城郊煤矿新井1.5Mt-a新井设计- 煤矿瓦斯事故预防技术研究

目录一般部分TOC\h\z\t"三级标题,3,一级标题,1,二级标题,2"1矿区概述及井田地质特征 页1-运输上山2-轨道上山3-运输斜巷4-轨道斜巷5-中切眼6-工作面7-采空区8-上山回风斜巷图5-1盘区生产系统图5.2.4盘区生产能力及采出率（1）盘区生产能力盘区生产能力是指单位时间内盘区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及盘区生产系统能够保证的能力，一般以万t/a表示。本矿井设计生产能力为1.5Mt/a，采用倾向长壁采煤工艺，由于一次采全高产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例计算：工作面生产能力计算工作面长度260m，首采区煤层厚度2.95m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，即两个循环，每班4个循环，每日共完成8个循环。设计割煤高度2.95m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算：（5-1）式中：A0——工作面采煤机生产能力，Mt/a；H——采煤机割煤高度，2.95m；γ——煤层容重，1.4t/m3；L——工作面长度，260m；a——采煤机截深，0.8m；n——工作面昼夜进刀次数，取8次；C——工作面回采率，中厚煤层取0.95。把数据带入式5-1得：A0=330×2.95×1.4×260×0.8×8×0.95×10-6=1.54Mt/a盘区生产能力计算盘区生产能力按下式计算：（5-2）式中：A——盘区生产能力，Mt/a；K1——工作面不均衡系数，盘区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2——盘区内掘进出煤系数，取1.1；A0——工作面日生产能力，1.54Mt/a。把数据带入公式5-2得：A=1×1.1×1.54=1.694Mt/a矿井设计井型为1.54Mt/a，首采盘区生产能力为1.694Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。（2）盘区采出率盘区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、盘曲上下山保护煤柱损失以及盘区边界三角煤损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此盘区实际采出煤量低于盘区工业储量。盘区实际采出煤量与盘区工业储量的百分比称为盘区采出率。按下式计算：盘区采出率=盘区实际采出煤量/盘区工业储量×100%北一盘区工业储量为：5390.268万t开采损失包括以下损失：（1）煤柱损失P1=(80×2767.96+30×17482.5)×2.95×1.4×10-4=308.06万t（2）盘区内工作面开采损失P2=(2.95×0.05)×(10×260×1900)×1.4×10-4=102.011万t盘区煤炭总损失：P=P1+P2=308.06+102.011=410.071万t则可得：盘区采出率=(5390.268-410.071)/5390.268=92.39%根据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）规定：厚煤层盘区采出率不低于0.75，中厚煤层盘区采出率不低于0.8，薄煤层盘区采出率不低于0.85。设计首采盘区采出率为0.9239，符合规定。5.3盘区车场选型计算5.3.1盘区车场的形式本设计盘区煤层上下山通过盘区下部车场与大巷相连，每一个区段设有专门的中部车场。盘区下部车场如图5-2所示，盘区下部车场结构简单，设备较少，运输方便。1-轨道运输大巷2-胶带运输大巷3-轨道上山4-运输上山5-材料绕道图5-2盘区下部车场布置图盘区中部车场如图5-3所示，盘区中部车场结构简单，设备较少，运输方便，同时能够很好地保证对盘区两翼的辅助运输。1-轨道运输巷2-胶带运输巷3-材料绕道图5-3盘区中部车场布置图5.3.2盘区车场的调车方式装满设备和材料的矿车或材料车由齿轨车牵引从轨道大巷进入盘区下部，通过盘区下部材料绕道进入轨道上山，齿轨车通过轨道上山行驶至指定区段。再通过区段材料绕道至各区段轨道斜巷。

6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1盘区煤层特征及地质条件盘区所采煤层为二1煤层，其煤层特征：黑～黑灰色，具半金属～玻璃～油脂光泽，条带状结构，粒状小块状构造。偶含黄铁矿薄膜，属半亮～光亮型煤，煤的硬度f=0.7左右，煤层结构简单。原煤为低灰，特低硫、低磷、极易选～极难选煤的贫瘦煤、贫煤和无烟煤。煤层平均厚度为2.95m，煤层平均倾角为6°，煤的密度为1.41t/m3。回采工作面相对瓦斯涌出量为3.148m3/t，绝对涌出量为10.932m3/min。该盘区属于低瓦斯盘区，煤尘具有爆炸危险性，煤层煤尘爆炸性指数为12~21%。根据井田勘探报告，二1煤不易自燃，地温、地压均正常。本矿井正常涌水量600m3/h，最大涌水量为650m3/h。伪顶多为炭质泥岩、页岩，易破碎，伪顶厚度0~0.5m，局部厚度达到1.5m。直接顶板为易冒落泥岩、砂质泥岩，厚度0~28.3m，随采随落。老顶为中粒砂岩，厚度2~35m，一般15m，能冒落，但周期来压不明显。直接底板以泥岩、砂质泥岩为主，厚度0.75~17.19m，平均3.10m，层理普遍发育，遇水易膨胀。6.1.2确定采煤工艺方式本矿井主采煤层为二1煤，煤厚平均为2.95m，厚度变化较大。根据国内外中厚煤层开采技术发展现状，结合井田开采技术条件，设计认为适合二1煤的采煤工艺为一次采全高综采工艺。其优点为工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少；大采高采场过风断面大，为稀释瓦斯创造了有利条件。同时一次采全高综采工艺的缺点是煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮，支架易倾斜、滑倒；采高固定，适应煤层厚度变化能力较差；对煤层及顶底板要求较高。6.1.3回采工作面长度的确定该盘区的煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为180～300m，为了能够达到矿井年产量，加上国内采煤技术水平的提高，工作面长度逐渐增长，故设计工作面的长度为260m。6.1.4工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0.8×8×330=2112m/年6.1.5回采工艺及工作面设备选型1）落煤方式（1）割煤方式：双向往返割煤。（2）进刀方式：端部斜切进刀割三角煤（3）进刀过程：①端部斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系后反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。机组进刀总长度控制在35m左右。②推移输送机机头（机尾）：将输送机机头（机尾）推近煤壁。③回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头（机尾）方向割三角煤直至输送机机头（机尾）。④下行（上行）割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀过程如图6-1所示。图6-1端部斜切进刀割三角煤进刀2）装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，余煤由铲煤板随推移前输送机铲入输送机。区段运输斜巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤。3）工作面设备选型（1）采煤机的选型①采煤机应具有的最小生产能力：Qh=Qy×f/(D×T×K) (6-1)式中：Qh—采煤机应具有的最小生产能力，t/h；Qy—设计的工作面年产量，t/a；f—能力富裕系数，取1.4；D—年生产天数，取330天；T—每日采煤机生产时间，取16h；K—采煤机开机率，取0.6。代入数据可得：Qh=1500000×1.4/(330×16×0.6)=662.88t/h煤机的平均牵引速度 Vc=Qh/(60×B×H×γ×C) (6-2)式中：Vc—采煤机的平均牵引速度，m/min；Qh—采煤机应具有的最小生产能力，662.88t/h；B—采煤机截深，取0.8m；H—采高，取2.95m；γ—煤的密度，取1.41t/m3；C—工作面采出率，取0.95。代入数据可得：Vc=662.88/(60×0.8×2.95×1.41×0.95)=3.52m/min③采煤机所需装机功率采煤机装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。采煤机装机功率由下式估算： P＝Q×Hw (6-3)式中：P—采煤机装机功率，kW；Q—采煤机生产率，662.88t/h；Hw—比能耗，一般0.6~0.7，取0.65。则采煤机装机功率：P＝662.88×0.65=430.872kW④采煤机所需牵引力据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5~1倍。⑤滚筒直径滚筒直径一般按最大采高的0.56倍来选择，并且滚筒直径应符合标准系列。根据最大可采高为3.9m，滚筒直径为应为2.18m。根据煤层的开采技术条件、煤的硬度、采高及以上计算的指标值，选择西安煤矿机械有限公司生产的MG300/700-WD1型采煤机。其主要技术特征见表6-1。表6-1采煤机技术特征表项目单位数据型号MG300/700-WD1制造厂家西安煤矿机械有限公司采高m2~3.82截深m0.8滚筒直径m2.0装机功率kW700牵引方式无链双驱动电牵引牵引速度m/min0~8.3~13.9牵引力kN500供电电压V1140（2）刮板输送机选型工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应，并留有一定的备用能力；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。1.刮板输送机的生产能力： Qc=Qh×Kc×Ky×Kv (6-4)式中：Qc—刮板输送机的生产能力，t/h；Qh—采煤机应具有的最小生产能力，662.88t/h；Kc—采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2；Ky—考虑运输方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，取1.05；Kv—采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，取1.05。则刮板输送机的生产能力：Qc=662.88×1.2×1.05×1.05=876.99t/h2.刮板输送机的装机功率因采煤机电动机功率为700kW，故刮板输送机的装机功率应大于等于700kW。3.板输送机设计长度工作面的长度为260m，故刮板输送机的设计长度应大于260m。综上所述，工作面前后刮板输送机可选择SGZ800/800型刮板输送机，其设计长度为280m，出厂长度为260m，功率为2×400kW，输送量为1500t/h，可以满足生产的需要。其主要技术特征见表6-2。表6-2工作面前后刮板输送机技术特征表项目单位数据型号SGZ800/800制造厂家中煤张家口煤矿机械有限责任公司输送能力t/h1500运输机长度m260电压等级V1140功率kW2×400链速m/s1.31中部槽尺寸mm1500×800×344转载机、破碎机及胶带输送机选型详见第7章井下运输部分。6.1.6采煤工作面支护方式1）支架选型及布置回采工作面的支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用ZZ4800/22/42型支撑掩护式液压支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分别布置端头架3架，中间架140架，共计146架。放顶煤液压支架技术特征见表6-3。表6-3液压支架主要技术特征项目单位数据型号ZZ4800/22/42型式支撑掩护式支撑高度m2.2~4.2支架宽度m1.47初撑力kN4364工作阻力kN4800支护强度MPa0.66~0.75泵站压力MPa31.5底板比压MPa1.53支架重量t14.3操作方式本架操纵制造厂家北京煤矿机械厂2）支架选型及支护强度验算（1）支架高度的确定支架最大、最小支护高度： Hmax=hmax+S1 (6-5) Hmin≤hmin-S2-a-b (6-6)式中：Hmax、Hmin—支架最大、最小支护高度，m；hmax、hmin—煤层最大、最小采高，取3.9m和0.58m；S1—伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m；S2—顶板最大下沉量，取200mm；a—支架移架所需最小下降量，取50mm；b—浮煤厚度，取50mm。则支架最大支护高度为：Hmax=2.5+0.2=2.7m，支架最小支护高度为：Hmn=0.85-0.2-0.05-0.05=0.55m（2）支架支护强度验算根据工作面顶底板分类标准（MT554-1996、MT553-1996），本矿井主要可采煤层顶板主要为2类，底板主要为II~III类。支架支护强度以下式估算： P＝(6~7)×9.8×M×γ×cosα×10-3 (6-7)式中：M—采高，取2.95m；γ—顶板岩石密度，取2.5t/m3；α—煤层倾角，αmin=0°。代入数据得：P＝(6~7)×9.8×2.95×2.5×cos0°×10-3=（0.434~0.506）MPaP＝0.490MPa≤0.66×80%=0.528MPa，经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。工作面液压支架供液由WRB200/31.5型乳化液泵站提供，其技术特征见表6-4。表6-4乳化液泵站技术特征表型号流量L/min压力/MPa功率/kW电压/V配套液箱型号容积/LWRB200/31.520031.51251140RX200/16A16003）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4）移架方式移架采用本架操作，追机顺序移架方式。移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过1~3架后，开始伸支架伸缩梁，梁必须与煤壁挤严。采煤机下滚筒割过3~5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，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。工作面顶板不好时，可采用带压移架方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架处的煤。5）推移刮板输送机滞后采煤机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，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，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运输机移至煤壁。机尾输送机推移方式与机头处相同。6.1.7端头支护及超前支护方式1）端头支架支护及要求端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载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ZT7500/18/36型端头支架，其技术特征见表6-5。表6-5端头支架主要技术特征项目单位数据型号ZT7500/18/36工作阻力kN7230~7500初撑力kN5380~6030最小支撑高度m1.8最大支撑高度m3.6支护强度MPa0.43~0.55中心距m1.5底板比压MPa0.72~0.8重量t21.352）超前支护（1）超前支护的范围及方法工作面采用DW35－300/110X型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。区段轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30m超前支护，柱距800mm。②区段运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30m超前支护，柱距800mm。③机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。④当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800mm的戴帽点柱（用单体柱）。（2）超前支护管理①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。要上好保险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。②超前支护处满足高不低于1.8m，宽不低于0.8m的安全出口和运送物料通道。③当机组行至工作面两头距巷道15m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、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。④在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件必须码放在工作面70m以外。6.1.8各工艺过程注意事项1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（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，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角<7°，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的1/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350~550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板调整。3）推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的炭块。清煤工必须滞后推移刮板输送机10个架，距采煤机大于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。5）对工作面端头支架支护的管理工作面两端头各布置3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（1）端头支架必须达到初撑力。（2）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，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，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。（3）当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机。6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。7）提高块率、保证煤质的措施（1）在各转载点落煤处加设缓冲装置。（2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5m/min左右。（3）破碎机锤头高度保持在150~200mm之间。（4）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。（5）停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。（6）在顺槽皮带机头处加设除铁器。（7）各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。8）顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。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，并交相关领导。6.1.9回采工作面正规循环作业1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面采用综采一次采全高采煤工艺，割煤高度2.95m，循环进度为0.8m，日进八个循环。采用“三八”制工作制度（两班生产，一班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。劳动组织方式为分段追机作业。循环方式为生产班每班进四个采煤循环，日进八个循环。24h正规循环作业图表见工作面层面图，劳动组织配备表见表6-6。表6-6劳动组织配备表工种班次定员生产一班生产二班检修班班长2226采煤机司机2226支架工3339刮板输送机司机2226转载机司机1113泵站司机1113胶带输送机司机2226端头维护工2226清煤工2215留巷充填工3328电工2248运料工2248验收员1113其他人员1113合计262628802）技术经济指标工作面循环产量按下式计算： Q=L×S×H×γ×C(6-8)式中：Q—工作面循环产量，t；L—工作面长度，260m；S—循环进尺，0.8m；H—采煤机割煤高度，2.95m；γ—煤的密度，1.41t/m3；C—工作面采出率，取0.95；则工作面循环产量：Q=260×0.8×2.95×1.41×0.95=821.91t则工作面日产量：Qd=8×Q=8×821.91=6575.34t回采工作面成本主要包括工资、材料消耗、设备折旧费、电力消耗四项费用，根据矿上实际数据取为120.83元/t。工作面主要技术经济指标见表6-7。表6-7工作面主要经济技术指标序号项目单位数量1工作面推进长度m28002工作面长度m2603工作面平均倾角°64设计采高m2.955煤的密度t/m31.416循环进尺m0.87循环产量t568.28日循环数个89日产量t4545.4510月推进度m19211坑木消耗m3/万t812乳化液消耗kg/万t40013炸药消耗kg/万t17514雷管消耗发/万t30015回采工效t/工56.8216回采率%84.117吨煤成本元/t2006.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面相对瓦斯涌出量为3.148m3/t，绝对瓦斯涌出量为10.932m3/min，属低瓦斯工作面，故瓦斯的威胁不是很严重。根据以风定产的要求以及第九章通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U形通风方式。回采巷道采用单巷布置与掘进，布置方式为一进风一回风，每个工作面共布置两条斜巷，每侧布置一条。为保证上行通风，工作面下部巷道进风，上部巷道回风，为工作面提供新鲜风流。同时采用沿空留巷技术，即上区段轨道（运输）斜巷兼做下区段轨道（运输）斜巷。工作面运输斜巷布置胶带输送机；工作面轨道斜巷铺设轨道。6.2.2回采巷道参数1）区段斜巷巷道参数区段运输、轨道斜巷断面均为尺寸为4.6m×3.0m的矩形断面。区段运输斜巷内布置胶带宽度为1200mm的胶带输送机运煤，区段轨道斜巷内采用矿车进行辅助运输。排水管路和动力电缆分别布置在区段轨道斜巷和区段运输斜巷内。2）区段斜巷支护方式（1）顶板锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm，共6根，间排距800×800mm。=2\*GB3②钢带：M5型钢带，长4.6m。=3\*GB3③网：8#铁丝网，规格为5200×1000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12＃铁丝按150mm间隔有效连接。④锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30°。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑥托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格150×143×8mm。⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。=8\*GB3⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。=9\*GB3⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。=10\*GB3⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN，锚固力不低于120kN，锚杆预紧力矩不小于300N·m。（2）顶板锚索梁①规格和数量：规格Ф21.8-6300mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600mm，紧跟迎头施工，如图6-2-1所示。=2\*GB3②钢带：16#槽钢，长2m，两孔，孔中心距1.5m。=3\*GB3③锚索角度：垂直岩面施工。④螺母及垫圈：OVM锚具。⑤托盘：采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格140×100×15mm。⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。⑦锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。=8\*GB3⑧钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。=9\*GB3⑨预紧及锚固力：预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。（3）帮部锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm，共4根，间排距800×800mm。=2\*GB3②钢带：M4型钢带，长2.8m。=3\*GB3③网：8#铁丝网支护，规格为3200×1000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12＃铁丝按150mm间隔有效连接。④锚杆角度：靠近巷帮的帮部锚杆安设角度为与水平线成30°。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑥托盘：采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格150×143×8mm。⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。=8\*GB3⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。=9\*GB3⑨钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN，锚固力不低于80kN，锚杆预紧力矩不小于300N·m。（4）个别地段根据需要可增设预警点柱。（5）巷道帮顶肩角处锚杆适当垂直煤岩面，也可带一定角度。帮顶锚杆扭矩不低于300N·m，机具扭矩不足时采用滞后二次加扭。（6）严格控制锚杆排距，确保锚杆排距不得超过850mm。图6-2盘区轨道斜巷断面图图6-3盘区运输斜巷断面图7井下运输7.1概述井下运输分为主要运输和辅助运输。主要运输就是指对煤的运输；辅助运输是指运输矸石、材料、设备和人员。井下运输设计是对井下主要运输和辅助运输作统筹安排，运输方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方法等因素综合确定。7.1.1井下运输设计的原始条件与数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1。表7-1井下运输设计的原始条件与数据序号项目单位参数1设计生产能力Mt/a2.42工作制度三八制3日净提升时间h164年工作日d3305煤层平均厚度m2.956煤层倾角°4~77煤的密度t/m31.418相对瓦斯涌出量m3/t0.59绝对瓦斯涌出量m3/min5.2310矿井瓦斯等级低11煤尘爆炸性有爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量首采盘区区段运输斜巷到胶带运输大巷平均运距为2842m，最大运距为5684m，大巷运距为880m，故从工作面到井底车场的最大运距为6564m。首采盘区布置一个采煤工作面、一个掘进工作面即可保产，综采工作面日产量6872.32t，掘进面日产量356.01t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。7.1.3井下运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型较大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且运输距离较远，故区段运输斜巷、盘区运输上山、运输大巷均采用带式输送机运煤，采煤工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：为实现自动化控制和连续集装运输，适应矿井底板差的条件，结合矿井大巷倾角、岩石工程量等因素，矿井辅助运输采用CK-66型齿轨车牵引矿车运输。运送矸石、砂石、水泥等采用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车；运送设备材料选用MLG1.1-6型1t材料车、MPG1.1-6型1t平板车、MPG5-6型5t平板车、MPG10-6型10t平板车；运送支架选用MPC20-6型20t平板车；运送人员选用专用人车。2）运输系统井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统。（1）运煤系统盘区采煤工作面→区段运输斜巷→盘区运输上山→胶带运输大巷→井底煤仓→主井→地面。掘进工作面→区段运输斜巷→胶带运输大巷→井底煤仓→主井→地面。（2）行人、运料系统地面→副井→井底车场→轨道大巷→盘区下部车场材料车场→盘区中部车场→区段轨道斜巷→工作面。（3）排矸系统工作面→区段轨道斜巷→盘区中部车场→盘区下部车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面。7.2盘区运输设备选型7.2.1设备选型原则设备选型必须遵循下列原则：1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2）必须使上下两个运输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；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况；4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2盘区运输设备的选型及能力验算1）运煤设备（1）运煤设备选型根据盘区运输设备配套原则以及本矿的实际情况，盘区工作面运输设备配套选型见表7-2。表7-2工作面运输设备配套选型表名称型号工作面刮板输送机SGZ800/800转载机SZZ800/200破碎机PLM2000区段运输平巷胶带输送机DSJ120/180/3×315各设备的技术特征见表7-3～表7-6。表7-3工作面刮板输送机技术特征表项目单位数据型号SGZ800/800制造厂家中煤张家口煤矿机械有限责任公司输送能力t/h1500运输机长度m210电压等级V1140功率kW2×400链速m/s1.31中部槽尺寸mm1500×800×344表7-4工作面转载机技术特征表项目单位数据型号SZZ800/200制造厂家中煤张家口煤矿机械有限责任公司转载能力t/h1800设计长度m50电压等级V1140功率kW200链速m/s1.8表7-5破碎机技术特征表项目单位数据型号PLM2000制造厂家中国煤炭科工集团有限公司破碎能力t/h2000电机转速r/min1475总装机功率kW200电压等级V1140出料粒度mm<300传动方式电动机+液力偶合器+皮带轮表7-6区段运输平巷胶带输送机技术特征表项目单位数据型号DSJ120/180/3×315制造厂家兖矿集团大陆机械有限公司输送能力t/h1800胶带宽度mm1200电压等级V1140主电机功率kW3×315带速m/s3.55（2）运输能力验算采煤工作面最大出煤能力为600t/h，工作面刮板输送机输送能力为1500t/h，转载机转载能力为1800t/h，破碎机破碎能力为2000t/h，区段运输平巷胶带输送机输送能力为1800t/h；盘区运输系统中的各设备的生产和通过能力，均大于工作面的最大瞬时出煤能力。因此，所选设备可以满足要求。2）辅助运输设备为实现矿井连续运输，减少辅助运输中转过程，故采煤工作面区段轨道斜巷也采用CK-66型齿轨车牵引矿车的方式。CK-66型齿轨车技术特征表见7-8。7.3大巷运输设备选型7.3.1运煤设备为了保证矿井的生产能力，并且使井下运输系统有较高的连续性和较高的可靠性，胶带运输大巷选用胶带输送机运煤。本设计中，胶带运输大巷内选用DTL120/180/3×315型钢绳芯带式输送机，其主要参数见表7-7。表7-7胶带运输大巷胶带输送机技术特征表项目单位数据型号DTL120/180/3×315制造厂家兖矿集团大陆机械有限公司输送能力t/h1800胶带宽度mm1200电压等级V1140主电机功率kW3×315带速m/s3.557.3.2辅助运输设备选择矿井轨道大巷采用CK-66型齿轨车牵引矿车运输。设计选用600mm轨距系列矿车。运送矸石、砂石、水泥等采用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车；运送设备材料选用MLG1.1-6型1t材料车、MPG1-6型1.5t平板车、MPC5-6型5t平板车、MPC10-6型10t平板车；运送支架选用MPC20-6型20t平板车；运送人员选用专用人车。井下所用各种设备具体参数见表7-8～表7-9。表7-8CK-66齿轨车特征表项目单位数目备注功率kW66常州科研试制中心黏着牵引力kN45齿条牵引力kN100最大速度m/s3.5最大爬坡能力黏着驱动°6齿条驱动18最大列车总重t35机车自重机车t12制动车2最小弯道半径水平m6垂直12制动力kN120轨距mm600机车外形尺寸(长×宽×高)mm9340×1100×1600表7-9井下材料、设备运输车辆主要技术特征表名称型号载重量/t外形尺寸/mm轨距/mm轴距/mm自重/kg矿车MG1.1-6A12000×880×1150600750720材料车MLG1.1-612100×1150×1300600750790平板车MPG1.1-612000×900×410600750527MPC5-653450×1200×4806001100900MPC10-6103460×1300×30460011001010MPC20-6203460×1300×364600110012408矿井提升8.1矿井提升概述本矿井设计井型为1.5Mt/a，服务年限为60.5a。本矿井采用立井单水平上下山开拓方式，井底车场水平标高为-700m。矿井工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，采煤班每班割煤四刀，检修班检修。每昼夜净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330d。主井井筒净直径为5.0m，净断面积为19.63m2，井深720m；副井井筒净直径为6.5m，净断面积为33.18m2，井深700m。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、设备及升降材料等任务，宽罐除满足上述提升任务外，还可以满足整体升降大型设备、综采支架等任务。8.2主副井提升8.2.1主井提升1）设备选型矿井设计生产能力为1.5Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDG16/150×4的箕斗提煤，地面设落地式多绳摩擦提升机，型号为JKMD-3.25×4(III)。主井装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8-1～表8-3。表8-1主井箕斗技术特征表项目单位数据型号JDG16/150×4名义载煤量t16有效容积m317.6最大终端载荷kN588.4提升钢丝绳直径mm31~40数量根4绳间距mm300平衡钢丝绳直径mm45~62数量根2箕斗自重t12.42）提升能力验算（1）提升高度：H=HS+HZ+HX (8-1)式中：H—提升高度，m；HS—矿井深度，720m；HZ—装载高度，35m；HX—卸载高度，20m。则：H=720+35+20=775m表8-2主井多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数据型号JKMD-3.25×4(III)天轮直径m3.25提升钢丝绳最大静拉力kN450最大静拉力差kN140最大直径mm34数量根4绳间距mm300最大提升速度m/s13天轮变位质量t2.72自重（不含电气设备）t62表8-3主井提升钢丝绳技术特征表项目单位数据型号6△(21)股(0+9+12)绳和股纤维芯直径钢丝绳mm31.0钢丝1×6股芯mm1.4第一层mm1.65第二层mm2.2钢丝总断面积mm2376.56参考重力N/100m3728.0钢丝绳公称抗拉强度N/mm21700钢丝破断拉力总和N640000安全系数-9.0（2）经济提升速度：Vj=0.4×H0.5 (8-2)式中：Vj—经济提升速度，m/s；H—提升高度，m。则：Vj=0.4×7750.5=11.14m/s（3）一次提升循环估算时间： TX=Vj/a+H/Vj+u+θ (8-3)式中：TX—次提升循环估算时间，s；a—初估加速度，取0.8m/s2；u—箕斗低速爬行阶段附加时间，取10s；θ—箕斗装卸载休止时间，取10s。则：TX=11.14/0.8+775/11.14+10+10=103.49s（4）小时提升次数：Ns=3600/TX (8-4)式中：Ns—小时提升次数，次。则：Ns=3600/103.49=35次（5）小时提升量： As=An×C×af/(br×ts） (8-5)式中：As—小时提升量，t；An—设计年产量，1.5Mt/a；C—提升不均衡系数，取1.3；af—提升富裕系数，取1.3；br—年工作日，330d；ts—日净提升时间，16h。则：As=1.5×1000000×1.3×1.3/(330×16)=480.11t（6）一次合理提升量： Q=As/Ns (8-6)式中：Q—一次合理提升量，t；则：Q=480.11/35=13.72t表8-4主井提升参数提升高度/m经济提升速度/m·s-1一次提升时间/s小时提升次数/次小时提升量/t一次合理提升量/t77511.14103.4935480.1113.72主井提升参数见表8-4，所选箕斗提升容量为16t，所以能够满足矿井生产的需要，并为矿井以后生产能力的提高留有了足够的余地。8.2.2副井提升副井采用落地式多绳摩擦式提升机提升一窄（1.02）一宽（1.67）罐笼。提升机、罐笼和钢丝绳等具体参数见表8-5～表8-7。表8-5副井多绳摩擦提升机技术特征表项目单位数据型号JKMD-4×4(III)天轮直径m4提升钢丝绳最大静拉力kN680最大静拉力差kN180最大直径mm39.5数量根4绳间距mm350最大提升速度m/s14天轮变位质量t6.5×2自重（不含电气设备）t115表8-6副井罐笼技术特征表项目单位数据型号GDG1.5/6/2/4K装载矿车型号MG1.1-6A车数辆4乘人数人84罐笼总载量t13.68罐笼质量t11.91最大终端荷载kN560提升首绳直径mm39.5数量根4尾绳数根2罐笼长和宽A×Bmm5290×1674表8-7副井提升钢丝绳技术特征表项目单位数据型号6△(21)股(0+9+12)绳和股纤维芯直径钢丝绳mm35.0钢丝1×6股芯mm1.6第一层mm1.85第二层mm2.5钢丝总断面积mm2480.42参考重力N/100m4756.0钢丝绳公称抗拉强度N/mm21700钢丝破断拉力总和N816500安全系数-9.19矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井概况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m~+32m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。矿井东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南省永城市的新庄煤矿相接。井田东西长约为7.2km，南北长5.4km。煤层最小倾角4°，最大倾角7°，平均倾角6.2°。在井田范围内，4煤层赋存稳定，平均倾角6.2°，矿井相对瓦斯涌出量为平均1.732m3/t，煤层自然发火危险性和煤尘无爆炸性均较弱。矿井设计生产能力按年工作日330d计算，每昼夜净提升时间为16h。矿井采用“三八”制工作制度，井下同时作业的最多人数为130人，综采工作面同时工作的最多人数为43人。矿井的主要通风硐室有：机车修理和加油硐室、水泵房、变电所等。9.1.2矿井通风系统的确定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）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（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。2）矿井通风方式的确定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、矿井瓦斯等级。（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9-1。表9-1矿井主要通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、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本矿主要开拓巷道沿井田主要延展方向（东西方向）布置，西部采用盘区式准备，东部采用带区布置，矿井前期首采区离工业广场距离较近，较短的大巷能较好的服务其两侧的工作面。同时减少了通风线路。矿井后期开采井田东翼煤层，大巷距离较长，通风线路较前期增长很多，但是由于矿井本身东西走向长度不大，工业广场布置在井田东西方向的中部，大巷长度缩短很多，通风线路随之减短。因此考虑采用中央并列式通风，这样可以尽早构成风路，能兼顾上下山开采，减少开拓量，较两翼对角式通风方式能够尽早投产、出煤。但随着开采逐步向两翼发展，通风阻力不断增大，故后期通风较困难。针对其后期通风困难采取措施：建立瓦斯抽排系统，掘进抽排瓦斯底巷先抽后采；采用新式大功率对旋式通风机；加强通风管理。3）矿井通风方法的确定矿井通风方法也即是主要通风机的工作方式。主要通风机的工作方式基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和盘（带）区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把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风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，线路较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采浅部和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，根据矿井的条件，确定该矿井采用抽出式通风。9.1.3盘区通风系统的确定1）盘区通风系统的要求（1）盘区通风总要求：①能够有效地控制盘区内风流方向、风量大小和风质；②漏风少；③风流的稳定性高；④有利于排放沼气，防止煤尘自燃和防尘；⑤有较好的气候条件；⑥安全经济合理技术。（2）盘区通风的基本要求：①每个盘区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；②工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；③煤层倾角大于12°时，不宜采用下行风；④回采工作面的风速不得低于1m/s；⑤工作面回风流中沼气浓度不得超过1%；⑥必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；⑧机电硐室必须在进风流中；⑨采空区必须要及时封闭；⑩要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。2）采煤工作面通风方式及风向（1）采煤工作面通风方式的确定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形等通风方式，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：U形通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。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风流中的瓦斯。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。W形通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的主要特点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、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。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；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。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、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力，确定采用U+L（瓦斯抽排巷）型后退式通风方式。（2）采煤工作面风向采煤工作面风向有上行风和下行风之分，但是本矿井前期采用盘区式后期采用带区式准备方式，工作面倾角比较小，上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。下面是选择不同的进风回风巷道进行比较：选择区段运输斜巷作为进风巷，区段轨道斜巷作为回风巷风流方向和运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使风流中的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，使进风流中的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全条件；输送机所散发的热量，使进风流温度升高，从而增大工作面的温度。选择区段轨道斜巷作为进风巷，区段运输斜巷作为回风巷选择辅助运输斜巷作为进风巷，运输斜巷作为回风巷，虽然避免了上一种方式的缺点，但是，胶带输送机处于回风流中，容易引起瓦斯的爆炸。结合本矿井的条件，本设计矿井的瓦斯涌出量不大，煤尘有爆炸危险性，通过瓦斯抽排底巷先抽后采可减少瓦斯涌出量。综合考虑巷道布置和生产系统，最终选择区段轨道斜巷作为进风巷，区段运输斜巷作为回风巷。9.1.4矿井通风容易与困难时期的确定本矿井采用中央并列式通风，根据《煤矿安全规程》（2011版）的要求，只需将前15~25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。工业广场西翼两个盘区（北一盘区和南二盘区）的储量可以保证25年的生产，故将它作为中央风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为北一盘区上山东翼最靠近大巷工作面（即220工作面）正常回采时，此时有一个回采工作面和一个掘进面；通风困难时期为南二盘区308工作面投产，并同时准备309工作面。确保两个煤巷掘进面和一个回采工作面。通风困难时期通风立体图与网络图如图9-1所示。通风容易时期通风立体图与网络图如图9-2所示。9.2盘区及全矿所需风量9.2.1采煤工作面实际需风量每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1）按瓦斯涌出量计算根据《矿井安全规程》（2011版）规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%的要求计算： Qai=100×qa×Kai (9-1)式中：Qai—第i个采煤工作面实际需风量，m3/min；qa—该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5。根据煤层瓦斯含量计算，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为2.53m3/min，则：Qai=100×2.53×1.5=379.5m3/min2）按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表9-2。表9-2采煤工作面空气与风速对应表工作面温度（℃）<1515~1818~2020~2323~26工作面风速（m/s）0.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~1.8工作面所需风量按下式计算： Qai=60×vai×Sai×k (9-2)式中：vai—第i个采煤工作面风速，m/s；Sai—第i个采煤工作面平均有效断面积，取12.48m2；k—采煤工作面长度系数，取1.3。因工作面空气温度为20~23℃，取vai=1.5m/s。故工作面需风量为：Qai=60×1.5×12.48×1.3=1460.16m3/min3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量： Qai=4×Nai (9-3)式中：4—每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Nai—第i个采煤工作面同时工作的最多人数，取47人。则：Qai=4×47=168m3/min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1460.16m3/min，故取Qai=1460.16m3/min4）按风速进行验算根据《煤矿安全规程》（2010版）规定：采煤工作面最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s。按最低风速验算：Qai≥0.25×60×Sai (9-4)图9-1困难时期矿井通风立体图及网络图图9-2容易时期矿井通风立体图及网络图按最高风速验算：Qai≤4×60×Sai (9-5)式中：Sai—第i个采煤工作面平均有效断面积，取12.48m2。则有：187.2m3/min≤1460.16m3/min≤2995.2m3/min由风速验算可知，Qai=1460.16m3/min符合风速要求。9.2.2掘进工作面实际需风量掘进工作面需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。1）按瓦斯涌出量计算Qbi=100×qbi×Kbi (9-6)式中：Qbi—第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；qbi—第i个掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kbi—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量通风系数，取2.0。煤巷掘进工作面按最大瓦斯涌出量计算，即qbi＝1.05m3/min。则可得煤巷掘进工作面需风量：Qbi=100×1.05×2.0=210m3/min2）按炸药量计算按每千克炸药供风量应大于25m3/min计算：Qbi≥25×Ai (9-7)式中：Ai—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取12kg。则煤巷掘进工作面需风量：Qbi=25×12=300m3/min3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量：Qbi=4×Nbi (9-8)式中：4—每人每分钟供给的最低风量，m3/min；Nbi—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。煤巷掘进工作面同时工作最多人数分别为30人。则煤巷掘进工作面需风量：Qbi=4×30=120m3/min。4）按局部通风机实际吸风量计算煤巷掘进：Qbi=Qbs×Ii+15S(9-9)式中：Qbs—局部通风机实际吸风量，m3/min；S—安设局部通风机的巷道断面，m2；Ii—掘进工作面同时工作的局部通风机台数，取1。煤巷掘进工作面用JBD60-2-NO6.5型局部通风机，取Qbs=448.5m3/min，安设局部通风机的断面为17.8m2。则煤巷掘进工作面需风量：Qbi=448.5×1+15×17.8=715.5m3/min。由以上四种方法计算所得的煤巷掘进工作面实际最大需风量为：715.5m3/min。5）按风速进行验算根据《煤矿安全规程》（2010版）规定：掘进中的煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s。煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25×60×Sbi≤Qbi≤4×60×Sbi (9-10)式中：Sbi—第i个掘进工作面巷道过风断面积，m2。煤巷掘进工作面巷道过风断面积为13.8m2。则有：196.5m3/min≤715.5m3/min≤3144m3/min由风速验算可知，煤巷掘进工作面实际最大需风量取715.5m3/min，符合风速要求。9.2.3硐室需风量井下硐室实际需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算。井下需独立通风的硐室主要有：井下火药库、充电硐室、机电检修硐室等。各种硐室需要的风量见表9-3。表9-3硐室需风量表硐室名需风量/m3·min-1井下火药库200充电硐室200机电检修硐室190其它硐室200合计7909.2.4其它巷道需风量其它巷道需风量按采煤工作面、掘进工作面和硐室需风量总和的5%进行计算。9.2.5矿井所需总风量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量的总和。生产矿井总进风量按下列要求分别计算，并取其中的最大值。1）按井下同时工作的最多人数计算 Q≥4×N×Kt (9-11)式中：N—井下同时工作的最多人数，200人；Kt—矿井通风系数，取1.25。则：Q≥4×200×1.25=1000m3/min2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 Q≥(∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd+∑Qe)×Kt (9-12)式中：∑Qa—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；∑Qb—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；∑Qc—硐室实际需要风量的总和，m3/min；∑Qd—备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；∑Qe—其它巷道需要风量的总和，m3/min；Kt—矿井通风系数，取1.15。容易时期矿井总风量为：Q≥(1460.16+715.5+790+0)×1.05×1.15=3736.73m3/min困难时期矿井总风量Q≥(1460.16+715.5×2+790+0)×1.05×1.15=4445m3/min综上，应从两者中取较大值作为矿井总进风量，即矿井总进风量为4445m3/min。9.2.6风量分配及风速验算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1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，区段斜巷的风量乘以系数。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。风量分配见表9-4。表9-4风量分配表用风地点需风量/m3·min-1工作面区段斜巷1858.5煤巷掘进工作面715.5煤巷掘进工作面（困难时期）715.5×2各硐室900其它巷道255.61合计4445经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9-5。表9-5井巷风速验算表井巷名称允许风速/m·s-1有效断面/m2通过风量/m3·min-1实际风速/m·s-1最低最高副井-833.1844452.23井底车场-814.344455.18轨道运输大巷-814.34265.684.97盘区轨道上山-814.34265.684.97区段轨道斜巷0.256121679.182.33采煤工作面0.25410.71460.162.27区段运输斜巷0.256121460.162.03盘区运输上山-814.34046.774.72胶带运输大巷-614.34046.774.72主回风石门-614.344455.18中央风井-1533.1844452.23由以上验算表可知，井下主要用风地点风速均满足最高风速与最低风速要求。9.3全矿通风阻力的计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力。通常矿井通风阻力可分摩擦阻力和局部阻力两类。其中摩擦阻力一般占通风阻力的90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.3.1矿井通风总阻力计算原则1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；3）矿井通风网路中有很多并联系统，计算总阻力时应以其中阻力最大的路线作依据；4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350mm水柱；5）所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。9.3.2矿井最大阻力路线1）通风容易时期的最大阻力路线地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→北一盘区轨道上山→220工作面区段轨道斜巷→220工作面→220区段运输斜巷→北一盘区运输上山→胶带运输大巷→主回风石门→中央回风井井→地面。2）通风困难时期的最大阻力路线地面→副井→井底车场→轨道运输大巷→南二盘区轨道下山→308工作面区段轨道斜巷→308工作面→308工作面区段运输斜巷→南二盘区运输下山→胶带运输大巷→主回风石门→中央风井→地面。9.3.3矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，用下式分别计算各段风路井巷的磨擦阻力： hfr=α×L×U×Q2/S3 (9-13)式中：hfr—各段井巷摩擦阻力，Pa；α—井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4；L—井巷长度，m；U—井巷净断面周长，m；Q—分配给井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2。通风容易与困难时期摩擦阻力计算分别见表9-6与表9-7。表9-6通风容易时期摩擦阻力计算表井巷名称支护方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40070020.4233.1874.0885.90井底车场锚喷6022014.414.374.0835.67轨道运输大巷锚喷7075014.414.371.10130.7盘区轨道上山锚喷7427014.414.371.1049.74区段轨道斜巷U型钢支架380890141227.99220.80综采工作面液压支架33026011.810.724.3448.96区段运输斜巷U型钢支架380890141224.34166.97盘区运输上山锚喷748514.414.367.4514.09胶带运输大巷锚喷7075014.414.367.45117.62主回风石门锚喷7043014.414.374.0881.34中央风井混凝土31.470016.0220.4374.0822.66矿井通风总阻力/Pa974.45表9-7通风困难时期摩擦阻力计算表井巷名称支护方式a×104/N·s2·m-4L/mU/mS/m2Q/m3·s-1hfr/Pa副井混凝土40070020.4233.1874.0885.90井底车场锚喷6022014.414.381.6123.61轨道运输大巷锚喷7075014.414.368.62121.73盘区轨道下山锚喷90216714.414.368.62452.23区段轨道斜巷锚网150243414.41456.07565.23综采工作面液压支架33026011.810.756.07259.82区段运输斜巷锚网150243414.414.56.07565.23盘区运输下山锚喷70.0190714.414.368.62309.53胶带运输大巷锚喷7075014.414.381.61172.19主回风石门锚喷7043014.414.381.6198.50中央风井混凝土31.470016.0220.4381.6127.50矿井通风总阻力/Pa2681.719.3.4矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：hme=1.1×hfe (9-14)困难时期通风总阻力： hmd=1.15×hfd (9-15)矿井等积孔： (9-16)式中：1.1、1.15—考虑风路上有局部阻力的系数；hme、hmd—矿井通风容易和困难时期的总阻力，Pa；hfe、hfd—矿井通风容易和困难时期的摩擦阻力之和，Pa；Q—矿井风量，m3/s；h—矿井阻力，Pa。则容易时期：通风总阻力为hme＝1.1×974.45＝1071.90Pa，矿井等积孔为m2。则困难时期：通风总阻力为hmd＝1.15×2681.71＝3083.97Pa，矿井等积孔为m2。通风容易与困难时期矿井通风总阻力和矿井等积孔见表9-8。表9-8矿井通风总阻力及等积孔汇总表项目容易时期困难时期总阻力（Pa）1071.903083.97总等积孔（m2）2.701.59表9-9矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔A大阻力矿井困难<1m2中阻力矿井中等1~2m2小阻力矿井容易>2m2由表9-9可知，本矿井通风容易时期等积孔大于2m2，通风困难时期等积孔小于2m2故本矿井属于通风中等矿井。9.4矿井通风设备选型9.4.1主要通风机选型1）主要通风机选型的基本原则（1）风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。（2）当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。（3）风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5°；风机的转速不大于额定值的90%。（4）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。（5）正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。2）自然风压《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）规定：矿井进、出风井井口的标高相差在150m以上，或进出风井口的标高相同但井深400m以上，宜计算矿井的自然风压。本矿井副井深700m，北风井深700m，故需计算自然风压。（1）静压矿井进、出风井的空