范各庄煤矿1.2Mt-a新井设计-煤矿综放面顶板顶煤分类及应用研究

目录一般设计部分1矿区概述及井田地质特征 ·d。本矿的煤层赋存条件较稳定，地质特征简单，应遵循以下原则：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。根据意识分析，结合本矿井的实际情况，本设计确定选用走向长壁综采放顶煤采煤法。长壁放顶煤回采工艺的优点：高产高效、巷道掘进率低、工作面搬家次数少、吨煤成本低、对地质条件和煤层赋存条件变化适应性强。长壁放顶煤采煤法目前仍存在着一些需要研究解决的问题，主要有采出率相对来说较低、支架和配套设备的系列化研制、瓦斯灾害防治、自然发火防治、煤尘防治和沿底煤巷矿压控制技术的研究。6.1.2机械化程度采煤机破煤、装煤，由刮板输送机运出工作面到转载机，再由胶带运输机运到溜煤眼。辅助运输用1.5t固定厢式矿车。具体设备型号见表6-1：表6-1工作面设备表序号设备名称设备型号1液压支架ZFS6000/20/302采煤机MXA-600/3.53刮板输送机SGB-764/2644转载机SZZ-764/132A5皮带输送机SSJ-1000/2×160M（A）6破碎机PEM1000×6506.1.3确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度1）工作面长度的确定主要考虑以下两个方面的因素： （1）技术因素工作面长度与地质情况、刮板输送机长度、采煤机能力相适应。目前，国产刮板输送机的长度一般在200m左右，但随着矿井生产能力，综合技术水平提高，刮板输送机长度也有增长的趋势。（2）经济因素有利于提高工作面单产和效率，合理的工作面长度应能为实现工作面高产高效提供有利条件。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提高效率，降低成本；另一方面，工作面太长也造成不易管理，容易造成事故，不利于稳产。因此，根据范各庄矿地质情况和附近矿实际生产经验，取工作面长度为2002）工作面推进方向工作面推进方向有前进式和后退式。两种方式适用条件及优缺点见表6-2。表6-2工作面推进方向适用条件及优缺点项目适用条件及优缺点前进式前进式回采具有初期工程量小，投资省等优点，但在采空区维护巷道较为困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风大。后退式后退式初期需要掘进较长距离的工作面巷道，但在生产过程中，工作面巷道维护量小，随采随废，漏风小，也比较安全。通过上述比较，结合附近矿的经验，本设计中工作面均采用沿走向后退式推进。3）工作面推进度工作面生产能力要达到1.2Mt/a，煤巷掘进出煤占工作面出煤的2%，则工作面的日产量：1.2Mt×98%/330=3564t煤的容重为1.44t/m3,工作面采出率为0.93，则日推进量：3564/（1.44×5.46×200×0.93）=2.4m若采煤机截深为600mm,则日进刀数：2.4/0.6=4.0故一天需进4刀工作面推进：0.6×4=2.4m工作面日出煤：2.4×5.46×1.44×200×0.93=3510t工作面年出煤：3510×330/10-4=1.2Mt掘进出煤：1.2×2%=0.024Mt矿井年出煤量：1.2+0.024=1.224Mt经验证满足设计要求。6.1.4采煤工艺及设备1）工作面落煤、装煤方式及落煤、装煤机械（1）回采工作面落煤、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。（2）采煤机选型采煤机的选择要考虑工作面的地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的适应范围，以便在实际生产过程中有较强的适应性，结合矿井实际使用情况，选用MXA-600/3.5型双滚筒采煤机，其技术特征见表6-3表6-3MXA-600/3.5型双滚筒采煤机技术特征型号MXA-600/3.5截高2～3.5m煤层倾角≤40°截深656mm滚筒直径1600mm牵引速度0～8.3～4.15m/min牵引方式无链（节距125）牵引功率300KW制造厂家西安煤矿机械厂2）工作面运煤方式及运煤机械（1）回采工作面运煤方式为配合综采工作面采煤机割煤，使采煤机割下的煤炭能够顺利运出工作面，回采工作面采用与采煤机生产能力、速度相适应的刮板输送机运煤。（2）刮板输送机选型目前使用的刮板输送机，按照刮板链分有三种类型：边双链、中单链和中双链，边双链的运输能力大，但受力不均，适应煤质较硬的煤；中单链和中双链的运输能力较大，煤质较软时选用。刮板输送机的输送能力应大于采煤机最大生产能力的1.2倍，故选用SGB-764/264型刮板运输机。其技术特征见表6-4。表6-4SGB-764/264型刮板输送机技术特征表项目单位技术特征型号SGB-764/264运输能力t/h700设计长度m200出厂长度m220刮板链形式双边链电机布置方式平行布置与采煤机牵引方式无链链速m/s1.12中部槽尺寸mm1500×6764×3222制造厂家张家口厂3）工作面支护方式及支架选型（1）工作面支护方式矿井设计开采煤层采用综合机械化采煤，回采工作面采用液压支架支护。支架完成对工作面顶板的支撑、切顶、挡矸、护帮、支架前移以及推移工作面刮板输送机等工作。（2）液压支架选型支架选型原则：①支护强度与工作面矿压相适应；②支架结构与煤层赋存条件相适应；③支护断面与通风要求相适应；④液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。如上，并考虑到“三机”配套原则，选用ZFS6000/20/30型支架，其技术特征见表6-5。表6-5ZFS6000/20/30支架技术特征表型号ZFS6000/20/30支架高度2000mm~3000mm初撑力5315KN工作阻力6000KN支护强度0.99MPa质量19t制造厂家北京厂6.1.5端头支护及超前支护方式1）端头支护工作面上、下出口由于悬顶面积大、机械设备多，又是材料、人员出入的交通口和煤炭运输的转载点，而且与上下顺槽垂交，受力情况比较复杂，所以要专门选择端头支架。由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通口，机械设备比一般工作面多，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，所以决定采用端头支架支护，根据支架选型要求及设计的特点，选用ZZ9200/24/48型端头支架，其技术特征见表6-6。表6-6ZZ9200/24/48端头支架技术特征表型号ZZ9200/24/48支架高度2400mm~4800mm架中心距1750㎜初撑力7755KN工作阻力9200KN支护强度1.0MPa制造厂家山西平阳2）上下出口超前支护：由于回采巷道受工作面超前支承压力作用，维护比较困难，因此，本工作面在工作面前方25m内进行超前支护，支护方式采用“一梁三柱”，单体液压支柱选用DZ40型外注式铝合金防爆单体液压支柱，其技术特征如表6-7所示表6-7DZ40型单体液压支柱技术特性表项目单位技术特征型号DZ40最大高度mm4000最小高度mm2900工作行程mm1100额定工作阻力KN345工作液压MPa25.87初撑力KN225.2泵站压力MPa19.6油缸直径mm110生产厂家通化星星煤矿机械厂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1.8m③当机组行至工作面两头距巷道15④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，发现不安全隐患及时处理；工作面的材料必须提前工作面50m6.1.6采煤工艺1）综采长壁放顶煤工艺流程：割煤→移架→移前输送机→放顶煤→拉移后输送机→处理采空区2）采煤机割煤方式采煤机双向割煤，追机作业：采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。表6-8SZZ-764/132A型转载机主要技术特征表项目单位技术特征型号SZZ-764/132A运输能力t/h900设计长度m41.2出厂长度m41.2刮板链形式双中链电机布置方式平行布置刮板间距mm920减速器速比1：23.48电压V1140链速m/s1.28中部槽尺寸mm1500×764×222制造厂家张家口煤机厂表6-9SSJ-1000/2×160M皮带运输机主要技术特征表项目单位技术特征型号SSJ-1000/2×160M（A）生产能力t/h1000输送长度mm1200电压等级V660带速m/s2.5表6-10PEM1000×650型破碎机主要技术特征项目单位技术特征型号PEM1000×650通过能力t/h1100整机重量t10.7总装机功率KW55电压等级V660中部槽尺寸长mm3270宽mm2260高mm14303）采煤机进刀方式采煤机进刀方式为割三角煤工作面端头斜切进刀。进刀过程如下：（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（见图6-1a）；（2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。（见图6-1b）；（3）然后将输送机移直（见图6-1c）；图6-1采煤机进刀方式示意图（4）再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见图6-1d）；（5）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（见图6.1a）。（6）割三角煤工作面端头斜切进刀适用条件：①顶板较为稳定；②回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。优点：①采煤机切入煤壁的阻力小；②操作简单，容易实现。缺点：①工作面两端空顶距离长，空顶面积大，不利于顶板管理；②采煤机往返斜切距离长，故辅助时间较长。4）装运煤在采煤机割煤的同时，利用采煤机滚筒螺旋齿片和弧形挡煤板自动将煤装入刮板输送机，工作面余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机，运出工作面。5）移液压支架为维护端面煤顶的稳定性，液压支架一般装有伸缩前探梁和防片帮装置。采煤机割煤后应立即伸出伸缩前探梁支护新暴露煤顶。采煤机通过后，及时移架，并伸出防片帮板护住煤壁。应注意移架前应首先收回前探梁，待支架移到位并支撑好后，方可将伸缩前探梁伸出，封闭端面顶板。6）移前输送机移架后即可移置前输送机。若采用一次推移到位，可以在距采煤机约10m处逐节一次完成输送机的推移。若采用多架协调操作，分段移输送机，可在采煤机后方5m左右开始移输送机，每次推移不超过300mm，分二或三次将前输送机全部移靠煤壁，并保证前输送机弯曲段不小于12~15m，输送机推移后呈直线状，不得出现急弯。7）放顶煤要根据架型、放煤口位置及几何尺寸、顶煤厚度及破碎状况表，合理确定循环放煤步距。多为一刀一放或两刀一放，可以从工作面一端开始，顺序逐架依次放煤，如果顶煤厚度较大，也可采用多轮放顶煤。本矿井采用一刀一放。单轮放煤时，要掌握好“见矸关口”的尺度。8）拉移后输送机放完顶煤后依次顺序拉移后输送机，严禁相向操作，拉移一般滞后放煤的液压支架10~15m,并确保弯曲段长度。9）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。6.1.7各工艺过程安全注意事项1）割煤（1）开机前，机组司机应按规定对煤壁、顶底板、支架、溜子、机组电缆、水管、水压、油压及油质进行全面检查，消除故障和隐患以后，发出开机信号，确保机组周围无人，方可开机作业。（2）割煤时，机组司机应站在支架内，集中精力进行操作，严禁把头伸在机组和支架顶梁间。（3）割煤时先送水，后开机，停机时先停机后停水，禁止无水开机作业。（4）割煤时，要随时注意机组各部分运行状况，发现异常及时停机，经检查处理后方可开机。（5）机组割到距机头、机尾5m时，要放慢速度到2m/2）移架（1）工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前应熟悉各操作手把功能。移架前，应检查支架3（2）割过煤后，距机组后滚筒4～6架进行移架，当片帮或顶板破坏严重时，必须拉超前架或者紧随上滚筒进行移架。（3）移架时，先将侧护板、护帮板收回，方可降架，支架可降100～200mm，局部需要超前移架时，必须保持支架分段成直线。（4）移架到位后，要将支架升紧，顶梁升平，护帮板打出，同时调整相邻两支架侧护板不超过2/3的高差（遇构造除外），并将操作手把打在零位，任何人严禁随意乱动。（5）移排头支架时，必须将底座附近浮煤清理干净，整理好管路、电缆，三架互为支点降架前移。操作阀组人员必须站在本架踏板上操作，其它人员不得站在破碎机附近，支架前方巷道10（6）割煤时可将机组前方103）推溜（1）推溜由移架工负责进行。（2）推溜时，支架与挡煤板之间严禁有人，防止推溜千斤顶和框架伤人。（3）推溜工作应在刮板输送机运行中进行，严格执行顺序追击作业，从一端到另一端，不准在任意段或由两端向中间推。（4）推溜时，如因机道有台阶、矸石等障碍物推不动溜子时，应进行反刀或人工清煤。人工清煤必须闭锁机组、溜子，且不少于2个有效闭锁键处于闭锁状态。必须有专人看护，注意片帮。（5）移机头、机尾时，必须将附近的浮煤杂物清理干净，移机头拉排头架，移机尾拉机尾架必须连续进行。6.1.8工作面劳动组织和作业循环图表工作面实行“三八”作业制，即二班采煤一班检修。作业循环图表见表6-11，劳动组织配备表见表6-12

表6-11作业循环图表表6-12劳动组织表序号工种十点班六点班二点班合计1班队长22262煤机司机3363支架工88164端头工4485改棚工886运料工33397治水工11138看工具房工11139胶带机司机33610机电检修工2821211其他人员6261412合计33253391备注其他人员包括环境清理人员，单体管理员等。在确定在册人数时，出勤率按95%计算，在册人数按下式计算。在册人数=出勤人数×（7/6）/出勤率（公式6-2）式中：7/6——替休系数；因此：在册人数=91×（7/6）/95%=112工作面全员工率=工作面日产量/在册人数=3564/112=32吨/工6.1.主要技术经济指标见表6-13表6-13主要技术经济指标类别序号项目单位指标备注工作面指标1走向长度m12582倾斜长度m2003煤层厚度m5.46平均4煤层倾角度13平均5回采面积m22516006工作面储量MT1.9787可采储量MT1.8408设计回采率％939容重T/m31.44回采指标10煤机型号MXA-600/3.511采高m2～3.512截深m0.613日进尺m2.414月进尺m7215回采工效T/工32顶板管理指标16支架类型ZFS6000/20/3支掩式支架17支架数量架11418顶板管理全部垮落法19推移步距m0．620最小控顶m5.12321最大控顶m6.232材料消耗指标22机油Kg/万吨60023乳化油Kg/万吨23024截齿个/万吨2025坑木m3/万吨0.926杂木棍根/万吨36027金属网m2/万吨450循环指标28作业方式两采一准29循环进度m0.630循环产量T89131日循环数个432日产量T356433正规循环率%936.2回采巷道布置6.2.本工作面采用综采采煤工艺，回采巷道采用一般的U型布置方式，即一条区段运输平巷和一条区段回风平巷。本采区巷道采用单巷掘进，相邻区段间留3m的煤柱。2个顺槽均采用矩形断面，锚网支护。为了减轻动压对巷道的影响，保证工作面顺利向前推进，根据本工作面超前动压的影响范围，对工作面安全出口25m6.2.借鉴国内外高产高效矿井经验，结合本矿井实际情况，回采巷道采用锚网支护。支护参数如图6-2所示。图6-2回采巷道支护7井下运输7.1概述7.1.原始条件和数据为：1、矿井设计生产能力：1.20Mt/a；2、矿井工作制度：“三八”制；3、煤层倾角：平均13°；4、煤的平均容重：1.44t/m3；5、矸石容重：2.35t/m3；6、矿井瓦斯等级：低瓦斯矿井；7、煤尘爆炸性：煤尘具有爆炸危险，且有自燃发火倾向；8、自燃发火期：3～6个月。7.1.2井下运输系统1）运煤系统工作面产生的煤炭（经刮板输送机）→下端头（经转载机）→区段运输平巷（经胶带输送机）→溜煤眼（经自溜）→运输上山（胶带输送机）→采区煤仓（大巷装车）→水平运输大巷（经带式输送机）→井底煤仓（经给煤机）→主井（经提升机）→地面。2）运料系统材料从地面（经罐笼）→井底车场（经调度绞车）→轨道大巷（1.5t厢式矿车）→采区下部车场（经甩车道）→轨道上山（经上山绞车）→采区上部车场（经甩车道）→区段回风平巷（经小绞车）→工作面。3）运矸系统掘进工作面产生的矸石（经小绞车）→区段回风石门（经小绞车）→采区轨道上山（经上山绞车）→采区下部车场（经甩车道）→轨道大巷（牵引电机车）→副井（罐笼）→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，不要出运现输送机—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。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SGB-764/264，转载机型号为SZZ-764/132A；破碎机型号为PEM1000×650；区段运输平巷及采区运输上山可伸缩胶带运输机型号均为SSJ-1000/2×160M（A）。各设备技术特征如表7-1、表7-2、表7-3、表7-4所示。设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为230t/h，工作面刮板运输机生产能力为700t/h，转载机的生产能力为900t/h，破碎机通过能力为1100t/h，可伸缩胶带机通过能力为1000t/h，采区运输系统各设备生产、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运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。表7-1刮板输送机技术特征项目单位技术特征型号SGB-764/264运输能力t/h700设计长度m200出厂长度m220刮板链形式双边链电机布置方式平行布置与采煤机牵引方式无链链速m/s1.12中部槽尺寸mm1500×6764×3222制造厂家张家口厂表7-2转载机技术特征项目单位技术特征型号SZZ-764/132A运输能力t/h900设计长度m41.2出厂长度m41.2刮板链形式双中链电机布置方式平行布置刮板间距mm920减速器速比1：23.48电压V1140链速m/s1.28中部槽尺寸mm1500×764×222制造厂家张家口煤机厂

表7-3破碎机技术特征项目单位技术特征型号PEM1000×650通过能力t/h1100整机重量t10.7总装机功率KW55电压等级V660中部槽尺寸长mm3270宽mm2260高mm1430表7-4可伸缩胶带运输机技术特征项目单位技术特征型号SSJ-1000/2×160M（A）生产能力t/h1000输送长度mm1200电压等级V660带速m/s2.57.2.工作面每班采下的煤炭总量：(公式7-1)式中：——每班采下的煤炭总量，t；公式——工作面的长度，m；——每班进刀数，刀；——采煤机的截深，m；——煤层厚度，m；——煤的容重，t/m3；——工作面采出率，取0.93；因此：=200×2×0.6×5.46×1.44×0.93=1755t工作面采煤机每分钟的割煤量：(公式7-2)式中：——采煤机每分钟割煤量，t/min；——采煤机的运行速度，m/min；——采煤机的截深，m；——采煤机的采高，m；——煤的容重，t/m3；——采煤机的煤炭回收率，取0.98。因此：=1.7×0.6×5.46×1.44×0.98=7.86t/min工作面采煤机每班的割煤量：(公式7-3)式中：——工作面采煤机每班的割煤量，t；——工作面的长度，m；——每班进刀数，刀；——采煤机的截深，m；——采煤机的采高，m；——煤的容重，t/m3；——采煤机的煤炭回收率，取0.98。因此：=200×2×0.6×5.46×1.44×0.98=1849t工作面刮板运输机运输能力验算：7.86×60=472t<700t即工作面刮板运输机的运输能力大于采煤机的割煤能力，工作面刮板运输机的运输能力满足要求。转载机运输能力验算：转载机每班开机时间按6个小时计算，则900×6=5400t>1849t故：转载机运输能力满足要求。破碎机过煤能力验算：472t/h<1100t/h故：破碎机的过煤能力满足要求。可伸缩胶带运输机运输能力验算：472t/h<1000t/h故：可伸缩胶带运输机运输能力满足要求。7.3采区绞车的运输能力验算7.3.1、采区轨道上山采用绞车运输，采用绞车单钩串车提升，每次提升3辆矿车。（1）联接器强度校核矿车沿轨道向上提升时，串车产生的总阻力由矿车钩头承担，车钩强度为60kN，则总阻力与车钩强度应满足下式：(公式7-4)式中：——提升矿车数，辆；——矿车自重，kg/辆；——矿车载重，kg/辆；——上山倾角，度；——钢丝绳的摩擦阻力系数；因钢丝绳局部在托辊上移动，取0.3。因此：根据计算，每次提升3辆矿车<5，车钩强度符合要求。（2）钢丝绳的选择①绳端荷重：(公式7-5)式中：——绳端荷重，kg；——提升矿车数，辆；——矿车自重，kg/辆；——矿车载重，kg/辆；——上山倾角，度；——矿车阻力系数，取0.01～0.015。因此：=3×（900+1500）×（sin8°+0.01×cos8°）=1073kg装运液压支架时，每次只运一架，液压支架质量为19t，平板车自重为0.6t，则：=(19000+600)×(sin8°+0.01×cos8°)=2922kg②钢丝绳悬垂长度：(公式7-6)式中：——钢丝绳悬垂长度，m；——提升斜长，m。因此：=1368+50=1418m③按最大绳端荷重计算钢丝绳单位长度重量：(公式7-7)式中：——钢丝绳单位长度重量，kg/m；——钢丝绳的公称抗拉强度，kg/mm-2；——钢丝绳的静力安全系数，按规程规定选取，取5.1；——钢丝绳的摩擦阻力系数；因钢丝绳局部在托辊上移动，取0.3。因此：kg/m根据计算结果，选6×19圆形钢丝绳，其直径mm，钢丝绳每米质量1.42kg/m，总破断力234000N验算安全系数：所选钢丝绳符合要求。（3）绞车的选择①滚筒计算直径：(公式7-8)式中：——滚筒计算直径，mm；——已选定的钢丝绳直径，mm。mm②钢丝绳作用在滚筒上的力：最大静拉力：N(公式7-9)因此：=[2992+1368×1.07×(sin8°+0.3×cos8°)]×9.8=37466N最大静张力差：对于单钩绞车。③电动机功率：(公式7-10)式中：——电动机功率，KW；——系数，取1.1；——张力差，N；——初选的最大提升速度，m/s；——提升设备效率，取0.85。KW根据以上计算，经比较选用KSP―8/900型绳牵引卡轨车，其技术参数如表7-5所示。表7-5KSP―8/900型绞车主要技术参数表项目单位技术特征型号KSP―8/900卡轨类型普轨轨型kg22轨距mm900钢丝绳直径mm20钢丝绳牵引力KN30～60牵引速度m/s0～2最小转弯半径水平／垂直m4／15最大牵引坡度度20制动力KN120最大限速m/s2.5系统工作压力MPa16系统最大工作压力MPa20电机型号BJO2―93―4电机功率kw100牵引长度m1000~2000生产厂家石家庄煤矿机械厂区段平巷内的辅助运输采用无极绳绞车串车运输。7.4大巷运输设备选择掘进面采用综合机械化设备掘进，回采工作面采用放顶煤综合机械化设备，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，运输大巷采用带式输送机运煤，其运输能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。回采工作面采煤机和掘进面掘进机同时生产的最大瞬时出煤能力为472t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面运输平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取运输上山带式输送机搭接，煤经采区煤仓在大巷直接装载到大巷带式输送机。大巷带式输送机承担全矿年产1.2Mt煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。运输大巷装备一台B=1000mm，v=2.5m/s的可伸缩带式输送机，输送能力1000t/h，采用YSB—160型电动机。大巷带式输送机的技术特征见表7-7.5辅助运输大巷设备选择根据矿井地质条件（低瓦斯）及生产矿井的实际情况，设计在轨道大巷内采用架线式电机车牵引小矿车运输。小矿车选用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车，架线电机车式选用ZK10-6/550型，其性能参数见表7-7和表7-表7-6大巷带式输送机技术特征序号项目单位技术特征备注1型号SSJ—1000/2×160淮南煤矿机械厂制造2输送量t·h-110003输送长度m12004链速m·s-12.55传动滚筒直径mm6306托辊直径mm1087输送带类型阻燃输送带8输送带宽度mm10009储带长度m10010机尾搭接长度m1211机尾搭接处轨距mm136212机头外形尺寸(宽×高)mm2646×170513机尾外形尺寸(宽×高)mm1849×72014电动机功率kW2×16015质量t120表7-71.5吨固定厢式矿车项目单位技术特征型号MG1.7-6A容积m31.7装载量t1.5最大装载量t2.7轨距mm600轴距mm750外型尺寸mm2400×1050×1200质量kg718

表7-8直流架线式电机车项目单位技术特征型号ZK10-6/550粘着质量T10轨距mm600最小曲率半径m7受电器高度mm1800~2200固定轴距mm1100主动轮直径mm680连接器距轨面高度mm270外型尺寸mm4500×1060×1550制动方式电阻机械小时制牵引力N15092速度小时制km/h11最大km/h25牵引电动机型号ZQ—24额定电压V550小时制功率kw24台数台2

8矿井提升8.1概述矿井设计生产能力为1.2Mt/a，矿井提升工作制度为“三八”制，主副井都为立井开拓，主井井筒特征：直径5.5m，井深450m，支护方式为混凝土砌碹。副井井筒特征：直径6.5m，井深395m，支护方式为混凝土砌碹。本设计矿井有两个开采水平，第一水平标高为-150～-450m，主井采用箕斗提升方式，而副井采用罐笼提升方式。8.2主副井提升1）主井提升设备选型主井已知数据：（1）矿井设计生产能力为1.2Mt/a；（2）矿井提升工作制度为：年工作日330d，每天工作16h；（3）单水平提升，井深为450m;（4）两套箕斗提升设备。根据以上以及矿井的基本情况，决定主井选用JDG12/110×4箕斗，其技术特征见表8-1。表8-1箕斗主要技术特征表型号名义载重量/t有效容积/m3提升钢丝绳箕斗自重/t数量/根直径/mm绳间距/mmJDG12/110×41213.2427.5～32.530012.4根据其它矿井的设计经验以及设备的安装要求，主井选用2JTB1.2×1-30提升机，其技术特征见表8-2。表8-2主井提升机主要技术特征表项目单位技术特征型号2JTB1.2×1-30两钢丝绳最大静张力差t2滚筒尺寸直径mm1200宽度mm1000卷筒个数个2钢丝绳直径mm20破断拉力总和t23.4速度m/s2减速比30电动机功率kw45转速rpm983机器旋转部分总变位质量t4.46质量t8.352）副井提升设备选型副井采用多绳摩擦式绞车提升一对1.5t矿车双罐笼提升。副井罐笼主要技术特征见表8-3，副井多绳摩擦式提升机主要技术特征见表8-4。表8-3副井罐笼主要技术特征表项目单位技术特征型号GDG1.5/6/2/2K装载矿车型号MG1.7-6A数量个2乘人数人44罐笼装载量kN6.84罐笼质量t7.58最大终端载荷kN290提升首绳数量根6/4直径mm24/28尾绳数根3/2表8-4副井多绳摩擦式提升机主要技术特征表项目单位技术特征型号JKM-3.5/6(Ⅲ)主导轮直径m3.5导向轮直径m3钢丝绳最大静张力kN800最小静张力kN230有导向轮时最大直径mm35根数根6间距mm250最大提升速度m/s14

9矿井通风及安全9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井概况范各庄井田主采煤层12煤层平均厚度为5.46m，储量丰富、煤质优良、且煤层倾角较小；地质条件简单，具备实现高产高效的条件。矿井初步设计年生产能力1.2Mt。矿井绝对瓦斯涌出量为0.72m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.50～2.25m3/min，为低瓦斯矿井。主采煤层挥发份指数10.主要大巷均在岩层掘进。工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全厚，顶板全部自然垮落采煤方法。9.1.2选择矿井通风系统原则1）应有利于加快矿井建设速度，技术经济合理，生产安全。2）必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》有关规定。（1）每一矿井必须有完整的独立通风系统。（2）新建或改建的矿井，如果采用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口。3）选择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。（1）安全出口，每个矿井特别是地震区、多雷区的矿井，至少要有两个通到地面的安全出口，各个出口之间的距离不得小于30m；新建和改建的矿井，如果采用中央并列式通风时，还要在井田边界附近设置安全出口。井下每一个水平到上一水平和每个采区至少都有两个出口，并与通到地面的安全出口相连通，通到地面的安全出口和两个水平之间的出口都必须有便于人行的设施(台阶和梯子间等)（2）进风井口要避免污风、尘土、炼焦气体、矸石燃烧气体等的侵入。进风井口距离产生烟尘、有害气体的地点不得小于500m；为防止进风井筒冬季结冰，需装设暖风设备；矿井的总回风道不得作为主要人行道；地面主要通风机和回风流的噪音都不得造成公害；进风井与出风井的设置地点必须地层稳定，施工地质条件比较简单，占地少，压煤少，而且要在当地历年来洪水位的最高标高以上(大中型和小型矿井分别超过当地百年和50年内最高水位)（3）箕斗井一般不应兼作进风井或出风井。如果井上、下装卸装置和井塔有完善的封闭措施，其漏风率不超过15％，并有可靠的降尘设施，箕斗井可以兼作出风井；装有带式输送机的井筒兼作回风井时，井筒中风速不能超过6m/s，且必须装有瓦斯断电仪。如果胶带斜井中风速不超过4m/（4）所有矿井都要采用机械通风，主要通风机和分区主要通风机必须安装在地面。但有战备的特殊要求时，可以考虑装在井下。新设计矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机联合运转。（5）不宜把两个可以独立通风的矿井合并为一个通风系统。若有几个出风井，则自采区流到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前、各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通，下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开，在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。（6）采用多台分区主要通风机通风时，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。各分区主要通风机的回风流、中央主要通风机和每一翼主要通风机的回风流都必须严格隔开。（7）充分注意降低通风费用。为此，主要风道的断面不宜过小，并做到壁面光滑，以降低摩擦阻力，主要风道的拐弯要缓慢，断面的变化要均匀，以降低局部阻力；要尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，使自然分配的风量基本上和按需要分配的风量一致；尽可能少用通风构筑物，同时也要重视降低基建费用。为此，要充分利用一切可用的直通地面的旧井巷，或利用上水平可用的旧巷道帮助下水平回风。（8）符合采区通风和掘进通风的若干要求，要满足防治瓦斯、火、尘、水和高温对矿井通风系统的要求，还要有利于深水平或后期通风系统的发展变化。4）其它还应考虑以下各因素：（1）风井位置要在洪水位标高以上，进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500（2）井口工程地质及井筒施工地质条件简单。（3）占地少，压煤少，交通方便，便于施工。（4）通风系统简单，风流稳定，易于管理。（5）发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每个采区至少有两个通向地面的安全出口，以便于人员撤出。（6）使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。（7）尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物，以免引起大量漏风。（8）多风机抽出式通风时，为了保持风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻(一般要求公共风段的负压不超过任何一个扇风机负压的25％)。（9）通风费用少。（10）后期通风合理。9.1.3确定矿井的通风方式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、矿井沼气等级。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。见图9-1，9-2，9-3，9-4所示。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，如表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4k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燃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4k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。分区对角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。图9-1中央并列式通风系统图9-2中央边界式通风系统图图9-3两翼对角式通风系统图图9-4分区对角式通风系统由于本矿井走向长度为5.02km，本矿表土层厚且煤层埋藏深，自燃发火危险比较大，地温比较高。从技术角度来看，中央并列式不适合本矿井，因此，本设计不采用中央并列式。若采用中央分列式通风，需要把风井布置在一翼，另一翼通风线路太长，通风阻力太大，沿通风线路漏风大，并且所选用风机及配套电动机功率较大，经济上不合理。因此，也不考虑采用中央分列式。采用分区对角式通风要多掘风井，由于本矿煤层埋藏深，在技术、经济上均不合理，因此，也排除了分区对角式。因此，本设计选择两翼对角式，在井田南北两翼各布置一个风井，形成两翼对角式。对于两翼，通风线路不是太长，通风阻力也不是很大；另外，还增加了安全出口，安全性较好，通风系统较为合理。9.1.4通风方法的确定矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前，由于技术的革新，通风机的功率有了很大的提高，因此，常用的通风方式是抽出式和压入式两种，混合式通风较少应用。因此通风方式将在抽出式和压入式中选用一种。现将两种通风方式的工作方法技术比较如表9-2所示：表9-2抽出式通风与压入式通风方式比较工作方法优点缺点抽出式井下风流处于负压，若主要通风机停转，井下风流压力提高，使采空区瓦斯涌出减少，总进风路上构筑物少，漏风少。若地面小窑、塌陷区分布较广，并和采空区沟通会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时总风量减少。主要通风机规格及通风电费大。压入式井下风流处于正压，若地面小窑、塌陷区分布较广，并和采空区沟通时可以把有害气体压入地面。压入式通风主要通分机规格、通风电费较小。井下风流处于正压状态，当主要通风机停转，压力降低，使瓦斯涌出增加；漏风大，当通风过渡到深水平时，有一定困难。综上所述，只有在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井，总回风道沟通、维护困难，煤层自燃发火不严重才考虑用压入式通风是比较合适的。否则，就不宜采用压入式通风。所以结合本矿实际条件和目前经济、技术条件，确定本矿主要通风机的工作方式采用抽出式。9.1.5采区通风1）采区通风系统的要求（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0.25（5）工作面回风流中沼气浓度不得超过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。3）采区进回风上山的选择采区进回风上山方式有以下两种：轨道上山进风，运输上山回风；运输上山进风，轨道上山回风。（1）轨进运回的优缺点①轨道上山进风不必在下部安设风门，避免物料车频繁经过风门造成风门损坏，甚至短路；②轨道上山进风可使新鲜风流免受沼气、矿尘的污染，有利于保证风质；③运输上山中多台运输机串联，上部机头不能保证在新鲜风流中。（2）运进轨回时的优缺点①风流和煤流方向相反容易引起煤尘飞扬，使进风流污染；②煤流中释放瓦斯，使进风流中瓦斯浓度增大；③运输设备散发的热量使风流温度升高；④须在轨道上山下部车场安设风门，由于运输频繁，风门常损坏，漏风，甚至短路影响工作面生产。参照两种进回风上山方式的优缺点，根据该矿井煤层赋存稳定，矿井绝对瓦斯涌出量为0.72m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.50～2.25m3/min，为低瓦斯矿井。主采煤层挥发份指数工作面通风系统1）工作面通风系统类型由于采煤方法采用的是走向长壁采煤，工作面的进、回风形式分为U、Z、H、Y、双Z和W等类型，如下表9-3；工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关，通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素。工作面通风应满足下列要求：（1）工作面有足够的风量并符合安全规程的要求，特别要防止上隅角积聚瓦斯。（2）风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。（3）根据通风要求，进、回风巷有足够的断面及数目。根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件和本矿开拓方案，矿井绝对瓦斯涌出量为0.72m3/min，工作面长200m表9-3通风系统分类表通风系统分类图示适用条件与优缺点“U”型通风系统工作面采用后退式开采。上下顺槽在煤体中维护，漏风量小。“Y”型通风系统工作面采用后退式开采。上下顺槽同时进风，改善了回风巷的气象条件，但回风巷在采空区内。“Z”型通风系统工作面采用前进式或沿倾斜方向开采。回风巷在前方煤体维护。须预先掘进，上下顺槽同时进风在相同风速的情况下，风量可增多一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，则漏风量较大。“W”型通风系统工作面后退式回采，进回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面的降温和排除瓦斯。2）工作面风流方向的选择按采煤工作面的风流方向不同可分为上行通风和下行通风两种，各自的优缺点对比及使用条件如下，见表9-4本矿主采煤层12煤层平均倾角为13°左右，煤层倾角较小，煤层有自燃发火倾向，但是建矿以来未发生过自燃发火现象，煤尘有爆炸倾向性，工作面风流方向除遵照安全规程之规定外又考虑煤层实际起伏情况、回采巷道的布置，确定工作面的风流方向为上行通风。9.1.7矿井通风网络矿井通风网络即井下进风、回风巷道及其联系方式。本矿井开拓方案及采区巷道布置已经确定，因此采区内的通风线路及矿井风网路线也已确定，矿井通风网络参看开拓系统图和采区巷道布置图。表9-4工作面风流方向比较风向优点缺点上行通风瓦斯自然流动的方向与上行风流方向相同，在正常风速情况下，瓦斯不易积聚和分层流动，工作面发生火灾时所产生火风压与通风压力作用方向一致，瓦斯浓度不会增加，着火点瓦斯爆炸的可能性小。上行风将煤炭运输过程中所溢散的瓦斯和煤尘带入工作面，增大了瓦斯和煤尘的浓度，风流受运输设备加热而使风流增温，倾角大于12°的工作面应采用上行通风。下行通风瓦斯自然流动的方向与上行风流方向相反，瓦斯和空气混合能力强，正常风速不易局部瓦斯积聚和分层流动，回风流方向与煤流方向相反，可降低煤尘，降低风流温度，可冲淡上隅角瓦斯。工作面若有火源，产生火风压与通风压力作用方向相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，适应倾角小于12°的，煤与瓦斯突出危险性小。9.1.8通风系统立体图与网络图矿井第一开采水平通风容易时期通风立体示意图见图9-5矿井第一开采水平通风困难时期通风立体示意图见图9-6矿井第一开采水平通风容易时期通风网络图见图9-7矿井第一开采水平通风困难时期通风网络图见图9-8图9-5矿井容易时期通风立体示意图

图9-6矿井困难时期通风立体示意图图9-7通风容易时期网络示意图9-8通风困难时期网络示意图9.2矿井风量计算矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风量的总和。对新设计的采区，应使各个用风地点的风量符合《规程》中关于人员所需风量、沼气、CO2、CO和其它有害气体的安全浓度，各工作地点的空气允许温度，空气中煤尘的安全浓度，最低和最高风速的允许值以及各种漏风的允许值等规定。矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，逆风将各用风地点计算值乘以1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.15。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。即：∑Q=K×[∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它] （公式9-1）式中：∑Q——矿井总风量，m3/min；K——风量备用系数，取K=1.15；∑Q采——回采工作面所需风量，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；9.2.1回采面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气(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。矿井初步设计年生产能力1.2Mt/a。预计矿井绝对瓦斯涌出量为0.72m3/min，最大绝对瓦斯涌出量为1m3/min；二氧化碳绝对涌出量为11）按沼气涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1％的要求计算。即：Qai=100Qgai×Kai（公式9-2）式中：Qai——第ｉ个回采工作面实际需风量，m3/min；Qga——该采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min，取1m3/Kai——该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai＝1.4；工作面需风量：Qa=100Qgai×Kai=100×1×1.4=140m3/2）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，温度和风速应符合表9-5要求。表9-5采煤工作面空气温度与风速对照表工作面温度(℃)<1515～1818～2020～2323～26工作面风速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8按下式计算：Qai=60×Vai×Sai×kai（公式9-3）式中：Vai——回采工作面风速，取Vai=1.2m/s（查表Sai——第i个回采工作面平均断面积，取最大和最小控顶时有效断面的平均值,m2;kai——第i个回采工作面的长度系数，取1.Sai=(Lmax+Lmin）/2×H×K（公式9-4）式中：Lmax——最大控顶距，Lmax=6.23m

；Lmin——最小控顶距，Lmin=5.12m；H——回采工作面平均采高，H=5.46m；K——回采工作面的有效断面系数，K=0.8。则：Sai=（6.23+5.12）/2×5.46×0.8=24.8m2Qai=60×1.2×24.8×1=1786m3/min3）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=4×Nai（公式9-5）式中：4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，交接班时人数最多，取Nai=72人。故工作面风量为：Qa=4×72=288m3/由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qa=1786m3/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，最高风速为每个回采面：Qmin≥0.25×60×Saim3/minQmax≤4×60×Saim3/min（公式9-6）式中：Sai——第i个工作面的平均断面积m2，Sa=12190.5m3/min≤由风速验算可知，Qa=1786m3/min符合风速要求。9.2.2掘进工作面需风量1）压入式通风掘进头所需风量或风筒出口的风量为：m3/min（公式9-7）式中：A——工作面一次爆破炸药消耗量，10㎏/m；S——掘进巷道断面，12.3㎡；t——通风时间，min，一般取20～30min；——从工作面至炮烟稀释到安全浓度的距离。可按下式计算，＝400A/S，m。如巷道实际长度L小于式中的，应用L代替。该煤层掘进硬度f＝2-3，掘进断面14.8㎡，查阅《煤炭井巷综合预算》知一次爆破炸药消耗需要量A为10㎏/m，故＝390.=159.432）按同时工作的最多人数计算：Q＝4N（公式9-8）＝4×30＝120m式中：N——工作面同时工作的人数，取30人。3）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沼气的浓度不得超过1％的要求计算。即：Qai=100Qgai×Kai（公式9-9）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沼气的平均绝对涌出量，取1m3Kai——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai＝1.5。工作面需风量：Qa掘=100Qai×Kai=100×1×1.5=150m34）按炸药量计算Qai=25Agai（公式9-10）式中：Qai——第ｉ个掘进工作面实际需风量，m3/min；Agai——掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，㎏/m,查阅《煤炭井巷综合预算》知一次爆破炸药消耗需要量Agai为10㎏/m；Qai=25×10=250m5）按照风速验算根据上述计算结果，应取最大风量为250m3（1）按最低风速验算：Q1＝SV1＝14.8×0.25×60=222m3/（2）按最高风速验算：Q2＝SV2＝14.8×4×60＝3552m3/min>式中：Q1——巷道最低风速所需要的风量；Q2——巷道最高风速所需要的风量；S——巷道设计断面积，14.8㎡；V1——最低风速要求，煤巷取0.25V2——最高风速要求，煤巷取4m/综上：本设计取250m3岩巷掘进头用风量根据范各庄矿实际配风经验定为2509.2.3硐室需风量煤矿井下硐室需要独立回风的峒室主要有：采区变电所、采区绞车房、炸药库等。按矿井实际经验值给风量，对这些硐室配风如下：采区变电所：80m3采区绞车房：80m炸药库：1009.2.4其它巷道所需风量∑Qd∑Qd即其它巷道所需风量之和，主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风，由下式计算：∑Qd=5%（∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐）依据风量计算可知：回采工作面供风量为：1786m3/min；掘进工作面供风量为：250m3/min；采区变电所：80m3/min；炸药库：100m3/min；采区绞车房：80m9.2.5矿井总风量及其分配通风容易时期和困难时期的确定：在主要通风机服务年限内，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因之变化。其通风容易时期在中央采区正常回采期间，困难时期东一采区将采完与西二采区接替时。在通风容易时期：北一采区有一个回采工作面、两个煤巷掘进头，无岩石大巷掘进工作面。在通风困难时期：北一采区有一个回采工作面、两个煤巷掘进头，同时与南二采区衔接时，有两个岩石上山掘进工作面。矿井通风容易时期和困难时期风量分配见表9-6，9-7表9-6矿井容易时期风量分配一览表 项目用风地点12煤层数量单位需风量需风量个m3/min·个m3/min采区工作面综采工作面117861786煤巷掘进头2250500硐室采区变电所18080采区绞车房18080有效风量2446配风量2847掘进岩巷掘进头000硐室炸药库1100100其它其它巷道所需风量127.3矿井有效风量2673.3内部漏风（漏风系数取15%）401矿井总进风量3074.3外部漏风（总进风的5%）153.7风机风量3228

表9-7矿井困难时期风量分配一览表 项目用风地点12煤层数量单位需风量需风量个m3/min·个m3/min采区工作面综采工作面117861786煤巷掘进头2250500硐室采区变电所18080采区绞车房18080有效风量2446配风量2925.7掘进岩巷掘进头2250500硐室炸药库1100100其它其它巷道所需风量152.3矿井有效风量3189.3内部漏风（漏风系数取15%）479.7矿井总进风量3678外部漏风（总进风的5%）183.9风机风量3861.99.3矿井通风阻力计算9.3.1矿井通风阻力矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以在选择矿井通风机之前必须首先计算井巷内通风总阻力。1）计算原则（1）进行矿井通风总阻力计算，应考虑矿井达到设计产量时，主要通风机在服务期限内（15～25年），既能克服矿井的最大阻力（既通风困难时期），又能保证矿井在最小阻力（既容易时期）的情况下通风机的效率不低于0.70，所以必须计算这两个时期的总阻力；（2）确定矿井通风容易时期和困难时期。一般情况下，矿井投产刚达到设计产量时，主要通风机所服务的这个时期为容易时期；主要通风机服务期限内的后期为困难时期；（3）确定计算阻力路线。根据所给出的两个时期通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大、巷道总长度最长的线路计算最大阻力，不必计算出所有巷道的阻力。只有在不能直接判断哪条线路阻力最大时，才需要计算出所有线路的阻力，比较后得出最大阻力。计算时先选定的路线上（容易和困难时期分别选定），从进风井口到回风井口逐段编号，然后对各段井巷进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风容易和困难时期的井巷通风Hrmin和Hrmax；（4）如果矿井服务年限长，则只计算投产后的0～25年内通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。2）容易和困难时期阻力计算按照风流经过巷道时产生阻力的方式不同，可分为摩擦阻力和局部阻力，摩擦阻力一般占矿井通风总阻力的90%左右，是选择通风机的主要参数，可由下式计算：hr=α×L×U×Q2/S3=R×Q2 （公式9-11）式中：Hr——摩擦阻力，Pa；α——摩擦阻力系数，Kg/m3；L——巷道长度，m；S——巷道净断面面积，m2；U——巷道净断面周长，m；R——井巷摩擦风阻，N·S2/m8；Q——通过巷道的风量，m3/s；主要通风机的选择是工作风压要满足最大的通风阻力，因此先确定通风容易时期和通风困难时期的最大阻力路线。3）矿井最大阻力路线根据矿井通风容易期的示意图9.6和困难时期的示意图9.7，矿井通风网络图9.8和网络图9.9，得出各时期最大通风阻力路线为：通风容易时期：副井(主井)→井底车场→轨道大巷（运输大巷）→轨道上山（运输上山）→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→北风井→地面；通风困难时期：副井(主井)→井底车场→轨道大巷（运输大巷）→轨道上山（运输上山）→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→北风井→地面；副井(主井)→井底车场→轨道大巷（运输大巷）→轨道上山（运输上山）→回风石门→北风井→地面；另外，因有外部漏风（指在防爆门和主要通风及附近的漏风），所以通过主要通风机装置的风量一定大于矿井所需的总风量。在计算风硐阻力时应考虑外部漏风，根据实际经验，风井无提升任务，外部漏风系数取1.05，即风硐风量为风井风量的1.05倍。下面沿最大阻力路线分别计算通风容易时期和通风困难时期的通风阻力，见表9-8和表9-9，计算出矿井在不同时期的摩擦阻力，考虑到适当的局部阻力系数，按下面分别计算出两个时期的井巷通风阻力：hrmax=k×∑hfrmax（公式9-12）式中：hrmin——矿井最小通风阻力，pa；hrmax——矿井最大通风阻力，pa；k——局部阻力系数，通风容易时期取1.1，困难时期取1.15；所以，通风容易时期：hrmin=1.1×441.59=485.75pa通风困难时期：hrmax=1.15×717.02=824.57pa

表9-8矿井通风容易时期摩擦阻力序号井巷名称支护形式α×104LUSRfQhfrVNS2/m4mmm2NS2/m8m3/spam/s1-2副井混凝土35039520.4144.160.003250.668.2131.152-3井底车场砌碹8532014.816.60.008850.6622.583.053-4轨道大巷锚喷85100014.816.60.027550.6670.583.054-5采区下部车场锚喷9210014.816.60.003044.836.0292.705-6采区进风上山锚喷90110014.816.60.032042.8358.702.586-7采区中部车场锚喷927014.816.60.002142.833.8522.587-8区段进风平巷锚网12480015.41150.064528.9253.952.118-9综采工作面液压支架40020014.513.20.050425.1531.881.919-10区段回风平巷锚网14080014.61150.048528.9240.562.3510-11回风石门锚喷925014.816.60.001544.833.0152.7011-12风井混凝土3516518.8419.630.001453.23.9622.71总阻力/pa303.31+138.28=441.59表9-9矿井通风困难时期摩擦阻力序号井巷名称支护形式α×104LUSRfQhfrVNS2/m4mmm2NS2/m8m3/spam/s1-2副井混凝土35039520.4144.160.003252.828.2131.202-3井底车场砌碹8532014.816.60.008852.8222.583.183-4轨道大巷锚喷85200014.816.60.055052.82141.163.184-5采区下部车场锚喷9220014.816.60.006043.6512.062.635-6采区进风上山锚喷90220014.816.60.064041.65117.42.516-7采区中部车场锚喷927014.816.60.002141.653.8522.517-8区段进风平巷锚网12480015.41150.064528.9253.952.118-9综采工作面液压支架40020014.513.20.050425.1531.881.919-10区段回风平巷锚网14080014.61150.097028.9240.562.3510-11采区中部车场锚喷927014.816.60.002141.653.8522.5111-12回风石门锚喷9010014.816.60.001547.86.0302.8812-13风井混凝土3533015.719.630.002855.467.9242.83总阻力/pa449.46+267.56=717.024）井巷风速验算表见表9-10由表9-8、9-9中风速栏可以看出井筒及各巷道风速符合《规程》的规定，也验证了在前面第四章中巷道断面的选型是合理的，本设计通风网络中，各风压相对较为稳定，阻力相对平衡，网络从整体上看是合理的。表9-8各巷道风速值巷道名称允许风速（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升降物料和人员的井筒——8主要进风巷——8架线电机车巷道1.08回采面、掘进中的煤巷0.254运输机巷、采区进回风巷0.256掘进中岩巷0.154其它人行巷道0.1549.3.2矿井总风阻、等级孔计算1）矿井风阻值计算如下：R=hr/Q2 （公式9-13）式中：R——矿井风阻，Ns2/m8；hr——矿井总阻力，Pa；Q——矿井总风量，m3/s；根据前一节计算的风量和阻力值，由式9-13可分别计算出矿井在不同时期的风阻值，计算结果见表9.11。2）等级孔等级孔是衡量矿井通风难易程度的数值，可由下式计算：A=1.19×Q/ （公式9-14）式中：A——等级孔，m2；等级孔值越大说明通风越容易；值越小，通风越困难。根据表9-11，利用矿井等级孔值判断各个时期的通风难易程度。等级孔计算结果列入表9-12，然后说明矿井在不同时期的通风难易程度。表9-11阻力值和等级孔时期风量m3/s总阻力Pa风阻NS2/m-8等积孔m2难易程度容易时期53.8485.750.16782.90容易困难时期64.37824.570.19902.67容易表9-12矿井通风难易程度分级矿井通风难易程度矿井总风阻Rm/NS2/m-8等积孔A/m2容易<0.355>2中等0.355～1.4201～2困难>1.420<19.4矿井主要通风机选型9.4.1矿井自然风压由于风流流过井巷时与岩石发生了热量交换，使得进、回风井内的气温出现差异，回风井里面的空气密度比进风井里的空气密度较小，因而两个井筒底部的空气压力不相等，其压差就是自然风压。矿井自然风压是借助于自然因素而产生的促使空气流动的能量。矿井自然风压的大小，主要取决于进回风侧空气的温度差和矿井的深度，温差越大，矿井越深，自然风压就越大。1）地表气温的变化对于山区平硐开拓的矿井，或深部露天转地下的矿井，或井筒开拓的浅矿井，自然风压受地表气温变化的影响较大。对于竖井开拓的深矿井，地温随深度增加而增大，地面空气进入井筒与岩石发生热交换，地表气温的影响比较小，自然风压的大小虽有改变，方向不变。2）矿井深度近似认为自然风压的大小与矿并深度成正比。深1000m的矿井，“自然通风能”占总通风能量的3）地面大气压地面大气压变化不大，对自然风压的影响较小自然风压的计算公式为：g（公式9-15）式中：——自然风压，Pa；g——重力加速度，取9.8m——分别为图中1、2、3点之间的高差，m；——分别为图中1、2、3点之间的平均空气密度，kg/m3；矿井进风井的风流参数因季节的不同而不同，所以分夏季和冬季两个差别较大的时期。空气平均重率r2、r1参数见表9-13；空气平均重率表见表9-13表9-13空气平均重率（kg/m3）地点季节进风井口-450井底车场2风井底3风井4冬季1.231.291.251.22夏季21.18冬季：hn=9.8×[（1.23+1.29）/2×（33+350）-（1.29+1.25）/2×（350-150）-(1.25+1.22）/2×（33+150）]=107.7pa夏季：hn=9.8×[（1.18+1.24）/2×（33+150）-（1.24+1.22）/2×（350-150）-(1.22+1.18）/2×（33+150）]=-3.92pa通过以上计算，自然风压在冬季为正，夏季为负，说明冬季自然风压帮助通风，夏季自然风压阻碍主要通风机通风。9.4.2主要通风机选型矿井通风的主要动力是通风机，通风机是矿井的“肺脏”，其昼夜不停运转，能耗很大，所以合理选择通风机不仅关系到矿井安全生产和职工身体健康，而且对矿井的主要技术经济指标也有一定的影响。通风机选型的依据是根据计算出的总风量Q，容易时期最小阻力Hrmin和困难时期最大阻力Hrmax。它包括通风机和电动机的选择及通风机附属装置的设计。1）选择通风机的基本原则所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求：（1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，