灵露矿改扩建设计-毕业设计说明书

第第输送带类型阻燃那输送带输送能力（t/h）250宽度(mm)800输送长度(m)1000机头外形尺寸(长×宽×高mm)5710×1961×142带速(m/s)2机尾外形尺寸(长×宽×高mm)16292×1394×655传动滚筒直径(mm)500质量（t）50.234托辊直径(mm)108电动机型号JDSB—40贮带长度(m)100功率(kW)40机尾搭接长度(m)12电压（V）380/660机尾搭接处轨距(mm)1100制造厂家淮南煤机厂3）巷道掘进速度根据邻近矿井或条件类似矿井所达到的巷道掘进速度和施工队伍的技术管理水平分析研究确定巷道掘进速度。不同机械化程度的巷道掘进速度不宜低于《煤炭工业矿井设计规范》规定，如表5-10所示。表5-10平巷掘进速度掘进机械化程度巷道煤岩类别月进度/m综合机械化掘进机组煤500半煤岩250钻爆法煤200半煤岩150液压、凿岩台车机械化作业线岩120气腿凿岩机械化作业线岩805.2.9确定采区生产能力回采工作面数目及生产能力矿井布置一个综放工作面达到5.0Mt/a的设计生产能力。工作面主要参数：工作面长210m，采高3m，放煤高度8m，综采面采煤机截深为0.8米，每天进7刀则年推进度a=330×7×0.8=1848m。工作面推进度与生产能力的计算Q采=a×L×m×γ×c（5-1）=1848×210×11×1.25×0.95=5.07Mt/a式中：a—工作面推进度mm—工作面采高mL—工作面长度mmf—工作面放煤厚度mc—工作面采出率，良好放顶煤采煤工作面为0.95，本工作面取0.95。γ—煤的容重t/m3则对于该采区工作面的生产能力为5Mt/a矿井投产时移交一个工作面，所以工作面能力即为矿井能力。5.2.10采区采出率采区回采率是反映采区巷道布置优劣的主要指标之一，采区回采率的计算公式为：采区回采率=（采区工业储量－开采损失）/采区工业储量×100%采区开采过程中的煤炭损失主要有：工作面落煤损失，约占6%，采区边角煤柱约占4%，采区上山及区段平巷煤柱约占10%，则采区回采率约为80%。采区回收率一般不得低于国家规定：厚煤层为75%；中厚煤层为80%；薄煤层为85%。本设计矿井采区回采率约为85%，符合要求。5.3采区车场选型5.3.1采区上部车场选型轨道上山与区段回风平巷相连，绞车房位于阶段回风大巷标高以上，所以采区上部车场选用甩车场，在轨道平巷中设存车线和调车线。甩车场使用方便、安全、可靠，效率高，劳动量小。单向甩车场只在上山一侧布置甩车道，上山另一侧的运输通过绕道实现。见图5-5。图5—5采区上部车场5.3.2采区中部车场选型本采区生产能力大，煤层倾角为6°，煤层群采用联合布置，轨道上山布置在距煤层底板10m的岩石中，故选用中部车场的形式为中部甩车场。该车场特点是提升牵引角小，钢丝绳磨损小，操车方便，斜面线路短，有利于减少提升时间，但交叉点长，对开凿维护不利。采区中部车场如图5—6所示：图5-6采区中部车场5.3.3采区下部车场选型由于煤层倾角为6°，煤层顶底板都不稳定，所以采用大巷装车式下部车场。优点是工程量较小，调车方便，通过能力大，且不影响大巷的正常运输。采区下部车场见图5—7所示：图5-7采区下部车场5.3.4采区主要硐室①采区煤仓采区煤仓容量目前一般为50～500t，煤仓容量与采区生产能力的关系参考下表：表5-11煤仓容量与采区生产能力关系采区生产能力（万t/a）＜3030～4545～6060～100及以上采区煤仓容量（t）50～100100～150150～250250～500各种形式的煤仓中以圆形断面的煤仓利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便。结合本采区煤层底板岩性综合考虑，本采区选用圆形断面煤仓。合理的煤仓容量应在保证正常生产和运输的前提下，工程量最省。按采煤机连续割煤的产量计算：Q=Q0+LMbγC0kt（5-2）式中：Q—采区煤仓容量，t；Q0—防空仓漏风留煤量，一般取5～10t；L—工作面长度，m；M—采高，m；b—进刀深度，m；γ—煤的容重，t/m3；C0—工作面采出率；kt—同时生产的工作面系数，综采时，kt=1；则：Q=5+210×11×0.8×1.25×95%×1≈2199.5t设计采区煤仓容量为2199.5t。设计直径为9.0m，有效装煤高度为30m。本采区煤仓采用砌碹支护，壁厚350mm，为避免堵仓，煤仓下口采用双曲线型，煤仓上口设置铁篦子，防止大块煤及矸石进入煤仓。煤仓内采取预埋钢丝绳等措施，处理堵仓事故。②采区绞车房采区绞车房主要依据绞车房的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质进行设计。绞车选用JKY2.5/2.5B(A)型，其主要参数见表5-12。表5-12绞车参数表钢丝绳负荷（kN）绳速m/s滚筒尺寸（mm）容绳量m外形尺寸长×宽×高（mm）重量kg最大静张力最大静张力差直径宽度60.0055.000～42000250020002840×1420×4604680采区绞车房布置在围岩稳定，无淋水、地压小、易维护的地点；在满足绞车房施工、机械安装和提升运输要求的前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少巷道工程量；绞车房与相邻巷道要有足够的保护煤柱或岩柱，一般不小于10m，以利绞车房的维护。绞车房端面一般设计成半圆拱形，用全料石或混凝土料面墙砌筑。有条件的地方用锚喷支护。③采区变电所采区变电所的供电的枢纽，采区变电所布置在围岩稳定、无淋水、地压小、通风良好的地点，并位于在采区用电负荷的中心。高压电气设备与低压电气设备宜分别集中在一侧布置，硐室宽度取3.6m。变电所的高度根据人行高度、设备高度及吊挂电灯的高度要求确定为3.5m。采区变电所采用不可燃材料支护，本采区选用锚喷支护，底板用100号混凝土铺底。6回采工艺6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层地质情况本区内可采煤层有Ⅱ2-12、Ⅱ2-2和Ⅱ3号煤层①Ⅱ2-12煤层:为本区大部可采煤层，可采面积9.309km2，煤层厚度18.27—28.59m，平均22.32m，结构由简单到复杂，最多为五层，夹矸层岩性一般为泥岩或炭质泥岩。煤层在32-39线中浅部变薄不可采，40线以南不可采。一般有2层夹石，个别点有4层夹石，夹石多为炭质泥岩或泥岩，沿走向从北向南，夹矸厚度逐渐增厚，煤层逐渐变薄。28-29线以南煤层分岔为三个层，夹石厚度达到4m，岩性变为泥岩、粉砂岩及细砂岩；在倾向上，由浅部向深部煤厚逐渐增加，夹矸减少至一层；顶板一般为泥岩或粉砂岩，底板一般为细粒砂岩及中粒砂岩；属较稳定的厚煤层。②Ⅱ2-2煤层:全区大部可采，可采面积9.527km2，煤层厚度8.08-14.41m，平均11.33m，结构较复杂，夹矸2-3层，夹矸多为炭质泥岩及泥岩，夹矸由北向南逐渐增厚，煤层变薄；25线以南分岔成上、中、下三分层，且厚度变薄，26线以南分层煤厚在1m左右，但多数点不可采，中下分层逐渐尖灭。在22线以北的深部，煤层结构较简单，煤层顶底板均为粉砂岩或泥岩，属较复杂型中厚煤层。③Ⅱ3煤层:为本区的主要可采煤层，可采面积为9.886km2，全区发育，厚度18.35-28.68m，平均22.33m，为一厚--特厚煤层，煤层结构较简单，夹石最多四层，岩性为泥岩或炭质泥岩，煤层稳定性好，规律性岩。6.1.2确定采煤工艺方式采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：①煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；②安全劳动条件好；③尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；④材料消耗少，生产成本低；⑤便于生产管理。根据采区煤层特征及地质条件，可选择分层综采工艺、综采放顶煤工艺和大采高一次采全厚回采工艺，这三种工艺各有优缺点，下面对其进行比较：①分层综采工艺的特点优点：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。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综采放顶煤工艺优点：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。；缺点：煤损多，工作面回收率低；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；自然发火、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。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。通过对以上三种采煤工艺的比较可以看出，由于煤层为特厚煤层，为实现矿井生产的高产高效宜采用采用综合机械化放顶煤回采工艺方式。6.1.3回采工作面的参数确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度工作面的参数主要包括工作面长度、带区走向长度以及顺槽的相关参数。影响工作面长度的因素主要有：①地质因素，包括煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造；②技术因素，包括采煤机、输送机、顶板管理、工作面通风巷道布置；③经济因素，综合机械化采煤工作面长度一般为150-280m，每个工作面长度尽可能保持一致。①工作面长度及采高的确定工作面长度和采高的确定除受煤层地质条件制约外，还与工作面的装备水平，管理水平有关。合理的工作面长度，既可减少巷道准备工程量和工作面搬家次数，又可相对减少端头进刀等辅助作业时间，提高设备利用率。随着综放工作面装备水平和管理水平的提高，综合考虑煤层自燃发火期等安全因素，综放工作面长度应控制在160m～240m之间。确定首采面长度为210m。层采放高度为11m，采煤机割煤高度为3m，放煤高度为8m，采放比为1：2.7。矿井布置一个综放工作面达到5.0Mt/a的设计生产能力。工作面主要参数：工作面长210m，采高3m，放煤高度8m，综采面采煤机截深为0.8米，每天进7刀则年推进度a=330×7×0.8=1848m。工作面推进度与生产能力的计算Q采=a×L×m×γ×c（6-1）=1848×210×11×1.25×0.95=5.07Mt/a式中：a—工作面推进度mm—工作面采高mL—工作面长度mmf—工作面放煤厚度mc—工作面采出率，良好放顶煤采煤工作面为0.95，本工作面取0.95。γ—煤的容重t/m3则对于该采区工作面的生产能力为5Mt/a矿井投产时移交一个工作面，所以工作面能力即为矿井能力。回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度为210m，采区长平均1250m；采高3m，放顶煤。6.1.4回采工作面破煤、装煤方式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溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用MG800/2040-WD电牵引采煤机，刮板输送机采用SGZ-1000/1400。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机及刮板输送机技术特征见表6—1、6—2。①.进刀方式：采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表6-3。表6-3进刀方式比较表优点缺点中部斜切进刀、单向割煤1.采放互不干扰，有利于实现采放平行，能有效均匀运输煤量；2.跑空刀清浮煤，有利于实现工作面“三平两直”；3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；4.与两头作业互不干扰、互不等待。1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维护；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。端部斜切进刀、双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；3.会存在采放等待现象。结合矿井实际分析可知采用端部斜切割三角煤进刀为好。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）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）、移前溜,放煤，移后溜。机组进刀总长度控制在40米左右。（进刀方式如图6—1）图6—1采煤机斜切进刀示意图机械的选择表6—1采煤机技术特征MG800/2040-WD列采煤机采煤机型号MG800/2040采高（m）2.7～5.5截深（m）0.871.0适应倾角≤12°滚筒直径（m）2.52.7滚筒转数（r/min）29.995;26.179;22.737摇臂长度（mm）2947摇臂摆动中心距（mm）8480牵引力（KN）1250/7851040/656865/545牵引速度（m/min）10/1612/1914.5/21.5牵引型式电牵引（交）无链销轨机面高度（mm）2259最小卧底量（mm）526灭尘方试内外喷雾装机功率（KW）2×800+2×120+160+40电压（V）3300机重（T）128输送机SGZ1000/1400SGZ1000/1050装运煤：采煤机组割装煤和运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到转载机和胶带输送机上运出。工作面主运输设备：刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般2～4台，应优先选用双电机双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的20%。工作面刮板输送机选型需要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；外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；输送机长度与工作面相一致。前部刮板输送机：选用SGZ-1000/1400型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：表6—2刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ～1000/1400制造厂家生产能力t/h2200运输机长度m260刮板链形式中双链电机布置方式平行布置卸载方式端卸牵引形式锻造齿形销轨紧链方式液压马达低速紧链与伸缩机尾辅助紧链园环链规格mmΦ38×137mm（紧凑链）电压等级V3300总装机功率kW2×700链速m/s1.25后部刮板输送机：选用SGZ～1200/1400型整体铸焊开底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：表6—3后刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ～1200/1400制造厂家生产能力t/h2500运输机长度m185电动机转速r/min1486刮板链形式中双链电机布置方式平行布置刮板间距mm8×137卸载方式端卸牵引形式销轨式机尾伸缩量mm350紧链方式液压马达紧链链中心距mm240减速器速比36:1园环链规格mm2×Φ38×137mm（紧凑链）整体铸焊开底具有浮煤回收装置电压等级V3300总装机功率kW1400链速m/s1.28软起动方式可调速液力偶合器机尾形式自动可伸缩机尾拉移方式Φ30圆环链软连接中部槽尺寸mm1500×1200×355转载机：选用SZZ～1200/700型斜巷桥式刮板转载机，其主要技术参数为：表6—4刮板转载机技术特征：表6—4刮板转载机技术特征项目单位数目型号SZZ1200/700生产能力t/h3500设计长度m80中部内宽mm700电机功率kW1200调链方式液压伸缩机头调链方式液压伸缩机头紧链装置液压紧链器机头架采用可伸缩机头架，配备胶带机尾自移装置自移形式备液压自移装置，与破碎机组合自动伸缩拉移，迈步式前移。转载机布置其中心线与胶带输送机中心线重合，铺设长度40m。破碎机选用PLM3800型轮式联系破碎机。其主要技术参数见表6-5：表6-5技术参数表破碎能力（t/h）3500装机功率(kw)250或315入口尺寸(mm)1200×1000出口粒度(mm)<300传动形式电动机+液力偶合器+皮带轮/减速器胶带输送机选用SSJ-800/2×40型可伸缩带式胶带输送机。6.1.5回采工作面支护方式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，选用支架及其相配套的端头支架。支架技术特征见表6-6。本矿选择ZFS6200/18/35型支撑掩护式支架。表6-6ZFS6200/18/35低位放顶煤支架技术特征表项目型号ZFS6200/18/35支架总体性能支撑高度（m）1.8-3.5中心`距（m）1.5工作阻力（kN）6200初撑力（kN）5232支护强度（MPa）0.8～0.86对底板比压（MPa）1.9长×宽（mm）6429x1430重量（t）21.69工作压力（MPa）27.9立柱型式机械加长缸/柱径（mm）200/172行程（mm）800工作阻力（kN）980初撑力（kN）877推移千斤顶型式浮动活塞缸/柱径（mm）140/80行程（mm）800推输送机力（kN）157拉架力（kN）325生产厂家平顶山煤机厂端头支架表6-7。表6-7ZTFZ8000-17/30端头液压支架技术特征表项目型号ZTFZ8000-17/30支架总体性能支撑高度（m）1.7-3.0中心距（m）2.1工作阻力（kN）8000初撑力（kN）6390支护强度（kN/㎡）320对底板比压（MPa）0.43长×宽（m）6429x2000重量（t）15.05工作压力（MPa）25立柱型式机械加长缸/柱径（mm）200/180行程（mm）900-890工作阻力（kN）1200初撑力（kN）785.4推移千斤顶型式浮动活塞缸/柱径（mm）200/105行程（mm）700推输送机力（kN）216拉架力（kN）569调架千斤顶型式双作用单伸缩缸/柱径（mm）100/70行程（mm）630工作阻力（kN）96初撑力（kN）100侧推千斤顶型式双作用单伸缩缸/柱径（mm）80/45行程（mm）170工作阻力（kN）125.7生产厂家北京煤机厂2）支护方式的选择综采工艺方式一般分两种：及时支护和滞后支护。及时支护：采煤机割煤后，支架依次或分组随机前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式能防止端面冒顶，有利于顶板管理。滞后支护：割煤后输送机首先逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。此方式顶板悬露面积较大，对顶板要求较高。为减小端面破坏程度、维护良好的顶板条件，本设计采用及时支护的工艺方式。3）.顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4）.移架及推溜方式移架方式：移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架作为支架组，按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.8m。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依次动作，实现自动过程的程序控制。自动程序控制有如下功能：随采煤机的切割，提前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、拉架、升架、伸护帮板、推溜等动作，拉架后才能放煤，并至少拖后5组支架。推拉溜方式：推移前部运输机：可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作（成组数量可调定）。推溜一般在移架后依次进行，滞后移架20～25m，推移弯曲段不小于25m，推移步距0.8m。拉后部运输机：拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m。放煤方式：综放面的顶煤厚6m，根据放煤经验，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，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，设计采用一刀一放单轮顺序放煤方式，一采一放，采放平行作业，放煤步距0.8m。放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》及工程质量标准。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；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溜子机头推移困难，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）.顶板维护及矿压观测措施工作面及条带斜巷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；条带斜巷巷道超前工作面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。8）工作面超前支护在工作面前方存在超前支撑压力的影响，因此，必须超前工作面前方15～20m进行加强支护，支护方式为：使用单体液压支柱＋金属铰接顶梁或木梁，1.5～2m一架。9）工作面安全出口的管理辅运顺槽端头：采用单体液压支柱支护顶板，根据现场的机尾排头支架到巷帮间距，确保排头支架外侧不得少于一排间距为1.0m单体液压支柱。主运顺槽端头：用单体液压支柱支护顶板，根据现场的转载机到巷帮间距，确保转载机外侧不得少于一排间距为1.0m单体液压支柱。辅运顺槽和主运顺槽端头切顶线与排头支架主顶梁后端齐，两端头切顶线支设密集切顶支柱，密集切顶支柱柱距为1.0mm，以防止矸石窜入和冒顶。6.1.6确定采放比、放顶步距和放煤方式采放比的大小与开采煤层厚度，煤层结构，顶煤的冒放性等因素有关，采放比大小与煤层的硬度有着直接关系，当煤质中硬以下，节理发育时，采放比不宜超过1：3，本设计采煤机割煤高度为3m，顶煤放落高度为8m，所以确定本矿主采煤层的采放比为1：2.7。为了简化采煤工艺，方便作业，放顶煤的步距应该是采煤机深度的整数倍，，一般情况下，当采用小的截深0.5—0.6时，割2刀放1次煤，放煤步距为2倍的采煤机截深，即为1.0—1.2m,当采用大截深0.8—1.0时，采用割1刀放1次顶煤，放顶煤步距等于采煤机截深。所以本设计采用割一刀放一次顶煤。按照综采放顶煤的实际生产工艺，中国目前综采放顶煤生产工作面的放煤方式基本可以归纳为单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤以及多轮间隔放煤等方式。6.1.7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、移前后溜、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。工作面为放顶煤工作面，设计采高为3m，放煤厚度为8m，工作面沿底板推进。循环进度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“四六”制作业（一个班检修，三个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为六个小时。24小时正规循环作业图表，见图6-2。图6-2循环作业图表劳动组织配备表见表6—8。表6—8劳动组织配备表班次定员检修班生产一班生产二班生产三班班长32229采煤机司机22228刮板机司机22228转载机司机21115放煤工044412清煤工044412支架工555520泵站工11114电工333312修理工30003运料工455519油脂工10001端头巷道维护工355518材料员12227质量检查员11114防尘工233311胶带机司机11114技术员233311其他333312合计384747471792）.技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q1＝L1×S×M1×P×C1 （6—2）Q2＝L1×S×M2×P×C2 （6—3）Q＝Q1+Q2 （6—4）式中：Q1——割3.0m一刀煤产量，t；Q2——放顶煤一刀煤产量，t；Q——循环产量，t；L1——工作面3.0m采高段倾斜长度，m；S——循环进度，0.8m；M1——工作面采高，3.0m； M2——工作面放煤高度，取平均值8m；P——煤的容重，1.25t／m3；C1——工作面割煤回采率，95％；C2——工作面放煤回采率，80％；则：Q1=210×0.8×3.0×1.25×0.95=748.13tQ2=210×0.8×8.0×1.25×0.80=1428t循环产量：Q=Q1+Q2=2176.13t日产量=Q×日循环数=2176.13×7=15233t吨煤成本计算吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。（1）.材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为7元/吨（见《采煤工作面分册》），本面取8元。（2）.工资费（C2）工作面日产量为：15233t吨煤用工=179/15233=0.01175（工/吨）工作面工人平均日工资按300元/天计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资×吨煤用工式（6—5）=300×0.01175=3.525（元/吨）（3）.工作面设备折旧费（C1）机电设备基本折旧费吨煤成本=式（6—6）式中：实际计算中取值分别为：设备残余值按原始价格的5%计算；清理费按原始价格的3%计算；服务年限取10年；产量按前面计算的15233吨/天计算。各种设备的年折旧费见表6—9。表6—9机电设备折旧表设备型号数量折旧费基本支架ZFS6200/18/351370.709端头支架ZTFZ8000-17/3040.433采煤机MG800/2040-WD10.246刮板机SGZ-1000/140010.025后刮板输送机SGZ-1200/140010.033转载机SZZ～1200/70010.025破碎机PLM380010.045可伸缩带式输送机SSJ120/16020.151移动变电站KBSGZY10/3.610.885乳化液泵BRW-315/31.510.054喷雾泵EHP-3K20020.04单体支柱DZ22—24.5/100Q3000.25合计2.896（4）.电费（C4）①吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量式6-7其中电机总容量取7000KW，循环开动小时数取1.5小时代入得：吨煤动力用电消耗=7000×1×1.5×0.95/2176.13=4.584（KWh）②吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/循环产量式中：照明用电总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取300kW，代入得：吨煤照明用电消耗=300×1.5/2176.13=0.207（KWh）③吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价×（吨煤动力用电消耗＋吨煤照明用电消耗）式中：单价取0.60元/KWh则：吨煤电力费=0.60×（4.584＋0.207）=2.875（元/吨）则：工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）＋工资费（C2）＋材料消耗费（C3）＋电费（C4）=2.896＋3.525＋8＋2.875=17.3（元/吨）工作面主要技术经济指标见表6—10。表6—10工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面长度m2102采高m33煤的容重t/m31.254循环进度m0.85循环产量t2176.136日循环数个77日产量t152338回采工效吨/工859坑木消耗m3/万t610回采率%0.9511吨煤成本元/吨17.36.2回采巷道布置本矿因为瓦斯浓度不大，自燃发火不严重，所以利用回风巷回风。工作面进风靠运输平巷。回采巷道布置见图6-3。1-下区段回风平巷；2-区段运输平巷；3-区段回风平巷；4-联络巷图6-3巷道布置方式6.2.1巷道掘进方式根据采煤工艺方式和现场生产经验，区段之间留20m的煤柱。回采巷道均为煤巷，采用综合机械化掘进设备掘进。配套综掘设备主要为：AM-50型掘进机，QZP-160A型转载机，SSJ-800/2×40型可伸缩胶带输送机。6.2.2施工方法截割与支护单行作业，运煤和运料平行作业。①截割、临时支护掘进机按设计要求截割出巷道轮廓，然后找尽顶帮危煤，人工窜前探梁，在前探梁上铺金属网，网下放置钢带，用木鞋、木刹把前探梁与顶板刹实，并使钢带紧贴顶板，同时挂帮网。②出煤、打注顶部锚杆，打注两帮上部锚杆掘进机出煤后，用单体锚杆钻机打顶部锚杆孔，清孔，将锚固剂装入孔中，并用串好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与单体锚杆钻机连接，开动钻机搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚杆推入孔底。停机20秒，继续开动钻机紧固锣帽，直至将螺帽上的阻尼片打掉、塑料垫圈压扁挤坏，达到设计预紧力后，撤下钻具，进入下一循环。打注顶部锚杆的同时，用风煤钻打两帮上部的锚杆孔，清孔，然后将锚固剂装入孔中，并用串好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与钻具连接，开动钻具搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚杆推入孔底，停机20秒，紧固锚杆螺帽，将螺帽上的阻尼片打掉、塑料垫圈压扁挤坏，达到设计预紧力后，撤下钻具，进入下一循环。③打注两帮下部锚杆打注两帮下部锚杆和打注两帮上部锚杆的方法一样。两帮下部第四根锚杆可滞后迎头四排钢带打注。④锚索打注方法用锚杆钻机钻孔，清孔，将一块CK2550，两块Z2570药卷放入孔中，用锚索将药卷缓缓推入孔底。用锚索连接套将锚索连接，把连接套插入锚杆钻机套头中开动锚杆钻机搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚索推入孔底，停机20秒，然后撤下锚杆钻机。锚索打注10分钟后，对锚索上专用托盘、预应力垫片、锁具；然后涨拉预紧。6.2.3注意事项①每循环吃刀在0.8-1.0m为宜,截割跨距0.5-0.7m；②修整顶及两帮时要用慢速截割；③煤层巷道必须用木锚杆或树脂锚杆支护；④端部斜切进刀时应及时移架、带压擦顶移架，必注意对矿压的观测；⑤工作面涌水量较大时则应设置临时小水仓，并选择小水泵进行排水。⑥掘进时采用由下而上截割落煤。7井下运输7.1概述7.1.1矿井设计生产能力及工作制度本矿井设计生产能力为500万吨/年,矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。煤层赋存稳定，生产能力大，倾角6o-7o，煤的容重约为1.25t/m3。煤层有自然发火倾向，煤尘不具有爆炸性，属低瓦斯矿井。7.1.2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，煤层赋存条件简单，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。辅助运输：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，需要一种方便、灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车运输是很有发展潜力的一种运输方式和掘进机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助运输方式。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘人车，由此送达各个工作地点。材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，然后换成电机车运输至各需要地点；采煤机和掘进机等用特制的平板车下井，在井底车场换装站换装到采煤机、掘进机的特殊运输车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，采用矿车运送。②.运煤系统工作面生产的煤炭（经刮板输送机）→下端头（经转载机）→下顺槽（经可伸缩胶带输送机）→工作面溜煤眼（经自溜）→运输上山（经带式输送机）→采区煤仓（大巷装车）→水平运输大巷（经底卸式矿车）→井底煤仓（经给煤机）→箕斗（经提升机）→地面③运料系统材料从地面（经罐笼）→井底车场（经调度绞车）→水平运输大巷（经固定式矿车、平板车）→采区下部车场（经车场绕道）→轨道上山（经上山绞车）→采区上部车场（经甩车道）→上顺槽（经小绞车）→工作面④运矸系统掘进面矸石（经小绞车）→上顺槽（经小绞车）→采区上部车场（经绞车）→采区轨道上山（经绞车）→采区下部车场→运输大巷→井底车场（罐笼）—→地面⑤行人系统地面从副井（罐笼）→井底车场（载人车）→运输大巷（载人车）→采区下部车场→运输上山→下顺槽→工作面7.2采区运输设备选型及能力验算结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，采区运输设备配套选型如下：刮板运输机型号为SGZ-1000/1400，转载机型号为SZZ～1200/700；条带斜巷胶带型号为DSJ140/300/3×400。各设备技术特征见第六章，胶带见表7-1。表7-1平巷胶带技术特征项目单位技术特征型号DSJ140/300/3×400生产能力t/h3000胶带宽度mm1400主电机功率kw3×400带速m/s3.157.3大巷运输设备选择7.3.1主运输设备选择大巷带式输送机承担全矿年产500万t煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一台B=1400mm,V=4.5m/s的钢绳芯带式输送机，输送能力3500t/h，大巷带式输送机见表7—2。表7—2大巷带式输送机主要技术参数项目单位数量带宽mm1400运量t/h3500胶带型号PVG1800S型阻燃整芯输送带带速m/s4.5卸载改向滚筒直径mm900功率分配P1：P2：P31：1：1收带减速箱型号900储带长度m100驱动滚筒直径mm1000电控系统6kV电动机起动控制系统电机台数及功率kW400×3（防暴）减速器型号B3SH13拉紧液压油缸自动涨紧7.3.2辅助运输大巷设备选择设计矿井大巷和条带斜巷巷道均掘进机掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行放顶煤开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车是快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式除了设备一次投资高和设备维护量较大外，系统敷设与维护工作量较少，运输能力大，适应能力强，这就是为不同地质条件，为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助运输采用电机车,井底车场中设人员乘车站。井下运输车辆特征及用量见表7—3。表7—3井下大巷运输车辆特征及用量名称型号载重量t外形尺寸（mm）数量(辆)最大牵引力长宽高电机车XK8-9/132A4430135415507人车PRC18-9/618人4280102015251060材料车MC3-9B3（5.5）3450132013002060平板车MPC18-918（20）290013002983固定式矿车MG1.7-9B1.52400105011506060救护人车JHC1-9担架两副，伤员两名430014001520129.4油品专车MYC1.6-9-001.525801150123317.3.3运输设备能力验算设计长壁回采工作面采煤机出的煤，经斜巷直接装载到大巷带式输送机上。工作面最大出煤量为2310t/h,大巷胶带运输机运输能力为3500t/h,大巷胶带运输机运输能力大于工作面最大出煤量，所以能满足要求。8矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为500万t/a，服务年限64年。煤层的赋存稳定，厚度大，储量丰富。矿井属低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，根据鉴定结果分析，煤层有自然发火倾向，自然发货期3～6个月。矿井工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天，最大班下井人数取50人。矿井开拓方式为立井多水平开拓，一水平+230m，二水平+90m。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主运输采用胶带运输，大巷辅助运输采用蓄电式电机车运输。8.2主副井提升8.2.1主井提升①、确定合理的经济速度SKIPIF1<0SKIPIF1<0=SKIPIF1<0=0.4SKIPIF1<0（8-1）式中:H——提升高度(m);SKIPIF1<0——装载高度(m),SKIPIF1<0=15m;SKIPIF1<0——矿井深度(m),SKIPIF1<0=454m;SKIPIF1<0——卸载高度(m),SKIPIF1<0=20m;则:SKIPIF1<0=SKIPIF1<0=0.4SKIPIF1<0=0.4SKIPIF1<0=8.85s②、估算一次提升循环时间SKIPIF1<0SKIPIF1<0（8-2）式中:SKIPIF1<0——提升加速度,估取SKIPIF1<0=0.8SKIPIF1<0;SKIPIF1<0——箕斗在卸载曲轨内爬行时间,取SKIPIF1<0=10s;θ——箕斗装载时间(休止时间),取θ=10s;则:SKIPIF1<0=SKIPIF1<0+SKIPIF1<0+υ+θ=SKIPIF1<0③、确定一次合理提升量SKIPIF1<0SKIPIF1<0（8-3）式中:SKIPIF1<0——提升不均衡系数,取SKIPIF1<0=1.15;SKIPIF1<0——提升能力富裕系数,对多水平提升时应留有为1.2的能力富裕系数;SKIPIF1<0——年工作日SKIPIF1<0=330天;SKIPIF1<0——日工作小时数，16t；SKIPIF1<0——矿井年产量SKIPIF1<0=500万t；则:SKIPIF1<0=SKIPIF1<0④、选择标准箕斗查箕斗规格表,选标准箕斗JDS－16/150×4。其技术特征为：名义载重：Q=16t；箕斗自重：SKIPIF1<0=16.9t;外形尺寸：2400mm×1550mm×15690mm；8.2.2副井提升设备选型对于副井辅助提升没有确定的一次合理提升量的计算公式，因此无法通过精确计算来确定罐笼的型号，只能按照井筒直径,现场实际来确定。这里是根据现场矿井井筒装备来类比选择，确定罐笼型号为GDG1/6/2/4K,其主要技术参数见表8-1。表8-1罐笼主要技术参数罐笼型号矿车型号乘人面积(m2)乘人数(人)乘车数(辆)罐笼总载重(t)罐体自重(t)罐笼长和宽(mm×mm)组合钢罐道宽度(mm)GDG1/6/2/4KMG1.7-6A13.687648.749.344750×14041809矿井通风及安全技术9.1选择矿井通风系统9.1.1矿井概况本设计矿井井型为500万t/a，服务年限为64年，平均容重为1.25t/m3，倾角在6°～7°之间。煤质稳定，硬度中硬,普氏硬度为2-3，均属褐煤。设计两个开采水平，标高+230、+90。其瓦斯相对涌出量均不大于1m3/t,属低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性，根据鉴定结果分析，煤层有自然发火倾向，自然发货期3～6个月。9.1.2矿井通风系统的基本要求选择矿井通风系统的因素较多，在抓住起决定作用的主要因素的同时注意其他因素，进行全面分析，就可能选择比较合理的通风系统。一般情况下矿井通风系统，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原则。具体地说要适应以下基本要求：①、每个矿井，特别是地震区、多雷区的矿井至少要有两个通地面的安全出口，两个出口之间距离不得小于30m；②、进风井口，要有利于防洪，不受粉尘、污风炼焦气体矸石燃烧气体等有毒气体的侵入；③、采用多台分区主扇通风时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主扇的回风流中央主扇和每一翼的主扇的回风流都必须严格隔开；④、所有矿井都要采用机械通风主扇和分区扇必须安装在地面；⑤、北方矿井，井口要有供暖设备；⑥、总回风巷不得作为主要人行道；⑦、工业广场不允许受扇风机噪音的干扰；⑧、装有皮带机的井筒不允许兼作回风井；⑨、可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；⑩、要注意降低通风费用。9.1.3矿井通风类型的确定一般矿井主要有五种通风类型：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。但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择。混合式是前几种方式的发展，多在老井的改建、扩时使用。因而我们对前4种方式做一个初步的比较。见表9-1所示。表9-1矿井通风方式对比表项目类型适用条件优缺点中央并列式新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4Km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。中央分列式煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。两翼对角式适用于走向长度大于4Km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。分区式适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风井。另外，煤层走向长，多煤层开采，高温矿井也可以采用这种方式。各分区有独立的通风线路，互相不影响而且通风阻力小，建井工期短，安全生产好，分区风井多，占场地多，通风机管理分散。结合本矿的地质条件。本矿设计能力为500万t/a，属低瓦斯矿井，但煤尘有爆炸性危险，井田走向较长，产量大，因此工作面所需风量也大。本矿井设计中央分列式。9.1.4矿井主扇工作方法的选择1）两种主扇工作方法的风流运动过程（1）抽出式的风流运动过程在服务范围内的主井安设抽出式主扇。主扇开始工作后，矿井内的风流处于负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿运输大巷经采区运料进风石门进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经采区回风斜巷回到回风上山再经回风石门进入风井，再由回风井排到地面。（2）压入式的风流运动过程在副井井口安设压入式主扇，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开。主扇开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿运输大巷经采区运料进风行人斜巷进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经采区回风斜巷回到回风大巷，再经主井排到地面。2）矿井主扇工作方法的确定煤矿主扇的工作方法分为抽出式和压入式两种。他们各有优缺点，现将两种工作方法的优缺点对比如表9-2：表9-2抽出式和压入式的优缺点工作方式优点缺点抽出式整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，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。在地面小窑塌陷区分布较广时，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。总进风量和工作面通风量都会减少。压入式用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下使用比较安全。如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。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难，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。该矿井虽然为低瓦斯矿井，但是煤尘有爆炸危险性。采用抽出式通风，沿通风线路漏风少，通风管理工作比较容易，并且新旧水平过渡容易。因此，综合以上因素，确定主扇的工作方法为抽出式。9.1.5采煤工作面通风类型的确定适用于本设计的采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式（以后退式为例，见图9—1）。这几种通风类型的粗略比较见表9—3。图9—1回采工作面通风类型表9—3回采工作面通风类型比较表类型优点缺点U形结构简单，巷道施工维修量少，工作面漏风少，风流稳定，易与管理在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产，工作面进、回风巷要提前掘进，维护工作量大。Z形在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高。Y形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；还需在采区边界开一条为相邻两个采区共用的回风上山，故采区巷道的掘进和维护费用较大。双Z形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大。由于本设计矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量很小，且U形通风结构简单，巷道施工维修量少，工作面漏风少，风流稳定，易与管理。结合设计采区回采工作面推进方向，确定回采工作面的通风类型为U型通风。9.2采区及全矿所需风量矿井风量计算需按照以下要求分别计算，并采取其中最大值。①按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3；②按采煤、掘进、硐室及其他实际需风量的总和进行计算分。9.2.1采煤工作面所需风量的计算①按瓦斯、二氧化碳涌出量计算SKIPIF1<0（9-1）式中：SKIPIF1<0——回采工作面实际需风量，m3/min；SKIPIF1<0——该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，是工作面瓦斯绝对瓦斯涌出量的最大值与最小值之比，机采工作面一般情况下Kai＝1.2~1.6，在这里取SKIPIF1<0＝1.5；SKIPIF1<0——采煤工作面回采巷道风流中瓦斯的平均绝对涌出量,m3/min，这里SKIPIF1<0（9-2）其中：SKIPIF1<0——煤层相对瓦斯涌出量，SKIPIF1<0=0.3m3/t/d；SKIPIF1<0——回采工作面平均日产量，SKIPIF1<0=15233t/d；所以SKIPIF1<0=0.3×15233/（60×24）=3.18m3/min则工作面风量：SKIPIF1<0=100×3.18×1.5=477m3/min②按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算，其气温与风速应符合表9-4要求。表9-4采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/○C采煤工作面风速/m·s-1<150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.5～1.8采煤工作面的需要风量按下式计算：Qwi=60×vwi×Swi×kwi（9-3）式中vwi—第i个工作面的风速，按其进风流温度从表中选取，m/s；Swi—第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，㎡；kwi—第i个工作面的长度系数，可按表9-4选取。结合本矿的实际情况，取采煤工作面的风速为1.5m/s；对于综采放顶煤工作面，有效通风断面取20㎡；工作面长度为210m,则取工作面长度进风系数为1.40。则工作面所需风量见表9-5：表9-5采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数kwi<150.850～800.980～1201.0120～1501.1150～1801.2>1801.30～1.40Qwi=60×1.5×20×1.40=2520m3/min③按工作人员数量计算Qwi=4×nwi（9-4）式中4—每人每分钟应供应的最低风量，m3/min；nwi—第i个采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在工作面考虑，取100人。则以此计算的工作面所需风量为：Qwi=4×100=400m3/min故以上三种方法所计算出工作面所需风量的最大值为2520m3/min④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。按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Qwi≥60×0.25×Swi（9-5）按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Qwi≤60×4×Swi（9-6）式中：Swi——第i个工作面的平均断面积，m2对于综采工作面：Swi=20m2300m3/min≤Qwi≤4800m3/min由风速验算可知，Qwi=2520m3/min符合风速要求，取Qwi=2550m3/min。⑤备用工作面所需风量备用工作面可按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得小于采煤工作面实际所需风量的1/2。则备用工作面风量为：Q=Qwi/2=2550/2=1300m3/min。9.2.2掘进工作面所需风量矿井生产期间，为保证生产的正常接替，在工作采区的下一采区安排独立通风的连续采煤机煤层平巷掘进头。采用双巷掘进，利用联络巷贯通，自行形成风路，在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。1)掘进通风的基本要求（1）掘进巷道应采用矿井全压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯突出矿井中，煤层的掘进工作面应安设瓦斯自动检测报警断电设备。（2）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10m。局部通风机或湿式除尘器的吸入风量必须小于供给该处的风量，以免产生循环风。（3）岩巷的掘进通风方式可以采用压入式，也可以采用混合式。煤巷、半煤巷的掘进通风方式都采用压入式，如果采用混合式必须满足以下要求：①无论岩巷、煤巷、半煤巷的掘进，采用混合式局部通风时，应制定专门的通风措施，并列如掘进作业规程。在瓦斯喷出区域或煤（岩）与瓦斯突出的煤（岩）层中，掘进通风不许用混合式。②掘进巷道采用混合式通风，必须采用局部通风机，不得采用风幛通风。2)各掘进工作面所需风量计算如下：(1)按瓦斯涌出量计算按瓦斯涌出量计算根据地质报告，本矿井相对瓦斯涌出量为0.1-0.3m3/t。q掘＝0.3×1.25×100/60＝0.625m3/minQ掘＝100·q掘·Kd＝100×0.625×2.0＝125m3/min式中：Q掘－掘进工作面需风量，m3/min；q掘－掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.625m3/min；Kd－不均衡通风系数，取2.0。(2)按局部通风机吸风量计算根据我国煤矿的目前状况和本矿的实际条件，掘进通风采用压入式通风，如图9-2SKIPIF1<0图9-2压入式局部通风布置Qhi=Q×kghi式中Qhi—第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和，m3/min各种局部通风机的额定风量可按表9—6选取。kghi—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3表9-6各种局部通风机的额定风量风机型号额定风量m3/minJBT-51(5.5kW)150JBT-52(11kW)200JBT-61(14kW)250JBT-62(28kW)300则Qhi=250×1.3=325m3/min(3）按掘进工作面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。Qhi=4×nhi（9-7）式中nhi—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，取40人。则：Qhi=4×40=160m3/min取以上计算的最大值Qhi=325m3/min(4）按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，掘井工作面最低风速为0.15m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。按最低风速验算各个掘进工作面的最小风量：Qwi≥60×0.15×Swi（9-8）按最高风速验算各个掘进工作面的最大风量：Qwi≤60×4×Swi（9-9）式中：Swi—第i个掘进工作面的平均断面积，m2取Swi=18m2162m3/min≤Qwi≤4320m3/min由风速验算可知，Qwi=325m3/min符合风速要求。由于本矿井有两个掘进工作面，因此，掘进工作面风量为650m3/min。9.2.3硐室所需风量硐室所需风量可根据经验供风量，各种硐室需要的风量如表9-7。表9-7硐室需风量硐室名需风量m3/min机电硐室120充电硐室150爆破材料库180合计4509.2.4其它巷道所需风量∑Qot=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt）×5%（9-10）=（3850+650+450）×5%=247.5m3/min，取250m3/min。9.2.5矿井总风量计算矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室和其它地点实际需要风量的总和进行计算：Qm＝[∑Qwt＋∑Qht＋∑Qrt＋∑Qot]×km （9-11）式中∑Qwt—采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；∑Qht—掘进工作面所需风量之和，m3/min；∑Qrt—硐室所需风量之和，m3/min；∑Qot—其它用风地点所需风量之和，m3/min；km—矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可取1.15～1.25，取1.2.则矿井所需总风量为：Qm＝（3850+650+450+250）×1.2＝6240m3/min经计算，矿井容易时期总风量为6240m3/min。9.2.6风量分配①矿井通风容易时期和困难时期的确定在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困难时期。在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将随之变化。其通风容易时期在首采分区段开采期间，困难时期在第一水平后期接替时期。②配风的原则和方法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就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，主辅运顺槽的风量乘以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，作为该风路的风量，直至确定进风井的风量。各巷道硐室的风量分配见表9-8。表9-8风量分配用风地点需风量m3/min分配风量m3/min采煤工作面25503060备用工作面13001560掘进工作面650780机电硐室120144充电硐室150180爆破材料库180216其它巷道硐室250300风速验算利用公式V=Q/S计算每个巷道风速见表9-9表9-9开采后期风量分配及风速验算表序号巷道名称风量m3/s断面m2风速m/s校核备注1副井10450.242.07<8m/s,满足要求风量取矿井总风量2大巷10416.76.23<8m/s,满足要求风量取矿井总风量3轨道上山61.512.25.04<6m/s,满足要求只验算风速最大处；风量为总风量的一半减去皮带峒室风量4运输平巷39.8312.63.16<6m/s,满足要求不考虑采空区漏风即同工作面风量5运输上山61.512.25.04<6m/s,满足要求只验算风速最大处；风量为总风量的一半减去皮带峒室风量6工作面35.36201.8<4m/s,满足要求7回风平巷39.8312.63.16<6m/s,满足要求同工作面风量8风井10419.635.3<15m/s,满足要求风量即为矿井总风量《煤矿安全规程》规定：各巷道风速验算应符合下表要求，见表9—10表9-10井巷中的允许风流速度井巷名称允许风速/(m/s)最低最高无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷，采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.159.3矿井通风总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，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。计算原则如下：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。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.3.1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：hfr=aLUQ2/S3（9—12）式中：hfr——巷道摩檫阻力；L、U、S——分别是巷的长度、周长、净断面积；Q——分配给井巷的风量；α——各巷道的摩擦阻力系数表9-11通风容易时期摩擦阻力计算巷道名称支护方式α（NS2/m4）L(m)U(m)S(m2)Q（m3/s）R（NS2/m8）hfr(pa)v(m/s)副井钢筋混凝土0.003838425.1250.241040.000293.22.07井底车场砖砌碹0.002860013.615.51040.01110.66.7运输大巷锚喷0.0120015.5416.71040.06648.96.23运输上山锚喷0.009125013.312.261.50.08302.65.04运输平巷锚喷0.011225014.312.639.830.076120.43.16工作面支掩掩护支架0.025210252035.360.01620.61.8回风平巷锚喷0.0115225014.312.639.830.08125.93.16风井钢筋混凝土0.003511015.719.631040.016169.75.3合计2375.3表9-12通风困难时期摩擦阻力计算巷道名称支护方式α（NS2/m4）L(m)U(m)S(m2)Q（m3/s）R（NS2/m8）hfr(pa)v(m/s)副井钢筋混凝土0.003838425.1250.241040.000293.22.07井底车场砖砌碹0.002860013.615.51040.01110.66.7运输大巷锚喷0.0120015.5416.71040.06648.96.23运输上山锚喷0.009125013.312.261.50.08302.65.04运输平巷锚喷0.011225014.312.639.830.076120.43.16工作面支掩掩护支架0.025210252035.360.01620.61.8回风平巷锚喷0.0115225014.312.639.830.08125.93.16专用回风上山锚喷0.009125013.312.234.50.0895.25.04风井钢筋混凝土0.003511015.719.631040.016169.75.3合计2470.59.3.2矿井通风总阻力的计算容易时期通风总阻力：hrmin=1.1×∑hrfmin （9—13）困难时期通风总阻力：hrmax=1.15×∑hrfmax （9—14）