【《高家堡煤矿4#煤层开采方案设计》19000字（论文）】

VIII高家堡煤矿4#煤层开采方案设计摘要本设计对高家堡煤矿4#煤层的地质条件进行了分析、总结，提出了两种开拓方案，选取了较优的方案。并在该开拓方案的基础上进行回采布置，对回采设备进行了选型，确定了各巷道形状以及大小。对矿井的主要运输系统辅助运输系统通风系统做出了相应的设计。高家堡井田位于彬长矿区西北部，主要为梁塬地貌，北部、东部边缘为泾河河谷，西南边缘为黑河河谷。地势总体呈南高北低，西高东低之势。塬面开阔平坦，西区塬面最高标高+1228.1m，东区塬面最高标高+1196.7m；泾河河谷宽500～900m，河谷标高+923.5～+863.5m；黑河河谷宽300～400m，河谷标高+938.6～+922.1m。本井田可采煤层有3层，主采煤层为4号煤层，4上煤层和4-1层煤为局部可采煤层，4#煤层底板标高+22.04～+298.00m，煤层埋深1195.70～581.50m。同时白垩系洛河组含水层厚度为256.30～514.46m，平均厚度397.69m，其厚度大，分布广，且该含水层为中等～强含水层，需采用特殊凿井法施工，在此埋深条件下，矿井不存在平硐和斜井开拓的可能性，设计采用立井开拓方式。关键词：立井开采目录16697目录 28788第一章课题来源 126517第二章井田境界和储量 212582.1井田境界 2125942.1.1井田情况 2260002.1.2圈定的井田范围 21432.1.2井田形状和面积 369822.2井田工储量 441762.2.1井田勘探情况 4249922.2.3井田工业储量 478962.3矿井可采储量 4195642.3.1矿井永久保护煤柱损失量 4271142.3.2矿井可采储量 623793第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 799233.1矿井工作制度 741653.2矿井设计生产能力及服务年限 7122343.2.1设计生产能力 7272143.2.2服务年限 710232第四章井田开拓 8158814.1井田开拓的基本问题 827144.1.1井硐形式的选择 8176084.1.2井硐数目 846234.1.3工业广场及井口位置 9257224.1.4风井位置 9300544.2方案比较 9177404.2.1各方案的基本情况及优缺点 9153744.2.2确定方案进行综合比较 1164234.3矿井基本巷道 1281894.3.1井筒 12193224.3.2井底车场选型 14312104.4图纸 18183234.4.1开拓方案一平面图 18206344.4.2开拓方案一剖面图 1910419第五章准备方式——盘区巷道布置 20110835.1煤层的地质特征 2055095.1.1盘区位置 2022435.1.2煤层地质情况 20167565.1.3其他开采技术条件 20101285.2盘区巷道布置及生产系统 20118735.2.1盘区准备方式的确定 20290425.2.2盘区尺寸与巷道布置 21227555.2.3盘区运输和通风排水 21110275.3盘区车场选型设计 2229835.3.1车场布置 22211075.3.2盘区主要硐室 22150165.4采区采掘计划 22106705.4.1盘区主要巷道的参数确定 2234185.4.2盘区生产能力 236413第六章采煤方法 25140786.1采煤工艺方式 25108786.1.1设计盘区的地质条件 25303886.1.2确定采煤工艺方式 25127726.1.3回采工作面参数的确定 2594826.1.4采煤及相关配套设备设备选型 2643266.1.5端头支护及超前支护方式 3189846.1.6回柱方法 31148786.1.7各工艺过程及其注意事项 31244276.1.8劳动组织和循环作业图 33304236.2回采巷道布置 3418646.2.1回采巷道布置方式 34193976.2.2工作面回采巷道布置 3428434第七章井下运输 35318237.1概述 35212087.2盘区运输设备选择 35269887.2.1煤炭的运输（主要运输）方式选择 35226127.2.2井下煤炭运输（主要运输）设备 35123207.2.3井下辅助运输设备 3617891第八章矿井提升 38197348.1概述 38159338.2主副井提升 38301958.2.1主井运输设备 3838368.2.2副斜井井运输 407763第九章矿井通风及安全技术 41205209.1矿井通风系统选择 4134689.1.1矿井通风系统的基本要求 41177679.1.2矿井通风方式的选择 42214209.1.3矿井通风系统方案比较 43137089.1.4盘区通风系统的要求 4380169.1.5工作面通风方式的选择 43213869.2盘区及全矿所需风量 44172179.2.1采煤工作面实际需风量 44276739.2.2备用工作面需风量 46291889.2.3掘进工作面需风量 46260149.2.4硐室需风量 4899059.2.5其它巷道需风量 50194609.2.6矿井总需风量 50117359.2.7风量分配 50124589.3全矿通风阻力的计算 5156909.3.1矿井最大最小阻力路线 5198879.3.2矿井通风阻力计算 51206439.3.3矿井通风总阻力 5396509.3.4总等积孔 54161629.4通风机选型 55131009.4.1主要通风机选型 5514192第十章设计矿井基本技术经济指标 5825899参考文献 60第一章课题来源任务书第二章井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田情况高家铺井田位于陕西省宾昌矿区，总规模17.0mt/a。大佛寺、胡家河、孟村、小庄四对大型矿山，雅甸保护区、杨家坪远景区，亭南、官排、蒋家河三个地方矿山，水幕区一个地方矿区。2.1.2圈定的井田范围高家铺矿总体规划600万T/A。高家铺井田在彬长矿区总体规划井田中圈定了44个拐点，面

表2-1-1总体规划高家堡井田边界拐点坐标一览表2.1.2井田形状和面积地层平缓，地质构造简单。4.煤层底板标高22.04(17-2)～298.00(1-3)m，煤层埋深1195.70(17-2)～581.50(1-3)m，位于当地侵蚀基准面之下。4#煤层东西长约25.7公里，南北宽16.6公里，面积219.1681平方公里井田总资源储量973.57mt，其中推断的上4煤层内在经济资源量（333）71.77mt；推断4-1煤层内在经济资源量为（333）1036万吨；4）煤层资源/储量（111b+122b+331+332+333）89144万吨。2.2井田工储量2.2.1井田勘探情况1、最低可采厚度0.8m。2、原煤最大可采灰分（AD）为40%。3、原煤最大可采硫量（st，d）为3%。4、原煤最低可回收热值为17.0MJ/kg。5、煤层容重1.39t/m3。2.2.3井田工业储量矿井工业资源/储量按式计算：Zg=Z111b+K-置信系数，0.7-0.9。地质构造简单，煤层产状稳定的矿井，K值取0.9；对于地质构造复杂、煤层产状不稳定的矿井，K值取0.7。井田结构构造相对简单，但主要可采煤层产状呈不连续块状分布，因此推断的资源量（333）可信度系数k取0.75。即Zg=Z111b+Z122b+Z2m11+Z2m22+Z333k=298.14+49.99+33.80+16.38+493.13*0.75=768.16Mt2.3矿井可采储量2.3.1矿井永久保护煤柱损失量1、井田煤柱的损失计算如下。Pj=H×L×m×γ（2.Pj＝30×9977.1×3.2×1.39＝133.13Mt2、矿井工业广场煤柱；工业广场占地1.2公顷，10万吨。矿井设计生产能力600万吨/年，超过240万吨，按以上标准取1公顷/万t，所以工业广场的大小是400m×450m形状为矩形。冲积层和基岩移动角见表2-3。工业广场保护煤柱预留面积见图2.1图2.1工业广场保护煤柱图永久煤柱损失见表2.4。2.3.2矿井可采储量计算如下：Zk=(Zg−p)×C则代入数据得：Z矿井储量总汇，见表2.5。表2.5矿井储量汇总

第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据我国现行规范，矿井设计年工作日330D，矿井采用“三八”工作制，两个生产班和一个维修班各工作8h，每天净提升时间16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1设计生产能力本矿井煤炭资源丰富，地质构造较为简单，同时煤层的生产能力大。应建设中大型矿井，产能为600万t/a。3.2.2服务年限矿井服的务年限要与矿井井型相适应。T=Zk/(A×K)确定井型时应考虑储量系数。矿山的每个生产环节都要有一定的储备能力。矿井投产后，产量将迅速增加；当地开采条件发生变化，可能减少储量。

第四章井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓对矿井来说至关重要，开拓时所开掘的井筒、巷道、硐室不仅服务范围大，在服务时间上也较长。所以选择合适的开拓方案对矿井的初期建设工程量，资金的投入，建井时间上有很大的影响。矿井投产后，对开拓巷道还需要进行维护，因此，在制定发展规划时应考虑这些因素。好的开拓方案，对矿井运输通风的运营维护成本都是有利的。现提出两种可行信方案进行比较。4.1.1井硐形式的选择矿井4号煤层底板标高+22.04～+298.00m，煤层埋深1195.70～581.50m。同时白垩系漯河组含水层厚度为256.30-514.46m，平均厚度为397.69m，且该含水层为中等～强含水层，需采用特殊凿井法施工，在此埋深条件下，矿井不存在平硐和斜井开拓的可能性，设计采用立井开拓方式。方案一采用3井筒：主、副、风三竖井。方案二采用4个井筒：主、副井各1个，风井2个，共4个井筒。4.1.2井硐数目根据生产需要确定井硐的数目。一、方案一:1、井筒包括：1条主立井，1条副立井，回风井为立井数量为1。2、井下硐室：1个中央变电站，1个井底车场和1个煤仓。3、大巷包括：运输大巷1条，辅运大巷1条，总回风大巷1条。二、方案二:1、井筒包括：1个主立井，1个副立井，回风井为立井数量为2。2、井下硐室：1个中央变电站，1个井底车场和1个煤仓。3、大巷包括：运输大巷1条，辅运大巷1条，总回风大巷1条。4.1.3工业广场及井口位置工业广场为满足对初期开采有利就，节省建井工程量，缩短工期；平衡两翼储量利于煤和材料运输，和通风系统的布置；交通便利，不占或少占良田；尽量少压煤，对矿井开拓有利的地质条件；避免自然灾害等条件，工业广场位置布置在井东西方向的中间位置，位于井田北部南北边界距离狭窄处。井口位置一、方案一主井井口坐标：（3904331.679，36483356.258，926.5）副井井口坐标：（3904355.000，36483547.600，926.5）二、方案二主井井口坐标：（3904711.600，36483452.400，926.5）副井井口坐标：（3904610.677，36483412.400，926.5）4.1.4风井位置一、方案一风井井口坐标：（3904215.719，36483633.190，926.5）二、方案二风井井口坐标：（3904832.950，36483039.300，926.5）4.2方案比较4.2.1各方案的基本情况及优缺点方案一：采用立井开拓，主副井，风井皆为立井，将风井建在井田东北方向，分别为一二盘区通风，矿井大巷为南北布置。方案如下：方案采用大直径主井副井+大功率提升机开拓，工业广场考虑位于井田中部偏西靠近铁路方向布置，方便煤炭运输，地势平坦，主井和副井布置在现场。副井直径8.5m，垂深840m，井口标高+926.5m，井底标高+120m，主井直径7.5m，垂深860m，井口坐标+926.5m，井底标高+120m，上述三个井筒均作安全出口。4#煤共划分为二个采区，将上山布置在采区走向中央，形成双翼采区。井下主要运输采用带式输送机，辅助运输采用无轨胶轮车。方案二：采用立井开拓，主副井，风井皆为立井，采用两个回风井。方案如下：本方案采用主井副井和中型提升机进行开发，工业广场考虑位于井田中部偏西靠近铁路方向布置，方便煤炭运输，地势平坦，主井和副井布置在现场。副井直径7.5m，垂深840m，井口标高+926.5m，井底标高+120m，主井直径6.5m，垂深860m，井口坐标+926.5m，井底标高+120m，上述三个井筒均作安全出口。4#煤共划分为二个采区，将上下山布置在采区走向中央，形成了双翼矿区。地下主运输采用带式输送机，辅助运输采用无轨胶轮车。方案一优点：立井施工技术成熟，工期短；多绳摩擦提升技术成熟，安全可靠；可满足大采高液压支架等大型设备的要求。第一种方案的缺点是：转运机、采煤机等超长设备必须拆卸；配套车等超宽设备必须拆解报废；人员、材料、设备共用一个竖井，起重能力固定，高峰时段起重能力紧张；大吨位提升机日常运行成本高；提升机和罐笼问题影响整个矿井的运输；井架井口间、起重机房等配套工程需地面施工；为了提高井筒的使用效率，在井底建一个长约800m的环形堆场。方案二优点：主副井以及回风井均采用立井开拓井筒长度短，初期工程量小；采用立井开拓建井时间短，投产快；初期投资少。立井施工技术成熟，工期短；多绳摩擦提升技术成熟，安全可靠；与大型提升机相比，日常运行成本较低。方案2的缺点：支架、支架架、转载机、采煤机等设备必须拆卸并并入井内；增加了支撑车的拆卸、装配和翻转程序；人员、材料、设备同井，起重量固定，高峰时起重量紧张；多环节、多工序降低了安全系数；提升机、罐笼问题影响整个矿井辅助运输；井架、井口和起重机室支架拆装车间等配套工程应建在地面上；必须在竖井底部建造一个800米长的圆形堆场和一个200米长的支撑装配室。4.2.2确定方案进行综合比较确定采用方案一。通过以上分析，本矿井生产能力为6.0Mt/a，属于大型矿井；主井安装箕斗用于煤炭提升；副井安装罐笼用于辅助提升；本矿井为高瓦斯矿井，初期风量为240m3/s，利用回风井回风，在井下布置工作面，一个预抽工作面；方案二考虑2个风井，但由于井筒施工难度较大，投资较高，且经过计算，前期一个回风井也能解决回风问题；因此设计推荐本矿井投产时，采用3个井筒，分别为主立井、副立井、回风立井。

4.3矿井基本巷道4.3.1井筒1、主井为立井，断面形状为圆形，如图4.1。图4.1主井断面图

2、副井为立井，断面形状为圆形，如图4.2。图4.2副井断面图

3、回风井采为立井，断面形状为圆形，如图4.3。图4.3回风立井断面图4.3.2井底车场选型主井和副井采用立井开发，采用带式输送机和无轨胶轮车。无轨胶轮车转弯半径小，机动灵活，无需复杂的井底车场。主井到达开采水平后一段石门连接井底煤仓。副井到达开采水平后经过一段石门和转向辅运大巷两侧的岔道相连。地下集水坑、泵房、中心变电所等洞室布置在石门和主巷道附近。4.3.3主要开拓巷道各巷道断面图如图4.4~4.6所示。图4.4主要运输大巷断面图图4.5辅助运输大巷断面图4.6总回风大巷断面图

4.4图纸4.4.1开拓方案一平面图高家堡4#号煤层开拓系统平面图如图4.7。图4.7开拓系统平面布置图

4.4.2开拓方案一剖面图高家堡4#号煤层开拓剖面图如图4.8。图4.8开拓系统剖面图

第五章准备方式——盘区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1盘区位置根据矿井设计生产能力，并结合井田开拓部署及煤层赋存情况，设计确定首采盘区数目为一个，即一盘区保证矿井设计生产能力。5.1.2煤层地质情况一盘区内可采煤层为4#煤层。煤层赋存厚度0.80～15.75m，平均10.5m，属较稳定的厚煤层。5.1.3其他开采技术条件这是一个高瓦斯矿井，煤尘在4#煤层具有爆炸危险性，易自燃煤层。根据勘探报告中的测试数据，该井田平均地温梯度为3.18℃/100M，其中非含煤地层平均地温梯度为1.93℃/100M，含煤地层平均地温梯度为4.23℃/100米。恒温区22m，温度13.5℃℃.矿区东部以一级热害为主，西部以二级热害为主。一盘区4#煤层赋存深度在800～1000m之间，处于高温区域，井下需采取机械降温措施。5.2盘区巷道布置及生产系统5.2.1盘区准备方式的确定盘区巷道布置的主要原则是在满足安全生产的基础上简洁一下道路系统和运输环节，为无轨胶轮车运输创造条件。盘区煤层倾角一般为0～7°，倾角较小，煤层厚度大，因此，开拓开采设计应多做煤巷，少做岩巷，采用大巷和工作面布置，即大巷兼作盘区巷道，大巷直接布置工作面进行开采。5.2.2盘区尺寸与巷道布置1、盘区尺寸确定首采盘区位置选择原则：（1）第一区块勘探程度高，储量丰富可靠，位于煤层产状稳定、地质构造简单、开采技术条件好的地区；（2）首盘区应布置在井筒附近，尽量减少初期工程量、缩短建井工期；（3）采掘接续稳定，能保证矿井设计生产能力；（4）第一盘区工作面推进长度适中，工作面移动和反转次数较少，服务年限合理；（5）运输系统简单合理，转载环节少，各环节运输能力配套合理；（6）首盘区应尽量布置在有邻近矿井生产实践经验的煤层中，以确保矿井投产后能够尽快达产。根据上述原理，结合矿区煤层赋存特征、开拓布局等条件，以及由近及远的开采顺序，首盘区布置在工业场地煤柱南侧的一盘区。一盘区东西长约4.0km，南北宽约3.0km，面积约12km2。一盘区煤层产状一般为盆地状，第一盘区中部沿东北-西南方向有一相对平缓的向斜构造。一盘区构造简单，三维勘探仅在盘区东北部解释DF2一条断层，断距0～30m。2、巷道布置设计1条辅助运输巷道、1条胶带运输巷道、2条回风巷道，该方案的优点是盘区工作面中部车场联络简单，辅助运输系统简捷，通风采用两进两回通风方式，风速及负压较为适宜，顺槽与回风大巷连接方便。缺点是布置四条大巷，初期工程量较大。5.2.3盘区运输和通风排水1、运煤系统盘区主运输系统：采煤机将工作面内的煤卸下。煤经刮板输送机、转载机、破碎机、溜槽皮带机送至溜槽落煤槽，再经皮带巷输送至底部煤仓，经主井提至地面。2、辅助运输系统盘区辅助运输：采用无轨胶轮车辅助运输，工作面需要的材料由无轨胶轮车经辅助运输顺槽运至工作面需要地点。工作面设备搬家采用无轨胶轮车整体运至下一工作面。3、通风系统新鲜空气通过辅助运输巷道（少量空气进入胶带巷道）和运输溜槽对工作面进行冲洗；工作面排出的脏空气通过回风溜槽排入回风巷道，最后由风井排出。为了满足瓦斯抽采需要，在工作面回风顺槽上方约25～30m、内错30m处布置一高位瓦斯抽放巷道是从采空区抽放瓦斯的巷道。4、排水系统盘区场下部布置在+70m高程，盘区集水坑布置在面板场下部，采用污水泵将工作面及顺槽涌水排至辅助运输大巷，经大巷水沟排至+70m高程盘区集水坑，然后通过排水泵和排水管道将水排到+120m井底水平，由+120m井底车场水泵房排水设备排至地面。5.3盘区车场选型设计5.3.1车场布置盘区上部车场位于矿井井底车场+120m水平标高，与井底车场统一考虑设置。盘区中部车场采用平车场形式，直接从辅助运输大巷沿煤层平推，与工作面顺槽联接，便于无轨胶轮车的运行。盘区下部车场布置在+70m标高，采用平车场形式。5.3.2盘区主要硐室盘区布置盘区变电所、水泵房和集水坑布置在盘区下部。集水坑长400m，容量满足4h正常进水排水要求。盘区变电所与水泵房合建。5.4采区采掘计划5.4.1盘区主要巷道的参数确定根据矿井技术装备水平，生产期间巷道掘进速度如下：岩石巷道：100m/月岩巷综掘：150m/月煤巷综掘：250m/月为保证矿山开发、整备和工作面的正常衔接，设计投产时共配备5个掘进工作面，有2条综采煤巷、2条综采岩巷和1条普通岩巷。断面是矩形，断面图见第六章图6.4、图6.5。5.4.2盘区生产能力1、综采工作面（1）工作面循环进度采煤机截深为1m，也就是说，采煤机的工作面向前推进1米。工作面回采率为0.93，首采工作面的平均顶底板距离是4.20m，该层煤的容重是1.39t/m3。得出循环产量为：（2）工作面年推进度工作面开机率受各种因素影响最终取0.9。采煤机行走速度与采煤机本身以及液压支架的拉架速度有重要关系。此处液压支架的控制方式是电液控制，移架的速比起手动控制度快，采煤机选用大功率的电动机牵引，平均切割速度为3.0-3.5m/min计算。割一刀煤所需要的时间（280+2×10）/3.5=85min工作时间为：8×2×0.9×60=972min日进刀：972/85=11.50，取12刀每一年推进的长度：12×1×330=3960m。（3）工作面生产能力工作面年产量（4）回采工艺采用双滚筒采煤机双向采煤，采用端部斜切进给。（5）工作面各工序的安排在设计中，支架按顺序移动，支架及时。工作面主要工作顺序如下：2、机掘进工作面（1）掘进工艺本设计选用掘锚一体机进煤巷。（2）年产量掘进速度为250m/月，井下煤层巷道平均断面20m2，则掘锚机年掘进煤量为：表5.1工作面特征表盘区煤层工作面平均采(m)长度(m)年推进(m)生产能力一盘区综采工作面4.2028039606.02掘进工作面45120000.08合计6.103、盘区采出率盘区工业储量为63503万吨；盘区实际产煤量为47425万吨；则：盘区采出率=474.25/635.03×100%=75%

第六章采煤方法6.1采煤工艺方式不同的采煤工艺有不同的特点，从炮采（爆破）到普采再到总采机械化程度越来越高，大大降低了井下作业的劳动强度。但不同的采煤工艺有着不同的，要根据矿井的地质条件，矿山企业的装备能力，以及矿井的设计生产能力等方面来确定。6.1.1设计盘区的地质条件地质构造：第一盘区煤层产状一般为盆地状，第一盘区中部沿东北-西南方向有一相对平缓的向斜构造。一盘区构造简单，仅在盘区东北部解释DF2一条断层，断距0～30m，对机械化开采布置工作面影响不大，能充分发挥综合机械化采煤设备的整体效能。煤层赋存条件：井田一盘区内仅赋存4#煤层，煤层厚度0.80～15.75m，平均10.5m，属较稳定的厚煤层，一般倾角0～7°，适于综合机械化开采。局部有一层矸石，厚度0.20～0.40m，平均厚度0.26M。岩性为泥岩、砂质泥岩，结构简单。6.1.2确定采煤工艺方式根据井田煤层条件，在4#煤层与洛河组含水层间距及导水裂缝带高度没有摸清之前，为降低导水裂缝带高度，减少保护煤柱资源量，保证初期工作面开采安全及提高资源回收率，本次设计推荐采用综合机械化一次全高开采技术，长壁开采法，开采高度4.2m。6.1.3回采工作面参数的确定盘区设计年推进长度为3960m。该盘区结构简单，煤层赋存状态稳定，顶底板条件较好。确定首采工作面长度280m，采高4.2m。采煤机截割深度为1m。受井田境界和产量影响工作面长度和推进长度应该做出相适应的调整。6.1.4采煤及相关配套设备设备选型1、采煤机采煤机选型要与所采煤层匹配，牵引方式及功率要选取地合理，采煤机的各个参数要求有一定的适应范围大；采煤机生产能力要能满足生产的需要，实际生产的能力应当大于设计的生产量；采煤机的要求是可靠性高、安全性能好；它也很容易维护（1）应该具有的最小生产能力计算如下：Qh=Qy×f/[D×(N−M)×t×K]Qh=6000000×1.8/[330×(4-1)×6×0.9]=2040t/h（2）采煤机的牵引速度计算如下：Vc=Qh/则该综采工作面Vc=2040t/h/（60×1×4.20×1.39×0.93）=6.3m/min（3）确定滚筒直径：滚筒直径选取2.7m。选用Mg900/2215gwd型机载交流变频调速无链电牵引采煤机，采煤高度2.7-5.3m，切割深度1000mm，滚筒直径2.7m，电机功率2.5m×900千瓦，3300伏，130吨各主要技术参数见表6.1。表6.1采煤机技术参数表2、运煤三机配套设备刮板输送不仅要能够将采煤机破的煤运完全出，还必须留有备用能力。运输能力计算。Qc运输能力应大于2500t/h。在刮板输送机工作时考虑到各种不利于运输的条件条，刮板输送机的运输能力应该留有富余量。转载机、破碎机能力应该大于刮板输送机的最大运输能力。该矿工作面设计选用SGZ1000/2×855型刮板输送机、SZZ1000/400型转载机、JOY375KW(2×700)破碎机。设备参数见表6.2、6.3、6.4。表6.2刮板输送机技术项目单位参数型号SGZ1000/2×855输送能力t/h2200装机功率kW2×885链速m1.3刮板链型式m中双链供电电压V3300内槽宽mm1000表6.3转载机技术参数项目单位参数型号SZZ1000/400输送能力t/h2500装机功率kW450设计长度m70供电电压V3300

表6.4破碎机技术参数项目单位参数型号PCM200输送能力t/h2500装机功率kW250出口粒度mm150～300供电电压V3303、可伸缩带式输送机盘区选用可伸缩带式输送机型号为DSJ1403×400。表6.5顺槽胶带机主要技术特征表项目单位参数型号DSJ140/250/3×400驱动电机数量台3带宽m1.4储带长度m120张紧装置型号ZYL-500J4、液压支架（1）支护的强度确定P=7·m·r×9.8×10-3（6.4）式中：P－支架支护强度，MPa；m－采高，取4.2m；r－岩石容重，取2.5t/m3。则支撑强度为：P＝7×4.2×2.5×9.8×10-3＝0.72MPa按有效支撑面积9ｍ2计算，支撑工作阻力为6483kN。本设计中工作面初选ZY10000/26/55型液压支架。其技术参数见表6.6。5、乳化液泵站乳化液泵站是为了给个液压设备提供动力的，最主要的就是液压支架。液压支架的升降，就是依靠乳化液泵站提供动力。液压压支架和刮板输送机的行走也是靠的乳化液泵站提供动力。乳化液泵站的供液速度影响着每台液压设备的动作速度。表6.7乳化液泵主要技术特征表6、喷雾泵站综采工作面PB-320/10型喷淋泵站主要技术参数见表6.86.1.5端头支护及超前支护方式1、端头支护以及超前支护方式该设计采用端头液压支架来支护端头处顶板。2、超前支护回风溜槽超前支护采用三排单体液压支柱，排距1.0m。运输通道超前支护采用两排单体液压支架，排距为1.0m。6.1.6回柱方法在要回柱之前必须先要检查顶帮的安全状况确认安全，然后才能够进行回柱。在回柱工作的时候监督保护的人员必须时时刻刻观察顶板和两帮的情况。如果发生异常情况时要立即通知回柱工作的人员及时地撤离有危的险地带。若顶板破碎且无法保证回柱人员安全，严禁超前回柱，应该用钢丝绳拉倒单体液压支柱或用铲煤板推倒单体支柱后，再将其拽出危险区域进行回收单体液压支柱。6.1.7各工艺过程及其注意事项1、割煤采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机液压支架与柔性刮板输送机完成一个循环。采煤机进行双向截煤，前后切割两片煤。2、进刀（1）进刀距离D=2L采+L弯（6.6）把以上数据带入式中，得D=2×4.9+10=19.8m近似地，进刀距离取20m，约27架。（2）进刀方式采用端部斜切进刀方式。采煤机切至末端后，机头进料时，降下前滚筒，升起后滚筒，改变斜切进料的驱动方向。同时，液压支架落在采煤机后面移动机架，如图6.1a所示；直到采煤机完成弯曲段并进入刮板的直线段，刮板输送机将刮板输送机从采煤机方向直推至末端方向，如图6.1b所示；一次又一次地改变两个滚轮的位置，进到时在上部的滚筒下降下部，当下滚筒上升到上滚筒时，采煤机反向运行，切割三角煤，如图6.1c所示；截割三角煤后，采煤机空刀返回，改变两滚筒上下位置进行正常截煤，如图6.1d所示。这就完成了采煤机进给的整个过程。图6.1采煤机进刀方式示意图3、移架工作面采用液压支架支护，支护方式为及时支护，也就是先移动液压支架后推移刮板输送机。要是没有特殊情况，液压支架推移在采煤机工作的位置之后5～7台液压支架之后。如果遇到特殊情况，支架可以仅滞后前滚筒1～2架，每次移动液压支架向前推进0.8m。如果是工作面来压亦或是顶板破碎，再者已经出现漏顶的现象，则需要提前移动液压支架。4、推移刮板输送机（推溜）推移刮板输送机时要在正在移动液压支架的位置之后20m也就是12台液压支架的距离。刮板输送机每次向前移动0.8米。推移刮板运输机时各推移千斤顶的液压油缸相互配合逐次推出，避免推移不均匀造成刮板输送机局部过度弯曲，最大水平弯曲不得超过1～3°，垂直弯曲不能超过3°，推刮板输送机时，不允许先推两端，再推中间，因为这可能造成刮板输送机中间鼓起，支架发生咬架等事故。6.1.8劳动组织和循环作业图工作面采高4.20m，压路机截割深度1m，采用“38”工作制。夜班是生产班，时间0点到8点，早班生产二班时间8点到16点，中班为检修三班时间16点到0点；。每个生产班割6刀煤。循环图表图6.2。图6.2循环作业图表1、工作面生产循环作业及工序安排开采高度4.20m，滚筒切割深度1m，每个生产班割6刀煤，日进尺12m。本设计采用的是及时支护。2、工作面循环产量计算Q1Q1=280×4.20×1×1.39×0.93=1520t日产量=Q×日循环数（6.8）=1520×8=18240t6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式回采巷道布置是将回采工作面与主采巷道连接起来，形成输煤、辅助运输、通风等生产系统，保证连续开采。通道沿煤层走向布置。主运输通道长1500m，回风通道长1500m，主运输通道长1500m安设带式输送机运煤断面尺寸4m×3m。回风溜槽也用于行人和物料运输，截面尺寸为4×3m；辅助运输通道按放设备列车和工作面设备的回撤，断面规格为5×3m；工作面切眼用于安装采矿设备，规格为7×3.2米6.2.2工作面回采巷道布置工作面运输顺槽、辅运顺槽和回风顺槽巷道支护见表6.9。表6.9工作面巷道支护形式表巷道名称长×宽×高（m）支护形式回风行人顺槽1200×4×3正帮螺纹钢锚杆、金属网副帮螺纹钢锚杆、金属网顶板螺纹钢锚杆、钢筋梯、金属网主运顺槽1200×4×3正帮玻璃钢锚杆、塑料网副帮螺纹钢锚杆、金属网顶板螺纹钢锚杆、钢筋梯、金属网第七章井下运输7.1概述井下运输包括煤的运输，矸石的运输，物料的运输，设备的运输，以及人员的运输。煤炭的运输我们称之为主要运输，用来运输煤炭大巷道叫做主运大巷。除煤炭以外的其他运输都称作是辅助运输，用来辅助运输的大巷称作是辅助运输大巷。7.2盘区运输设备选择7.2.1煤炭的运输（主要运输）方式选择1、主运输巷道煤炭运输方式选择根据开拓方案的部署，产量为600万t/a，仅布置有一个回采工作面和一个掘进工作面。带式输送机具有运量大、效率高、成本低、事故少、管理维护简单、易于实现集中控制和自动化等优点，可以充分发挥综采设备的效率，保证综采设备的连续性、高效性，矿井节能稳定生产。根据矿井条件，设计了以带式输送机为主巷道的输煤方式。2、盘区主要煤炭运输方式选择盘区采用带式输送机运煤。7.2.2井下煤炭运输（主要运输）设备1、煤炭运输系统不根据开拓布置，采煤工作面的煤炭由顺槽带式输送机运至盘区溜煤眼缓冲后，由给煤机给入胶带大巷带式输送机运至井底煤仓，或经仓上移动带式输送机转载至另一井底煤仓，经仓下给煤机给入井底装载系统，由主井提升至地面。胶带大巷带式输送机设计参数如下：运距：前期1580m，后期总运距2300m提升高度：前期80m，后期总提升高度20m输送量：Q=3000t/h数量：1台2、带式输送机小时运输能力的论证根据开拓开采部署，井下不设盘区煤仓，因此胶带大巷带式输送机运输能力应与工作面顺槽带式输送机运输能力和采煤机的能力匹配，同时考虑到采煤、掘进同时来煤的可能性及不均衡性，取胶带大巷带式输送机运输能力为Q=3000t/h，满足矿井生产能力。7.2.3井下辅助运输设备1、辅助运输系统矿井为大型矿井，辅助运输方式可选，经设计比较，建议采用有轨无轨辅助运输方式，井底采用有轨辅助运输方式，辅助运输巷道采用无轨运输方式，具体讨论如下：无轨胶轮技术在矿井辅助运输中的应用，极大地提高了辅助运输的效率，促进了矿井设计的综合改革，极大地提高了综采工作面移动速度，改善了矿井井下运输的安全条件，提高运输效率。可以说，无轨运输在煤矿的应用，改变了以往辅助运输的被动局面。因此，在条件适宜的矿井中，无轨胶轮运输应是首选，从发展模式上为无轨胶轮运输创造条件。这是确定井下辅助运输方式的重要概念。综合上述分析比较，结合本矿井煤层倾角和井下巷道倾角基本都在0°～7°的特点，无轨胶轮运输是最佳选择，故本矿井设计推荐采用无轨胶轮机车运输系统。辅助运输量及其运距的估算本矿井是年产6.0Mt的大型矿井，根据地下煤炭的赋存情况和井下采煤工作面布置形式，矿井投产后布置一个综采工作面和五个掘进工作面，正常生产时，最大班下井人数247人，材料和设备的主要运输量（立井日提升量）经估算为：1）下放坑木6车，2）材料与设备等12车，3）水泥、沙和石子等20车，4）炸药2车，5）保健车4车，6）提矸180车，7）其它20车，8）综采工作面搬家：主要是采煤机械和液压支架等，其总重量约10000t，其中综采支架最大重量约37t。辅助运输材料、设备的运输距离，按综采工作面估计：辅助运输线路8000m，工作面长度240m，经计算工作面搬家一次大约需要8～10d。2、辅助运输设备选型根据神东矿区及兖州济宁三号矿山作业经验，无轨胶轮运输设备采用防爆低污染柴油机，并按重型（20～40t）、中型（6～10t）、轻型（1～3t）三个等级配备了各种类型的无轨胶轮车，以满足不同吨位材料的运输要求。人员运送由中型和轻型无轨胶轮车承担，配置快速更换的专用人车车厢，实现一机多用。根据矿井开拓部署，本矿副立井推荐采用Φ8.5m直径。对于井下辅助运输方式的选择，根据近年来国内外矿山辅助运输设备的使用和发展趋势，可用如下设备实现：无轨胶轮运输车、共轨架轨机车、单轨起重机车、绳索牵引轨道车系统、卷扬起重设备等。而对于绳牵引卡轨车系统及绞车提升设备，比较适用于斜井和斜巷开拓的小型矿井，因此，本设计不予考虑。对于其它几种形式的设备，都有它的好处跟坏处，国内矿山普遍采用。根据前述辅助运输工作量的大小和运距的估算，按排列法初步确定各主要辅助运输车辆的类型和台数，其配置如下：1、自卸式胶轮车：3辆，WC8E型，载重8t，乘人20人，75kW。主要用于井下8t以下材料、设备的运输以及人员的集中运输。带自卸车厢，特殊情况下可运输矸石充填井下废弃巷道；2、自卸式胶轮车：4辆，WC5E型，负载5T，乘客12，75kW。主要用于地下3T以上材料设备的运输，车厢可更换平板、运人等；3.轻型无轨胶轮车：8，wc3型，载重3t，50kW。主要用于井下重量在3t以下的材料、设备与矸石的快速运输。也可用于平时零散人员的井下运输；4、装载机：1辆，ZL16EFB型，铲重1.6t，铲容0.9m3，50kW。主要用于井下巷道底板平整、散料铲装；5、重型液压支架搬运车：3辆，WC40Y型，载重40t，200kW。主要用于井下液压支架、综采设备等的搬迁运输；6、运人胶轮车：6辆，WC20RE型，乘人20人，66kW。主要用于井下人员的集中运输；7、材料运输车：3辆，WC3E（A）型，载重3t，66kW。主要用于井下材料、设备的运输；第八章矿井提升8.1概述本矿井设计生产能力6.0Mt/a，主、副、风井均为立井。矿井工作制度为年工作日330d，每天净提升时间16h，地面每日三八制，井下每日三八制。井口锁口标高+926.5m，井底车场水平标高+120m。8.2主副井提升8.2.1主井运输设备主井井口锁口标高+926.5m，井口卸载点标高+948.5m，井底装载点标高+107.6m，提升高度853.05m，担负原煤提升任务。1、布置方式比较设计主井提升布置，综合考虑井筒受力、工业场地总平面布置、气候条件、井眼施工进度等方面。本设计最终采用落地式提升系统。落地式提升机有利于地基处理和井筒应力，可采用永久井架和永久船闸打开沉管。起重机房的施工和起重机房的安装预调试可与竖井设备的施工同步进行，有利于缩短工期。但落地式起重机房及井架占地面积大，为落地式。采用塔吊系统，占地面积小，有利于工业场地布置，塔内钢丝绳运行不受气候影响，有利于防滑，设备维修保养方便。缺点是井筒基础和结构形式复杂，施工周期长，井口时间长，影响了矿井建设工期。根据本区已建成投产的周边矿山情况，采用落地式布置是可行的。因此，经综合比较设计，建议主井采用落地式布置。1、运输能力确定本矿井设计年产量为600万t/a，但是考虑到工作面出煤量会因为种种确定的或不确定的因素而发生变化，造成出煤在数量和时间上的不均匀。就比如后期矿井增产，工作面的峰值产量，煤仓中储煤过多等因素，带式输送机的运输能力在选取时应该留有余量。采用落地式提升系统；在直径Φ7.5m的井筒内装备2套22t多绳双箕斗；选用2台JKMD-4.5×4PIII落地多绳摩擦式提升机，每台配4000kW51r/min3150V低速交流变频同步电动机，悬臂直联，交-直-交变频控制。采用定重装载方式。2、设计依据3、钢丝绳选择及其安全系数校验主钢丝绳绳端荷重：Qd=53500kg主钢丝绳型号：44ZBB6×33(15/12/6+3T)+FC1770ZZ/SS各2根（每套）平衡尾绳（扁）型号：185×29-AP8×4×1914702根主钢丝绳实际安全系数：m=7.58>6.73满足安全规程规定的允许安全系数ma=7.2-0.0005Hc=6.734、提升机设备选型计算及校验钢丝绳在主摩擦轮上的实际最大静张力828.2kN＜960kN钢丝绳在主摩擦轮上的实际最大静张力差218kN＜340kN4500mm>90×44=3960mm4500mm>1200×2.7=3240mm选用JKMD-4.5×4PⅢ型落地式多绳提升机主摩擦轮上的实际衬垫比压1.82MPa＜2MPa所选提升机满足要求5、提升主电动机选型计算正常提升速度：V=12m/sN=1.05×1.15×218×12/0.98=3223kW选4000kW51r/min低速交流变频同步电动机6、电动机容量计算及校验经校验选用4000kW，51r/min低速交流变频同步电动机满足要求。8.2.2副斜井井运输副井井口标高+926.5m，底面标高+120m，提升高度806.5m，负责全矿物料、人员、设备等大型提升任务。现从矿井建设工期安排方面考虑，可利用副井永久井架打井，因此本设计推荐副井也采用落地式布置方式。提升设备配有一套直径为8.5m的宽窄双层四车罐笼，选用JKMD-5.5×4P落地式多绳摩擦提升机，配有2800KW1450V35r/min低速交流变频同步电机，悬臂直接连接。提升速度10m/s，最大移位时间15.34min，最大移位时间3.45h另一套交通罐用平衡锤吊起。选择一台JKMD-2.25×2PI落地式多绳摩擦电梯。每台配备200KW380V745r/min交流变频电机，提升速度8.36m/s。

第九章矿井通风及安全技术9.1矿井通风系统选择安全第一，是我们常常挂在嘴边的，安全是一个矿井生产的重中之重。而通风又是矿井安全生产的重要组成部分，是生产的前提，也是安全的保障。重所周知空气对人类的重要性，当然这里说的是人体呼吸所需要的，而不是井底的瓦斯之类的有毒有害气体。在地面上氮气、氧气、二氧化碳化炭，可任由人们呼吸，我觉得他的无处不在不是因为它低廉，反倒是更加可贵。在井下就不一样了，若不是因为通风系统为井下提供气体，井下就不仅仅是暗无天日这么简单了，连呼吸都不能进行，更别谈什么回采掘进了。然而这还不是通风系统的全部功能，强大的通风系统，不仅可以将地面的新鲜空气送入井下供井下的劳动人员呼吸，还能将井下生产过程中产生的各种有害气体从井底排出，为井下创造安全的劳动环境。井下工作强度大在做到安全之后，为井下创造一点舒适性还是很有必要的。这还得仰仗我们的通风系统，通风系统可以对井下的气候进行调节，做到井下冬暖夏凉。通风系统还能有效的防止井下煤尘飞扬，避免瓦斯浓度过高。在井下发生火灾时，通风系统进行反向通风能有效的控制火势。9.1.1矿井通风系统的基本要求（1）为安全起见，矿井必须有安全出口直通地面，该类安全出口在数量上必须大于等于2。（2）矿井的进风口（主井，副井）不可以太低，最低也高过历年洪水水位；（3）通风系统要有调节井下气候的功能；（4）总回风巷道一般在正常情况下不可行人；（5）通风机的噪音大比较大，在建井时要考虑好回风井的位置；（6）回风井最好专井专用，不兼做它用；（7）每个盘区应尽可地能采用独立的通风系统；（8）通风系统要创造有利于防瓦斯、防火、防水、防尘以及防高温的条件。9.1.2矿井通风方式的选择各通风方式的性能比较见表9.1。本矿井采用中央并列式。表9.1通风方式比较通风方式比较：初期采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法，由主、副井进风，回风井回风。后期采用分区式通风方式，在矿井的西部新建一对进回风井，抽出式通风方法，由主、副井进风，回风井与西部新建风井回风，后期西部新建风井回风。9.1.3矿井通风系统方案比较矿井移交生产时，矿井通风系统为两进一回，即主、副井进风，回风立井回风。采煤工作面通风利用矿井地面主通风机负压通风。新鲜风流从副井进入，主井少量进风，经辅助运输大巷、胶带大巷、中部车场、运输（进风）顺槽、清洗工作面。乏风风流经回风顺槽、中部车场、回风大巷（2条）、总回风大巷（1条）至回风立井，排至地面。9.1.4盘区通风系统的要求盘区通风总要求：（1）综采工作面要能够独立的完成通风；（2）不漏或少漏风；（3）风流稳定性能高；（4）对排放沼气有利，能有效防止煤尘和采空区自燃；（5）必须保证风流畅通,拥有较好的井下气候条件；（6）安全、经济、合理。9.1.5工作面通风方式的选择设计投产初期在一盘区4#煤层配备1个分层综采工作面，2个顺槽综掘工作面和1个高位瓦斯抽采岩巷掘进面，在井底车场西侧二盘区布置2个岩层开拓大巷综掘工作面。根据盘区巷布置和采矿方法，工作面和掘进工作面都是独立的通风系统。工作面采用u型通风系统，沿掘进回风进行输送和辅助输送。掘进工作面选择局部风机，风机安装在掘进巷道入口10m处。利用局部风机将新风流通过滑锤压入掘进工作面，工作面的脏风流沿掘进巷道排出，进入回风巷。在掘进面使用局部扇时，无论工作或连续，都不允许风停。当因维修、停电等原因停风时，人员必须撤离，切断电源。在恢复通风前，检查气体。当局部通风机附近10m范围内气流中的气体浓度且开关位置小于0.5%时，可手动启动局部通风机。9.2盘区及全矿所需风量9.2.1采煤工作面实际需风量1、按瓦斯涌出量计算： (9.1) 则工作面需风量为：Qa=100qa×Kai=100×18.33×1.6=2932.8（m3/min）2、按工作面气温与风速的关系计算：气候条件所对应的风速的要求，见表9.2。

表9.2 采煤工作面空气温度与风速对应工作面温度(℃)<1515～1818～2020～2323～2626～28工作面风速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～2.02.0～2.5按下式计算： (9.2) Qai=60×1.5×13=1170（m3/min）3、按人数计算 (9.3) Qai=4×30=120（m3/min）最大风量为Qam=2932.8（m3/min）4、按风速进行验算相关文件规定最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。验算公式：按最低风速验算 (9.4) 按最高风速验算 (9.5) 对于综采工作面，取Sai=18m2，则有：Qmin=15×18=270<2932.8Qmax=240×18=4320>2932.8即有，Qmin<Qam<Qmax。得，Qai=2932.8m3/min≈48.9m3/s符合风速要求。按煤矿安全规程的规定采煤工作面需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值，综采工作面的需风量应取48.9m3/s，本矿井瓦斯含量高，风量适当取大，因此本矿井4#煤层综采工作面配风取50m3/s，实际生产过程中可根据瓦斯涌出和井下气象条件进行合理调整。矿井投产初期，4#煤层布置1个综采工作面，考虑1个备用接续工作面，备用工作面风量亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。则初期回采工作面实际需要风量为：∑Qcf＝50+25=75m3/s。9.2.2备用工作面需风量有一个备用工作面Qd=25m3/min。9.2.3掘进工作面需风量每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q式中：综掘工作面：Qhf1=100×2.03×1.8=365.4m3/min≈6.1m3/s。（2）按局部通风机吸风量计算局部通风机选型：局部通风机的选型，应根据掘进工作面的需要风量，考虑局部通风距离、风筒直径、风筒质量、管理等因素，按下式计算：Q局=K1×Q掘面式中:Q局=K1×Q掘面=1.5×6.1=9.2m3/s设计煤巷综掘工作面每个局部通风机吸风量取10m3/s，岩巷取9m3/s岩巷掘进Qhf=Qaf·I+60×0.15Shd（m3/s）煤巷掘进Qhf=Qaf·I+60×0.25Shd（m3/s）式中：Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；按瓦斯涌出量和最高风速计算的通风机供风量为选择局部通风机条件，因此设计选择局部通风机风量450～1100m3/min,电压660V，功率2×55kW。I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，每个掘进工作面配2台局部通风机，一用一备；经计算：1个岩巷综掘面需风量：Qhf＝9+0.15×24.1＝12.6m3/s，设计取13m3/s；4煤层顺槽综掘面需风量：Qhf＝10+0.25×19.7＝14.9m3/s，设计取15m3/s；高抽巷普掘面需风量：Qhf＝9+0.15×8＝10.2m3/s，设计取11m3/s；（3）按工作人员数量验算Qhf≥4Nhf式中：Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，取13人。Qhf≥4×13=52m3/min，取0.9m3/s经上述计算，掘进面配风量按局部通风机吸风量计算最大。（4）按风速验算验算最小风量（掘进工作面均按煤巷考虑）：Qaf≥60×0.25Shf式中：Shf—掘进工作面巷道的净断面积，取最大掘进断面验算，m2，S岩掘为24.1m3，S煤综为19.7m3；验算最大风量（掘进工作面均按煤巷考虑）：Qaf≤60×4.0Shf式中：Shf—掘进工作面巷道的净断面积，取最小掘进断面验算，m2。即6.0m3/s<Q岩掘<96.4m3/s，4.9m3/s<Q煤综<78.8m3/s，风速符合要求。按矿井部署安排，投产初期全矿井共设置2个煤层顺槽综掘工作面、1个高位瓦斯抽采岩巷普掘工作面和2个岩层开拓大巷综掘工作面，即投产时掘进面总需风量∑Qcf=15×2+13×2+11=67m3/s。9.2.4硐室需风量（1）井下爆炸材料库按库内空气每小时更换4次计算：Q硐=4V/60式中：Q硐——爆炸材料库硐室供风量，m3/min；4——爆炸材料库总容积的倍数；V——爆炸材料库总容积，m3，本矿井为大型矿井，V取3000m3；60——每小时分钟数。经计算，Q硐=200m3/min，即3.3m3/s，设计取4m3/s；（2）盘区变电所：5m3/s；（3）电机车修理间及充电硐室：5m3/s；（4）胶带机头硐室：5m3/s；∑Qur==4+5+5+5＝19m3/s4、冲淡无轨胶轮车尾气实际需要风量计算矿用防爆柴油机车需风量Qdl=5.44×Ndl×Pdl×kdl矿井正常生产时，计算无轨车尾气稀释时按照最不利条件计算，由于井下辅助运输大巷、顺槽净宽均为5.2m，考虑安全间距要求，大巷或顺槽内同一地点同时最多能通过1辆支架搬运车和1辆材料运输车，因此，当井下同一地点运行1辆重型支架搬运车和1辆WC10E型材料运输车时通风最为不利，机车功率分别为200kW和65kW；由于两辆机车功率不同，第二辆机车功率按0.75计算，考虑到井下正常使用情况计算稀释尾气风量：Qdl=5.44×（200+65）×0.75/60=18.0m3/s，设计取25m3/s。9.2.5其它巷道需风量本矿井为新建矿井，根据我国大多数机械化矿井的统计资料，其他用风巷道所需风量可按以下公式计算：∑Q=(50+25+67+19+25)×5%=9.3m9.2.6矿井总需风量矿井所需要的风量应该按不同要求的需风标准进行分别计算，然后再根据计算结果，选择最大的需风要求作为通风的依据。按最多人数计算:(9.1)按N=300，取Kt＝1.25，则矿井总风量为：Q＝4×300×1.25＝1500m按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算(9.2)由于矿井采用抽出式通风方法，故取Kt＝1.2，则矿井总风量为：Q＝(50+25+67+19+25+9.3)×1.2=234.4m综上，应从两者中取较大值作为矿井总进风量，即Q=234.4m3/s。设计取240m3/s。9.2.7风量分配则根据以上方法得到的风量分配的结果如表9.3：表9.3 风量分配表用风地点需风量m3/s采煤工作面75带煤巷掘进工作面67电机车修理间及充电硐室5中央变电所井下爆炸材料库胶带机头硐室冲淡无轨胶轮车尾气54525其它巷道9.3总风量234.49.3全矿通风阻力的计算9.3.1矿井最大最小阻力路线通风容易时期如图9.1。图9.1通风容易时期路线图通风困难时期如图9.2。图9.2通风困难时期路线图9.3.2矿井通风阻力计算沿着阻力最大的风路，分别用下式计算出风路中各段井巷的摩擦阻力：(9.3)通风容易与困难时期摩擦阻力计算分别见表9.5与表9.6。表9.5 通风容易时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式a×104(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/min)Q/(m3/s)hfr/(Pa)副井砼砌碹4077519.452.710800180179.6辅运石门锚网喷1010019.452.71080018032.9辅运大巷锚网喷1011619.452.71080018032.9辅运顺槽斜巷锚网喷90101420.6300050132.9辅运顺槽锚6300050275.0综采工作面液压支架22020020.62230005034.8回风顺槽锚网1711001420.6300050275.0回风大巷锚网喷843014.819.7780013098.9风井砼砌碹612015.741780013089.9合计1151.9

表9.6 通风困难时期摩擦阻力计算表巷道名称支护方式a×104(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/min)Q/(m3/s)hfr/(Pa)副井砼砌碹5083819.4267辅运石门锚喷7010019.4265辅运大巷锚喷70213019.4265辅运顺槽斜巷锚喷901014122721.6361.8辅运顺槽锚网150115014122721.636286.5综采工作面液压支架22020020.6222721.63657.4回风顺槽锚网150115014122721.636171.1回风大巷锚喷70135014.813.45600.626013.1风井钢筋混凝土35012015.719.65600.6260351.6合计1676.29.3.3矿井通风总阻力容易时期通风总阻力：(9.4)1.1——通风容易时期风路上有局部阻力的系数；困难时期通风总阻力： (9.5)则容易时期通风总阻力为：hme＝1.1×1159.1＝1275.01Pa则困难时期通风总阻力为：hmd＝1.15×1676.2＝1927.63Pa矿井通风总阻力见表9.7。

表9.7 矿井通风阻力容易时期困难时期阻力(Pa)1275.011927.639.3.4总等积孔积孔计算如下： (9.6)（1）容易时期总风阻为：Re＝he/Q2＝1275.01/