【《某煤矿2-1煤180万吨开采方案的计算设计》23000字】

第一章矿井概括1.1矿区概述1.1.1地理位置察哈素井田位于东胜煤田的南部，属于东胜煤田新街矿区，行政区域隶属于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍勒旗乌兰木伦镇和札萨克镇管辖，地理坐标为：东经109°49′33″—110°01′59″，北纬39°13′38″—39°23′05″。察哈素矿井主井工业场地距布连乡约1.5km。1.1.2交通情况公路：井田中心距伊金霍洛旗(阿镇)约35km，距东胜区70km。南北有包头至茂名的210高速及其辅道从井田西部11km处穿过，北部东西方向的109高速及其辅道距本区40km，各旗镇之间公路网发达。区内有小霍洛至大柳塔的柏油公路穿过。本区距成吉思汗陵12Km，区内北侧有成陵至上湾的柏油公路通过。铁路：正在建设的包西（包头—西安）铁路，南北向从井田西部边界穿过，将于2010年竣工，在井田西部设有新街车站；新街车站作为未来矿井铁路接轨点，铁路运输十分方便，向北可直抵包头，向南可至天津黄骅港。总之，本区交通运输十分便捷。见图1-1图1-1察哈素煤矿位置图1.1.3地形地貌本区位于鄂尔多斯高原之东部。区内呈西北高，东南低的斜坡状地形，勘探区属高原侵蚀性低中山地貌特征，大部分地区为低矮山丘，靠近西侧、北侧，由于受毛乌素沙漠的影响，地面多被风积砂覆盖，形成典型的堆积型地貌，植被稀疏，地形较复杂。1.1.4河流区内水系不太发育，亦无湖泊，只在阿滚沟上游有一小水库；区内主要沟谷中见有基岩渗出水的溪流，在旱季干涸，在雨季略有增加。靠近本区的西南侧有丁当庙河、哈拉木河等，为季节性河流，流向自北、北西向南汇入红碱淖。其水量受大气降水控制，夏秋大，冬春小。1.1.5矿区气候区内气候特征属于半干旱的温带高原大陆性气候，太阳辐射强烈，日照较丰富，干燥少雨，风大沙多，无霜期短，冬季漫长寒冷，夏季炎热而短暂，春季回暖升温快，秋季气温下降显著。1.2区域地质1.2.1区域地层东胜煤田地层划分属于华北地层区鄂尔多斯分区，具体位置处于高头窑小区、乌审旗小区和准格尔-临县小区的交界地带。本区处于准格尔旗-临县小区的西北部如图1-2。图1-2勘查区地层区划位置示意图1.2.2区域构造东胜煤田大地构造分区属于华北地台鄂尔多斯台向斜东胜隆起区。具体位置处于东胜隆起区中东部如图1-3。图1-3勘查区大地构造位置示意图东胜煤田基本构造形态为一向南西倾斜的单斜构造，岩层倾角一般为1-3°，褶皱断层不发育，但局部有小的波状起伏，无岩浆岩侵入，属构造简单型煤田。1.3井田地质1.3.1地层本区位于东胜煤田南缘的中深部区，据地质填图及钻探成果对比分析，区内地层由老至新发育有：三叠系上统延长组（T3y）、侏罗系中下统延安组（J1-2y）、侏罗系中统直罗组（J2z）、白垩系下统志丹群（K1zh）、第四系（Q）。1.3.2井田构造井田位于东胜煤田的中西部,其构造形态与区域含煤地层构造形态一致,总体为一向南西倾斜的单斜构造,倾向230-260°,倾角一般1-3°,地层产状沿走向及倾向均有一定变化，但变化不大。沿走向发育有宽缓的波状起伏，区内未发现褶皱构造，亦无岩浆岩侵入。井田内的断层延展长度不大，断距均小于或等于10m，构造属简单类型。1.4煤层1.4.1含煤性井田内含煤地层为侏罗系中统延安组（J1-2y），含有2、3、4、5、6五个煤组，含煤地层总厚度为200.46-307.32m，平均244.94m。区内共含煤20层，煤层总厚9.26-21.90m，平均17.19m，含煤系数7.0%，其中含可采煤层11层，可采煤层厚度为8.28-19.90m，平均14.63m，可采含煤系数6.0%。1.4.2可采煤层井田内共有10层煤可采。3-1、6-2上为全区可采煤层；2-2上、4-1、5-1、5-2四层为大部可采煤层；2-1上、6-1中、6-2中、6-2下四层为局部可采煤层；所利用的94个钻孔，除9-1号钻孔未见6煤组之外，其它煤层层位均穿过，其2煤组特征见表1-1。表1-1可采煤层特征一览表煤组煤层号煤层厚度（m）可采厚度（m）层间距（m）可采程度对比可靠程度稳定程度顶底板岩性最小值-最大值平均值（点数）最小值-最大值平均值（点数）最小值-最大值平均值（点数）顶板岩性底板岩性2煤组2-1上3.40－3.603.5(10)3.4－3.603.5(8)局部可采可靠不稳定砂质泥岩、泥岩砂质泥岩、泥岩19.05－25.5021.99(9)2-2上0.20－4.762.61(65)0.90－4.762.68(60)大部可采可靠较稳定砂质泥岩、泥岩砂质泥岩、泥岩24.75－45.1037.74(64)13.80－32.9020.19(93)现就区内2煤组发育情况由上而下分述如下：2-1上煤层为井田内的次要可采煤层之一。煤层位于延安组第三岩段的上部。煤层厚度2.8-3.80m，平均厚度3.4m。可采煤层厚度3,0-3.7m，平均厚度3.5m，煤层结构一般不含夹矸。属于对比可靠，局部可采的不稳定煤层。可采面积13.71km2，可采范围在井田西北角。在井田东部有3个可采点，因可采面积小于0.5km2，未计算资源量。煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩；底板岩性以砂质泥岩为主，局部为泥岩。与下伏2-2上煤层间距19.05-26.50m,平均21.99m，变化较大。见2-1上煤层厚度等值线图1-5。图1-52-1上煤层厚度等值线图1.5水文地质本井田位于东胜煤田南部，区域性地表分水岭“东胜梁”之南侧。全区地形总体上为西北高而东南低。海拔最高点位于井田西北部，海拔标高1451.8m；最低点位于井田东南部的尔林兔沟内，海拔标高1225.93m，比高225.87m。井田内地形相对高差较大，切割强烈，沟谷发育，具侵蚀、剥蚀高原强烈切割的低中山地貌特征。井田内沟谷较为发育，东部有尔林兔沟、中部的阿滚沟及西南部的木独十里沟等，呈北西—南东向展布。受区内地形控制,各沟谷的水流方向均由西北向东南流出井田南界外后，向东南方向汇入乌兰木伦河。勃牛川、乌兰木伦河在区外的陕西省境内汇成窟野河，最终注入黄河。上述各沟谷均无常年地表迳流，只有在暴雨和大雨突发时可形成短暂的洪流。

第二章井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界（1）划定矿区范围在2011年，我国国土资源部对矿区井田范围进行了批复，划分规定矿区范围为探矿权范围为扣除7座砖厂后的面积，划分规定矿区范围156.7798km2。划定矿区范围走向长15km，倾斜宽11km。。本设计井田境界总体规划范围扩大区基本位于划定范围的西侧至包西铁路的三角区，面积40.8512km2，是本井田的后备区。2.2矿井储量2.2.1地质资源/储量根据察哈素井田储量资源勘探报告，划定矿区范围内获得探明的经济基础储量80358万t，经济基础储量55265万t，则矿井地质资源/储量为279978万t。另有预测的资源量6252万t。2.2.2矿井资源/储量评价和分类本次设计可采煤层2-1,2-2上、4-1、5-1、5-2、6-2中为大部可采的较稳定煤层，矿井设计生产能力为1500万t/a，第一水平700万t/a，2-1上、2-1中、2-1下、2-2上、3-1、4-1上及4-1煤为矿井一水平共可服务72.6a，中厚煤层和厚煤层一起配合开采。各煤组矿井资源/储量分类见表2-2表2-2各煤层资源/储量评价表单位：t水平煤层地质资源量合计331332333111b2M112S11小计122b2M222S22小计一水平2-11中965896582-1下128212822-2上551955195082508217086276873-13592435924181301813023265773194-1上120312034-151545154764276421804430840二水平5-133773377414941495264127905-235393539363636369465166405-2下101710176-1中249624966-2上2519525195148031480332946729446-2中1648164818031803262860796-2下59755975合计803568035655245552451443772799782.2.3矿井工业资源/储量根据煤炭规范，察哈素矿井可信度数值取0.7~0.9。地质构造比较简单、煤层赋存较稳定的矿井，根据本矿井的构造和各煤层赋存的情况，2-1上、2-1中、2-1下、4-1上、5-2下、6-1中、6-2下可取0.7的可信度系数。根据等高线和储量计算图,可计算该井田的地质储量：M=s.h.d式中：M—资源量ts—水平投影面积m2h—煤层厚度md—容重t/m3M=279978×106×(3.2×1.42+3.2×1.41+3.2×1.41)=379874.2万t（4）矿井设计资源/储量设计资源＝工业资源－永久煤柱损失本矿各种永久煤柱包括井田境界、铁路煤柱煤柱、布连电厂500kv输电线路等，全矿井各类永久煤柱留设共计14243.3万t。=1\*GB3①井田边界煤柱根据规定，留设井田边界作为安全煤柱，煤柱宽度为50m，共留设3852.6万t。=2\*GB3②村庄保护煤柱井田范围内居住人户不多，故不设村庄保护煤柱。=3\*GB3③井田内地面水系不是很发育，没有其他各类地表水体，另外沟谷不发育，没有常年地表水径流，所以冲沟不需要留设煤柱。=4\*GB3④井田地质条件简单，无需留设断层构造煤柱。=5\*GB3⑤矿井铁路专用线煤柱矿井铁路专用线煤柱根据煤矿规程规定，对于工矿企业专用铁路，在开采厚煤层时，埋深与分层采厚比大于60时，可以不留设煤柱。因此，本矿井铁路专用线不需要留设煤柱。B、包西铁路煤柱包西铁路为国铁，根据相关法律，在包西铁路煤柱井田侧留设1000m煤柱。由于包西铁路大多处于后备区内，后备区储量不计入矿井资源中，只占井田的西北角，经计算包西铁路占压工业资源为1821.6万t。=6\*GB3⑥500kv输电线路保护煤柱布连电厂输电线路两回，线距按60m，为减少压煤，沿大巷布置，线路保护煤柱可以与大巷保护煤柱大体重合。计算设计利用矿产资源为276102.1万t。2.2.4矿井设计可采储量=1\*GB3①工业场地煤柱根据规程，留设建筑物煤柱，长度为16m。副井工业场地留设保护煤柱707.7万t；工业场地的保护煤柱、井筒及电厂2473.8万t；井中后期需要在北井田中心建设一对进、回风井，为湾兔沟进、回风井（北风井）；两翼建设一个边界回风立井，为胡家壕风井（西风井），场地煤柱668.6万t。合计工业场地煤柱3860.1万t。=2\*GB3②主要井巷煤柱大巷两侧煤柱宽度留设50m，两大巷留设40m距离。经计算，井巷煤柱为4145.0万t。=3\*GB3③矿井设计可采储量薄煤层采区回采率取0.85。（236102.1万t-3860.1万t-4146.0万t)×0.85=193881.6万t。经计算全井田可采储量为193881.6万t

第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度实行“三八”制的作业形式，两班生产,一班检修，即早班生产1刀后检修，中、夜班生产，年工作日276天。采用正规循环作业方式：即割煤、移架、推前溜、放煤和拉后部运输机为全过程，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力根据要求，本次设计为2煤层设计，所以所在的22采区生产能力为180万t/a。3.2.2矿井服务年限矿井生产能力1000万t/a计算，矿井服务年限为120.3a，其中第一水平服务年限70.3a。其中22采区生产能力为180万t/a，服务年限为23.2a。储量系数取1.4。

第四章井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1开拓方案的提出确定开拓方式的主要原则：（一）合理确定井筒形式、数目、配置与其位置；（二）合理确定开采水平数目和位置；（三）布置大巷及井底车场；（四）确定矿井开采程序，作好开采水平的接替；（五）矿井开拓延深及技术改造；（六）力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；（七）提高机械化程度，提高效率；（八）投资少，工期短，见效快。4.1.2可能的开拓方案方案一：采用立井开拓，主副井，风井皆为立井，将两个风井分别建在井田东北方向和东南方向，分别为22采区通风，矿井大巷为南北布置。方案如下：本方案采用主立井-副立井开拓，方便煤炭运输，地势平坦，场地内布置主立井，副立井，副立井直径6.5m，垂深390m，井口标高+1350m，井底标高为+960m，主立井井筒直径5.5m，垂深390m，井口坐标+1350m，井底标高+960m，上述三个井筒均作安全出口。方案二主斜副立井开拓斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，回风立井井筒，担负全矿井回风。4.1.3综合比较表4-1方案对比表优点缺点方案一立井井筒短，井筒提升速度快，运输能力大，通风阻力较小。运输系统复杂，井巷工程量大，占用设备多，投资大。方案二掘进技术和设备简单，速度快，工期短，延伸便捷，费用少，压煤量少。井筒长，维护费高，速度低，能力较低，风阻大。煤柱损失：第一方案工业场地煤柱比第二方案煤柱高很多，第二方案井筒煤柱的煤层稳定，结构也较简单。安全出口：第一方案缺乏斜井行人出口，第二方案主斜井是理想的安全出口，胶带输送机增设安全装置后，即可兼作升井乘人器。主井提升能力:第二方案为连续提升，增产潜力大，而且提升设备的维护量少，提升费用低。4.1.4经济比较基建投资：井巷工程、井下运输设备、主井提升设备、地面铁路投资，第一方案比第二方案初期省26.4万元，后期省243万元4.1.5最优方案结合地质条件、井田煤层条件以及开采条件，以合理经济开发该井田，合理集中高效生产，提高该矿井机械化程度，初期建井工程量小，建设工期短，投产时间短，生产环节简单，以高效、安全、经济的原则，来选择开拓方式。选择方案二，采用主斜井、副立井，风井也为立井，采用分区对角式通风，风井布置在井田东部，大巷南北布置。大巷采用双巷掘进，井下主运输采用胶带输送机运输方式，辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。4.2井筒4.2.1确定井筒的数目及位置（一）井筒数目矿井初期移交生产时在主、副工业场地设3个井筒，副井工业场地设副立井和风立井，主井工业场地设主斜井。中后期需要在北井田中心建设一对进、回风井；西翼建设一个边界回风立井。（二）井筒位置（1）主、副井：①两侧的产量应该比较均衡②布置在沿倾向相对有利的位置③井筒穿过底层的位置合理④主立井与副立井间距应不得小于30米⑤地面工业广场的位置合理（2）风井将两个风井分别建在井田东北方向和东南方向，分别为一二三采区和四五六采区通风，采用分区对角式通风方式。4.2.2井筒详细参数

表4-2主井、副井、风井井筒采用的支护方式和支护参数表井筒井筒支护支护深度（m）支护结构支护参数壁厚（mm）砼强度等级主井（斜井）明槽段斜长0~40钢筋混凝土450C30白垩系段（钢筋砼砌喧段）斜长40991.408外层U型钢+喷砼内层钢筋混凝土内层：400外层：200内层：C30外层：C20基岩段（素砼砌喧段）斜长991.408~1505.602外层喷砼内层素混凝土内层：450外层：50内层：C30外层：C20基岩段（锚、网、喷砼段）1505602~1723.9锚、网、喷射混凝土150C20副井（立井）冻结段0~452.5双层钢筋混凝土内层700~950外层：550内层：C0~65外层：C40基岩段452.5-井底单层素混凝土650C30风井（立井）冻结段0~387双层钢筋混凝土内层：600~750外层：450内层：C40~65外层：C40基岩段387~井底单层素混凝土500C304.3井底车场4.3.1井底车场形式井底车场采用无轨胶轮车辅助运输的立井井底车场，车场巷道采用半圆拱断面，采用锚喷支护。副井的井底车场里布置了避难硐室、水仓、水泵房和中央变电所。主井的井底车场处布置了煤仓和箕斗装载硐室。4.3.2避难硐室根据规定，需在井底附近及大巷中布置固定式避难硐室，设计在副立井井底附近布置一号永久避难硐室，按照容纳100人设计。硐室采用自供氧式。避难硐室两端各留出5m距离作为自身防护距离。因此避难硐室尺寸设计为长50m、宽5.0m、高3.5m。两个永久避难硐室均设置直达地面的救援钻孔，钻孔直径500mm。永久避难硐室的内部分为缓冲区、避难区、救护区和卫生区。缓冲区是为去除逃生人员进入避难区时所带入的有毒有害气体而设立的；避难区是逃生人员进入避难硐室后的主要活动空间；救护区是对在逃生过程中受伤人员进行紧急救助的区域，此区域备有常用的救护器材和药品；卫生区的设立是为了满足逃生人员在避难硐室内部生存的需求。4.3.3水仓矿井正常涌水量360m3/ℎ，最大涌水量为468在设计水仓的容量时，要根据《煤矿安全规程》里的有关规定设计其尺寸和容量。《规程》规定当矿井正常的涌水量不大于1000m3/ℎQ=8式中：Q——主要水仓的必需得有效容量，m3Q0——矿井的正常涌水量，3608——代表8小时，h。经计算可得矿井井底车场处的水仓有效容量应为2880m34.3.4煤仓井底煤仓采用圆柱形垂直煤仓，一侧要配设人行通道，其宽度要保证有1m左右，在煤仓和行人楼梯间的仓壁上要有检查孔以检查煤的堵塞或煤仓磨损的现象。煤仓容量根据以下公式确定Q式中：Qℎ——1.15——矿井生产不均匀系数；1.2——提升能力富裕系数；16——每日提升时间；Qd——经计算，井底煤仓的容量为300t。4.4主要开拓巷道4.4.1运输大巷胶带输送机运输大巷净宽5.3m，净高3.5m，矩形断面，净断面18.55m2，掘进断面19.8m2，采用锚梁网支护，采用锚索加强。4.4.2辅助运输大巷辅助运输大巷净宽5.5m，净高3.7m，矩形断面，净断面20.35m2，掘进断面23.4m2，采用锚梁网支护，采用锚索加强。4.4.3回风大巷回风大巷净宽5.4m，净高3.8m，矩形断面，净断面20.52m2，掘进断面21.84m2，采用锚梁网支护，采用锚索加强。4.5生产系统综述生产系统：工作面采出的煤经过顺槽运，经转运至胶带运输大巷，卸载到井底煤仓，有主井提升至地面。辅运系统：井下所需材料经副井运输至井底，再由无轨胶轮车经辅助运输大巷运至辅运上山，经顺槽将材料运至工作面。通风系统：新鲜风流由主副井进风，经运输大巷、辅运大巷，风流通过运输顺槽、辅运顺槽冲洗工作面，最后通过回风顺槽，从回风井回风，以解决主井作为回风井漏风问题和安全出口问题。

第五章准备方式——采区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1采区煤层特征本采区所采煤层为2-1煤层，其煤层特征表见表5-1表5-12-1煤层特征表煤组煤层号煤层厚度（m）可采厚度（m）层间距（m）结构复杂程度对比可靠程度稳定程度可采程度最小-最大值平均值（点数）最小-最大值平均值（点数）最小-最大值平均值（点数）2煤组2-1上0.20－4.852.55（55）0.80－4.852.97（46）简单可靠不稳定局部可采1.65－18.306.32（52）2-1中0.25－3.251.57（97）0.80－3.251.91（72）较简单可靠不稳定局部可采0.84－5.701.88（34）2-1下0.33－2.200.93（35）0.80－2.201.07（27）简单可靠不稳定局部可采根据安监总煤装〔2011〕162号文要求执行的《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》第十条，矿井相对瓦斯涌出量为0.18m3/t，小于或等于10m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为3.74m³/min，小于或等于40m³/min；矿井6个掘进头的绝对瓦斯涌出量为0.37m3/min，各掘进工作面绝对瓦斯涌出量均小于或等于3m3/min；矿井2101工作面瓦斯涌出量0.19m³/min，3101工作面瓦斯涌出量0.39m³/min，均小于5m³/min。本矿井为瓦斯矿井。5.1.2地质构造及顶底板特性井田位于东胜煤田的中西部，其构造形态与区域含煤地层构造形态一致，总体为一向南西倾斜的单斜构造，倾向230～260°，倾角一般1～3°，地层产状沿走向及倾向均有一定变化，但变化不大。沿走向发育有宽缓的波状起伏，区内未发现褶皱构造，亦无岩浆岩侵入。2-1煤层顶底板特性如表5-2所示

煤层顶板底板2-1上砂质泥岩、泥岩砂质泥岩为主，局部为泥岩2-1中砂质泥岩、泥岩、粉砂岩以砂质泥岩、细粒砂岩为主，局部为粉砂岩2-1下砂质泥岩为主，局部为粉砂岩砂质泥岩为主，局部为粉砂岩表5-2煤层顶底板特性表5.1.3地表特征本采区地表内无文物古迹、自然保护区、军事防务区、高速公路、高压输电线路、油气管道、油气井设施、水库、灌渠、城镇等，在井田西侧边界有一条铁路用于煤炭运输。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区巷道布置井田西北角2-1上、2-1中、2-2上可采范围划为22采区，在22采区沿2-2上煤层布置采区巷道，开采2-1上、2-1中和2-2上煤层，22采区巷道与一水平北翼大巷采用联络斜巷和采区煤仓联系。5.2.2采区生产系统（一）运煤系统工作面→区段运输平巷→胶带运输大巷→井底煤仓→主井（二）通风系统副井→辅助运输大巷→区段辅助运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风井（三）运料排矸系统运料：副井→井底车场→辅助运输大巷→区段辅助运输平巷→工作面排矸：工作面→区段辅助运输平巷→辅助运输大巷→井底车场→副井（四）排水系统工作面→区段辅助运输平巷→运输大巷→水仓→地面5.2.3采区生产能力及采出率（一）采区生产能力本矿井设计生产能力1000万t/a，采用综合机械化采煤，综采具有产量大适合大型矿井生产。工作面长度180m，煤层厚度3.61m，采煤机截深0.8m，每日8个循环，一次采全高，每年生产时间按300d计算。Q=300×n×L×M×B×γ×C+1.5×0.1=1.73Mt式中：300——年工作日，300d；n——日进刀数8；L——工作面长度，180m；M——煤层厚度，3.5m；B——采煤机截深，0.8m；γ——煤的容重，1.45t/m1.5——年产量，Mt；C——工作面采出率，93%；Q——工作面生产能力，万t/年。通过验算可知，本矿煤矿年产量为1.73Mt/a，满足所设计的1.50Mt/a。

第六章采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤方法的选择及其依据根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下方面。（一）与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。（二）依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。（三）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。（四）保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。（五）提高资源回收率，减少资源损失。6.1.2采煤方法方案的确定2-1上、2-1中、2-1下为局部可采的薄～中厚煤层，设计认为从煤层厚度及煤层近水平赋存情况分析，各煤层均采用走向（倾向）长壁采煤方法，采空区采用完全垮落法处理，采用综合机械化开采。6.2工作面长度的确定煤层的地质条件、机械设备和相关的技术特征、巷道布置是影响工作面长度的主要因素。本矿井田的煤层地质条件，为本矿地质条件较为简单，所以本矿设计时采用综合机械化程度比较好综采进行开采。要满足本矿180万吨的年产量，需要采煤工作面有较大的生产能力，因此选用长工作面进行开采。一般情况下，综合机械化工作面的长度范围在150m至200m之间。为了满足本矿一个采煤工作面的生产能力达到所设计的要求，取设计工作面的长度为180m，采区走向长度为3000m。为了更好的的维护采煤工作面和巷道，采用维护条件较好的后退式，因此确定为后退式的推进方向。6.3工作面割煤方式综采面采煤机的割煤方式是综合考虑顶板管理、移架和进刀方式、端头支护等因素确定的，工作面割煤采用往返一次割两刀，这种割煤方式也叫“穿梭割煤”，双向割煤的优点有一次采全高，没有跑空刀的现象，缺点有采煤机割煤时速度慢，会产生较多大煤块，易造成堵塞。为满足本矿180万吨的产量，工作面采用双向割煤，进刀方式采用割三角煤的方式。割三角煤进刀过程如下：图6-1采煤机割煤过程（一）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤。（二）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直。（三）再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处。（四）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。6.4回采工艺设计6.4.1回采巷道（一）回采巷道的掘进方法工作面回采巷道掘进采用双巷掘进，本区段的运输顺槽与下区段的辅运顺槽同时掘进两巷间保留10m的区段煤柱。（二）回采巷道的断面尺寸及支护回采巷道上顺槽断面尺寸为宽5.5m，高3.8m，下顺槽5.0m，高3.8m，考虑到巷道的断面面积以及煤矿经济成本等因素，本矿在设计中回采巷道采用锚网支护的方式，锚杆间排距800×800mm。6.4.2采煤工序的进行方式和相互配合关系（一）采煤机落煤装煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。（二）运煤采煤机采下的煤直间装上刮板输送机经装载机后有带式输送机运出。（三）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（四）采空区处理采空区顶板处理采用全部垮落法。（五）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，伸直护帮板,输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进行推溜、移架。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机。6.4.3循环作业采煤工作面的循环方式为三八制，每日三班，每班八小时，两班生产，一班准备，年生产时间为300d，工作面昼夜循环数为8个循环，每循环进度为0.8m。6.4.4劳动组织根据工作面情况，采煤司机、移液压支架工、以刮板输送机工、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、泵站司机、顺槽皮带司机、开溜工为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。6.5回采工作面设备选择6.5.1采煤机采煤机主要技术特征表如表6-1所示采煤机：表6-1采煤机主要技术特征项目参数单位型号SL300采高1.4～3.8m截深0.8m滚筒转数40r/min装机功率895kw额定电压3300V频率50Hz6.5.2刮板输送机刮板输送机型号SGZ800/750，运输长度250m，运输能力1500t/h，交叉侧卸机头，双速电机牵引，额定电压1140V，功率2×375KW。刮板机主要技术特征表如表6-2所示。表6-2刮板输送机主要技术特征项目参数单位型号SGZ800/750运输能力1500t/h额定电压1140kV功率375×2kW运输长度250m6.5.3破碎机破碎机主要技术特征表如表6-3所示。表6-3破碎机主要技术特征项目参数单位型号PCM200通过能力1500t/h电压1140kV装机功率200kW6.5.4转载机转载机主要技术特征表如表6-4所示。表6-4转载机主要技术特征项目参数单位型号SZZ764/200通过能力1500t/h电压1140kV功率375kW6.5.5液压支架（一）支架选型22采区平均厚度1.9m，设计选择支撑掩护式ZY6600/17/35，支架中心距1.75m，工作阻力6000KN，控制方式电液控制系统。工作面端头支护，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，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，不仅要采煤，而且同时放煤，机械设备比一般工作面多，所以决定采用端头支架支护，其支护型式为自移式液压端头支架。选用PDZ型端头支架，其技术特征见表6-6（二）支护方式由于22采区煤质中等稳定和不稳定，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式。及时支护的优点为利于行人运料和通风，缺点为加大了控顶距宽度不利于控制顶板。滞后支护的优点为控顶距离较小，能适应周期来压及直接顶稳定性好的顶板，缺点为对稳定性差的直接顶适应性差。（三）超前支护本矿的超前支护采用单体支柱和金属铰接顶梁联合进行支护。考虑到压力峰值点一般在距煤壁前方10m左右的地方，所以超前支护距离选为30m。表6-5ZY6600/17/35主要技术特征项目参数单位型号ZY6600/17/35形式掩护式支撑高度1.7-3.6m支护宽度1.65-1.85m中心距1.75m初撑力5000kN工作阻力6600kN支撑强度0.72−0.92MPa重量26t表6-6PDZ端头支架的技术特征表项目技术特征单位支架型号PDZ支撑高度1.6-3.8m煤层厚度中厚m煤层倾角<30度工作阻力9000KN初撑力7070KN支护强度0.51Mpa对底板最大比压0.64Mpa生产厂家郑州煤机厂6.5.6移动变电所采区内综采、综掘工作面距变电所较远且设备容量较大，故均选用KBSGZY1600/10/1140型移动变电站来满足供电要求，采区其它低压负荷由采区变电所内隔爆干式变压器供电。井下配电变压器中性点不接地，采用保护接地的方式。井下各变电所电气设备均根据《煤矿安全规程》有关规定井下电气设备选用规定选择。主变电所及采区变电所内均设有灭火器材及防火砂箱，所有穿墙进出线均穿钢管保护并进行防火封堵。6.5.7喷雾泵站BPW250/6.3矿用喷雾泵站是为各种大中型采煤机、掘进机配套的系列化喷雾灭尘泵站，它可以满足采煤机、掘进机内外喷雾的要求，供给喷雾系统所需的压力水，实现喷雾灭到山东神华尘。BPW250/6.3矿用喷雾泵站所有部件（电动机、联轴器、泵、供水过滤器、卸载阀、安全阀、压力表等）全部装在底撬上，因此整个泵站体积较小，运输使用均很方便。6.6掘进工作面的机械配备综掘工作面机械设备配备如6-7所示。表6-7综掘工作面机械设备配备表设备名称型号数量掘进机EBZ200MJ2双向运输皮带SSJ1000/1602初始除尘器KCS系列电动除尘器3水泵3BA-13B5局扇BKJ66-11No.5.6型5(其中2台备用)锚杆机ARD-20-RELMB-CWT1

第七章井下运输7.1概述本矿设计2-1煤层生产能力为180万吨/年，煤层平均倾角为1-3°，煤层倾角无较大变化，可采煤层的平均厚度为1.89m，2-1煤层中有少量小断层，属于瓦斯突出矿井，矿井设计采用三八制工作制度，两班采煤一班检修。各采区采出的煤，通过工作面运输顺槽、运输大巷运至井底煤仓，再通过主斜井将煤运至地面。各采区所需的材料和设备，通过副立井下放至井底车场，再通过井底车场、辅助运输大巷、辅运顺槽运至各工作面。各采区掘进所出的矸石，通过工作面辅运顺槽、辅运大巷、井底车场，通过副立井将矸石提至地面。7.2采区运输设备选择7.2.1顺槽胶带输送机顺槽胶带输送机选用SSJ1200/3×400，顺槽胶带输送机主要技术特征表如表7-1所示。表7-1顺槽胶带输送机主要技术特征项目参数单位型号SSJ1200/3×400运输能力1500t/h皮带宽度1000Mm电压1140kV带速3.15m/s7.2.2辅助运输设备矿井辅助运输采用无轨胶轮车运输，无轨胶轮车采用防爆型无轨胶轮车。7.3大巷运输设备选择大巷胶带输送机选用DSJ120/250/2×315，大巷胶带输送机主要技术特征表如表7-3所示。表7-3大巷胶带输送机主要技术特征项目参数单位型号DSJ120/250/2×315运输能力2500t/h皮带宽度1200mm电压1140kV带速3.15m/s

第八章矿井提升8.1概述本煤层设计井型180万吨/年，服务年限44年。煤层平均厚度1.89m。矿井属于瓦斯突出矿井。矿井工作制度为“三八”工作制，即两班采煤，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日为300天。矿井开拓方式为主斜井副立井开拓。本矿主井采用胶带输送机提升，主要用于提煤。副井用罐笼提升，主要用于升降材料、矸石和人员，同时有进风和排水的作用。井下运输主要采用胶带运输，辅助运输采用无轨胶轮车。8.2主井提升主斜井输送能力计算：按照10Mt/a井型，年工作日300天，每天16小时工作制度计算，主斜井输送能力为：考虑煤矿井下大巷运输的不均衡性及矿井产能增长的需要，主斜井带式输送机最大输送能力取为3500t/h（设计选型依据）。主斜井带式输送机主要设计依据及技术参数如下：1、设计依据：带式输送机运量:Q=3500t/h输送机大巷倾角：δ=16°带式输送机长度：L=1754m提升高度：H=480.28m煤的松散容重：ρ=1100kg/m32、胶带输送机参数带宽：B=1800mm带速：v=5.6m/s托辊运行阻力系数：f＝0.028传动滚筒摩擦系数：μ＝0.30每米物料重量：kg/m胶带：预选阻燃型钢丝绳芯胶带强度6300N/mm，每米胶带重量：qB＝109kg/m承载托辊：槽形托辊组，辊子直径Φ194mm，aO=1.2m，每米长度转动部分重量：qRO=58.33kg/m回程托辊组：V形托辊组，辊子直径Φ194mm，aU=3m，每米长度转动部分重量：qRU=22.4kg/m导料板长度：7.5m3、计算结果主要阻力FH＝186107N倾斜阻力Fst＝817500N附加阻力FN＝8716N主要特种阻力Fs1＝8692N附加特种阻力FS2＝3780N所需圆周驱动力Fu＝1024795N带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行轴功率：PA＝Fu×V/1000＝5739kW带式输送机驱动电动机功率：PM＝PA/ηη′η″＝7618kW式中：η——驱动系统正功率运行时的传动效率，η=0.9η’——电压降系数，取0.9η’’——功率不平衡系数，取0.93选择4台2000kW变频调速专用电动机，型号为YBPT560-4型，n=1480r/min，功率配比2：2，电机电压等级为3.3kV。4、张力及安全系数：带式输送机均用头部双滚筒传动，功率配比2：2。第一传动滚筒的围包角α1＝200°，第二传动滚筒围包角α2＝200°。设Fu1、Fu2分别为第一和第二传动滚筒圆周力，F1、F1-2和F2min分别为第一和第二传动滚筒处的输送带趋入点和奔离点的张力，Fumax为起动状态传动滚筒最大圆周力。Fumax=FU×KA=1127275N式中KA为启动系数，取KA=1.1其中Fumax=FU×KA=1092119.3N，KA为启动系数，取值KA=1.05。第一传动单元滚筒上圆周力Fu1=Fumax/3第二传动单元滚筒上圆周力Fu2=2Fumax/3设第二传动滚筒eμα2值用足时，=，则：F2min＝Fumax/3（eμα2－1）＝142332N，为满足胶带垂度要求，取F2min＝436422NF1-2＝F2min＋Fu1＝948820NF1＝Fu2＋F1-2＝1461217NF1/F1-2=1.6≤eμα1=3.4故按不打滑条件验算，张力满足要求。输送带的安全系数：n=B×ST/F1=7.6〉7，输送带安全系数满足要求。胶带接头保持率90%，需要选用可靠的进口胶带硫化设备并进行整机动态分析，以保证安全可靠。5、带式输送机选型结果为B=1800mm，Q=3500t/h，V=5.6m/s，δ=16°～10°，铺设长度L=1754m，带强ST/S6300N/mm（阻燃型）。驱动型式为头部双滚筒驱动（功率配比2：2），配YBPT560-4型（2000kW，3.3kV）电动机四台，减速器H3SH23（速比i=28，风冷却油液压站系统）四台，头部传动滚筒低速轴配逆止器2台，每台满足最大逆止力矩1500KN.m的要求。表8-1主斜井带式输送机技术特征表序号名称单位内容备注1运输量t/h35002运输物料原煤3运输物料容重t/m31.14速度m/s5.605输送机长度m17546输送机角度16°7胶带宽度mm1800阻燃型带强N/mmST/S63008电动机型号YBPT560-4功率kW2000转速r/min1480电压3.3kV9减速器型号H3SH23+fan减速比2810软启动装置型号变频器11制动器型号SHI252制动盘mmΦ200012逆止器型号1185NRT许用转速r/min7013胶带纠偏装置上纠偏ZJP08S-35下纠偏ZJP08XP14拉紧装置型号尾部重锤拉紧6、带式输送机部件选型主斜井强力带式输送机是矿井原煤运输系统的重要环节，是全矿的咽喉，必须保证安全可靠、运行稳定、技术先进。在输送机的主要配置部件选型设计上坚持技术先进、安全可靠的原则，在国际范围选择技术先进，成熟可靠，价格适宜的的产品。（1）逆止器配置两台带均载臂的重型滚柱式逆止器，分别安装在两个传动滚筒的轴上，每台额定逆止力矩≥1500kNm。（2）张紧装置采用重锤车拉紧方式，布置在尾部。（3）输送带的选型考虑到使用环节的重要性及国内接头的工艺水平，设计强调在本胶带输送机的安装、使用过程中，推荐使用进口硫化器对接头进行硫化，并应加强对胶带硫化的质量控制和检测，以确保接头强度满足有关规定的要求。（4）钢绳芯输送带远程在线检测装置（系统）钢绳芯胶带成本高，需要特别维护，以延长安全使用寿命。为避免突发事故，减少故障的修复时间，设置钢绳芯输送带在线检测装置。该系统以皮带的正常运行速度检测皮带，检测钢绳芯的腐蚀、破断、接头抽动、状态变化等。根据扫描时获取的信息，钢绳芯皮带远程检测系统可以对其中的特殊点位进行更细致的检测，有助于操作人员在皮带正常运行时关注细节部位。随着皮带的老化，系统可以检测损坏点、腐蚀、钢芯破断、接头抽动、状态变化的形成过程。防止意外停机。时间－运量与皮带老化的关系可以预计皮带的使用寿命，定期检测结果也有益于建立皮带更换的设计参数。7、电控系统根据驱动装置的组合形式以及对制动装置的要求选用以可编程控制器为核心的一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统。8.3副井提升1、提升装置（1）提升设备选型及校验副立井井口锁口标高+1377.5m，副井井筒净直径φ9.2m，装备一套特制双层大罐笼+平衡锤，担负矿井交接班升降人员、整体升降液压支架、无轨胶轮车运送材料等提升任务。另一对特制交通罐笼提升系统担负矿井零散人员以及急救提升任务，灵活方便，可减少大提升机的提升次数，降低运行费用，并且在大罐笼提升系统故障的情况下，可利用本系统及时将井下工人提升到地面，提高了副井提升系统的安全可靠性。副井大罐笼提升选用一台JKM5×6（Ⅲ）E塔式多绳摩擦轮提升机，3000kW36r/min低频交流同步电动机，最大提升速度为9.42m/s。电气控制设备选用技术先进、成熟的交—直—交控制系统。副井罐笼提升选用一台JKM2.25×4（Ⅰ）E塔式多绳摩擦提升机，253kW、746r/min直流高速电动机拖动，最大提升速度为7.64m/s。电气控制设备选用晶闸管直流成套电控装置，调速性能稳定可靠。=1\*GB3①钢丝绳选型及安全系数A、大罐笼提升系统钢丝绳选型及安全系数，其参数见表8-2表8-2副井大罐笼提升主钢丝绳参数表名称参数钢丝绳直径52mm公称抗拉强度1770MPa最小钢丝破断拉力总和1937kN单位长度质量10.40kg/m最粗钢丝直径≤4.1mmB、交通罐提升系统钢丝绳选型及安全系数提升主钢丝绳选21ZBB6×19W1770ZS（SZ）各二根，其参数见表8-4。表8-4副井交通罐提升系统主钢丝绳参数表名称参数钢丝绳直径21mm公称抗拉强度1770MPa最小钢丝破断拉力总和312kN单位长度质量1.59kg/m最粗钢丝直径≤1.87mm尾绳选用二根扁尾绳，71×16ZBBP6×4×71370，其参数见表8-5。表8-5副井交通罐提升扁尾绳参数表名称参数钢丝绳规格71×16公称抗拉强度σB21370MPa最小钢丝破断拉力总和Qd2463KN单位长度质量Pk23.2kg/m钢丝绳根数2首尾绳为平衡提升系统。提升主钢丝绳安全系数检验：（规定值）所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》规定。=2\*GB3②提升设备选型及校验A、大罐笼提升系统提升设备选型及校验选用一台JKM5×6(Ⅲ)E塔式多绳摩擦轮提升机，其主要技术参数见表8-6。校验：主导轮及天轮直径：90d1=4680mm＜DN=Dt=5000mm1200δmax≤5000mm钢丝绳最大静张力：Fj′=1325kN＜Fj=1700kN钢丝绳最大静张力差：Fc′=245.25kN＜Fc=340kN摩擦衬垫比压：q=1.5MPa＜2MPa所选提升机满足要求。表8-6副井大罐笼提升机主要技术参数表名称参数主导轮直径5m主提升绳根数6导向轮直径5m允许最大静张力1700kN允许最大静张力差340kN衬垫摩擦系数≥0.25提升机变位质量37500kg导向轮变位质量16000kg（2）过卷高度副井提升系统中设置了防撞梁、罐笼防坠落装置、HZSN型防过卷缓冲装置及防过放缓冲装置等安全设施。根据《煤矿安全规程》规定，采用插值法计算，过卷过放高度不得小于9.5m。根据《煤矿安全规程》规定，采用插值法计算，过卷过放高度不得小于8m。本副井提升系统过卷过放高度均大于10m，满足《煤矿安全规程》规定。

第九章矿井通风及安全技术9.1概述矿井通风设计是在进行矿井开拓、开采设计的同时，依据矿井的自然条件及生产技术条件，确定矿井通风系统、供风量、通风阻力和矿井主要通风设备的工作。矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。9.2矿井通风系统选择9.2.1矿井通风系统的基本要求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。具体地说，要适应以下基本要求。（一）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（二）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（三）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（四）总回风巷不得作为主要行人道；（五）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（六）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（七）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（八）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（九）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（十）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择矿井瓦斯等级为瓦斯矿井，采用中央并列式通风系统、抽出式通风方式，主斜井、副立井进风，中央风井回风。9.2.3主扇工作方式的选择本矿选用抽出式通风方式，优点是抽出式主扇会使井下风流处于负压状况，如果主扇因故障停上工作时井下风流的压力会升高，可能导致采空区瓦斯涌出量减少，相对安全。缺点是当地面塌陷区分布较广时，使用抽出式通风会使积存的有害气体抽到井下，同时会导致通过主扇的一部分风流发生短路的现象，从而会使总进风量以及工作面有效风量相应变小。9.3采区及全矿所需风量 9.3.1矿井风量计算根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。1、按井下同时工作的最多人数计算Q＝4NK式中Q——矿井总供风量，m3/min；N——井下同时工作的最多人数，取100人；4——每人每分钟供风标准，m3/min；K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.2。代入得：Q＝4×100×1.2＝480m3/min＝8m3/s。2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ柴+ΣQ它）K式中Q——矿井总风量，m3/s；ΣQ采——采煤工作面实际需风量总和，m3/s；ΣQ掘——掘进工作面实际需风量总和，m3/s；ΣQ硐——独立通风硐室实际需风量总和，m3/s；ΣQ柴——稀释柴油机车废气实际需风量总和，m3/s；ΣQ它——其它用风地点需风量总和，m3/s；K——矿井内部漏风系数，取1.2。（1）综采工作面需风量计算本矿井初期配备2个综采工作面，考虑瓦斯、降温等因素，工作面风量计算如下：①31采区大采高采煤工作面：按瓦斯、工作面的温度和风速以及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值。A、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算本区瓦斯涌出量最大，采用采区瓦斯相对量0.06m3/t，工作面产量最大27272.7t/d。Q采=100Q瓦采×K采通Q采—采煤工作面实际需要风量，m3/sΣQ瓦采—采煤工作面瓦斯最大绝对涌出量，m3/s，计算为0.038m3/sΣQ采通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.6Q采=100Q瓦采×K采通=6.0m3/s，取6m3/sB、按工作面温度计算Q采=V采×S采Q采—采煤工作面实际需要风量，m3/sV采—采煤工作面适宜风速，m/s，取1.5m/sS采—采煤工作面平均断面，m2，取17.1m2Q采=V采×S采=25.6m3/s，取26m3/sC、按工作面人数计算Q采=4NK=4×30/60=2.0m3/sD、按最低风速验算Q采≥15×S采=15×17.1＝257m³/min=4.3m³/sS采—采煤工作面平均断面，m2，取17.1m2E、按最大风速验算Q采≤240×S采=240×17.1=4104m³/min=68.4m³/s由以上计算可见，按工作面适宜风速计算的风量最大，31采区综采工作面风量取26m3/s。②2煤层采区中厚煤层采煤工作面按瓦斯、工作面的温度和风速以及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值。A、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算本区瓦斯涌出量最大，采用采区瓦斯相对涌出量0.06m3/t，工作面产量9090.9t/d。Q采=100Q瓦采×K采通Q采—采煤工作面实际需要风量，m3/sΣQ掘—采煤工作面瓦斯最大绝对涌出量，m3/s，计算为0.014m3/sΣQ硐—瓦斯涌出不均衡系数，取1.6Q采=100Q瓦采×K采通=2.4m3/s，取3m3/sB、按工作面温度计算Q采=V采×S采Q采—采煤工作面实际需要风量，m3/sV采—采煤工作面适宜风速，m/s，取1.5m/sS采—采煤工作面平均断面，m2，取9m2Q采=V采×S采=13.5m3/s，取14m3/sC、按工作面人数计算Q采=4NK=4×30/60=2.0m3/sD、按最低风速验算Q采≥15×S采=15×9＝135m³/min=2.3m³/sS采—采煤工作面平均断面，m2，取9m2E、按最大风速验算Q采≤240×S采=240×9=4104m³/min=36m³/s由以上计算可见，按按工作面适宜风速计算的风量最大，21采区综采工作面风量取15m3/s。③综采工作面配风根据以上计算，结合神东矿区高产高效矿井实际的配风情况，3-1厚煤层综采工作面配风量为26m3/s，2-2上中厚煤层综采工作面配风量为15m3/s。3-1厚煤层综采工作面备用1个工作面风量，2煤层中厚煤层备用1个工作面风量④ΣQ采的确定ΣQ采＝26×1+15+13+7.5＝61.5m3/s（2）掘进工作面风量计算设计共配备2个连续采煤机掘进工作面、3个综掘机掘进工作面，另考虑1个岩普掘工作面的配风。各工作面的实际所需风量按照局扇吸风量及吹散炮烟所需风量、风速和降温等分别计算。①连采工作面A、按瓦斯涌出量计算Q掘＝100×q瓦掘×K瓦通=100×0.57×1.8m³/min=102.6m³/min=1.7m³/s。B、按局部通风机吸风量计算Q掘煤＝Q局×I+15S=480×2+18×15=1230m³/min=20.5m³/s。取20.5m³/sC、按工作面人员数计算Q掘＝4×N=4×30=120m³/min=2.0m³/s。D、按最低风速验算Q岩掘≥15×S=15×18.0=270m³/min=4.5m³/s。E、按最大风速验算Q岩掘≤240×S=240×18=4320m³/min=72m³/s。按局部通风机吸风量计算风量最大，连采面取风量20.5m³/s。②综掘工作面A、按瓦斯涌出量计算Q掘＝100×q瓦掘×K瓦通=100×0.21×1.8m³/min=37.8m³/min=0.7m³/s。B、按局部通风机吸风量计算Q掘煤＝Q局×I+15S=480×1+18×15=750m³/min=12.5m³/s。取12.5m³/sC、按工作面人员数计算Q掘＝4×N=4×30=120m³/min=2.0m³/s。D、按最低风速验算Q岩掘≥15×S=15×18.0=270m³/min=4.5m³/s。E、按最大风速验算Q岩掘≤240×S=240×18=4320m³/min=72m³/s。按局部通风机吸风量计算风量最大，综掘面取风量12.5m³/s。③普掘工作面A、按瓦斯涌出量计算Q掘＝100×q瓦掘×K瓦通=100×0.11×1.8m³/min=19.8m³/min=0.4m³/s。B、按局部通风机吸风量计算Q掘煤＝Q局×I+15S=420×1+20×9=600m³/min=10m³/s。取10m³/sC、按工作面人员数计算Q掘＝4×N=4×30=120m³/min=2.0m³/s。D、按最低风速验算Q岩掘≥9×S=9×20.0=180m³/min=3m³/s。E、按最大风速验算Q岩掘≤240×S=240×20=4800m³/min=80m³/s。按局部通风机吸风量计算风量最大，普掘面取风量10m³/s。=4\*GB3④ΣQ掘的确定ΣQ掘＝2×20.5+3×12.5+1×10＝88.5m3/s（3）硐室需风量计算独立通风的硐室主要有爆炸材料发放硐室和采区变电所2个，其配风标准均为3m3/s。另外为降低胶带输送机机头硐室温度和减少进风巷的粉尘，胶带输送机机头硐室采用独立通风，其配风标准均为4m3/s，矿井一期2个机头硐室。ΣQ硐室＝3+2×3+2×4=17m3/s（4）柴油机无轨胶轮车需风量计算《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）规定，矿用防爆柴油机车每千瓦每分钟供给的最低风量为5.44m3/min·kW；《煤矿用防爆柴油机车无轨胶轮车安全使用规范》（AQ1064-2008）要求行驶车辆的巷道，应按同时运行的最多车辆数增加巷道配风，配风量应不小于4m3/min·kW；《煤矿井下辅助运输设计规范》（GB50533-2009）要求柴油机车配风量大于5.44m3/min·kW。本次设计配风按大于5.44m3/min·kW计算。本设计在确定采煤、掘进工作面配风时，辅助运输巷道已按最低风速要求考虑无轨柴油机车运输的配风问题，每条运输巷的最低风速也是按无轨柴油机车通行考虑的；因此，设计考虑胶轮车运输最为集中时即工作面安装或回撤时运输顺槽增加风量，本矿井常用的无轨胶轮车功率为75Kw，单台对应的配风量为6.8m3/s，另外有功率为170kW的支架搬运车2辆、195kW、171.5kW的矿井支架铲运车各2辆，各需配风分别为15.4m3/s、17.7m3/s、15.5m3/s，经分析一个工作面同时运行的支架搬运车2辆，支架铲运车1辆，常用胶轮车1辆，同时运行超过三台，按照《煤矿井下辅助运输设计规范》，配风系数取0.5。因此需独立配风计算如下：ΣQ柴＝（15.4×2+17.7+6.8）×0.5=27.65m3/s，取28m3/s（5）其它用风地点需风量计算其它地点所需风量按以上各需风量之和的5%计算。ΣQ其它＝（61.5+88.5+17+28）×5%=9.75m3/s（6）矿井总风量为：Q=（61.5+88.5+17+28+9.75）×1.2=245.7m3/s取矿井总风量为248m3/s。9.3.2风量分配矿井风量除各采掘工作面及硐室风量按需分配外，又充分考虑了井下通风行人巷道的风量，由于巷道断面大，机电设备功率高，各工作面风量适当加大，在保证各用风地点的所需风量条件下，亦考虑了风门等设施的漏风量。9.4全矿通风阻力的计算9.4.1矿井通风阻力的计算矿井通风负压采用下式计算：α·L·P·Q2×9.8h=——————————（Pa）S3式中：α—通风阻力系数（Kg.S2/m3）L—巷道长度（m）P—巷道周长（m）S—巷道净断面积（m2）Q—巷道通风量（m3/s）矿井移交生产时通风负压计算见表9-1矿井通风最困难时期通风负压计算见表9-2表9-1矿井移交生产时通风负压计算表序号巷道名称支护形式X10-4aPmSmLmQm3vm/shPa1副立井砌碹0.00428.9262144.0446.5529003.6102.12井底车场锚喷网0.000818.112009.055110254.67.23辅运大巷锚喷网0.00116.84913.062.494095.719.74辅运顺槽锚梁网0.0017163375.03040.81000.724.05工作面液压支架0.003516.42924.22702251.011.76回风顺槽锚梁网0.0017163375.03040.8640.515.47回风大巷锚网喷0.00116.84913.01930.675695.1608.78风井砌碹0.000522.674618.5448615045.940.99小计9294.1829.710局部阻力10%82.97合计912.67表9-2矿井通风最困难时期通风负压计算表序号巷道名称支护形式X10-4aPmSmLmQm3vm/shPa1副立井砌碹0.00428.9262144.0446.552900.03.6102.12井底车场锚喷网0.000818.112009.0165.011025.04.621.53辅运大巷锚喷网0.00118.28000.04515.58649.04.7870.74辅运顺槽锚梁网0.001717.46331.635720.0324.01.084.85工作面液压支架0.003522.86859.0330.0676.01.425.46回风顺槽锚梁网0.001717.46331.635600.0676.01.4173.37回风大巷锚网喷0.00118.28615.13287.512321.05.473.38风井砌碹0.000522.674618.544861504.05.940.99小计17512.5139210局部阻力10%139.2合计1531.29.4.2等积孔的计算矿井通风等积孔按下式计算：A=1.19Q/√h式中：A—等积孔（m2）Q—风量（m3/s）h—负压（Pa）经计算，矿井达到设计产量时和矿井中后期（西北风井启用前）最困难时期通风等积孔分别为6.9m2和5.6m2，属通风容易矿井。9.5通风机选型9.5.1概述矿井通风设备包括主扇和其它的电动机，须选择主扇，然后选择电动机。根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风备选型时，应符合下列要求：（一）风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。（二）当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。（三）风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小50；风机的转速不大于额定值90%。（四）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。（五）正常情况下，主要风机不采用联合运转。本矿属于高瓦斯矿井，布置前期回风立井及后期回风立井，主副立井进风。本设计只选择前期回风立井通风机，服务年限约45a。主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为248m³/s，矿井通风容易时期负压为912.67Pa，困难时期为1531.2Pa。9.5.2选择主扇及电动机（一）通风及工作风量Q=K式中：K——通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，故K取1.10。Q（二）确定通风机工作风压HH（三）网路阻力系数RR（四）网路特性曲线方程HH根据矿井风量、负压选用GAF33.5-19-1矿用轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。配1800kW、10kV、735r/min交流异步电动机驱动。针对本矿井不同时期风量、负压变化情况及选型风机特性曲线，初期采用变频控制。风机采用停机一次性调节叶片角度实现反风运行，可在10分钟内完成反风操作。9.6防止特殊灾害的安全措施煤矿生产从事地下作业，存在着水、火、瓦斯、煤尘、及顶板冒落五大自然灾害，对于保证矿工的人身安全和矿井正常生产有中重要的意义。（一）煤尘爆炸的防止措施（1）严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度；（2）保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩；（3）所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度；（4）定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300米，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉；（5）采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置；（6）井下所有运输大巷，和通风巷道在装车地点和煤尘发生的地点，应该经常洒水，减少煤尘飞扬，并定期堆积煤尘；（7）运输大巷和回风大巷设置岩粉棚。（二）煤及瓦斯突出的预防措施（1）本矿井为高瓦斯矿井，须不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（回风顺槽）出口处安设瓦斯探测仪；（2）每个掘进工作面均采用局部通风机；（3）加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算；（4）经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。（三）、矿井水灾预防措施（1）在变电所及水泵房出入口设密闭门；（2）强化超前钻孔的探测作用；（3）对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。（四）火灾预防措施（1）在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门；（2）在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹；（3）井下设有防火材料以及消防列车房；（5）安设防火水管，并备有水龙头；（6）对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆；（7）通风设备具有反风功能；（8）井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。（五）防止冒顶事故的措施（1）搞好工作面端头支护；（2）加强采掘工作面顶板管理工作，特别是综采