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PAGE103/NUMPAGES103毕业设计题目:王屋山煤矿煤层开采设计姓名:系部:班级:指导教师:2011年12月29日目录TOC\o"1-2"\u第一章井田概况及地质特征4第一节井田概况4第二节地质特征6第二章井田境地及储量8第一节井田境地8第二节埋藏储量8第三章矿井设计生产能力及服务年限...10第一节工作制度 10第二节矿井设计生产能力及服务年限10第四章井田开拓12第一节井田地质、老窑及水文对开采的阻碍12第二节矿井开拓方式的确定12第五章矿井差不多巷道17第一节井筒17第二节井底车场20第三节要紧开拓巷道23第六章采煤方法和采区巷道布置26第一节煤层地质特征26第二节采煤方法28第三节采区巷道布置及生产系统30第四节采掘打算32第七章井下运输34第一节概述34第二节主井提升34第三节副井提升37第八章矿井通风与安全38第一节矿井通风系统的选择38第二节采区所需风量40第九章矿井排水41第一节概述41第二节排水设备41第十章动力供电及照明42第一节供电42第二节照明42结束语44第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置王屋山煤矿位于济源市王屋乡铁山河附近的煤窑沟一带,东距济源市约40km,行政区划隶属王屋乡管辖。矿区西起铁山河,东到汗沟脑,南自汗沟河,北止封门口断层。其地理坐标为东经112°14′26.8″—112°15′41.4″,北纬35°09′12.9″—35°09′46.9″,矿区东西长约1874m,南北宽约1011m,面积1.02km2。矿区所在地交通较为方便,济源—侯马主干公路从王屋通过,王屋—铁山河支线公路从矿区南部通过,铁山河—矿区有简易公路相通,见图1-1-图1-1-1矿区交通位置图二、地质地形及水源情况矿区位于王屋山与太行山的接合部位,区内地势北高南低,以封门口断层为分界线,以北为中高山区,以南为低山区,区内海拔最高621.1m,最低360.0m,高差261.1m,山脉走向多为近东西向。山间沟谷纵横,谷坡陡峭。较大的河流为铁山河,该河上游常年流水,雨季洪水暴发,河水猛涨,向南流入黄河。三、气象特征本区属季风型,半干旱大陆性气候,春季干旱多风,夏季炎热多雨,秋季昼暖夜凉,日绝对最高气温43.6℃,最低-20℃,平均14.3℃,年降水量最少300—350mm,最大降水量900mm,平均降水量641.7mm;年最大蒸发量2048mm,最小蒸发量1712mm,平均1913.7mm;年平均风速2.2m/s,风向变化受地形阻碍较大,盛行风多为南东及北西风;全年无霜期平均223天,最大冻结厚度250mm。四、煤田进展历史王屋山煤矿是在旧井的基础上于1996年改建而成的,1997年投产,设计年生产能力6×104t,采纳竖井开拓,巷柱式采煤方法,该矿自建矿以来,几经承包经营,并对区内的煤层进行了大规模开采。2001—2003年由于矿山整顿该矿处于停产状态,2003年9月,该矿吸引社会资金,采纳联合经营的方式进行开采。目前,该矿已进行了主副井的修复和运输、通风凿岩巷道的掘进工作。五、矿区差不多情况1、1959—1961年,河南省地质局豫零九队在对铁山河铁矿进行初勘时,在铁山河村西部曾有7个钻孔施工在煤系地层中,其中有6个钻孔见煤,见煤厚度在0.80—1.95m之间。2、1983年河南省地质矿产局地质二队对济源封门口—铁山河一带的煤矿资源进行过普查工作,并在济嵩煤矿范围内施工两个钻孔,见煤真厚1.76—4.67m。3、1997年,河南省地矿厅探矿三队曾在该区施工过详查钻孔,本次工作仅收集到ZK071钻孔资料;4、1999年,河南省地矿厅第二地质队受该区煤矿业主托付编制了该区的煤矿资源储量地质报告,提交C+D级储量386×104t。其中王屋山煤矿保有C级储量149×104t。5、2003年,河南省地质矿产勘查开发局第二地质队编制了《河南省济源市王屋山煤矿扩界二1煤层资源储量核查报告》,查明扩界区的资源量(122b+333)567×104t,其中操纵的经济基础储量(122b)358.5×104t,推断的内蕴经济资源量(333)208.5×104t。王屋山煤矿周边小煤矿仅有济煤四矿,该矿位于王屋山煤矿西侧,上世纪八十年代建井,1998年5月扩建投产,年生产能力6×104t,采纳竖井开拓,巷柱式开采,截止目前,该矿仅上部煤层进行规模开,依照调查,累计采出量30×104t,开采动用储量40×104t。第二节地质特征一、地层该区基岩裸露,地层界线清晰,依照本次野外填图,地质剖面研究及钻孔、矿井资料,区内要紧出露的地层有下元古界、古生界奥陶系、二叠系及第四系,现由老到新简述如下:下元古界(Pt1)→奥陶系中统马家沟组(O2m)→石炭系上统太原组(C3t)→二叠系下统山西组(P1s)→二叠系下统下石盒子组(P1x)→二叠系上统上石盒子组(P2s)→第四系(Q)。二、构造特征矿区位于铁山河拱断束与王屋向斜北翼的接触部位,区内构造复杂,褶皱断裂发育。图1-2-1王屋山矿区区域构造纲要图其要紧褶皱为王屋向斜,要紧断层为封门口断层和F1断层,现将其特征简述如下:1、王屋向斜:该向斜轴向近东西,北翼倾向南西,倾角15°—60°,南翼倾向北东,倾角4°—14°,矿区位于向斜北翼,与封门口断层的接触带部位,受其阻碍,地层产状变化较大。调查资料显示,近断层部位岩层倾角42°—54°,向南慢慢变缓为25°—30°。另外在汗沟东侧和段后沟至白虎沟之间,岩层具明显的波状弯曲。2、封门口断层该断层位于矿区北部,呈北西西向展布,断层走向100°—125°,倾向190°—215°,倾角55°—73°,断裂带宽50—90m,带内构造角砾岩及构造透镜体发育。区内断层长度大于2.5km,区域上该断层大于17km。该断层地貌标志明显,带内植物茂盛。断层北盘为元古界石英岩和大理岩形成的陡壁和断层三角面,断层南盘为二叠系砂岩和泥岩,局部为奥陶系灰岩,为一北盘上升,南盘下降的正断层。3、F1断层该断层为封门口的次级断层,区内地表仅在西部出露,并与封门口断层相交,依照原矿区资料,深部断层与二叠系底部的二1煤层直接接触。断层走向100°—110°,倾向南南西,倾角50°—70°,断层北盘为奥陶系灰岩,南盘为二叠系地层,断层长度大于2.0km,为一南盘下降,北盘上升的正断层。依照以往勘察资料分析,矿区内尚有一些北北西走向的小断层,断层长度150—400m不等,断距1—10m,多分布近南北向沟内,断层走向141°—176°,断层倾向北北东,倾角41°—58°,断面擦痕明显,依照擦痕方向和地层错动情况推断均为上盘上升、下盘下降的逆断层。井田境地及储量第一节井田境地该井田于2008年划归为河南煤化鹤煤公司,依照含煤岩系煤层分布情况,区内二1煤层全区可采,其它煤层均不可采。井田境地各要紧边界点坐标如下:点号X(北坐标)Y(东坐标)13892612.0037614486.0023892430.0037613430.0033892715.0037613060.0043893313.0037613484.0053893441.0037613574.0063893326.0037613903.0073892772.0037614938.00矿区面积1.02km2开采标高自520米至-190米第二节埋藏储量矿井地质储量该矿区东西长约1.2km,南北宽约0.85km,煤层分布面积约为1.02km2。其见煤点占所有煤层的82%,平均煤层厚度约为2.33m,煤层产状平缓,均小于10°,煤层容重值为1.4t/m³计算得该区煤层储量为191.46×104t。具体数据如下:序号单位核查报告名称报告编制单位评审备案编号开采煤层矿区面积(km2)煤种煤厚(m)1鹤济王屋山煤业有限公司鹤济王屋山煤业二1煤层资源储量核实报告河南地质矿产勘查开发局第二地质队豫国土资储备(小)字〖2004〗201号二11.02贫煤2.33评审备案储量(万吨)动用储量(万吨)采出量(万吨)2010年末保有资源量(万吨)是否存在突出问题,有哪些问题查明保有306.5191.46306.5191.46不存在第三章矿井设计生产能力及服务年限第一节工作制度本矿井的生产制度按设计规定为:每年工作日数为300天,矿井每昼夜分三班工作。采煤工作面为两班生产,另一班维修设备,通风、排水则须三班工作,每日为24小时生产。每天净提升小时数为16小时。表3-1-1矿井工作制度表年工作日数(天)班/日净提升小时/日300315第二节矿井设计生产能力及服务年限矿井生产能力是度量矿井生产建设的重要指标,在一定程度上综合反映了矿井生产技术面貌,是井田开拓的一个要紧参数,也是选择井田开拓方式的重要依据之一。矿井生产能力是与井田划分紧密联系同时相互适应的。是矿区总体设计应解决的重要原则问题。矿井生产能力要紧依照矿井地质条件、煤层赋存情况、储量、开采条件、设备供应及国家煤碳开采等因素确定。关于具体矿井,应该依照国家需要,结合该矿地质和技术条件,开拓、预备和通风方式,以及机械化水平等因素,在保证生产安技术经济合理的的条件下,综合计算开采能力和各生产环节所能保证的能力,并依照矿井储量,验算矿井和水平服务年限是否能够达到规定的要求。矿井的差不多井型及类不:大型矿井:120、150、180、240、300、400(万吨/年)及以上。中型矿井:45、60、90(万吨/年)小型矿井:9、15、21、30(万吨/年)这些类型中,该矿井设计生产能力为0.15Mt/a,为小型矿井。1、矿井设计能力即按矿井开采条件所能保证的原煤生产能力,要紧是同时正常生产的采区生产能力的总和。在具体条件下,依照煤层赋存情况、顶底板岩石性质、所选用的回采工艺和设备、相应的回采工作面长度和推进度,可确定回采工作面的生产能力。以此基础上,依照采区巷道布置类型、回采工作面接替等因素,并结合采区运输、通风条件,可确定采区内同时生产的回采工作面数目,从而确定采区生产能力。2、储量条件矿井生产能力应与其储量相适应,以保证有足够的矿井和水平服务年限,依据《煤炭工业矿井设计规范》矿井设计生产能力,该矿井宜以一个开采水平。在划定的井田范围内,当矿井生产能力A一定时,可计算出矿井的设计服务年限T其计算公式为:T=ZK/A×K式中:A—工作面生产能力;K—煤矿储量备采系数取K=1.4。第一水平的服务年限可依据上述公式:T1=Zk/A×R式中:T1—第一水平的服务年限;A、K同上。井型为15万t/a时,该井田煤层为单水平开采,工作面实现上下山开采。依照设计规范,当为单水平开采时,设计生产能力为15万t/a时,矿井服务年限要大约8年,符合设计要求。按年工作日为300天,可知本矿的日生产能力为:Ä=A/300=500t所确定的结果是符合《煤炭工业设计规范》的要求。第四章井田开拓第一节井田地质、老窑及水文对开采的阻碍该井田的地质特征是宽缓褶曲,伴有小型正断层,构造线方向多数为西南-西方向。该矿井周边有一生产矿井(济煤四矿)和原矿老井,距离现在矿井较远,对开采不构成阻碍。依照相邻采区资料和本区煤层附存条件,可能该区正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为8m3/h。涌水量要紧为井筒淋水,对矿井不造成阻碍。依照王屋山煤矿井底车场及11011工作面上、下顺槽,11采区轨道下山、皮带下山所揭露的地质资料情况的分析。该工作面内地质构造简单,工作面内无揭露断层。因受向斜构造的阻碍,工作面内有可能受局部沉积因素阻碍可能出现沉积基地不平坦现象,将会给工作面开采带来困难。第二节矿井开拓方式的确定井口形式、数目和位置的选择依照井田内水文地质、井田边界、矿井设计生产能力和服务年限等综合因素,一般开拓主井(专用提升煤)、副井(用于提升矸石通风运输材料和上下人员)以及回风井(与副井一起通风回风)。该矿采纳主井提煤(进风),副井运输(上下人)和进风。(一)井筒形式的选择请参阅表4-2-1井筒选择表表4-2-1井筒选择表井筒形式优点缺点适应条件平硐开拓井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运,工业设施简单,井巷工程量小,利于排水,掘进速度快,不留或少留工业场地煤柱,煤柱损失少。受地形即埋藏条件限制。适合煤层赋存较高的山岭、丘陵,或沟谷地区。立井开拓立井的适应性强,一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制1.施工复杂,设备多技术要求高;2.施工困难掘进速度慢;3.不能躲开煤层顶底板含水层。1.煤层埋藏较深,或冲击层厚;2.水文条件复杂,围岩不稳定需专门施工;3.倾斜长度大,用立井开采兼顾小开采。斜井斜井1.地质条件较好井筒掘进技术简单;2.斜井开采每个水平井底车场易靠近储量中心;3.井口可靠近井田边界,工业广场留煤少;4.主井做斜井时可做安全出口;5.建井工期短;6.可用皮带运输,实现连续运提。受地形及煤层埋藏条件限制。1.便于布置工业广场和引进铁路,2.水文地质条件好。综合开拓可充分利用各种开拓方式的优点。依照王屋山煤矿水文地质条件及地形地貌特征,本矿只适宜采纳立井开拓方式。(二)井筒位置选择选择井筒位置确实是确定井筒沿走向和倾斜方向上的具体尺寸,并用直角坐标和方位角予以表示。选择井筒位置的要紧条件:1、地面条件井口附近要有一定的范围,用以布置工业场地,其中包括主副井生产系统建筑物与结构物。由于矿井占地多,矸石山和煤泥水对生态和美观有污染,故应选择荒地结合地形布置生产系统,以减少土石方工程,认真贯彻少占不占良田,不拆或少拆村庄,尽量减少环境污染的方针。2、井下条件井筒沿走向的最有利位置应当设在储量等分线上或其附近。沿井田倾斜方向要紧运输石门的运输功与石门长度成正比,因此井筒位置应该力求减少石门长度。采纳单水平开拓时,应该尽可能靠近运输大巷,并采纳卧式车场;采纳多水平开拓时,应该按初后期石门长度总和最小位置确定井筒位置。为了减少煤柱,在选择井筒位置时,假如能设在井田之外,应选择在无煤区,薄煤区,高灰分区,变质区,火成岩活动区和开采有实际困难的部位。如不能设在井田之外应结合其他条件尽量使井筒设在煤层浅部以减少压煤,也便于后期回收。从地面生产系统布置要求,平坦地形最适合矿井建设,不仅平场工程量小,建设比较简单。然而井口附近又不能过分低洼要幸免洪水灾难要尽可能避开滑坡岩崩流沙和泥石流危险区,以及其他不利于施工的工程地质条件。主副井相对位置的选择:(1)斜井依照《煤矿安全规程》,矿井各出口之间的距离不得小于30m。该规定系指岩柱最小尺寸。考虑到斜井井口经常设有人车站人车存车线等,使井筒断面增大,故在方案或初步设计时期确定主副井位置时,一般使两互相平行的主副井中线或提升中线相距35~40m。(2)立井主副井之间距离按规定同样不得小于30m,设计时考虑井上井下生产流程能够合理衔接以及井塔施工安装和设备布置需要,主副井中心距约变动于50~100m请参阅图4-2-2主副井相对位置。本井田可采纳立井开拓(主井设箕斗、副井为罐笼)或斜井(主井为皮带)开拓,井筒位于井田中央。图4-2-2主副井相对位置二、水平划分及时期垂高的确定,各水平间巷道的布置设计时,井田沿煤层倾斜方向划分时期数量多少,要紧取决于井田倾斜长度和时期高度的尺寸大小,井田开拓设计着重欲选择开采水平的标高,使其贯穿于全部煤层有利于开采。时期高度或斜长往往随煤层倾角与回风道标高不同而有较大变化,时期斜长在一定程度上受采区斜长操纵,缓斜煤层和近水平煤层的深部以及倾斜长度过大的局部块段,往往采纳上下山或增设中间水平开采。上山和下山开采在工作面方面没有多大的差不,但在采区运输提升排水和上下山掘进等方面却有不同之处。上山开采煤向下运输,上山的运输能力大,运输费用低但有折反运输:井下涌水可直接流入井底水仓,排水系统简单,风流由采区下部的集中运输巷道流向采区上部的集中回风平巷,通风系统简单,通风容易。下山开采煤向上运输,无折返运输,运输工作量少:各采区都要解决采区内的排水问题,如矿井涌水量大,增加了硐室和排水设备而且通风系统较复杂。然而,能够充分利用原有开采水平的井巷和设施,节约开拓工程量和开拓时刻,有利于集中生产和水平接替,延长水平服务年限。考虑到本矿井涌水量不大,瓦斯含量不高,因此通风和排水都可不能阻碍本矿井开采。本矿煤层较薄、单一,不用划分多水平,采纳上下山开采,节约开拓时刻。节约开拓费用。充分利用原有设备和设施,尽量使提升系统单一,转运环节少,经营费用低,治理较方便。三、要紧运输大巷及回风道的布置方式和位置选择(一)要紧运输大巷时期或水平要紧运输大巷是沟通采区与井底车场的要紧交通运输干线,并进行通风排水及布设管线。要紧运输大巷在符合开拓要求的前提下,要尽量缩短大巷长度幸免过多的弯曲转折以减少开拓工程,作到运输方便,有利通风,并应设在坚硬耐久不易风化无自然发火的煤岩层内。布置方式分为集中布置,分组集中布置与分层布置三种。本矿井设计采纳分组集中布置,请参阅图4-2-3集中运输大巷布置:大巷位置选择为了保证生产使用,便于维护减少煤柱损失,一般将要紧运输大巷布置在煤层底板不受采动阻碍的坚硬岩层或煤组下部媒质坚硬围岩稳定无自然发火的簿及中厚煤层中,为了爱护大巷不受采动阻碍,底板岩石大巷必须与煤层保持适当距离,依照矿井特征,煤层与大巷间岩柱尺寸随煤层赋存深度和岩石性质而变,一般为10~30m。大巷与煤层距离本矿井选用岩石大巷,依照不同水平的水文地质条件大巷与煤层间距取10~30m。该矿井大巷布置在距煤层上方18m,符合矿井大巷设计要求。(二)总回风道布置回风大巷的布置原则与运输大巷布置差不多相同,同时关于一个具体矿井来讲,常采纳相同的布置方式。因为该矿井的通风方式为主井进风副井回风,通风方式极为简单,回风大巷即为矿井的运输大巷,能够保证矿井的正常运转。在一定的井田地质、开采技术条件下,矿井开拓巷道可有多种布置方式,开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式,一般要在技术可行的多种开拓方式中进行技术经济分析比较后,才能确定。第五章矿井差不多巷道第一节井筒井筒在矿井开发和开采中的作用是不言而喻的,它是整个矿井的进口和出口,井筒选择决定于其用途、服务年限等因素,井筒的断面大小更是整个矿井的关键因素,它决定了矿井的用途、井型、服务年限等。同时,井筒穿过的岩层性质、涌水情况、选择的支护方式及施工方法等因素也决定了井筒的断面形状。井筒断面形状和布置形式1、井筒断面形状井筒断面形状要紧依照井筒的用途、服务年限、穿过的岩层性质、选择的支护材料,及施工方法等因素确定。我国的矿井中,立井井筒断面大多选用圆形,只有少数小型矿井选用矩形。圆形断面常采纳混凝土、料石或混凝土喷砼支护,具有服务年限长、承受地压性能较好、生产期间支护不需要或专门少需要维修、通风阻力小,以及便于施工等一系列优点,其要紧缺点是断面利用率较差。立井井筒的名称见表5-1-1。表5-1-1立井井筒名称名称用途提升容器及装备备注主井提煤箕斗(或罐笼)该矿为箕斗副井升降人员、设备、材料及提升矸石等,并兼做通风、排水。罐笼;排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间。风井进风、回风或兼做矿井的安全出口。梯子间及管线、电缆等该矿井副井兼作回风井综合上述各因素,结合本矿井实际情况,选定断面形状为圆形断面。2、井筒的布置形式井筒断面布置要紧依照提升间的提升容器与井筒装备的类型来决定。井筒断面内除提升间外,依照井筒的用途和需要的不同,往往还须布置梯子间、管子间或延伸间。在提人的罐笼井(副井)中必须设梯子间,箕斗井(主井)可不设梯子间。现有矿井立井井筒内一般都没有梯子间,目前,在一些矿井和深井中有用紧急罐笼代替梯子间的。该矿主井无梯子间,用罐笼代替。若矿井储量丰富,在以后有可能扩大生产,能够留有延伸间。在井筒延伸后可利用延伸间安装辅助提升设备,以满足矿井扩大生产能力的需要。井筒断面布置的设计,既要满足井筒内提升容器等设备布置的要求,又要力求缩小井筒断面,简化井筒装备,以达到节约材料和投资费用的目的。依照提升容器和井筒装备的不同,井筒断面布置形式多种多样。煤矿中圆形井筒断面常用的布置形式列于表5-1-2表5-1-2井筒平面布置形式图示提升容器井筒装备一对25吨箕斗金属罐道梁、钢轨罐道、双侧布置,不设梯子间。一对3t底卸式矿车双层单车罐笼金属罐道梁、金属或木罐道,双侧布置;设梯子间、管子间。3、井筒布置要求(1)箕斗提升的井筒不应兼做风井。如兼做回风井时,井上下装卸载装置和井塔都必须有完善的封闭措施,其漏风率不得超过15%,并应有可靠的降尘设施;兼做进风井时,井筒中的风速不得超过6m/s,并应有可靠的降尘设施,保证粉尘浓度符合工业卫生标准。该矿井主井提升兼作进风井,且风速在规定的范围之内,符合要求。(2)作为安全出口的立井井筒,当井深超过300米时,宜每隔200米左右设置一休息点。休息点可在井壁上开凿一硐室与梯子平台相连通。(3)井筒平面内布置提升容器时所同意的间隙,必须符合规定。(4)井筒同意最大风速不得超过表5-1-3的规定。表5-1-3井筒同意最大风速井筒名称允许最大风速无提升设备的风井15专为升降物料的井筒12升降人员和物料的井筒8设梯子间的井筒8修理井筒时8支护厚度与材料浇注式混凝土井壁的整体防水性能较好,强度较高,方便使用施机械化施工,施工简单方便,劳动强度低,通风阻力小,适应于穿过浅表土和基岩的井筒。本设计采纳浇注式井壁,壁后用混凝土充填。井壁厚度确定在稳定岩石中,井壁厚度参阅可采纳表5-1-4中推举的经验数值。表5-1-4井壁厚度经验数据井筒直径井壁厚度壁后充填厚度浇灌混凝土料石混凝土预制块缸砖6~7m400~450450~500500550料石混凝土预制块红砖壁后充填厚度为100mm7~8m450~500500600600因此本设计井壁厚度的取值如下:主井:400mm;副井:450mm;风井:400mm;本设计为混凝土充填,充填厚度设计为50㎜。井筒掘进断面设计表5-1-5井筒断面积计算公式井壁材料图示井筒断面积/m2符号注释净设计掘进混凝土、锚喷π/4×D2π/4×(D+2d+2r)2D—井筒净直径d—井壁厚度r—壁后充填厚度,取50㎜经计算,井筒的掘进断面尺寸如表5-1-6所示:表5-1-6井筒掘进断面尺寸井筒名称直径m断面积m2备注主井3.811.4进风井副井4.213.8回风井第二节井底车场井底车场是连接井筒和井下要紧运输巷道的一组巷道和硐室的总称,是连接井下运输和井筒提升两个环节的枢纽。井下煤炭和矸石通过井底车场经井筒转运到地面,井上的材料和设备通过井底车场转运到井下各个地点。排水、通风、动力供应以及人员上下等,也必须通过井底车场。因此它是矿井生产的咽喉,直接阻碍着矿井的生产和安全。井底车场路线多,设备多,设计施工复杂,工程量大。井底车场包括运输巷道和硐室两部分。一、井底车场形式的选择选择井底车场形式受许多条件约束,例如地面工业场地的布局阻碍井底车场的形式与出口方向;井筒形式井筒与要紧运输巷道的位置关系直接阻碍井底车场的形式。其它还有矿井生产能力服务年限等缘故。本矿井年设计生产能力为15万t/年,依照副井井底车场的形式,可选择环形车场或折返车场。二者比较请参阅表5-2-1表5-2-1备选方案比较类型结构特点优缺点环形井底车场1.存车线和回车线与运输大巷垂直。2.主副井距要紧运输大巷较远,3.有足够的长度布置存车线1.空重车线差不多位于直线上2.有专用的回车线3.调车作业方便4.可两翼进车5.弯道顶车6.工程量大折返井底车场利用石门作副井重车线1.工程量小2.调车方便本矿井采纳立井开拓,主运输大巷为输送机运输,井底车场设备简单,井底车场只须重点考虑辅助运输。本矿井设计生产能力为15万t/a,考虑到矸石的提升以及材料、设备的下放和人员的升降等因素,以及集中轨道大巷与井筒的位置关系,本设计决定选择选择环行刀式车场。车场路线如图5-2-2所示。图5-2-1环形车场示意图该车场的通过能力为30万t,能够满足矿井生产的需要。二、井底车场硐室井底硐室要紧包括井底消防材料库、中央变电所、中央水泵房、水仓。中央变电因此及与水泵房组成联合硐室,布置在副井井筒附近。消防材料库布置布置如图5-2-3所示:2、中央水泵房布置布置如图5-2-4所示:3、水仓布置如图5-2-5所示:4、中央变电因此及与水泵房联合的硐室布置如图5-2-6所示:三、井底车场要紧巷道硐室的支护方式及材料井底车场巷道和硐室支护依照围岩条件及安全和使用上的不同,分不采纳不同的方法进行支护,由于围岩稳固,一般巷道不需要支护,个不地点采纳片石砂浆砌碹支护,一般硐室也采纳这种支护,变电所、水泵房采纳钢筋混凝土进行支护,对水仓如围岩条件好时,采纳混凝土喷层以及锚网喷支护,用混凝土进行铺底。第三节要紧开拓巷道要紧开拓巷道断面设计,要紧是选择断面形状和确定断面尺寸,其合理与否直接阻碍到煤矿生产的安全和经济效果。设计的原则是,在满足安全与技术要求的条件下,力求提高断面利用率,缩小断面、降低造价并有利于加快方式速度。我国煤矿巷道常用矿井差不多巷道的断面形状是梯形和直墙拱形,为工字钢梯形和U型棚以及锚网喷支护;本矿井由于围岩较稳定,因此,要紧开拓巷道采纳半圆拱形。《煤矿安全规程》规定:巷道净断面,必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。因此,巷道尺寸要紧取决于巷道的用途;存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格;人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量。1、井底车场轨道巷支护方式断面m2设计掘进尺寸mm喷射厚度mm锚杆mm净周长m净设计掘进宽高型式外露长度排列方式间、排距锚杆长直径锚喷15.7119.4448003800500钢筋砂浆50圆弧60016001412.342、副井绕道支护方式断面m2设计掘进尺寸mm厚度mmU型棚mm净周长m净设计掘进宽高型式外露长度排列方式间、排距U型棚8.6810.1440003000200荆芭片、背木50圆弧4007.653、其它巷道支护方式断面m2设计掘进尺寸mm厚度mm梯形棚mm净周长m净设计掘进宽高型式外露长度间、排距高度上宽下宽工字钢5.976.2436002200200梯形棚2040021002400340010.6经验算,以上巷道设计均符合矿井通风和运输的需要。第六章采煤方法和采区巷道布置第一节煤层地质特征一、采区工作面概况11采区为首采区,11011工作面地表位于井田西北部,距主井112m-330m范围。高程为499m-550m,地表无建筑物及水体。该工作面井下位于井田西翼,西上仓皮带西北部,工作面开采为古生界、二叠系,山西组二1煤层,煤质优良。煤层沉积不稳定,变化大。工作面上、下巷均揭露煤层变薄带,厚度0.4m-1.2m。变薄煤层已作了配巷处理。正常煤层厚度在3.0m-8.0m,平均煤层厚度为6.0m。工作面西北部有2条走向断层,落差均为3.0m左右。煤层顶底板起伏频繁,褶皱较发育,有碳质泥岩伪顶和伪底,回采时应加强顶板支护工作,严防冒顶事故发生。表6-1-1综合柱状图二、水文地质:本区采掘期间要紧充水含水层为下元古界变质岩裂隙含水层,奥陶系碳酸盐岩裂隙含水层,太原组上段碳酸盐岩裂隙含水层,二叠系碎屑岩裂隙含水层,第四系松散岩类孔隙含水层。隔水层为二叠系泥岩及砂岩泥岩隔水层,石炭系太原组炭质泥岩、砂质泥岩隔水层,石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层。现将各含(隔)水层简述如下:1、要紧含水层下元古界地层分布于封门口断层以北,该层石英砂岩及大理岩裂隙发育,富水性好,且汇水面积大,由于绿泥石片岩和绢云母片岩的相对隔水,该层中裂隙水多在断层带北盘以泉水形式排泄,并通过封门口断层破裂带向下径流,是矿井充水的重要间接含水层。奥陶系碳酸岩裂隙含水层矿区内奥陶系灰岩要紧分布于封门口断层南侧,浅部与区内二1煤层底板呈断层接触,由于该含水层岩溶裂隙发育,富水及透水性好,是下元古界含水层下渗后水平径流的要紧通道,故也是该区矿床充水的要紧含水层。太原组上段碳酸盐岩裂隙含水层依照钻孔资料L8灰岩顶板距二1煤层底板5-8m,该含水层浅部通过F1断层直接与奥陶系灰岩裂隙水接触。随着开采深度的增加,该含水层具有较强的承压性,是矿床地板直接充水的含水层。因此,底板突水将会对矿床开采造成严峻威胁。二叠系碎屑岩裂隙含水层二叠系砂岩中的孔(裂)隙不发育,其含水量要紧取决于大气降水的补给,正常情况下,含水微弱,对矿床开采阻碍不大。第四系松散岩类孔隙含水层区内第四系分布于沟谷下部,面积小,出露零星,赋水条件差,对矿坑充水阻碍不大。2、要紧隔水层本矿范围内要紧隔水层有:二叠系泥岩及砂质泥岩隔水层,石炭系太原组炭质泥岩、砂质泥岩隔水层,石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层。(1)二叠系泥岩及砂质泥岩、炭质泥岩隔水层区内二叠系砂岩含水层的顶底板均由砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩组成,岩石中泥质含量高,孔裂隙不发育,透水性差。是本区二煤组煤层顶底板含水层之间的良好隔水层。(2)石炭系太原组薄层状泥岩隔水层灰岩含水层之间要紧由薄层泥岩组成,岩石裂隙不发育,透水性差,是太原组灰岩岩溶裂隙含水层之间的隔水层。由于该层厚度较小,局部将失去隔水作用。(3)石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层该层层位稳定,要紧由深灰色铝质泥岩组成。岩石致密,裂隙不发育,透水性差,隔水性能良好。是奥陶系碳酸盐岩裂隙水与上部各含水层之间的隔水层。第二节采煤方法一、要紧采区和采煤方法本矿井要紧开采煤层为11011工作面、11031以及12采区的几个工作面,其中11011为首采工作面,其它工作面为启封,各采区均采纳走向长壁后退式开采,集合本矿煤层特点及实际情况,以放顶煤开采为主,特不地区可能用炮采。二、确定回采工作面的回采工艺目前,我国长壁采煤工作面采纳综采、普采和炮采三种采煤工艺方式,其优缺点和适应条件见表6-2-1。采煤工艺优点缺点适用条件综采高产、高效、安全低耗,劳动条件好,劳动强度小设备价格昂贵,对煤层赋存条件、操作与治理水平要求高煤层地质条件好、构造少的中厚及厚煤层普采与综采相比对地质变化适应性强,工作面搬迁容易与炮采相比设备相对昂贵、劳动组织相对复杂推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲发育,综采的优势难以发挥的工作面炮采技术装备投资少,适应性强,操作技术容易掌握,生产技术治理简单单产和效率低,劳动条件差一般情况下均可采纳,但高瓦斯和突出矿井对防护措施要求高1、回采工艺的确定本矿首采工作面为11011工作面,选用倾斜长壁放顶煤采煤方法。回采工艺过程:移架→移刮板输送机→放支架→运煤→移架。2、工作面端头支护工作面端头是指工作面与两巷的交接处。端头处的悬顶面积大,时刻长,机械设备多,又是进出材料和人员的交通口,因此必须采取措施加强支护。特不是工作面端头处的顶板事故约占工作事故的1/4~1/3,搞好工作面两端头处的支护治理是十分重要的。确定端头支护方式时,要紧考虑端头悬顶面积的大小、顶板压力的大小及其稳定性、回采巷道原用支护方式,工作面与两巷的连接特点,工作面生产工艺特点,端头设备布置形式等因素。综合考虑各因素,选用单体液压支柱+铰接顶梁对工作面两端头加强支护。3、采空区处理为了维护好回采空间,保证生产正常进行和作业人员及设备的安全,除对采煤工作面进行支护外,还必须处理采空区。目前采纳的采空区处理方法要紧是全部跨落法,即随着工作面的推进,放顶后使顶板跨落,充满采空区。关于坚硬难冒顶板,可用煤柱支柱法处理采空区,但由于留设煤柱给下层开采及本层开采多次搬家,以及资源采出率等缺陷,因此,采纳跨落法处理顶板。4、装煤煤体垮落之后,大部分煤随溜子运出,剩余的少量浮煤在推溜时靠铁锹装入运输机运出。5、移架工作面采纳及时移架方式,即先移架后移溜。采煤机割煤后,紧跟后滚筒开始移架,顶板不完整或片帮严峻时,可采纳超前移架及时打出防片帮等支护方式治理顶板。移架要求:(1)一般情况下,移架工应站在支架前,后支柱之间,准确操作手把,同时,注意支架动作部位的情况。(2)移架时,采纳带压移动,防止顶板下沉,尽量做到少降快移,以免出现支架歪斜,垛架现象。(3)移架后及时升架,顶梁与顶板接触后,手把应再供液一段时刻,确认达到初撑力后,停止供液,前梁上部不同意出现空顶或点接触。(4)移架后,支架成一条直线,其前后偏差不得超过±50mm,及时打出防片帮板。(5)移架时严格操纵降架高度,并收缩支架的平衡千斤顶,拱起顶梁的尾梁,使之带压擦顶移架,以有效防止支架倾倒。四、劳动组织本矿采纳三八制作业模式,具体施工组织见6-2-2表:班班次定员工种零点班八点班肆点班小计班组长2226机组司机3339溜车司机1135皮带司机2226泵站司机1124支架工3339端头工2226端尾工2226电气工1135防尘工1113清煤工1113合计19192462回采工作面中的循环作业是指回采工作面在规定时刻内保质、保量、安全地完成采、装、运、支、处如此一个采煤全过程,以放顶为标志,循环方式有一日单循环。回采工作面实现正规循环作业,在一昼夜内工作面中采煤工作与预备工作在时刻上的配合关系设计为“两采一准”立即一昼夜划为三个班,两个采煤班,进行“落、装、运、支、移”等工序,一个预备班进行回柱放顶、检修设备、推移转载机及伸运输巷胶带输送机等工作,一日完成一个循环。第三节采区巷道布置及生产系统一、采区巷道布置本设计矿井一个工作面即可达产,工作面单产较高,不须多工作面同采,因此巷道布置时,在大巷采区煤仓附近开掘一系列材料斜巷和联络巷道,即可开采。倾斜长壁采煤法工作面能够按单工作面布置,也能够按对拉工作面布置。单工作面布置时,每个工作面有两条回采巷道。对拉工作面布置是两个工作面布置三条回采巷道,其中运输巷为两个工作面共用。由于工作面近似沿煤层走向呈水平状布置,不存在走向长壁时向下运煤和向上拉煤的问题。两个工作面能够等长布置。工作面风流不存在上行与下行的问题,两个工作面的通风状况同样良好。由于对拉工作面减少了一条运煤巷道和有关联络巷道,降低了巷道掘进工程量,有利与集中生产。因此,顶板较好的薄及中厚煤层,特不是采纳炮采时,一般都采纳对拉工作面布置形式,并取得了较好的经济技术效果。二、煤层开采顺序依照可采煤层的区域分布,巷道布置采纳集中分组布置,即11011和11031工作面为一组,12采区为另一组,集中布置要紧大巷。因为该区段煤层较薄,开采时为单水平,因此不需要分层开采,采纳全部垮落法处理采空区。三、采区回采率的计算达产时采区采出率是指采区工业储量中,设计或实际采出的那部分储量,约占工业储量的比例。计算公式如下:采区工业储量=l1×l2×h×γ式中:l1——采区平均走向长度,200m;l2——采区平均倾向长度,290h——采区内煤层总厚度,3.75m;γ——煤的容重,1.35t/m3。代入上式得1112-3采区工业储量=200×290×3.75×1.35=29.3万t开采损失=工作面落煤损失+煤柱损失工作面落煤损失=采区工业储量×5%=29.3×0.5%=1.45万t煤柱损失=采区工业储量×10%=29.3×10%=2.9万t则采区采出率=(29.3-1.45-2.9)/29.3=85.1%经计算,采出率符合设计要求。四、采区生产系统1、通风系统:通风总路线为:主井→东(西)进风巷→11皮带巷→11轨道巷→11采煤工作面→副井西大巷→副井。2、运煤系统:运煤总路线为:采煤工作面→11轨道下山→11皮带巷→井底煤仓→主井。3、运料、排矸系统:总路线为:副井→井底车场→轨道巷(上山)→皮带巷→11机巷→回采工作面。4、供电系统:供电系统路线为:中央变电站→采区变电所→皮带头配电点→回采工作面各用电点。第四节采掘打算本矿的采煤工作面为11采区和12采区,11011为首采工作面,为了实现回采工作面、采区接续、水平的正常接续,矿井掘进施工时必须设有掘进工程队,设计掘进工程队分三组:开拓巷道掘进队和回采巷道掘进队。掘进工作面个数设4个,其中回采巷道掘进面为2个,开拓巷道掘进面为2个,则采掘比例为1:2。。各掘进工作面掘进设备见表6-4表6-4-1掘进工作面设备明细表序号名称型号数量能力电压功率1掘进机EBJ-120TP1660V191.5KW2装载皮带DZP-1601100t/h660V7.5KW3皮带SJ-800/2×403250t/h660V2×40KW4皮带开关QBZ-2003660V5绞车JH2-55660V5KW6绞车开关QBZ-805660V7煤溜SGB-30P1660V30KW8煤溜开关QBZ-1201660V9移变KSGZY-5001500KVA600V500KW10压风机MLGF-10.3/F-55G1660V11局扇DSFA-5.62660V2×15KW12供电器KDW121660V掘进工作面的劳动组织采纳三班轮流的作业方式,每班配备跟队干部两名,五天一倒班,轮流跟班。班组长和其他各工种的出勤方式劳动组织见表6-4-2。表6-4-2掘进工作面劳动组织表班次工种零点班捌点班肆点班小计跟班队干1113班组长2226机组司机2226皮带司机2226防尘工1113验收员1113支护工55515维护工2327运料工2427合计18191855第七章井下运输第一节概述矿井提升设备是煤矿生产的重要设备,它连接井下和地面,担负着提升煤炭和矸石,升降人员,下放材料和设备的繁重任务。各系统由于提升系统一般没有备用设备,一旦发生故障,轻者阻碍生产,重者危及安全。因此矿井提升设备必须具有良好的操纵系统和完善可靠的爱护系统,以实现准确、安全运行。矿井提升设备的合理设计,要紧取决于确定合理的提升系统。井下运输系统的设计应符合以下规定:1、应综合分析井下煤炭,矸石,材料,设备及人员等因素,选择系统简单,环节少的运输方式。2、井下煤炭运输系统应减少运输总的破裂。3、大型矿煤流应优化设计。4、辅助运输应采纳效率高,范围广的设备。5、采区或工作面与大巷之间应设煤仓。本矿井的要紧运输大巷兼作进(回)风巷,能够满足生产及运输的需要。1、井下运煤系统:采煤工作面工作面上部机头西上仓巷主井底煤仓地面2、运料、排矸系统:采煤工作面11轨道上山西大巷副井地面3、行人系统:副井西大巷11轨道上山11上顺槽11采煤工作面第二节主井提升一、提升容器的选择提升容器需依照提升任务的大小来确定。对矿井的具体情况,加大提升容器,可降低提升速度,提升机、井筒装备都要加大,增加初期投资,但可节约用电;反之,加大提升速度,可选用较小提升容器和提升机,投资较少,但电耗增加。一般认为在不加大提升机及井筒直径的前提下,选择较大的提升容器,以采纳较低的提升速度,节约电耗。本矿井主井提升设计采纳箕斗,要紧参数如下:An—矿井年产量,15万t/a计Hs—井筒深度,300m;矿井工作制度:年工作日br,300d计,日工作小时数t,15h计Hz—装载高度,m,估取18~25m,取20m。Hx—卸载高度,m,估取16~20m,取18m。r—煤的散集容积质量,Kg/m3,1.3计确定小时提升量Ah=式中:Ah——小时提升量,t/h;An——矿井年产量,15万t/年;c——提升不均衡系数。《煤炭工业设计规范》规定:有井底煤仓时为1.10~1.15;无井底煤仓时为1.20。本设计取1.10;af——提升能力富裕系数,主井提升设备关于第一水平留有20%的富裕能力,取1.2;br——年工作日,300天;t——日工作小时数,15h;代入数据计算得:Ah=40t/h。提升钢丝绳的选择提升钢丝绳的受力极其复杂,尽管国内外对此做了大量的研究工作,取得了一些成果,但还未找到一种综合反应上述应力破坏的计算方法。目前,其强度计算仍依照《煤矿安全规程》的规定,按最大静载荷并考虑一定安全系数的方法进行计算。所谓安全系数是指钢丝绳各拉断力的总和与钢丝绳最大静拉力之比。安全系数如表8-2-1所示。表7-2-1提升钢丝绳安全系数单绳缠绕式钢丝绳多绳摩擦提升专为升降人员99.2-0.0005Hc升降人员和物料升降人员99.2-0.0005Hc混合提升99.2-0.0005Hc升降物料7.58.2-0.0005Hc专为升降物料6.57.2-0.0005Hc按《煤矿安全规程》的规定,提升钢丝绳应按最大静载荷,并考虑一定的安全系数的方法进行计算。三、提升机选择多绳摩擦式提升机要紧特征参数有:摩擦轮直径D,最大静张力,最大静张力差及摩擦衬垫的比压。在选择计算时,首先确定摩擦轮直径D,然后验算其它参数。提升机滚筒直径D选择摩擦轮的原则是使钢丝绳在摩擦轮上缠绕时不致产生过大的弯曲应力,以保证钢丝绳的使用寿命。依照《煤矿安全规程》的规定:摩擦式提升机有导向轮井上安装,摩擦轮直径D≥90d=90×34.0=3060mm;无导向轮时D≥80d=2720mm。依照滚筒直径初选型号为JKM-3.5/6(Ⅱ)的提升机。其要紧特征见表8-2-4。表7-2-2提升机要紧特征表型号主导轮直径m导向轮直径m钢丝绳最大净张力KN最大净张力差KN最大提升速度m/s质量tJKM-3.5/6(Ⅱ)3.538002301355.62、天轮的选择天轮安装在井架上,作为提升钢丝绳的支撑、导向之用。依照《煤矿安全规程》的规定,天轮直径需按下面条件确定。井上用围包角大于90°时≥80d=80×34.0=2720mm;同时应满足≥1200=2640mm。两者取较大值。在设备表中选取型号为TSG的天轮,其要紧特征见表8-2-5。表7-2-3天轮特征表型号名义直径mm绳槽半径mm轴承中心高mm总重NTSH30001924024660第三节副井提升一、提升容器的选择副井的最终水平井筒深334m,依照矿井的辅助运输要求,本矿井的副井提升设备选为一对1.5t底卸式矿车单层单车罐笼。按照《煤炭工业设计规范》要求,需进行如下有关计算。按最大班工人下井时刻不超过40min验算:式中:nren—最大班工人下井人数,60人;N0—初选罐笼每罐提升人数,查设备选型表可知,初选罐笼每次可承载12人,n0=12;T—一次提升循环时刻,经测试为5min/次。代入数据得:=96≥60;符合设计要求。二、钢丝绳的选择计算查钢丝绳规格表,选定所需要的钢丝绳为18×7股(1+6)绳纤维芯钢丝绳。其要紧特征见表7-3-1:表7-3-1钢丝绳特征表直径mm钢丝总断面积mm2参考质量㎏/100m公称抗拉强度N/mm2破断拉力总和KN钢丝绳钢丝40.02.8775.45725.001550≥1200三、提升电动机的选择依照矿井的提升设备,选定的电动机规格见表7-3-2:型号额定功率(KW)额定电压(V)转速(转/分)T1250-4/143012506000750第八章矿井通风与安全第一节矿井通风系统的选择矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新奇空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式,要紧通风机的工作方法,通风网络和风流操纵设施的总称。通风系统的选择按进回风在井田内的位置不同,通风系统可分为中央式,对角式,混合式,下列是各种通风系统的适用条件及其优缺点。1、中央并列式:出风井与进风井大致布置在井田中央,由主井兼作回风井或专设中央风井。适用于煤层倾角较大,走向不长(一般小于4Km左右),投产初期尚末设置边界安全出口,且自然发火不严峻的矿井。优缺点:(1)、初期投资少,采区生产集中,且矿井反风容易,便于治理。(2)、节约风井工业场地,占地少,护井煤柱少。(3)、进出风井之间漏风比较大,风路长,阻力大。(4)、工业场地有噪音阻碍。2、中央分列式:进风井与出风井大致位于井田走向的中央。适用于煤层倾角较小,走向长度较大的中型矿井,投产初期多采纳这种通风方式。优缺点:(1)、比中央并列式安全性要好。(2)、矿井通风阻力较小,内部漏风少,利于对瓦斯、自然发火的治理。(3)、工业广场地无噪声及回风风流的阻碍。(4)、风流在井下流淌线路为折返式,风流线路长。3、两翼对角式:进风井大致位于井田走向中央,出风井位于沿倾斜浅部走向的两翼。一般适用于煤层走向长(超过4公里),井田面积大,产量较大的矿井。其优点与中央并列式相反,比中央分列式安全性要好,但初期投资大,建井期较长。对有瓦斯喷出或有煤层和瓦斯突出的矿井,应采纳对角式通风系统。5、分区对角式:进风井位于井田中央,两翼各有两个或两个以上回风井为所在附近采区服务。适用于煤层埋藏较浅,第一水平无法开凿总回风巷的情况。也适用于高瓦斯矿井。该方式建井期短,安全性高,便于治理,但风井多,占用场地大,风机治理分散。4、混合式:进风井与出风井三个以上的井筒按中央式与对角式混合组成。其中有中央分列与对角混合式。中央并列与对角混合以及中央并列与中央分列混合等。混合式是前几种的进展。适用于:(1)、矿井走向距离专门长以及老矿井的改扩建和深部开采。(2)、多煤层多井筒的矿井,有利于矿井分区分期投产。(3)、大型矿井井田面积大、产量大或采纳分区开拓的矿井。综上所述,由于王屋山煤矿是低瓦斯矿井,依照井田内的煤层赋存状态、埋藏深度及井田范围等条件,采纳中央并列式通风。通风机工作方式的选择1、抽出式:当前通风机工作的要紧方式,适应性较广泛,尤其对高瓦斯矿井,更是有利于与对瓦斯的治理,也适用于矿井走向长,开采面积大的矿井。要紧通风机安装在回风井口,整个矿井通风系统处在低于大气压的负压状态。当要紧通风机因故停止运转时,井下风流压力提高,比较安全。2、压入式:低瓦斯矿井,矿井地面地形复杂且煤层埋藏较浅,开采第一水平无法在高山上设置主通风机,总回风巷道无法连通或维护困难,煤层自然发火不严峻的条件下使用。当要紧通风机因故停止运转时,井下风流的压力降低。该方式在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物治理困难,漏风较大。3、混合式:适用于个不老井延伸或改建的低沼气矿井。能产生较大的通风压力,适合大阻力矿井的需求。但通风治理困难,一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采纳。依照以上的分析比较,再结合本矿井的实际情况,本矿井属于低瓦斯矿井,且风井容易布置,在矿井初步设计时,采纳抽出式通风。通风系统见示意图8-1-1图8-1-1通风网络示意图第二节采区所需风量一、风量计算的有关规定1、采煤工作面所需风量确定原则(1)工作面回风流中的瓦斯浓度,各种有毒、有害气体浓度不得超过《规程》的规定;(2)每人每分钟供风量不得小于4m³;(3)工作面温度不得超过26°,并保持良好的气候条件;(4)能够有效地排除瓦斯和矿尘,但又不致造成煤尘飞扬。2、《煤炭工业设计规范》规定:对抽放瓦斯的矿井,应按抽出瓦斯后的煤层瓦斯涌出量计算风量,矿井风量备用系数为1.15—1.45,矿井风量按规定进行计算后,还应依照邻近或类似矿井经验按实际需要配风进行校核,必要时,进行适当调整。二、计算采区所需风量1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算Qai=100×Qmai×kmai式中Qai——第i个采煤工作面需要风量,m³/min;Qmai——第i个采煤工作面瓦斯(或二氧化碳)绝对瓦斯涌出量,m³/min;kmai——第i个采煤工作面瓦斯(或二氧化碳)涌出不均衡系数,一般可取1.2~3.0.代入数据计算得:Qai=100×1.2×1.6=192m³/min。2、按工作面人数计算Qai=4×nai式中4——每人每分钟最低供风量,m³/min;nai——第i个采煤工作面同时工作的最多人数,个代入数据计算得:Qai=4×20=80m³/min。综上所述,取最大值Qai=192m3
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