矿井通风与安全设计

aaaaaa1井田地质条件本章主要介绍井田的地理概况以及井田煤系地层、开采赋存条件、地质构造及水文地质条件、煤层赋存安全特性等概况。1.1井田概况1）地理条件岽山煤矿位于河北省唐山市北偏东约12km处，南距马家沟矿6km，距原京山铁路开平车站19km，东距陡河发电厂5.5km。行政区域属唐山市开平区管辖。本区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北—西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（+290m）、凤山（+180m）、小梁山（+100m）和菀豆山（+38m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山标高达+493.01m。在井田北约7km为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8m，南端标高为+23.85m，倾向陡河。2）地形地貌流经本区东南边的陡河，发源于北部山区，上游由二支汇成，东支称管河，发源于丰润县福山寺管泉，西支称泉水河，发源于丰润县赵庄上水路。二支水流在双桥村北侧汇合，向南流经唐山市区，下游汇集石榴河，向南流入渤海。河北省水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库，水库大坝距井田东端的最近距离为2200m。陡河及陡河水库虽然距井田区较近，但是因其底下均赋存有百余米的第四纪松散沉积物，而且存在有隔水作用的粘土层，对本矿充水没有直接的影响。aaaaaa3）气象及条件岽山煤矿气候属半大陆性，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈，气温变化较大。降水一般集中在七、八、九月份。气象资料统计：年降水量最大值为899.6mm（1987年），最小值为317.45mm（1997年），平均值为596.85mm。最大冻土深度0.5m，年降雨量一般520-680mm，年蒸发量1670mm，春冬季节多西北风，夏秋季节多东南风，一般风力3-4级，最大风力6级。4）矿井其他概况（矿井安全特性）1995年开始建矿，采用冻结凿井法进行冲积层的凿掘与砌筑，当凿至188.55m时（煤5顶板中粗粒砂岩），涌水量达到每小时258m³，由于涌水水源、途径及充水的其它因素不清，1998年对原精查地质报告进行了复审，重新评价了地质资料的成就与不足，1999年停建，2000年进行补充勘探工作，对水文地质情况基本查清。矿井设计能力为年产90万吨—不要写这些设计的内容，况且与你第二章的矿井生产能力相矛盾。矿井开拓方式为中央竖井水平方式，第一水平标高为--195m，以中央石门为主巷，分东翼和西翼，在煤层底板砂岩中各开拓两条大巷，分别为轨道运输巷和皮带运输巷。采掘方式为大巷盘区和集中上山开采，目前井田共分两个采区，即：东翼采区、西翼采区。本矿井为高瓦斯矿井，并有煤尘爆炸危险。相对涌出量为：10m³/t，绝对涌出量为25m³/min；二氧化碳相对涌出量为1.5～2.85m³/t，绝对涌出量为4.95～9.24m³/min。煤尘爆炸指数为38.42％～64.2％。矿井通风采用中央分列抽出式，由副井进风，回风井回风。介绍矿井在地质勘探阶段的煤层瓦斯含量、瓦斯压力、自然发火特性、煤层爆炸特性、矿井涌水等特性。aaaaaa1.2水文和地质条件井田地理为一向斜，煤系地层为石炭系和二叠系以及其他系组成，所含煤层中可供开采的煤层有2层，这些煤层上部都覆盖有厚度为100～380m的第四系冲积物。1.2.1矿井水文地质矿井最大涌水量为5.20m³/min，一般涌水量为3.73m³/min，至1998年底测得其涌水量为5.12m³/min。疏水中心排放的清水通过管路抽到地面供生活用水，其它质量低于清水质量的一些涌水排到-360m水仓通过有效的排水系统将这些涌水排至地面，以方便其灌溉农田，最后途经东翼塌陷坑进行沉淀，然后经过环游后通过后屯大渠将其流入陡河。岽山煤矿的水文地质条件属简单型，有三个含水层，自下而上分别为：1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ）2）煤3以上砂岩裂隙承压含水层（Ⅱ）3）风化带裂隙、孔隙承压含水层（Ⅲ）其中与矿井生产较密切的为Ⅰ、Ⅱ。补给关系是：大气降水→Ⅰ、Ⅱ等各基岩含水层。矿井主要充水水源有：含水层水、断层水、老空水。（1）含水层水矿井含水层充水水源主要是煤3以上砂岩裂隙承压含水层水，含水层的水可通过岩石裂隙渗透到主大巷和工作面，对矿井正常生产造成一定影响。（2）断层水断层水作为充水水源主要是通过断层导通含水层水而形成的。断层的性质及围岩的破坏程度是断层充水的主要因素。张性正断层、落差大、围岩破坏严重便形成了良好的断层充水条件。aaaaaa（3）老空水由于煤层的开采方法和煤层本身的赋存状态不同，所以工作面回采后随着煤岩层垮落形成许多松散空隙，使工作面涌出的水积存在低洼的老空区内，形成老空水。在高处的工作面采后形成老空水对相邻低处的工作面产生影响。矿井充水通道有自然通道和人为因素造成的充水，自然通道主要是岩石的孔隙、裂痕和断层；而人为因素主要是采掘活动，因为采掘活动可使隔水层遭到破坏，产生冒落裂隙，沟通含水层水。矿井首采的2煤层，其顶板灰白色中粗粒砂岩为一隔水层，挡住了2煤层上方的顶板砂岩裂隙含水层水，由于采掘活动，灰白色中粗粒砂岩经常冒落，使隔水层遭破坏而导致上部含水层水下泄。1.2.2矿井地质构造1）地质构造岽山煤矿井田位于开平向斜的西北侧，南北长约1740m，东西宽约9000m，北端闭合，南端开放，面积约15.66km²。地质构造简单，向斜角平均为15°。只在井田四周有较大断层。2）煤系地层（1）地层层组划分岽山煤矿井田位于开平向斜西北侧，煤系地层的形成时代属于石炭纪和二叠纪。煤系基底地层为中奥陶统马家沟组石灰岩。本井田与开平煤田其它构造单元的地层特征基本相似。（2）石炭系上统（C3）aaaaaa赵各庄组C3，该组是岽山煤矿井田当中一个重要的含煤地层，本组含煤地层一般厚度为135m。本组含煤地层以粉砂岩为主，其次为砂岩，其中各种岩石所占百分比如下所示：粉砂岩类为38.3％，砂岩类为29.5％，煤层为17.4％，粘土岩为14.8％。岩相组合主要是泻湖海湾相和泥岩沼泽相相互交替沉积，同时在泻湖海湾相之后出现有湖滨三角洲相。（3）二叠系下统P1下界为煤5顶板之泥岩顶面，为整合接触。上界为矾土质粘土岩之顶板，井田内该层大部分被冲蚀掉。本统地层一般厚度为235.76m，分上下两组，上组称唐家庄组，下组称大苗庄组，其中大苗庄组是重要的含煤地层。本组一般厚度为90.36m，最小厚度为65m。本组地层以粉砂岩和砂岩为主，粘土岩也较多，岩石大致百分比为：粉砂岩类占36.2％，砂岩类占30.2％，粘土岩类占19.2％，煤占14.4％。岩相组合主要是泻湖海湾相、三角洲相及泥炭沼泽相沉积。在本组顶部出现了大陆河流冲积相沉积。（4）风化壳岩石特点：岩层显著变色，粘土岩和砂岩均变成浅黄色、灰白色或其它杂色；岩石硬度降低，产生风化裂隙，疏松易碎，裂隙中有黄色充填物；岩石矿物发生淋滤分解作用。在垂直方向上，区内风化壳具有分带性：上部强风化带和下部弱风化带。1.3煤层及煤质1.3.1概述井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成，煤系地层总厚度约150m，共含大小煤层2层，煤层总厚度7.44m，含煤系数为5.7％，其中可采煤层共2层。1.3.2可采煤层厚度、结构及变化aaaaaa1）煤1：为矿井的主采煤层，厚度为0.00～5.21m，平均厚度为3.8m，平均倾角为15°。煤层为黑色、条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，间夹暗色条带，局部含丝炭，偶含黄铁矿膜，半亮～光亮型。2）煤2：为矿井的主采煤层，厚度为1.27～5.80m，平均厚度为3.6m，平均倾角为15°。煤层为黑色，块状构造，下部为条带状构造，质硬，玻璃光泽～暗淡光泽，半亮～半暗型，含夹石1～2层，最多达3层，为简单结构煤层，其中下部含一层分布极稳定的细砂岩夹矸，灰白色或浅灰色，条带状，致密坚硬，厚度0.02～0.78m，平均0.39m。煤层的容重为1.35t/m³。区内煤层厚度变化较大。（详见下表表1-1煤层地质特征表地层煤号煤层厚度最小—最大平均m煤层间距最小—最大平均m夹矸层数可采情况顶底板岩性顶板底板岽山煤矿10.00-5.213.816.3-50.833.550稳定粉砂质灰泥岩黑色泥岩21.27-5.803.61～2稳定灰黑色泥岩粉砂岩泥岩1.3.3煤质特性井田内共有可采煤层两层，煤1、煤2为稳定煤层。（下面怎么出现煤5和煤2？）1）煤的化学分析（1）硫份：各煤层全硫平均含量为0.25％～3.66％，其中煤5含量低于1％，属低硫煤；煤aaaaaa2含硫量最高为3.66％，平均为3.07％，属富硫煤，其所含硫量分为：黄铁矿硫占59％，有机硫占36％，硫酸盐硫占2.5％。（2）磷份：磷份平均含量最大0.0825％，最小0.008％，其中煤5为特低磷煤，煤2为中磷煤。（3）发热量：各可采煤层发热量变化范围在18.01～24.18MJ/kg之间，各煤层发热量由大至小为：煤2＞煤5。一般情况是煤层灰分高的发热量低，而煤层灰分低的其发热量高。2）煤的工业用途评价井田内各煤层均属气煤类，结焦性能较差，块度小，抗碎性及抗磨性能较差，不适于单独炼焦，可以考虑作配焦用煤；煤的焦油含量较高，属富油煤～高油煤，发热量均在18.01～24.18MJ/Kg，主要为动力用煤1.3.4煤层顶底板特性1）煤2伪顶：暗灰色泥岩或粉砂岩，厚0～0.08m，随采随落，区内大部分缺失。直接顶：灰色粉砂岩，有明显水平层理或波状层理，块状，含有丰富的植物叶片化石，偶见浅褐色结核，厚度变化较大，极不稳定，厚0～3.86m，平均1.97m。老顶：灰白色中砂岩，夹粉砂岩，厚层状；岩石成分为石英及泥质岩屑，次为暗色燧石，并含有紫红色的矿物细粒；胶结物为高岭土质基底式胶结，占30％，极易风化，遇水澎涨，厚10.43～39.2m，平均12.00m。底板：灰黑色泥岩，致密块状，断口呈贝壳状或参差状，含菱铁质结核及黄铁矿散晶体，结核大小不一，扁球状成层状分布，含大量植物根化石，厚4.51～8.60m，平均6.44m。aaaaaa2）煤5直接顶：灰黑色泥岩，块状，致密细腻，贝壳状断口，含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体，含海相动物化石(在西翼曾采到完整的动物介壳化石)层厚3.96～9.47m，平均6.65m。老顶：浅灰色～灰白色细砂岩，块状，钙质基底式胶结，成分以石英为主，易风化，厚度不稳定，一般在0.65～8.23m之间，平均2.69m。直接底：灰～灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩，泥质胶结，块状构造，含大量植物根化石，厚0.53～3.87m，平均1.85m。1.3.5瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性（该处内容放入第一章-矿井安全特性）根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，本矿煤层平均瓦斯相对涌出量10m³/t，绝对涌出量为25m³/min；二氧化碳相对涌出量为1.5～2.85m³/t，绝对涌出量为4.95～9.24m³/min。煤尘爆炸指数为38.42％～64.2％。属高瓦斯矿井。根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，本矿井煤5煤尘有爆炸危险性外，煤2有自燃倾向性。本区属地温正常区，地温梯度0.6-2.9℃/hm，恒温带深45m左右。aaaaaa2井田开拓煤田划分为井田，是井田开拓所要解决的一个主要问题。本章主要内容为：进行井田再划分、矿井产能力的核定、设计开拓方式和煤层群开拓方式、阶段大巷井设计、井底车场设计等。2.1井田再划分2.1.1井田边界矿井井田范围：井田东西走向长9000m，南北倾斜宽1740m，井田面积15.66km²2.1.2矿井储量1）矿井工业储量计算矿井工业储量计算可用下式计算：Zg=（2-1）式中Zg—矿井工业储量，t；Si—计算块段的平均走向长度，m；Li—计算块段的平均倾斜长度，m；Mi—计算块段的平均煤厚，m；R—煤的容重，t/m³，经实测取1.32t/m³。故矿井工业储量为：Zg==9000×1740×(3.8+3.6)×1.32=15379.37万t2）可采储量计算-改为矿井设计储量aaaaaa矿井可采储量可用下式计算：Zs=Zs-P1（2-2）式中Zs—可采储量，t；P1—断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤层、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量之和,t；所以，矿井可采储量可进行如下计算：Zs=Zs-P1=15379.37-461.38=14917.99万t应该补充永久煤柱损失量的计算矿井设计可采储量矿井设计可采储量可用下式计算：Zk=(Zs-P2）C式中Zk—设计可采储量，t;P2—工业场地和主要井巷煤柱的损失量之和,t;（取2%）有没有依据？C-采区采出率（厚煤层取85%）则Zk=(Zs-P2）C=（14917.99-745.90）×85%=11337.67万t应该补充开采煤量损失的计算4）矿井设计生产能力和服务年限矿井服务年限要和矿井生产能力相适应。大型矿井建设工期长，需要装备大型固定设备，基建工程量大。所以，建设投资较高。为了充分发挥投资效果，矿井股务年限应该长些。反之，小型矿井的矿井服务年限应短些。aaaaaa矿井服务年限与矿井生产能力存在一个技术上经济上都比较合理的关系。当矿井储量一定时，井型增加，投资增加，吨煤投资成本增加。另一方面，井型增加，生产集中，机械化水平和劳动效率高，吨煤的生产成本减少。矿井服务年限可用下式计算：T=Zk/(A×K)（2-3）式中T—服务年限，a；Zk—可采储量，t；A—矿井设计年产量，t/a；K—储量备用系数。（《煤炭工业设计规范》规定储量备用系数一般取1.3-1.5，按本矿井地质条件取中间值1.4）由于煤层赋存条件较好，根据储量情况，可预设矿井为大型矿井。按大型矿井服务年限下限要求[2]，T取60年，储量备用系数K取1.4，现求矿井设计生产能力A：A=Zk/（T×K）=11337.67(60×1.4)=134.97万t/a；根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力A确定为120万t/a，计算服务年限：T=Zk/(A×K)=11337.67/（120×1.4）=67.5通过上述计算，将矿井设计生产能力A确定为120万t/a时，服务年限T=67.5a>60a符合《煤炭工业设计规范》要求，因此设计本矿井产量为120万t/a。4）井田再划分（1）井田阶段划分和开采水平设置aaaaaa一般情况下井田的范围都比较大，为了有计划、按顺序、安全合理地开采井田内的煤层，以获得好的技术经济效果，必须将井田划分为若干个小的部分，然后有序地进行开采。基本概念：②阶段在井田的范围内沿倾斜方向，按一定标高将井田划分成若干长条部分以便开采，这样的长条部分称为阶段。阶段的走向长度等于井田走向全长。阶段的倾斜长度由阶段的垂直高度决定，一般可以走一百米到一千米以上。②水平通过运输或通风平巷的某一标高的水平面称为水平。水平通常以标高、用途、开采顺序来表示。开采水平是指具有井底车场及主要运输大巷的水平，称为开采水平，简称水平。一般研究和讨论的水平主要是指开采水平。一个井田可以用一个水平开采或者用几个水平开采，前者称为单水平开拓，后者称为多水平开拓。③单水平开拓用一个开采水平把井田沿倾斜划分为两个阶段，水平以上称为上山阶段，水平以下称为下山阶段。单水平开拓一般用在煤层倾角较小（16°以下），井田倾斜长度也比较小的地方。如果本井田用单水平开拓，就需要有下山阶段，而由于下山开拓的防治水害工程量大，且不易开展；另外有下山阶段的话，容易造成跑车事故。故本井田不采用单水平开拓。④多水平开拓aaaaaa用两个以上开采水平来开采整个井田的，称为多水平开拓。按开采水平服务的阶段布置方式的不同，可分为多水平上山开拓、多水平上、下山开拓和多水平混和开拓。多水平开拓一般用在井田的倾斜长度比较大或者煤层倾角大的地方。现对本井田进行再划分：由于井田走向长9000m，倾斜长1740km，又煤层倾角约为在15°根据《规范》本井田可划分2~3个阶段，1~3个开采水平。阶段内采用采区式准备方式，每个阶段走向划分6个走向长1500m的采区。因井田内瓦斯涌出量和涌水量均较大，若采用上下山开采，下山部分在技术上困难较多，故决定阶段内采用上山开采，由于倾长较大，倾角在15°左右，因此排除单水平上下山开采。这样阶段划分和开采方案有两种：一是井田划分为两个阶段。设置两个开采水平，二是井田划分为三个阶段，设置三个开采水平。（2）阶段和开采水平参数①水平垂高两阶段，两水平：870×sin15°=225.1m三阶段，三水平：740×sin15°=191.5m500×sin15°=129.4m②区段数目及区段斜长两阶段，两水平：每个阶段划为5个阶段，区段斜长870/5=174m三阶段，三水平：一水平划分为4个阶段，区段斜长740/4=185m二水平划分为3个阶段，区段斜长500/3=167m③开采水平服务年限两阶段，两水平：第一、第二水平67.5/2=33.75aaaaaaa三阶段，三水平：第一水平（67.5/1740）×740=28.7a第二、第三水平（67.5/1740）×500=19.4a通过对比分析，要明确指出本井田划分几个阶段、几个水平、几个采区等。首先从技术上（符合规范的基本要求）和安全可靠程度上排除一些方案，然后提出几种技术可行、安全可靠的方案，最后对这些方案进行技术比较，最终确定出一种最优方案。2.2井田开拓方式1）井田开拓方案开拓方式是指进入矿体的方式、井田及阶段内的划分方式。如用立井—单水平—分区式、斜井—多水平—分段式等表示井田开拓方式。通常以井峒形式把井田开拓方式分成平峒开拓、斜井开拓、立井开拓和综合开拓四种形式。由于井田地形平坦，不存在平硐开拓条件，表土较厚且有流沙层，斜井施工困难，故确定采用立井开拓，且按流沙层较薄，生产费用较低的原则，井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。为避免采用箕斗回风井时封闭井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式通风，回风井布置在井田上部的边界走向中部。大巷布置煤层间距较小，宜采用集中大巷布置，为减少煤柱的损失和保证大巷维护条件。大巷布置在m4煤层底板下方垂距为30m的厚层砂岩内，上阶段的运输大巷留作下阶段的回风大巷。3）上山布置采区采用集中岩石上山联合准备，井田一翼的中央采区上山布置在距m4煤层底板30m以下的砂岩层中，并在采后加以维护，留作下阶段的总回风通道及安全出口，其余采区上山位于距m4煤层底板约20m的砂岩层中，并在采区采后报废。aaaaaa4）开拓延深方案考虑两种井筒延伸方案，一是主副立井直接延深，二是暗斜井延深。按照前述各项决定，在技术上可行的开拓方案有下列四种，如图所示。方案1和方案2的区别在于第二水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。两种方案的生产系统都比较简单可靠。两方案对比，第1方案需多开立井井筒（2×225m）、阶段石门（800m）和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。第2方案则多开暗斜井井筒（倾角15°,2×870m）和暗斜井的上、下部车场，并相应的增加了斜井的提升和排水费用。对两方案的基建费和生产费粗略估算如表2-1，粗略估算后认为：第1和第2方案的费用相差不大。考虑到方案1的提升、排水工作的环节少，人员上下比较方便，在方案2中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案1在通风方面优于方案2，所以决定选用方案1。表2-1方案1和方案2的粗略估算费用（矿井水平延伸方案经济比较）aaaaaa方案方案1方案2基建费/万元立井开凿石门开凿井底车场2×225×800×1000×主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场870×870×（300+500）×小计小计生产费/万元立井提升石门运输立井排水暗斜井提升立井提升排水总计小计小计费用/万元费用/万元方案3和方案4的区别也仅在第三水平是用立井直接延深还是采用暗斜井延深。粗略估算如表2-2，方案4的总费用比方案3略高，但相差不到10%，仍可视为近似相等。但方案3的提升、排水等环节都比方案4更好，所以决定采用方案3。表2-2方案3和方案4粗略估算费用方案方案1方案2基建费/万元立井开凿石门开凿井底车场2×130×600×1000×主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场580×500×（300+500）×aaaaaa小计小计生产费/万元立井提升石门运输暗斜井提升立井提升aaaaaa立井排水排水总计小计小计费用/万元费用/万元留下的方案1和方案3通过详细的经济比较，确定其优劣。对方案1和方案3的建井工程量、基建费计算，计算结果如表2-3表2-3开拓方案1和3的工程量、基建费项目方案1方案3工程量/m单价/元·m-1费用/万元工程量/m单价/元·m-1费用/万元初期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷29528010000170026024510002701700小计后期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷225225100080013700260260200060021400小计aaaaaa共计aaaaaa从比较结果来看：方案1的基建投资费用明显低于方案3，从开采水平连续来看，方案3需延深两次，方案1仅需延深一次立井，对生产的影响少于方案3。综上所述，决定采用方案1，即矿井采用立井两水平开拓，第一水平位于-195m，第二水平位于-420m，两水平均只采上山阶段，阶段内沿走向每1500m划分一个采区，阶段内划分6个采区。1500m划分一个采区是否太短了？单侧开采吗？要说明为什么采用单侧开采？若双侧开采除去采区煤柱一个工作面走向才700m左右？4）主、副井及风井设计（1）井筒数目位置的确定①井筒数目岽山煤矿设计生产能力为120万吨/年，生产能力大，服务年限长，因而，在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升；一个副井，担负矿井的辅助运输及升降人员。②井筒位置为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力，将主副井筒布置在井田中央。这种布局有以下优点：工业广场煤柱损失比布置在井田中央少；投产初期开拓工程量少；投产后短期内能达到设计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。（2）井筒断面与提升能力①主井井筒净断面面积19.64m²主井提升能力447.3吨/时aaaaaa②副井井筒净断面面积28.27m²副井提升能力3.4吨/次aaaaaa③风井断面面积、提升能力与副井相同（3）井筒装备主井净直径5m，安装金属罐道、罐道梁、一对10m³箕斗和通讯电缆一条，通风水平以上，设行人梯子间。安装480mm（外径）排水管三条。动力电缆两条，并予留1条管路和两条动力电缆的位置。副井净直径6m，安装金属罐道、罐道梁、行人梯子间。一对滚动罐耳3T。单层普通罐笼，钢丝绳防坠器，准备改铝合金双层罐笼，以便双层提升人员，单层绞材料及矸石。外径419mm，排水管路3条，动力电缆4条和通讯电缆一条，并予留后期排水管路1条和动力电缆的位置两条。井筒特征、用途及装备见表2-1井筒特征表。aaaaaa表2-1井筒特征表井筒名称主立井副立井回风立井1井口坐标纬距X397422539742253972365经距Y196724301967248019673750井口标高（m）+31.0+31.0+60.0井底标高第一阶段（m）-269-269-140第二阶段（m）-398-398-269第三阶段（m）-527-527-398井筒倾角（°）909090井筒垂深第一阶段（m）300300200第二阶段（m）429429329第三阶段（m）558558458井筒净径（m）5.55.05.0净断面（m²）23.7519.6319.63井筒支护支护材料喷浆支护喷浆支护喷浆支护支护厚度（mm）500450400井筒装备装备两对12t箕斗一对3t双层单车普通罐笼装备两台风机，一台工作，一台备用井筒用途担负矿井煤炭提升兼做进风井担负矿井矸石、材料、设备和人员的升降任务兼做进风井和安全出口担负矿井回风任务aaaaaa怎么又出来三个阶段了？表2-1要和你的开拓方案一致2.3主要巷道设计2.3.1运输大巷设计1）巷道位置主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤层底板下不受开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采区有一定的储量。岽山煤矿煤层有自然发火倾向，因此采用了集中运输大巷采区石门的布置方式，将运输大巷均布置在最下一个可采煤层底岩石中，这种布置方式有以下特点：（1）大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影响，大大改善了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。（2）集中开拓可采煤层，生产能力大。（3）大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响，可按开采技术要求直线掘进，易于掌握工程质量，便于采用大型运输设备，特别是皮带运输。（4）各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度大。（5）煤层内可不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。（6）便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。2）巷道选型根据矿井产量和地质条件仍选巷道断面形状为半圆拱形，支护方式为喷浆支护，其断面图如图2-1。aaaaaa图2-1巷道断面形状3）巷道的高度和宽度H0=h0+h2（2-4）式中H0—巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm；h0—为拱的高度；h2—巷道的墙高。取h0为2.2m，h2为1.9m，则H0为4.1m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.2m，则宽度B=4.4m。4）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B×（h2+0.39×B）（2-5）可得：S净=B×（h2+0.39×B）=15.91m²2.3.2井底车场巷道1）巷道选型aaaaaa由于井底车场为环行卧式井底车场，故可设计其巷道断面形状为半圆拱形形状，支护方式为喷浆支护。其断面图如图2-1巷道断面形状所示。2）巷道的高度和宽度：利用公式（2-4）计算，取h0为2.0m，h2为2.0m，则H0为4.0m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0m，则宽度B=4.0m。3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式（2-5）计算可得：S净=B×（h2+0.39B）=4×（2+0.39×4）=14.24m22.3.3采区上山（轨道上山、运输上山、回风上山）1）巷道选型根据岽山煤矿地质条件和矿井生产能力，可仍选采区上山断面形状为半圆拱形形状，支护方式为喷浆支护，其断面图如图2-1。2）巷道的高度和宽度根据公式（2-4）：H0=h0+h2计算式中：H0—巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），按设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm；h0—为拱的高度；h2—巷道的墙高。取h0为2.0m，h2为1.5m，则H0为3.5m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0m，则宽度B=4.0m。3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式（2-5）：S净=B×（h2+0.39×B）计算aaaaaa可得：S净=B×（h2+0.39×B）=12.24m²2.3.4区段进回风巷1）巷道选型由于巷道不属于永久性支护，故选择巷道形状为梯形断面，支护形式为工字钢支护。其断面形状如图2-2区段进回风巷断面形状所示。图2-2区段进、回风巷断面形状2）巷道的高度和宽度巷道的高度h=2.8m，上底宽a=2.6m，下底宽b=3.4m。3）巷道的净断面积根据公式：S净=h×（a+b）/2（2-6）计算出梯形的净断面积S净=h×（a+b）/2=2.8×（2.6+3.4）/2=8.4m²2.3.5回风大巷及回风石门1）巷道选型由矿井地质条件选回风大巷和回风石门断面形状为半圆拱形状，断面形状图如图2-3回风大巷及回风石门形状所示。aaaaaa图2-3回风大巷及回风石门形状图2-3回风大巷及回风石门形状2）巷道的高度和宽度根据公式（2-3-1）：H0=h0+h2式中H0—巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），按设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm；h0—为拱的高度；h2—为巷道的墙高。取h0为2.0m，h2为1.5m，则H0为3.5m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0m，则宽度B=4.0m。3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B）计算由上式可得：S净=B（h2+0.39B）=4.0（1.5+0.39×4.0）=12.24m²2.4井底车场设计1）井底车场的形式和选型井底车场是井硐与井下主要巷道连接处的一组巷道和硐室的总称。它担负着矿井煤、矸石、物料、设备、人员的转运，并为矿井的通风、排水、供电服务，是连接井下运输和井筒提升的枢纽。aaaaaa根据矿车在井底车场内运行的特点，井底车场又可分为环行井底车场和折返式井底车场两大类。（1）环行井底车场环行井底车场的特点是重列车在车场内总是单向运行，因而调车工作简单，可以达到较大的通过能力，但车场的开拓工程量较大。按照井底车场空重车线与运输大巷或主要石门的相对位置关系，环行井底车场又可分为卧式（a）斜式（b）和立式（c）三种（详见图2-4）。现分别叙述如下：主井主井主要运输巷道副井主井主井副井主要运输巷道主要运输巷道（a）（b）（c）图2-4环行井底车场当井筒位置与主要运输大巷和石门较近时，主副井储车线与运输大巷或石门可平行布置，称为卧式井底车场。主副井储车线与运输大巷或石门斜交称为斜式井底车场。环行立式井底车场的主副井储车线垂直于运输大巷或石门。（2）折返式井底车场折返式井底车场的特点是空重车在车场内有折返运行，根据车场两端是否可以出车，折返式井底车场又可以分为梭式和尽头式两种。梭式井底车场：其主要特点是主井储车线完全布置在主要运输巷道上，列车往返运行需经翻笼一侧的轨道。这种车场的优点是：开拓工程量小，车场弯道少。aaaaaa尽头式井底车场：与梭式井底车场的线路布置基本相似。但空重列车只从车场的一端出入，另一端为车场的尽头。（附图2-5梭式井底车场）由上面的对比，本矿采用环形井底车场。因为他的运输简单，而且其运输能力也很大，有较大的通过能力。图2-5梭式井底车场2）井底车场内的各种硐室井底车场内的主要硐室有：中央变电所、水泵房、水仓、装煤设备硐室、电机车库及修理间等。aaaaaa3采煤方法本章主要内容为：采煤方法选择，采煤机械、支护设备选择及其主要特性参数，主要巷断面形状、道断面积、支护方式设计，采区巷道布置及回采工艺，采区上部、中部、下部车场选择。3.1采煤方法选择1）采煤方法选择由于矿井各个煤层赋存条件较好，煤层厚度适中，倾角15°，顶底板均属中等坚硬岩石，较易管理，加之井田地质构造简单，适合于机械化集中开采。根据各煤层的赋存条件和目前开采技术条件及管理水平，可供选用的采煤方法有高档普采、综合机械化采煤和放顶煤综采三种方法。由于煤层较厚，赋存条件较好，煤层倾角较小，故煤层开采使用走向长壁综合机械化采煤方法。2）回采工作面长度和采高结合本矿煤层赋存条件，及大型煤矿开采技术水平，确定工作面长度为125m，采高为一次采全高。（工作面长度要和你的区段斜长大致对应，区段斜长减去相邻工作面的煤柱极为工作面长度）3）采场支护方式由于是综合机械化采煤，故采场支护方式选用掩护式液压支架，支架型号见下表3-1采煤机与液压支架型号表。表3-1采煤机与液压支架型号表煤层采煤机型号单位数量液压支架型号aaaaaa2号煤层MG375-GW台2ZY3000-12/285号煤层MG375-AW台2ZYX3400/23/45液压支架的主要特征：（1）ZYX3400/23/45支撑高度：2.3～4.5m；适用条件：煤层厚度〈4.3m，煤层倾角〈25°；工作阻力：3600kN；初撑力：2608kN；外形尺寸：5470×1430×2500（长×宽×高，单位：mm）操作方式：邻架；（2）ZY3000-12/28支撑高度：1.2～2.8m；适用条件：煤层厚度1.4～2.6m，煤层倾角〈25°；工作阻力：2060～2854kN；初撑力：1355～1877kN；外形尺寸：4030×1420×1200（长×宽×高，单位：mm）；操作方式：本架。4）运输方式采面采用刮板式输送机，区段运输巷用胶带输送机，运输上山用胶带输送机，轨道上山采用蓄电电机车，矿车类型选用3t底卸式矿车。5）采空区处理由于是综合机械化采煤，又根据煤层顶板岩层的性质（直接顶的厚度较大，且强度为2aaaaaa～3），故采空区处理采用全部垮落法处理。6）采煤机选择采煤机选用双滚筒采煤机，割煤方式为双向割煤，往返两刀。各煤层采煤机型号及数量如表3-1。采煤机的主要特征如下：（1）MG375-GW采高：2.3～4.5m；煤层倾角：〈35°；截深：630mm；滚筒直径：2.3m；牵引力：500kN；牵引速度：0～6.1m/min；控顶距：2250～2450mm；（2）MG375-AW采高：1.5～2.6m；煤层倾角：〈35°；截深：630mm；滚筒直径：1.3m；牵引力：500kN；牵引速度：0～6.1m/min；控顶距：2200～2450mm。3.2采区巷道布置及回采工艺1）采区巷道布置aaaaaa回采工作面采用一面两巷布置，进风顺槽与轨道上山相连，回风顺槽与回风上山相连，进回风顺槽在区段边界构成回采工作面，进回风顺槽均沿煤层底板布置，采用共用采区上山的巷道联合布置方式，详见图3-1采区上山的巷道布置。图3-1采区上山的巷道布置图1—运输大巷；2—轨道大巷；3—运输上山4—轨道上山；5—回风上山；6—回风大巷2）回采方式在井田范围内，采用采区前进式开采，工作面采用后退式开采。3）回采工作面循环工作组织回采工作面的工作“循环”，即完成落煤、装煤、运煤、工作面支护及采空区处理等全部工序的整个过程。本矿井每年工作日为330天，回采工作面循环工作组织为“三八”工作制度，即把每昼夜为三班，两班生产一班检修，每班工作时间为八小时，日进十刀每刀0.6m的作业方式。aaaaaa3.3采区车场选择1）采区上部车场由地质条件选采区上部车场为顺式平车场，其俯视图如图3-3采区上部车场所示。图3-3采区上部车场1—回风大巷；2—回风上山；3—轨道上山；4—区段回风平巷；5—绞车房优点：车辆运输顺当，调车方便，回风巷短，通过能力大；缺点：车场巷道断面积大。2）采区中部车场由于采区为单面上山，故选择采区中部车场为单侧甩车场，其俯视图如图3-4采区中部车场所示。aaaaaa图3-4采区中部车场1—轨道上山；2—运输上山；3—回风上山优点：调车方便，搬道岔工程量小；缺点：推车劳动量大，易磨损钢丝绳，人员来往困难，工程量大。3）采区下部车场由于运输上山采用胶带输送机运煤，故采区下部车场选用大巷装车式的卧式绕道车场，其俯视图如图3-5采区下部车场所示。图3-5采区下部车场1—轨道大巷；2—运输大巷；3—回风上山；4—运输上山；5—轨道上山；6—下部车场绕道优点：调车方便；缺点：工程量大。3.4采区生产能力确定采区生产能力应根据地质条件，煤层生产能力，采掘机械化程度和采区同时生产的工作面个数及其接替关系等因素来确定。其中掘进出煤率为年产量的10%本矿井两翼布置，单面开采，同采工作面只有一个，因而本矿井的生产能力由该采区生产能力决定。1）采煤工作面计算：A＝LL1MγC（3-1）aaaaaa式中：A——工作面日产量，t/d；L——工作面长度，m；L1——工作面日进度，m/d；M——采高，m；γ——煤的容度,1.4t/m3；C——工作面回采率，取93％。日产量A＝125×6×2.5×1.4×93％＝2441.25t该处的工作面产量和风量计算中的产量是否对应？采高怎么变成2.5m了？2）采区日生产能力计算公式：AB＝K1K2ZA(3-2)式中：AB——采区生产能力；K1——工作面产量不均衡系数，只有一个工作面，取1；K2——采区内掘进出煤系数，取1.1；ZA——采区内同采工作面日产量之和；故AB＝1.1×2441.25＝2685.4taaaaaa4通风系统设计矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分，其设计合理与否对全矿井安全生产及经济效益具有长远而重要的影响。矿井通风系统设计是矿井设计的主要内容之一，是反映矿井设计质量和水平的主要因素。本章讨论通风系统的类型及适用条件，选择矿井通风系统，采区通风系统，风量计算与分配，计算矿井通风系统总阻力，选择矿井通风设备，矿井通风费用计算等主要内容。4.1矿井通风系统设计矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网路和风流控制设施的总称。1）矿井通风系统的类型按矿井进、回风井在井田的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式和混合式。进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式（中央分列式）。本矿井适合在中央式中选择，下面就对中央式中的两种类型进行比较并选型。（1）方案一：中央并列式中央并列式进风井和回风井大致并列在井田走向的中央，两井底可以开掘到第一水平，也可只将回风井掘至回风水平。它的优点是：进、回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小。矿井反风容易，便于管理。该通风方式适用于煤层倾角大埋藏深井田走向长度小于4km的矿井，而本矿的走向长度为9000m，所以不适宜选这种通风方式。（2）方案二：中央边界式（中央分列式）aaaaaa中央边界式（中央分列式）是进风井大致位于井田走向的中央，回风井大致位于井田浅部边界沿走向中央、在倾斜方向上两井相隔一段距离，回风井的井底高于进风井的井底。这种通风方式适用于煤层倾角较小埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自燃发火比较严重的矿井。本矿的煤层埋藏较浅，而且也有自然发火的现象，所以本矿采用中央边界式的通风方式。2）主要通风机的工作方式与工作地点主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。（1）方案一：抽出式抽出式是主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故障停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。由于比较安全，所以本煤矿采用抽出式。（2）方案二：压入式压入式是主要通风机安装在入风井口，在压入式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压力的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机停止运转时，井下风流的压力降低。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理困难，且漏风较大。4.2采区通风系统设计采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，是采区生产系统的重要组成部分。它包括采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式与采区内的风流控制设施。1）采区进风上山与采区回风上山的选择aaaaaa对于薄及中厚的缓倾斜煤层，我国广泛采用走向长壁采煤法，开掘采区上（下）山联系回风大巷及运输大巷，上（下）山至少有两条，即运输机上山及轨道上山；对于生产能力大的采区可有三条或四条上山。只设两条上山时，一条进风另一条回风。新鲜风流由大巷经进风上（下）山、进风平巷进入采煤工作面，回风经回风巷、回风上（下）山到采区回风石门。又本矿虽有厚煤层，但其厚度接近最大厚度的中厚煤层，采煤方法仍用走向长壁采煤法，故本矿各个采区内的布置均相同。采区进回风巷道的形式有：轨道上山进风，运输机上山回风；轨道上山回风，运输机上山进风两种。以下对其作简略说明。（1）方案一：轨道上山进风，运输机上山回风新鲜风流由进风大巷流经采区石门然后到下部车场再到轨道上山，故下部车场绕道中不设风门。轨道上山的上部及中部车场凡与回风巷连接处，均设置风门和回风隔离。为此车场巷道要有适当的长度，以保证两道风门间距有一定的长度，以解决通风与运输的矛盾。因为运输上山既运煤，又用做回风，危险度较高，故不采用这种方式。（2）方案二：运输机上山进风，轨道上山回风如图4-1所示，运输机上山进风时，风流方向与煤流方向相反。运输机上山的下部与进风大巷间必须设联络巷入风，禁止从溜煤眼上风。运输机上山的中部、上部与回风上山连接的巷道中均设置风门或风墙。轨道上山回风，它与各区段回风巷及回风石门连通，凡与进风巷连接地点，设置通风构筑物。为了将轨道上山与与采区进风巷隔离，其下部车场必须设两道以上风门，风门间隔不小于一列长度，这对于下部提料的采区特别重要，否则提料与通风易发生矛盾，风门破坏或敞开，风流短路，工作面风量不足，可能造成事故。对于从上水平下料的采区来说，料车通过下部车场很少，上述问题一般不存在，所以这种通风系统对于从上水平下料的采区比较适合。这种通风方式由于在运输上山进风，进来的风吹动煤尘，新鲜风流被污染，也不适合选用。aaaaaa图4-1运输机上山进风的采区通风系统1—进风大巷；2—进风联络巷；3—运输机上山；4—运输机平巷；5—轨道上山；6—采区变电所；7—绞车房；8—回风巷；9—回风石门；10—总回风巷（3）方案三：轨道上山和运输上山进风，回风上山回风本方法与轨道上山进风，运输机上山回风基本相同，只是有三条上山，另外多打一条回风上山，这种方法避免了前两种进风方式的弊端。轨道上山主进风，由于其进风量较大，所以主要供工作面通风。而运输上山辅助进风，因为其进风量少，所以第一可以为掘进头供风；第二，虽然运输上山会往下运煤，新鲜风流进入可能会污染，但是新鲜风流的进入也使得运输上山的空气能够符合行人的要求。而专用的回风上山只为回乏风而服务，有效的避免火灾和爆炸事故的发生，同时减轻了安全投入，便于管理。虽然需要三条上山，开拓量初期比前两种方式麻烦，但是总体来说，既不污染新鲜风流，又不会使乏风和运煤巷道冲突，所以采用轨道上山和运输上山进风，回风上山回风。aaaaaa（4）采煤工作面上行通风与下行通风上行通风与下行通风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，如图4-2中的（a），否则是下行通风如图4-2中的（b）。上行通风可以避免上余角的瓦斯积聚，减少事故的发生。下行通风如果工作面一个地方着火，火风压会使风流反向，导致下面的地方没有新鲜风流进入，危及人员安全。故工作面采用上行通风的方式。图4-2采煤工作面上行风与下行风（5）工作面通风系统采煤工作面的通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层的自燃发火等所确定的，根据采煤工作面进回风巷道的布置方式和数量，工作面通风系统采用U型。2）采取掘进初期和掘进完成后局部的通风方式如图4-3所示，为东一采区的掘进示意图。在掘进初期的时候由于刚掘进一点，只掘除了三条联络巷，而又因为在掘进初期是用区段运输平巷作为回风巷的，所以如果要想冲洗掘进头1，就需要将通风机放在绕道里面为掘进头供风，这样才能保证回风的顺畅。而不能向下面辅助巷那样，直接将局部通风机放在巷道内。这样放置，冲洗玩掘进头的乏风就会沿着如图所示的路线回到回风上山。另外一个局部风机冲洗完下面掘进头2之后，其乏风通过联络巷进入区段运输平巷，然后进入回风上山。aaaaaa图4-3东一采区掘进通风示意图1—运输上山；2—轨道上山；3回风上山；4—区段运输平巷；5—中部车厂绕道风机安设在哪里？中部车场绕道在哪里？3）工作面通风方法随采煤推进的变化情况在工作面采煤初期，将离工作面最近的那个联络巷打通，而将其他的联络巷密闭，使从轨道巷进来的大量风流由辅助巷通过离工作面最近的联络巷1进入区段运输平巷并冲洗工作面。只有少量风流从联络巷2进入区段运输平巷从而到达工作面，之所以这样是因为：首先，风太大会吹散煤尘且风流被污染如图；其次，区段运输平巷也会有行人通过，所以要为其供风，如图4-4。当工作面继续想后推进，将原来的联络巷1和工作面以前的辅巷密闭，然后把如图4-5所示的联络巷打通，以供工作面通风。继续前面所述的通风流程，以此类推，直到这个工作面采完。aaaaaa图4-4工作面采煤初期通风方法1—轨道上山；2—运输上山；3—回风上山：4—区段运输平巷；5—辅巷；6—区段回风平巷；7—回风大巷；8—联络巷1；9—联络巷2本图与4-3中的轨道上山是否对应？辅巷5作为下一个工作面的回风巷，需要留巷，你的这个图没有体现这个作用，要明白该巷道的意义。当工作面开采继续向后开采时，当越过原来的联络巷后，就将后面的联络航打开，并且将工作面之前的联络巷和辅巷都密闭，不密闭就成为盲巷了。其通风方法同初期相同，具体如下图所示。图4-5工作面采煤中期之后的通风方法1—轨道上山；2—运输上山；3—回风上山：4—区段运输平巷；5—辅巷；6—区段回风平巷；7—回风大巷；8—联络巷1；aaaaaa9—联络巷2；10—采空区辅巷5要随着工作面的推进不断密闭，否则漏入采空区的风是不是太大4.3矿井需风量计算与风量分配此处层次较多，要列出三级标题，注意论述过程中要层次分明矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合《煤矿安全规程》中有关规定。并且选出合适的主要通风机和电机。1）矿井风量计算原则《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26°采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20%，二氧化碳不得低于0.5%。根据《煤矿安全规程》，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（1）按井下同时同时工作工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。则按井下的最多人数计算，矿井的总风量为：（2）按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。2）采煤工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Ad=(120×104)/330=3636t/d（该产量是矿井平均日产量）Qg=Q×Ad/16/60=10×3636/16/60=38m³/式中Qg—绝对瓦斯涌出量m³/min；aaaaaaqg—采煤工作面瓦斯相对涌出量m³/t；Ad—矿井日产量t/d。根据本矿实际情况本矿现阶段只采1号煤层，一个回采工作面日产量为：3636t／d；按每日2班生产，则工作面生产时间按16h考虑。（瓦斯涌出是一天24小时都在涌出）故按瓦斯涌出量计算1号煤层采煤工作面绝对瓦斯涌出量抽放后为：18m³/min。(瓦斯抽的太少，涌出量还是偏大)又采煤工作面的需风量可用下式计算：Qwi=100×Qgwi×Kgwi（4-2）式中Qwi—第i个煤层采煤工作面需风量，m3/min；Qgwi—第i个煤层采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kgwi—第i个煤层采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，这里取1.2。故1号煤层采煤工作面的需风量为：Qwi=100×Qgwi×Kgwi=100×18×1.2=2160m工作面相对瓦斯涌出量的计算要和你第一章中的数据对应起来同时在西一采区设有备用工作面，按生产工作面所需风量的50%计算，则矿井工作面的实际需风量为：不是矿井的实际需风量吧？Qwi=1.5×2400=3240m（2）按工作面进风流温度计算按工作面进风流温度计算可用下式计算采煤工作面的需风量：aaaaaaQwi=60×Vwi×Swi×Kwi（4-3）式中Vwi—第i个煤层采煤工作面的风速，m/s；（这里1号煤层取1.5m/s）；Swi—第i个煤层采煤工作面的有效通风断面积，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2；（1号煤层为10m2搞清楚这里是工作面的有效通风断面，和工作面进回风的断面是两回事Kwi—第i个煤层采煤工作面的长度系数，这里均为1.1（因工作面长度均为125m）。按工作面进风流温度计算1号煤层采煤工作面的需风量为：Qwi=60×Vwi×Swi×Kwi=60×1.5×10×1.1=990m3同时在西一采区设有备用工作面，按生产工作面所需风量的50%计算，则矿井工作面的实际需风量为：Qwi=1.5×990=1485m（3）按工作人员数量计算Qwi=4×Nwi（4-4）式中4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；Nwi—第i个煤层采煤工作面同时工作的最多人数，为40人？按工作人员数量计算各煤层工作面的需风量为：Qwi=4×Nwi=4×40=160m（4）按风速进行验算按最低风速验算各个工作面的最小风量：aaaaaaQwi≥60×0.25×Swi（4-5）因1号煤层工作面断面积为10m2故：Qwi≥60×0.25×Swi=15×10=150m3按最大风速验算各个煤层采煤工作面的最大风量：Qwi≤60×4×Swi（4-6）因1号煤层工作面断面积为10m2，故：Qwi≤60×4×Swi=2400m3/min综上，1号煤层采煤工作面需风量按工瓦斯涌出量计算为最适宜。合适吗？你计算的是多少？不合适应该如何修改？3）掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Qhi=100×Qghi×Kghi（4-7）式中，Qhi—第i个煤层掘进工作面的需风量，m3/min；Qghi—第i个煤层掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kghi—第i个煤层掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取1.5—3.0。故各煤层掘进工作面的需风量（1号煤层每天掘进10m，其断面积为6m2）为：因为掘进工作面产煤量按回采工作面的10%计算，所以Ad的取值为：Ad=2727×10%=272.7aaaaaaQghi=Q×Ad/16/60=12×272.7/16/60=3.4m³/min12是怎么来的？一天按照24小时瓦斯涌出来计算才合适掘进工作面绝对瓦斯涌出量抽放后为：1.8m³/minQh2=100×Qgh2×Kgh2=100×1.8×3=540m3按照常识，你计算的掘进工作面需风量太大，不符合现场实际（2）按局部通风机吸风量计算Qhi=∑Qhfi×Kghi（4-8）式中∑Qhfi—第i个煤层掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。Kghi—为防止局部通风机吸循环风的备用系数，一般取1.2～1.3进风巷道无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。按局部通风机吸风量计算第i个煤层掘进工作面的需风量为：Qh2=∑Qhf2×Kgh2=529×1.2=635m3看书，你这个公式的计算过程中529怎么来的？（3）按工作人员数量计算Qwi=4×Nwi（4-4）式中4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；Nwi—第i个煤层采煤工作面同时工作的最多人数，为20人按工作人员数量计算各煤层工作面的需风量为：Qwi=4×Nwi=4×20=80m（4）按风速进行验算①按最低风速验算各个掘进工作面的最小风量：aaaaaaQhi≥60×0.25×Shi（4-9）式中Shi—第i煤层掘进工作面断面积，m2；因各煤层掘进工作面断面积相等，故：Qh2≥60×0.25×Sh2=15×6=90m3/min②按最大风速验算各个煤层采煤工作面的最大风量：Qhi≤60×4×Shi（4-10）Qh2≤60×4×Sh2=240×6=1440m3综上，1号煤层掘进工作面需风量均按局部通风机吸风量计算为最适宜。4）硐室需风量计算每个采区主要硐室有三个，分别为：充电硐室、火药库、采区变电所，而全矿井又有一个机电硐室。按经验充电硐室应供给的风量为120m3/min，火药库应供给的风量为90m3/min，采区变电所应供给的风量为60m3/min，而机电硐室应供给的风量为60m3/min，有因为充电硐室、火药库、采区变电所各有两个，故全矿井硐室所需风量为600m3/min。5）其他用风地点的需风量计算其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的5％则：∑Q其它＝（3240＋635＋600）×5％＝224m3/min；6）矿井总风量计算矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际用风量的总和计算：Qm=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot）×Km（4-12）aaaaaa式中∑Qwt—采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；∑Qht—掘进工作面所需风量之和，m3/min；∑Qrt—硐室所需风量之和，m3/min；∑Qot—其他用风地点所需风量之和，m3/min；Km—矿井通风系数，可取1.15～1.25。则全矿井所需风量（开采2号煤层时）为：Qm=（3240＋635＋600＋224）×Km=（3240＋635＋600＋224）×1.15=5403.85m3=90m几个采煤面？几个掘进面？要交代清楚然后才计算矿井总风量而本矿井在通风困难时期由于采空区相对较多和巷道加长，漏风系数增大，因此，在通风困难时期的Km值取1.2，则Qm`为：Qm`=（3240＋635＋600＋224）×Km=（3240＋635＋600＋224）×1.2=5638.8m=94m37）风量分配将矿井总风量分配到井下各用风地点，风量分配见表4-1。1个掘进面肯定是不符合实际情况的，其中还有开拓巷道的，准备采煤工作面的，一般情况下一个采煤面至少配备2个以上的掘进面。aaaaaa该处的风量分配太简单，要详细一些。总分配的风量应该和矿井总进风量相等表4-1矿井风量分配表顺序用风地点数量（个）单位配风量（m3/s）总配风量（m3/s）1回采工作面136362预备工作面118183掘进工作面111114爆炸材料发放硐室21.535采区变电所2126充电硐室2247机电硐室1118其它49合计79？4.4计算矿井通风系统总阻力1）容易时期（见表4-4）所谓容易时期，就是矿井开采东一采区和西一采区1号煤层且自然风压为帮助通风机通风的时期。本矿自然风压为HN30Pa，此时矿井通风系统总阻力的计算为：通风容易时期总阻力：Hmd=1.1×HfdHfd=∑αLUQ2/S3=1089Pa，式中：h摩——摩擦阻力Paaaaaaaa——摩擦阻力系数N.s2/m4L——井巷长度mU——井巷净断面周长mQ——通过井巷的风量m3/sS——井巷净断面积m2R——井巷摩擦风阻N.s²/m8则Hmd=1.1×Hfd=1.1×1089=1198Pa各巷道断面要和你前面的论述一致为什么没有考虑风硐和扩散器阻力？表4-4通风容易时期东一采区阻力表序号名称长度L面积S摩擦阻力系数α×10000断面形状系数C巷道摩擦风阻Rf风量Q阻力Hf风速V1—2副井30019.64003.5440.02989290242.1254.52—3主石门10014.2903.5440.0041688832.2796.2aaaaaa3—5轨道大巷30015.91003.90.02124533.519.1201.895—10轨道上山50012.21003.90.0698682932.6432.3810—12轨道上山10012.21003.90.069868296.5292.3812—14轨道上山30012.21003.90.0698682919.5862.3814—15顺槽8008.42844.160.46249725289.061315—16工作面125102804.160.0460422528.7772.516—17顺槽8008.42844.160.46249725289.061317—18回风石门5012.2903.5440.010223439.4523.5218—19回风石门5012.2903.5440.010223439.4523.5219—20回风大巷30012.2983.90.0437514380.8963.5220—21风井20019.633.33.5440.0006919011.0994.5下图为矿井容易时期矿井节点系统图，如图4-6：aaaaaa图4-6矿井容易时期节点系统图各节点标示处具体位置2）困难时期（见表4-5）所谓困难时期，就是矿井开采西二采区和东二采区2号煤层且自然风压为阻碍通风机通风的时期。本矿自然风压为HN＝30Pa，此时矿井通风系统总阻力的计算为：通风困难时期总阻力：Hme=1.1×HfeHfe=∑aLUQ2/S3=1794.8Pa，则Hme=1.1×Hfe+HN=1.1×1769.6=1946.6Pa 通风容易时期摩擦阻力和困难时期摩擦阻力的符合写反了 所有公式都用公式编辑器输入 没有考虑风硐和扩散器阻力？aaaaaaaaaaaa表4-5通风困难时期东二采区阻力表序号名称长度L面积S摩擦阻力系数α×10000断面形状系数C巷道摩擦风阻Rf风量Q阻力Hf风速V1—2副井30019.64003.5440.02989293258.5364.742—3主石门10014.2903.5440.0041689134.5186.43—5轨道大巷1900151003.90.16111633.5145.00425—10轨道上山50012.21003.90.0698682932.6432.3810—12轨道上山10012.21003.90.069868296.5292.3812—14轨道上山30012.21003.90.0698682919.5862.3814—15顺槽8008.4284.24.160.43359125270.9942.98615—16工作面125102804.160.0460432528.7772.516—17顺槽8008.4284.24.160.43359125270.9942.517—18回风石门8412.2903.5440.0102234510.3513.6918—19回风石门8412.2903.5440.0102234510.3513.6919—20回风大巷190012.2983.90.26615245538.9583.6920—21风井20019.633.33.5440.0013829311.8794.74下图为矿井困难时期矿井节点系统图，如图4-7：aaaaaa图4-7矿井困难时期节点系统图各节点标示处具体位置补充矿井风阻、等积孔计算4.5矿井通风设备选择矿井通风设备是指主要通风机和电动机。1）主要通风机的选择（1）计算通风机风量由于外部漏风，风机风量Qf大于矿井风量QmQf=kQm（4-13）式中Qf—主要通风机的工作风量，m3/s；Qm—矿井需风量，m3/s；k—漏风损失系数，风井不做提升井时取1.1，箕斗兼做回风井时取1.15，回风井兼做升降人员时取1.2。aaaaaa因此，本矿井在通风容易时期实际所需通风机能提供的最大风量必须大于Qfmax：Qfmax=kQm=1.1×5403.85=5944.235=99m3而本矿井在通风困难时期由于采空区相对较多和巷道加长，漏风系数增大，因此，本矿井在困难时期所需通风机能提供的最大风量必须大于Qfmax1：Qfmax1=kQm=1.15×5638.8=108m3（2）计算通风机风压由于本矿采用中央分列式抽出式通风方法，且所选风机为轴流式风机，故通风机风压计算公式为：容易时期：Hsdmin=hm-HN（4-14）困难时期：Hsdmax=hm+HN（4-15）式中hm—矿井通风系统的总阻力；hd—通风机附属装置的阻力；HN—自然风压。HN=Zg（ρm1-ρm2）（4-16）（4-16）通过计算，温度最高时HN=29.7Pa，温度最低时HN=69.7Pa；故：容易时期：Hsdmin=hm-HN=1238-29.7=1208.3Paaaaaaa（1238怎么来的？你前面容易时期的阻力计算结果为1198）困难时期：Hsdmax=hm+HN=1946.6+69.7=2016.3Pa自然风压要去较大值（3）初选通风机根据容易时期通风机的风量和风压（99m3/s，1208.3Pa）和困难时期通风机的风量和风压（108m3/s，2016.3Pa），初步选出风机型号为BDNo24和BDNo26的两种轴流式风机，转速分别为n=740r/min和n=580r/min。（4）求通风机的实际工况点①计算风机的工作风阻Rsmin=Hsdmin/Qfmin2（4-17）Rsmax=Hsdmax/Qfmax2（4-18）②根据：Hsdmin=0.1233Qfmin2，Hsdma=0.1725Qfmax2在风机性能曲线图（图4-8和图4-9）上做出两条风阻曲线。由做图所得的两个初选风机的实际工况点即为M1’、M2’。在图上要标注出设计工况点和实际工况点，很好！风机工况点的确定方法正确，但风压曲线、功率曲线和效率曲线必须在一个图上表示出来，不能分成两个图来表示修改后风机的风压和风量都会变化，重新按照该方法求取风机实际工况点aaaaaa图4-8BD№26轴流式通风机性能曲线曲线图aaaaaa图4-9BD№24轴流式通风机性能曲线曲线图（5）精选风机表4-4风机性能比较风机型号实际风压（Pa）实际风量（m轴功率（kw）效率（%）备注aaaaaa3/s）大小大小大小大小BD№242200135011310432019