往年设计参考07级说明书

摘1.2Mt/a新井设计。兴隆庄煤矿位于山东省兖州市，交通便利。井田（东西）平均长4.3km，倾向（南北）3.5km13.55Km23号煤，48.28m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为138.29Mt，矿井可采储量85.10Mt。矿井服务年限为54.5a，矿井正400m3/h650m3/h。矿井瓦斯涌出量低，为低瓦斯矿井。井田为立井单水平上下山开拓，划分为四个采区，两个采区；大巷布置在-320m水平，采区采用上、下山开采方式，采区采用集中巷布置；工作面布置为综合机械化放顶煤；大巷采用胶带输送机运煤，辅助采用架线式电机车牵引矿车设备，主井采用箕16h；工作制度为“三八”制。超长综放面煤层自燃火灾防治技术研究。在确定超长综放面煤层自燃区域的基4324超长综放面煤层自燃火灾进行治理，为翻译部分主要内容为高应力软岩下矿井巷道支护，英文题目为：Underhighstresssoftcragminepittunnelsupportsandprotections。关键字：矿井设计；立井单水平；上下山开采；综合机械化采Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,theprojectssectionandtranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignofXinglongzhuangcoalmine.XinglongzhuangcoalmineislocatedinYanZhouShi,Shprovince,thetransportationisconvenient.Therunoftheminefieldis4.3km,thewidthisabout3.5km,thetotalareaofminefieldisabout13.55km2.Thethreeisthemaincoalseam,anditsdipangleis4degree.Thethicknessofthemaincoalseamisabout8.28minall.Theprovedreservesoftheminefieldare138.29milliontons.Therecoverablereserves85.10milliontons.Thedesignedproductivecapacityis4.0milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis55.4years.Thenormalflowofthemineis400m3perhourandthemaxflowofthemineis650m3perhour.Minegasemissionislow,forlowgasmineralwell.Theminefieldisshaftwithsingleleveldevelopments,devidedintofoutminingdistricts,twostripdistricts.Themainroadwayarrangesin-370mlevel.TheminingdistrictusesriseanddipType,thestripdistrictusesmaininclineddrift.Theworkingfaceadoptsfully-mechanizedcoalminingtechnologywithsublevelcaving,Themainroadwayusesaccordionconveyortotransportcoal.Theauxiliarytransportionusestrolley otivehaulingminecarequipment.Themainshaftusesskiphoisting,theauxiliaryusescagehoisting.TheMineventilationmodeistwo-wingdiagonaltypeventilation.Theminepityearworkingdayis330d,theworkroutineis“four－six”.Thetopicoftheprojectssectionisresearchonpreventionandcontrolofcoalspontaneouscombustionintheoverlongfullymechanizedlongwallcoalminingface.Baseontheconfirmationonthedangerouszoneofseamspontaneouscombustionintheoverlongfullymechanizedlongwallcoalminingface,thepaperprovidedtherelatedandhighefficientcomprehensiveminefirepreventionandextinguishingtechnologysystem.Arapidemergencyminefirepreventionandextinguishingsystemforseamspontaneouscombustionfiredisasteroftheoverlongfullymechanizedlongwallcoalminingfacewasestablished.AseamspontaneouscombustionfiredisasteroccurredinNo.4324overlongfullymechanizedlongwallcoalminingfacewassuccessfullycontrolled,whichwouldprovideanimportanttechnicalguaranteeforthesafetyproductionoftheoverlongfullymechanizedlongwallcoalminingface.Themaincontentofthetranslationpartisabouttheminepittunnelsupportandprotectionunderhighstresssoftcragunder.:Theminepitdesign;verticalshaftsinglelevel;updownamountainmechanizationmining一般部矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 矿区气候条 水文条 自然........................................................................................................井田地质特 井田地质特 井田地质构 水文地 煤层特 煤层埋藏条 煤层的围岩性 煤的特 开采技术条 井田境界和储 井田境 井田界 井田尺寸及概 矿井工业储 井田勘探类 矿井工业储量的计算及储量等 矿井可采储 矿井永久保护煤柱损失 矿井的可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计能力及服务年 确定依 确定矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 采采区的划 开采水平的确 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 准备方式——采区巷道布 煤层地质特 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 采区巷道布置及生产系 采区准备方式的确 采区巷道布 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 采区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面破煤、装煤方 回采工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下...........................................................................................................................概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 矿井系 采区设备选 设备选型原则 采区设备选型及能力验 大巷设备选 胶带大巷设备选 辅助大巷设备选 设备能力验 矿井提 矿井提升概 主副井提 已知数 主井提升设备选 副井提升设备选 井上下人员运 矿井通风及安 矿井概况、开拓方式及开采方 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井主要通风机工作方式选 采区通风系统的要 采区工作面通风方式的选 矿井风量计 通风容易时期和通风时期采煤方案的确 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分 矿井通风阻力计 计算原 矿井最路 计算矿井摩擦阻力和总阻 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 专题部提高煤炭采出率的技术探索与实 一、我国煤炭采出率标准研 二、提高煤炭采出率技 三、提高煤炭采出率技术实 四、结束 翻译部英文部 中文部 致 矿区概述及井田地质特矿区概矿区地理位8k8km2.1km14km。1-1。线，东至石臼所新港，矿区铁路经大东章集配站与津浦铁路相接。公路四通八达，104北渤黄烟济兖州市兖河肥新⒀淄新临兖州煤青黄石臼所铁⑼⑴陶海连云路⑵津徐⑻⑶里程⑺浦邹城⑷⑿铁⑹⑸⑾⑽路 济青徐石臼本矿其它生产矿及曲阜⑴兴隆庄煤⑵东滩煤⑶鲍家店煤⑷南屯煤⑸北宿煤⑹里彦煤⑺新集井⑻田庄井⑨杨村煤⒀杨庄煤⑽唐村煤⒁曲阜⑾落陵煤⑿太平煤1-矿井交通位置矿区气候条1959～200114.1均气温-272940712.7mm347.90mm1179.3mm7～8965%1884.8mm4～745%m/s，最大风速24m/s，最大风速的风向多为偏北风。结冰期由11月至翌年3月，0.45m0.19m水文条标高变化于+52m～+44m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+49.20m。除特大洪水外，一般不受。区内有泗河纵贯全区。泗河全长142Km，河宽100～1000m，流域面积2590Km2，最大流量3380m3/s；流经本区3层煤隐伏露头的部分地段，向西南自兖州市的烈度为7度井田地质特井田地质特翼，为一北东～北西，倾向南东～北东，倾角2°～14°的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系，无岩310m1-2。132.4～235.29m184.08m，分上中下三组，以粘土、砂质粘土，含粘土的砂（砾，或砂（砾）等相间组成，不整合于侏罗系之上。侏罗系的上侏330.46m，仅保留于本区东南部的边缘地段，由紫红色细砂岩或中细粒砂岩，间夹细砂岩与泥岩互层所组成，底部偶见砾岩，与二叠系成不整合接触。二叠系181.88m60m左右，以粘土岩为主，间夹细砂岩，其底部全区普遍发育着一层粗砂岩或含砾砂岩，孔隙度大，硅质接触式胶结，岩性稳定，整84.82～152.91m129.62m，233层煤是井田的主采煤层，煤层底部多为细砂岩、粉砂岩互层，有时相变为中砂岩，整合于石炭148.53～185.13m173.42m2316层、17层煤是全井田可采的薄煤层，主要标志层为第三层灰岩和第十层灰岩，地层多为粉砂岩和深灰色泥岩为主，间夹以中砂岩、粘土岩和薄层灰岩，整合于本系的本溪群之上。中石炭21.49～36.00m28.75m，以灰岩为主，假整合于奥陶系之上。奥陶系马家沟统总厚725.20m，以石灰岩为主，有裂隙和，与下伏寒武系呈整合接井田地质构井田位于兖州向斜的北翼。为一倾向南东至北东，倾角2～14°，一般为4～8°，层不发育，而北西向的高角度正断层较发育，并具有断层的弯曲、分叉、合并、落 185组九统 2组九统 2 界系 168本CC组17煤 十二灰 假1 奥陶系7251-1。1-1主要断层特落差（正N40°～正N15°～正正N80°～正N50°～正N35°～正N30°～8正N25°～正N15°～正N20°～正N5°～正N10°E～正N3°～正正N40°E～逆逆水文地m73%左右，透水性弱，含水不丰富外，其3层煤顶部砂岩，第三层灰岩和450～750m之间，虽然含水丰富，但因距400m3/h500550m3/h650m3/h20215.64m3/h312.13m3/h煤层特煤层埋藏条2617.88m3、16上、172煤、610下、15m73.5%8.29m63%表1-3可采煤层情况一厚度(m)平均(点数煤层间距(（2136110下115上116117煤层的围岩性32.30~10.6m8.28m8m以3m1~2层夹石，夹石岩性为炭质细砂岩、泥岩和粘土岩，其厚度一般<0.15m，无分层现象。全井田范围内钻孔（含井筒）穿14814313个；参考点1个；有效点143个。可采性指数为1，煤厚变异系数为16.15%。属区可采的稳定煤层。322m左右，裂隙较发育，局部见伪项，一般为泥岩、粘土岩或炭质0.20m0.10~1.44m，向下为中、细砂岩和粉砂岩18m左右。煤的特（2、3层煤）属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；太原群煤层（6～16、17层煤）属中灰富硫至高硫的易选煤，不宜单独作炼焦配煤，为动力表1- 煤质一般特征统计煤项2361015163.20-原0.87-0.94-0.77-0.76-0.59-1.00-0.58-精1.26-1.08-1.14-1.38-1.58-0.76-0.73-原7.0-7.03-7.26-11.63-8.33-29-6.08-5.65-精5.53-3.13-3.45-4.94-4.51-1.85-2.38-原35.99-35.0-38.05-38.16-40.09-40.22-36.0-精37.30-35.30-38.10-41.73-39.31-41.73-40.54-原0.40-0.24-1.16-2.36-1.81-2.01-1.81-精0.43-0.26-0.77-1.73-1.63-2.28-1.61-32.78-32.78-33.86-33.82-33.75-32.44-33.90-28.20-Y开采技术条应增高，一般为每百米2.7℃；综合平均梯度每百米2.44℃。通常-650m以上层段的地温31℃；-650-750m31～37℃。3、16、17层煤都属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10m3/t，属低瓦斯矿井。可采煤层均有煤尘，煤尘指数一般为37%-42%3～6个月。井田境界和储井田境井田界、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层、褶曲）井田尺寸及概该井田位于第四系冲积平原，井田范围内地面标高为变化于+52m~+44m之间，目前井田长约4.3Km，倾斜宽约3.5Km，面积13.55Km2。2-7°.F3F4F5三个断层，2-1所示。图2-1井田赋存状况示矿井工业储井田勘探类1957年发现，19588月提出综合普查报告，196411月提出矿区总体设计详查报告。1958年~196412385个，工26940.59m101934.62m10次。1965年~1966年华6333548.71m6个，2146.92m6次。兴隆庄勘探区精查地质报告（最终）19663月提交。14860489.30m，其中水文孔164081.54m16次。资源勘探为矿井建设和生产提供了宝贵的地质资矿井工业储量的计算及储量等3#量。分组计算的原则为倾角相差不大。根据井田地质等高线图结合分组计算原则，把井32-2所示。2-2矿井储量块划分示意煤炭工业储量计算一般为 式(2-S——井田水平面积，km2；Mγt/m3；α——煤层倾角，(°)根据2-1计算各区工业储量见表2-1所示2-1层储量计面积煤厚容重储量总储量（×106t6446式(2-矿井工业储量 地质资源量控制的资源量332边际经济的基础储量2M22工业储 推断的资源量333333k 2-2全矿井矿产资源储量统计结果汇总类型数量比比量矿井可采储矿井永久保护煤柱损失井田西北界以-170m20m的保护煤柱，东西两界以断层为40m20m的保护煤柱。按下 计算Z边

lbM/

式（2-Zl：边界长度b：边界宽度MlZ边

7046.89

1s/

式（2-Z断

lbM/

式（2-Z断层：断层保护煤柱损失量，万吨l：断层长度b：煤柱宽度，m（40mM4F 121400.7531F1F 267953.5216F2Z断

FF FF

1.45

式（2-2-35-22条规0.8～1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为1.2Mta，所400m×360m4度，工业广场的中186m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅰ级保护留带，宽度为20m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。2-3工业场地占地面积指井型（占地面积指标（公顷/102402-4岩层移动广场中心深度冲击层厚度фδγβ2-12-3工业广场保护煤由CAD量的梯形的面积是 煤S3=0.5106煤

Z工 式（2-式中：Z 煤层厚度3R----1.35t/m3则：Z3煤Z工

1.35大巷、上山均间隔30m，向两边外扩30m留为保护煤柱，按下列计算

式（2-Z大巷上下山：大巷上下山保护煤柱损失量l：大巷上下山长度b：煤层容重，1.35t/m3M 4l

116368.83901.35/cos42-52-5保护煤柱损数量数量 合计矿井的可采储

式（2-式中 矿井的可采储量 0.75则：Zk=（138.29-=85.102-62-6矿井储量汇总工业储量可采储量矿井工作制度、设计生产能力及服务年矿井工作制330d计算，每天净16h。矿井采用”三八”矿井设计能力及服务年确定依2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开确定矿井设计生产能0.8Mt/a、1.2Mt/a1.5Mt/a三个方案。经分析比较论1.2Mt/a。其理由如下：85.10Mt3#煤层1.2Mt/a的条件；1.2Mt/a的条件；、具有良好的外运条件。津浦铁路干线纵贯井田东北部，兖济铁路从井田北侧向西延伸，兖石铁路自井田南侧向东延伸，西接京九线，东至石臼所新港，矿区铁路经大东章集配站与津浦铁路相接。公路四通八达，104西部通过，兖邹公路贯穿井田范围，区内地势平坦，交通十分方便。因此，铁、公路均具有良好的保障。故具有建设大型矿井的外运条件；、井田内煤质好，煤炭用户。由于兴隆庄矿区地处华东严重缺煤地区，因0.8Mt/a81.8a，与规50a比较，服务年限偏长，不能充分利用已勘探的资源，积压了储量；井型确定为1.5Mt/a43.6a50a的要求，服务年限过短，开发1.2Mt/a54.5，因此比较合适；1.2Mt/a矿井服务年3-1所示。表3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年t·a-1第一开采水平服务年限600———————ZkAT 式（3-式中：Zk——矿井可采储量T＝85.10/（1.21.3）＝54.5a井型校38.28m，赋存稳定，厚度变化不大。每个区段内布置一个采煤 Q330nL(M1C1M2C2)B式中：330——330d；M1——工作面的割煤高度，3m；M2——工作面的放煤高度，5.83m；C1——

式(3-C2——工作面的放煤回出率，78﹪；k——1.1。3301.2Mt井田开井田开拓的基本问井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入，建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的、确定矿井开采程序，做好开采水平的、合理确定矿井通风、及供电系统、执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条、必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。确定井筒形式、数目、位置及坐平硐开拓的优点：井下煤炭不需即可由平硐直接外运，因而环节和设井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力4况比较简单；井筒不需要特殊施工，可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双立井。有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的区，不受崖崩滑坡和洪水；距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理。工业场地的位采区的划开采水平的确

3号煤层，其它煤层属薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。3号煤层属近水平煤层，平均倾角为4，煤层露头线为-150m，煤层埋藏最深处达-600m450m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶200~350m300m左右。矿井开拓方案比主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在岩层当中。主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在岩层当中，通过立井延深到第二方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷主、副井均为立井，布置于井田，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中

图4- 开拓方案示意4-2。4-2各方案粗略估算费用 费费总费用/百分数4-3~4-7中。②主、副井布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别③主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算4-3建井工程主井井筒副井井筒井底车场开拓大巷主暗斜井副暗斜井井底车场石门开拓大巷4-4生产经营工程提升/大巷及石门西四大巷及石门西二大巷及石门下山及暗斜井上下山/万排水/万4-5基建费用(元(万元(元(万元4-6生产经营(万元(万元下山及集中巷大巷及石门排水/万34-7费用汇总费用/百分率费用/百分率矿井基本巷井位于井田工业场地之中，担负矿井1.2Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16t6.5m33.18m2450mm35.6m216小时。井筒断面布置如4-2。4-8主井井筒特征1.212t19.6326.4240.71

4-2主位于井田工业场地之中，与主井东西相距约60m，担负全矿的材料、人员、1t1t矿车双层四车宽罐笼带平7.2m40.71m2500mm（表土段壁1400mm4-3。4-3副4-9副井井筒特征1.21t矿车双层1t矿车双层33.1843.0167.936.0m，净断面积为7m2400mm4-84-10。4-10风井井筒特征m28.2754.104-4风井井筒断面开拓巷条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田，沿布置，坡度控制在3‰以内。大巷和轨道大巷断面特征如图4-5和图4-6。两条大巷均选用拱形巷道，锚喷支护。大巷断面如图4-5所示，巷道特征见表11，每米材料消耗量见表4-12；辅助大巷断面如图4-6所示，巷道特征见表4-14，每4-15。图4-5大巷断面表4-11大巷巷道特征断面设计喷射厚度净周长净宽度高度形式外露长度排列排间距长度直径顶帮顶帮顶帮树脂6表4-12大巷每米工程量及材料消耗计算掘进工程水沟长锚杆喷射材料/网/积/m2岩31围岩类断面设计净周长净设计掘进 围岩类断面设计净周长净设计掘进 岩外露长度排列排间距长度直径顶帮顶帮顶帮6表4-14辅助大巷每米工程量及材料消耗计算掘进工程水沟长锚杆喷射材料/网/积/m2岩31井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采式井底车场。该车场利用主要巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图1.5201tMG1.1-6A，外形尺寸（长×宽×高：2000×880×150（mm3BA点顶推列车进入副井重车线；机和设备的。47.0m，有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为2000t；胶带输送机能力为2000t/h，工作546t/h1092t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采312.13m3/h215.64m3/h式中Q—水仓容量S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，1045.61m

QS

式中(4-则QQQ04-7井底车场准备方式——采区巷道煤层地质特采区位设计首采区（北一采区）采区煤层特38.28m小，均为中变质程度的气煤；属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；及硬度较大，普氏硬度为2～3，平均容重为1.35t/m3，块质随变质程度而增；34°3号煤都属于氮气带，沼气和10m3/tII类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为3～6个月；有煤尘，煤尘指数一般为煤层顶底板岩石构造情31~5m水文地根据含水层岩性特征、空隙性质及水埋藏条件，矿井主要含水层组可划分为三首采区为深部开采，故第四系水对工作面构不成。有生产影响的含水层为3煤丰富，但因距主采煤层甚远，故近期内对矿井生产不产生影响。根据地质报告预测，开采前期矿井正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为500m3/h；550m3/h650m3/h。地质构翼，为一北东～北西，倾向南东～北东，倾角2°～14°的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系，无岩310m，全部为第四系冲积层所覆盖。首采采区内无断层等复杂地质构造，地质条件简单。采区巷道布置及生产系采区准备方式的确采区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合采区准备方式存在的辅助和行人的问题，本设计矿井大巷布置在岩层中，辅助采用矿车。因此确定选用采区准备方式，以下对采区巷道布置及生产系统进行采区巷道布φ21.8×7300mm1200×1600mm；巷道支护使用的锚杆规格φ20×2200mm800×800mmφ10～12mm的钢筋焊接，钢带使29U型棚进行巷道的支护，采用水泥背板配100mm。巷道规格为净宽×净高＝4800×3700mm15.29m2首采区上首采区上山从首采区煤仓联巷内拨门，总工程量为1183m。首采区上山中部φ21.8×7300mm，间排距为1200×1600mmφ20×2200mm800×800mm；φ10～12mm的钢筋焊接，钢带使用梯形钢带；巷道围岩状况较差时采用架设29U型棚进行巷道的支护，采用水泥背板配合金属菱形网腰背，后再进行喷浆封闭加固。100mm。巷道规格为净宽×净高＝4400×3700mm14.20m2。本矿井设计采巷掘进方式，两条巷道之间留设15m保护煤柱，掘进时煤炭的运输采用刮板输送机和胶带输送机，采用绞车辅助，考虑到长距离掘进通风问题，每150m成通风回路之后，就可以开凿回采巷道，形成生产系统容易，投产快。首采采区位于井田北翼边界，长度平均1320m，上山长度1238m，下山长度980m13150m9m宽，加上煤柱，每180m。采区内各工作面采用U型后退式通风，系统简单，漏风小。一采区生产时，新(6)采区内各区段的平巷铺设B1400mm的胶带输送机，煤炭到上山再到大巷胶带机，辅助大巷采用矿车、上山采用绞车。采区巷道布置如图5-1所示采区生产系(1)运煤系、辅助系3101工作面的路线为巷→风井→在工作面辅助平巷设置一趟4寸的管路，在辅助平巷的低洼处建一临时小22kW水泵，一台使用，一台备用。在井底水仓设置两台150D30*9型水泵，一台使用一台备用。水流方向：工作面→辅助平巷→轨道上山→轨道大巷→井底水仓→副井→地采区内巷道掘进方S150JSJ-80皮带机或40T刮板机运煤，矿车运料。采区生产能力及采出 式（5-A0——工作面生产能力，Mt/a；M——=330×4×0.6=792（m/aC0——工作面回采率，取c＝0.931/10A1A0 式（5-则：A1=444.8610A盘=A0+A12采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量×100% 采区内工业储量为 采区内实际采出煤量为 则：采区采出率 .15×100%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）0.75，中厚煤采区车场选型设4°问题，为底绕方式。煤层底板坡度小，起伏不大，矿车完全可以轻松适应，故设小型采区绞车房。井底变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易，无淋水，易于搬用锚网喷支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200～300mm。具有0.3%5-2采区下部车 轨道大巷2.大巷3.上山4.轨道上采煤方采煤工艺方采区煤层特征及地质条采区所采煤层为3号煤层，平均厚度8.28m，煤层平均倾角4°，为近水平煤层，结2～3，为低硫中灰中等可选至易选煤，平均1.35t/m3。正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为500m3/h为3～6个月；有煤尘，煤尘指数一般为37%～42%。31~5m；老顶以中、粗、22m左右，裂隙较发育，局部见伪项，一般为泥岩、粘土岩或0.20m0.10~1.44m，向下为中、细砂岩和粉18m左右。岩石的完整性、稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发确定采煤工艺方应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方93～97%以上。巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后才进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质2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，初步确定选择放顶煤较合理。结合矿井实际条件，煤质硬度不大，顶煤放煤可行，8.28m3.0m跨落法采煤。回采工作面参根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿布置，倾向推进；工作面长度150m1475m8.28m3m，放顶煤。4.6m宽，3.0m4.7m宽，3.0m高；斜5米小煤柱。6-16-1工作面配套设回采工作面破煤、装煤方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-W-900/1050（前、-900/750（后。双向割煤法，即采煤机6-3、6-。6-2。6-2进刀方式比较行，能有效均匀煤量；跑空刀清浮煤，“三平两直、有效顶板0.8m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位尾40m（6-6-1采煤机斜切进刀示意MG400/920-WD6-3采煤机技术特采高范围2.2-适应工作面倾角机面高度牵引力300-牵引速度/m·min-量滚筒直径截深电动机功率电压装运煤：采煤机组割装煤和前部机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护两部机平行运煤，集中到桥式机和胶带输送机上运出。、工作面主设备前部机：选用SGZ-900/1050型刮板机，其主要技术参数为表6-4前部机技术特设计长度出厂长度能力链速功率电压后部机：选用SGZ-900/750型刮板机，其主要技术参数为表6-5后部机技术特设计长度出厂长度能力链速功率电压刮板链间距回采工作面支护方回采工作面支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条31263132架。选用ZFS6200/18/35型正四连杆低位放顶煤支架，其主要技术参数为表6-6支架技术特高度中心距工作阻力初撑力支护强度对底板比压长×宽重量适应倾角6-12排头支架技术特高度中心距工作阻力初撑力支护强度对底板比压长×宽重量适应倾角结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面采高的八倍进行计算，上覆 式（6-式中：P：顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高；γ2.65t/m3；P2。故本面选用上述支架能够满足顶底板管理的需要。、液泵液泵站采回路供液，供液采用φ32高压胶管，回液采用φ51高压胶管，耐45MPa以上。泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80m～100m的位置。所有设备布置在平板车保证泵站压力不小于30MPa，液采用自动配比装置，液浓度3%～5%，泵站工每班用糖量仪检查液配比情况。3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作0.6m。并且可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架3架自动收回采煤机行进前方的支架护帮板；随采煤机的切割，自动完成降架、拉5组支架。推移前部机20m0.6m。拉后部机拉后部机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.6m。5.83m轮顺序放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，设计采用一刀一放双轮顺序跟机放煤方式，一采一放，采放平行0.8m。放煤口数量确定：按后部机能力确定放煤口数目。 式（6-其中：878%60s/tf＝60s。考虑1.25不均衡系数，同时为满足后部机（2000t/h）能力要求。同时放煤口数Nf＝2000/（7.37×60×1.25）＝3.6(个 式（6- 式（6-84min。 式（6-端头支护及超前支护方端头采用端头支架支护顶板，刮板机头以及机等设备放于端头支工作面采用单体支柱加一字顶梁进行超前支护，上下出口超前支护距离：30m60m30m。轨道巷、巷均采用1.2m一字顶梁配合单体支柱加强支护，一梁两柱或三柱，柱0.6m0.4m600±100mm支设一2.0m600±100mm支设一路；轨道巷沿空区域采用四路一600±100mm1.7m、2.2m600±100mm支设一路，中间一梁3柱加强支护，轨道巷所有单体支柱必须穿铁鞋，以减少单体支柱钻底量。巷沿机两侧250±100mm挂一字顶梁配合单体支柱加强支护，一梁两柱，柱距0.6m，端头采用ZT9800/16/32型端头支架支护。①支柱成线，偏差小于±l00mm②支柱应支到实底，并做到迎山有力。超前单体支柱初撑力不小于5OkN，端头支柱初撑力不小于90KN ⑤所有单体支柱三用阀方向一致，朝向老空700mm。各工艺过程注意事0.8m，工艺流程为：表6-10综放面工序质量要求一览35m123、顶煤垮落4成一条直线，偏差接初撑力部机①搭接合理，底链不拉回头煤②链轮中心与推拉机顺33组端头支架，其滞后普通支架一个循20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移困当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。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，抬板梁时必须手在各点落煤处加设缓冲装置3m/min机组要掌握好采高，严禁割底割顶各级机严格把关，杂物(板皮、木料)进入运煤系统、顶板及矿压观测措工作面及条带斜巷巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉30m加强。回采工作面正规循环作3.0m5.83m，工作面沿底板推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（一个班检修，三个班生产，均执行现场交制，每班有效工时为六24个循环。24小时正规循环作业图表，见6-11劳动组织配备12237211采煤机522461127端头4438557461111222241队9循环产量按下列计算

Q1＝ Q2＝ Q＝Q1+ 式（6-Q13.0mL13.0mC2——工作面放煤回采率则：Q1=150×0.6×3.0×1.35×0.97=353.57t循环产量：QQ1Q2=Q×日循环数=906.08×4=材料费费（C3）7元/吨（10元。工资费300元/吨煤工资成本=日工资×吨煤用 式（6-工作面设备折旧费

原始价

残值+清理机电设备基本折旧费吨煤成本=式（6-

服务年限×330×产5%3%103726.72吨/天计算。6-12。6-12机电设备折旧折旧费（元111机111221单体支电费由6-6～6-8可知循环产量=1359.12t8000KW1.5小时代入得：吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/0.50元/KWh则：吨煤电力费=3.92（元/吨则：工作面吨煤成本=设备折旧费+工资费+材料消耗费+=6-13。6-13工作面主要技术经济指1m2m334m5t6个47t8吨/9m3/6%元/回采巷道布工作面回采巷道 巷掘进，布置方式为一进一回，一条辅 平巷，一条15m宽95m掘联络巷。回采巷道参4m3.0m5.0m3.0m。（一）165#2.4m4条，使用时将槽钢以迎头第一架棚顶为支点，使前端通过金属网与顶板接触，后部用木楔或小杆夹实，临时好顶板。待支架架设完毕后继续下一个循环，并将挑杆进行超前临时支5m0.5m1.0m处，支拉杆随循环架棚而不0.3m1.1m。2该巷道施工临时支护采用2寸，其长度不小于3.0m，使用数量均不少于3条;使用时配合3寸制作而成的吊环（或焊接吊环，拧紧固定于锚杆上，后部采用扁2mm1.1m0.3m。（二）L=KH+L1+L2式中：L—H—K—L1—0.5m；L2—0.1m；3底板及穿层段H=

2

=0.87式中：B—f—2AA 式中：A—Q—锚杆设计锚固力，150KN/H—20.87R—20.87A 顶锚杆:2450mm，φ22mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚帮锚杆:1800mm，φ20mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚800mm1顶锚杆:φ22mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,帮锚杆:φ20mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,CKA2350（在孔底）K2370各一K2360一卷。150×150×5mm4000mm300mm、1100mm、1900mm、2700mm1.0m。1.4m的间距每排布置两棵，顶板压力增大以及特殊施工地点时要加密锚索支护,执行每排7.5mmm，沿顶板掘进段及穿层段最低锚索5.0m1.0m上；锚索布置要与钢带连成一体，门口锚索布置见门口施工大样图，并严格执行锚索安装说明及注意事项。150N.m100N.m。25000mm×1000mm2700mm×1000mm的经纬50mm×50mm100mm200mm2～312#铁丝。井下概矿井设计生产能力及工作制1.2Mt/a矿井工作制度为”三八”16330煤层及煤8.284°1.35t∕m3。采区内3号煤层平均瓦斯涌出量为3.42m3/t，瓦斯涌出量较小；发火倾向性鉴定为Ⅱ类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为3-6个月；有煤尘，煤尘指数37%-42%。矿井系、方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件简单，且运输距离较远，故采用胶带机运煤。辅助：回采工作面为大功率采煤机进行放顶煤开采，巷道掘进采用掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要便、灵活机动和快捷的方式与之相配套，电机车是很有发展潜力的一种方式和掘进机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助方式。车至各需要地点，大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用小绞车协助安装到位；采车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由平板车送到采面就位。材料和油品等轻型货物由材料车下井后，采用矿车运送、系综采工作面→工作面刮板输送机→机、破碎机→平巷胶带输送机→上山胶带输送机→大巷胶带输送机→石门胶带输送机→井底煤仓→装载硐室→主井箕掘进工作面→掘进面平巷胶带输送机→上山胶带输送机→大巷胶带输地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→部车场→回风运料平巷→地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区车场→采区设备选设备选型原则必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个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；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等采区设备选型及能力验7-1。表7-1工作面设备配套选型机2JK-表7-2机技术特征-与带式输送机长mm-V圆环链规格mt7-3破碎机技术特征---司t表7-4平巷胶带输送机技术特征号mmmt表7-5上山胶带输送机技术特征号mmmt(2)能力验设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为662.88t/h，工作面刮板机生产能力为2000t/h，机的生产能力为2200t/h，破碎机通过能力为2200t/h，平巷及上山胶带通过能力为3000t/h，采区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选上山采用绞车牵引矿车进行辅助，上山斜长1300m，所以选用2JK-4x2.1型提升7-7150mJM-28绞车，其特征7-8。7-6上山绞车特征个2mmmV外形尺寸(x宽x高m表7-7工作面安装绞车特征Vm比大巷设备选胶带大巷设备选DSJ160/350/3×4007-9表7-8大巷带式输送机主要技术参号mmmt辅助大巷设备选由于本矿瓦斯涌出量6.37m3/t，因此设计矿井采用XK8-6/140-KBT蓄电池电机车牵引平板车和固定车厢式矿车设备、人员、材料和矸石。井下车辆特征及用量见7-10、7-11、7-12。7-9电机车特征-t8Vh--ｍ7辆37-11固定矿车特征-淮mt1-辆7-12平板车技术特征-t2t1-辆设备能力验主设1800t/h搭接上山胶带机，平巷胶带机能力均为2000t/h，上山胶带机能力均为2500t/h，采区设缓冲煤仓，大巷采用DSJ160/350/3×400带式输送机，能力为3500t/h。符合辅助设矿井采掘面等各工作地点人员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，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。平巷平均运距为1300m,最大运距2560m；大巷平均运距为12001720m4280mm1200m1720m3/sｍ/s30min51t辆，每班能力为60t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的要求矿井提矿井提升概1.2.0Mt/a54.5年。煤层的赋存稳定，厚度大，储量丰为3～6个月；有煤尘，煤尘指数一般为37%～42%。330d。矿井开拓方式为立井单水平开拓，水平标高-320m主井采用两套16t箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主要采用胶带输送机运输，大巷辅助采用架线式电机车，条带斜巷采用胶带输送机。主副井提已知数1.2Mt/a330d16h320m主井提升设备选主井箕斗：JDS16/170×4Y8-18-1JDS16/170×4Y型箕斗参量积绳间距表8-2JKMD-4×4Ⅲ型主井提升机参机器重量根数（根间距4副井提升设备选40-2s6s换置罐1.538-3GDG1.5/6/2/4k罐笼技术特征个4个tt个个表8-4JKMD-3.5×4Ⅰ型主井提升机导向轮直径机器重量最大静张力根数（根间距4井上下人员运以由绳牵引卡轨车来。条带斜巷中使用的卡轨车型号为：8-5F1-A型绳牵引卡轨车参18号槽钢、90°m矿井通风及安矿井概况、开拓方式及开采方矿井地质概缓。地面标高变化于+52m～+44m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+49.20m。除特大洪水外，一般不受。3138.29Mt，矿85.10Mt54.5a550m3/h，650m3/h3.42m3/t，属低瓦斯矿井；发火倾向性鉴定为Ⅱ类自燃煤层，有自燃发火倾向，自燃发火期为3-6个月；有煤尘，煤尘爆37%-42%。3号煤层，34°开拓方3＃54.5a。开采方9-19-1工作面部分机电设备一览1MGTY400/920-WD12631415机1617182922变电所、充电硐室、井下大巷采用矿车辅 ，工作面平巷连续牵引 。井底车场设变电所、电硐室。采区内设变电所。岩巷掘进所需由井底车场库提供，各硐室均需独立工作制、人各工作面均采用”三八”40040矿井通风系统的确矿井通风系统的基本要、矿井通风方式的选一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式9-2。9-2通风方式比比并列式小藏较浅，长度不煤层较大（4km，井型较道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层厚约140m，水平标高为-320m；层为近水平煤层，分四个采区，煤层无自然发火，煤尘无性。根据以上分析，且矿井年产量1.2Mt属大型矿井，本设计选用并式通风方式。矿井主要通风机工作方式选抽出式主要通风机使井下处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时，压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较。比较，漏风较大。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，则能用一部分回把小窑塌陷区的有害气在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定，过渡时期是新旧水采区通风系统的要能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质12°工作面回中瓦斯浓度不得超过必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通机电硐室必须在进度中采区工作面通风方式的选矿井相对瓦斯涌出量为6.37m3/t，小于10m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上式一般可以采用两种方式：轨道上山进风，上山回风；上山进风，轨道上山回轨道上山进风与上山进风的比较轨道上山进风：这种通风方式新鲜不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影上山进风：由于方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在过程中所释放的瓦斯，可使进的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。机设备所散发的热量，使进的温度升高。此外，矿车来往频繁，需要加强管理，防止短路。结合以上信息，本设计采区选用轨道上山进风，上山回风工作面通风方式的确表9-3回采工作面上、下行通风适应条件及优瓦斯自然流动方向和方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进中煤尘浓度；同时，煤炭在中放出的瓦斯又随带到回采工作面，增加了工作面设备运转时所产生的热量随进散发到回采工作面，使工作面气在没有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的、倾角小于12o的煤层中，可考设备处于回中，不太安全a1m/s瓦斯自动断电装置。c、应有能够控制逆转、防止火灾气体涌入金的安全措施在煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的、倾角大于12o的煤层中，严禁回采工作面采9-4回采工作面通风方式比较U型工作面漏风小，稳定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、生、发展规律，较为有利。由于巷道均在煤体重，因而巷道的漏风率YEW了巷道的开掘和，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应Z一进一回，前期掘进巷道工程量小，比较稳定，采空区漏风介于U型前进式之间，但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风，其难由于采区没有两个工作面同时开采的条件，所以不使用W型通风方式；Y型和E型有巷道在采空区，这样给巷道的带来，此矿为低瓦斯矿井所以不必要使用这U型前进式通风方式。EU型后退式U型后退式。U矿井风量计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，上下条带斜巷的风量乘以1.2。顺而下，遇到分风地点则加上其它风路的风通风容易时期和通风时期采煤方案的确矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风时期。本设计采用并列式通风，风机选型只针对首采区北一采区进行。3101工作面；31023103310423403工作面；3404准备工作面；340534062个。通风容易时期和通风时期的通风系统立体示意图如图9-1、9-2所示9-1容易时期矿井通风立体图9-2时期矿井通风立体各用风地点的用风量和矿井总用风Q(QaQbQcQd)Kt(9-Qa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/minQb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minQc——硐室实际需要风量的总和，m3/minQd——矿井其它井巷需要通风量之和，m3/min1.15～1.21.25～1.3。a50%。Qai100qaiKai(9-Qai——qai——iKai——第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取Kai=1.2~1.6；采Kai=1.4~2。根据本矿实际瓦斯涌出统计分析，预计该工作面掘进期间绝对瓦斯涌出量为已知qai=17.5m3/minKai=1.5，可得：Qai②长壁工作面实际需要风量Qai)，按下式计算：Qai60VaiQai——Vai——i

(9-算，m2

Sai——i9-5。9-5采煤工作面空气与风速对应采煤工作面空气温度已知Vai=1.6m/sSai=22m2Qai=60×1.6×22=2112③按人数计算实际需要风量QaiQai=4×Qai——按人数计算实际需要风量，m3/min；4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=76，可得：Qai=4×78=312取三者中最大值2625m3/min

(9-0.25m/s4m/s的要Qai≥0.25×60×Qai——Sai——i个采煤工作面的平均面积，m2。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量Qai)；Qai≤240×已知Sai=22m2Qai=3015m3/min330m3/min≤Qai≤5280Qai=2625m3/min

(9-(9-Qaj——备用工作面所需风量，2625m3/min。Qaj=0.5×2625=1312.5m3/min。

Qaj=0.5×

根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风中沼气的浓度不得超过1％的要求计Qbi——iqbi——Kbi——Kbi

根据本矿实际瓦斯涌出统计分析，预计该工作面掘进期间绝对瓦斯涌出量为0.68m3/min～2.25m3/min,1.8m3/min。已知qbi=1.8m3/minKbi=1.6，可得：Qbi=100×1.8×1.6Qbi4Qbi——4——每人每分钟供给4m3的规定风量Ni——i60人。可得Qbi=240m3/min掘进巷道断面为15.3m2时(设计平巷断面掘进巷道断面为14.2m2时(设计轨道平巷断面0.25m/s<V1V2<4m/s，故风速符合安全规程要求。

(9-材料库为100～150m3/min，中小型材料库60～100m3/min，采区绞车房及变电所为60～80m3/min100～200m3/min。结合本矿实际，取库实际风量为150m3/min，绞车房实际风量为70m3/min，变70m3/min150m3/min。Qdi133qdiKdiQdi——按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；qdi——该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kdi——Kbi＝1.2～1.3；qdi=3m3/minKdi=1.2，可得；Qdi=133×3×1.2=478m3/min

(9-容易时期：Q1 时期：Q1 .5+288x2+(150+70+70+150)+478]×1.2Q4N

(9-Q——根据矿井人数计算需风量N——Kb——N=500Kb=1.5N=4×500×1.5=3000两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5944.2m3/min，通风时期6517.8m3/min风量分1.2就是各用风地充电硐室：Q充库：Q炸=150绞车房：Q绞=70库：Q变=70其它巷道：Q其它=478m3/min7矿井通风阻力计90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。计算原29409-6容易时期井巷风速验算Q计算/m3·s-88-450m8664664664368表9-7时期井巷风速验算Q计算/m3·s-88-450m8664664366468350mm应计算出时期的最和容易时期的最小阻力，使选用的主要通风机既满足时期的通风又能在通风容易时工况合理首先确定容 时期的 路线矿井最路1234679172021232426通 时期的 路线123467920 212282324269.3.19-1、9-2计算矿井摩擦阻力和总阻力井下多 属于完全紊流状态， hfr——

hULv2/

(9-——实验比例系数，常数U——Lh——巷道长度，m；v——空气流动速度，m/s；S——巷道断面面积，m2令/8，N·s2m4若通过井巷的风量为Q(m3/s),则vQS,hLUQ2/

(9-对于已定型的井巷，L、U和S等各项都为已知数，aLUS3RRLU/S3 (9-的影响。故 RQ2， 按照上述计算方法，沿着选定的两条最风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风两个时期的井巷通风总阻力分别为：hme1.2hfe (9-hmd1.15hfd (9-式中：1.2——1.15——时期的局部阻力系数。hme=1.2×1239.4=1487.3hmd9-8通风容易时期风路阻力计算Q4L砼门-320m砼表9-9通风时期风路阻力计算Q4L砼-320m砼两个时期的矿井总风阻和总等积矿井通风总风阻计

Rh/Q

(9-矿井通风等积孔计算hm——矿井总阻力，Pa；Qz——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。R=1487.3/99.072=Ae=1.1917/0.15=3.06

RR

(9-R=2458.4/108.632=0.21Ad=

通风容易时期和通风时期的等积孔见表9-9-10矿井等积等积孔表9-11矿井通风难易程度与等积孔的关系＜1m