表6.1。表6.1可采煤層特征表特征名稱數量單位煤層名稱29煤層厚度43m穩定性穩定穩定硬度f=2.0～3.0f=2.0～3.0平均傾角1414°煤層牌號QMQM直接頂巖性砂泥巖泥巖厚度m老頂巖性中細砂巖中細砂巖厚度2.32.2m直接底巖性砂泥巖砂泥巖厚度16.215.3老底巖性中砂巖中細砂巖厚度4.55.2采區相對瓦斯涌出量為3.042m3/t，絕對瓦斯涌出量為10.56m3/min，該采區屬于低瓦斯采區，但煤層有自燃發火傾向，煤塵具有爆炸性。礦井正常涌水量為140m3/h，最大涌水量為200m3/h6.1.2確定采煤工藝方式根據采區地質條件及煤層特征，可選擇分層綜采工藝、放頂煤工藝和一次采全高回采工藝，各有優缺點，下面進行比較：1、分層綜采工藝的特點(1)優點：分層綜采工藝技術成熟，設備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應各種條件的采煤設備；液壓支架及配套的采煤機設備小、輕便，回采工作面搬家方便。采高一般為2.0～3.5m，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩定，生產環節良好；工作面采出率高，可達到93～97%以上。(2)缺點：巷道掘進較多，萬噸掘進率低；工作面單產低，單產提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩定后才可采下分層。2、放頂煤工藝(1)優點：有利于合理集中生產，實現高產高效，單產和效率高，具有顯著的經濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數少；對地質條件、煤層賦存條件有更大的適應性；(2)缺點：煤損多，工作面回采率低；煤塵大，放煤時煤和矸界線難以區別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質；自燃發火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大。3、一次采全高工藝(1)優點：工作面產量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；萬噸掘進率低；工作面搬家次數少，節省搬遷費用，增加了生產時間；材料消耗少。(2)缺點：煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層，一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易偏幫；采高固定，適應條件單一。比較上述3種回采工藝的特點，分層開采綜合經濟效益差，不利于礦井實現高產高效，初步選擇放頂煤開采工藝或一次采全高工藝，本礦井煤質較硬，放煤比較困難，且放頂煤工藝回采率低，再加上礦井平均煤厚為4.0m，賦存穩定，因此選擇一次采全高較合理。6.1.3回采工作面參數從高產高效、一井一面、集中生產的綜采發展趨勢要求出發，增大工作面設計長度，加大截深，選用能切割硬煤的大功率采煤機組，提高割煤速度，相應地提高液壓支架的移架速度，與大運量、高強度的工作面輸送機的相匹配，運輸巷道也必須采用長距離、大運量的帶式輸送機。從設備技術性能要求出發，所選綜采機械設備必須是技術先進、性能優良、可靠性高，同時各設備間要相互配套性好，保持采運平衡，最大限度地發揮綜采優勢。根據前面開拓、準備的巷道布置，回采工作面沿傾向布置，走向推進；工作面長度平均為為230m，區段長平均為3110m；煤厚4.0m。區段運輸平巷尺寸（寬×高）為4600mm×3800mm，區段回風平巷尺寸（寬×高）為5000mm×4100mm，均采用留5m煤柱沿空掘巷。工作面配套設備見表6.2。表6.2工作面配套設備序號項目設備型號備注1采煤機MXA-300/4.5W選用一次采全高成套設備2液壓支架ZZ5600/23/473刮板輸送機SGZ-830/5006.1.4回采工作面采煤機、刮板輸送機選型按照厚煤層1.5Mt產量的要求，工作制度為330d/a，按每天兩班生產一班檢修計算，則采煤工作面生產能力約為4545.45t/d，工作面采煤機開機率按60%，采煤機功率按美國開機硬煤估算功率經驗值0.5kw·h/t，則：工作面小時生產能力為：Q=4545.45/(16×60%)=473.48t/h（6-1）采煤機功率為：N=473.48×0.5=236.74KW（6-2）工作面采煤機螺旋滾筒完成破煤、裝煤過程，部分遺留碎煤由輸送機上的鏟煤板來裝入刮板輸送機。結合礦上實際使用情況，工作面選用西安煤礦機械廠生產的MXA-300/4.5W無鏈液壓雙牽引采煤機，詳細技術特征見表6.3：表6.3采煤機技術特征項目單位數目型號MXA-300/4.5W制造廠家西安煤礦機械廠采高m2.2～4.5截深m0.8滾筒直徑m2.0滾筒中心距m10.326截割功率kW300牽引方式電牽引牽引速度m/min0～8.50牽引功率kW2×90機面高度m1.905臥底量m0.185控頂距m2.342工作面刮板輸送機選型需滿足三個方面的要求，即運輸能力與采煤機生產能力相適應；外形尺寸和牽引方式與采煤機相匹配；運輸機長度與工作面長度相一致。采煤機生產能力為:Q=60vMBγη（6-3）式中：Q——采煤機小時割煤量，t/hv——采煤機牽引速度，取4m/minM——煤層厚度，取4mB——截深，取0.8mγ——煤的體積質量，1.4t/m3η——有效截割系數，取0.9Q=60×4×4×0.8×1.4×0.9=967.68t根據環節生產能力配套并考慮一定的富裕系數，工作面可彎曲刮板輸送機的額定運量應達到1000t/h。采用張家口煤礦機械廠生產的SGZ-830/500型刮板輸送機。采用雙向割煤工藝方式，即采煤機往返一次為兩個循環。刮板輸送機參數見表6.4:表6.4刮板輸送機技術特征項目單位數目型號MXA-300/4.5W制造廠家張家口煤礦機械廠主機質量t550生產能力t/h1000運輸機長度m200電壓等級V1140總裝機功率kW1400鏈速m/s1.21中部槽尺寸mm1756×1332×353進刀方式：采用不留三角煤端部斜切進刀。進刀方法：（1）采煤機割煤至端頭后，前滾筒降下割底煤，后滾筒升起割頂煤，采煤機反向沿刮板輸送機彎曲段斜切入煤壁；（2）采煤機機身全部進入直線段且兩個滾筒的截深全部達到一個截深后停機；（3）將支架拉過并順序移刮板輸送機至端頭后調換前后滾筒位置向端頭割煤；（4）割完三角煤后，再次調換前后滾筒位置，向直線端割煤，開始下一個循環的割煤，割過煤后及時拉架、頂機頭（機尾）、移溜。機組進刀總長度控制在50m左右，進刀方式如圖6-1-1所示。圖6.1采煤機斜切進刀示意圖6.1.5采煤工作面支護方式(1)支架選型及布置回采工作面支護采用液壓支架支護，根據工作面頂底板巖性及煤層厚度、采高等條件，并參照礦上實際使用情況，選用北京煤機廠生產的支撐掩護支架及其相配套的端頭支架。非留巷巷道端頭支護方式采用端頭支架和單體柱聯合支護，留巷巷道的端頭支護采用單體柱支護，從工作面機頭到機尾分別布置端頭架3架，中間架140架，共計143架，采用支架技術特征見表6.5。表6.5(a)液壓支架技術特征項目單位數目型號ZZ5600/23/47型式支撐掩護式支撐高度m2.3～4.7支架寬度m1.41～1.59中心距m1.5初撐力kN5000工作阻力kN5600支護強度MPa0.98泵站壓力MPa31.5支架重量t19.5供液泵壓MPa31.5支架最大長度m6.1制造廠家北京煤機廠表6.5(b)乳化液泵站技術特征項目單位技術特征型號RB125/31.5流量L/min125柱塞數量個3電動機功率kW75電壓等級V1140質量Kg1440泵總成尺寸mm×mm×mm2088×810×875儲液箱L1000表6.5(c)噴霧及冷卻泵技術特征項目單位技術特征型號WPZ320/6.3流量L/min320壓力Mpa6.3電動機功率kW45轉速r/min1470質量Kg1800外形尺寸mm×mm×mm2500×890×958（2）支架高度的確定及支護強度的驗算最大高度：（6-4）式中：——支架最大支護高度，m；——煤層最大采高，m；——偽頂或浮煤冒落厚度，m。=4.5+0.2=4.7m最小高度：（6-5）式中：——支架最小支護高度，m；hmin——煤層最小采高，m；——頂板最大下沉量，取200mm；a——支架移架所需最小下降量，取50mm。b——浮煤厚度，取50mm。支架工作阻力實際上是反映支架在工作過程中所需承受的頂板載荷。其大小計算采用估計法，估算法認為支架的合理工作阻力F應能承受控頂區內以及懸頂部分的全部直接頂巖重，還要承受當老頂來壓時形成的附加載荷。一般取工作面的合理支護強度P按工作面最大采高的4～8倍進行計算，在頂板條件較好，周期來壓不明顯時可取低倍數，而周期來壓比較劇烈時則可用高倍數。本礦井頂板周期來壓情況未知，為保險起見故可以取最大采高8倍進行計算。上覆巖層所需的支護強度按下式計算：P=(4～8)×9.8Mγcosα×10-3（6-6）式中：M——工作面最大采高，取4.5m；γ——頂板巖石體積質量，取2.7t/m3；α——煤層傾角，α=5°；則：P=(4～8)×9.8×4.5×2.7×cos5°×10-3=0.474MPP=0.474MP≤0.98×80%=0.784MP經演算，P不大于支架額定支護強度的80%，所以該支架能夠滿足支護要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵壓力設計為31.5MPa。（3）頂板管理工作面采用全部跨落法管理頂板。（4）移架及推移刮板輸送機方式液壓支架移架方式及刮板輸送機推移方式有多種：①支架可實現的四種移架方式：鄰架自動順序移架；成組順序移架；采煤機和支架聯動移架；手動移架。②工作面可實現的四種推移刮板輸送機方式：雙向鄰架推移；雙向成組推移；采煤機割煤后自動拉架并推移；手動推移。主采煤層頂底板較穩定，條件較好，為了提高移架速度，采用成組順序式移架，每3架支架分為一組，組內聯動，整體移架，組間順序前移；推移刮板輸送機采用雙向成組推移，每組設置為12架。拉架滯后底滾筒3～5架，如果頂板壓力過大或有冒頂危險時，應及時追機拉架（滯后上滾筒3～5架），以防頂板冒落；如移架過程中頂板破碎或片幫嚴重要及時拉過超前架并打出護幫板。6.1.6端頭支護及超前支護方式（1）端頭支架支護及要求端頭是工作面與斜巷的交接處，度大，斷面大，支承壓力在此集中，變形量大，難于維護。上下斜巷受回采影響，壓力增大，不易支護。因此，決定采用端頭液壓支架進行支護。其優點是支護方便、安全；為轉載機和輸送機頭的移動提供動力；能適應工作面傾角變化。因此本設計端頭支護采用ZT7500/18/36型中置式端頭支架。其技術特征見表6.6。表6.6端頭支架主要技術特征見表項目單位規格型號ZT7500/18/36工作阻力kN7230～7500初撐力kN5380～6030最小支撐高度m1.8最大支撐高度m3.6支護強度MPa0.43～0.55中心距m1.5底板比壓MPa0.72～0.8重量t21.35（2）超前支護工作面采用FLZ38－20/110Q型單體液壓支柱加鉸接頂梁進行超前支護。①分帶軌道斜巷的超前支護從煤壁線向外30m超前支護，為兩排支設，離工作面煤柱側1m打30m一排單體柱，柱距1m；另一側距煤柱1m打20m一排單體柱，柱距800m。②分帶運輸斜巷的超前支護從煤壁線向外30m超前支護，為一排支設，距轉載機外側500mm左右（人行道側），柱距800mm。③機尾上隅角通風需要在機尾打木垛留通風通道，木垛緊靠支架，木垛距離不超過3m，木垛必須用柱帽、木楔背緊。④當各橫川進入超前支護范圍內，必須在各橫川口加強支護。在橫川口靠煤柱打一排柱距為1m的戴帽點柱（用單體柱）。（3）超前支護管理①超前支護必須嚴格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直線；回柱時必須四人以上配合作業，嚴禁單人進行操作，回柱時必須有專人看護好頂板、煤幫情況，發現有活煤、矸及時處理后方可作業，嚴格執行先支后回的原則。所有支柱必須戴帽，必須使用規格柱帽。打好柱要上好保險繩并將柱與頂網或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。②超前支護處滿足高不低于1.8m，寬不低于0.8m的安全出口和運送物料通道。③當機組行至工作面兩頭距巷道15m以內時，嚴禁在兩頭作業，以防甩出大塊傷人。當在拉動端頭架、推動轉載機、拖拉液壓管及電纜時嚴禁在兩頭作業并撤出人員，以防撞倒柱傷人或其它意外傷人。超前支護工作不能與同一地點其它工作平行作業。④在行人巷行走必須走兩排柱之間，各種電纜液管必須掛在巷幫不低于2.0m處，班長安檢工必須經常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發現安全隱患及時處理；臨近工作面的橫川內材料必須提前工作面50m回收，備品備件碼放必須放在工作面70m以外。6.1.7各工藝過程注意事項（1）割煤質量標準割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐（長度超過1m，最突出部分不超過150mm；長度在1m以下，最突出部分不超過200mm）。無馬棚、頂底板平直，如無特殊需要，每循環頂底板與上一個循環頂底板錯差不能超過±50mm。機頭、機尾各10m要平緩過渡，防止出現臺階，支架頂梁必須接頂嚴實。（2）移架質量標準移架質量標準：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角＜7°，相鄰支架間不能有明顯錯差（不超過頂梁側護板高的2/3），支架不擠不咬，架間空隙不大于200mm。移架時要保證支架移到位，梁端距依據采高變化保持在350～550mm之間；移架過程中要及時調整支架形狀，如發生倒架咬架等現象，需在移架過程中及時利用側護板進行調整。（3）推移刮板輸送機要求刮板輸送機在推移后必須保證成一直線，保證刮板輸送機平整，不得出現飄溜，凹溜和局部起伏過大等現象。刮板輸送機的機頭、機尾推進度保持一致，且必須保持推移步距為0.8m，以確保截深及產量和工程質量。推移工作面刮板輸送機時，必須距采煤機底滾筒大于15m進行，不得出現急彎、除進刀所需外其它地段不準出現彎曲。若推移刮板輸送機困難時，不應強推硬過，必須查明原因并處理后再推移。（4）清煤質量標準工作面沒有超過100mm的碳塊。清煤工必須滯后移刮板輸送機10架支架，距采煤機大于50m，清煤人員必須面向機尾注意刮板輸送機、頂板、煤幫情況，以防發生意外。（5）對工作面端頭架支護的管理工作面機頭采用2臺端頭支架，機尾采用2臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環，又因端頭至超前支護20m段是壓力集中區，特制訂以下管理措施。①端頭支架必須達到初撐力。②端頭支架底座嚴禁鉆底，以防壓住推移桿使轉載機和工作面刮板輸送機機頭推移困難，損壞設備。若支架底座壓住推移桿，必須利用提底千斤將支架底座提起，然后在支架底座下墊順山板梁或柱帽將支架底座墊起。③當巷道及兩頭出口頂板破碎時，應架棚維護。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。架棚時必須四人以上操作，兩人將板梁抬起至一個梁頭夠高，抬板梁時必須用雙手拖住板梁下方，在其下支上點柱將板梁打起，然后在梁頭支柱將板梁升緊，單體柱要支正、升緊，嚴禁出現三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦發現要立即更換。在機頭架棚時必須閉鎖三機（兩個以上有效閉鎖鍵）并派專人看管。（6）采空區管理采空區采用自然跨落法處理，若機頭端頭老塘懸頂面積大于8m2（7）提高塊率、保證煤質的措施①在各轉載點落煤處加設緩沖裝置。②在割煤過程中一定要掌握好采煤機速度，保持在4m/min左右。③破碎機錘頭高度保持在150～200mm之間。④機組司機要掌握好采高，嚴禁割底割頂。⑤停機時及時停水，若工作面遇水大時，要及時采取排水措施。⑥在分帶運輸斜巷皮帶機頭處加設除鐵器。⑦各級運輸機司機嚴格把關，禁止雜物（板皮、木料）進入運煤系統。（8）頂板維護及礦壓觀測措施工作面及區段巷道必須加強頂板維護，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且工作面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力；區段巷道超前工作面40m加強維護，對于失效錨桿由調度室安排重新補打，對于網破地點必須進行補網并聯好。礦壓監測由當班班長及驗收員完成，每班班后記錄在礦壓觀測記錄表上，并交相關領導。6.1.8采煤工作面正規循環作業（1）勞動組織形式勞動組織以采煤機割煤工序為中心來組織拉架、推移刮板輸送機、清煤等工作，即采用分工種追機平行作業，以充分利用工時、空間，充分發揮綜合機械化效能。工作面為一次采全高，設計采高為4.0m，工作面沿底板推進，機頭、機尾各10m隨巷道頂底板平緩過渡。循環進尺0.8m。根據后面通風設計回采工作面風量計算，遵循以風定產原則。采用“三八”制作業（兩班生產，一班檢修），均執行現場交接班制，每班有效工時為8h。循環方式為生產班每班進3個循環，檢修班進一個循環，日進6個循環。24小時正規循環作業圖表，見采煤方法圖。勞動組織配備表見表6.7。表6.7勞動組織配備表序號項目班次定員生產一班生產二班檢修班1班長33392采煤機司機22263移架工22264刮板輸送機司機11135轉載機司機11136泵站司機11137皮帶輸送機司機33398端頭維護工334109驗收員111310清煤工221511電工115712看電纜工111313庫工--3314機動人員333915合計24243379（2）技術經濟指標循環產量按下列公式計算：（6-7）（6-8）（6-9）式中：Q1——割4.0m采高段一刀煤產量，t；Q2——割過渡段一刀煤產量，t；Q——循環產量，t；L1——工作面4.0m采高段傾斜長度，m；L2——工作面過渡段傾斜長度，m；S——循環進尺，0.8m；M1——工作面中段采高，4.0m；M2——工作面過渡段采高，取平均值3.5m；γ——煤的容重，1.4t/m3；C——工作面可采范圍內回采率，93％。則：Q1=(210-20)×0.8×4.0×1.4×0.93=791.616tQ2=20×0.8×3.5×1.4×0.93=72.912t循環產量：Q=Q1+Q2=791.616+72.912=864.528t日產量=Q×日循環數=864.528×6=5187.168t噸煤成本根據礦上實際數據取為220元/t，工作面主要技術經濟指標見表6.8。表6.8工作面主要技術經濟指標序號項目單位數量1工作面走向長度m2102工作面傾斜長度m14003工作面傾角°44采高m4.05煤的容重t/m31.46循環進尺m0.807循環產量t864.5288日循環數個69日產量t5187.16810坑木消耗m3/萬t111乳化液消耗kg/萬t50012回采工效t/工65.6613回采率%9314噸煤成本元/t2206.221011首采工作面回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式（1）布置方式工作面相對瓦斯涌出量3.04m3/t，生產能力為1.5Mt/a，根據以風定產的要求以及后面通風設計關于工作面通風方式選擇的比較論述，確定采用U型通風方式。工作面回采巷道布置方式為兩進一回，區段運輸斜巷布置帶式輸送機，運煤兼進風，區段軌道斜巷布置軌道，輔助運輸兼進風，采空區留巷段用作回風段。采用連續采煤機割煤，錨桿機進行支護的機械化掘進方式。（2）煤柱尺寸區段斜巷采用沿空留巷方式，掘進時雙巷掘進，區段之間無需留設煤柱，采區兩側之間留設20m的采區邊界保護煤柱。6.2.2回采巷道參數1）區段斜巷巷道參數區段運輸、軌道斜巷斷面尺寸均為5.0m×3.0m，矩形斷面。采用膠帶輸送機運煤，礦車輔助運輸，膠帶機巷布置1100mm寬的膠帶運煤，軌道斜巷布置排水管路，運輸斜巷布置動力電纜。2）區段軌道斜巷支護方式（1）頂板錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2800mm，共7根，間排距750×800mm。=2\*GB3②鋼帶：M5型鋼帶，長4.8m。=3\*GB3③網：8#鐵絲網，規格為5200×1000mm，網的搭接部分應全部壓在鋼帶下方，并用12＃鐵絲按150mm間隔有效連接。④錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線成30°。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2750mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60～80kN，錨固力不低于120kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。（2）頂板錨索梁①規格和數量：規格Ф21.8-6300mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600mm，緊跟迎頭施工，如圖6-2-1所示。=2\*GB3②鋼帶：16#槽鋼，長2.4m，兩孔，孔中心距2.0m。=3\*GB3③錨索角度：垂直巖面施工。④螺母及墊圈：OVM錨具。⑤托盤：采用與槽鋼配套的高強度平鋼板，規格140×100×15mm。⑥藥卷：采用四支樹脂藥卷，一支規格為K2360型（里端），另三支為Z2360。⑦錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為2875mm。=8\*GB3⑧鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深6000mm。=9\*GB3⑨預緊及錨固力：預緊力80～100kN，錨固力不低于200kN。（3）幫部錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2500mm，共5根，間排距650×800mm。由于煤層較薄，巷道基本為半煤巖巷道，距離底板最近的2排錨桿可以考慮滯后綜掘機施工。=2\*GB3②鋼帶：M4型鋼帶，長2.8m。=3\*GB3③網：8#鐵絲網支護，規格為3200×1000mm，網的搭接部分應全部壓在鋼帶下方，并用12＃鐵絲按150mm間隔有效連接。④錨桿角度：靠近巷幫的幫部錨桿安設角度為與水平線成30°。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60～80kN，錨固力不低于80kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。（4）個別地段根據需要可增設預警點柱。（5）巷道幫頂肩角處錨桿適當垂直煤巖面，也可帶一定角度。幫頂錨桿扭矩不低于300N·m，機具扭矩不足時采用滯后二次加扭。（6）嚴格控制錨桿排距，確保錨桿排距不得超過850mm圖6.2區段軌道斜巷巷道斷面支護參數圖3）區段運輸斜巷支護方式（1）頂板錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2800mm，共7根，間排距750×800mm。=2\*GB3②鋼帶：M5型鋼帶，長4.8m。=3\*GB3③網：Ф6mm鋼筋網與鋼塑網雙層網聯合支護，鋼筋網規格為2600×1000mm（兩塊），鋼塑網的規格為5400×1000mm。④錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線成30°。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2750mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60～80kN，錨固力不低于120kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。（2）頂板錨索梁①規格和數量：規格Ф21.8-6300mm，迎頭布置成“3-0-3”形式，排距800mm，如圖4-1所示；在迎頭后根據礦壓觀測，及時補充施工錨索，使每3排錨桿布置錨索數量達到14套，即呈“5-4-5”布置，具體見支護參數圖6-2-2所示。=2\*GB3②20#槽鋼，長1.8m、2.8m和3.4m三種。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m。=3\*GB3③錨索角度：垂直巖面施工。④螺母及墊圈：OVM錨具。⑤托盤：采用與槽鋼配套的高強度平鋼板，規格140×100×15mm。⑥藥卷：采用四支樹脂藥卷，一支規格為K2360型（里端），另三支為Z2360。⑦錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為2875mm。=8\*GB3⑧鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深6000mm。=9\*GB3⑨預緊及錨固力：預緊力80～100kN，錨固力不低于200kN。（3）高幫（非回采側幫）錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2500mm，共5根，間排距650×800mm。由于煤層較薄，巷道基本為半煤巖巷道，距離底板最近的2排錨桿可以考慮滯后綜掘機施工。=2\*GB3②鋼帶：M4型鋼帶，長2.6m。=3\*GB3③網：Ф6mm鋼筋網與鋼塑網雙層網聯合支護，鋼筋網規格為2600×1000mm，鋼塑網的規格為2800×1000mm。④錨桿角度：垂直幫部施工。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60～80kN，錨固力不低于80kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。（4）高幫（非回采側幫）錨索梁①規格和數量：規格Ф21.8-5300mm，距離底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向錨索梁，排距800mm，錨索梁在迎頭后根據礦壓觀測，及時補充施工，最終形成如圖6-3所示；=2\*GB3②20#槽鋼，長2.4m，孔中心距2.0m。=3\*GB3③錨索角度：垂直巖面施工。④螺母及墊圈：OVM錨具。⑤托盤：采用與槽鋼配套的高強度平鋼板，規格140×100×15mm。⑥藥卷：采用三支樹脂藥卷，規格為Z2360。⑦錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為2275mm。=8\*GB3⑧鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深5000mm。=9\*GB3⑨預緊及錨固力：預緊力80～100kN，錨固力不低于200kN。（5）低幫（回采側幫）錨桿①規格和數量：規格Ф22-M24-2500mm，共5根，間排距650×800mm。由于煤層較薄，巷道基本為半煤巖巷道，距離底板最近的2排錨桿可以考慮滯后綜掘機施工。=2\*GB3②鋼帶：M4型鋼帶，長2.6m。=3\*GB3③網：8#鐵絲網，規格為2800×1000mm。④錨桿角度：垂直幫部施工。⑤螺母及墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈。⑥托盤：采用與M型鋼帶配套的高強度托盤，規格150×143×8mm。⑦藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格為Z2360型。=8\*GB3⑧錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm。=9\*GB3⑨鉆孔規格：鉆孔直徑28mm，鉆頭直徑27mm，孔深2450mm。=10\*GB3⑩預緊及錨固力：錨桿預緊力不低于60～80kN，錨固力不低于80kN，錨桿預緊力矩不小于300N·m。圖6.3區段運輸斜巷巷道斷面支護參數圖7井下運輸7.1概述7.1.1井下運輸設計的原始條件和數據井下運輸設計的原始條件和數據見表7.1：表7.1井下運輸設計的原始條件和數據序號項目單位數量備注1設計生產能力Mt/a1.5瓦斯涌出量為相對值2工作制度“三八”制3日凈提升時間h164年工作日d3305煤層平均厚度m4.06煤層平均傾角°147煤的容重t/m31.48瓦斯涌出量m3/t3.049礦井瓦斯等級低10煤塵爆炸性有煤塵爆炸危險性7.1.2運輸距離和貨載量區段斜巷平均運距1400m，大巷運距1100m，故從工作面到井底車場的最大運距為2500m。首采采區內布置一個工作面、一個掘進面即可保產，設計大采高工作面日產量5187.168t/d，掘進面日產量518.7t/d，運煤系統各環節運輸能力要大于各工作面的生產能力。輔助運輸根據礦井生產安排與采掘進度，材料、設備運輸考慮正常生產與工作面安裝和搬家兩種情況；人員運輸以各采掘面人員一次運到位為基礎，兼顧其它固定工作點的人員運輸，其運量見表7.2。表7.2帶區輔助運輸量序號項目單位數量備注1運送人員人/班均取平均值2材料、設備正常生產t/班52工作面安裝、搬家t/d1043工作面支架安裝架/d12搬遷214工作面設備安裝t/d110搬家2207.1.3礦井運輸系統1）運輸方式運煤：由于礦井井型大，需運輸系統有較大的運輸能力，煤層賦存條件比較簡單，為緩傾斜近水平煤層，且運輸距離較遠，故區段斜巷、大巷采用帶式輸送機運煤，區段工作面采用連續刮板輸送機運煤。輔助運輸：軌道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄電池電機車牽引小礦車運輸。小礦車選用MG1.9-9B型1.5噸固定廂式礦車，工作面輔助運輸采用無極繩絞車牽引1.5t固定廂式礦車、5t材料車、1.5t平板車運輸材料及設備。2）運輸系統井下運輸系統包括運煤系統、運料系統、人員運送系統、排矸系統。（1）運煤系統區段采煤工作面→區段運輸斜巷→區段煤倉→運輸大巷→井底煤倉→主井→地面掘進工作面→區段運輸斜巷→區段煤倉→運輸大巷→井底煤倉→主井→地面（2）行人、運料系統地面→副井→井底車場→軌道大巷→采區行人運料斜巷→采區軌道集中平巷→區段軌道斜巷→工作面（3）排矸系統礦井投產后，產生的矸石大部分為瓦斯抽排巷掘進出矸，矸石由礦車經軌回聯巷運至軌道大巷后，再由電機車牽引至井底車場，并由副井提出地面。7.2采區運輸設備選擇7.2.1設備選型原則1）必須考慮礦井開拓系統狀況，并與運輸系統統一規劃，注意上下運輸環節能力的配套，以及局部運輸與總體運輸的統一；2）必須使上下兩個運輸環節設備能力基本一致，設計時應合理的選擇生產不均勻系數和設備能力的配套系數；為緩和上下兩個運輸環節的生產不均勻性或不連續性，要采取一些緩沖措施，如設置煤倉或儲車線等；3）必須注意盡量減少運輸轉載的次數，不要出現輸送機—軌道—輸送機—軌道的情況；4）必須使設備的運輸、安裝和檢修方便，并應考慮輸送設備對通風、供電的要求是否合理，電壓等級是否相符合等；5）必須在決定主要運輸的同時，統一考慮輔助運輸是否合理經濟等。7.2.2采區設備的選型（1）采煤工作面選用西安煤礦機械廠生產的MXA-300/4.5W無鏈液壓雙牽引采煤機，張家口煤礦機械廠生產的SGZ-830/500型刮板輸送機。（2）采區運煤設備根據采區運輸設備配套原則選擇分帶運輸斜巷配套設備如下：轉載機SZB-830/180，破碎機PCM132，輸送機選用SSJ1200/3×200M帶式輸送機帶式輸送機。技術特征見表7.3，表7.4，表7.5。表7.3轉載機技術特征項目單位技術特征型號SZB-830/180生產能力t/h1200出廠長度m37.7總裝機功率kW2×90電壓等級V1140鏈速m/s1.45有效搭接長度m12.4爬坡長度m7.4爬坡角度°10中部槽尺寸長mm1500寬mm830高mm222表7.4破碎機技術項目單位技術特征型號PCM132通過能力t/h1200破碎能力t/h1200整機重量t14.8電動機功率kW132結構特點錘式外形尺寸mm×mm×mm4560×2095×1742最大出料塊度mm300生產廠張家口煤機廠表7.5SSJ1200/3×200M帶式輸送機主要技術特征表項目單位技術特征型號SSJ生產能力t/h1200運距m1500皮帶寬度mm1200電壓等級V1140功率Kw3×200帶速m/s3.15（3）采區輔助運輸設備本采區的煤層傾角較小，因此提升時采用JW1600/80無極繩絞車牽引1.5t固定式礦車、5t材料車、5t平板車運輸。各設備技術特征如下：表7.6JW1600/80無極繩絞車主要技術特征表項目單位技術特征型號JW1600/80載荷鋼絲繩最大靜張力kN60兩鋼絲繩最大張力差kN50繩速m/s0.751滾筒直徑mm1600鋼絲繩直徑mm28電動機型號YB280M—6功率kW55/75電壓V380/660外形尺寸mm3485×1720×1672表7.7井下運輸車輛主要技術特征表名稱型號載重量/t外型尺寸長×寬×高軌距/mm軸距/mm自重/kg數量/輛礦車MG1.7-9B1.59007509741000材料車MLC5-95900600790200平板車MPC55900600780507.2.3采區運輸能力驗算（1）運煤能力驗算對礦井年產量（AB=150萬t/a），按各環節通過能力進行驗算，AB應由必要的運輸設備運輸能力來保證，即：（7-1）式中：An——各運輸環節運輸能力，t/h；K——產量不均衡系數，取1.2；T——日工作時間，取16小時；η——運輸設備正常工作系數，取0.8；則：通過驗算，各運輸環節的運輸設備均滿足要求。（2）采區輔助運輸能力驗算采區車場設計一次提升的礦車為8個。根據礦車連接器強度進行驗算：（7-2）（7-3）式中:W——礦車與軌道間的摩擦系數；F——礦車運行阻力，N；g——重力加速度，m/s2；K——車輪與軌道間的滾動摩擦因數，K=0.5～0.6；u——車輪軸承的摩擦因數；d——車輪的軸徑，mm；D——車輪直徑，mm；Z——一次能提升的最大礦車數，個。因為8＜11，故一次提升8個礦車滿足要求。7.3大巷運輸設備選擇根據礦井地質條件及生產礦井的實際情況，設計在軌道大巷內采用XK8-9/120-1A型蓄電池電機車牽引礦車進行輔助運輸，在運輸大巷內采用DX-1200/4×2000型帶式輸送機運輸煤炭，其主要技術特征如下：表7.8XK8-9/120-1A型電機車主要技術特征表項目單位技術特征型號XK8-9/120-1A粘著質量t8軌距mm900最小曲率半徑m7連接器距軌面高mmmm320；430固定軸距mm1100主動輪直徑mm680機械傳動裝置傳動比6.92外型尺寸mm4500×1360×1550制動方式機械牽引力小時制kN11.172長時制kN2.94速度小時制km/h6.8長時制km/h12.4最大km/h25牽引電動機型號ZQ—11B額定電壓V120小時制功率kw11長時制功率kw4.3臺數臺2小時制電流A112長時制電流A44表7.9DX-1200/4×2000帶式輸送機主要技術特征表項目單位技術特征型號DX-1200/4×200輸送能力t/h1400帶速m/s3.15帶寬mm1200適應傾角°±4電動機功率Kw4×200型號YBKYS-2000轉速r/min1478電壓V660/11408礦井提升8.1礦井提升概述本礦井設計井型為1.5Mt/a，服務年限為53.8a。本礦井采用立井兩水平開拓方式，一水平標高為-50m，礦井工作制度為“三八”制，兩班采煤一班檢修，每天凈提升時間為16h，礦井設計年工作日為330天。主井井筒內布置2套16t多繩箕斗，用于煤炭提升，副井井筒內布置一對1.5t固定箱式礦車雙層四車罐籠；一個帶平衡錘的加寬雙層四車罐籠提升。8.2主井提升8.2.1箕斗礦井設計生產能力為1.5Mt/a，屬大型礦井，全部煤炭由主井雙箕斗提升至地面，裝備16t側卸式箕斗。具體參數見表8.1。表8.1箕斗技術參數項目單位數目備注型號-JDG16/150×4Y淮南煤機廠名義載重t16有效容積m317.6最大終端載荷kN600尾繩懸掛裝置最大允許載荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.88.2.2提升機井筒裝備地面設井塔式多繩摩擦提升機，型號為JKM-2.5/6（Ⅱ），由洛陽礦山機械廠生產提供，提升機主要特征見表8.2。表8.2多繩摩擦式提升機技術特征表項目單位數目備注型號JKM-2.5/6（Ⅱ）洛陽礦山機械廠主導輪直徑m3.5導向輪直徑m3綱絲繩最大靜張力kN800最大靜張力差kN230有導向輪直徑m35數量條4間距mm250最大提升速度m/s148.2.3鋼絲繩技術特征多繩摩擦提升機所用鋼絲繩技術特征見表8.3：表8.3鋼絲繩技術特征表項目單位數目型號繩6W（19）股（1+6+6/6）繩纖維芯直徑鋼絲繩mm35鋼絲中心2.6第一層2.5第二層大2.6小1.9鋼絲繩總斷面積mm2501.52參考重力N/100m4664鋼絲繩公稱抗拉強度N?mm-21550鋼絲破斷拉力總和（不小于）N702000安全系數—8.38.2.4提升能力驗算礦井深度和產量的不斷增加，纏繞式提升機的卷筒直徑和寬度也隨之加大，使得提升機卷筒體積龐大而笨重，給制造、運輸。摩擦提升與之相比，摩擦輪的寬度明顯減少而且不會因井深的增加而增大，同時由于主軸跨度的減小而使得主軸的直徑和長度均有所降低，整機的質量大為下降。而且由于提升機回轉力矩的減小，使得提升電動機容量降低，能耗減少。單繩摩擦式提升機沒有解決卷筒直徑過大的問題，因為全部終端載荷由一根鋼絲繩承擔，故鋼絲繩直徑很大，所以最終選用多繩摩擦提升機。提升參數計算如下：（1）提升高度：H=HS+HZ+HX（8-1）式中：H——提升高度，m；HS——礦井深度，912m；HZ——裝載高度，30m；HX——卸載高度，20m。H=912+30+20=962（m）（2）經濟提升速度：Vm=0.4×H0.5（8-2）式中：Vm——經濟提升速度，m/s。Vm=12.4（m/s）（3）一次提升循環估算時間：TX=Vm/a+H/Vm+t（8-3）式中：TX——一次提升循環估算時間，s；a——初估加速度，取0.8m/s2；t——裝卸載時間，取30s。TX=12.4/0.8+962/12.4+30=123.1（s）（4）小時提升次數：Ns=3600/TX（8-4）式中：Ns——小時提升次數。Ns=3600/123.1=30（次）（5）小時提升量：As=An×c×cr/（Bn×Tv）（8-5）式中：As——小時提升量，t；An——設計年產量，1.5Mt/a；c——提升不均衡系數，1.3；cr——提升備用系數，1.3；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升時間，16h。As=1.5×100000×1.3×1.3/（330×16）=480.11（t）（6）一次合理提升量：Q=As/（2×30）（8-6）式中：Q——一次合理提升量，t；2——兩套提升設備。Q=480.11/（2×30）=8.0（t）表8.4提升參數提升高度/m提升速度/m·s-1一次提升時間/s每小時提升次數每小時提升量/t一次合理提升量/t96212.4123.130480.118.0提升參數見表8.4，所選箕斗提升容量為16t，所以能夠滿足礦井生產的需要。8.3副井提升選擇寬罐籠型號為GDG1.5/9/2/4K，窄罐籠型號為GDG1.5/9/2/4，采用落地式多繩摩擦提升機型號為JKM-2.25×4（II）A，罐籠、提升機和鋼絲繩等具體參數如下：表8.5罐籠技術特征表罐籠型號GDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4乘人面積/m215.211.6乘人數8464罐籠總載重/t14.6814.68罐體自重/t11.8810.93最大終端載荷/kN570570罐籠長和寬A×B/mm5290×16745290×1274鋼罐道C/mm51005100組合鋼罐道寬度/mm180180編制單位南京院表8.6主提升機特征使用井筒提升機形式型號最大張力/t功率/kW電力形式最大提速/m·s-1產地副井落地摩擦輪4×41721250交-交10德國表8.7副井提升鋼絲繩參數主繩尾繩型號三角股鍍鋅8×4×19-178×28直徑/mm42178×28單位重量/kg·m-17.515.05抗拉強度/N·mm-216701372每根繩總破斷力/kN1289-根數42安全系數大件10.31-矸石物料11.63-人員14.92-大采高的上覆巖層特性分析 第101頁2-編制日期：DATE\@"M/d/yyyy"3/20/20259礦井通風及安全9.1礦井通風系統選擇礦井通風系統包括通風方式（即進風井和回風井的布置方式）、通風方法（即礦井通風機的工作方法）以及由若干通風井巷和交匯點構成的通風網絡。9.1.1礦井概況顯德汪煤礦位于河北省邢臺市，交通十分便利。井田走向（東西）長平均約4km，傾向（南北）長平均約5km，井田水平面積為20km2。主采煤層為2號煤、9號煤，平均傾角14°，煤層平均總厚為7.0m。井田地質條件簡單。本設計礦井井型為1.5Mt/a，服務年限53.8a，第一水平服務年限32.8a。2號煤層平均厚度4m，煤層平均傾角14°，煤的容重為1.4t/m3，9號煤層平均厚度3.6m，煤層平均傾角14°，煤的容重為1.34/m3，矸石容重為2.5t/m3。采區相對瓦斯涌出量為3.042m3/t，絕對瓦斯涌出量為10.56m3/min，該采區屬于低瓦斯采區，但煤層有自燃發火傾向，煤塵具有爆炸性。礦井工作制度為“三八制”，提升設備年工作日為330d，日工作小時數為16h。設計為立井一水平和一輔助水平（-50m和-280m）開拓。首采區內布置一個綜采工作面保產，工作面長度210m，同時布置一備用面，根據通風需要，一個工作面布置兩條平巷。綜采工作面生產能力為5187.2t/d，采煤機選用MXA-300/4.5W型采煤機，截深0.8m，每日進6刀，每日推進度為4.8m，采高為2.2～4.5m。9.1.2礦井通風系統的基本要求選擇任何通風系統，都要符合投產較快、出煤較多、安全可靠、技術經濟指標合理等總原則。具體地說，要適應以下基本要求：1）礦井至少要有兩個通地面的安全出口；2）進風井口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染；3）北方礦井，冬季井口需裝供暖設備；4）總回風巷不得作為主要行人道；5）工業廣場不得受扇風機的噪音干擾；6）裝有皮帶機的井筒不得兼作回風井；7）裝有箕斗的井筒不得作為主要進風井；8）可以獨立通風的礦井，采區盡可能獨立通風；9）通風系統要為防瓦斯、火、塵、水及高溫創造條件；10）通風系統要有利于深水平式或后期通風系統的發展變化。9.1.3礦井通風方法選擇按通風方法獲得的動力來源可將礦井通風系統分為自然通風和機械通風。利用自然因素產生的通風動力使空氣在井下巷道流動的通風方法叫做自然通風。利用通風機運轉產生的通風動力，致使空氣在井下巷道流動的通風方法叫做機械通風，其可分為抽出式、壓入式、混合式。其中抽出式和壓入式兩種通風方法是現今煤礦運用得最普遍的兩種通風方法。故現對這兩種方法的優缺點及結合本設計礦井的實際條件進行綜合比較，選用較優的通風方法。（1）抽出式抽出式通風的優點是：井下風流處于負壓狀態，當主要通風機因故停止運轉時，井下的風流壓力提高可能使采空區沼氣涌出量減少，比較安全；漏風量小，通風管理較簡單；與壓入式比，不存在過渡到下水平時期通風系統和風量變化的困難。缺點是：當地面有小窯塌陷區井和采區溝通時，抽出式不會將小窯積存的有害氣體抽到井下使礦井有效風量減少。（2）壓入式壓入式通風的優點是：節省風井場地，施工方便，主要通風機臺數少，管理方便；開采淺部煤層時采區準備較容易，工程量少，工期短，出煤快；能用一部分回風把小煤窯塌陷區的有害氣體壓到地面。缺點是：進風線路漏風大，管理困難；風阻大、風量調節困難；由第一水平的壓入式過渡到深部水平的抽出式有一定的困難；通風機使井下風流處于正壓狀態，當通風機停止運轉時，風流壓力降低，有可能使采空區瓦斯涌量增加。另外，由于采空區是通過塌陷向外漏風，自然征兆不易被發現。正因為抽出式有著獨自的優點，井下風流處于負壓狀態，當主要通風機因故停止運轉時，井下的風流壓力提高可能使采空區沼氣涌出量減少，比較安全；漏風量小，通風管理較簡單；與壓入式相比，不存在過渡到下水平時期通風系統和風量變化的困難。本礦井地質構造較簡單，為低瓦斯礦井，自然發火危險性較大，走向較長，開采面積較大，為了便于管理，通風安全，減少漏風，因此選用抽出式通風方式。9.1.4礦井通風方式選擇按進風井和回風井的相互位置關系一般可將礦井通風方式分為以下五種：即中央并列式、中央分列式、兩翼對角式、分區對角式和混合式通風，各適用條件及優缺點見表9.1。選擇礦井通風方式時，應考慮以下兩種因素：（1）自然因素：煤層賦存條件、埋藏深度、沖擊層深度、礦井瓦斯等級。（2）經濟因素：井巷工程量、通風運行費、設備裝備費。一般說來，新建礦井多數是在中央并列式、中央分列式、兩翼對角式和分區對角式中選擇。結合本礦的實際條件：若采用中央并列式，工業場地布置集中，管理方便，工業場地保護煤柱小，這樣可以盡早構成風路，少掘開拓巷道。但隨著采區逐步向兩翼，通風阻力不斷增大，且井田走向最大長度為6.28km，后期通風困難。由于本礦采用采區布置，中央分列式對于中央并列式并無優勢，同時由于走向長度過大的原因，此方式并不適合。采用兩翼對角式，能夠滿足礦井通風要求，但要占用很大的保護煤柱，煤柱損失大，且在地表要占用大量耕地。井田地處平原，且埋藏較深，所以不適合用分區對角式。表9.1通風方式比較分類通風系統圖示使用條件及優缺點中央并列式進、回風井均布置在井田中央的同一個工業場地內。適用于煤層傾角大、埋藏深，但走向長度并不大，而且瓦斯、自然發火都不嚴重的礦井。優點：初期投資較少，出煤較多。缺點：風路較長，風阻較大，采空區漏風較大。中央分列式進風井在井田中央，回風井在井田上部邊界的中部。適用于煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大，而且瓦斯、自然發火比較嚴重的礦井。優點：通風阻力較小，內部漏風小，增加了一個安全出口且工業廣場沒有主要通風機的噪音響。缺點：風路較長，風阻較大，采空區漏風較大。兩翼對角式進風井位于井田的中央，回風井設在井田兩翼的上部邊界，成對角布置。適用于煤層走向較大（超過4km），井型較大，煤層上部距地表較淺，瓦斯和自然發火嚴重的新礦井。優點：風路較短，阻力較小，采空區的漏風較小，比中央并列式安全性更好。缺點：建井期限略長有時初期投資稍大。分區對角式進風井位于井田中央，回風井設在各采區。適用于煤層距地淺或因地表高低起伏較大，無法開掘淺部的總回風道的礦井。優點：通風路線短，阻力小。缺點：井筒數目多、基建費用多。本礦雖屬于低瓦斯礦井，但煤層煤塵具有爆炸性，有自然發火危險，且礦井走向長度較長，井田面積大，產量大，為實現前期盡快采煤和保證安全起見及解決后期通風困難問題，根據以上分析，確定技術可行的方案為：前期為中央并列式通風，后期為對角式通風。風井具體位置見開拓平面圖。（1）采區通風總要求：①能夠有效地控制采區內風流方向、風量大小和風質；②漏風少；③風流的穩定性高；④有利于排放沼氣，防止煤塵自燃和防塵；⑤有較好的氣候條件；⑥安全經濟合理技術。（2）采區通風的基本要求：①回采面和掘進面都應采用獨立通風，不能串聯；②工作面盡量避免位于角聯分支上，要保證工作面風向穩定；③回采工作面的風速不得低于1m/s；④工作面回風流中沼氣濃度不得超過1％；⑤必須保證通風設施（風門、風橋、風筒）規格質量要求；⑥要保證風量按需分配，盡量使通風阻力小風流暢通；⑦機電硐室必須在進度風流中；⑧采空區必須要及時封閉；⑨要防止管路、避災路線、避災硐室和局部反風系統。9.1.5采區通風系統的基本要求（1）采區通風總要求：①能夠有效地控制采區內風流方向、風量大小和風質；②漏風少；③風流的穩定性高；④有利于排放沼氣，防止煤塵自燃和防塵；⑤有較好的氣候條件；⑥安全經濟合理技術。（2）采區通風的基本要求：①每個采區必須有單獨的回風道，實行分區通風，回采面和掘進面都應采用獨立通風，不能串聯；②工作面盡量避免位于角聯分支上，要保證工作面風向穩定；③煤層傾角大于12°時，不能采用下行風；④回采工作面的風速不得低于1m/s；⑤工作面回風流中瓦斯濃度不得超過1%；⑥必須保證通風設施(風門、風橋、風筒）規格質量要求；⑦要保證風量按需分配，盡量使通風阻力小風流暢通；⑧機電硐室必須在進度風流中；⑨采空區必須要及時封閉；⑩要防止管路、避災路線、避災硐室和局部反風系統。9.1.6工作面通風方式的選擇工作面通風有上行風和下行風之分，以下是上行通風和下行通風兩種通風方式的優缺點比較：（1）上行風風速小時，可能會出現瓦斯分層流動和局部積聚，下行風時，沼氣和空氣混合能力大，不易出現分層和局部積聚；（2）上行風運輸途中瓦斯被帶入工作面，工作面瓦斯濃度大，下行風運輸途中瓦斯被帶入回風巷，工作面瓦斯濃度??；（3）上行風須把風流引導到最低水平，然后上行，路線長，風流被地溫加熱程度大，且運輸設備發熱量也加入，故工作面溫度高；（4）上行風上隅角瓦斯濃度常超限，限制了生產能力；（5）下行風運輸設備在回風巷運轉安全性差；（6）下行風比上行風所需的機械風壓大，因為要克服自然風壓，且一旦停風機，工作面風向逆轉；（7）下行風工作面若有火源，產生火風壓與機械風壓相反，會使工作面風量減少，甚至反風，導致瓦斯濃度上升引爆，故下行風在起火地點瓦斯爆炸的可能性比上行風大。本礦井采用采區式布置，工作面緩傾斜，通過對上行風和下行風的比較，確定工作面通風為上行通風方式。9.1.7回采工作面進回風巷道的布置采場通風方式的選擇與回風的順序、通風能力和巷道布置有關。目前工作面通風系統形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各種形式的優缺點及使用條件如下（由于工作面為后退式開采，故各種通風形式只考慮后退式）：（1）“U”型通風：在區內后退式回采中，這種通風方式具有風流系統簡單、漏風小等優點，但風流線路長，變化大，工作面上隅角易積聚瓦斯，工作面進風巷一次掘進，維護工作量大。這種通風方式，如果瓦斯不太大，工作面通風能滿足要求。（2）“Y”型通風：當采煤工作面產量大和瓦斯涌出量大時，采用這種方式可以稀釋回風流中的瓦斯。對于綜合采工作面，上下平巷均進新鮮風流有利于上下平巷安裝機電設備，可以防止工作面上隅角瓦斯積聚及保證足夠的風量，這種通風方式適用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要邊界準備專用回風上山，增加了巷道掘進、維護費用。（3）“W”型通風：當采用對拉工作面時，可以采用上下平巷同時進風和中間巷道回風的方式。采用此種方式有利于滿足上下工作面同采，實現集中生產需要。這種通風方式的只要特點是不用設置第二條風道；若上下端平巷進風，在該巷只撤、安裝、維護采煤設備等有良好的環境；同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易積聚，排放炮煙、煤塵速度快。（4）“Z”型通風：回風巷為沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采準工作量小；采區內進風總長基本不變，有利于穩定風阻；無上偶角瓦斯積聚問題，但是回風巷常出現沼氣超限的情況；同時也需要在邊界準備專用回風上山，增加了行道的維護和掘進費用。（5）“H”型通風：工作面風量大，有利于進一步稀釋瓦斯。這種方式通風系統較復雜、區段運輸平巷、回風巷均要先掘后留，維護、掘進工程量大，故較少采用?！癠”型通風系統布置方便，通風簡單，工作面可采用后退式回采。上、下順槽在煤體中維護，漏風量小，風流流動為上行方向，上、下順槽布置于煤體中，漏風量?。煌咚棺匀涣鲃臃较蚝惋L流方向一致，有利于較快降低工作面瓦斯濃度。開掘井巷費用低，同時結合煤層的儲存形式，本設計在回采工作面應用“U”型通風系統。9.2采區及全礦所需風量9.2.1采煤工作面實際需要風量每個采煤工作面實際需要風量，應按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面氣溫、風速和人數等規定分別計算，然后取其中最大值。1、按瓦斯涌出量計算：根據《礦井安全規程》規定，按采煤工作面回風巷風流中瓦斯的濃度不得超過1%的要求計算。即：Qai=100×qgai×Kai（9-1）式中：Qai——第i個回采工作面實際需風量，m3/min；qgai——該采煤工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量，m3/min；Kai——第i個回采工作面瓦斯涌出不均衡的備用風量系數，它是各個采煤工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與其平均值之比，須在各個工作面正常生產的條件下，至少進行5晝夜的觀測，得出5個比值。通風機采工作面可取Kai=1.2～1.6，結合本礦實際，取Kai＝1.5。大采高工作面日產量為5187.2t，則瓦斯絕對涌出量qgai：qgai=5749.63×0.77/(60×24)=3.07(m3/min)工作面需風量Qa大：Qa大=100×qgai×Kai=100×3.07×1.5=460.5(m3/min)2、按工作面氣溫與風速的關系計算：采煤工作面應有良好的勞動氣候條件，溫度和風速應符合下列要求，見表9.2。表9.2采煤工作面空氣溫度與風速對應表工作面溫度(℃)<1515～1818～2020～2323～2626～28工作面風速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～2.02.0～2.5按下式計算：Qa大=60×Vai×Sai（9-2）式中：Vai——回采工作面風速，因工作面溫度為24～26°C，取Vai=1.6m/s；Sai——第i個回采工作面平均斷面積，對于大采高工作面Sai=21.04m2故工作面風量Qa大：Qa大=60×1.6×21.04=2146(m3/min)3、按人數計算：按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數計算工作面所需風量。Qa大=4×Nai（9-3）式中：4——每人每分鐘供給的規定風量，m3/min；Nai——第i個工作面同時工作的最多人數，取55人。故大采高工作面風量Qa大：Qa大=4×55=220(m3/min)由以上三種方法計算的采煤工作面所需風量最大值為：Qa大=2146(m3/min)4、按風速進行驗算：根據《礦井安全規程》規定，采煤工作面最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。每個回采面：Qmin≥0.25×60×Sai（9-4）Qmax≤4×60×Sai（9-5）式中：Sai——第i個工作面的平均斷面積，m2。對于大采高工作面：Sa大=21.04m2315.6(m3/min)≤Qa大≤5049.6(m3/min)由風速驗算可知，Qa大=2146m3/min符合風速要求。9.2.2備用面需風量的計算無備用工作面。9.2.3掘進工作面需風量每個獨立通風的掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯或二氧化碳涌出量和人數等規定要求分別進行計算，并必須采取其中最大值。各掘進工作面所需風量計算如下：1、按瓦斯涌出量計算：根據《礦井安全規程》規定，按工作面回風風流中瓦斯的濃度不得超過1％的要求計算。即：Qai=100×Qgai×Kai（9-6）式中：Qai——第i個掘進工作面實際需風量，m3/min；Qgai——該掘進工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量，m3/min；Kai——第i個回采工作面瓦斯涌出不均衡的風量系數，取Kai＝1.5。掘進工作面日產量為543.16t；則瓦斯絕對涌出量：Qgai=530.09×0.77/(60×24)=0.28(m3/min)工作面需風量：Qa掘=100×qai×Kai=100×0.28×1.5=42(m3/min)2、按人數計算：按每人每分鐘所需風量和工作面的最多人數計算工作面所需風量。Qai=4×Nai（9-7）式中：4——每人每分鐘供給4m3的規定風量，m3/min；Nai——第i個工作面同時工作的最多人數，取70人。故連采機掘進工作面風量：Qa掘=4×70=280(m3/min)由以上兩種方法計算的掘進工作面所需風量最大值為：Qa掘=280(m3/min)9.2.4硐室需風量1、井下火藥庫《煤礦安全規程》規定，大型爆破材料庫風量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min，本設計中取100m3/min。2、絞車房井下絞車房一般單獨供風，從一些設計單位及部分生產礦井分配情況來統計，絞車房的一般供風量為60～80m3/min，取80m3/min為佳。因此，本設計中取80m3/min。3、機電硐室按《煤炭安全規程》要求，一般為80m3/min。綜上硐室總風量為100+80+80=260m3/min。9.2.5其它巷道所需風量其它巷道所需風量由下式計算：∑Qd≥60×0.25×S×4（9-8）式中：S——其它巷道平均斷面面積，取S=12.8m2；∑Qd=60×0.25×12.8×4=768(m3/min)9.2.6礦井總風量1、根據各用風地點需風量、采用由里向外配風，礦井總風量按下式計算：（9-9）式中：∑Q—礦井總風量，m3/min；K——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素一般可取K=1.2～1.25，因礦井通風距離長，取K=1.25；∑Q采——大采高工作面所需風量，m3/min；∑Q備——備采面所需風量，m3/min；∑Q掘——掘進面所需風量，m3/min；∑Q硐——硐室所需風量，m3/min；∑Q其它——其它巷道所需風量，m3/min；∑Q=1.25×(2146+0+280×2+260+768)=4608(m3/min)9.2.7風量分配根據實際需要由里向外的原則配風，逆風將各用風地點計算值乘以1.2就是各用風地點實際風量，采煤工作面只配計算的風量，上下平巷的風量乘以1.2。順風流而下，遇到分風地點則加上其它風路的風量，一起分配給未分風前的那條風路，作為該風路的分量，直至確定進風井的風量。1、大采高工作面，考慮到工作面的采空區漏風占工作面風量的20%，工作面進風側平巷風量為：Q進=2575m3/min2、煤巷掘進面：Q煤掘=336m3/min3、大巷掘進面：Q掘=336m3/min4、機電硐室：Q機電=96m3/min5、絞車房：Q絞車=96m3/min6、火藥庫：Q火=120m3/min7、其它巷道：Q其它=922m3/min表9.3風量分配表用風地點分配風量m3/min采煤工作面2575掘進工作面煤巷336巖巷336火藥庫120絞車房96機電硐室96其它巷道922具體風量分配見表9.3，經以上分配過程，礦井風量正好分配完畢。通風容易和困難時期礦井總需風量一樣。井巷風速驗算結果見表9.4。9.3礦井通風總阻力計算9.3.1礦井通風總阻力計算原則1、礦井通風的總阻力，不應超過2940Pa；2、礦井井巷的局部阻力，新建礦井(包括擴建礦井獨立通風的擴建區)宜按井巷摩擦阻力的10%計算，擴建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計算；3、礦井通風網路中有很多的并聯系統，計算總阻力時，應以其中阻力最大的路線作為依據；4、設計的礦井通風阻力不宜過高，一般不超過350mm水柱；5、應計算出困難時期的最大阻力和容易時期的最小阻力，使所選用的主要通風機既滿足困難時期的通風需要，又能在通風容易時工況合理。表9.4井巷風速驗算表井巷限速/(m/s)有效斷面/(m2)實際風速/(m/s)備注低高風井－1519.633.9符合副井－846.561.6符合井底車場－812.406.2符合采煤工作面0.25421.043.6符合運輸大巷－813.205.8符合軌道大巷－812.406.2符合9.3.2確定礦井通風容易和困難時期本礦井采用中央并列式通風。根據《煤炭安全生產規程》的要求，只需將頭15-25年的開采范圍作為服務范圍，對于服務范圍之外的通風系統，設計中只作粗略考慮?？拷I廣場的一采區和二采區2個采區的儲量大約可以保證25年的生產，于是將它作為中央風井和所選風機的服務范圍。通風容易時期為首采采區第7個達產工作面布置完成時。通風困難時期為二采區第2個達產工作面布置完成時。9.3.3礦井最大阻力路線1、通風容易時期：地面→1→3→6→8→9→14→13→15→7→4→5→地面2、通風困難時期：地面→1→3→18→20→25→27→26→14→19→4→5→地面圖9.1通風容易時期立體圖圖9.2通風容易時期網絡圖圖9.3通風困難時期立體圖圖9.4通風困難時期網絡圖9.3.4礦井通風阻力計算沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式計算出各段風路井巷的磨擦阻力，通風容易和困難時期的摩擦阻力計算見表9-5和9-6：hfr=a×L×U×Q2/S3（9-10）式中：hfr——巷道摩檫阻力，Pa；表9-5通風容易時期摩擦阻力計算表序號巷道名稱支護方式a×104(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井鋼筋混凝土35048823.644.276.827.51.61-3井底車場磚砌碹70.0100013.812.476.8216.86.23-6軌道大巷錨噴70.0167013.212.471.2410.36.26-7采區下部車場錨噴70.07013.212.471.217.26.26-8采區軌道上山錨噴90.05213.212.463.212.96.28-9采區中部車場錨噴70.09013.212.463.217.46.28-12掘進工作面工字鋼棚子220.020018.021.05.60.33.69-14區段運輸平巷錨網150198817.017.552.0255.84.414-13大采高工作面掩護式支架22021718.021.052.025.13.613-15區段軌道平巷錨網150198817.017.552.0255.84.415-7采區運輸上山錨噴90.030713.813.263.266.25.86-7采區下部車場錨噴70.07013.212.471.217.26.24-6運輸大巷錨噴70.0167013.813.271.2355.65.84-5回風石門錨噴70.08013.813.276.819.85.82-0風井鋼筋混凝土35048815.719.676.8206.93.9合計1905L、U、S——分別是巷的長度、周長、凈斷面積，m、m、m2；Q——分配給井巷的風量，m3/s；a——各巷道的摩擦阻力系數，N·s2/m4。表9-6通風困難時期摩擦阻力計算表序號巷道名稱支護方式a×104/(N·s2/m4)L/(m)U/(m)S/(m2)Q/(m3/s)hfr/(Pa)v(m/s)0-1副井鋼筋混凝土35048823.644.276.827.51.61-3井底車場磚砌碹70