显德汪矿1.5Mt-a新井设计-大采高一次采全高的上覆岩特性分析

表6.1。表6.1可采煤层特征表特征名称数量单位煤层名称29煤层厚度43m稳定性稳定稳定硬度f=2.0～3.0f=2.0～3.0平均倾角1414°煤层牌号QMQM直接顶岩性砂泥岩泥岩厚度m老顶岩性中细砂岩中细砂岩厚度2.32.2m直接底岩性砂泥岩砂泥岩厚度16.215.3老底岩性中砂岩中细砂岩厚度4.55.2采区相对瓦斯涌出量为3.042m3/t，绝对瓦斯涌出量为10.56m3/min，该采区属于低瓦斯采区，但煤层有自燃发火倾向，煤尘具有爆炸性。矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为200m3/h6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1、分层综采工艺的特点(1)优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0～3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93～97%以上。(2)缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2、放顶煤工艺(1)优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；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；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；(2)缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。3、一次采全高工艺(1)优点：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；万吨掘进率低；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。(2)缺点：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；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，本矿井煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.0m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度平均为为230m，区段长平均为3110m；煤厚4.0m。区段运输平巷尺寸（宽×高）为4600mm×3800mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为5000mm×4100mm，均采用留5m煤柱沿空掘巷。工作面配套设备见表6.2。表6.2工作面配套设备序号项目设备型号备注1采煤机MXA-300/4.5W选用一次采全高成套设备2液压支架ZZ5600/23/473刮板输送机SGZ-830/5006.1.4回采工作面采煤机、刮板输送机选型按照厚煤层1.5Mt产量的要求，工作制度为330d/a，按每天两班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力约为4545.45t/d，工作面采煤机开机率按60%，采煤机功率按美国开机硬煤估算功率经验值0.5kw·h/t，则：工作面小时生产能力为：Q=4545.45/(16×60%)=473.48t/h（6-1）采煤机功率为：N=473.48×0.5=236.74KW（6-2）工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，详细技术特征见表6.3：表6.3采煤机技术特征项目单位数目型号MXA-300/4.5W制造厂家西安煤矿机械厂采高m2.2～4.5截深m0.8滚筒直径m2.0滚筒中心距m10.326截割功率kW300牵引方式电牵引牵引速度m/min0～8.50牵引功率kW2×90机面高度m1.905卧底量m0.185控顶距m2.342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；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。采煤机生产能力为:Q=60vMBγη（6-3）式中：Q——采煤机小时割煤量，t/hv——采煤机牵引速度，取4m/minM——煤层厚度，取4mB——截深，取0.8mγ——煤的体积质量，1.4t/m3η——有效截割系数，取0.9Q=60×4×4×0.8×1.4×0.9=967.68t根据环节生产能力配套并考虑一定的富裕系数，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到1000t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。刮板输送机参数见表6.4:表6.4刮板输送机技术特征项目单位数目型号MXA-300/4.5W制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1000运输机长度m200电压等级V1140总装机功率kW1400链速m/s1.21中部槽尺寸mm1756×1332×353进刀方式：采用不留三角煤端部斜切进刀。进刀方法：（1）采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到一个截深后停机；（3）将支架拉过并顺序移刮板输送机至端头后调换前后滚筒位置向端头割煤；（4）割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，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50m左右，进刀方式如图6-1-1所示。图6.1采煤机斜切进刀示意图6.1.5采煤工作面支护方式(1)支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用北京煤机厂生产的支撑掩护支架及其相配套的端头支架。非留巷巷道端头支护方式采用端头支架和单体柱联合支护，留巷巷道的端头支护采用单体柱支护，从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架140架，共计143架，采用支架技术特征见表6.5。表6.5(a)液压支架技术特征项目单位数目型号ZZ5600/23/47型式支撑掩护式支撑高度m2.3～4.7支架宽度m1.41～1.59中心距m1.5初撑力kN5000工作阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5支架重量t19.5供液泵压MPa31.5支架最大长度m6.1制造厂家北京煤机厂表6.5(b)乳化液泵站技术特征项目单位技术特征型号RB125/31.5流量L/min125柱塞数量个3电动机功率kW75电压等级V1140质量Kg1440泵总成尺寸mm×mm×mm2088×810×875储液箱L1000表6.5(c)喷雾及冷却泵技术特征项目单位技术特征型号WPZ320/6.3流量L/min320压力Mpa6.3电动机功率kW45转速r/min1470质量Kg1800外形尺寸mm×mm×mm2500×890×958（2）支架高度的确定及支护强度的验算最大高度：（6-4）式中：——支架最大支护高度，m；——煤层最大采高，m；——伪顶或浮煤冒落厚度，m。=4.5+0.2=4.7m最小高度：（6-5）式中：——支架最小支护高度，m；hmin——煤层最小采高，m；——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。支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的4～8倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压情况未知，为保险起见故可以取最大采高8倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=(4～8)×9.8Mγcosα×10-3（6-6）式中：M——工作面最大采高，取4.5m；γ——顶板岩石体积质量，取2.7t/m3；α——煤层倾角，α=5°；则：P=(4～8)×9.8×4.5×2.7×cos5°×10-3=0.474MPP=0.474MP≤0.98×80%=0.784MP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。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa。（3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（4）移架及推移刮板输送机方式液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：①支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。②工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒3～5架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架（滞后上滚筒3～5架），以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板。6.1.6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，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型中置式端头支架。其技术特征见表6.6。表6.6端头支架主要技术特征见表项目单位规格型号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t21.35（2）超前支护工作面采用FLZ38－20/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。①分带轨道斜巷的超前支护从煤壁线向外30m超前支护，为两排支设，离工作面煤柱侧1m打30m一排单体柱，柱距1m；另一侧距煤柱1m打20m一排单体柱，柱距800m。②分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），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1m的戴帽点柱（用单体柱）。（3）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。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用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，备品备件码放必须放在工作面70m以外。6.1.7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，如无特殊需要，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2/3），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进行调整。（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。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8m，以确保截深及产量和工程质量。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。若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。（4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，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）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用2台端头支架，机尾采用2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。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，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（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（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（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4m/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在分带运输斜巷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区段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；区段巷道超前工作面40m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。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8采煤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、推移刮板输送机、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。工作面为一次采全高，设计采高为4.0m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（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。循环方式为生产班每班进3个循环，检修班进一个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6.7。表6.7劳动组织配备表序号项目班次定员生产一班生产二班检修班1班长33392采煤机司机22263移架工22264刮板输送机司机11135转载机司机11136泵站司机11137皮带输送机司机33398端头维护工334109验收员111310清煤工221511电工115712看电缆工111313库工--3314机动人员333915合计24243379（2）技术经济指标循环产量按下列公式计算：（6-7）（6-8）（6-9）式中：Q1——割4.0m采高段一刀煤产量，t；Q2——割过渡段一刀煤产量，t；Q——循环产量，t；L1——工作面4.0m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，m；S——循环进尺，0.8m；M1——工作面中段采高，4.0m；M2——工作面过渡段采高，取平均值3.5m；γ——煤的容重，1.4t/m3；C——工作面可采范围内回采率，93％。则：Q1=(210-20)×0.8×4.0×1.4×0.93=791.616tQ2=20×0.8×3.5×1.4×0.93=72.912t循环产量：Q=Q1+Q2=791.616+72.912=864.528t日产量=Q×日循环数=864.528×6=5187.168t吨煤成本根据矿上实际数据取为220元/t，工作面主要技术经济指标见表6.8。表6.8工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面走向长度m2102工作面倾斜长度m14003工作面倾角°44采高m4.05煤的容重t/m31.46循环进尺m0.807循环产量t864.5288日循环数个69日产量t5187.16810坑木消耗m3/万t111乳化液消耗kg/万t50012回采工效t/工65.6613回采率%9314吨煤成本元/t2206.221011首采工作面回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式（1）布置方式工作面相对瓦斯涌出量3.04m3/t，生产能力为1.5Mt/a，根据以风定产的要求以及后面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型通风方式。工作面回采巷道布置方式为两进一回，区段运输斜巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段轨道斜巷布置轨道，辅助运输兼进风，采空区留巷段用作回风段。采用连续采煤机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。（2）煤柱尺寸区段斜巷采用沿空留巷方式，掘进时双巷掘进，区段之间无需留设煤柱，采区两侧之间留设20m的采区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道参数1）区段斜巷巷道参数区段运输、轨道斜巷断面尺寸均为5.0m×3.0m，矩形断面。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，胶带机巷布置1100mm宽的胶带运煤，轨道斜巷布置排水管路，运输斜巷布置动力电缆。2）区段轨道斜巷支护方式（1）顶板锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm，共7根，间排距750×800mm。=2\*GB3②钢带：M5型钢带，长4.8m。=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2.4m，两孔，孔中心距2.0m。=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5根，间排距650×800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。=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区段轨道斜巷巷道断面支护参数图3）区段运输斜巷支护方式（1）顶板锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2800mm，共7根，间排距750×800mm。=2\*GB3②钢带：M5型钢带，长4.8m。=3\*GB3③网：Ф6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为2600×1000mm（两块），钢塑网的规格为5400×1000mm。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，迎头布置成“3-0-3”形式，排距800mm，如图4-1所示；在迎头后根据矿压观测，及时补充施工锚索，使每3排锚杆布置锚索数量达到14套，即呈“5-4-5”布置，具体见支护参数图6-2-2所示。=2\*GB3②20#槽钢，长1.8m、2.8m和3.4m三种。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。=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）高帮（非回采侧帮）锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm，共5根，间排距650×800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。=2\*GB3②钢带：M4型钢带，长2.6m。=3\*GB3③网：Ф6mm钢筋网与钢塑网双层网联合支护，钢筋网规格为2600×1000mm，钢塑网的规格为2800×1000mm。④锚杆角度：垂直帮部施工。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）高帮（非回采侧帮）锚索梁①规格和数量：规格Ф21.8-5300mm，距离底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向锚索梁，排距800mm，锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-3所示；=2\*GB3②20#槽钢，长2.4m，孔中心距2.0m。=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：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。⑦锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。=8\*GB3⑧钻孔规格：钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深5000mm。=9\*GB3⑨预紧及锚固力：预紧力80～100kN，锚固力不低于200kN。（5）低帮（回采侧帮）锚杆①规格和数量：规格Ф22-M24-2500mm，共5根，间排距650×800mm。由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。=2\*GB3②钢带：M4型钢带，长2.6m。=3\*GB3③网：8#铁丝网，规格为2800×1000mm。④锚杆角度：垂直帮部施工。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。图6.3区段运输斜巷巷道断面支护参数图7井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和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和数据序号项目单位数量备注1设计生产能力Mt/a1.5瓦斯涌出量为相对值2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m4.06煤层平均倾角°147煤的容重t/m31.48瓦斯涌出量m3/t3.049矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离和货载量区段斜巷平均运距1400m，大巷运距1100m，故从工作面到井底车场的最大运距为2500m。首采采区内布置一个工作面、一个掘进面即可保产，设计大采高工作面日产量5187.168t/d，掘进面日产量518.7t/d，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输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运输，其运量见表7.2。表7.2带区辅助运输量序号项目单位数量备注1运送人员人/班均取平均值2材料、设备正常生产t/班52工作面安装、搬家t/d1043工作面支架安装架/d12搬迁214工作面设备安装t/d110搬家2207.1.3矿井运输系统1）运输方式运煤：由于矿井井型大，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，故区段斜巷、大巷采用带式输送机运煤，区段工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.9-9B型1.5吨固定厢式矿车，工作面辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定厢式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。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）运煤系统区段采煤工作面→区段运输斜巷→区段煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面掘进工作面→区段运输斜巷→区段煤仓→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→采区行人运料斜巷→采区轨道集中平巷→区段轨道斜巷→工作面（3）排矸系统矿井投产后，产生的矸石大部分为瓦斯抽排巷掘进出矸，矸石由矿车经轨回联巷运至轨道大巷后，再由电机车牵引至井底车场，并由副井提出地面。7.2采区运输设备选择7.2.1设备选型原则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采区设备的选型（1）采煤工作面选用西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。（2）采区运煤设备根据采区运输设备配套原则选择分带运输斜巷配套设备如下：转载机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3×200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7.3，表7.4，表7.5。表7.3转载机技术特征项目单位技术特征型号SZB-830/180生产能力t/h1200出厂长度m37.7总装机功率kW2×90电压等级V1140链速m/s1.45有效搭接长度m12.4爬坡长度m7.4爬坡角度°10中部槽尺寸长mm1500宽mm830高mm222表7.4破碎机技术项目单位技术特征型号PCM132通过能力t/h1200破碎能力t/h1200整机重量t14.8电动机功率kW132结构特点锤式外形尺寸mm×mm×mm4560×2095×1742最大出料块度mm300生产厂张家口煤机厂表7.5SSJ1200/3×200M带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号SSJ生产能力t/h1200运距m1500皮带宽度mm1200电压等级V1140功率Kw3×200带速m/s3.15（3）采区辅助运输设备本采区的煤层倾角较小，因此提升时采用JW1600/80无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、5t平板车运输。各设备技术特征如下：表7.6JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JW1600/80载荷钢丝绳最大静张力kN60两钢丝绳最大张力差kN50绳速m/s0.751滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机型号YB280M—6功率kW55/75电压V380/660外形尺寸mm3485×1720×1672表7.7井下运输车辆主要技术特征表名称型号载重量/t外型尺寸长×宽×高轨距/mm轴距/mm自重/kg数量/辆矿车MG1.7-9B1.59007509741000材料车MLC5-95900600790200平板车MPC55900600780507.2.3采区运输能力验算（1）运煤能力验算对矿井年产量（AB=150万t/a），按各环节通过能力进行验算，AB应由必要的运输设备运输能力来保证，即：（7-1）式中：An——各运输环节运输能力，t/h；K——产量不均衡系数，取1.2；T——日工作时间，取16小时；η——运输设备正常工作系数，取0.8；则：通过验算，各运输环节的运输设备均满足要求。（2）采区辅助运输能力验算采区车场设计一次提升的矿车为8个。根据矿车连接器强度进行验算：（7-2）（7-3）式中:W——矿车与轨道间的摩擦系数；F——矿车运行阻力，N；g——重力加速度，m/s2；K——车轮与轨道间的滚动摩擦因数，K=0.5～0.6；u——车轮轴承的摩擦因数；d——车轮的轴径，mm；D——车轮直径，mm；Z——一次能提升的最大矿车数，个。因为8＜11，故一次提升8个矿车满足要求。7.3大巷运输设备选择根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助运输，在运输大巷内采用DX-1200/4×2000型带式输送机运输煤炭，其主要技术特征如下：表7.8XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征表项目单位技术特征型号XK8-9/120-1A粘着质量t8轨距mm900最小曲率半径m7连接器距轨面高mmmm320；430固定轴距mm1100主动轮直径mm680机械传动装置传动比6.92外型尺寸mm4500×1360×1550制动方式机械牵引力小时制kN11.172长时制kN2.94速度小时制km/h6.8长时制km/h12.4最大km/h25牵引电动机型号ZQ—11B额定电压V120小时制功率kw11长时制功率kw4.3台数台2小时制电流A112长时制电流A44表7.9DX-1200/4×2000带式输送机主要技术特征表项目单位技术特征型号DX-1200/4×200输送能力t/h1400带速m/s3.15带宽mm1200适应倾角°±4电动机功率Kw4×200型号YBKYS-2000转速r/min1478电压V660/11408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53.8a。本矿井采用立井两水平开拓方式，一水平标高为-50m，矿井工作制度为“三八”制，两班采煤一班检修，每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日为330天。主井井筒内布置2套16t多绳箕斗，用于煤炭提升，副井井筒内布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼提升。8.2主井提升8.2.1箕斗矿井设计生产能力为1.5Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装备16t侧卸式箕斗。具体参数见表8.1。表8.1箕斗技术参数项目单位数目备注型号-JDG16/150×4Y淮南煤机厂名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.88.2.2提升机井筒装备地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（Ⅱ），由洛阳矿山机械厂生产提供，提升机主要特征见表8.2。表8.2多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位数目备注型号JKM-2.5/6（Ⅱ）洛阳矿山机械厂主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数量条4间距mm250最大提升速度m/s148.2.3钢丝绳技术特征多绳摩擦提升机所用钢丝绳技术特征见表8.3：表8.3钢丝绳技术特征表项目单位数目型号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N/100m4664钢丝绳公称抗拉强度N•mm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数—8.38.2.4提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：（1）提升高度：H=HS+HZ+HX（8-1）式中：H——提升高度，m；HS——矿井深度，912m；HZ——装载高度，30m；HX——卸载高度，20m。H=912+30+20=962（m）（2）经济提升速度：Vm=0.4×H0.5（8-2）式中：Vm——经济提升速度，m/s。Vm=12.4（m/s）（3）一次提升循环估算时间：TX=Vm/a+H/Vm+t（8-3）式中：TX——一次提升循环估算时间，s；a——初估加速度，取0.8m/s2；t——装卸载时间，取30s。TX=12.4/0.8+962/12.4+30=123.1（s）（4）小时提升次数：Ns=3600/TX（8-4）式中：Ns——小时提升次数。Ns=3600/123.1=30（次）（5）小时提升量：As=An×c×cr/（Bn×Tv）（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，1.3；cr——提升备用系数，1.3；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。As=1.5×100000×1.3×1.3/（330×16）=480.11（t）（6）一次合理提升量：Q=As/（2×30）（8-6）式中：Q——一次合理提升量，t；2——两套提升设备。Q=480.11/（2×30）=8.0（t）表8.4提升参数提升高度/m提升速度/m·s-1一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t96212.4123.130480.118.0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。8.3副井提升选择宽罐笼型号为GDG1.5/9/2/4K，窄罐笼型号为GDG1.5/9/2/4，采用落地式多绳摩擦提升机型号为JKM-2.25×4（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：表8.5罐笼技术特征表罐笼型号GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面积/m215.211.6乘人数8464罐笼总载重/t14.6814.68罐体自重/t11.8810.93最大终端载荷/kN570570罐笼长和宽A×B/mm5290×16745290×1274钢罐道C/mm51005100组合钢罐道宽度/mm180180编制单位南京院表8.6主提升机特征使用井筒提升机形式型号最大张力/t功率/kW电力形式最大提速/m·s-1产地副井落地摩擦轮4×41721250交-交10德国表8.7副井提升钢丝绳参数主绳尾绳型号三角股镀锌8×4×19-178×28直径/mm42178×28单位重量/kg·m-17.515.05抗拉强度/N·mm-216701372每根绳总破断力/kN1289-根数42安全系数大件10.31-矸石物料11.63-人员14.92-大采高的上覆岩层特性分析 第101页2-编制日期：DATE\@"M/d/yyyy"3/20/20259矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择矿井通风系统包括通风方式（即进风井和回风井的布置方式）、通风方法（即矿井通风机的工作方法）以及由若干通风井巷和交汇点构成的通风网络。9.1.1矿井概况显德汪煤矿位于河北省邢台市，交通十分便利。井田走向（东西）长平均约4km，倾向（南北）长平均约5km，井田水平面积为20km2。主采煤层为2号煤、9号煤，平均倾角14°，煤层平均总厚为7.0m。井田地质条件简单。本设计矿井井型为1.5Mt/a，服务年限53.8a，第一水平服务年限32.8a。2号煤层平均厚度4m，煤层平均倾角14°，煤的容重为1.4t/m3，9号煤层平均厚度3.6m，煤层平均倾角14°，煤的容重为1.34/m3，矸石容重为2.5t/m3。采区相对瓦斯涌出量为3.042m3/t，绝对瓦斯涌出量为10.56m3/min，该采区属于低瓦斯采区，但煤层有自燃发火倾向，煤尘具有爆炸性。矿井工作制度为“三八制”，提升设备年工作日为330d，日工作小时数为16h。设计为立井一水平和一辅助水平（-50m和-280m）开拓。首采区内布置一个综采工作面保产，工作面长度210m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条平巷。综采工作面生产能力为5187.2t/d，采煤机选用MXA-300/4.5W型采煤机，截深0.8m，每日进6刀，每日推进度为4.8m，采高为2.2～4.5m。9.1.2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式或后期通风系统的发展变化。9.1.3矿井通风方法选择按通风方法获得的动力来源可将矿井通风系统分为自然通风和机械通风。利用自然因素产生的通风动力使空气在井下巷道流动的通风方法叫做自然通风。利用通风机运转产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法叫做机械通风，其可分为抽出式、压入式、混合式。其中抽出式和压入式两种通风方法是现今煤矿运用得最普遍的两种通风方法。故现对这两种方法的优缺点及结合本设计矿井的实际条件进行综合比较，选用较优的通风方法。（1）抽出式抽出式通风的优点是：井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。缺点是：当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时，抽出式不会将小窑积存的有害气体抽到井下使矿井有效风量减少。（2）压入式压入式通风的优点是：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开采浅部煤层时采区准备较容易，工程量少，工期短，出煤快；能用一部分回风把小煤窑塌陷区的有害气体压到地面。缺点是：进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌量增加。另外，由于采空区是通过塌陷向外漏风，自然征兆不易被发现。正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式相比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。本矿井地质构造较简单，为低瓦斯矿井，自然发火危险性较大，走向较长，开采面积较大，为了便于管理，通风安全，减少漏风，因此选用抽出式通风方式。9.1.4矿井通风方式选择按进风井和回风井的相互位置关系一般可将矿井通风方式分为以下五种：即中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风，各适用条件及优缺点见表9.1。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。结合本矿的实际条件：若采用中央并列式，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，这样可以尽早构成风路，少掘开拓巷道。但随着采区逐步向两翼，通风阻力不断增大，且井田走向最大长度为6.28km，后期通风困难。由于本矿采用采区布置，中央分列式对于中央并列式并无优势，同时由于走向长度过大的原因，此方式并不适合。采用两翼对角式，能够满足矿井通风要求，但要占用很大的保护煤柱，煤柱损失大，且在地表要占用大量耕地。井田地处平原，且埋藏较深，所以不适合用分区对角式。表9.1通风方式比较分类通风系统图示使用条件及优缺点中央并列式进、回风井均布置在井田中央的同一个工业场地内。适用于煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重的矿井。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。中央分列式进风井在井田中央，回风井在井田上部边界的中部。适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井。优点：通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口且工业广场没有主要通风机的噪音响。缺点：风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。两翼对角式进风井位于井田的中央，回风井设在井田两翼的上部边界，成对角布置。适用于煤层走向较大（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。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：建井期限略长有时初期投资稍大。分区对角式进风井位于井田中央，回风井设在各采区。适用于煤层距地浅或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道的矿井。优点：通风路线短，阻力小。缺点：井筒数目多、基建费用多。本矿虽属于低瓦斯矿井，但煤层煤尘具有爆炸性，有自然发火危险，且矿井走向长度较长，井田面积大，产量大，为实现前期尽快采煤和保证安全起见及解决后期通风困难问题，根据以上分析，确定技术可行的方案为：前期为中央并列式通风，后期为对角式通风。风井具体位置见开拓平面图。（1）采区通风总要求：①能够有效地控制采区内风流方向、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）采区通风的基本要求：①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回采工作面的风速不得低于1m/s；④工作面回风流中沼气浓度不得超过1％；⑤必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；⑥要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；⑦机电硐室必须在进度风流中；⑧采空区必须要及时封闭；⑨要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。9.1.5采区通风系统的基本要求（1）采区通风总要求：①能够有效地控制采区内风流方向、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）采区通风的基本要求：①每个采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，不能采用下行风；④回采工作面的风速不得低于1m/s；⑤工作面回风流中瓦斯浓度不得超过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机电硐室必须在进度风流中；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。9.1.6工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；（2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；（3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；（4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；（7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用采区式布置，工作面缓倾斜，通过对上行风和下行风的比较，确定工作面通风为上行通风方式。9.1.7回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，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）：（1）“U”型通风：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。（2）“Y”型通风：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。对于综合采工作面，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。（3）“W”型通风：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。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、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。（4）“Z”型通风：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。（5）“H”型通风：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。“U”型通风系统布置方便，通风简单，工作面可采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，风流流动为上行方向，上、下顺槽布置于煤体中，漏风量小；瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快降低工作面瓦斯浓度。开掘井巷费用低，同时结合煤层的储存形式，本设计在回采工作面应用“U”型通风系统。9.2采区及全矿所需风量9.2.1采煤工作面实际需要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》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即：Qai=100×qgai×Kai（9-1）式中：Qai——第i个回采工作面实际需风量，m3/min；qgai——该采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai——第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产的条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值。通风机采工作面可取Kai=1.2～1.6，结合本矿实际，取Kai＝1.5。大采高工作面日产量为5187.2t，则瓦斯绝对涌出量qgai：qgai=5749.63×0.77/(60×24)=3.07(m3/min)工作面需风量Qa大：Qa大=100×qgai×Kai=100×3.07×1.5=460.5(m3/min)2、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采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度(℃)<1515～1818～2020～2323～2626～28工作面风速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～2.02.0～2.5按下式计算：Qa大=60×Vai×Sai（9-2）式中：Vai——回采工作面风速，因工作面温度为24～26°C，取Vai=1.6m/s；Sai——第i个回采工作面平均断面积，对于大采高工作面Sai=21.04m2故工作面风量Qa大：Qa大=60×1.6×21.04=2146(m3/min)3、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。Qa大=4×Nai（9-3）式中：4——每人每分钟供给的规定风量，m3/min；Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取55人。故大采高工作面风量Qa大：Qa大=4×55=220(m3/min)由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa大=2146(m3/min)4、按风速进行验算：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：Qmin≥0.25×60×Sai（9-4）Qmax≤4×60×Sai（9-5）式中：Sai——第i个工作面的平均断面积，m2。对于大采高工作面：Sa大=21.04m2315.6(m3/min)≤Qa大≤5049.6(m3/min)由风速验算可知，Qa大=2146m3/min符合风速要求。9.2.2备用面需风量的计算无备用工作面。9.2.3掘进工作面需风量每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：1、按瓦斯涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。即：Qai=100×Qgai×Kai（9-6）式中：Qai——第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；Qgai——该掘进工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai——第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取Kai＝1.5。掘进工作面日产量为543.16t；则瓦斯绝对涌出量：Qgai=530.09×0.77/(60×24)=0.28(m3/min)工作面需风量：Qa掘=100×qai×Kai=100×0.28×1.5=42(m3/min)2、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（9-7）式中：4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取70人。故连采机掘进工作面风量：Qa掘=4×70=280(m3/min)由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：Qa掘=280(m3/min)9.2.4硐室需风量1、井下火药库《煤矿安全规程》规定，大型爆破材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min，本设计中取100m3/min。2、绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为60～80m3/min，取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。3、机电硐室按《煤炭安全规程》要求，一般为80m3/min。综上硐室总风量为100+80+80=260m3/min。9.2.5其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算：∑Qd≥60×0.25×S×4（9-8）式中：S——其它巷道平均断面面积，取S=12.8m2；∑Qd=60×0.25×12.8×4=768(m3/min)9.2.6矿井总风量1、根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：（9-9）式中：∑Q—矿井总风量，m3/min；K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取K=1.2～1.25，因矿井通风距离长，取K=1.25；∑Q采——大采高工作面所需风量，m3/min；∑Q备——备采面所需风量，m3/min；∑Q掘——掘进面所需风量，m3/min；∑Q硐——硐室所需风量，m3/min；∑Q其它——其它巷道所需风量，m3/min；∑Q=1.25×(2146+0+280×2+260+768)=4608(m3/min)9.2.7风量分配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1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.2。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。1、大采高工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧平巷风量为：Q进=2575m3/min2、煤巷掘进面：Q煤掘=336m3/min3、大巷掘进面：Q掘=336m3/min4、机电硐室：Q机电=96m3/min5、绞车房：Q绞车=96m3/min6、火药库：Q火=120m3/min7、其它巷道：Q其它=922m3/min表9.3风量分配表用风地点分配风量m3/min采煤工作面2575掘进工作面煤巷336岩巷336火药库120绞车房96机电硐室96其它巷道922具体风量分配见表9.3，经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。通风容易和困难时期矿井总需风量一样。井巷风速验算结果见表9.4。9.3矿井通风总阻力计算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的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；4、设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350mm水柱；5、应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使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。表9.4井巷风速验算表井巷限速/(m/s)有效断面/(m2)实际风速/(m/s)备注低高风井－1519.633.9符合副井－846.561.6符合井底车场－812.406.2符合采煤工作面0.25421.043.6符合运输大巷－813.205.8符合轨道大巷－812.406.2符合9.3.2确定矿井通风容易和困难时期本矿井采用中央并列式通风。根据《煤炭安全生产规程》的要求，只需将头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。靠近工业广场的一采区和二采区2个采区的储量大约可以保证25年的生产，于是将它作为中央风井和所选风机的服务范围。通风容易时期为首采采区第7个达产工作面布置完成时。通风困难时期为二采区第2个达产工作面布置完成时。9.3.3矿井最大阻力路线1、通风容易时期：地面→1→3→6→8→9→14→13→15→7→4→5→地面2、通风困难时期：地面→1→3→18→20→25→27→26→14→19→4→5→地面图9.1通风容易时期立体图图9.2通风容易时期网络图图9.3通风困难时期立体图图9.4通风困难时期网络图9.3.4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，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力，通风容易和困难时期的摩擦阻力计算见表9-5和9-6：hfr=a×L×U×Q2/S3（9-10）式中：hfr——巷道摩檫阻力，Pa；表9-5通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a×104(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井钢筋混凝土35048823.644.276.827.51.61-3井底车场砖砌碹70.0100013.812.476.8216.86.23-6轨道大巷锚喷70.0167013.212.471.2410.36.26-7采区下部车场锚喷70.07013.212.471.217.26.26-8采区轨道上山锚喷90.05213.212.463.212.96.28-9采区中部车场锚喷70.09013.212.463.217.46.28-12掘进工作面工字钢棚子220.020018.021.05.60.33.69-14区段运输平巷锚网150198817.017.552.0255.84.414-13大采高工作面掩护式支架22021718.021.052.025.13.613-15区段轨道平巷锚网150198817.017.552.0255.84.415-7采区运输上山锚喷90.030713.813.263.266.25.86-7采区下部车场锚喷70.07013.212.471.217.26.24-6运输大巷锚喷70.0167013.813.271.2355.65.84-5回风石门锚喷70.08013.813.276.819.85.82-0风井钢筋混凝土35048815.719.676.8206.93.9合计1905L、U、S——分别是巷的长度、周长、净断面积，m、m、m2；Q——分配给井巷的风量，m3/s；a——各巷道的摩擦阻力系数，N·s2/m4。表9-6通风困难时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护方式a×104/(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井钢筋混凝土35048823.644.276.827.51.61-3井底车场砖砌碹70