〔机尾割煤；采煤机再次割透机头〔机尾煤壁后,再次调换上、下滚筒位置,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、移溜。机组进刀总长度控制在40米图3.1采煤机端部斜切进刀工艺过程装运煤：采煤机组割装煤和运输机前移配合装运煤；集中到转载机和胶带输送机上运出。胶带输送机选用我国目前生产运输能力较大的DSJ100/63/2×75型可伸缩带式输送机。7注意事项割煤：割煤方式为双向割煤,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤,截深0.8m。割煤时煤机速度要适宜,且必须保证顶底板平整,煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象,工作面采高应控制在3±0.1m。移架：采用及时移架支护方式,移架滞后煤机后滚筒3～9m,追机作业,并及时伸出伸缩前梁打出护帮板,需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护,移架步距为0.8m。放煤：采用多轮顺序低位放煤,两刀一放,采煤机割第二刀时采放平行作业。放煤时需注意以下问题：<1>见顶板矸石占放出物的1/3时停止放煤。<2>若遇到大块煤不易放出时,可反复伸缩插板,小幅度上下摆动尾梁,使顶煤破碎后顺利放出。<3>放煤结束后应关好放煤口,并确保过煤高度不小于500mm,放煤与移架间距不小于20m。拉后溜：后溜在放完顶煤后拉移,拉移步距为0.8m,必须依次顺序进行,严禁相向操作,杜绝误操作,后部运输机拉移滞后放煤架10～15m,并确保弯曲段不小于30m,确保拉移到位。停机时不得移溜；拉移后应保证其平直。回采巷道布置1回采巷道布置方式形成采煤工作面及为其服务的巷道叫带区回采巷道。主要有开切眼、工作面运输斜巷、工作面回风斜巷等。根据回采巷道数目和与工作面之间的位置关系,回采巷道的布置方式主要有：单巷布置、双巷布置、一条半巷道布置、沿空留巷、沿空掘巷等几种形式。为达到设计产量,尽量集中生产,分带依次接替。由于采区的涌水量不大,煤层赋存稳定,且煤层采用综采放顶煤开采,工作面等长布置,因此分带平巷采用双巷布置,即在运输巷两侧布置两条巷道,输送机在主巷和副巷。运输巷仅铺设转载机、刻伸缩胶带输送机。副巷及相连的横贯内布置移动变电站、泵站等设备。这样分开布置改善行人,通风运输条件,并且副巷还可以为下一个工作面的回风巷。1-转载机；2-胶带运输机；3-变电站；4-泵站；5-配电点图3.1双巷布置图运输斜巷断面设计为梯形断面,断面积设计为9m2、下底3m、上底3.5m净高3m。断面特征图见图3-5。图3.2区段巷道特征图2煤柱尺寸为保护带区集中巷,停采线设在离集中巷20m远处,即留设20m的集中巷保护煤柱。3断面设计和支护形式带区联络巷断面均为5m,高4m。采用胶带输送机运煤,矿车辅助运输。各断面及支护方式相同,为锚索支护,矩形断面。掘进宽度为5.3m高度为3.65m,设计掘进面为19.35m2,净断面为17.5m2。4顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆,长度2.4m,杆尾螺纹为M22,规格型号20#-M22-2400。锚固方式：树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335〔先放,另一支规格为Z2360〔后放,钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用Ф16mm的钢筋焊接而成,宽度为100mm,长度4.8m,规格型号为Ф16-4800-100-6。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为150×150×8mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30度角,其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶,规格型号50×50mm、5.5×1.1m。锚杆布置：锚杆排距1m,每排7根锚杆,间距800mm,靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250mm。锚索：单根钢绞线,Ф15.24mm,长度7.3m,加长锚固,采用三支锚固剂,一支规格为K2335〔先放,两支规格为Z2360〔后放。锚索矩形布置,每排2根,排距3m,间距2.0m,距帮1.65m。5巷帮支护锚杆形式和规格：顺槽煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆,长度2m,杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18-M20-2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆,长度2m,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Z2360,锚固长度690mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm,另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm的柱帽,中心孔直径为30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10度。网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮,不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1m,每帮每排4根锚杆,间距800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板450mm,起锚高度800mm。帮支护最大滞后顶支护为3m,严禁空帮支护。如出现帮破碎,帮锚杆必须跟紧顶支护。分带运输平巷和分带材料巷断面如图3.2和图3.3。··图3.2分带运料平巷断面图图3.3分带运输平巷断面图4矿井通风4.1矿井通风系统选择4.1.1矿井地质条件该区位于白洞断层东侧,区内地层基本呈向四倾斜的单斜构造,地层倾角1°～12°,平均4°,内部有一些缓波状的褶曲,东南部因受白洞逆断层影响有一向北东倾伏的宽缓向斜,西北部则有一向北东倾伏的宽缓背斜。矿井瓦斯,煤层爆炸及煤层自燃倾向性1瓦斯根据XX省安全生产监督管理局20XX对白洞矿井的瓦斯等级坚定结果的批复,称白洞矿矿井为低瓦斯矿井,矿井的瓦斯绝对涌出量为2.09m3/min,相对涌出量0.70m3/ｔ,CO2绝对涌出量13.732煤尘爆炸性根据白洞南部钻孔煤样工业分析资料表明,各煤层的挥发份在33.5～46.14%之间,灰分在12.92～40.17%之间。经计算各煤层的煤尘爆炸指数在41.72～64.57%之间,存在着煤尘爆炸的危险性。根据XX煤矿集团通风处20XX9月对白洞煤矿石炭系9号和3号煤层进行取样鉴定结果,该矿的9号煤层的煤尘爆炸指数为37.01%,3号煤层的煤尘爆炸指数为34.55%,两煤层均有煤尘爆炸性。3煤的自燃跟据XX煤矿集团有限责任公司通风处20XX9月对该矿的石炭系9号和3号煤层进行取样鉴定,9号煤层的原样燃点一般在315～270°C,△T1-3在45°C,自燃倾向性为一类容易自燃类型；3号煤层的原样燃点一般在320～275°C,△T1-3在45°C,自燃倾向性为一类容易自燃类型,一般贮煤露天堆放6～12个月既有煤炭自燃发生。4矿井煤与瓦斯突出危险性根据XX煤田地质勘探115队20XX5月提交的《XX省XX煤田白洞井田〔石炭系煤炭资源勘探地质报告》,该井田的石炭系煤层不存在煤与瓦斯突出的危险性。4.1.2矿井通风方式选择1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统,都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说,要适应以下基本要求：<1矿井至少要有两个直通地面的安全出口；<2进风井口要有利于防洪,不受粉尘等有害气体污染；<3北方矿井,冬季井口需装供暖设备；<4总回风巷不得作为主要行人道；<5工业广场不得受通风机的噪音干扰；<6装有皮带机的井筒不得兼作回风井；<7装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；<8可以独立通风的矿井,采区尽可能独立通风；<9通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；<10通风系统要有利于深水平或后期通风系统的发展变化。4.1.3矿井通风方式对比选择矿井通风方式时,应考虑以下两种因素：1自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。2经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来,新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较,见表4-1。表4.1通风方式比较通风方式优缺点适用条件中央并列式优点：初期投资较少,出煤较多缺点：风路较长,风阻较大,采空区漏风较大煤层倾角大、埋藏深,但走向长度并不大,而且瓦斯、自然发火都不严重中央分列式优点：通风阻力较小,内部漏风小,增加了一个安全出口,工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。缺点：建井期限略长,有时初期投资稍大煤层倾角较小,埋藏较浅,走向长度不大,而且瓦斯、自然发火比较严重两翼对角式优点：风路较短,阻力较小,采空区的漏风较小,比中央并列式安全性更好缺点：初期投资较大,出煤较慢煤层走向较大〔超过4km,井型较大,煤层上部距地表较浅,瓦斯和自然发火严重的新矿井分区对角式优点：通风路线短,阻力小缺点：投资大煤层距地表浅,或因地表高低起伏较大,无法开掘浅部的总回风道图4.1中央并列式通风系统图4.2中央边界式通风系统图4.3两翼对角式通风系统图图4.4分区对角式通风系统通过对以上几种通风方式的比较和技术分析,结合本矿井的地质条件,因为矿井走向长度不大于4km,煤层赋存稳定,矿井年产量为90万吨,并且是低瓦斯矿井,不选用分区对角式通风。根据以上分析,技术可行的方案为：中央并列式。矿井主要通风机工作方法确定可供选择方式有：抽出式、压入式,现进行如下比较,见表4.2。表4.2通风方法比较表优缺点项目优点缺点适用抽出式井下风流处于负压状态,当主要通风机因故障停转,井下风流的压力提高,可使采空区瓦斯涌出量减少,提高了安全性,漏风小,设施简单,易管理,不存在过渡困难当塌陷区分布较广并和井下相通时,会把有害气体抽至井下,并能造成风流短路,总风量和有效期都会减少应用广泛压入式当塌陷区较广并与采空区相通时,能把有害气体压出地面当主要通风机因故障停转时,瓦斯涌出量增大,通风路线需设置较多构筑物,转入深水平时,有困难地面小窑塌陷区广,漏风严重,开采第一水平及低瓦斯矿井通过比较,本矿适宜抽出式通风。综上所述,一般地说,在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下,采用压入式通风是比较合适的,否则不宜采用压入式通风。因此,根据给定的条件,确定该矿井采用抽出式通风。4.2通风方式的确定带区通风方式确定参照两种进回风上山方式的优缺点,根据该矿井煤层条件,确定采用主井和副井进风、回风井回风的带区通风系统。回采工作面通风方式确定工作面通风方式可分为U型、Y型、Z型、W型,比较如下,见表4.3。表4.3工作面通风方式比较表优缺点通风方式优点缺点U型容易了解煤层赋存情况,掌握瓦斯、火的发生发展规律有利,漏风小煤炭易自燃,上隅角易积聚瓦斯Y型解决了上隅角瓦斯积聚问题,改善了工作环境,可实行沿空留巷,提高了回风效率需在采空区维护一条回风巷,维护费用高Z型Z型前进式与U型前进式相比,巷道为进回风巷只需在一侧采空区下维护,且通风路线长度不变,后退式Z型可改善上隅角瓦斯问题Z型前进式易上隅角瓦斯积聚；Z型后退式,当采空区瓦斯涌出量大漏风量大时,回风巷瓦斯易超限W型工作面通风量大工作面的进回风巷道较多通过比较,结合本矿井瓦斯涌出量及煤尘状况,确定采用U型通风。4.3全矿所需风量的计算及其分配回采工作面所需风量计算①按瓦斯涌出量计算：根据《规程》规定,按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%的要求计算,公式如下：Qai=100qgai×Kai〔4.1式中：Qai——第ｉ个回采工作面实际需风量,m3/min；qgai——该采煤工作面回采巷道风流中瓦斯的平均绝对涌出量,m3/min；Kai——该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数,一般情况下Kai＝1.5~2.0,在这里取Kai＝1.2；有因为是双巷掘进,所以qgai=100*2.09*1.5*2=627m3/min②按工作面温度选择适宜的风速计算采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流气温和风速应符合表4-12的要求,由煤矿《规程》规定,井下采掘工作面的气温须不高于26℃。则取该矿工作面气温为24℃。采煤工作面风速取v＝1.80m/s。表4.4采煤工作面温度与对应风速调整系数Kap采煤工作面空气温度/℃采煤工作面风速/m·s-1配风调整系数/Kap<180.3～0.80.9018～200.8～1.01.0020～231.0～1.51.00～1.1023～261.5～1.81.10～1.2526～281.8～2.51.25～1.428～302.5～3.01.4～1.6回采工作面实际需风量按下式计算：m3/min<4.2>式中：—第i个回采工作面风速,m/s；—第i个采煤工作面的平均断面积,为8.75m2。=60×2.5×8.75=1312.5〔m3/min③按工作面同时作业人数计算：m3/min〔4.3式中：—采煤工作面同时工作的最多人数,综采工作面一般为13人；4—每人最少需要的风量,m3/min。=4×13=52〔m3/min综上所述,掘进工作面的需风量取最大值为945m3/min。根据《矿井安全规程》规定,采煤工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。每个回采面：Qai≥0.25×60×Saim3/min〔4.4Qai≤4×60×Saim3/min〔4.5式中Sai——第i个工作面的平均断面积,m2对于本矿综采面：Sa综=8.75m2131.25≤Qa综≤2100由风速验算可知,Qa综=1312.5m3/min符合风速要求备用面需风量的计算备用工作面的需风量通常取与之产量相同的回采面风量的一半。当采区风量不富裕时,也可按工作面不积聚瓦斯为原则配风,但工作面风量不应小于15m3/min。本设计矿井采用第一种,即为与之产量相同的回采面风量的一半：Q备=0.5Qa综=0.5×1312.5=656.3m3/min,式中Q备——备用工作面所需风量,m3/min；Qa综——综采工作面所需风量,m3/min；4.3.3掘进工作面需风量与通风方式比较：按通风动力不同,掘进通风总的可以分为矿井全风压通风、局部通风机通风和引射流器通风。出于掘进面通风必须做到风质好,风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部通风机通风方式进行掘进面的通风。局部通风机通风是矿井运用最广泛的掘进通风方法,按其工作方式分为压入式、抽出式和混合式三种。现在下表中比较这三种掘进通风方法。掘进头通风方式及其优缺点局部通风机通风方式布置方式示意图优缺点适用条件压入式1.压入式通风时,局部通风井巷及其附属电器设备布置在新鲜风流中,污风不通过局部通风机,安全性好。2.压入式通风风筒出口风速和有效射程均比较大,可防止瓦斯层状聚集及提高散热效果。3.压入式通风时,污风沿井巷缓慢流动,掘进巷道越长,排污风俗越慢,受污染时间越久。4.压入式通风可用柔性风筒,其成本低,质量轻,便于运输。当以排除瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。续表抽出式1.抽出式通风时,喊瓦斯的污风通过局部风机,若局部风机防爆性出现问题,则非常危险。2.抽出式通风有效吸程小,掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之类,抽出式风量少,工作面排污风所需时间长,速度慢。3.抽出式通风时,巷道壁面涌出的瓦斯随风流流向工作面,安全性差。4.抽出式通风时,新鲜风流沿巷道进入工作面,整个井巷空气清新,劳动环境好。5.抽出式通风的风筒承受负压作用,必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒,成本高,质量大,运输不便。当以排除粉尘为主的井巷掘进通风。压抽混合式1.混合式通风兼有压入式和抽出式两者优点。2.混合式通风的主要的缺点是降低了压入式与抽出式两列风筒重叠段巷道内的风量。3.容易出现循环风。大断面长距离岩巷掘进通风。故根据白洞煤矿的实际情况局部通风方式选择压入式通风。1>按压入式通风方式通风时<4.6>式中：Qy—采用压入式通风时,稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量,；A—为同时爆破的炸药量,kg；最大为6.5kg；S—掘进巷道的净断面积,m3；9m3；L—从工作面至炮烟浓度稀释至安全浓度的距离,可用下式计算L=400A/S,则,6.5/17.2=151.2t—掘进巷道的通风时间,一般取20-30min；取20min。137.64m3/min2>按瓦斯涌出量计算<4.7>式中：Qb——掘进头所需风量,m3/min；qb——掘进头瓦斯绝对涌出量,根据临矿取1.2m3/min；Kb——瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。计算得出Qb＝100×1.2×1.5＝180m3/min。3>按人数计算Qb＝4×Nb<4.8>式中：Nb——掘进头同时工作人数,13个；计算得出：Qb＝4×13＝52m3/min。4>炸药量计算岩石大巷的掘进一般采用炮掘,所以风量计算要按照炸药量计算。QUOTE<4.9>式中：25—使用一克炸药的供风量,；A—该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量,取6.5kg。由以上四种方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：5>按风速进行验算：.按《煤矿安全规程》规定煤巷掘进工作面的风量满足：式中S为煤巷掘进巷道断面积,12.3QUOTE；由风速验算可知,QUOTE不符合风速要求。根据配风经验取QUOTE。6风筒 掘进通风使用的风筒有金属风筒、帆布风筒、胶布风筒、人造革风筒等柔性风筒,本设计选择了高强度柔性风筒。各项技术指标见表4-6.表4-6风筒技术指标直径/mm节长/m风筒断面/m2接头方法百米风阻/N*S2*m-8百米漏风率%800100.503双反边5.51.527局部通风机的选择①局部通风机工作风量局部通风机工作风量按下式计算：〔4-7式中——局部通风机工作风量,m3/min；——工作面所需风量,250m3/min；——风筒漏风备用系数,〔4-8式中——风筒漏风率,〔4-9式中——百米漏风率,取1.52%——通风距离,1450米；=2\*GB3②局部通风机工作负压按下式计算：〔4-10式中——局部通风机工作风量,m3/min；——工作面所需风量,m3/min；——局部通风机工作风量,m3/min；〔4-11式中——百米风阻,取5.5；同理,煤巷掘进工作面局部通风机。③局部通风机选型根据局部通风机工作风量和工作负压,本设计选择型号FBCDNO5型压入式风机。局部通风机技术指标见表4-7.表4-7局部通风机技术指标局部通风机型号电机型号电机功率<KW>转速<r/min>风全压<Pa>额定风量<m3送风距离FBCDNO5YB200L2-22×1129401600～5000180～320双机〉2000m峒室需风量各硐室的需风量火药库：Qd1=100m3/min绞车房：Qd2=80m3/min变电所：中央Qd3=100m3/min；采区80m3/min充电硐室：Qd4=80m3/min=m3/min其他巷道所需风量∑Qd=5%<∑Q采+∑Q掘+∑Q峒>〔4.10=108m3/min矿井总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总和。本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法。生产矿井总进风量按以下要求分别计算,并取其中的最大值。1按井下同时工作的最多人数计算：〔4.11式中：—井下同时工作的最多人数,70人；—矿井通风系数,一般可取1.2～1.25,本设取1.25。本矿井井下同时作业的最多人数为70人,则〔m3/min2按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：首先计算出各用风地点的风量,再乘以一定的系数,得出总风量。即：〔4.12式中：—回采工作面所需风量之和,m3/min；—掘进工作面所需风量之和,m3/min；—备用工作面所需风量之和,m3/min；—独立通风硐室所需风量之和,m3/min；—其他巷道所需风量之和,m3/min；—矿井通风系数,抽出式矿井取1.15～1.2,本设计取1.15。〔3Km的确定Km是矿井漏风系数是反映井下通风构筑物及通风管理水平的一个综合性指标,矿井采用两翼对角式通风,由表4.5可以查Km=1.10表4.5矿井通风系数表通风方式Km取值中央并列式1.20～1.25中央分列式或混合式1.15～1.20对角式或分区式通风1.10～1.15综上所述,按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算得矿井所需风量总和为困难时期和容易时期相等,m3/min4.4矿井风量分配分配原则1>各用风地点风量按前述分配。2>对于掘进工作面风量,一般根据巷道断面的大小,送风距离,煤岩巷三个因素并按所选局部通风机性能供风。3>井下火药库,变电所应单独供风。4>分配的风量,各巷道的瓦斯和有害气体的浓度,应根据《规程》要求不得超过规定限度。分配方法1>用矿井总风量按采区布置分别配Qa,Qb,Qc,Qd的用风量。2>从总风量中减去∑Qa,∑Qb,∑Qc,∑Qd,余下的风量与漏风量按采区的产量比例进行分配。此部分风量可作为采区内增加新的用风地点或采区接替所需保留的人行道和维护巷道用风。3具体风量分配〔见表4.6表4.6风量分配表通风地点数量单位需风量〔m3/min总风量〔m3/min回采工作面113131313备用工作面1656.3656.3掘进头煤巷2200400岩巷000硐室变电所2100/80180绞车房18080火药库1100100充电硐室18080∑Q其它108总计2917.3总风量〔包含K3646.25风速验算根据每条巷道的分风量和巷道的断面积,求出每条巷道内的实际风速,然后与规程规定的各类巷道的最大和最小允许风速进行比较,如果不超限,说明所取风量满足要求。各种巷道的适宜风速见表4.7和4.8所示。表4.7巷道适宜风速序号巷道名称适宜风速〔m/s1运输大巷、主石门、井底车场4.5～5.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.5～6.53采区进风巷、进风上山3.5～4.54采区回风巷、回风上山4.5～5.55采区运输机巷、胶带输送机中巷3.0～3.56采煤工作面1.5～2.5表4.8其他各类巷道适宜风速井巷名称允许风速〔m/s最低最高无提升设备的风井和井筒－15专为升降物料的井筒－12风桥－10升降人员和物料的井筒－8主要进、回巷－8架线电机车巷道1.08运输机巷道、采区进、回道0.256回采工作面,掘进中的煤巷和半煤岩层0.254掘进中岩巷0.154其他人行巷道0.15－利用公式V=Q/S/60计算个巷道风速见表-表4.9通风困难时期和容易时期风量分配及风速验算表序号巷道名称风量m3/min断面m2风速m/s校核备注1副井364628.272.15<8m/s,满足要求风量取矿井总风量2石门364617.33.5<8m/s,满足要求风量取矿井总风量3轨道大巷364615.53.92<8m/s,满足要求风量取矿井总风量4回风大巷364617.33.5<6m/s,满足要求风量为矿井总风量5回采工作面13138.752.5<4m/s,满足要求工作面风量6回风斜巷131392.25<6m/s,满足要求同工作面风量7风井364619.633.1<12m/s,满足要求风量为矿井总风量4.5矿井通风阻力计算矿井最大阻力路线通风容易时期：副井－1－2－3－4－14－15－16－17－18－19－20－12－13风井地面；图4.5容易时期通风网络图和立体图通风困难时期：副井－1－2－3－4－5－6－7－8－9－10－11－12－13风井地面；图4.6困难时期的通风网络图计算全矿通风阻力沿着上述两个时期的通风阻力最大的风路,分别用下式计算出各区段井巷的摩擦阻力：〔4.13式中：L、U、S——分别是各井巷的长度〔m,周边长〔m,净断面积〔m2；Q——分配给各井巷的风量；a——阻力系数<Ns2/m4>×10-4。采区通风困难时期最大阻力路线摩擦阻力计算表：4.10井巷序号巷道名称支护形式a×104Ns2/m4L<m>U<m>S<m2>Q<m3/s>hfr<pa>V<m/s>1副井混凝土40027518.8428.2760.7833.892.151→2井底车场锚喷809013.612.850.1811.763.922→4轨道大巷锚喷8024141515.560.76287.23.924→7轨道斜巷锚网150150010.6920.25134.162.257→8工作面支架30019010.48.7521.8842.342.58→10回风斜巷锚网150150010.6920.25134.172.2510→11回风大巷锚喷80247015.917.360.55222.473.511→12回风石门锚网15011015.917.360.5518.583.513风井混凝土4027515,719.7361.168.413.1总计892.96采区通风容易时期最大阻力路线摩擦阻力计算：4.11井巷序号巷道名称支护形式a×104Ns2/m4L<m>U<m>S<m2>Q<m3/s>hfr<pa>V<m/s>1副井混凝土40027518.8428.2760.7833.892.151→21井底车场锚喷809013.612.850.1811.763.922→4轨道大巷锚喷804001515.560.7647.593.924→15轨道斜巷锚网150150010.6920.25134.162.2515→17工作面支架30019010.48.7521.8842.342.517→18回风斜巷锚网150150010.6920.25134.172.2518→11回风大巷锚喷8031015.917.360.5527.923.511→12回风石门锚网15011015.917.360.5518.583.513风井混凝土4027515,719.7361.168.413.1总计458.8矿井总风阻和等积孔沿着通风容易和困难时期的风流路线,依次计算各段路线的摩擦阻力hfi,然后分别累计得到容易和困难时期的总摩擦阻力hfe和hfd,再加上局部阻力,因初建矿井局部阻力取总摩擦阻力的10%,扩建矿井取总摩擦阻力的15%,得到两个时期的矿井总阻力hme和hmd。1>通风容易时期总阻力：〔4.14通风困难时期总阻力:〔4.15矿井等积孔：〔4.16式中：—矿井风量,m3/s；—矿井通风阻力,Pa。矿井通风总风阻用下式计算：〔4.17式中:—矿井通风容易、困难时期总风阻,N·s2/m8；—通风容易、困难时期总风量,m3/s；—通风容易、困难时期的总阻力,Pa；矿井通风阻力是选择主要通风机的重要因素,计算出通风阻力的大小,就能确定所需通风压力的大小,并以此作为选择通风设备的依据。可用下表判断矿井通风的难易程度：表4.12矿井通风难易程度评价等积孔〔m2风阻〔NS2/m8通风阻力等级难易程度评价＜1＞1.416大阻力矿难1～2中阻力矿中＞2＜0.355小阻力矿易矿井总阻力东西根据以上计算结果,将摩擦阻力累加起来,并考虑风路上的局部阻力即有井巷通风总阻力：容易时期通风总阻力为h=1.10h=Pa困难时期通风总阻力为h=1.15h=Pa2矿井等积孔：通风容易时期：通风困难时期：由表4.12,可知本矿井通风容易、困难时期均为通风容易矿井。4.6矿井主要通风机选型矿井自然风压的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外,还应符合下列要求：1>选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求,并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时,可考虑分期选择电动机,但初装电机械的使用年限不宜小于10a；2>留有一定的余量,轴流式通风机在最大设计风量和风压时,叶片安装角度一般比最大允许使用值小5°,离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；3>通风机的服务年限内,其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内；虑风量调节时,应尽量避免采用风硐闸门调节。矿井自然风压矿井进、回风井空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压,它对矿井主要通风机的工况点会产生一定的影响,因此设计中应考虑自然风压的影响。自然风压用下式计算：〔4.18式中：—矿井自然风压,Pa；—地面与井底车场的标高差,m；—进风井筒与出风井筒空气平均密度差,kg/m3,见表4-22。为了简化计算,在自然风压计算中,井下各处的空气密度均认为是进风井和回风井的空气密度的平均值表4.13空气平均密度一览表季节地点进风井筒〔kg/m3出风井筒〔kg/m3冬1.221.20夏1.201.22计算得出：冬季自然风压：夏季自然风压：可见,冬季自然风压有利于矿井通风,而夏季自然风压阻碍矿井通风。通风机选择1通风机工作风量由于外部漏风〔即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风,风机风量Qf应大于矿井风量Qm。Qf=Qm×k〔4.19式中：Qf——主要通风机的工作风量,m3/s；Qm——矿井需风量,m3/s；k——漏风系数,取可k=1.1。则容易时期和困难时期均为：Qf=1.1×60.77=66.85m3/s2>通风机风压对于抽出式通风的矿井,轴流式通风机工作风压按下式计算：〔4.20上两式中：—轴流式通风机工作风压,Pa；—矿井通风总阻力,Pa；——通风机附属装置阻力,Pa；取100；—矿井自然风压,Pa。为了拓宽主要通风机的工作范围,在通风容易时期应计算最大的帮助主要通风机的自然风压。故根据自然风压的特性,应选在冬季计算；同理,计算通风困难时期的自然风压应选在夏季。代入数据计算可得：容易时期为：Hsdmin=504.68+150-53.9=600.78Pa困难时期为：Hsdmin=1026.9+150+53.9=1230.8Pa容易时期通风机工况点为：R=Hsdmin/Qf=458.86/60.77=0.124则容易时期风阻特性方程是：He=0.124Qf〔4.21困难时期通风机工况点：东西两翼均为：R=hrfmax/Qf=892.96/60.77=0.242则困难时期风阻特性方程是：Hd=0.242Qf3>通风机选择在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线,风阻曲线与通风机特性曲线的交点即为通风机的实际工作点,容易时期为N,困难时期为M,再由实际工作点确定容易和困难时期通风机东西风井各个工作参数见表4.14。东西风井通风机装置性能曲线见图4.7。表4.14风井通风机实际工作参数时期叶片安装角转速〔r/min风压〔Pa风量〔m3/s效率〔%输入功率〔kW容易25°750618.567.3566.567.48困难30°750153275.9582.2161.88风井通风机装置性能曲线见图电动机的选择1>对于风井电动机有Nfmin/Nfmax=67.48/161.88=0.42<0.6通风困难和通风容易时期不可以用同一台电动机。对于输入功率不大于400kW的主要通风机一般选用异步电动机。所以本设计通风困难时期与容易时期选用型号不同的异步电动机。2>电动机的输出功率用下式计算：Neo=Nfimax/ηt〔4.22式中：Neo————电动机的输出功率,kW；Nfimax————通风困难时期主要通风机的输入功率,kW；ηt————传动效率,本设计采用直接传动取1风井电动机输出功率分别为67.48kW,161.88kW3>电动机的输入功率用下式计算：Nei=K×Neo/ηe〔4.23式中：Nei——电动机的输入功率,kW；η——电动机的效率,η取92%；K——电动机的容量系数,轴流式取1.1。东风井电动机输入功率分别为80.68kW,193.55kW4>由计算选择以下型号电动机见表4.15。表4.15主要通风机电动机技术特征表电机形式转速电压输入功率输出功率效率YX3-315S-2985r/min380V110kW80.68kW0.73YX3-355M1-2985r/min380V220kW193.55kW0.88对矿井通风设备要求：矿井的主要通风机房应有两回路之间有变电所输出的供电线路,电路上不应分接任何负荷；矿井主要通风机必须装置两套同能力的局部通风机,其中一套运行,另一套作备用,备用的一套要求在10min内能够开动；主要通风机要有灵活性、可靠性,符合要求的反风装置和防爆门,要有规格质量符合要求的风峒和扩散器,分区主扇也应符合要求；风井上部设立防火墙。主扇和电动机的机座必须坚固耐用,要设置在不受采动影响的地方。4.7矿井反风措施与装置1>反风的基本要求：生产矿井主要通风机必须安装反风设施,必须能在10分钟内改变巷道风流方向,本矿使用反风道反风；当风流方向改变后,主要供风机的供风量不应小于正常风量的40；反风设施有矿长组织有关部门每季度至少检查一次,每年应进行一次反风演习。2>对风硐的要求：风硐的断面不宜过小。其风速以10m/s为宜,不宜超过15m/s；风硐的风阻不应大于0.0196N·S2/M,风硐的阻力不大于100～200Pa；风硐及其闸门装置,密闭必须严密,以防漏风；风硐内应安装测量风速及风流压力装置3>矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向,控制灾害和灾情的发展的应变措施。为了保证主扇运转的安全可靠,除扇风机机体外,仍需设置一系列附属装置,如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等。〔1反风装置反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时,为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间,危及井下工人的生命安全,则利用反风装置迅速使风流逆转。本设计选取2K58型轴流风机,这种风机反转后的风量可以达到正常时期风量的60%,故不须设置反风装置进行反风。本矿每年进行反风演习一次,每季度都要检查反风功能,保证随时可用。〔2防爆门为保护风机,在风井井口设置钟形防爆门。防爆门放入井口圈的凹内,槽中盛水以防漏风,深度必须大于防爆门的内外压差。如图4.8所示：图4.8防爆盖示意图1-防爆井盖；2-密封液槽；3-滑轮；4-平衡重锤；5-压脚；6-风硐〔3扩散器本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器,它可以将风机出口的大部分速压转变为静压,以减少风机出风口的速压损失,提高风机的静压。〔4风硐风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷道,风硐通风量很大,其内外压差较大,因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。〔5消音装置《规程》规定矿井主要通风机噪音不得超过90dB,本设计采用主动式消音装置,把大部分噪音吸收掉。4.8矿井通风费用概算矿井通风费用包括：电费、设备折旧费、材料消耗费、通风员工工资费用、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费。吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。1吨煤通风电费〔1主要通风机年耗电费,用下式计算： 〔4.24式中：—每年的通风电费,元/年；—电机容量,KW；—电费单价,工业用电取e=1元/<kW·h>；24—一天的小时数,h/d；365—一年的天数,a/d；—风机的效率和输电、变电、传动等总效率,由于风机和电机的转速相差过大,因此选择皮带传送,传动效率取0.9初期：元/年后期：元/年局部通风机的年耗电费：局部通风机单台额定功率为22kW,风机机型号5FD-1No6/44,因为矿井有两个掘进工作面,用两台局部通风机串联,因此功率为22KW,则局部通风机年耗电费为元/年故吨煤通风电费为：初期：〔1070667+192720/900000=1.41元/吨后期：〔2142333+192720/900000=2.6元/吨2通风设备的折旧费和维修费〔1通风设备的折旧费：查《煤矿》生产经营指标得,一全套风机房的所有通风设备造价共计40万元,起回收率为4%,服务年限为20年,则年折旧费用为：40*〔1-4%/25=1.53万元则吨煤通风设备的折旧费为：1.92/90=0.017元/吨〔2通风设备的维护费：维护费是指大中小及日常维护所需要的主要配件,维护及材料的消耗等。查《生产经营指标》通风设备的年维护费用为50000元/年,则通风设备的吨煤维护费用为：50000/900000=0.05元/吨故通风设备的吨煤折旧费和维护费为：0.05+0.017=0.067元/吨煤3通风员工工资费用根据工资制度及通风所需员工数计算得一年的工资支出约为300万元。则吨煤所需工资费用为：300/90=3.33元/吨。4专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费专为通风服务的井巷主要包括回风石门,回风大巷和回风井等表4.16通风专用巷道长度和维护费用巷道名称巷道长度〔米维护单价〔元/米维护费用〔元回风大巷容易时期3109027900困难时期247090222300回风石门110909900东风井27512033000总价70800/265200故专用通风巷道的吨煤维护费用为容易时期：70800/900000=0.078元/吨困难时期：265200/900000=0.29元/吨5吨煤通风成本通过以上计算,矿井吨煤通风费用为：初期：1.41+0.067+3.33+0.078=4.885元/吨后期：2.6+0.067+3.33+0.29=6.29元/吨4.9通风系统评价本矿井采用抽出式通风,设计风井在整个服务年限内通风阻力较小,风机运转平稳,通风都比较容易,吨煤通风成本低,比较经济,所选用的轴流式风机效率高,电耗少,用反风道反风安全可靠。每个采区工作面都有独立的通风系统,通风系统较为简单。本矿采用注氮防灭火技术有利于防止自然火灾,矿井抗灾能力强。通风安全设施：主要有风门、调节风门、防爆水棚、回风井井口防爆门、进风井井口防火铁门等。矿井采掘工作面独立通风,井下硐室实现了独立通风。矿井按规定进行反风试验和反风演习,符合煤矿安全规程规定。综上所述,矿井通风系统简单、合理、稳定,通风方式合理,配风满足需要,通风设施齐全有效,抗灾能力强。5矿井安全5.1矿井火灾5.1.1矿井自然发火分析煤的自然发火倾向性是煤的一种自然属性,它取决于煤在常温下的氧化能力,是煤层发生自燃的基本条件。煤的自然发火过程有三个必要条件：煤具有自然其倾向性；有连续的供氧条件；热量易积聚。煤的自然取决于煤的内在因素和外在因素,其中,内在因素包括煤化程度,煤的水分,煤岩成分,煤的含硫量,煤的瓦斯含量,外在因素包括煤层地质赋存条件,采掘因素,通风管理因素。下面就上述因素分别对其作出分析。1>煤化程度煤岩的自燃性随煤岩的变质程度的增高而降低,煤的碳化程度越低,挥发份含量越高,煤炭的自然发火性就越强,一般来说,褐煤易于自燃,烟煤中长焰煤危险性最大,贫煤及挥发份含量在12%以下的无烟煤难以自燃。本矿井的原煤干燥无灰基一般在35～40%,属高挥发分煤。跟据XX煤矿集团有限责任公司通风处20XX9月对该矿的石炭系9号和3号煤层进行取样鉴定,9号煤层的原样燃点一般在315～270°C,△T1-3在45°C2>煤的水分原煤空气干燥基水分两极值在0.37～3.56%,各煤层水分平均含量一般在1.50%左右。因此在煤的自燃的初期煤的水分是起催化作用。3煤的含硫量3、9号煤层平均值小于1.00%,均以低硫煤为主,但有部分中低硫和中硫煤。因为煤的含硫量低于3%,所以对煤的自燃影响有限。4煤的瓦斯含量据XX省安全生产监督管理局20XX对白洞矿井的瓦斯等级坚定结果的批复,称白洞矿矿井为低瓦斯矿井,矿井的瓦斯绝对涌出量为2.09m3/min,相对涌出量0.70m5煤层地质构造开采厚煤层的矿井,内因火灾发生的次数比开采中厚和薄煤层的矿井要多。煤层的倾角对煤炭自燃也有很重要的影响因素。开采倾角越大,发火概率就越大。本矿井煤层地质结构简单,属于中厚煤层,近水平煤层。6矿井自然发火规律分析煤的自燃发火一般要经过三个时期：潜伏期,自热期,燃烧期。如图5.1所示。图5.1煤的自然过程<1潜伏期：其特征是煤的氧化过程平稳而缓慢,煤的重量略有增加,着火温度降低,化学活性增强,潜伏期的长短取决于煤的煤化程度和外部条件。褐煤几乎无潜伏期。<2自热期其特征是煤的氧化速度增加,不稳定的氧化物分解为：水、二氧化碳、一氧化碳,氧化产生的热量使煤的温度升高,当超过自热临界值〔60～80°时,煤温上升急剧加速,氧化进程加快,开始出现干馏,生成芳香族碳氢化合物、氢气、一氧化碳等可燃物,在巷道及支架上出现水珠。<3燃烧期其特征是生成大量的CO2,在高温高压下,分解成更多的CO,巷道中出现强烈的火灾气体、烟及明火,火源附近温度达1000℃左右。如果煤温上升不到临界值或上升到临界值后由于外界条件变化,有降了下来。则可能进入风化状态,如图5.1虚线所示,风化的煤一般不会再自燃。煤的氧化过程可认为地加速或减弱,向煤内掺如碱性物质,可使之加速,掺入氯化物可使之减弱或阻止煤的氧化进程。7自然发火危险程度分析煤的自燃倾向程度是煤层自然发火的基本条件,而在现实生产中,在一定程度上还受煤层的开拓开采和通风方式的影响。<1开拓开采条件采煤方法对自燃发火的影响主要表现在煤炭回收率的高低及回采时间上的长短。采用石门、岩巷开拓、少切割煤层、少留煤柱时,自然发火的危险性降低。<2通风方式及漏风一矿井通风方式中,中央并列式存在风路较长,阻力较大,采空区漏风大等缺点。因而自然发火的可能性增大；中央分列式和对角式安全性较好,矿井漏风小,对自然发火的管理工作较为有利,从回风系统敷设防火灌浆管路系统比较方便；二通风因素的主要影响表现在采空区,煤柱和煤壁的裂隙漏风。8煤矿早期预报自燃发火的方法煤炭自燃发火过程中各种物理、化学变化,是早期识别预报煤炭自燃的科学依据。早期预报方法主要有以下几种方法：<1R值法： R值法是英国人格雷哈姆于1914年提出的。表达式如下：<5.1><5.2><5.3>式中:R1、R2、R3——分别为三个火灾系数；+△CO2——矿井空气成分中CO2含量的增量,%；+△CO——矿井空气成分中CO含量的增量,%；-△O2——矿井空气成分中O2含量的增量,%。以上三个系数随火势发展而上升,当煤炭进入自燃阶段,R1≈0.3～0.4；继续升