【《年产240万吨孔庄煤矿通风系统设计》28000字】

II年产240万吨孔庄煤矿通风系统设计摘要此次设计矿井为孔庄煤矿240万吨/年的矿井设计。矿井分为七个采区，本设计主要针对西一采区，对矿井的开拓方式，准备方式，通风系统等几个方面进行设计。通风方法为抽出式，采煤工作面采用U型通风方法，掘进工作面采用压入式通风。结合孔庄煤矿的地质报告及其相关资料,对孔庄煤矿进行了系统分析，包括对矿井的风量分配，需风量的调节及巷道风阻的计算，结合风机特性曲线，确定了孔庄煤矿的实际工况点。通风网络解算是煤矿安全管理与生产的重要部分，利用矿井通风仿真系统（MVIS）对该矿井的通风仿真系统进行通风网络结算以及系统分析。关键词：通风系统；采煤方法；风量调节；网络解算；通风阻力前言矿井通风阻力指的是由井筒、巷道及通风构筑物构成的通风系统网路所产生的矿井通风总阻力，它是衡量矿井通风能力的重要指标。随着矿井开采过程的变化，矿井通风阻力的大小和分布也会发生变化。因此，了解和掌握矿井通风阻力大小和分布状况，是进行矿井通风科学管理、通风设计和风量调节的根本依据，矿井通风仿真系统的开发和应用便应运而生，辽宁工程技术大学2000年成功开发出来的矿井通风管理、系统优化、实时诊断和控风决策的通风安全专业的软件系统（矿井通风仿真系统，简称MVSS）。首次提出基于节点压能调节、不限通风网络规模、不限风机的位置和数量等通风网络算法，对大规模多动力源矿井复杂通风网络1分钟内即能算出仿真结果。此次设计应用此软件对孔庄煤矿矿井通风系统进行仿真模拟。1孔庄煤矿概况1.1地理位置及交通孔庄煤矿位于江苏省沛县萧何路东段，地处大屯矿区的东部。孔庄矿区交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路线接轨，全长82.87km，有矿区支线到达孔庄煤矿。区内公路四通八达，徐州—济宁省级公路纵贯矿区南北，矿区内连通中心区和各矿的公路、铁路畅通无阻。京杭大运河从矿区东部通过，可供100t级机船常年航行，交通较为便利（见矿区交通位置示意图1-1）。图1-1矿区交通示意图Figure1-1trafficdiagramofminingarea1.2井田、拐点坐标及面积井田范围：井田西起F3断层及徐沛铁路，东至刘仙庄断层位置，南以21号煤露头，北到7号煤-1300m水平垂直投影,东西长13km，南北宽3.4km，面积44.134km²。孔庄煤矿井田范围依据中华人民共和国国土资源部颁发的采矿许可证(证号：C1000002011021120107091)，矿区范围由24个拐点坐标所圈定（各拐点坐标见表1-1）。1.3井田地质概况1.3.1地层表1-1孔庄煤矿矿区范围拐点坐标Table1-1inflectionpointcoordinateswithintheminingareaofKongzhuangCoalMine拐点号X坐标Y坐标拐点号X坐标Y坐标483850414.21394898562039490396.20503848454.2139491626.21513848454.2139491626.21523848094.2139492836.22533848259.2239493011.22543848454.2339494151.23553849439.2539496626.24563850124.2739498086.24573849684.2839499196.25583850744.3039501086.2658013850629.3139502131.27孔13850954.3139502216.26孔23854154.3439502946.24徐13854734.3339500786.2213855241.3339500553.22663853554.2939497656.21653852574.2739496196.21643852044.2639494996.20633852224.2639494596.20623851794.2539493736.20613851594.2439492676.19603851804.2439492296.19593851554.2339491596.18本区为全掩盖式煤田，属华北型石炭二叠系含煤地层，井田内钻探、采掘揭露地层由老到新依次为寒武系的张夏组、崮山组、长山组、凤山组，奥陶系三山子组、贾汪组、肖县组、马家沟组、阁庄组和八陡组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组，上侏罗～下白垩统和第四系地层。基岩地层分别由灰岩、砂岩、砂质泥岩和泥岩组合沉积，第四系地层岩性由粘土、砂质粘土、混粒土及砂层组成。孔庄煤矿地层柱状图如图1-2所示：1.3.2地质构造孔庄井田位于大屯矿区最东部，本区为全掩盖式煤田，为华北型石炭二迭系含煤建造，属于山东地台“鲁西穹折”的丰沛背斜之北翼，靠近背斜轴部，构造形态为一倾向北西的单斜构造，伴有小型缓波状起伏。地层走向N50°～90°E，陆地部分地层走向一般在60°左右，湖下扩区部分的地层走向变化较大，主要原因是受井田内大断层的影响，倾向北西，地层倾角11°～32°，平均21°，在断层附近的产状稍有变化，沿走向在井田的西部倾角较大，向东部倾角逐渐变缓，沿倾向上变化无明显规律可循。本区受区域构造运动影响，构造以断裂为主，断层较发育，且多为张扭性正断层为主，褶曲不发育或局部微弱发育。构造受先期北东向应力影响，后期背斜形成后又受张应力影响，即“先扭后张”。根据勘探及井下开拓资料，断层断面倾角都较大，北东向大断层呈现北西升南东降的阶梯状块段，次一级的北西向断层切割北东向断层，井田内大构造几乎切割第四系以下的所有岩层。根据《煤矿地质工作规定》井工煤矿地质类型的划分依据：孔庄煤矿矿井地质构造复杂程度属中等。图1-2孔庄矿地层柱状图Figure1-2stratigraphichistogramofKongzhuangMine1.3.3煤层概况井田内主要含煤地层有石炭系上统太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组。太原组和山西组为主要含煤地层，山西组含煤4层，其中7、8煤层为主要可采煤层，太原组含煤13层，其中17煤层为局部可采的不稳定煤层，21煤层为全区磕碜的较稳定煤层。各可采煤层分述如下：（1）7号煤层：位于山西组中下部，是主要可采煤层之一。煤层厚度3.46-8.54m，平均厚度7.5m,夹矸一般为1-3层，少数为4-5层，夹矸岩性多为岩浆岩。（2）8号煤层：位于山西组底部，上距7号煤层4.17-40.18m，下距太原组顶界一般厚度为0.29-5.96m，平均厚度4m,往深部及东部夹矸较少，煤层结构简单。（3）17号煤层：位于太原组中部，上距8号煤层底板一般厚度为100m，厚0.19-1.30m，平均厚度为0.86m，厚度变化不大，总体形式为西薄东厚。（4）21号煤层：位于太原组下部，上距17号煤层底板一般厚度约为50m，厚0.18-1.86m，平均厚度为0.92m，煤层结构较为复杂，在岩浆岩石侵入区夹矸岩性多为岩浆岩，夹矸层数一般为2-3层。各可采煤层特征见表1-2。1.3.4煤层赋存状况本井田勘探类型从整体来说为二类一型，构造发育中等，主要可采煤层7、8号煤层，为稳定性和较稳定性煤层。煤层对比是在充分利用各工程点资料的基础上，结合测井曲线反映的岩层物性特征及所含的动植物化石种属差异等方面进行综合对比的，井田内各岩层物性特征明显，标志层多而稳定，易于辨认，煤层对比可靠。表1-2各主要可采煤层特征表Table1-2characteristicsofmainminablecoalseams煤层煤层两极厚度平均厚度顶板岩性底板岩性夹矸两极厚度层数夹矸岩性层间距区间间距73.46～8.547.5砂质泥岩、泥岩、细砂岩砂质泥岩、泥岩、细砂岩0.05～1.971～2泥岩砂质泥岩炭质泥岩岩浆岩P21xs～772.2180.29～4.962.89砂质泥岩、泥岩、细砂岩砂泥岩、泥岩0.14～2.001～2泥岩、砂炭质泥岩、岩浆岩7～816.12170.19～1.300.86泥岩、炭质泥岩石灰岩、泥岩0.10～0.641～2泥岩、岩浆岩8～17101.58210.18～1.680.92石灰岩、砂质泥岩、泥岩、细砂岩0.14～0.941～2砂质泥岩、泥岩岩浆岩、细砂岩17～2150.001.3.5煤质从本井田的煤质指标来看，煤质较稳定，煤质的挥发分产率和胶质层厚度自上而下递增。7、8号煤属于高挥发分、中高～高发热量、低灰、特低硫、富焦油、强粘结性、中等偏低变质的煤，简易可选为易选～极易选。17号煤层属于高挥发分、高发热量、中灰、中～富硫、特低磷、高焦油煤。21号煤层属于高挥发分、高发热量、低灰、富硫、特低磷、高焦油煤。1.3.6瓦斯2018年9月矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井。全矿井相对瓦斯涌出量0.2367m3/t、相对二氧化碳涌出量1.3168m3/t；矿井绝对瓦斯涌出量0.9313m3/min，绝对二氧化碳涌出量5.1801m3/min。1.3.7煤尘爆炸性2018年经中国矿业大学鉴定，矿井煤尘爆炸指数为28.89～34.98%，有煤尘爆炸性。1.3.8水文各含水层水文地质参数的选用以及各含水层防治水的难易程度均以湖下为首选，经过对影响含水层的富水特性、补给条件、单位涌水量以及矿井涌水量和防治水的难易程度等因素综合评定，孔庄矿矿井的水文地质条件为中等。2矿井储量及服务年限计算2.1井田境界2.1.1井田范围及开采界限根据煤炭部煤办字（1983）《生产矿井储量管理规程》确定井田范围：井田西起F3断层及徐沛铁路，东至刘仙庄断层位置，南以21号煤露头，北到7号煤-950m水平垂直投影。井田内可采煤层4层，7、8、17、21号煤层。7号煤层埋深浅，夹矸少，属较稳定的中厚煤层，所以先开采7号煤层，此次设计只针对7号煤层展开设计。2.2.2井田尺寸井田的走向最大长度为6.4km，最小长度为2.5km，平均长度为4.45km。井田倾斜方向的水平最大长度为3.89km，水平最小长度为2.95km，平均水平长度为3.42km。煤层的倾角最大为37°，最小为10°，平均为23.5°，属缓倾斜煤层。井田西部煤层较陡，平均倾角25°，属于缓倾斜煤层，从井田中部南北大断层往东走，煤层倾向逐渐变缓，平均倾角17°，局部达到10°，也属于缓倾斜煤层。井田的水平面积在AUTOCAD中测得大致为22.09km2。2.2矿井工业储量因孔庄矿东西煤层倾角不同，为精确计算矿井工业储量，将井田划分为东西两大块段，分别计算其地质储量，煤层总储量即两大块段储量之和。各块段储量按下式计算：(2-1)；t/m3；则矿井地质储量：2.3矿井可采储量2.3.1保护煤柱煤量要计算井田可采储量，首先要确定各种永久保护煤柱。永久煤柱一般是保护地面工业广场和井筒的工业场地煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱。（1）井田边界保护煤柱断井田边界一侧留30m宽的保护煤柱，由于孔庄矿东北两侧只能开采到落差较大的层，所以东北两侧边界保护煤柱和断层煤柱共用，留设40m，在AUTOCAD中测得边界煤柱水平投影面积为468958m²，按倾角换算后煤层真实面积为408261m²，煤层厚度为7.5m，煤容重为1.55t/m3，代入公式（2-1）得：断层保护煤柱：此次设计断层两侧留设30-50m煤柱，则断层保护煤柱煤量为：（3）采区巷道保护煤柱：西一、西二采区由大巷为边界，其他采区边界都已大型断层为界，轨道大巷与运输大巷留设50米保护煤柱，回风大巷、采区上山等巷道保护煤柱全留设30米宽，则损失量为：（4）工业场所保护煤柱：根据《煤炭工业矿井设计规范》，工业广场需要留设15m宽的保护煤柱，再结合本设计井型（2.40Mt/a），查询规范可知工业广场面积不得超过18km²，所以可设工业广场长600m宽300m，布置在井田中央位置。一般依据上覆岩层和表土层的移动角，采用垂直剖面法作图法确定煤柱尺寸，再依据绘图比例尺，煤层厚度，密度等计算煤柱的煤炭资源损失量。表2-1工业场地占地面积指标Table2-1Industrialsiteareaindicators井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）2400.7501800.8671500.9801201.125表2-2孔庄矿井地质条件和基岩移动角Table.2-2thegeologicalconditionsandthemovementAngleofthestratainthewellfield.煤层厚度/m煤层倾角α/°围护带宽度/m表土层移动角/°6.0252045走向移动角δ/°上山移动角γ/°下山移动角β/°冲击岩层厚度h/m66667030如图2-1所示，为了提高精度，在煤层倾向的剖面图上，垂直剖面法所留设的煤柱尺寸计算方法如下：图2-1工业广场保护煤柱Fig.2-1IndustrialSquareProtectionPillar通过计算得工业广场保护煤柱面积S工=530245.37m2则工业广场压煤为：（2-2）代入得Z1=530245.37×7.5×1.55/cos25º=6.80Mt各种永久保护煤柱损失量见表2-3。表2-3保护煤柱损失量Table2-3Protectionofcoalpillarloss煤柱类型储量（Mt）工业广场保护煤柱6.80井田边界保护煤柱4.74巷道保护煤柱7.78断层保护煤柱10.95井筒保护煤柱0合计30.0矿井设计储量ZS=Zg-P=222.8-4.74-10.95=207.11Mt2.3.2矿井设计可采储量；所以本矿井的可采储量为：矿井储量汇总表见表2-4。表2-4矿井储量汇总Table2-4Summaryofminereserves煤层工业储量（Mt）矿井设计储量（Mt/a）设计可采储量（Mt）7#222.82.4173.282.4矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》第223条规定，矿井设计生产能力宜按年工作日为330d算，每天净提升时间宜为16h。确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算，工作制度采用“四六制”，三班生产，一班检修，每日三班出煤。2.5矿井设计生产能力及服务年限2.5.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：“矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定”[2]。矿区规模可依据以下条件确定：资源条件：指煤田范围、煤层赋存条件、储量、地质构造、水文地质、开采技术条件及地形地貌等。对储量丰富，煤层赋存较浅、开采技术条件较好的煤田，应以建设大型和特大型矿井为主[1]。外部建设条件：指矿区的运输、供电、供水、信息网、当地建筑材料及劳临近矿区生产建设经验等，受外部建设条件制约时，矿区规模应适当缩小[1]。国民经济或区域经济发展需求：这是矿区开发建设的前提和确定矿区规模的重要依据[1]。4）投资效果：投资效果好是企业追求的目标，建设投资少、施工工期短、生产成本低、生产效率高、投资偿还期短的矿区，应加大建设规模。2.5.2矿井设计生产能力和服务年限的确定根据矿井实际的地层和煤层特征，孔庄矿地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定。本矿井主采7号煤，平均厚度7.5m，开采储量173.287Mt，瓦斯小、涌水量也不大，采用综合机械化开采方法。孔庄矿交通运输便利，市场需求量大，。根据表2-4大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取50a，储量备用系数取1.3，矿井设计生产能力为2.4Mt/a。则计算得矿井服务年限：。所以本矿井的开采服务年限符合规范要求。矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证整个矿井和第一水平有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见表2-5。结合本矿井的实际情况，本矿井采用单水平开采，所以水平服务年限符合要求。表2-5我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限Table2-5Minesandfirst-leveldesignservicelifeofvariouswelltypesinChina矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限（a）煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°1000及以上7035——300～9006030——120～2405025252045～904020201521～3025———1515———910———

3矿井开拓方式3.1矿井开拓的基本问题3.1.1井田开拓的内容井田开拓具体有下列几个问题需研究。1）明确井筒的数目、形式和相关设备，恰当选择井筒以及工业场地的地理位置；2）明确设置开采水平数目以及位置；3）布置大巷、相关硐室以及井底车场；4）明确矿井开采顺序，设计好开采水平的接替；5）明确矿井运输、通风、排水及供电系统；6）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。3.1.2确定井田开拓方式的原则确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）为更好地执行国家有关煤炭行业的技术政策，为尽快投产、保证煤即高产量又高效率创造条件。在保证安全和生产合理的条件下，减少开拓的工程量；更为关键的是减少初期建设的工程量，节约基础建设投资，加快矿井的建设。2）合理开发煤炭资源，减少煤炭损失。3）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规章、规定。建立完备的运输、通风、排水、供电系统，营造优良的生产环境及其他条件，减少巷道维护工程量，确保主要巷道维持良好的状况。4）符合目前国家的技术标准以及设备供应状况，为采用新技术及工艺、发展综掘机械化、自动化、采煤机械化创造条件。5）依据客户需求，需考虑到不同媒的品质、质量及煤的品种，不同煤质和煤种的煤层要分别开采。6）确保合理集中开拓布置，简化、优化生产系统，保证合理集中生产。3.2井田开拓方式1）井筒形式的确定井筒有三种形式：平硐、立井、斜井。具体比较见表3-1。表3-1井筒形式比较Table3-1.comparisonofwellboreform井筒形式优点缺点适用条件平硐1.运输环节和设备少、系统简单、能力大，费用低，辅助运输也方便，自然坡度排水，通风系统简单；2.工业设施简单，布置灵活，占地少，投资和成本低；3.井巷工程量少，减少排水费用；4.施工条件好，掘进速度快，加快建井工期；5.煤炭损失少。受地形和煤层埋藏条件的限制，要求平硐上方具有较多的煤炭资源。需有足够储量的山岭地带斜井1.井筒施工工艺、技术和设备简单，掘进速度快，建井期短，初期投资少；2.地面生产设施、井筒装备、井底车场和硐室相对简单、井筒延深施工方便，对现有水平的干扰少；3.安装带式输送机的主斜井有相当大提升能力，也便于多水平同时生产及运输系统的自动化控制。4.斜井井筒可作为安全出口，可以比较灵活的选择井口的位置，使地面工业广场不压或少压煤。1.井筒斜长较长，辅助绞车时提升能力小，提升高度度有限，提升费用高；2.通风线路长、阻力大、管线长度大；3.斜井井筒通过表土层过厚、富含水层、流沙层施工困难；井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，表土层不厚，无流沙层和富含水层，开采缓斜和倾斜煤层的矿井。立井1.不受煤层表土、煤层埋深、地质构造和水文地质等自然条件的限制，适应性强；2.在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升有利；3.当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工；4.井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1.井筒施工技术复杂，需用设备多，施工周期长；2.井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可用立井开拓。2）井筒数目的确定结合本设计矿井的实际生产状况，根据地质情况综合分析采用立井开拓，分别为主井，副井和中央回风井。其中主井副井各一个，由于本设计矿井相对瓦斯涌出量较小，属于低瓦斯矿井，低温较低，风井的个数需要根据实际的矿井综合情况，通风需求，经济效益等因素综合确定。其中主井主要负责辅助进风和煤的提升，副井负责主要的通风、上下井人员、材料、设备和矸石和辅助提升任务，风井将井内的瓦斯煤尘等污风排出井外。按照该方式进行布置可以满足矿井的正常生产。3）井筒位置的确定本矿井煤层倾角中等，西部煤层平均25°，东部煤层平均17°为缓倾斜煤层；表土层中含有粘土层，但隔水性能好，大气降水，地表水等地面水系对矿井开采没有太大影响；水文地质情况比较简单，涌水量小；但表土层较厚且煤层埋深较大，因此不宜采用斜井开拓。综合各方面的因素考虑最终选择了双立井开拓，把主副井井筒设在井田中央靠近煤层的上部。3.3工业广场的位置、形状和面积根据表2-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为15.5km²，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为600m，宽为300m。3.4确定开采水平数目、位置和垂高1）开采水平及阶段的划分原则：（1）要有合理的阶段斜长，指在采用合理的采区巷道布置及生产系统、采区设备的条件下所能达到的阶段斜长。需要考虑煤的运输、辅助运输和行人等因素。（2）要有合理的区段数目。采区内的区段数目间接的反映了采煤工作面之间、采区之间采掘接替的难易程度。为保证采区的煤炭生产量，选择的区段数目应使采煤工作面具有合理的长度。所以选用一个合理的区段斜长是很重要的。（3）要保证开采水平有足够的储量和合理的服务年限，这是水平划分的最重要的部分，对于年设计产量2.4Mt的矿井来说，第一水平的服务年限应不少于25年。（4）水平高度在经济上有利，从技术和经济统一的观点来说，技术上合理的水平垂高能获得较好的经济效果，可以通过经济的比较方法选择有利的水平垂高。根据比较的结果综合考虑相关因素，从而获得合理的水平高度。2）水平及阶段的划分考虑到技术和经济的合理性，本井田单水平开采，阶段内准备方式以采区为主。3.5开采顺序根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远，逐步向井田边界扩展的前进式开采。本设计开采顺序为：西一采、东一采区、东二采区、东三采区、西二采区、东四采区、东五采区。3.6开拓方案确定1）提出方案立井可分为立井单水平开拓和立井多水平开拓两大类，本井田煤层倾斜长度长，垂高范围为-950m～-200m，水平可设在井田中央，故无需要考虑立井多水平开拓方式。根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，如表3-2所示：表3-2开拓方案Table3-2Developmentplan开拓方案开拓形式方案一立井两水平，立井延伸至二水平，一水平上山开拓，二水平上下山开拓。方案二立井两水平，暗斜井延伸至二水平，一水平上山开拓，二水平上下山开拓。方案三立井单水平上下山开拓。方案四立井三水平，暗斜井延伸至三水平，全部上山开拓。2）技术比较方案一和方案二的区别在于二水平是立井延伸还是暗斜井延伸。考虑到方案一的提升、排水工作的环节少，人员上下方便。且方案一在通风方面优于方案二，所以决定选用方案一。方案三与方案四相比，方案四需要多开斜井井筒和暗斜井上下山车场，并相应的增加了暗斜井的提升及排水费用。方案三需要多开立井井筒和阶段石门及立井井底车场，相应的增加了井筒和石门的运输及提升、排水费用。方案三直接延伸可以充分利用原有设备，设施少，投资少，提升单一，转换环节少等因素，所以决定选用方案三。余下的方案一、方案三在技术上可行，虽然方案一的初期建井费比方案三高，但方案三比方案一的总费用多得多，且开采水平接续来看，方案三需延深两次，方案一仅需延深立井一次，对生产的影响少于方案三。综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井单水平，井底车场位于井田中央，水平位于井田东部-600m，西一、西二采区均在边界布置上下山进行单翼开采，大巷向东延伸，服务于东一、东四、东五采区。

4准备方式——采区巷道布置4.1采区准备方式的确定采区准备方式优点见表4-1：表4-1采区准备方式优点Table4-1Advantagesofthepreparationmethodoftheminingarea准备方式优点采区准备1）采区巷道布置简单，巷道掘进与维护费用较低、投产比较快；2）采区的运输系统比较简单，比较节省费用，系统容易；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路比较短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对地质条件的适应性是比较强的。4.2煤层赋存地质特征4.2.1首采区位置设计首采采区（西一采区）位于井田西南方位。4.2.2采区煤层特征采区所采煤层为7号煤层，其中7号煤层厚度为7.5m，可采煤层平均倾角为19°，浅部陡，深部缓，煤层硬度系数为2.3，容重为1.38t/m3。采区的相对瓦斯涌出量为0.9313m3/t，按标准属于低瓦斯矿井。经鉴定有煤尘爆炸危险性。煤层有自燃发火倾向，自燃发火期为6～12个月。4.2.3地质构造采区内地质构造简单，受构造影响，本区内断层发育，但多以中小断层为主，可以忽略。西部煤层倾角平均25°，东部煤层倾角平均17°。采区中部以两条大断层分界。该断层是从南到北贯穿整个井田的正断层。4.2.4地表情况采区内无河流、铁路等故无需另外留设保护煤柱。4.2.5首采区参数设计首采区采用单层采区准备方式，走向长度平均为2450m，倾斜长度为1200m。结合本矿实际情况及设计生产能力，确定工作面长度为220m。首采区沿倾斜长度继续分为五个区段,5m，双巷掘进，区段保护煤柱的宽度为10m，230m。4.2.6采区上山布置在布置采区上下山时，采用三煤上山。轨道上山和回风上山沿煤层顶板掘进，回风上山层位上略低于轨道上山，运输上山沿煤层底板布置，这样便于处理区段平巷与上山的交叉关系，三条上山水平距离均为30m。4.3采区煤炭储量及服务年限4.3.1采区工业储量(4-1)，m2；t/m3；孔庄矿西一采区的精确勘查面积为S1=3648543.30m2。该采区的煤层厚是7.5m，所以可以根据以上资料计算出矿井地质的储量：=46.80Mt由于设计时没有考虑到平衡表外储量与远景储量，所以采区工业储量就近似等于地质储量，即：Zg=Zd=46.80Mt4.3.2采区煤柱的损失1）采区边界保护煤柱采区边界一般应留有约10m的隔离煤柱，即采区边界煤柱,由于西一采区边界大部分于井田边界保护煤柱及断层保护煤柱重合，故只需要计算与西二采区边界保护煤柱，经计算，采区边界煤柱损失量P1=1.15Wt。2）上山保护煤柱本设计留设30m上山保护煤柱故总损失量为：。4.3.3采区设计储量按下式计算：（4-2）故：。4.3.4采区的设计可采储量孔庄矿西一采区设计可采储量可按下式计算：(4-3)计算的矿井设计可采储量为：Zk=35.04Wt。表4-1采区回采率Tab.4-1Theextractionamount薄煤层（<1.3m）中厚煤层（1.3-3.5m）厚煤层(>3.5m)85%80%75%4.3.5采区的服务年限采区服务年限T按下式计算：(4-4)则。4.3.6确定回采工作面数目本矿井井型为2.4Mt/a，粗略计算日产7300t。工作面长度为220m，7煤的煤层厚度为7.5m，容重为1.55t/m3。采用一个工作面来满足日生产量，则日循环进尺为：t/m3；，。则B=7272.7/(220×7.5×1.55×0.93)=3.06m由后文可知采煤机截深为0.6m，所以日进刀数为6刀即可满足日循环进尺。4.3.7回采工作面生产能力采煤工作面年推进度和采煤工作面生产能力按下式计算：（4-6）（4-7），t/m3；，93%；得A1=950.4×7.5×220×1.55×0.93=2.26Wt/a4.3.8采区生产能力采区生产能力为采煤工作面产量与掘进工作面产量之和，则有（4-8）A2=0.22Wt/a得A=2.48Wt/a4.3.9回采工作面工作制度回采工作面配备三个班进行开采，其中3个开采班，前两个班进2刀，第三班进1刀，一个检修班，每个班工作6个小时。具体回采工作面循环表如表4-2所示，工作面循环作业图如图4-2所示，劳动组织形式如表4-3所示：图4-2循环作业图Fig.4-2cycleoperationchar表4-3劳动组织形式表Tab.4-3Labororganizationform序号工种定员合计一班二班三班检修班1班长111142安全员111143采煤机司机222284支架工（放煤）6666245清煤工5552156输送机司机222287运料工4444208端头支护工5556219机电维修工222111合计282828251094.4采区巷道布置本设计矿井按照采区进行划分布置，所以设置三条上山，配备专用的回风上山，虽然本设计矿井为低瓦斯矿井，但是结合煤矿的生产实际经验，采煤开采越深，煤矿瓦斯的涌出量也会增加。所以本设计选择一条专用的回风上山。由于煤层顶底板稳定，瓦斯含量低，再考虑到经济因素，将轨道上山、回风上山沿煤层顶板布置，运输上山沿煤层底板布置。对于综采工作面，可将带式输送机和其他电气设备分别布置在两条巷道内，而运输平巷随采随弃，布置电气设备的平巷加以维护，作为下区段采煤工作面的回风平巷，而且双巷布置便于生产期间的通风，行人和运料，故采用双巷布置。4.5采区生产系统的介绍1）运煤系统：采煤工作面的煤炭经过区段运输平巷到达区段的溜煤眼，上山，，最后到达井底煤仓，经过主井罐笼提升到达地面,最终到达地面选煤厂。2）排矸系统：回采工作面→区段回风平巷→采区车场→轨道上山→井底车场→副井→地面。掘进工作面→→中部车场→采区轨道平巷→轨道大巷→井底车场→副井→地面。3）运料系统和行人路线：材料从地面通过副井井筒提升到井底车场，再到达轨道运输大巷，进入区段运料斜巷，然后到工作面回通风顺槽，最后再到回采工作面。4）通风系统：a.回采工作面的通风系统：新风经过副井进入井底车场，经回风石门到轨道大巷，通过轨道上山然后到达行人进风斜巷，再经由区段运输平巷到达回采（接续）工作面。经过工作面的污风由区段回风平巷经绕道到达回风上山，再经过总回风巷到达回风井排出。b.掘进工作面的通风系统：布置在轨道上山中的局部通风机将新鲜风通过风筒送达掘进工作面。从掘进工作面出的污风景掘进风巷到到回风上山，再到达总回风大巷，然后到达风井，最后排出大气。a）副井、主井→井底车场→轨道大巷→采区轨道上山→采区中部车场→工作面轨道平巷→联络巷→工作面运输顺槽→采煤、掘进工作面。b）副井、主井→井底车场→运输大巷→采区运输上山→联络巷→采区运输上山→工作面运输顺槽→采、掘工作面。供电系统在井底中央变电所的配置下，高压电缆经过轨道大巷，到达采煤区变电所经过降压处理后，通过低压电缆的运输到达回采区以及掘进工作流程周围的电力配送点，还有就是皮带运输机和绞车房等用点地点。供水系统矿井地面的静压水池或者是矿井水经过一系列净化后达标的水，利用副井的供水管道送入井下，然后沿着井下复杂的供水管网到达用水点。4.6采煤工艺4.6.1确定采煤工艺方式我国长壁工作面的采煤工艺主要有爆破采煤工艺、普通机械化采煤工艺和综合机械化采煤工艺三种。其中综采机械化可以使矿井生产高度集中，使工作面产量及劳动生产率大为提高，材料消耗和生产成本明显降低，工作面顶板事故得到最大程度的防治，有利于安全生产。考故确定采用综合机械化采煤工艺，走向长壁工作面后退式回采。根据煤层赋存条件采煤方法可选择分层综采工艺和放顶煤工艺，具体比较见表4-4：比较上述两种采煤方法的特点，结合矿井实际条件，煤质性脆易碎，顶煤放煤容易。故确定工作面采用综合放顶煤一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。表4-4采煤工艺比较表Table4-4Comparisontableofcoalminingtechnology采煤工艺优点缺点分层综采工艺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。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。放顶煤工艺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；煤损严重；放顶煤工作面的煤尘浓度是分层开采时的1~2倍以上；综放开采的自然发火问题严重；在放顶煤工作面后方的采空区上部，聚集部分高浓度瓦斯，该部分瓦斯将涌入工作面。4.6.2回采工作面参数要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150~250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，工作面可以适当加长。本采区设计工作面的长度为220m，相邻采区间留设30m宽的保护煤柱。由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。4.6.3工作面设备配套根据《设备选型配套图集》选择回采工作面配套设备见表4-5：4.6.4进刀方式采用7LS7型采煤机割下支架顶梁以下煤炭,顶梁以上煤炭通过支架放顶煤口进入后部刮板输送机运出。工作面安装前后可弯曲刮板输送机，型号都为SGZ960/1050。工作面每割一刀煤放一次顶煤。实行“一采一放,追机放顶煤”的作业方式。表4-5工作面配套设备Table4-5Workingequipment序号项目设备型号备注1采煤机7LS7选用放顶煤成套设备2液压支架ZY12000/28/63D3可弯曲刮板输送机SGZ1250/2×1000工艺顺序：采煤机从机头（尾）自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机。1）进刀方式:采煤机自开缺口斜切进刀。当采煤机割到工作面的端头时，其后方一定距离以外的输送机已靠近煤壁，前后滚筒间留有一段下部煤；（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。然后将输送机移直；（3）再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割三角煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤。（4）重新调换滚筒上下位置，采煤机上行，将采煤机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。2）放顶煤：（1）初次放顶煤：工作面支架后尾梁走脱切割巷后，开始放顶煤。（2）正常放顶煤：采煤机割一刀底煤，放一次顶煤，即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式。（3）末采放煤：工作面回采距停采线15m，开始铺金属网，顶煤仍正常放，直至金属网铺到后尾梁时，方可停止放顶煤。（4）正常放煤顺序：采用分段单轮循环追机放顶煤方法进行。每班放煤工不少于两人，每人10架为一段，依次单轮循环放顶煤，每架直至放出1/3的矸石为止。4.6.5采煤工作面破煤、装煤方式按照厚煤层2.4Mt产量的要求，工作制度为330d/a，按每天三班生产一班检修计算，则采煤工作面生产能力约为7272.72t/d，工作面采煤机开机率按60%，采煤机功率按美国开机硬煤估算功率经验值0.5kW·h/t，则：工作面小时生产能力为：Q=7272.72/(16×60%)=757.58t/h采煤机功率为：N=757.58×0.5=378.79kW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刮板输送机。结合矿上实际使用情况，工作面选用MG450/1020-QWD链液压双牵引采煤机，详细技术特征见表4-5。表4-5MG450/1020-QWD型采煤机技术特征Table4-5TechnicalFeaturesofMG450/1020-QWDShearer项目单位数目型号MG450/1020-QWD采高m2.6~5.5截深m0.6滚筒直径m2.6截割功率kW2×300牵引速度m/min0~12牵引力kN463机面高度mm1800卧底量mm316电压V1140前溜采用SGZ960/1050可弯曲型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环。刮板输送机参数见表4-6。表4-6SGZ960/1050型刮板输送机技术特征Table4-6TechnicalFeaturesofSGZ960/1050ScraperConveyor电压V3330运输能力t/h1800运输机长度m250总装机功率kW2×525链速m/s1.1中部槽尺寸mm1500×764×2224.6.6巷道及工作面支护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，选用支撑掩护插板式液压支架及其相配套的端头支架。支架技术特征见表4-8。表4-8液压支架技术特征Table4-8TechnicalFeaturesofHydraulicSupport项目单位数目型号ZFS7800/18/35型式支撑掩护插板式支撑高度m2.6~5.5支架宽度m1.43~1.6中心距m1.5初撑力kN3950工作阻力kN4020支护强度MPa0.673泵站压力MPa31.4支架重量t16.5支护面积m28.552）顶板管理 工作面采用全部跨落法管理顶板。4.6.7端头支护及超前支护方式1）端头支护方式由于工作面的上下出口处悬顶面积大，机械设备多，由是材料放置和人员出入的交通口，所以必须加强支护。针对本设计的具体特点，不仅要采煤，而且要放煤，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。根据支架选型要求及设计的特点，选用ZFT25000/20/38型综放端头支架，其主要技术参数见表4-9。表4-9ZFT25000/20/38型综放端头支架主要技术参数Table4-9MaintechnicalparametersofZFT25000/20/38typefullymechanizedcavingheadbracket序号参数名称单位参数1型号ZFT25000/20/38ZFT25000/20/382最大高度m4.23最小高度m2.64宽度m2.97～3.435适应煤层倾角°<356支护强度MPa0.857重量t12.788支架初撑力KN40809支架工作阻力KN480010立柱形式双伸缩2）超前支护该煤矿决定选用型号为ZT2×3200/16/32的超前支护式液压支架。5矿井通风设计5.1矿井通风系统的基本要求无论选择任何通风系统，都应适应以下基本要求：1）矿井至少有两个通往地面的安全出口；2）进风井口要有利于防洪，避免受粉尘等有害气体的污染；3）对于北方矿井，冬季井口需要安装供暖设备；4）矿井总回风巷不得作为主要行人道；5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6）安装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7）安装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8）通风系统要为防瓦斯、火灾、防尘、水及高温创造条件；9）通风系统要为深水平式或后期通风系统的发展变化做准备。5.2矿井通风方式与方法的选择5.2.1矿井通风方式的选择一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央边界式、两翼对角式和采区式中选择。下面是四种方案的示意图：方案一：中央并列式进、回风井均位于井田中央同一工业广场内的通风方式，如图5.1所示。图5.1中央并列式Fig.5.1CentralSide-by-side方案二：中央边界式进风井位于井田中央，回风井位于井田浅部的中部边界的通风方式，如图5.2所示。图5.2中央边界式Fig.5.2Centraldelineation方案三：两翼对角式兼做进风的主、副井位于井田中央，回风井分别设在井田两翼的上部边界，如图5.3。图5.3两翼对角式Fig.5.3Two-wingdiagonal方案四：采区式主副井设在井田中央，兼做矿井的进风，在各采区的浅部边界设置回风井的矿井通风方式，如图5.4。图5.4采区式Fig.5.4PartitionDiagonal下面对以上几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表5-5。表5-5通风方式比较Table5-5Comparisonofventilationmethods通风方式中央并列式中央边界式两翼对角式采区式优点初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多，基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和分析，结合孔庄矿井的地质条件：煤层走向平均长度为4.45km，且设计井型为2.4Mt/a的大型矿井，煤层上部距地表较浅约150m；采区服务年限约为煤层为缓（倾）斜煤层，单水平开拓(大巷及井底车产布置在-550m标高处)，共七个采区。根据以上分析，本设计选用中央边界式，分别在南北边界设立风井，每个风井各服务于南北翼四个采区。5.2.2矿井通风方法的选择矿井通风方法基本上分为抽出式、压入式两种。两种工作方法的优缺点如表5-6所示：表5-6通风方法比较Table5-6Comparisonofventilationmethods通风方法优点缺点抽出式抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，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，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，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。当相邻矿井或采区相互贯通时，会把相邻矿井或采区积聚的有害气体抽到本矿井下，使矿井有效风量减小。压入式如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。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困难，漏风较大。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还须额外增加一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。从以上比较可以看出，抽出式通风方法具有明显的优点，又矿井地面地势平坦，不存在塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风方法。5.2.3工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，但是本矿井属低瓦斯矿井，所以上行风和下行风的区别不是很大。只是进风和回风的巷道的选择对工作面的通风有一定的影响。结合本矿井的条件，本设计的矿井瓦斯涌出量很小，煤质不易自燃，所以哪条巷作为进风巷的优势都不明显。综合考虑巷道布置及生产系统，最终选择区段轨道平巷回风。工作面通风形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如表5-7所示（由于工作面为后退式开采，故各种通风方式只考虑后退式）：表5-7工作面通风方式比较Table5-7Comparisonofventilationmethodsontheworkingsurface工作面通风方式优缺点及使用条件“U”形通风在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等特点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯浓度不太大，工作面通风能满足要求即可使用。“Y”形通风当工作面产量大且瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量。这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”形通风当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷中回撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”形通风回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上隅角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进和维护的费用。“H”形通风工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂，区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，掘进、维护工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置及通风能力，确定采用“U”形后退式通风方式。5.3矿井需风量计算5.3.1工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、气象条件（工作面气温）、风速、炸药量和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。1）按瓦斯涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即：(5-1)式中：Qai—第i个采煤工作面实际需要风量，m3/min；qgai—第i个采煤工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kai—第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，通风综采工作面可取Kai=1.2~1.6，结合本矿实际，取Kai＝1.5。由矿井地质资料可知，瓦斯绝对涌出量qgai=0.9313m3/min则工作面需风量QaCH4=100qgai×Kai=139.69m3/min按气象条件计算：根据采煤工作面空气温度选取适宜风速按式5-2计算：(5-2)式中：Qfi—第i个采煤工作面需要风量，m3/min； v—采煤工作面适宜风速（见表5-8）；Sv—采煤工作面平均断面积，为最大和最小空顶面积的平均值；kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表5-9）；kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表5-10）；70%—采煤工作面有效通风断面系数。表5-8采煤工作面空气温度与风速对应表Table5-8correspondingtableofairtemperatureandwindspeedincoalminingface采煤工作面温度（℃）采煤工作面风速（m/s）＜201.020～231.0～1.523～261.5～1.826～281.8～2.528～302.5～3.0表5-9采煤工作面采高风量系数Table5-9airvolumecoefficientofminingheightincoalminingface采煤工作面采高（m）采煤工作面采高风量系数＜2.01.02.0～～5.0及放顶煤工作面1.2表5-10采煤工作面长度风量系数Table5-10airvolumecoefficientofworkingfacelength采煤工作面长度（m）采煤工作面长度风量系数＜1501.0150～2001.0～1.3200～2501.3～1.5＞2501.5～1.7则工作面所需风量Qai=60×1.6×9.6×1.2×1.4×70%=1083.80m³/min3）按人员数量计算：没人每分钟应供给4m³新鲜风量按式(5-3)计算： (5-3)式中：4—每人每分钟供给的规定风量，m3/min；Nai—第i个采煤工作面同时工作的最多人数，取60人。故放顶煤工作面风量Qa人=4×60=240m3/min。4）按使用炸药量计算：(5-4)式中：25—每千克一级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为25m³/min；Aai—回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；Qai—回采工作面实际需要风量，m3/min。由于煤层中含有一定量的矸石，采煤作业中需用炸药进行爆破。本设计工作面一次爆破需要2kg炸药，则工作面所需风量为Qai=25×2=50m3/min。5）按风速进行验算：按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，按式(5-5)验算所需风量：(5-5)式中：Sai—第i个工作面的有效通风断面面积，取9.6m2。由此计算出风量的范围为144.0(m3/min)≤QaMax≤2304(m3/min)由风速验算可知，m3/min符合风速要求。5.3.2掘进工作面需风量各掘进工作面所需风量计算如下：1）按瓦斯涌出量计算：(5-6)式中：Qbi—第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；Qgbi—该掘进工作面回采时回风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；Kbi—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，通常，综掘工作面取Kbi＝1.5～2.0，炮掘工作面取Kbi＝1.8～2.5，掘进工作面日产量为727.20t。则工作面需风量：Qb掘=100×Qgbi×Kbi=47.02m3/min。2）按工作面最多人数计算：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。(5-7)式中：4—每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Nbi—第i个煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取50人。故掘进工作面风量：Qb掘=4×50=200m3/min。3）按局部通风机的实际吸风量计算：(5-8)式中：Qbi—局部通风机的实际吸风量，m3/min；Qfi—第i个掘进工作面局扇的吸风量，m3/min；Ii—掘进工作面同时工作的局部通风机台数，台。掘进工作面的局部通风机选为DHK-100型，吸风量为350m3/min，一个掘进工作面同时工作的局部通风机台数为1台。m3/min。4）按炸药量计算：(5-9)式中：Abi—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；Qbi—掘进工作面实际需要风量，m³/min。由于煤层中含有一定量的矸石，采煤作业中需用炸药进行爆破。本设计工作面一次爆破需要4kg炸药，则工作面所需风量为Qai=25×4=100m3/min。5）按风速进行验算：每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量为：(5-10)式中：Sbi—第i个煤巷掘进工作面的断面面积，取12m2。由此计算出风量的范围为QbMax180(m3/min)由风速验算可知，取最大值QbMax=350m3/min符合风速要求。同时掘的工作面有两个，m3/min。5.3.3接替工作面需风量根据最新的《煤矿安全生产规程》，为了保证生产安全，煤矿不应设置备采工作面，但考虑到正常的工作面的接替应当设置接续工作面，为保证生产的连续性。根据实际生产经验接续工作面实际所需风量应为回采工作面的一半。因此接续工作面所需风量：Qa接=1083.8×0.5=541.9m3/min5.3.4硐室需风量1）井下火药库《煤矿安全规程》规定，大型爆破材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min，本设计中取100m3/min。2）绞车房井下绞车房一般单独供风，供风量为60~80m3/min。本设计中绞车房需风量取80m3/min。3）采区变电硐室《煤矿安全规程》要求，一般为80m3/min。由以上及硐室通风标准的经验数据知，各硐室的需风量见表5-11。表5-11各硐室需风量表Table5-11Airflowrequirementsforeachdiverticulum硐室名需风量（m3/min）采区变电所80绞车房80火药库100合计2605.3.5其它巷道需风量其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量、风速和煤矿用防爆型柴油动力装置机车功率分别进行计算，算出各巷道所需风量之和。根据经验其他巷道风量为∑Qf=284m3/min。5.3.6矿井总需风量根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：（5-12）式中：Q—矿井总风量，m3/min；∑Qa—放顶煤工作面所需风量，1083.8m3/min；∑Qb—掘进面所需风量，700m3/min；∑Qc—接替面所需风量，541.9m3/min；∑Qd—硐室所需风量，260m3/min；∑Qf—其它巷道所需风量按矿井总需风量的10%计算，396.6m3/min；Kt—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=1.2~1.25，取Kt=1.2。则Q=（1083.8+700+260+541.9+396.6）×1.2=3966.64m3/min。5.4风量分配5.4.1风量分配依据1）对井下空气成分浓度要求规定a.要求回采和掘进面的风流O2含量在20%以上，以此保证CO2含量小于0.5%。b.井下有毒有害气体的浓度不得超过规定的数值。2）对井下最高风速和最低风速的规定最低风速和最高风速必须满足表5-12要求。3）对空气中粉尘浓度的相关规定含二氧化硅10%以上时，浮尘浓度≤2mg/m3。表5-12井巷中允许风流速度Table.5-12allowablewindspeedinwelllane井巷名称最低允许风速(m/s)最高允许风速(m/s)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、回风巷道—8架线电机车巷道1.08运输机巷道、采区进、回风巷道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其它通风行人巷道0.15—5.4.2风量分配原则根据实际需要由里向外的原则配风，确定矿井总需风量后，分配到掘进工作面、回采工作面、硐室及其他巷道的风量、风速。然后按照矿井通风网络图，剩下的风量分配到其他的用风地点，来保证巷道最低风速、有毒有害气体最低浓度、保证行人及设备安全等，风量分配的原则都必须满足《煤矿安全规程》的相关规定。5.4.3风量分配结果困难时期风量分配结果如表5-13所示，容易时期风量分配结果如表5-14所示。表5-13通风困难时期巷道参数Tab.5-13roadwayparameterofthedifficulttimeofventilation分支始节点末节点巷道名称支护方式巷道形状巷道长度L/m巷道面积S/m2巷道周长U/m摩擦阻力系数α/N·s2·m-4风量Q/m3·min-1摩擦风阻Rfr/N·s2·m-8风速v/m·s-1摩擦阻力hfr/Pa风量Q/m3·s-1ea1副立井砌碹圆形5002220.40.024139660.023093100.8966.1e11v1材料道砌碹半圆拱4615.516.20.007221280.001442.291.8135.47e31v9材料道砌碹半圆拱5715.516.20.00728000.001790.860.3213.33e2v1v2材料道砌碹半圆拱4416.516.20.007221280.001142.151.4335.47e6v2v4火药库砌碹半圆拱946.810.40.00721000.022390.250.061.67e69v3v4联络巷砌碹半圆拱166.810.40.0072600.003810.150.011e4v2v3井底车场砌碹半圆拱4015.516.20.007220280.001252.181.4333.8e18v4v7联络巷锚喷半圆拱120610.40.00871600.050270.440.362.67e66v513回风石门锚喷半圆拱242839660.008575.937.4466.1e723c回风立井砌碹圆形1701514.80.043339660.032284.41141.0466.1e7vv井底车场砌碹半圆拱13015.516.20.00728000.004070.860.7213.33e5vv井底车场砌碹半圆拱13015.516.20.007219680.004072.124.3832.8e65v7v51专用回风上山锚喷半圆拱20150872600.107470.332.014.33eb2主立井砌碹圆形55009110380.002790.520.8417.3e8v5v13井底车场砌碹半圆拱31315.516.20.007219680.00982.1210.5432.8e17v8v6联络巷砌碹半圆拱601012.20.00721000.005270.170.011.67e15v16v17联络巷砌碹半圆拱6037.20.00722000.11521.110.013.33e122v10联络巷砌碹半圆拱5712.413.20.00723420.002840.460.015.7e132v11联络巷砌碹半圆拱5712.413.20.00726900.002840.930.0111.5e16v10v8运输大巷砌碹半圆拱31915.516.20.00721000.009990.110.011.67e67v8v11运输大巷砌碹半圆拱8515.516.20.00722480.002660.270.054.13e14v11v17运输大巷砌碹半圆拱29115.516.20.00729380.009111.012.2315.63e24v17v13运输大巷砌碹半圆拱14215.516.20.007211380.004451.221.618.97e57v23v26采区回风上山锚喷半圆拱1090878500.005811.071.1714.17e58v26v34采区回风上山锚喷半圆拱140879300.007521.171.8115.5e59v34v40采区回风上山锚喷半圆拱23008716300.012272.069.0627.17e60v40v45采区回风上山锚喷半圆拱23008723220.012272.9318.3838.7e61v45v49采区回风上山锚喷半圆拱33308736260.017764.5864.8660.43e62v49v51总回风巷砌碹半圆拱105826737060.203795.06777.5761.77e25v13v18联络巷砌碹半圆拱5012.413.70.00728480.002591.140.5214.13e26v18v19联络巷砌碹半圆拱5612.413.70.00728480.00291.140.5814.13e68v19v20联络巷砌碹半圆拱4612.413.70.00728480.002381.140.4814.13e10v13v12轨道大巷砌碹半圆拱8115.516.20.007227680.002542.985.4146.13e70v13v15联络巷砌碹半圆拱33415.516.20.00722900.010460.310.244.83e11v12v16轨道大巷砌碹半圆拱11715.516.20.007227680.003662.987.7946.13e19v16v15轨道大巷砌碹半圆拱31415.516.20.007225680.009842.7618.0342.8e21v15v21采区轨道上山锚喷半圆拱8508728580.034663.1578.6347.63e30v21v27采区轨道上山锚喷半圆拱10008721580.004072.385.2735.97e32v27v28采区轨道上山锚喷半圆拱11008720780.004482.295.3734.63e35v28v32采区轨道上山锚喷半圆拱5008713780.002031.521.0722.97e31v27v26采区变电所砌碹半圆拱708.02.00.0087800.002380.1701.33e41v32v39采区轨道上山锚喷半圆拱16908711360.006881.252.4718.93e43v39v40采区轨道上山锚喷半圆拱650879860.002641.090.7116.43e44v40v46采区轨道上山锚喷半圆拱2800873000.011390.330.285e45v36v47采区轨道上山锚喷半圆拱2300872200.00937e47v47v48绞车房锚喷半圆拱509.012.00.0087800.007160.150.011.33e55v48v49回风巷锚杆梯形1001476800.052670.210.091.33e37v31v34区段进风巷锚杆梯形77714765420.070310.685.739.03e49v41v42区段进风巷锚杆梯形777147610840.070311.3722.9618.07e38v34v35接替工作面锚杆矩形20011.712.30.014765420.022670.771.859.03e39v35v36区段回风巷锚杆梯形775147610840.088821.482918.07e51v43v44区段回风巷锚杆梯形775147610840.088821.482918.07e50v42v43回采工作面综放支架矩形20011.712.30.0310840.046081.5415.0518.07e28v22v24联络巷锚杆梯形6714761500.006060.190.012.5e22v21v25掘进进风锚杆梯013030.881.7711.67e33v28v30掘进进风锚杆梯形23014767000.020810.882.8311.67e56v25v24掘进回风锚杆梯形48914.10.014768500.01371.572.7514.17e23v24v23掘进回风锚杆梯形3014767000.002710.880.3711.67e34v30v33掘进回风锚杆梯形4014767000.003620.880.4911.67e46v46v44联络巷锚喷半圆拱13315.416.20.00872200.005130.240.013.67e48v40v41联络巷锚喷半圆拱13315.416.20.00876860.005130.740.6711.43e27v20v22采区运输上山锚喷半圆拱92115.416.20.00878480.035540.927.114.13e36v32v31联络巷锚喷半圆拱13315.416.20.00872420.005130.260.084.03e29v22v29采区运输上山锚喷半圆拱23015.416.20.00876980.008880.761.211.63e42v39v36联络巷锚喷半圆拱23014761500.0208e53v29v41采区运输上山锚喷半圆拱30015.416.20.00873980.011580.430.516.63e40v37v36区段回风巷锚杆梯形4314766920.004930.950.6611.53e52v44v45区段回风巷锚杆梯形43147613040.004931.782.3321.7363v6v7联络巷锚喷半圆拱200871000.010720.130.031.67表5-14通风容易时期巷道参数Tab.5-14Roadwayparameteroftheeasytimeofventilation分支始节点末节点巷道名称支护方式巷道形状巷道长度L/m巷道面积S/m2巷道周长U/m摩擦阻力系数α/N·s2·m-4风量Q/m3·min-1摩擦风阻Rfr/N·s2·m-8风速v/m·s-1摩擦阻力hfr/Pa风量Q/m3·s-1e74a0副立井砌碹圆形5002220.40.024139660.023093100.8966.1e