【《某煤矿2#煤层开采方案设计》21000字】

某煤矿2#煤层开采方案设计摘要本设计所做只考虑连坦矿煤矿2#煤层。该煤层结构简单，含0～2层夹矸,一般多含1层夹矸。煤层层位较稳定，厚度在井田变化较大，在井田的东南部较厚，而西北部较薄，地质资源储量1.9亿吨，可采储量1.34亿吨，设计生产能力400万t/a，服务年限36a。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。矿井采用双立井开拓。初期开凿有主立井、副立井和回风立井。采用单一走向长壁采煤，综合机械放顶煤采煤。分区域通风方式，抽出式通风。关键词：综合机械化放顶采煤法服务年限生产能力通风目录第一章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 11.1矿井工作制度 11.2矿井设计生产能力及服务年限 1第二章井田开拓 22.1井田开拓的基本问题 22.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 22.1.2工业场地的位置 42.1.3主要开拓巷道 52.1.4方案比较 52.2矿井基本巷道 62.2.1井筒 62.2.2井底车场 72.2.3主要开拓巷道 10第三章准备方式——带区巷道布置安全 113.1煤层的地质特征 113.2带区巷道布置及生产系统 113.2.15.2带区巷道布置 113.2.2带区生产系统 123.3带区车场选型设计 133.3.1确定带区车场的形式、线路布置和调车方式 133.3.2带区主要硐室布置 14第四章采煤方法 174.1采煤工艺方式 174.1.1釆煤工艺 174.1.2工作面长度 184.1.3工作面推进方向 184.1.4工作面破煤、装煤方式 194.1.5工作面运输方式 204.1.6工作面支护方式 204.1.7各工艺过程安全注意事项 234.2循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 254.3回采巷道布置 274.3.1工作面巷道布置 274.3.2工作面巷道断面特征和支护方式 27第五章井下运输 295.1概述 295.1.1矿井设计生产能力及工作制度 295.1.2煤层及煤质 295.1.3运输距离和货载量 295.1.4矿井运输系统 295.2带区运输设备选择 305.2.1设备选型原则 305.2.2带区运输设备选型及能力验算 315.3大巷运输设备选择 345.3.1胶带回风大巷设备选择 345.3.2辅助运输大巷选择 35第六章矿井提升 366.1概述 366.2主副井提升 366.2.1主井提升 366.2.2副井提升 37第七章矿井通风及安全技术 417.1矿井通风系统选择 417.1.1矿井通风设计的依据及矿井通风系统选择 417.1.2矿井通风系统的选择 417.2带区及全矿所需风量 437.2.1确定矿井总风量 437.2.2掘进工作面所需风量 467.2.3硐室需风量计算 467.2.4其他井巷需风量计算 477.2.5确定采区和全矿的风量分配 477.2.6风速验算 487.3全矿通风阻力的计算 487.3.1计算方法 527.3.2计算矿井的总风阻及总等积孔 557.4通风机选型 567.4.1选择主扇 567.5防止特殊灾害的安全措施 587.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 587.5.2预防井下火灾的措施 587.5.3防水措施 59第八章设计矿井基本技术经济指标 60矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度矿井设计生产能力应按年工作日330d计算，每天提煤时间应该为18h,每天的工作制度地面应按“三八”制，井下的应按“四六”制。根据本矿井的实际情况，本矿采用“四六”工作制，这种制度适合本矿采掘作业的特点，有利于保护工人的健康，提高工时的利用率，提高设备和工作面的利用率。搞好安全生产，稳定和提高采掘队，因此，本矿设计生产实行“四六”工作制。矿井设计生产能力及服务年限多照大型矿并服务年限(T)的下限要求，矿井储量备用系数(K)取1.3，则矿井的设计生产能力(A)计算如下：A=Z/（TK）=19116/(40×1.3)=367.6万t/a根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按《煤炭工业矿井设计规范》规定，将矿井设计生产能力(A)确定为4.0Mt/a，再计算矿并服务年限：T=Z/（AK）=19116/(400×1.3)＝36.7a在计算矿并服务年限时，考虑矿井投产后可能由于地质损失增大、采出降低和矿井增产的原因而使矿并服务年限缩短，设置了备用储量Z备用储量用下式计算：Zb=Z/1.3×0.4=19116/1.3×0.4＝20586.46万t在备用储量中，估计有50%为采出率过低和受不可预知地质破坏因素影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的设计采出的储量约为：19116-(20586.46×50%)=8822.77万t井田开拓井田开拓的基本问题确定井筒形式、数目、位置及坐标1.井筒形式的确定井筒的形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形的埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量都大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及碉室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁：主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在釆深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突岀矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工：对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层.主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角不大，平均13°,为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量较小，地势平坦：由于受地形条件限制，因此只能釆用立井开拓。2.井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开釆，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡：井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层：工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和釆空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2.有利于矿井初期开釆选择井筒位置要与选择初期开釆区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开釆块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期。3.尽量不压煤或少压煤确定并简位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱，做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时，要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。4.有利于掘进与维护（1）为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。（2）为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。（3）为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。（4）井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积兩室的掘进和维护。5.便于布置地面工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区：要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。综合考虑以上各方面原因，经方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田浅部靠上的中央位置。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.6-1.1公顷/10万吨。井田为一不规则多边形，南北长15.7km，东西宽5.0～7.4km，面积89.51km2。井田由三部分构成，南部为原色连一号井田勘探（精查）区，面积34.47km2，中部为柴登南详查区，面积41.64km2，北部为东胜煤田煤炭资源普查找煤区，面积13.40km2。开釆水平的确定及采采区划分井田主釆煤层为2#煤层，煤层缓倾斜，倾角为2°〜13。，为缓倾斜煤层，故设计为两水平开釆。一水平标高-540m,带区式开采。二水平标高为-900m,矿井的生产能力为：1.2Mt.可采储量为86.57Mt,服务年限为51.5a。主要开拓巷道2#煤层平均厚度为5.4m,赋存稳定，底板的起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度中厚，服务年限长.故矿井开拓大巷布置在煤层底板的岩层中，大巷间距30m.大巷位于井田中央，沿走向布置，按3%o~5%o的坡度布置。方案比较1.提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：主斜井—副立井综合开拓主井井筒是斜井，副井井筒是立井，布置于井田中央。大巷布置在煤层底板的岩层中。釆用两翼对角式通风.主斜井一副立井开拓可充分发挥主轴提升能力大、系统简单、通过风量大、技术经济效果好的优点，是大型、特大型矿井比较合理的开拓方式，主井是斜井是为了运输，因为产量高连续运输是必须的，立井提升有时间间隔，副井主要是运材料和人，这样设置可以减少前期的费用。方案二：主立井—副斜井综合开拓主井井筒是立井副井井筒是斜井。大巷布置在煤层底板岩层中，前期釆用中央并列式通风，后期釆用两翼对角式通风。主立井一副斜井开拓用于开采煤层赋存不深的矿井，有不同的出发点和形成过程为了减少立井井筒掘进、节约矿井建设投资又要加快矿井建设、加速矿井开拓，在开发煤田浅部的井田时只在井田中部开凿一个立井，担负提煤或混合提升任务，又从煤层露头向下开掘一个斜井担负辅助提升并作为安全出口。这种方式的系统简单，基建工程量和投资省，建设工期短、见效快，适于煤浅部的小型矿井。开采赋存不深的近水平煤层的大型矿井，采用立井开拓，为加大辅助提升能力并增设矿井安全出口，再新开一个副斜井，形成为主立井一副立井、副斜井的开拓方式。根据以上论述方案一是更加合适的，所以选择方案一主斜井—副立井综合开拓。矿井基本巷道井筒主斜井位于矿井工业场地，担负着全矿井4Mt/a的煤炭运输。主斜井担负提升煤炭的任务，趋势是装备胶带输送机，装备胶带输送机并设检修用的提升绞车设备，装备已由能力小、长度短、多段接力式的胶带输送机换代为运输能力和铺设长度大的强力胶带输送机或钢丝绳牵引胶带输送机。2)副立井副立井是担负提升矸石、下放物料、升降人员等任务的立井。在井简中装备罐笼、铺设管道和电缆并装设梯子间。大型矿井装备两套提升设备，一套为一对双车双层罐笼，另一套为双层单车罐笼带重锤。为满足综采支架整架不解体下井的要求，在副井中要装备一个宽罐笼，净宽一般要达到1.5m。支架宽度为1.75m或更宽时，繼笼宽度需要相应加宽。井底车场1.采用斜井折返式井底车场在运输大巷采用胶带输送机运煤的矿井中，一般采用运煤和辅助运输两套大巷运输系统。因此，井底车场布置应使胶带输送机大巷和井底煤仓、主井装载系统连接，使轨道运输或无轨胶轮车运输大与副井提升系统连接，采用斜井开拓的矿井，胶带输送机大巷通过并底煤仓与主斜井提升系统直接连接，井底煤仓位于井底车场水平以下，联系方便，车场形式和线路结构均比较简单。2.空重车线长度《煤炭工业设计规范》规定，辅助运输釆用固定式矿车列车，应有以下要求：（1） 大型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳1.0〜1.5列列车；（2） 副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料车或1.0列材料车。（3） 由于釆用胶带输送机运煤，可不设主井的空、重车线。副井空、重车线长度可按下式计算：L=mnLk+NLj+Lf 式4_]式中： L——副井空、重车线有效长度，m；m——列车数目，取1.3列；n——每列车的的列车数，按列车组成计算确定，辆；B——每辆矿车带缓冲器的长度，m；N——机车数，台；Lj——每台机车的长度，m；Lf——附加长度，一般取10m。上式中，n的数值可由下表确定：机车粘重固定式矿车（t）底卸式矿车1.01.53.03.05.0单机7t架线30—5014〜1612〜158t蓄电池20~2512~161410t架线3472〜1915〜7214t架线29~3426~30双机10t架线20〜3020—32本矿井设计选用8t蓄电池机车，带动3t固定箱式矿车，由上表可得每列矿车数应为14辆，计算得：副井空、重车线长度为：L=l.3X14X3.75+1X4.5+10=82.75m可取副井空、重车线长度为90m。（2） 井底车场调车线的有效长度仍按上式计算此时m取1.0,贝!J,调车线长度为：L=L0X14X3.75+1X4.5+10=67m可取井底车场调车线长度为70m。（3） 材料车线有效长度按下式计算：L=n<Lc+nsLs 式中：L——材料车线的有效长度，m；nc材料车数，辆；L——每辆材料车带缓冲器长度，m；出——设备车数，辆；Ls——每辆设备车带缓冲器的长度，m。L=15ⅹ3.75+8ⅹ3.75=86.25m3.井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种：(1)顶推调车电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井的重车线；(2)专用设备调车设置专用的调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；(3)顶推拉调车在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线；(4)甩车调车电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车倩助惯性驶向重车线。主要开拓巷道主要开拓巷道主要有轨道进风大巷、胶带回风大巷，这些巷道的服务年限比较长，要求能长时间的满足矿井生产的需要，所以采用半圆拱形断面。辅助运输大巷和胶带输送机大巷布置在煤层底板，基本上沿煤层布置，巷道坡度随煤层而起伏，一般为0-3°左右。井底车场、石门、大巷均采用半圆拱形断面。巷道断面尺寸根据《煤炭安全规程》有关规定进行确定并进行风速校验。图4-3轨道运输大巷端面准备方式——带区巷道布置安全煤层的地质特征2-2上煤层位于2煤组中下部，井田内大部发育，局部可采。煤层自然厚度0～6.61m，平均5.4m。可采厚度0.88~6.19m，平均5.2m。埋藏深度31～240m，平均150m；该煤层结构简单，含0～2层夹矸,一般多含1层夹矸。煤层层位较稳定，厚度在井田变化较大，在井田的东南部较厚，而西北部较薄，在井田内的东北部2208、ZK804、2409钻孔一带，存在一定范围的煤层剥蚀区（见图1.2-1）。煤层厚度变异系数108%，井田内107个穿过点，其中有66个见煤点，41个尖灭点，见可采煤层55个点，可采点数占总钻孔数的62%，可采面积为31.44km2，可采面积占勘查区总面积的35%。2-2上煤层为对比可靠、井田内大部发育局部可采的较稳定煤层。与下部的2-2中煤层间距最小2.58m，最大25.85m，平均12.60m。顶板岩性主要为粉砂岩和细粒砂岩，底板岩性主要为砂质泥岩及粉砂岩。带区巷道布置及生产系统5.2带区巷道布置方案一:在煤层中布置上山三条：一条为轨道上山，设有绞车房，另一条为皮带上山，倾角16°,其中轨道上山用作采区运料，另一条回风上山用作回风。皮带作为运煤，新鲜风流从轨道巷，皮带巷上山，通过绕道进入到工作面，经过上顺槽，进入回风井。方案二：在煤层底板岩石处布置上山两条：一条为轨道上山，一条为皮带上山，倾角14°,其中轨道上山用作采区运料，回风。皮带作为运煤，新鲜风流从轨道巷，皮带巷上山，通过绕道进入到工作面，经过上顺槽，进入回风井。方案比较技术比较方案优点缺点方案11、掘在煤层内布置上山，掘出费用低2.通风路短，通风阻力小3、材料和行人的运输环节小，时间短4、施工工序简单1、 在煤层中布置上山服务年限低2、 在煤层中布置上山维护费用较高方案21、在岩石中布置上山，服务年限长2、将上山布置在岩层中，在开釆两层煤时共用此条上山，节省经费用1、工程量大，施工难度较大2、 在岩石中布置上山，要求穿煤层时所用石门较多3、 巷道连接复杂，工序环节增加，釆煤巷道布置复杂（2）经济比较两种方案的经济比较从上山的掘进费用维护费用进行比较，比较如下:掘进费用（单位：万元）方案一方案二运输上山68.64运输上山86.3轨道上山70.40轨道上山87.5维护费用（单位：万元）方案一方案二运输上山21.6运输上山12.6轨道上山19.8轨道上山11.7小计180.44小计198.1经过上述经济技术上的比较，本设计釆用第一方案。带区生产系统1.运煤系统工作面-胶带运输平巷一溜煤眼一运输大巷一井底煤仓一主井一地面工业广场2.运料系统地面工业广场一副井井底车场—井底换装站一辅助运输大巷一带区辅助集中运输巷一辅助运输平巷—工作面3.通风系统带区内各工作面釆用U型通风。地面工业广场一副井井底车场一辅助运输大巷一带区辅助集中运输巷—辅助运输平巷—工作面—胶带运输巷—回风斜巷—北翼胶带大巷—回风斜巷—风井采区倾斜长度1500m区段平巷采用单巷掘进，在回采下区段时，釆用沿空掘巷。区段上平巷宽度为4.5m下平巷寛度为4.9m。确定工作面长度：区段斜长=工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下平巷宽度即：L=1+M+2B D=n*L式中：L一一区段斜长N—区段数目D一一阶段斜长M一一区段煤柱宽度1一一工作面长度B一一区段上下平巷宽度为减少搬家倒面的次数，发挥综合机械化釆煤工作面的优势，确定工作面长度为230m.带区车场选型设计确定带区车场的形式、线路布置和调车方式（1）带区车场的形式和线路布置本设计带区内没有其它车场，整个带区设有进风运料行人、回风运料行人两个车场，带区下部车场均与轨道大巷相连接，除了带区上、下部车场外，原则上不设其它车场，但根据实际情况可以回风运料系统中设置车场在.带区上、下部车场采用顺向平车场，通过双速绞车提升：绞车房设在带区回风系统中；分带轨道斜巷内釆用无极绳绞车牵引矿车或釆用絞车牵引进行辅助运输。带区下部车场长度为20m,上部车场为15m,斜坡水平投影为90m,坡度为18度，竖曲线半径，因所选轨道轨距为600mm,则取R=12m,下部车场存车为7个矿车，上部存车为5个矿车。2）带区车场的调车方式_装满设备和材料的小矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场.在带区车场下部停车线上，矿车与电机车脱钩，小矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩，然后沿着矿车行进方向进入带区煤层运料平巷。带区主要硐室布置（1）带区煤仓在分带运输斜巷与带区煤层运煤平巷的连接处，正对皮带大巷位置设置一个带区煤仓。带区煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形，煤仓高度为25m,用混凝土砌磴支护，壁厚300mn.煤仓容量按釆煤机连续作业割一刀煤的产量计算：Q=Q0+LMbyC0KtQo——防空仓漏风留煤量，取Qo=lOt；工作面长度，L=180m：采高，M=5.2m：b—进刀深度，b=0.8m；Y——煤的容重，Y=1.45t/m3；C.一一工作面的采出率，C0=0.97；k,一一同时生产的工作面数目，取kt=l・Q=10+180X3X0.8X1.5X0.97X1=855.1t煤仓的断面半径：Q=3.14*R'*1.5*25得：R=2.7m所以煤仓断面直径取6.0m,煤仓高度25m,容量918t.（2）絞车房絞车房布置在煤层中，距轨道大巷25m,距离带区煤层运料斜巷30m左右，以利于维护。（3）带区变电所带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，放置在带区集中进风巷一测，硐室宽度取5.0m*3.5m拱形：通道高度取3.0m*2.0m矩形，采用锚喷支护。底板采用C10混凝土铺底，并高出邻近巷道200〜300mm和具有3%的流水坡度，以防矿井水流进变电所。硐室与通道的连接处，设有向外开的防火栅栏两用门.1——运输大巷 5——带区煤仓 9——进风斜巷2——轨道大巷 6——分带运输巷 10—— 绞车碉室3——带区回风石门 7——分带进风巷 11——带区集中运输巷4——带区回风行人斜巷 8——带区进风车场 12——带区下部车场13——带区上部车场采煤方法采煤工艺方式釆煤工艺采区所采煤层为2#煤层，平均厚度5.4m,,煤层倾角2〜10，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。可采厚度0.88~6.19m，平均5.2m。埋藏深度31～240m，平均150m；该煤层结构简单，含0～2层夹矸,一般多含1层夹矸。煤层层位较稳定，厚度在井田变化较大，在井田的东南部较厚，而西北部较薄，在井田内的东北部2208、ZK804、2409钻孔一带，存在一定范围的煤层剥蚀区。煤系基底为奥陶系中统马家沟组灰岩，本矿钻孔揭露最大厚度为160m,邻区资料证实，该组厚度400m左右，与煤系地层呈假整合接触.矿井浅部奥灰岩溶发育，深部逐渐减弱。其风化形成的G层铁铝质粘土岩构成煤系第—个标志层。2#煤为全区可釆煤层，煤厚一般变化在2.8-3.5m之间，倾角平均8度，瓦斯底，涌水量小，井田北部附近煤层较薄，仅2.0〜3.0队在此区域，煤层顶板多为中砂岩或粗砂岩，分析可能受冲刷作用的影响，使煤层厚度变薄；据以上分析，2#煤斌存稳定，厚度大，倾角缓，瓦斯含量小，南二带区范围内无断裂构造，仅发育有宽缓的褶曲，水文地质条件属简单，煤层顶底板易于管理.因此按照2#煤层賊存状况可考虑一次釆全高回采工艺。一次采全高工艺同样具备放顶煤的优点，但是对于煤厚比釆高大的煤层,一次不能采完，煤损大；控顶较困难，煤壁容易片蒂。考虑到2#煤层赋存状况，结合矿井开拓布置和邻近矿井实际生产的经验，设计确定采煤工艺为综合机械化一次釆全高全部跨落法管理顶板开釆。工作面长度影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150〜350m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。根据以上技术分析和目前我国煤矿实践经验，近水平煤层综釆工作面长度以130〜350m较为合理.工作面长度的确定主要还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増长的趋势，而且大多厂家提供特殊长度定制的刮板输送机设备。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，根据连坦矿地质情况和邻近矿实际生产经验，取工作面长度300m,在实际生产过程中，可以根据具体情况的变化进行适度调整。工作面推进方向首釆面沿倾向平均推进长度为1500恥工作面推进长度较长.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6-1-1.表6—1—1工作忙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，结合相邻矿井的经验，本设计中工作面均采用倾向长壁采煤法后退式开采。工作面破煤、装煤方式目前，综采工艺方式是用机械破煤、装煤、运煤、液压支架支护的釆煤工艺系统。工作面主要设备有：双滚筒采煤机、可弯曲刮板输送机、液压支架。平巷内的主要设备有：桥式转载机、可伸缩胶带输送机、可移动变电站、泵站继电气设备等。本矿井2#煤根据煤层赋存条件，为近水平煤层，平均厚度5.4m,厚度变化不大，釆用综采一次采全高。工作面机采，釆煤机釆用MG900/2245-GWD型釆煤机，其技术特征见表6-1-3。表6-1-3MG900/2245-GWD采煤机技术特征表序号技术特征单位技术参数1采高m2.7-6.22适应煤质硬度f=l~33煤层倾角。W354截深mm8005滚筒直径mm32006牵引方式齿轮销轨式7牵引力KN552-11048牵引速度m/min0-12.20-24.49链条规格mm船轮齿轨10机面高度mm1785/232211过煤高度mm800-122012电动机功率KW2245（2295）13电动机电压V3300014喷雾灭尘方式内外喷雾15总重t145制造厂家兖矿东华重工有限公司工作面运输方式按照各采煤设备之间的配套关系和工作面生产能力的要求，工作面采用SGZ1200/200型刮板输送机。其技术特征见表6-1-6。表6-1-6刮板输送机技术特征项目单位规格标准型号SGZ1200/200设计长度m300运输能力t/h3300刮板链速m/s50功率KW2000电压V2200链条形式中双链链破能力KN5000中部槽长mm1500.1750工作面支护方式1.工作面液压支架的选型表6-1-9 ZZ6000/21/35型液压支架主要技术特征项目单位参数项目单位参数支撑高度m6.0对地板最大比压MPa3.26煤层厚度m5.4泵站工作压力MPa31.4煤层倾角W15°最小控顶距m5.8工作阻力KN6000最大控顶距m6.2初撑力KN5209移动步距m0.8外型尺寸（长宽高）mm5100X1420X2100支架重量t14.0支架中心距mm1500操作方式邻架支护强度MPa0.84生产厂家山东煤机厂2.支护设计计算由《综釆生产管理手册》知，支架应能承受8倍釆高的顶板岩石重量。支架强度P可由公式6-1计算得出。P=8ⅹMⅹγⅹ9.8ⅹ10^-6式中：P一支护强度，MPa；M—实际釆高，取工作面最大釆高5.4m；Y一岩石容重，取2500Kg/m^3支架支护强度P=8ⅹMⅹγⅹ9.8ⅹ10^-6=8ⅹ5.4ⅹ2500ⅹ9.8ⅹ10^-6=1.0584MPa≦0.84支架工作阻力Q由式6-2计算得出：Q=8ⅹMⅹSⅹγⅹ9.8ⅹ10^-3 式6-2式中：Q一支架工作阻力，KN；M—实际采高，取工作面最大釆高5.4m；Y一岩石容重，取2500Kg/m3；S一支架的支护面积，m2o其中支架的支护面积由式6-3计算得出：S=Lmaxⅹ1 式6-3式中：S：支架的支护面积，m2；Lmax：支架最大控顶距，最大控顶距6.2m；1：支架宽度，取1.42m。S=6.2ⅹ1.41=8.80m2根据以上计算数据，支架工作阻力为：Q=8ⅹMⅹSⅹyⅹ9.81ⅹ10^-33.工作面支架布置形式本工作面使用158架ZZ6000/21/35型液压支架支护顶板。工作面两端头(机头机尾)分别使用二架ZZG7200/21/44型排头架进行顶板支护，滞后工作面支架，其滞后距离不大于0.5m。4.工作面回风巷超前支护及布置方式回风巷超前的支护布置形式采用采用DZ-31.5单体液压支柱配合1.0m金属接顶梁支护，每排三根，架设顶梁上顶不平时用木料背实，顶梁调平顺。点柱为DZ-31.5型的液压单体柱。打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于20m，其中行人侧，距离转载机为300mm左右(破碎机大轮及转载机电机减速器包括在内)；非行人侧单体柱，距离转载机300mm左右。生产班组随循环推进，将排头支架前回掉的单体柱向前打，使超前支护20m内始终保持每排3柱，柱子要保证人行通道宽度不小于0.8m，同时又不影响转载机推拉，柱子要用8#铁丝连锁防倒。5.工作面进风巷超前支护布置形式回风巷超前支护布置形式采用采用DZ-31.5单体液压支柱配合1.0m金属接顶梁支护，一梁一柱形式，每排三根，点柱为DZ-31.5型液压单体柱。打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于20m。生产班组随循环推进，将工作面侧单体柱提前一循环回收，末3排，即靠近采空区的3排单体，采用饯棚加强支护，柱角度根据现场调整，必须迎山有劲。各工艺过程安全注意事项1.割煤(1)机组司机必须经过严格的培训，经考试合格持证上岗。(2)坚持开机先开水，无水不开机的原则。(3)开工前，机组司机必须先检查机组的油位、内外喷雾、各种按针情况、截齿是否齐全、电缆拖拽是否正常，若发现问题要及时处理。检查组前后是否有人和其它东西，一切正常后发出开机警告，试运转几分钟后再进行割煤。(4)司机在割煤时要精神集中，随时注意顶底板情况及时上漂或下刹。要与支架工配合好，将煤壁割直，顶底板割平，不留伞檐。根据煤层厚度及时调整滚筒高低，按煤层起伏调整机身倾斜程度。防止割梁、割底或丢顶煤、底煤，以保证溜子平直，并保证采高。(5)机组电缆必须入槽，电缆槽内不许存放煤、杂物，副插帮联接装置要齐全，防止挤、刮电缆。随时注意电缆、水管的正常运转，不得使其受外力影响，不得使电缆、水管落在电缆槽外边。(6)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。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3m范围内是否有人，有人严禁移架。(2)割过没后，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，其他人员不得站在破碎机附近，支架前方巷道10m范围内不得有人。(6)割煤时可将机组前方10m的推溜手把打在供液位置，停止割煤时，必须及时将手把打在零位。3.推溜(1)溜子不运转时，不得移溜，防止塞溜子。顶溜要三组以上同时进行配合作业，保证弯曲段长度不得小于15米，以免顶坏溜子，移溜子要成一条直线。(2)移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止从两端向中间移。(3)每次移溜必须够一个步距，若因机道有台阶、石块等障碍，推不动溜子时，应返刀扫煤。若溜子翻车时，要及时吊起或垫溜子。(4)移溜子机头、机尾时，机头、转载机之间以及机尾要停止一切工作禁止任何人停留，以防挤人或拉倒柱子伤人。(5)移机头、机尾时，必须将机头、机尾和过渡槽处的煤研卧下去，以防机头、机尾漂起，损坏过渡槽。循环图表、劳动组织、主要技术经济指标工作制度。工作面实行“四六”工作制，三班采煤一班检修采煤工作面循环图表采煤机进刀方式。 采煤机进刀方式（3）劳动组织劳动组织表序号工种出勤人数早班中班夜班轮休管理人员合计1班长211152采煤机司机22263支架操作工22264外围3145前后刮板机司机22266控制台司机11137煤机检修工338支架检修工339三机检修工3310电气检修工3311泵站检修工1112电焊工1113下料工1114材料员2215验收员1116采煤技术员1117机电技术员1118副队长4419党支部书记1120队长11合计23889856回采巷道布置工作面巷道布置根据井田内可采煤层的层数、层间距和服务的煤层数目不同，运输大巷可以分层布置集中布置或分煤组集中布置。本矿井可使用集中大巷布置，这种布置方式的优点是——开采水平内只布置一条或一组集中大巷，故总的大巷开拓工程最较少；大巷一般布置在开采煤组的底板岩层或下部煤岩较坚硬的煤层中，易于维护，大巷的维护工作量较少；可以跨大巷开采，不留大煤柱；由于以采区石门贯穿各煤层，可同时进行若十个煤层的准备和回采，生产区域比较集中，开采强度较大，有利于提高井下运输效率。工作面巷道断面特征和支护方式工作面巷道设计为矩形断面，采用锚网索支护方式，7201回采工作面的回釆巷道净断面为4500x3300mm图6-3-1工作面轨道进风顺槽断面图图6~3-2工作面回风皮带运输卷井下运输概述矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏较浅，储量丰富，媒质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为4Mt/a。矿井工作制度是“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。煤层及煤质本矿井储量丰富，煤质优良，2#煤层，均为中厚煤层，容重1.45t/m'且煤层倾角为6.5度，地质条件简单，煤层无自然发火倾向，矿井绝对瓦斯涌出量5m3/min，煤层生产能力大，具备实现高产高效的条件。运输距离和货载量条带斜巷平均运距为1300m，最大运距2000m;大巷最大运距2800m。故从井底车场到工作面最大运距为4800m。带区内布置一个工作面，设计工作面日产量1212121.2t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况：人员运输考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输。矿井运输系统1.运输方式运煤：由于矿井属大型矿井，运输系统要有较大的运输能力，由于煤层赋存条件简单，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开采，巷道掘进采用综掘机掘进、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。辅助运输采用8吨蓄电池电机车牵引3吨固定箱式矿车运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘人车，由其送达各个工作地点。2.运输系统(1)运煤系统工作面→胶带运输平巷一带区煤仓→胶带运输大巷→井底煤仓→主井→地面工业广场(2)运料系统地面工业广场→副井井底车场→井底换装站→辅助运输大巷→一带区辅助集中运输巷→辅助运输平巷→工作面(3)通风系统带区内各工作面采用U型通风。地面工业广场→副井井底车场→辅助运输大巷→一带区辅助集中运输巷→辅助运输平巷→工作面→胶带运输巷→回风斜巷→北翼胶带大巷→回风斜巷→风井(4)运输系统：大巷掘进或是上山掘进中的石一般有矿车直接拉到副井井底车场，再由副井罐笼提至地面。带区运输设备选择设备选型原则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，不要出运现输送机一轨道一输送机一轨道的情况；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。带区运输设备选型及能力验算I.运输设备选型结合矿上实际使用情况，根据各采煤设备之间的配套关系和工作面生产能力的要求，工作面架前釆用SGZ1200/200型刮板输送机。其技术特征见表6-5.工作面端头设一部SZZ-764/132桥式转载机，配套破碎机型号为PEM1000x1000。工作面运输巷内选用SSJ1000/2X110型可伸缩胶带输送机表7-2-1 顺槽胶带输送机技术特征项目单位规格标准型号SSJ1000/2X110运输能力t/h1400带速m/s2.5带宽mm1000张紧滚筒直径mm400输送带类型阻燃胶带机头尺寸（宽X高）mm2511X1900机尾尺寸（宽X高）mm1849X720卸载滚筒直径mm500机尾滚筒直径mm500传动滚筒直径mm630托滚直径mm108电动机型号YDIS-110功率KW2X110电压V1140质量t101制造厂家张家口煤矿机械厂2.分带集中运输斜巷辅助运输分带斜巷辅助运输釆用绞车运输，技术特征表见表7-2-2表7-2-2 JW1600/80绞车主要技术特征表项目单位技术特征型号JW1600/80载荷钢丝绳最大静张力kN60两钢丝绳最大张力差kN50绳速m/min64.8滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28电动机型号YB280M—6功率kW75电压V380/660外形尺寸mm3245x7210x1600带区轨道的斜巷下部车场为平车场，采用双钩串车提升，按车场线路的尺寸进行确定一次提升的时间：Tx=L1/V0+(AxL)/V+Q1式中：T、一一次提升的时间，s；L一分带斜巷长度，1500m；么一下部车场线路长度，取90m：V一串车在下部车场内运行的平均速度，取1m/s;α一双钩串车提升的速度系数，取1.08；Q一摘挂钩时间，取25s；V一最大提升速度，取4m/s。则：7,=20108×1500+25=520(s)保证所需运输能力的一次提升穿车的矿车数为：Z=(A1/A2+B1/B2)xTx/(Tx3600)式中：Z—一次提升矿车数；A.一每班的辅助运输提升量，这里按煤炭产量的10%计算，154t；A，一每辆矿车的装载量，3t;T—每班绞车工作时间，取4h;B1一该带区的每班材料的运量取20m'/班；B2—一辆材料车的实际体积，3m。则：Z=(154/3+20/3)x520/(4x3600)=2.1取Z=3，故一次串车提升3辆矿车。3.运输能力验算设计长壁回采工作面的采煤机最大瞬时出煤能力800t/h，工作面刮板运输机生产能力900t/h，转载机的生产能力1100t/h，条带斜巷胶带通过能力1400t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力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大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备满足要求。区段平巷内的运输形式为绞车接力形式，将料运到工作面。大巷运输设备选择胶带回风大巷设备选择为了充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效的集约化生产，大巷带式输送机运输能力应与采区采煤设备瞬时生产能力相适应。设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力是1200t/h，带区设缓冲煤仓，长壁回采工作面条带斜巷带式运输机来煤先进煤仓，再装载到大巷带式输送机上。大巷带式输送机承担全矿年产为4Mt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=1200mm，V=4.0m/s的钢绳芯带式输送机，输送能力5000t/h，大巷带式输送机见表7-2-1。表7-2-1大巷带式输送机主要技术参数项目单位数量带宽mm1200运量t/h2000带速m/s3.0电动机型号YBS-250功率kW2x250电压V1140外形尺寸mm8744x3250x2200质量t124辅助运输大巷选择表7-3-2蓄电池电机车技术特征项目单位数量型号XK-9/132-1A粘着质量t8轨距nun900制动方式机械制动电压V132电池个数个66牵引力长时制kN2.94小时制kN11.722外形尺寸长mm4500宽mm1360高mm1550表7-3-3固定箱式矿车技术特征项目数目单位型号MGC3.3-9装载量3t轨距900mm允许牵引力60kN质量1320kg外形尺寸长3450mm宽1320mm高1300mm矿井提升概述矿井设计井型为4Mt/a，服务年限51.5年，其中2#煤层服务年限为36.7年。煤层埋藏深，厚度大，储量丰富。矿井属于低瓦斯矿井，煤层没有自然发火危险，但煤尘有爆炸性。矿井的工作制度为“四六”制，三班采煤，一班检修，每天净提升时间为18小时，矿井设计年工作日330天。矿井开拓方式为主斜井副立井综合开拓，主井采用胶带输送机运煤，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池式电机车，条带斜巷采用绞车运输。主副井提升主井提升主斜井担负提升煤炭的任务，趋势是装备胶带输送机，装备胶带输送机并设检修用的提升绞车设备，装备运输能力和铺设长度大的强力胶带输送机或钢丝绳牵引胶带输送机。带宽0.8m以上，带速1.8m/s以下的钢丝绳牵引胶带输送机，还可用于运送人员。设备选型刮板输送机技术特征项目单位规格标准型号SGZ1200/200设计长度m300运输能力t/h3300刮板链速m/s50功率KW2000电压V2200链条形式中双链链破能力KN5000中部槽长mm1500.1750可伸缩胶带输送机特征表型号运输能力t/h出场长度输送带电动机宽度(mm)速度m/s台数功率(Kw)电压（V）功率因数DX-35506008002.0240X2660/11400.86顺槽转载机特征表型号机型出场长度小时运量t/h电动机型号率KW功1电压（V）SZZ-730/13双边链43630KBY5501321140副井提升副立井主要是提升人员、材料、设备和矸石的任务。根据辅助运输的设备和井下的矸石量，初步选择罐笼GDG1/6/2/2型，1t矿车双层单车罐笼，其自重是4.3t，最大载重是4.3t。要求最大班工人下井时间正常不超过40min，最大班净作业的时间一般不超过5小时（包括提人、材料、矸石等），其中升降工人的时间，按照工人下井时间的1.5倍，升降其它人员的时间，按照升降工人的20％，提升矸石按照日出矸石量的50％；升降坑木按日需求量的50％。(1)用提升人员验算：式（8-6）式中：——每罐提升人数，30人；——最大作业班下井人数，取=80人；——提升加速度，取；式（8-7）＝370+30＝400其中：——矿井开采水平垂直深度，m；——卸载水平至井口水平距离，取30m；——稳罐附加时间，取＝5s；θ——上下人员休止时间，取36s；所以：＝720100人所以满足要求。(2)以最大班净作业时间是5小时验算①提矸石每班的作业时间（小时）式（8-8）式中：——每日矸石提升量，t；——每次矸石提升量，t；——循环时间，t;式（8-9）=87s所以：＝2.2h＝198min②升降其他人员的时间是0.2×（min）（60min）式（8-10）＝12.5min0.2×＝0.2×17＝2.5min③下坑木按日需求量的50%计算；取0.3h＝18min④炸药是2~4次，取3次；保健车是2~4次，取3次；运送设备是5~10次，取8次；其他是5~10次，取8次；故：总计3+3+8+8＝22次22×100s＝37min所以：总作业的时间是：168+12.5+2.5+18+37＝238min＝4h<5h故满足要求。矿井通风及安全技术矿井通风系统选择矿井通风设计的依据及矿井通风系统选择矿井通风的设计所依据主要资料包括：（1）井田精査地质报告所提供的开采技术条件，如煤层賊存条件、矿井瓦斯等级、各煤层瓦斯涌出量及涌出形式、煤层自燃发火性及发火期、煤层爆炸星级爆炸指数、矿区地面气候、低温参数及常年主导风向、矿区地形地质图等；（2）矿井开拓开采设计资料，如矿井设计生产能力、矿井开拓方式、各水平服务年限、初步设计确定的开拓及菜区巷道布置图、釆煤方法、个采区及工作面的产量分配、采掘工作面的比例、生产和备用工作面个数等；（3）邻近矿井有关通风与安全等方面的经验数据和统计资料；（4）通风设备的产品目录和价格：矿井通风系统选择总的原则应贯彻“安全第一，预防为主"的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理，同时必须遵守《煤矿安全规程》中第113条、第114条、第115条和第116条的有关规定。选择通风系统主要考虑矿井开釆技术条件和开拓开采条件、同时考虑尽可能地减少井巷工程量和通风经营费，设备运输与维修费等经济因素，另外，还要根据上述因素考虑是否需要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。矿井通风系统的选择矿井通风系统包括通风方式（进风井和回风井的布置方式）、通风方法（矿井通风机的工作方法）及由若干通风井巷和交汇点构成的通风网络。本井田的走向最大长度为6.5km,最小长度为3.5km,平均长度为6km.井田倾斜方向的最大长度为3.5km,最小长度为2.2km,平均长度为3.5km。煤层的倾角最大为5，最小为1，平均为3。井田主要可采煤层为2#煤层，平均厚度为5.4m，倾角平均为3度左右，瓦斯和水涌出量不大。矿井初步设计年生产能力400Mt/a预计矿井相对瓦斯涌出量为1.50-3.38m/t,二氧化碳绝对涌出量为1.50〜2.25m/min为低瓦斯矿井.主釆煤层挥发份指数10.90%,火焰长度为5mm,煤尘爆炸危险性。主要大巷均沿岩层掘进，在带区内不设准备巷道，直接在大巷两侧布置分带。工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化一次采全高全部自然垮落法管理顶板。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。根据以上通风方式选择的要求，结合本矿实际条件，提出以下4种可行的通风方式：见表9-1-1.表9-1-1 通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的嗓音影响：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，釆空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路长，风阻大，釆空区漏风大建井时间略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层的倾角大、埋蔵深，走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火不严.重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火较严重煤层走向较大（超过4kn）,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带区及全矿所需风量确定矿井总风量Qm=（∑Qct+∑Qbt+∑Qat+∑Qgt）Km式（9-1）式中:Qm——矿井的总进风量，m³/min；∑Qct——采煤工作面和备用工作面需的风量总和，m³/min；∑Qbt——掘进工作面需要的风量总和，m³/min；∑Qat——独立通风硐室需要风量总和，m³/min；∑Qgt——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它的井巷需在通风量总和，m3/min；Km——矿井中的通风系数，适合取1.15～1.25；，m3/min式（9-2）其中：T综采——综采工作面的平均日产量，t/d；k瓦——瓦斯涌出不均衡系数，取k＝1.15；100——按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算；q瓦——相对瓦斯涌出量，m³/t；所以：＝31.27m3/minQ综采＝100Q综瓦＝100×31.27＝3127m3/min1.按井下同时工作的最多人数计算风量Qm=4NKm式（9-3）式中Qm——矿井的总需风量（m3/min）N——井下同时工作最多人数（人）Km——矿井的通风系数，取1.15Qm=5×76×1.15=437m3/min2、按CH4或CO2涌出量计算,其计算式为Qb=100KzQz式（9-4）式中：Qb——排出采煤(矿)工作面CH4或CO2所需风量(m3/s)；Qz——采煤(矿)工作面CH4或CO2平均绝对涌出量(m3/s)；Kz——CH4或CO2的不均衡系数，一般机采工作面取1.2~1.6，炮采工作面是1.4~2.0，工作面是2.0~3.0，生产矿井可在各个工作面正常生产条件时需要连续观测一个月取日CH4或CO2的最大绝对涌出量和月CH4或CO2平均绝对涌出量的比值。则有：Qb=87×1.2×5.27=550.18m3/min3、按工作面进风流温度计算，其计算式为Qs=v0S0K0式（9-5）式中Qs——按采煤工作面的进风流温度计算的需风量；v0——采煤工作面的合适风速(m/s)，按照进风流温度从表9-1中选取，按20℃取1.0；S0——采煤工作面平均有效通风断面积m2，按最大的和最小的控顶效断面积平均值计算；K0——采煤工作面的长度风量系数，按照表9-2选取。Qs=1.0×1.2×18=21.6m3/min表9-1采煤（矿）工作面温度与风速对应表采煤工作面的进风流温度/℃采煤工作面的合适风速(m/s)<150.3~0.515~180.5~0.818~200.8~1.020~231.0~1.523~261.5~1.8表9-2采煤（矿）工作面长度风量系数表采煤（矿）工作面长度/m工作面长度的风量系数K0<150.850~800.980~1201.0120~1501.1150~1801.2>1801.3~1.4按照风速进行验算根据《矿井安全规程》的规定，采煤工作面的最小风速是0.25(m/s)，最大风速是4(m/s)的条件来验算，则：Qmin≧15×S式（9-6）Qmax≦300×S式（9-7）则有：Qmin=19×16=300<632.4Qmax=300×16=4800>632.4所以验算得知Qm=632.4m3/min符合风速要求4、备用面需风量计算Q备=0.5Q综采式（9-8）即Q备=0.5×623=311.5m3/min掘进工作面所需风量掘进工作面所需要的风量，m3/min。式（9-9）式中：——每个煤巷掘进工作面所需风量，取150m3/min；——每个岩石掘进工作面所需要的风量，取250m3/min；n——独立通风的煤巷、岩巷数；——掘进工作面的备用系数，通常取1.20。∑Q掘=（3×150+1×250）×1.2=840m3/min硐室需风量计算采区的变电所和变电硐室，可按照经验值确实所需要的风量。通常是60~80m3/min。这里取采区变电所的所需风量：70m3/min机电硐室所需要风量：70m3/min充电硐室所需要风量：65m3/min其他硐室所需要风量：80m3/min则Qat=285m3/min其他井巷需风量计算新建的矿井井巷的总需求风量不好计算的时候也可以按照采煤工作面、掘进工作面和硐室的所需要风量总和的3%~5%估算。所以，QR=(∑Qbt+∑Qat+∑Qct)∙3%式（9-10）=64.5m3/min所以Qm=（∑Qct+∑Qbt+∑Qat+∑Qgt）Km式中:Qm——矿井的总进风量，m³/min；∑Qct——采煤工作面和备用工作面的所需风量，m³/min；∑Qbt——掘进工作面所需要的风量总和，m³/min；∑Qat——独立通风的硐室需要的风量总和，m³/min；∑Qgt——矿井中除掘进和硐室以外其它井巷需要的通风量总和,m3/min；Km——矿井中的通风系数，适合取1.15～1.25，这里应取1.3；Qm=（840+64.5+280+895.9）×1.3=2591.7m³/min确定采区和全矿的风量分配主井风量应该是总风量的三分之一：2591.7×13=863.8m³副井风量应该是总风量的三分之二：2591.7×23=1727.7m³采区工作面的风量是：1.3×632.4=822.12m³/min备用工作面的风量是：1.3×263.5m³=342.55/min掘进工作面的风量是：1.3×840m³=1092/min硐室风量是：1.3×280=364m³/min其他巷道风量是：1.3×60.5=78.65m³/min风速验算各巷道的风速、风量的一览表如下：巷道名称风量断面风速允许风速副井1665.122.752.78<8回风大巷2491.77.54.76<8主井830.919.63.22<6采煤工作面781.9122.79<4辅助大巷1665.1170.699<4风井2498.729.64.40<15由以上可以知道所校核的风量，分配都满足了最高风速和最低风速。全矿通风阻力的计算在扇风机整个服务年限内，矿井通风的总阻力都会随着开采深度的增加和走向范围的扩大、产量的提高而增加，为了使扇风机在整个服务年限内可以在合理效率范围内进行运转，选择扇风机时，应该考虑到最大和最小可能的总阻力，前者对应的扇风机在服务年限内通风最困难的时期矿井的总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时也应该考虑到自然风压的作用。在进行矿井通风总阻力的计算时，不需要计算每一个巷道的通风阻力，选择其中阻力最大的一条风路计算就可以了，但是如果选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大。通过风扇的风量应该大于通过矿井的总风量，想要计算出阻力就应该算出风扇的风量。设计矿井通风容易时期的通风阻力副井——井底车场——运输大巷——进风行人斜巷——分带运输斜巷——回风大巷——回风石门——风井通风困难时期的通风路线副井——井底车场——运输大巷——进风行人斜巷——分带运输斜巷——分带回风斜巷——回风大巷——回风石门——风井抽出式：式中：Q扇=（1.05—1.10）Q矿式（9-11）1.15-1.20——为外部漏风系数，出风井没有提升运输任务时取1.15，有提升运输任务时取1.20所以：Q扇=1.05×2491.7=2616.28m³/min计算方法根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：式（9-12）式中：V、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积（）；a——摩擦阻力系数；Q——各井巷和硐室通过的风量分配值，应根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以求得风量值，；表9-3-1容易时期各区段井巷的摩擦阻力序号巷道名称支护形式巷道长度L（m）巷道周长U（m）风量Q（m3/s）断面积S（m2）（Pa）风速m/s1副井井筒混凝土31.4370.617.361.923.13.02.182井底车场锚喷70112015.461.913.5447.74.563运输大巷锚喷7010001461.59.9399.84.544进风行人斜巷锚喷7510011.049.77.155.06.955分带运输巷工字钢105170011.025.37.2336.83.516回采工作面液压支柱24016013.425.11627.52.397回风大巷锚喷7011601461.97.2670.87.608回风石门锚喷872001461.57.5141.57.629风井混凝土39.2150.815.461.519.611.94.70合计2493.4表9-3-2困难时期各区段井巷的摩擦阻力序号巷道名称支护形式巷道长度L（m）巷道周长