煤矿矿井二采区设计说明书.doc

前 言4第一章 采区概况及地质特征5第一节 采区概况5第二节 地质特征5第三节 水文地质条件7第四节 储量计算8第二章 采区巷道布置11第一节 采区方案设计及选择11第二节 采区巷道布置13第三章 采煤方法、采区生产能力及服务年限17第一节 采煤方法17第二节 生产能力及服务年限17第四章 采区通风系统18第一节 通风系统18第二节 采区风量计算18第三节 矿井通风阻力计算25第五章 采区供水、防尘系统及防灭火系统27第一节 采区防尘供水系统27第二节 采区防灭火系统27第六章 采区排水系统28第一节 采区排水系统28第二节 排水设备选型28第七章 采区运输系统30第一节 采区运输系统30第二节 运输设备选型30第八章 采区供电系统37第一节 采区供电系统37第二节 供电设备选型38第三节 高压配电装置的选择43第四节 低压电气设备的选择44第五节 保护装置的整定计算46第六节 采区变电所的硐室与设备布置50第七节 保护接地系统51第八节 采区照明设计52第九章 安全避险六大系统53第一节 安全监控系统53第二节 人员定位系统53第三节 压风（自救）系统53第四节 供水施救系统54第五节 通讯系统55第六节 紧急避险系统55第十章 安全技术措施55第一节 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施55第二节 预防井下火灾的措施58第三节 防尘安全技术措施60第四节 提升运输安全技术措施61第五节 供电安全技术措施62前 言x煤矿井田位于x县x镇境内，距x县城38km,地理坐标为东经10654241065542，北纬350823350916。x煤矿现行政隶属x县煤炭局管辖，设计生产能力为90万t/a，已完成一采区回采工作，目前正在回采二采区2525工作面，掘进布置2526工作面。井田走向长度2.1km，倾斜宽0.420.77km，面积约1.2175km2。井田内主要可采煤层为煤5和煤21，其中煤5层为全井田分布的主采煤层，厚度大，赋存稳定，夹矸13层。本次设计的二采区即为矿井开采的第二个采区。一、设计编制的依据1.2005年5月由甘肃煤田地质局146队编制的甘肃省x县黄花乡x煤矿资源储量复核报告；2.甘肃窑街煤电工程设计（咨询）有限责任公司编制的甘肃x煤业有限责任公司改扩建初步设计说明书；3.煤炭工业设计规范、煤矿安全规程等有关法律、法规、规范、规程、文件等。4、现场收集的有关资料。第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况二采区位于矿井中部，采区范围：北以井田边界与净石沟煤矿为界，西以三采区回风巷及井田边界为界，南至矿井轨道下山，东至940水平以上采空区（普采），走向长800 m，倾斜长700m，煤层倾角730，采区面积约0.56Km2。本采区已布置2523、2524两个综采面且回采结束，现正在回采2525工作面,工作面下余长度400m。计划掘进2526工作面。二采区及深部未回采，根据工作面推进情况，逐步布置接替工作面，保证工作面正常推进。深部均为未开采区。采区开采范围内地表为山地，上覆灌木丛。第二节 地质特征一、地质构造及特征（一）区域地质及地层本区位于经向斜构造体系中的贺兰六盘构造带的东南部。祁吕系的脊柱与陇西系联合拗褶带之东部拗陷区。由于贺兰脊柱东西向挤压力的介入，因而形成了既不象陇西系又不同于祁吕系的联合构造反“S”型构造形态，这个联合构造带属一级构造，它控制了本区侏罗纪煤系地层的沉积，其二级构造控制了煤系地层的保存与否。本矿井地表及钻孔中所见地层自下而上有：上三叠统延长群（Tyn）、中侏罗统延安组（Jy）、直罗组（Jc）、下白垩统志丹群第一、第二组（Kzh 及Kzh），第四系（Q）。（二）、地质构造x煤矿位于周家寨井田东北浅部。周家寨井田位于安口x煤田复式向斜的东南部，与安口x矿区同属祁吕贺山之型构造的脊柱与陇西系旋卷构造的复合部位，构造运动相对较强烈。周家寨井田由于印支运动造成了良好的成煤条件，燕山运动A、B幕时形成褶曲和近南北向的断层。x煤矿矿井内5勘探线至7勘探线为一单斜构造，其走向北北西南南东，倾向南西西，倾角2742。东陡西缓，逐渐变化，走向长1400m。矿井北部略受安口x向斜影响，煤层等高线向西（向斜轴部）反转，矿井内无断层构造。综上所述，本矿井构造复杂程度属简单构造，含煤地层沿走向、倾向的产状有一定变化，矿井内仅发育一单斜构造，断层不发育。在本矿井田未发现大的地质构造带，未见岩浆岩分布。二、煤层与煤质（一）煤层本井田内分布下侏罗统延安组含煤地层，煤层赋存自下而上有煤5层，煤42层，煤3层，煤,23层，煤,2,1层。本区主要可采煤层为煤,2,1层和煤5,其中煤3层为全井田分布的主采煤层，厚度大，赋存稳定，夹矸13层。可采煤层厚度、煤层间距及煤层结构等，详见下表:煤层特征表煤层名称煤层厚度(m)煤层间距（m）稳定性结构分布范围最小最大 平均（孔数）煤101.570.54(3)极不稳定较简单不可采14煤,2,107.94.88(12)较稳定复杂井田内部可采12煤,2,202.071.27(5)极不稳定较简单局部分布个别可采10煤,2305.553.34(9)较稳定较复杂个别点可采23煤,309.052.83(14)不稳定较复杂19煤,40.684.472.62(16)不稳定较简单8.8煤,56.1919.2811.26(18)较稳定较复杂全井田分布2.29煤,603.011.34(11)不稳定较简单零星分布个别点可采（二）煤质根据中国煤炭分类国家标准（GB575186）和各工业部门对煤质主要指标分级标准，确定煤21层、煤23层、煤3层和煤5层为低灰、低中磷、特低硫、中高发热量、低熔灰分的不粘煤，煤42层为中灰、中-高磷、高熔灰分，其余指标与煤3层相同。5号煤层：黑色、以块状为主，粉末状次之，条痕为深棕色，油脂光泽，呈参差状断口，节理面充填方解石脉，含黄铁矿。其工业指标见表 煤5工业指标 Ad(%)Vdaf(%)Mad(%)St.d(%)Qgr.d(MJ/Kg)17.0336.624.390.7525.81第三节 水文地质条件一、地表水常年性河流有x河和黑河，是本矿区的主要地表水源。x河平均流量为0.1313m3s,由矿区边缘通过，经矿区边缘通过，经周家寨附近注入黑河。黑河是发源于六盘山东侧为一级支流，沿井田南部边缘由西向东流过，其流量平均为1.3028 m3s，每年79月份流量最大。二、断层的含水性及对矿井充水的影响煤5按一次冒落式放顶煤采煤方法所形成的导水裂隙带高度在5勘探线以东涉及到志丹群（K1zh1）砾岩、砂砾岩孔隙裂隙承压含水层，煤层开采时此含水层是间接含水层，对开采无威胁。三、水文地质类型的划分井田地处陇东黄土高原，多为黄土梁峁和沟谷，井田内冲沟发育，总体是西北部较高，东南部相对较低。基岩大部分被第四系覆盖，仅零星出露。地表水及第四系砂砾卵石孔隙潜水含水层与下覆的煤系含水层无直接水力联系。上第三系甘肃群砂岩裂隙孔隙承压水含水层及白垩系下统志丹群砾岩、砂砾岩孔隙裂隙承压含水层与开采煤层较远，加之该含水下部有巨厚层隔水层存在，正常情况下，对矿井充水无影响。侏罗系中统直罗组底部砂岩裂隙承压含水层及三叠系上统延长群砂岩裂隙承压含水层仅在梁龙背斜轴部接受上部含水层的侧向、垂直越流补给，但因其含水层富水性差，对矿井充水构不成威协。开采延安组煤层时，其主要充水水源来自煤层顶底板直接充水含水层，断层导水性差，补给源微弱，矿井以消耗各含水层静储量为主，并随着开采深度的增加矿井涌水量有所增加。故开采延安组煤层时煤层时受其水害的影响小，直接充水含水层的富水性弱，单位涌水量均小于0.1l/s.m，防治工作简单。根据煤、泥炭地质勘查规范及矿井水文地质规程中的煤矿矿井水文地质类型划分标准，勘查区水文地质条件为中等类型的煤矿床。四、防治水建议及措施采区地处陇东黄土高原，地表水及第四系砂砾卵石孔隙潜水含水层与下覆的煤系含水层无直接水力联系，加之该含水下部有巨厚层隔水层存在，正常情况下，对矿井充水无影响。开采延安组煤层时，其主要充水水源来自煤层顶底板直接充水含水层，断层导水性差，补给源微弱，根据一采区2521工作面2522工作面回采时水文情况，建议在巷道掘进时严格执行长探短掘、边探边掘的安全生产方针，在工作面布置形成以后对回采工面实施瞬变电磁法探测煤层顶、底的板富水情况。在巷道掘进期间要建立排水量不小于20m/h的临时排水系统，工作面布置形成以后在工作面下端头运输道建立排水能力不小于50m/h的排水系统。第四节 储量计算一、储量计算边界.本采区储量计算边界北以井田边界保护煤柱线为界，西以二、三采区分界线及井田边界保护煤柱线为界，东至一采区，南至矿井轨道下山保护煤柱线，参与计算的煤层为煤5。见采区布置图。二、储量计算结果按照块段法求采区储量：分别计算各块段的储量，煤层总储量即为单个块段储量之和，可采储量为煤层总储量乘以块段可靠系数（0.98）及资源可采回收率（0.8），本设计采用此储量计算方法。本采区煤5资源量合计1079.53万吨，可采储量846.34万吨，具体结果详见下表。二采区煤5资源储量数据基础表 （单位：万吨） .块段平面积平均倾角平均煤厚容重资源储量可采量所属采区一块段2239442514.51.35438.37343.68二采区二块段4749367101.35641.16502.66二采区第二章 采区巷道布置第一节 采区方案设计及选择一、采区方案设计说明方案：采区双翼布置，煤3、煤5联合开采布置。采区内布置两条上山开拓，即西二胶带上山、西二回风上山，两条均为岩巷，西二胶带上山、西二回风上山布置在煤5底板，西二胶带上山由井底煤仓处开窝，承担采区进风及煤炭运输任务，西二回风上山直接与+800回风大巷连接，承担采区回风及轨道运输任务，方案设计煤3层布置1个工作面，煤5布置3个工作面。方案：采区双翼布置，煤3、煤5联合开采布置。采区内布置三条上山开拓，即西二胶带上山、西二回风上山、西二运输上山，均为岩巷，布置与煤5底板中，与方案不同之处就是多增加一条西二运输上山，回风上山专用，运输上山由+800运输石门开窝，承担采区轨道运输任务。方案:采区双翼布置，煤3、煤5联合开采布置。采区布置两条石门开拓，运输石门由井底煤仓处开窝水平掘进见煤5层底板后布置采区煤仓,回风石门通过+800水平回风巷水平掘进到达煤5层底板后布置材料辅助车场,然后沿煤层底板布置区段运输、回风巷道。二、方案比较及选择1.技术比较（1）采区生产系统的优缺点比较：方案的优点：岩巷工程量小、投资少、工期短。系统简单。方案的缺点：采区回风上山兼做轨道运输，回风巷道不专用。方案的优点：采区皮带运输、轨道运输、回风巷道分别布置，回风巷专用，安全系数较高。相对方案工程量较小，系统也比较简单,投资较小,工期较短。方案的缺点：比方案增加一条岩巷上山及石门，工程量比方案大,投资较大,工期也较长。方案的优点：岩巷掘进期间单进水平高，工期短。采区生产系统相对系统简单。方案的缺点：集中运输上山过+800米回风大巷要作风桥。总工程量大，和方案一相比，岩巷工程量要增加947.2米，两条煤巷集中运输上山和回风上山倾角达到20度，施工难度较大。采区专用回风巷不专用。（2）开拓准备工程量：方案开拓准备工程量3416m，其中岩巷810.8m，煤巷2605.2m。方案开拓准备工程量4062m，其中岩巷995.8m，煤巷3066.2m。方案开拓准备工程量3310米，其中岩巷1758m，煤巷1552m。3）采区准备时间及投产日期比较：对工期影响的主要差异在：方案开拓准备工程量较方案多了646m，按照两个掘进头施工开拓准备巷道计算，东翼布置首采2504工作面的布置时间方案比方案工期早2个月，方案虽然减少了开拓准备工程量，但是岩巷增加947.2米，施工期限太长，而且集中运输上山和回风上山倾角大，施工进度缓慢，接续紧张。经济比较：开拓准备费用，方案较方案岩巷开拓工程量多掘进一条上山185m，方案较方案开拓费用多出277.5万元，方案较方案开拓准备工程量多947.2米岩巷，开拓准备费用多出2092.8万元。见表七。序号方案方案巷道名称巷道类别断面积（）工程量（m）单价（万元/m）总价巷道名称巷道类别断面积（）工程量（m）单价（万元/m）总价1西二回风巷岩巷10.3371.555.5二采区运输平巷岩巷10.32861.555.52西二回风上山岩巷10.3145.81.5218.7二采区回风上山岩巷10.31381.5218.73西二胶带上山岩巷10.31801.52702301回风联络巷岩巷10.3811.52704850回风石门岩巷10.3641.5962301运输上山岩巷10.3651.597.55850胶带石门岩巷10.3671.5100.5东二回风上山岩巷10.36881.510326830回风石门岩巷10.31551.5232.5东二运输上山岩巷10.35001.57507830胶带石门岩巷10.31621.5243合计810.8544.217582745.8表七故方案较优。三、方案选择经过对三个方案分析比较，方案虽然存在回风上山兼做轨道运输、专用回风巷不专用缺点，但根据2013年11月5日甘肃煤矿安全监察局安全技术中心煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定结果：煤层为类自燃煤层，可以不设置专用回风道，而方案、方案工程量较大，故采用方案。第二节 采区巷道布置一、区段划分二采区煤5在开采范围内，共划分为1个区段、1个工作面，面长为150m， 煤5在开采范围内，划分为2个区段、3个工作面，面长分别为165、140、160m。二、巷道布置1.西二采区回风上山：穿层布置，从煤5底板穿至煤5底板，长度145.8m，岩巷，倾角=20。轨道上山为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。西二采区胶带上山：穿层布置，从煤5底板穿至煤5底板，长度180m，岩巷，倾角=15。轨道上山为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。2、830回风石门：布置在煤5顶板内，长度155m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。830胶带石门：布置在煤5顶板内，长度162m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。西二煤5回风下山：布置在煤5煤层中，倾角=1630，长度176m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。西二煤5运输下山：布置在煤5煤层中，倾角=16，长度322.5m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高5m3.2 m，S=14.2。3、850回风石门：布置在煤5底板内，长度64m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。850胶带石门：布置在煤5底板内，长度67m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。西二煤3回风下山：布置在煤5煤层中，倾角=6，长度176.9m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高5m3.2 m，S=14.2。西二煤3运输下山：布置在煤5煤层中，倾角=6，长度369m。巷道断面为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高5m3.2 m，S=14.2。4、西二回风上山，布置在煤5煤层中，长度806m，煤巷，倾角=7。轨道上山为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。西二运输上山：布置在煤5煤层中，长度645m，煤巷，倾角=7。轨道上山为圆拱形断面，锚网喷加锚索支护，净宽净高4 m3m，S=10.3。 开拓工程量统计表 表八序号巷道名称巷道类别断面积（）工程量（m）备注1西二回风巷岩巷10.3372西二回风上山岩巷10.3145.83西二胶带上山岩巷10.31804850回风石门岩巷10.3645850胶带石门岩巷10.3676830回风石门岩巷10.31557830胶带石门岩巷10.31628西二煤3回风下山煤巷14.2176.99西二煤3运输下山煤巷14.236910西二煤5回风下山煤巷14.217611西二煤5运输下山煤巷14.2322.512西二回风上山煤巷10.380613西二运输上山煤巷10.3645三、采区巷道施工与工期二采区计划布置两个掘进工作面进行开拓，施工工期如表九： 巷道施工工期表 表九区 队巷道名称类别断面积岩性掘进方式工程量m施工时间综掘一区西二回风巷开拓10.3岩炮掘372015.6.262015.7.19西二采区回风上山 开拓10.3岩炮掘148.52015.7.202015.10.19850回风石门开拓10.3岩炮掘642015.10.202015.11.28850联络巷开拓10.3岩炮掘382015.11.292015.12.23850胶带石门开拓10.3岩炮掘122015.12.242016.1.9西二回风石门开拓10.3岩炮掘642016.1.102016.2.15西二回风上山准备10.3煤综掘5502016.2.162016.4.242504材料道回采13.8煤综掘17482016.4.252016.11.302504开切眼回采20.75煤综掘1652016.12.12016.12.28掘进二区800联络巷开拓10.3岩炮掘302015.8.232015.9.12西二采区胶带上山开拓10.3岩炮掘1802015.9.132015.1.3西二采区胶带上山开拓10.3岩炮掘172016.1.42016.1.15西二运输绕道准备10.3岩炮掘402016.1.162016.2.10西二运输上山准备13.8煤综掘302016.2.112016.2.23850区段煤仓准备6岩炮掘102016.2.242016.3.5西二运输上山准备13.8煤综掘5502016.3.62016.5.142504材料道回采13.8煤综掘19452016.5.152017.1.13第三章 采煤方法、采区生产能力及服务年限第一节 采煤方法根据二采区煤层赋存情况，二采区采用综合机械化走向长壁综采放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。采煤工艺为采煤机割煤、刮板运输机运煤、液压支架支护、转载机、破碎机、顺槽胶带机运煤，实现采煤工作面的全过程机械化。第二节 生产能力及服务年限本采区可采储量为：1125.2万吨，矿井设计生产能力为60万吨/年，可得采区服务年限为：T=Z可采/AK=1124/（60*1.5）=12.5年式中T服务年限；Z可采可采储量；A设计生产能力，为60万吨/年；K备用系数，取1.5。第四章 采区通风系统第一节 通风系统一、采区初期通风系统新鲜风流经副井+800井底车场+800井底联络巷+800煤仓绕道西二胶带上山西二运输绕道西二运输上山工作面运输道工作面；另一路新鲜风流经主井+800煤仓绕道西二胶带上山西二运输绕道西二运输上山工作面运输道工作面；乏风经工作面回风道西二回风上山西二回风石门西二回风上山西二回风巷+800回风大巷回风暗斜井风井。二、采区后期通风系统新鲜风流经副井+800井底车场+800井底联络巷+800煤仓绕道西二胶带上山+850胶带石门工作面运输道工作面；另一路新鲜风流经主井+800煤仓绕道西二胶带上山+850胶带石门工作面运输道工作面；乏风经工作面回风道+850回风石门西二回风上山西二回风巷+800回风大巷回风暗斜井风井。三、煤巷、岩巷掘进工作面均采用局扇独立通风。第二节 采区风量计算一、概况（一）瓦斯根据2013年11月22日甘肃省煤炭科学研究院对本矿井瓦斯等级鉴定结果：瓦斯相对涌出量1.86m3t，瓦斯绝对涌出量0.92m3min,二氧化碳相对涌出量为4.18 m3t，绝对涌出量2.07 m3min，属瓦斯矿井。煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性依据2013年11月5日甘肃煤矿安全监察局安全技术中心煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定结果：煤层为类自燃煤层，煤的吸氧量（Vd）为0.46cm3/g；煤尘具有爆炸性，火焰长度400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量85。二、通风方式和通风系统1.矿井通风方式为机械抽出式负压通风方式。矿井通风采用两台2台FBD-11-8NO.18/275型对旋轴流式通风机，一用一备，每台风机配备两台电动机，配用电机功率75kW2，电压380V。2、根据矿井二采区开拓布置方式，通风系统为中央并列式。主井、副井进风，风井回风。三、掘进通风及硐室通风（一）掘进通风掘进工作面选用FBDN06.3/230KW型矿用防爆对旋轴流局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式通风。（二）硐室通风井下中央变电所、泵房、水仓均布置于井底车场新鲜风流中，未设置独立通风。四、采区风量计算根据徐州矿务集团有限公司颁布的矿井风量计算细则计算采区风量Q采区=(Q采面+Q掘+Q其他)KQ采区采区需要总进风量，m3/minQ 采面采区独立通风采煤工作面需要风量之和，m3/min；Q 掘采区独立通风掘进工作面局部通风机安装处全风压需要风量之和，m3/min；Q 其它采区除了采、掘、硐室和备用工作面以外的其它用风巷道需要风量之和，m3/min；K风量分配不均衡系数，本矿井为瓦斯等级为瓦斯矿井，取K=1.15（一）采煤工作面需风量计算1. 按气象条件确定需要风量Q采Q基本K采高K采面长K温式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式的工作面所需的基本风量，m3/min；K采高采煤工作面采高调整系数（表十）取1.5；K采面长采煤工作面倾斜长调整系数（表十一）取1.1；K温采煤工作面温度调整系数（表十二）取1.2；Q基本60V采S采max70 （m3/min） =601.28.1570411 m3/min式中：V采采煤工作面适宜风速，取V采1.2m/s;S采max采煤工作面最大控顶时净断面积，根据一采区1503综采工作面计算取8.15m2。即：Q采4111.51.11.2814 m3/min K采高采煤工作面采高调整系数 表十采高（）2.02.02.52.5及放顶煤工作面系数（K采高）1.01.11.5 K采面长采煤工作面长度调整系数 表十一采煤工作面倾斜长度（m）200调整系数(K采面长)1010131315 K温采煤工作面温度与对应风速调整系数 表十二采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数K温180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.62.按瓦斯绝对涌出量计算需要风量Q采125q采kCH4 （m3/min）式中：Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min； q采采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量，0.92m3/min kCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。（最大瓦斯绝对涌出量与月平均瓦斯绝对涌出量的比值,取1.4）； 125采煤工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过0.8所换算的常数。即：Q采1250.921.4161 m3/min3.按工作面适宜风速计算Q采60V采S采平均（m3/min）式中：V采采煤工作面风速，取1.2m/s;S采平均采煤工作面最大和最小控顶净断面积的平均值，根据一采区1503综采工作面计算7.325m2。Q采601.27.325527 m3/min4.按采煤工作面同时作业人数计算Q采4N （m3/min）式中：N工作面交接班最多人数,67人数； 4每人每分钟需要的风量， m3/min。Q采4N 467268 m3/min5. 验算 15 S采平均 Q采240 S采平均157.325 Q采2407.325110 Q采1758根据以上计算结果及验算，采煤工作面实际需风量按工作面气象条件计算，确定Q 采面=814 m3/min。 （二）掘进工作面需风量计算1.按掘进工作面同时工作的最多人数计算 Q掘面=VpN436144 m3/min式中 Q掘面工作面实际需用风量 m3/minVp工作面内每人每分钟所需风量，Vp4 m3/minN工作面内交接班时工作的最多人数36人2.按CH4和CO2涌出量分别计算：Q掘CH4=q CH4K CH4C回CH4=0.41.21%=48 m3/minQ掘CO2=q CO2K CO2C回CO21.81.21.5%=144 m3/min式中： q CH4掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量为0.4 m3/min q CO2掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量1.8 m3/min K CH4巷道瓦斯涌出不均衡系数，取1.2K CO2巷道二氧化碳涌出不均衡系数，取1.2C回工作面回风流内气体最高允许体积浓度。（C回CH4=1%； C回CO2=1.5%）3.按照风速、温度计算掘进工作面需要风量Q掘面60V掘S掘maxK温600.25141.1231 m3/min式中：Q掘面工作面实际需用风量 m3/minV掘局部通风机供风巷道内最低允许风速，取0.25m/sS掘max局部通风机供风巷道的净断面积，按工作面布置最大断面积14K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数，见表十三（掘进施工时，预计掘进施工温度为2023） 取K温=1.1 K 温掘进工作面空气温度调整系数 表十三掘进工作面空气温度（）配风调整系数K 温18201.0020231.001.1023261.101.2526281.251.428301.41.64.局部通风机工作风量计算Q通= P漏Q掘面式中：Q通局部通风机工作风量 m3/min P漏局部通风机供风巷道风筒漏风系数柔性风筒应按下式计算：P漏1/（1-n接）式中：n风筒接头数，掘进期间最远距离2000m，即10m柔性风筒接头数200个接每个接头的漏风率，反压边连接时，L接=0.002Q通 =1/（1-2000.002）231 =385 m3/min5.局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算: Q 掘=Q 通+60V 安S 安式中： Q 掘局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/minQ通局部通风机工作风量， 385 m3/min V 安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的风速，取0.25 m/s。S 安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面，取10 。 即Q 掘=385+600.2510=535 m3/min6.风速验算15 S掘max=1514=210Q 掘面=231240 S掘max=24014=3360 m3/min15 S掘max=1510=150Q 掘=535240 S掘max=24010=2400 m3/min根据以上掘进工作面风量计算，即掘进工作面全负压需风量Q 掘=535 m3/min 。（三）采区其他用风地点风量计算其他用风点按2个考虑，每个配风100 m3/min，则：Q其他=1002=200 m3/min。综上计算，二采区在布置一个回采工作面、一个备用工作面、两个掘进工作面时最大需风量为（二采区风量分配见表十四）：Q采区=(Q采面+Q掘+Q其他)K=（814+5352+200）1.15=2397 m3/min五、采区各巷道风速计算 V=Q / (S60)式中：V巷道风速，m/sQ巷道配风量，m3/min S巷道净断面积，m2 通过计算，采区巷道风速皆能满足要求。计算结果见通风负压计算表（表十三、表十四）六、采区负压计算计算公式：h=h局式中：h采区通风总阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2；h局局部阻力，按井巷摩擦阻力的15%计算，Pa。经计算，矿井二采区投产时，采区负压为178.69 Pa；在采区东部块段生产时，采区负压为445.61 Pa。计算结果见采区通风负压计算表（表十四、表十五）。第三节 矿井通风阻力计算一、采区通风等积孔计算计算公式：A=1.19Q/h式中：A等积孔，m2； Q采区进风量，m3/s； h采区通风阻力，Pa。经计算，采区通风初期采区通风等积孔为3.2m2，采区通风后期采区通风等积孔为2.09m2。采区初期、后期通风均容易。 采 区 初 期 通 风 负 压 计 算 表 表十四 序号名称支护方式摩擦阻力系数（Ns2/m4）长度（m）周长（m）面积（m2）风量（m3/s）阻力(pa)风速(m/s)1西二胶带上山锚喷0.012015012.51039.9535.913.9952+850胶带石门锚喷0.01001812.51039.953.593.9953西二运输绕道锚喷0.01204012.51039.959.573.9954西二运输上山锚喷0.015032012.51039.9595.763.9955工作面运输道锚网0.0150194514.71413.628.910.976工作面开切眼锚网0.035016517.98.1513.635.321.667工作面回风道锚网0.0150174814.71413.625.980.97西二回风上山锚网0.015052012.51039.95155.613.995西二回风石门锚网0.01006412.51039.9512.773.9958+850回风石门锚喷0.01001512.51039.952.993.9959西二回风上山锚喷0.012014612.51039.9534.953.99510西二回风巷锚喷0.01003712.51039.957.383.995合计448.74加井巷摩擦阻力15的局部阻力67.31总计516.05采 区 后 期 通 风 负 压 计 算 表表十五 序号名称支护方式摩擦阻力系数（Ns2/m4）长度（m）周长（m）面积（m2）风量（m3/s）阻力(pa)风速(m/s)1西二胶带上山锚喷0.012015012.51039.9535.913.9952+850胶带石门锚喷0.01006712.51039.9513.373.9953运输下山锚网0.015036914.71413.65.480.974工作面运输道锚网0.015079414.71413.611.710.975工作面开切眼锚网0.035015017.98.1513.632.111.666工作面回风道锚网0.015079514.71413.611.820.977回风下山锚网0.015017714.71439.9522.700.978+850回风石门锚喷0.01006412.51039.9512.773.9959西二回风上山锚喷0.012014612.51039.9534.953.99510西二回风巷锚喷0.01003712.51039.957.383.995合计188.2加井巷摩擦阻力15的局部阻力28.23总计216.43第五章 采区供水、防尘系统及防灭火系统第一节 采区防尘供水系统地面2600m3静压水池主井+800煤仓绕道西二胶带上山+850胶带石门工作面运输道及其他用水地点；地面2600m3静压水池主井+800井底联络巷+800井底车场+800运输大巷+800回风大巷西二回风巷西二回风上山+850回风石门工作面回风道及其他用水地点。第二节 采区防灭火系统一、黄泥灌浆系统地面灌浆站风井回风暗斜井+800回风大巷西二回风巷西二回风上山+850回风石门工作面回风道。二、注氮系统地面制氮机房主井+800煤仓绕道西二胶带上山+850胶带石门工作面运输道。第六章 采区排水系统第一节 采区排水系统采区排水路线回采或掘进巷道运输上、下山采区回风石门采区回风上山回风大巷井底车场井底水仓主斜井地面。采区各回采、掘进巷道内均敷设两趟趟4寸排水管路。回采、掘进巷道的涌水径排水管路排至回风石门后，经巷道水沟排至井底水仓。第二节 排水设备选型一、设计依据根据生产技术部前期探测情况，预测正常水量40m/h，最大水量150m/h。二采区西翼采区工作面走向高差112m，工作面掘进或回采期间可选用相应扬程的水泵直排。二采区东翼采区工作面落差较大，最高落差达到350m，设计采用二级排水方式，将工作面涌水排出。水泵具体选型如下。二、水泵的选择水泵所需排水能力计算正常涌水时：1.240m/h=48m/h最大涌水时：1.2120m/h=144m/h水泵的扬程计算Hb=1.25112=140m水泵型号的选择。依据计算的工作水泵排水能力和估算的所需扬程及现有设备情况，选择BQS50-150/2-45/N及BQS50-300/3-90/N排砂泵，水泵性能参数如下表十六。表十六型号流量m/h扬程m功率kwBQS50-150/2-45/N5015045BQS50-300/3-90/N5030090水泵台数的确定工作水泵台数 N1Qb/Qe=144/50=2.88 取3台备用水泵台数 N20.7N1=0.73=2.1 取3台考虑经济因素以及结合我矿现有设备情况，选用3台BQS50-150/2-45/N排砂泵和3台BQS50-300/3-90/N排砂泵。2台BQS50-150/2-45/N排砂泵和1台BQS50-300/3-90/N排砂泵作为备用泵。其中一级排水设备采用BQS50-150/2-45/N型号排砂泵，二级排水采用BQS50-300/3-90/N型号排砂泵。 第七章 采区运输系统第一节 采区运输系统一、煤炭运输系统：煤5工作面工作面运输道煤3运输下山850胶带石门西二胶带上山井底煤仓主井皮带上仓皮带地面煤5工作面工作面运输道西二运输上山西二胶带上山井底煤仓主井皮带上仓皮带地面煤5工作面工作面运输道835胶带石门西二胶带上山井底煤仓主井皮带上仓皮带地面二、设备材料运输路线地面副井井底车场西二回风上山煤3回风下山（830回风石门、西二回风石门西二回风上山）工作面材料道工作面 第二节 运输设备选型一、斜巷运输提升绞车选型（一）西二回风上山提升绞车选型1.设计依据1)该斜巷轨道运输采用连续运输方式，直接提升运输到上车场。该斜巷提升倾角平均为20，运输斜长145.8m。2）工作制度：年工作日为300d，每天二班提升。3）提升量：该斜巷承担2个煤巷掘进头、1个综采工作面的矸石及物料提升任务。4）提升容器：1t矿车(MG1.1-6A)，自重600kg。5）每天提升时间16h。2.选型计算1)提升长度L=LX+LD=145.8+37=182.8(m)式中：LX-主斜巷长度(m)LD-车场长度2)一次提升循环时间：TX上=L/VP上+300=182.8/2+300s=391(s)TX下=L/VP下+300=182.8/2+300s=391(s)TX= TX上+ TX下=391+391=782(s)式中：VP上-提升速度，取2m/s。VP下-下方速度，取2m/s， 300s为摘挂钩时间。3)一次性提升量小时提升量AX=(1.11.15A)/(30016) =(1.11.15410000)/(30016) =10.54t式中：A-斜巷年提升量(吨/年)； 1.1-提升不均衡系数，取1.1； 1.15提升能力富裕系数； 300年工作日 16-日提升小时数一次提升量Q= (AXTX)/3600=(10.541170)/3600=3.4(t)4)一次性提升矿车数按产量要