【《山西省灵石县曹村煤矿5#煤层矿开采方案设计》20000字（论文）】

山西省灵石县曹村煤矿5#煤层矿开采方案设计摘要本次设计是对曹村煤矿5#煤层进行矿井开采设计（180万t/a），设计的主要内容：根据本矿井的地质特征，计算矿井储量及服务年限，确定井田开拓、准备方式和采煤方法，选择运输方式、通风方式及相应的配套设备。曹村煤矿位于山西省灵石县境内，井田面积29.09km2，5#煤层走向长约5.5km，倾向长约4km，平均厚度3m，工业储量122.42Mt，可采储量112.01Mt，矿井服务年限51.86年，矿井相对瓦斯涌出量为1.15m3/t，为低瓦斯矿井，矿井正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为600m3/h。本次设计确定开拓方案为：主斜井副立井综合开拓，一组大巷东西向布置，井田内划分为单水平。采用盘区式布置方式，划分为四个盘区，布置一组大巷在5#煤层中，均为煤层大巷，方向为东西方向。工作面长度300m，采煤工艺为综合机械化采煤，采用全部垮落法管理顶板。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修。矿井主斜井及大巷采用带式输送机运煤，副立井采用罐笼提升，井下辅助运输采用1.5t矿车运输。矿井通风方式采用中央并列式通风，矿井总风量为5132.5m3/min。关键词：曹村矿井，主斜井副立井综合开拓，单水平，煤层大巷，中央并列式通风目录5713摘要 I7248第二章井田境界和储量 159662.1井田境界 1157662.1.1井田范围 126632.1.2井田尺寸 152902.2矿井工业资源储量 1216742.2.1勘探类型 195982.2.2储量等级圈定 2145862.3矿井可采储量 28522.3.1矿井地质储量计算 245552.3.2矿井工业储计算 4271422.3.4井田边界保护煤柱 4127712.3.5工业广场保护煤柱 557102.3.6大巷保护煤柱 6276422.3.7矿井可采储量 632094第三章矿井设计生产能力及服务年限 71043.1矿井工作制度 7180083.2矿井设计生产能力及服务年限 7269543.2.1确定依据 7154593.2.2矿井设计生产能力 71913.2.3矿井服务年限 7262133.2.4井型校核 86707第四章井田开拓 965844.1井田开拓的基本问题 9119824.1.1井筒形式、数目、位置 9182534.1.2开采水平的确定 11323814.1.3井田划分 11325364.1.4主要开拓巷道 12210454.1.5开拓方案的比较 12173464.2矿井基本巷道 18126394.2.1井筒 18227624.2.2井底车场 22111504.2.3主要开拓巷道 2318565第五章准备方式 2784255.1煤层地质特征 27225.1.1盘区位置 2717795.1.2盘区煤层特征 27114815.1.3煤层顶底板岩石构造情况 27216635.1.4水文地质 27302325.1.5地质构造 27224655.1.6地表情况 27284735.2盘区巷道布置及生产系统 2718955.2.1盘区巷道布置 27100675.2.2盘区生产系统 28167965.2.3盘区内巷道掘进方法 30108225.2.4盘区生产能力及采出率 306309第六章采煤方法 32101516.1采煤工艺方式 32129806.1.1确定采煤工艺方式 32220196.1.2回采工作面参数 3263086.1.3回采工作面采煤机、刮板输送机选型 3274936.1.4回采工作面支护方式 35295106.1.5端头支护与超前支护 37105646.1.6各工艺过程注意事项 38297526.1.7回采工作面正规循环作业 39199066.2回采巷道布置 43200696.2.1回采巷道布置方式 43121326.2.2回采巷道支护参数 44929第七章井下运输 473637.1概述 47143307.1.1井下运输设计的原始条件和数据 47261677.1.2运输距离 471797.1.3矿井运输系统 47125057.2盘区运输设备选择 4851307.2.1盘区运输设备选型及能力验算 48307837.2.2盘区辅助运输设备 50102927.3大巷运输设备选择 51124857.3.1运输大巷设备选择 518237.3.2运输设备能力验算 5126403第八章矿井提升 5226948.1概述 52205098.2主副井提升 52226668.2.1已知原始条件和数据 52149408.2.2主井提升设备选型 52203578.2.3副井提升及设备 557254第九章矿井通风 5772799.1矿井通风系统选择 5715869.1.1矿井通风系统的基本要求 57291079.1.2矿井通风方式的选择 57163899.1.3矿井主要通风机工作方式的选择 58166419.2.4工作面通风方式 59242959.2盘区及全矿所需风量 60134599.2.1工作面所需风量的计算 60122019.2.2掘进工作面需风量 62275289.2.3硐室需风量计算 6331229.2.4其它巷道所需风量 64231229.3.5矿井总风量计算 6463479.3.6风量分配及风速校验 65305289.3全矿通风阻力的计算 6643359.3.1容易和困难时期矿井最大阻力路线确定 66237249.3.2矿井通风阻力计算 69182509.3.3矿井通风总阻力的计算 7054699.3.4矿井总风阻和等积孔的计算 71233169.4通风机选型 72115349.4.1主要通风机的选择 72299369.4.2主要通风机的工况点 73118519.4.3主要通风机的选择及风机性能曲线 73122639.4.4电动机选型 75163769.5防止特殊灾害的安全措施 75141529.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 75266829.5.2预防井下火灾的措施 76103509.5.3防水措施 7626534第十章设计矿井基本技术经济指标 7732692参考文献 78第二章井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围曹村矿井位于山西省灵石县境内，北部小部分在孝义、介休市境内。井田地理坐标为：东经111°41′25″—111°45′23″北纬36°54′18″—36°59′34″井田范围由10个拐点确定，坐标点见表2.1。表2.1矿区范围拐点坐标表拐点号直角坐标（1980西安坐标系）XY119562000409400021956600040940003195660004089000419567400408752551956632540864756195645004088400719562430408700081956150040890009195615004092000101956200040920002.1.2井田尺寸井田呈形态为多边形，东西长约5.9km，南北长7.525km，井田面积约29.09137km2，平均倾角为3.6°，煤层开采深度由200m至400m。2.2矿井工业资源储量2.2.1勘探类型据《矿井地质规程，1984》和《矿井水文地质规程，1984》的各项指标，对井田的矿井地质：条件和矿井水文地质条件的各项因素的分析，确定矿井地质条件类别为Id、Ⅲg、、Ⅱ—Ⅱa类。2.2.2储量等级圈定矿井地质条件类别为II-llab，Id,llg，本矿井生产的煤炭大多为优质煤焦用煤，经洗煤后，精煤用于冶金和焦化，2.3矿井可采储量2.3.1矿井地质储量计算计算矿井面积：使用CAD命令计算井田水平投影面积，再乘以煤层平均倾角，再根据：Z=m×γ×S/cos⁡(α)（2式中：Z——矿井地质储量，MtS——井田块段面积，mm——煤层平均厚度，mγ——煤层的容重，1.4t/m3α——煤层的倾角3.6°带入数据可得矿井地质总储量Z=3×1.4×29.09×图2.1矿井开拓平面图 得矿井地质储量计算见下表2.2表2.2矿井地质储量计算表倾角/α面积/Km2煤层厚度/m容重t/m3储量核算/Mt3.6°29.0931.4122.412.3.2矿井工业储计算矿井工业储量与地质资源储量的关系如下：表2.3矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量61.91917.03128.5643.44014.3325合计78.9532.004Zg=111b+122b+2M22+333k（2其中：k=0.8Zg=78.95+32.044+14.3325×0.8=122.42Mt2.3.4井田边界保护煤柱根据情况，留设20m的边界保护煤柱，煤损按下式计算。P=H×L×M×γ（2-3）式中：P——井田边界保护煤柱损失，MtH——井田边界煤柱宽度，20mL——井田边界长度，18355m;M——煤层厚度，3mγ——煤层容重，1.4t/m代入数据得：P=H×L×M×γ=20×18355×3×1.4=1.542Mt2.3.5工业广场保护煤柱根据规定确定工业广场的占地面积，其占地面积指标见表2.4表2.4工业场地占地面积指标类型建设规模（Mt/a）用地面积(hm2用地指标(hm2522.50.040319.00.0631.814.50.081中型1.513.00.0870.910.00.111小型0.456.50.144矿井井型设计为1.8Mt/a，所以确定工业广场面积为14.5公顷。广场围护带取15m。设计工业广场长宽均为380m。结合本矿井的地质条件、冲积层和基岩移动角，得出工业广场的压煤损失。表2.5地质条件及岩层移动角表煤层倾角/α/°广场中心深度/mΦ/°δ/°γ/°β/°3.622545667166表2.6工业广场压煤量计算表煤层煤层厚度/m工业广场煤柱面积/m压煤量/Mt532756001.0752.3.6大巷保护煤柱大巷布置在+540m水平，三条大巷间距分别为25m、30m，大巷之间保护煤柱的宽度之和为55m。大巷保护煤柱总长度为3930m则大巷保护煤柱总量：P=3930×（55+30+30）×3×1.4=1.898Mt综上所述，矿井永久煤柱损失汇总见下表2.7表2.7矿井永久煤柱损失表煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱1.542工业广场保护煤柱1.075大巷保护煤柱1.898合计4.5152.3.7矿井可采储量矿井可采储量按下式计算：ZK=(Zg−P)×C式中：ZK——矿井可采储量，Mt;Zg——矿井的工业储量，122.42Mt;P——永久保护煤柱损失量，4.515Mt;C——采出率，取0.95则代入数据得矿井设计可采储量：ZK=（122.42-4.515）×0.95=112.01Mt

第三章矿井设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井设计年工作日330天，每天三班作业，其中：两班生产、一班准备，日净提升时间16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据表3.1规模确定依据3.2.2矿井设计生产能力综合考虑矿井储量、采矿许可证及上级部门有关文件等，确定矿井设计年生产能力为180万吨。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=ZK/AK（3-1）式中：T——矿井设计服务年限，a；ZK——矿井设计可采储量，Mt；A——矿井设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，取1.2。把数据带入公式得：T=112.01/（1.8×1.2）=51.86（a）经计算，全矿井服务年限51.86a。3.2.4井型校核按不同因素对井型进行校核：(1)开采能力的校核：综合机械化采煤极大程度的提升矿井生产能力，所以一个综采工作面满足生产的要求。(2)运输能力的校核：主井提升与井下运输都用带式输送机运煤，运输能力大，自动化程度高，可以满足运输的要求。(3)通风安全条件的校核科技的发展给煤矿机械带来飞速的进步，国产主要通风机蓬勃发展，新型通风机风量大可以克服较大的阻力，选用新型通风机可以矿井通风的要求(4)储量条件的校核井型和服务年限的对应要求见表3.2表3.2新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力Mt/a-1矿井设计服务年限/a第一水平设计服务年限/a煤层倾角<25°煤层倾角25°~45°煤层倾角>45°6.0以上7035——3.00~5.006030——1.20~2.40502520150.45~0.940201515由表可知：曹村矿设计生产能力为1.8Mt/a，倾角低于25°，矿井服务年限为112.01/（1.8×1.2）=51.86a，符合相关规定。第四章井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓具体有下列几个问题需要确定：(1)选择合理的井筒及工业广场的位置(2)确定合理开采水平(3)确定大巷布置及井底车场(4)确定矿井开采程序，工作面的接替(5)确定合理的矿井运输、通风方式4.1.1井筒形式、数目、位置（1）三种井筒形式的优缺点比较及适用条件见表4.1。本矿井5#煤层为主采煤层，是近水平煤层。采用立井和斜井进行井田开拓便可。表4.1各井筒优缺点及适用形式(2)井筒数目的确定工业场地内布置主井、副井、回风井，在开采后期在井田东西边界处布置回风井。(3)井筒位置的确定选择井口位置的主要原则：1)沿井田走向的有利位置2)在井田倾斜方向的有利位置布置井筒3)有利于矿井初期开采的井筒位置4)水文地质条件对井筒布置影响5)井口位置应便于布置工业广场6)井口应满足防洪设计标准根据各原则及实际情况选择主斜井、副立井的综合开拓方式，主斜井井口定于X=4090458.00，Y=19563372.00；副立井井口定于X=4090403.00，Y=19563372.00。该处距离5号煤层约225m，地面平坦、无村庄，地面标高+795.00m;4.1.2开采水平的确定考虑到本井田瓦斯含量、涌水量均较小，煤层近水平煤层，煤层赋存标高在+320~+620m之间，垂高为475m，布置一个水平即可4.1.3井田划分根据井田的实际地质情况，结合工业广场保护煤柱线的位置，将井田直接划分为四个盘区，工业广场北侧煤柱线和主斜井井底口至井田为界线至北边界划分为一盘区、二盘区；工业场地南侧煤柱线和主斜井井底口至井田为界至南边界划分为三盘区、四盘区，见图4.1图4.1井田划分示意图4.1.4主要开拓巷道将三条大巷布置在5#煤层中，位于井田中央，东西向布置，大巷间距分别为30m、25m。4.1.5开拓方案的比较(1)提出方案根据矿井实际情况，提出三种开拓方案，分别如图4.2~图4.4所示。三种方案。方案一：主斜井、副立井综合开拓、一组大巷东西向布置，井田内划分为单水平。盘区式布置方式，划分为四个盘区，布置一组大巷在5#煤层中，均为煤层大巷，方向为东西方向。如图4.2所示。方案二：主斜井、副立井综合开拓、一组大巷南北向布置，井田内划分为单水平。盘区式布置方式，划分为四个盘区，布置一组大巷在5#煤层底板岩层中，均为岩层大巷，方向为南北方向。如图4.3所示。方案三：双立井开拓，一组大巷东西向布置，井田内划分为单水平。盘区式布置方式，划分为四个盘区，布置一组大巷在5#煤层底板岩层中，大巷皆为岩石大巷，方向为东西方向。如图4.4所示。(2)技术比较以上所提的三种方案中，主要区别在有主井井筒形式，大巷是煤巷还是岩巷和布置方向的问题。方案二、三，增加了岩巷的掘进，使初期建设费用增加；增加了设备维护费用；优点也是明显突出的：运输系统干扰减少，运输畅通。方案一中，岩巷掘进量大大降低，而且使用设备少，环节简单，开拓时间短；但巷道后期的维护费增加。但随着现在的技术水平的提高，煤巷的支护得到了很大进步。大巷东西向布置对于本矿井来说，东西向布置能减少矿井东南角的丢煤，减少了开采损失。所以暂定采用方案一。图4.2方案一：主斜井副立井单水平综合开拓、大巷东西向布置（煤层大巷）图4.3方案二：主斜井副立井单水平综合开拓、大巷南北向布置（岩层大巷）图4.4方案三：双立井单水平综合开拓、大巷东西向布置（岩层大巷）（3）初略经济比较各方案的粗略估算费用见表4.2~4.4表4.2方案一：主斜井副立井综合开拓、大巷东西向布置项目数量基价/元费用/万元小计/万元主井开凿640276301768基建费用（万元）副井开凿233780601912小计（万元）3680系数煤量/万吨提升长度/Km基价主井提升1.289570.640.85503.18生产费用（万元）涌水量m3/h时间（h）服务年限（a）基价排水400876051.860.2694888.2小计（万元）103891.4总计费用（万元）14071.4表4.3方案二：主斜井副立井综合开拓、大巷南北向布置项目数量基价/元费用/万元小计/万元主井开凿640276301768基建费用（万元）副井开凿233780601912小计（万元）3680系数煤量/万吨提升长度/Km基价主井提升1.289571.310.811264.3生产费用（万元）涌水量m3/h时间（h）服务年限（a）基价排水400876051.860.264888.2小计（万元）1616.5总计费用（万元）19832.5表4.4方案三：双立井综合开拓、大巷东西向布置项目数量基价/元费用/万元小计/万元主井开凿250763491908.7基建费用（万元）副井开凿233780601912小计（万元）3820.7系数煤量/万吨提升长度/Km基价主井提升1.289570.252.17255.2生产费用（万元）涌水量m3/h时间（h）服务年限（a）基价排水400876051.860.2694888.2小计（万元）12143.4总计费用（万元）15694.1粗略估算可以发现方案一和三的费用相差不大，但方案二的费用达到了两亿，根据技术比较的结果，初步排除方案二、选择方案一，但最终方案的确定要进一步比较，才能确定。（四）详细经济比较方案一和方案二详细经济比较见表4.5~4.9表4.5建井工程量项目单位m方案一：主斜井副立井综合开拓、大巷东西向布置方案三：双立井开拓、大巷东西向布置初期主井井筒640250副井井筒233233主运大巷10001000辅运大巷10001000后期主井井筒00副井井筒00主运大巷34603460辅运大巷34603460表4.6生产经营工程量项目方案一：主斜井副立井综合开拓、大巷东西向布置项目方案三：双立井开拓、大巷东西向布置运输提升/万t••Km工程量运输提升/万t••Km工程量大巷运输1.2×8957×2.23=23968.9大巷运输1.2×8957×2.23=23968.9斜井提升1.2×8957×0.64=6879.0立井提升1.2×8957×0.25=2678.1排水/m3400×8760×51.86×10-4=18171.7排水/m3400×8760×51.68×10-4=18171.7维护a/m2×1000×36.7=73400维护a/m2×1000×36.7=73400表4.7基建费方案项目方案一：主斜井副立井综合开拓（煤层大巷）方案三：双立井开拓（岩层大巷）工程量/m单价/元•m费用/万元工程量/m单价/元•m费用/万元前期主井井筒640276301768250763491908副井井筒233780601912233780601912主运大巷10001522415221000182241822辅运大巷10001522415221000182241822小计67247464后期主井井筒000000副井井筒000000主运大巷34601522452683460182246309辅运大巷34601522452683460182246309小计1053612618合计1726020080表4.8生产经营费项目方案一：主斜井副立井综合开拓方案三：双立井开拓工程量/万t•km单价/元/t•km费用/万元工程量/万t•km单价元/t.km费用/万元大巷运输23968.90.49587.623968.90.49587.6主井提升68790.85503.22678.12.15624.0小计15090.815211.6排水18171.70.2694888.212859.70.2694888.2大巷维护7340035256.97340035256.9合计20235.920356.7表4.9费用汇总表方案

项目方案一：主斜副立井两水平煤层大巷方案三：立井两水平岩层大巷费用/万元百分率/%费用/万元百分率%初期建井费6724.01007464.0111.00基建工程费10536.010012618.0119.76生产经营费20235.910020356.7100.60总费用37494.910040436.7107.84由表4.9可知，总费用方面方案一较少，初期费用也少，从技术比较上看，本井田为近水平煤层，瓦斯含量小，矿井服务年限为51.86年。从综合技术、经济比较的结果，选择方案一作为开拓方案，即主斜井副立井综合开拓、大巷东西向布置，布置一组大巷在5#煤层中。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒(1)主斜井：主井井口位于工业广场中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井口绝对标高为+795m，井底水平标高为+550m，井筒总长640m；井筒净宽5m，净断面积19.3m2，支护厚度250mm，掘进断面20.13m2；布置1.2m宽胶带输送机。主井井筒断面如图4.5，主要参数见表4.10。(2)副立井：副井位于工业广场中，与主井南北相距55m，担负全矿的材料、人员、设备、矸石的提升。井口绝对标高为+795m，井底水平标高为+550m,井筒总深度为233m。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，断面积33.18m2，支护厚度450mm，，井壁筒壁采用混凝土支护，井筒内装备一对1.5t罐笼。副井井筒断面如图4.6，主要参数见表4.11。(3)风井：风井井筒净直径5m,井口绝对标高为+795m,井底水平标高为+562m，总深度为233m。风井井筒断面如图4.7，主要参数见表4.1图4.5主斜井井筒断面图表4.10主斜井井筒主要参数井型1.8Mt井简净宽5m长度640m净断面积17.32m2基岩段断面积20.13m2表土段断面积22.06m2提升容器胶带输送机井筒支护混凝土砌碹厚250mm表土段井壁厚400mm图4.6副立井井筒断面图表4.11副立井井筒主要参数井型1.8Mt井筒直径6.5m井深245m净断面积33.18m2基岩段断面积43.00m2表土段断面积49.0m2提升容器一对1.5t罐笼井筒支护混凝土砌碹厚450mm表土段井壁厚700mm表4.7风井井筒断面图表4.22风井筒主要参数井筒直径5m井深240m净断面积19.6m2基岩段断面积24.6m2表土段断面积26.4m2井筒支护混凝土砌碹厚300mm表土段井壁厚400mm4.2.2井底车场（1）井底车场的布置根据井筒形式、开拓方式及与大巷的位置关系，确定为卧式环形井底车场。井底车场形式和布置方式如图4.8。图4.8井底车场布置图(2)运输牵引方式选用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车作为辅助运输，其尺寸为2400×1050×1150；电机车选用XK8-9/120-1A防爆特殊型蓄电池电机车，其尺寸为4500×1050×1600。(3)调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线电机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。(4)硐室1）主井系统硐室立井系统硐室由井底煤仓、装载硐室、胶带机头驱动硐室及清理井底散煤硐室等组成。2）副井系统硐室副井系统硐室由中央变电所、水泵房、水仓等组成。4.2.3主要开拓巷道(1)辅运大巷：为一条半圆拱双轨运输大巷，并作进风巷使用，设人行道。B1=a+b+d1+d2+c（4-1）式中：B1——辅运大巷宽度，mm;a——人行道宽度，取1400mm;b——车辆与巷道壁的距离，取1000mmd1、d2——矿车的宽度，d1=d2=1050mm;c——矿车的间距，550m.B1=1400+1000+1050+1050+250=5000mm辅运大巷的断面如图4.9，巷道特征如表4.13。(2)运输大巷大巷内有胶带输送机机运煤，设有1200mm宽胶带输送机，侧设有1200mm宽专用人行道。B2=a+b+d+e+f（4-2）式中：B2——运输大巷宽度，mma——人行道宽度，取1200mmb——输送机与巷道壁的距离，取800mmd——带式输送机宽度，d=1200+525mme——运输设备最大宽度，取1500mmf——胶带运输机与运输设备之间的距离，取200mmB2=1200+800+1200+525+1075+200=5000mm运输大巷的断面如图4.10，巷道特征如表4.14。（3）回风大巷：大巷专做回风巷，不布置任何设备。回风大巷的断面如图4.11，巷道特征如表4.15。图4.9辅运大巷断面图表4.13辅运大巷特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射支护特征净周长/m净断面设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm外露长度/mm排列方式排间距/mm锚固长度/mm规格L×Φ17.519.76520038001050矩形750/100022002500×2217图4.10运输大巷断面图表4.14运输大巷特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射支护特征净周长/m净断面设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm外露长度/mm排列方式排间距/mm锚固长度/mm规格L×Φ17.519.76520038001050矩形750/100022002500×2217图4.11回风大巷断面图表4.15回风大巷特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射支护特征净周长/m净断面设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm外露长度/mm排列方式排间距/mm锚固长度/mm规格L×Φ17.519.76520038001050矩形750/100022002500×2217第五章准备方式5.1煤层地质特征5.1.1盘区位置矿井设计一盘区为首采盘区，可以做到减少建井时间，并可以使其尽快投产5.1.2盘区煤层特征首采盘区所采煤层为5#煤层，其煤层特征：平均煤厚3.00m，倾角平均为3.6°。瓦斯含量为0.05~2.01m3/t，平均瓦斯含量为1.15m3/t，首采块段5#煤层瓦斯含量为0.05~1.98m3/t。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况直接顶为砂质泥岩或泥岩，厚3.60~6.26m，一般4.80m。老顶为中、细砂岩，厚约5.6~7.9m。5.1.4水文地质盘区内水文地质条件简单，正常涌水量为400m3/h，最大涌水量为600m3/h。5.1.5地质构造盘区地质构造简单，无断层，盘区西部靠近井田边界处煤层较平缓，倾角最小为2°；而靠近井田边界处煤层较陡，倾角最大为7.6°。5.1.6地表情况井田对应地面有无村庄，无大的地表水系和水体。5.2盘区巷道布置及生产系统5.2.1盘区巷道布置(1)盘区要素首采盘区位于井田东北方位，大巷的北侧，平均走向长度2000m，平均倾向长度3500m。盘区划分为6个区段。工作面长300m，两条回采巷道共10m宽，顺槽间留煤柱15m。(2)盘区回采巷道布置及通风方式盘区内各工作面采用U型后退式通风系统，即由运输大巷和辅运大巷进风进入运输顺槽，新鲜风经工作面后从回风顺槽进入回风大巷。(3)开采顺序首采盘区为一盘区，然后依次二盘区、三盘区、四盘区，首采工作面为5106工作面，工作面开采顺序为5106→5105→5104→5103→5102→5101→二盘区。开采顺序见图5.1图5.1二盘区工作面开采顺序(4)盘区运输各运输顺槽铺设B=1200mm的胶带输送机，输送原煤到大巷带式运输机，选择矿车作为辅助运输，矿车经辅运大巷到回风顺槽至工作面。5.2.2盘区生产系统(1)运煤系统5106工作面→5106运输顺槽→运输大巷→主石门→井底煤仓→主井→地面(2)辅助运输系统地面→副井→井底车场→辅运大巷→5106回风顺槽→工作面(3)通风系统5106工作面的风流路线为：副井（主井）→井底车场→辅运大巷（运输大巷）→5106运输顺槽→5106工作面→5106回风顺槽→回风大巷→回风立井(4)排矸系统5106工作面→5106回风顺槽→→辅运大巷→井底车场→副井地面(5)工作面供电系统地面变电站→副井→中央变电所→辅运大巷→5106运输顺槽→工作面。(6)排水系统工作面→回风顺槽→辅运大巷→井底水仓→副井→地面。盘区生产系统见图5.2。图5.2盘区生产系统图5.2.3盘区内巷道掘进方法盘区内所有工作面顺槽沿煤层底板掘进，采用综合机械化掘进。掘进通风：采用压入式局部通风机通风方式。5.2.4盘区生产能力及采出率(1)盘区生产能力1）工作面生产能力计算工作面长度300m，煤层厚度3m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，每班3个循环，每天共进行6个循环。设计割煤高度3.0m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算：A0=330×H×γ×L×a×n×C×10-6（5-1）式中：A0——采煤机生产能力，Mt/aH——采煤机割煤高度，3mγ——煤层容重，1.4t/m3L——工作面长度，300ma——采煤机截深，0.8mn——昼夜进刀次数，取6次;C——回采率，中厚煤层取0.95。把数据带入式得：A0=330×3×1.4×300×0.8×6×0.95×10-6=1.89Mt/a2）盘区生产能力计算盘区生产能力按下式计算：A=K1×K2×A0（5-2）式中：A——盘区生产能力，Mt/aK1——工作面不均衡系数，盘区内只有一个采煤工作面，因此取1K2——掘进出煤系数，取1.1A0——工作面年生产能力，1.89Mt/a把数据带入公式得：A=1×1.1×1.761=2.079Mt/a矿井设计井型为1.8Mt/a，首采工作面生产能力为1.89Mt/a，能够满足矿井的产量要求。2)盘区采出率按下式计算：采出率=盘区实际采出煤量/盘区工业储量x100%(5-3)一盘区工业储量为：：28.806Mt一盘区煤炭损失量为：：1.8467t考虑到工作面回采中有落煤损失则实际采出煤量=(28.806-1.8467)*95%=25.611Mt则：采出率=25.611÷27.196×100%=88.91%根据采出率的相关规定：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计采出率为0.8891，符合《煤炭工业设计规范》规定。

第六章采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1确定采煤工艺方式曹村矿采用综合机械化一次采全高的采煤工艺，顶板采用全部垮落法管理。6.1.2回采工作面参数工作面选择后退式回采，工作面推进长度为3430m，煤层平均厚度为3.00m，设计采高3m，截深0.8m。(1)工作面长度的确定本矿井工作面长度为300m。(2)工作面顺槽参数两回采顺槽断面均为宽5m，高3m，断面面积为15m2的矩形断面。(3)工作面两巷间煤柱采用双巷掘进，顺槽间留设15m宽的保护煤柱。工作面配套设备见表6.1表6.1工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机MXA-300/4.5WZY5600/23/47SGZ-830/5006.1.3回采工作面采煤机、刮板输送机选型按照矿井年产180万吨原煤，则：工作面日生产能力=年产量/工作天数=1800000/330=5454.54吨/天采煤机开机率按60%，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=5454.54÷(16×60%)=568.18t/h采煤机功率为：N=568.18×0.5=284.09kW采煤机选择西安煤矿机械厂生产的MXA-300/4.5W无链液压双牵引采煤机，详细技术特征见表6.2。采煤机生产能力为： Q=60BMγVcC（6-1）式中：Q——采煤机可实现的生产能力，t/hB——截深，0.8mM——采高，3mγ——煤的容重，取1.4t/m3Vc——采煤机平均牵引速度，取4.5m/minC——能力富裕系数，取1.1Q=60×0.8×3×1.4×4.5×1.1=997.92t/h根据三机配套原则，刮板输送机的额定运量应达到1000t/h。采用张家口煤矿机械厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。刮板输送机参数见表6.3表6.2采煤机技术特征项目单位数目型号MXA-300/4.5W制造厂家西安煤矿机械厂采高m2.2~4.5截深m0.8滚筒直径m1.6滚筒中心距m10.326截割功率kw300牵引方式电牵引牵引速度m/min0~8.50牵引功率kw2×90机面高度m1.905卧底量m0.185控顶距m2.342表6.3刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ-830/500制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1000运输机长度m200电压等级v1140总装机功率kw1400链速m/s1.21中部槽尺寸mm1756×1200×353进刀方式：采用不留三角煤端部斜切进刀。进刀方法：1)采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割项煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；2)采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到一个截深后停机；3)将支架拉过并顺序移刮板输送机至端头后调换前后滚筒位置向端头割煤；4)割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头(机尾)、移溜。机组进刀总长度控制在40m左右。进刀方式如图6.1所示。图6.1采煤机进刀示意图6.1.4回采工作面支护方式1)支架选型及布置回采工作面支护采用州煤机厂生产的液压支架及其相配套的端头支架。工作面布置端头支架3架，中间架200架，端尾支架3架，共计206架。支架技术特征见表6.4。表6.4液压支架技术特征项目单位数目型号ZY5600/23/47型式支撑掩护式支撑高度m2.3~4.7支架宽度m1.5中心距m1.5初撑力kN5000工作阻力kN5600支护强度MPa0.98泵站压力MPa31.5支架重量t19.5供液泵压MPa31.5支架最大长度m6.1制造厂家北京煤机厂2)支架高度的确定及支护强度的验算最大高度：Hmax=Mmax+S1（6-2）式中：Hmax——支架最大支护高度，mMmax——煤层最大采高，mS1——伪顶或浮煤冒落厚度，mHmax-=3+0.3=3.3m最小高度：Hmin<Mmin—S2—a—b（6-3）式中：Hmin——支架最小支护高度，mMmin——煤层最小采高，mS2——顶板最大下沉量，取200mma——支架移架最小下降量，取50mmb——浮煤厚度，取50mmHmin=2.3<Mmin—S2—a—b=2.8—0.2—0.05—0.05=2.5m上覆岩层所需的支护强度按下式计算：P=9.8KMρcosα×10-3（6-4）式中：K——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般取5~8M——工作面最大采高，取3m;ρ——岩石密度，取2.7×103kg/m3α——煤层倾角，3.6°P=9.8×8×3×2.7×cosα×10-3=0.634MPP=0.634MP<0.98×80%=0.784MP经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵压力设计为31.5MPa表6.5乳化液泵站技术特征项目单位技术特征型号RB125/31.5流量L/min125柱塞数量个3电动机功率kw75电压等级v1140质量kg1440泵总成尺寸mm×mm×mm2088×810×875储液箱L10003)顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。4)移架及推移刮板输送机方式移架采用本架操作，顺序移架方式，遵循及时支护原则6.1.5端头支护与超前支护1)端头支架支护端头支护采用ZT7500/18/36型端头支架。其技术特征见表6.6表6.6端头支架主要技术特征项目单位规格型号ZT7500/18/36工作阻力KN7230~7500初撑力KN5380~6030最小支撑高度m1.8最大支撑高度m3.6支护强度MPa0.43~0.55中心距m1.5底板比压MPa0.72~0.8重量t21.352)超前支护工作面采用DZ35型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。表6.7单体液压支柱技术特征参数额定工作阻力额定工作液压初撑力最大高度最小高度底座面积支柱总重单位kNMPakNmmmmCm2kgDZ3520025.511813936.1.6各工艺过程注意事项(1)割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐。(2)移架质量标准支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过+50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过+100mm。(3)推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整。(4)清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。6.1.7回采工作面正规循环作业1)劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作。采“三八”制作业，均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。循环方式为生产班每班进3个循环，每天6个循环。24小时正规循环作业图表见采煤方法图。劳动组织配备表见表6.8。表6.8劳动组织配备表序号项目班次定员生产一班生产二班检修班1班长22262采煤机司机22263移架工442104刮板输送机司机1ll35转载机司机11136泵站司机1l137皮带输送机司机33398端头维护工334109验收员1l1310清煤工22l511电工115712看电缆工1l1313库工--33.14机动人员113515合计232330762)技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q1=L1×S×M1×γ×C(6-5)Q2=L2×S×M2×γ×C(6-6)Q=Q1+Q2(6-7)式中：Q1——割3.0m采高段一刀煤产量，t；Q2——割过渡段一刀煤产量，t；Q——循环产量，t；L1——工作面3.0m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，m ；S——循环进尺，0.8mM1——工作面中段采高，3.0mM2——工作面过渡段采高，2.8mγ——煤的容重，1.4t/m3C——工作面可采范围内回采率，93%。则：Q1=(300-30)×0.8×3×1.4×0.95=861.84tQ2=30×0.8×1.3×3×0.95=95.76t循环产量：Q=Q1+Q1=861.84+95.76=957.6t日产量=循环产量×循环数=957.6×6=5745.6t3)工作面吨煤成本.(1)材料费(C3)材料消耗费用包括坑木费用以及其它材料费用，综采面材料费(C3)一般为5元/吨(2)工资费(C2)吨煤用工=76÷5745.6=0.01323(工/t)平均日工资按300元/天计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资×吨煤用工=300×0.01323=3.968(元/t)(3)工作面设备折旧费(C1)根据设计手册取4.2（元/t）(4)电费(C4)①吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=其中电机总容量取3000kW，循环开动小时数取2小时代入得：吨煤动力用电消耗=3000×2×1.5×0.9/957.6=8.4586(k•Wh)②吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=式中，照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取750KW,代入得：吨煤照明用电消耗=750×2/957.6=1.566(k•Wh)③吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价×（吨煤动力用电消耗+吨煤照明用电消耗）式中，单价取1.0元/kWh,则：吨煤电力费=1.0×(8.4586+1.566)=10.0246(元/t)(5)工作面吨煤成本(C)C=C1+C2+C3+C4=5+3.968+4.2+10.0246=23.1926(元/t)5)工作面效率工作面效率=工作面日产量/人数=5745.6/76=75.66)主要技术经济指标表6.9主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面长度m3002采高m33煤的容重t/m31.34循环进度m0.85循环产量t957.66日循环数个67日产量t5745.68回采工效t/工75.69坑木消耗m3/kt0.610回采率%9511吨煤成本元/t24.277)工作面循环作业图表(1)每割一个截深的煤所需的时间纯割煤的时间T割T割=(L+L1)/V=（300+40）/5=68min(6-9)式中：L——工作面长度，300m;L1——斜切段长度，40m;V牵——采煤机合理的牵引速度，取5m/min.割煤作业中必须的辅助作业时间T空T空=L1/V空=40/8=5min(6-10)式中：V空——采煤机空载运行时的牵引速度，取8m/min.必须的间歇时间T停，据实际情况，T停取20min。所以每割一个截深煤所需的时间T=T割+T空+T停=68+5+20=93min(2)端头作业时间T端端头作业时间取20min。(3)故障时间根据国产综采设备机电事故调查结果，在此取30min。由以上分析，每割一个截深煤的循环时间T循为：T循=T+T端+T故=93+20+30=143min所以，综放面每班进三刀是能够实现的。正规循环图见图6.2图6.2正规作业循环图表6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式(1)布置方式通风采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，运输顺槽担负运煤兼进风工作，回风顺槽辅助运输兼回风。(2)煤柱尺寸顺槽间留设15m煤柱，盘区左边界留20m的盘区边界保护煤柱。6.2.2回采巷道支护参数1)回采巷道断面参数确定运输顺槽、回风顺槽及联络巷断面均为宽5m，高3m，断面面积为15m2。2)运输顺槽、回风顺槽支护方式运输顺槽和回风顺槽因为断面相同，所以采用相同的支护方式。断面支护图见图6.3、图6.4。（1）顶板采用锚索+锚杆+锚网支护锚杆：使用Φ22-M24-2800mm锚杆共7根，间排距750×800mm。树脂锚固长度为1675mm锚索：使用φ21.8-6300mm锚索，排距1600mm，树脂锚固长度为2875mm(2)两帮采用锚杆支护锚杆：使用22-M24-2500mm锚杆，共5根，间排距650×800mm。树脂锚固长度为1675mm图6.3回风顺槽断面支护图图6.4运输顺槽断面支护图

第七章井下运输7.1概述7.1.1井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据见表7.1。表7.1井下运输设计的原始条件和数据序号项目单位数量1设计生产能力Mt/a1.82工作制度三八制3日净提升时间h164年工作日d3305煤层平均厚度M36煤层平均倾角°3.67煤的容重t/m31.48瓦斯涌出量m3/t1.059矿井瓦斯等级低10煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性7.1.2运输距离运输顺槽平均运输距离1754m，从运输大巷到井底煤仓平均运输距离为1800m，最大运距2500；主井长度为605m。7.1.3矿井运输系统(1)运煤系统采煤工作面→运输顺槽→运输大巷→主石门→井底煤仓→主井-→地面(2)辅助运输系统地面→副井→井底车场→辅运大巷→回风顺槽→采煤工作面(3)通风系统工作面的风流路线为：副井（主井）→井底车场→辅运大巷（运输大巷）→运输顺槽→采煤工作面→回风顺槽→回风大巷→回风立井(4)排矸系统采煤工作面→回风顺槽→→辅运大巷→井底车场→副井地面7.2盘区运输设备选择7.2.1盘区运输设备选型及能力验算(1)运输设备选型结合本矿实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，运输设备配套选型如下：运输顺槽可伸缩胶带输送机型：号为SSJ1200/3X200M；破碎机型号为PCM132；刮板输送机型号为SGZ-830/500；转载机型号为SZB-830/180；。各设备技术特征见表7.2、表7.3、表7.4、表7.5。表7.2刮板输送机技术特征项目单位数目型号SGZ-830/500制造厂家张家口煤矿机械厂主机质量t550生产能力t/h1000运输机长度m200电压等级v1140总装机功率kw1400链速m/s1.21中部槽尺寸mm1756×1332×353表7.3转载机技术特征项目单位技术特征型号SZB-830/180生产能力t/h1200出厂长度M37.7总装机功率kw2×90电压等级V1140链速m/s1.45有效搭接长度m12.4爬坡长度m7.4爬坡角度10中部槽尺寸长mm1500宽mm830高mm222表7.4破碎机技术特征项目单位技术特征型号PCM132通过能力th1200破碎能力th1200整机重量t14.8电动机功率kW132结构特点锤式外形尺寸mm×mm×mm4560×2095×1742最大出料块度mm300生产厂张家煤机厂表7.5可伸缩带式输送机技术特征项目单位技术特征型号SSJ1200/3×200M生产能力th1200运距m1500皮带宽度mm1200电压等级v1140功率kw3×200带速m/s3.15(2)运输能力验算工作面瞬时出煤能力957.6t/h<刮板运输机生产能力1000t/h<破碎机通过能力1200t/h=可伸缩带式输送机通过能力1200t/h运输系统各设备生产能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。7.2.2盘区辅助运输设备辅助运输采用1.5t固定车厢式矿车，矿车由SPK-90/600型钢丝绳牵引的电机车车牵引7.3大巷运输设备选择7.3.1运输大巷设备选择矿井年产180万吨，大巷带式输送机需要具有大于180万吨原煤运输的运输能力。本矿采用输送能力为1400t/h的DX-1200/4×2000型带式输送机运煤。大巷带式输送机的技术。特征见表7.6。表7.6DX-1200/4×200型带式输送机技术特征项目单位技术特征型号DX-1200/4×200输送能力t/h1400带速m/s3.15带宽mm1200适应倾角°±4电动机功率kw4×200型号YBKYS-2000转速r/min1478电压V660/11407.3.2运输设备能力验算主运输设备：采煤机最大瞬时出煤能力为957.6t/h<大巷带式输送机运输能力为1400t/h，所以带式输送机运输满足要求。第八章矿井提升8.1概述本矿井设计井型为1.8Mt/a。矿井工作制度为“三八”制，年工作日为330d。本设计中主斜井井筒净宽为5m，高3.5m，井筒断面面积为17.31m2，采用带式输送机提升；副立井井筒净直径为6.5m，断面面积为33.18m2，采用罐笼提升。8.2主副井提升8.2.1已知原始条件和数据1)设计生产能力为1.8Mt/a；2)提升工作制度为：“三八”工作制，年工作日330d；3)水平提升高度，井深250m；4)装载高度H，取20m；5)松散层的密度为0.90t/m3；6)一套带式输送机提升设备；8.2.2主井提升设备选型（1）输送能力Q=KB2vγCαK（8-1）式中：Q——输送能力，t/hK——断面系数，250B——带宽，1.2mV——帯速，2m/sγ——物料散密度，1t/m3C——倾角系数，取0.87αK——托辊槽角影响系数，取1.1Q=250×1.22×2×0.9×0.87×1.1=620.136t/h（2）带宽计算已知输送能力求带宽B=QKvγCαKB=按照此式求得的宽度，再用物料的块度来校核；校核如下：B≥2amax+200（8-3）式中：B——带宽，mmamax——物料的最大块度，mmB=1384≥2×300+200=800经校核，带宽符合标准（3）运行阻力计算q=Q∕3.6v（8-4）式中：q——输送机每米长度上的载货量q=620.136∕3.6*2=83.13kg运行阻力：Wzh=g（q+qd+qt1）Lω’cosβ+g(q+qd)Lsinβ（8-5）WK=g（qd+qt2）Lω”cosβ+gqdLsinβ（8-6）F=Wzh+WK（8-7）式中：Wzh——承载段运行阻力WK——空运行阻力F——牵引力β——输送带铺设倾角，23°L——运输带铺设长度，640mqd——输送带每米质量，8.85kg/mω‘、ω“——托辊阻力系数，0.06、0.056qt1、qt2——托辊转动部线密度，17.85kg/m、6.15kg/mWzh=9.8×（83.13+8.85+17.85）×640×0.06×0.9205+9.8×（83.13+8.85）×640×0.3907=263458（N）WK=9.8×（8.85+6.15）×640×0.056×0.9205+9.8×8.85×640×0.3907=26538（N）F=263458+26538=289996（N）（4）输送机主轴功率N=Fv/1000η=289996×2/1000×0.85=682.34(KW)式中：N——输送机主轴功率，KWF——输送机主轴牵引力，NV——带速，m/s(5)输送机强度验算m=Bσ/Smax=1200×200/29551=8.1式中：m——安全系数σ——抗拉强度Smax——输送带允许承受的最大静张力根据规定最新安全系数要大于7，经验算符合规定。带式输送机技术特征及配套设备见表8.1表8.1带式输送机技术特征及配套设备输送机型号DTJ1200/2×500S运输量（m3/h）500运输距离（m）1000带速（m/s）2.5倾角（°）+23主机功率（KW）2×500胶带静载安全系数8.138胶带宽（mm）1200强度ST3150减速器型号DCY500-40-IVN张紧装置牵引力（KN）508.2.3副井提升及设备(1)罐笼副井井深245m，装备一对1.5t矿车罐笼，罐笼技术特征见表8.2。(2)提升机选用两套摩落地擦轮提升机，每台电机功率为1250kW，提升机主要特征见表8.3(3)提升钢丝绳钢丝绳选用三角股镀锌钢丝绳。副井提升钢丝主要特征见表8.4表8.2罐笼的技术特征序号项目单位技术特征1进出车方式双侧布置方式双侧、钢罐道2罐道钢轨规格kg•m-138间距(C)mm15903主要尺寸Amm4000Bmm1460Cmm860Dmm7954罐笼自重t5.8085允许乘载人数人566最大终端载荷t15.2表8.3提升机主要特征使用井筒提升机形式型号最大张力功率kw电力形式最大提速m/s副井落地摩擦轮4x41721250交—交10表8.4提升钢丝绳主要特征主绳尾绳型号三角股镀锌8×4×19-178×28直径(mm)42178×28单位重量(kg/m-1)7.515.05抗拉强度（N/mm-2)16701372每根绳总破断力（kN)1289根数42安全系数大件10.31研石物料11.63人员14.92

第九章矿井通风9.1矿井通风系统选择9.1.1矿井通风系统的基本要求(1)矿井至少要有两个通地面的安全出口；(2)总回风巷不得作为主要行人道；(3)装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；(4)通风系统要为防瓦斯、火、煤尘等提供条件；9.1.2矿井通风方式的选择下面是对各种通风方式的优缺点适用条件列表比较，见表9.1表9.1通风方式比较结合实际情况考虑：前期将风井设在工业广场内，采用中央并列式通风，主斜井、副立井进风，主井回风；后期在矿井东西边界处各开凿一回风立井。9.1.3矿井主要通风机工作方式的选择煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。两种工作方法的优缺如下：表9.2通风机工作方式比较从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，采用抽出式通风比较安全，漏风小，所以本矿井采用抽出式通风9.2.4工作面通风方式工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”等多种形式，其优缺点及使用条件如下：表9.3工作面通风方式对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定采用“U”形后退式通风方式。9.2盘区及全矿所需风量9.2.1工作面所需风量的计算(1)按瓦斯、二氧化碳涌出量计算以瓦斯涌出量计算工作面风量。即：Qa=100×qa×Ka（9-1）式中：Qa——回采工作面需风量，m3/min;qa——瓦斯的平均绝对涌出量，1.14m3/min;Ka——瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。则：Qa=100×2.50×1.5=375m3/min按二氧化碳涌出量计算工作面风量，同以上计算方法，即：Qa=100×2.44×1.5=366m3/min(2)按工作面进风留气温计算温度和风速应符合下列要求，见表9.4。表9.4工作面适宜气候条件工作面温度（C)<1515~1818~2020~2323~26工作面风速（m/s)0.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~2.0工作面所需风量按下式计算：Qai=60×Vai×Sai×Kai（9-2）式中：Vai——第i个回采工作面风速，进风流温度23~26C，取1.8m/s;Sai——第i个回采工作面有效通风断面面积，取15.0m2Kai——第i个工作面长度系数，取1.3则：Q=60×1.8×15×1.3=2106m3/min(3)按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qai=4×Nai（9-3）式中:Nai——第i个工作面同时工作的最多人数，取76人;则:Qai=4×76=304m3/min由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Q=1620m3/min。(4)按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。Qmin≥0.25×60×Sai（9-4）Qmax≤4×60×Sai（9-5）式中:Sai——第i个工作面有效通风断面面积，取15.0m2则:225m3/min≤2106m3/min≤3600m3/min由风速验算可知，Qa=2106m3/min符合风速要求。9.2.2掘进工作面需风量(1)按瓦斯、二氧化碳涌出量计算Qbi=100×qbi×Kbi（9-6）式中：Qbi——掘进工作面所需风量，m/minqbi——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m/minKbi——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5掘进面最大日产量为:433.8t瓦斯绝对涌出量为：qbi=433.8×1.05/(60×24)=0.316m3/min则工作面需风量为：Qbi=100×0.316×1.5=47.45m3/min(2)按工作面最多人数计算Qbi=4×N（9-7）式中：4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min;N——煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取32人。则:Q=4×32=132m3/min(3)按局部通风机的实际吸风量计算Qbi=Q扇×I×Kf（9-8）式中：Q扇——局部通风机实际吸风量，取600m3/minKf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3;I——掘进工作面同时工作的局部通风机台数，一台则：Qw=600×1.3×1=780m2/min以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为:Qbi：780m3/min，取Q=-780m3/min。(4)按风速进行验算Qmin≥0.25×60×Sai（9-9）Qmax≤4×60×Sai（9-10）则:225m3/min≤780m3/min≤3600m3/min.Q=780m3/min符合风速要求。同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为Qbi=1560m3/min。9.2.3硐室需风量计算1)机电硐室中央变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量:Q1=60~80m3/min所以根据条件本矿井取80m3/min。2)绞车房绞车房的一般供风量为60~80m3/min取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。3)充电硐室由经验取风量Q3=60~80m3/min根据本矿井可取80m3/min所以硐室所需要总风量为：Qci=80+80++80=240m3/min9.2.4其它巷道所需风量其它巷道需风量：按经验取回采面、掘进头、硐室风量之和的5%，即Qdi=(Qai+Qbi+Qci)×5%（9-11）式中：Qdi——其它巷道所需风量，m3/min;可得：