煤礦二采區(qū)設計畢業(yè)論文

1、<p><b>　　畢業(yè)設計說明書</b></p><p>　　專 業(yè) 礦井通風與安全 </p><p>　　班 級 通風101 </p><p>　　姓 名 </p><p>　　指導教師 </p><p>　　完

2、成時間 2012年12月15日 </p><p>　　畢業(yè)設計（論文）任務書</p><p>　　任務下達日期：2012年年12月5日</p><p>　　設計（論文）日期：2012年11月19日至2012年12月15日</p><p>　　設計（論文）題目：貴州火燒鋪煤礦二采區(qū)設計</p><p>　　設計（論文）主

3、要內容和要求：</p><p>　　教研室主任簽字： 指導教師簽字：</p><p><b>　　目 錄</b></p><p>　　第一章 采區(qū)概況1</p><p>　　第一節(jié) 礦井概況1</p><p><b>　　一、位置及交通

4、1</b></p><p><b>　　二、地形地貌1</b></p><p><b>　　三、地表水系2</b></p><p>　　第二節(jié) 地質特征3</p><p><b>　　一、地質構造3</b></p><p><

5、;b>　　二、地層4</b></p><p><b>　　三、煤層及煤質5</b></p><p>　　第三節(jié) 采區(qū)境界及資源/儲量6</p><p><b>　　一、采區(qū)位置6</b></p><p><b>　　二、可采煤層6</b></

6、p><p><b>　　三、煤質7</b></p><p><b>　　四、采區(qū)儲量7</b></p><p>　　五、采區(qū)生產(chǎn)能力及服務年限9</p><p>　　第二章 采區(qū)準備方式及參數(shù)11</p><p>　　第一節(jié) 采區(qū)準備方式的確定11</p>

7、;<p>　　第二節(jié) 采區(qū)參數(shù)11</p><p>　　一、采區(qū)走向長度的確定11</p><p>　　二、確定區(qū)段斜長及區(qū)段數(shù)目11</p><p><b>　　三、煤柱尺寸11</b></p><p>　　四、區(qū)段無煤柱護巷11</p><p>　　第三節(jié) 采區(qū)巷道

8、布置12</p><p>　　一、采區(qū)上（下）山的布置12</p><p>　　二、區(qū)段平巷的布置12</p><p>　　第四節(jié) 井巷工程14</p><p>　　一、初期掘進的主要巷道名稱、工程量14</p><p>　　第三章 采煤方法14</p><p>　　第一節(jié) 采

9、煤方法及工藝選擇14</p><p>　　第二節(jié) 工作面回采工藝設計15</p><p><b>　　一、落煤15</b></p><p><b>　　二、裝、運煤15</b></p><p>　　三、工作面的支護15</p><p>　　第四章 頂板管理17

10、</p><p>　　第一節(jié) 支護設計17</p><p>　　一、支護形式的選擇17</p><p>　　二、采用錨桿、錨噴等支護形式時，應遵守下列規(guī)定：17</p><p>　　第二節(jié) 頂板管理18</p><p>　　第五章 采區(qū)通風設計18</p><p>　　第一節(jié)

11、采區(qū)瓦斯涌出量的預測18</p><p>　　第二節(jié) 采區(qū)通風18</p><p>　　一、采區(qū)通風系統(tǒng)的要求18</p><p>　　二、通風系統(tǒng)選擇19</p><p>　　三、風量計算與分配20</p><p>　　四、礦井通風設施28</p><p>　　五、通風設施及降低

12、風阻、防止漏風的措施28</p><p>　　第三節(jié) 災害防治簡述28</p><p>　　一、瓦斯災害防治28</p><p>　　二、頂板災害防治32</p><p><b>　　三、水害防治33</b></p><p><b>　　四、粉塵防治35</b>

13、</p><p><b>　　五、火災防治37</b></p><p>　　第六章 采區(qū)主要生產(chǎn)設備40</p><p>　　第一節(jié) 運輸設備40</p><p>　　一、布置設備的地點及初步選擇設備如下：40</p><p><b>　　二、設計依據(jù)40</b>

14、;</p><p><b>　　三、設備選型41</b></p><p>　　四、運輸大巷設備41</p><p>　　五、運輸上山設備41</p><p>　　六、軌道上山絞車的選型41</p><p>　　第二節(jié) 通風設備41</p><p><b&g

15、t;　　一、設計依據(jù)41</b></p><p><b>　　二、選型計算42</b></p><p>　　第三節(jié) 排水設備43</p><p><b>　　一、設計依據(jù)43</b></p><p><b>　　二、選型計算43</b></p>

16、;<p><b>　　三、水泵選擇44</b></p><p>　　第四節(jié) 壓氣設備44</p><p><b>　　一、設計依據(jù)44</b></p><p><b>　　二、選型計算45</b></p><p>　　第七章 勞動組織及安全經(jīng)濟指標4

17、5</p><p>　　第一節(jié) 勞動定員及勞動生產(chǎn)率45</p><p>　　一、采區(qū)工作制度45</p><p><b>　　二、勞動定員45</b></p><p><b>　　三、勞動效率47</b></p><p>　　第二節(jié) 主要經(jīng)濟指標47</

18、p><p><b>　　參考文獻50</b></p><p>　　畢業(yè)設計心得體會51</p><p><b>　　第一章 采區(qū)概況</b></p><p>　　第一節(jié) 礦井概況</p><p><b>　　一、位置及交通</b></p&g

19、t;<p>　　火燒鋪井田位于貴州省六盤水市盤縣特區(qū)西部，西鄰云南省的富源縣，滇黔公路橫穿井田北部，東距盤縣六宮鈍44公里，距貴陽382公里，西至沾益87公里，昆明266公里。貴昆鐵路盤西支線、公路320國道均由礦井中部通過，東距貴陽383公里；西至昆明266公里。此外，國家已建成通車的南昆鐵路從（威舍站）亦有支線與盤西鐵路紅果編組站接軌。盤西鐵路北段水柏鐵路均已建成通車。正在建設的鎮(zhèn)勝高速公路在公司總部（干溝橋）建有入口

20、通道?？偟膩碚f，交通十分便利。大致位置如下圖所示：</p><p><b>　　二、地形地貌</b></p><p>　　井田內，下二疊紀的巖層形成高山位于井田之東側，下二疊紀的玄武巖形成高山位于井田的西側。由北至南地形逐漸增高，最高山峰為+2176.9m，煤組出露于山溝之間的緩坡地帶，形成一個不規(guī)則的臺階地形。火燒鋪井田與羊場坡井田、藍泥箐井田及紙廠井田共同組成火鋪

21、井田，火燒鋪井田南面以火5斷層與濫泥箐井田相鄰，北面以火6斷層與紙廠井田相鄰，接近盤關向斜的軸端。</p><p><b>　　三、地表水系</b></p><p><b>　　1.區(qū)域水文地質</b></p><p>　　本區(qū)地處黔西高原，地形西高東低，區(qū)域內有巖溶地貌，溶蝕—剝蝕地貌、剝蝕—構造地貌三類。各類地貌的分布

22、與地質構造幾出露的地層有密切的關系，山嶺谷地延伸方向基本一致，常成單面山，垂直地層走向方向多有沖溝，井田地貌屬剝蝕構造地貌，各地和沖溝有利于地下水的排泄。區(qū)域內有南北盤江分水嶺，分水嶺北側有北盤江支流，井田內的地層水均匯入長江，南北盤江都是珠江的支流，故本區(qū)地表屬于珠江水系。區(qū)域內可溶性巖層有二疊系下統(tǒng)棲霞矛口組，疊系下統(tǒng)永寧鎮(zhèn)組，中統(tǒng)關嶺組上段，可溶性巖層含裂隙溶洞水，含水性強，是區(qū)域內的主要含水層，二迭系上統(tǒng)峨眉山玄武巖組，龍?zhí)督M，

23、下三疊系下統(tǒng)飛仙關組，屬非可溶性巖層，其充水空間不發(fā)育，含水性和透水性都弱，是上述含水層之間的相對隔水層。 </p><p><b>　　2.地下水的補給</b></p><p>　　地下水的補給為大氣降水，另外分布較高的可溶性地層區(qū)的溝溪水，進入可溶巖地區(qū)時，也潛入地下，補給地下水，在溝谷各地地下水以泉或暗溝出口排出，補給地下水，地表水與地下水有明顯的互補關

24、系。 </p><p><b>　　3.小窯積水</b></p><p>　　全井田小窯遍布，下山開采小窯多有積水，積水位置和水量無法查清，部分小窯與礦井同時交叉生產(chǎn)，且多分布于礦井采、掘工作面的上方，故其積水對礦井生產(chǎn)造成影響。</p><p><b>　　4.礦井涌水量</b></p><p&g

25、t;　　礦井最大涌水量300立方米/小時，礦井正常涌水量為120立方米/小時，屬于涌水量中等的礦井（Q=2—5m3/h）。</p><p><b>　　第二節(jié) 地質特征</b></p><p><b>　　一、地質構造</b></p><p><b>　　1.斷層</b></p>&l

26、t;p>　　火鋪礦位于盤關向斜西翼南段，為一簡單的單斜構造。地層產(chǎn)狀：羊場坡、火燒鋪兩井田傾向北東50°左右。濫泥箐和紙廠兩井田近于東。傾角兩翼陡、中部緩。羊場坡和濫泥箐兩井田30°~45°；火燒鋪井田18°~25°左右，局部達35°。紙廠井田30°~65°，局部倒轉。井田內大中型斷層不多，但大于煤層厚度的小斷層十分發(fā)育，層間滑動強烈?，F(xiàn)將礦井范圍內的

27、大中型斷層分述于后（表1-2-1）：</p><p>　?。?）火5斷層：正斷層，走向北東30°~40°，傾向南東，傾角70°~8°，落差120~150m，全長2400m左右，切穿全煤系。是羊場坡與火燒鋪兩井田的分界斷層。</p><p>　　（2）火6斷層：正斷層，走向北東10°~20°，傾向南東，傾角60°~80&#

28、176;，落差120m左右，切穿全煤系。是火燒鋪井田與濫泥箐井田的分界斷層。</p><p>　　（3）火7斷層：正斷層，走向北東40°左右，傾向南東，傾角70°~ 80°，落差40m左右。該斷層是一、二采區(qū)與五、六采區(qū)的自然邊界。</p><p>　　礦井范圍內無巖漿侵入體和巖溶陷落柱。亦無較大褶曲。</p><p>　　井田主要地質

29、構造特征表</p><p>　　2.褶曲陷落柱巖漿侵入</p><p>　　有一褶皺緊靠火6斷層，褶皺含背斜與向斜各一個，背斜的西翼即向斜的東翼，兩者軸面近于直立，走向為北東15°～20°，與火6斷層大至平行，背斜兩翼地層傾角為40°左右，其波幅40m～70m，向斜兩翼不對稱，兩翼傾角18°～22，波幅約20m 。</p><p&

30、gt;<b>　　3.層間滑動 </b></p><p>　　煤層層間滑動較強，其滑動方向大致至東向西，滑動的強弱與煤層的軟硬成正比，煤層軟則強，反之則弱。</p><p><b>　　二、地層</b></p><p>　　盤縣煤田地處揚子準地臺（I）上揚子臺褶帶（II），黔西南迭陷褶斷束（III）的西部，煤田內的構造大

31、部分為北西向和北東向兩組，盤關向斜是其中的北東向構造之，向斜軸通過亦關、 紅果等地?；馃伨餅橐缓唵螁涡睒嬙?，井田內無巖漿浸入體。</p><p>　　火鋪礦以煤礦資源為主，井田內出露的地層有：二迭系上統(tǒng)峨眉玄武巖組、龍?zhí)督M、三迭系下統(tǒng)飛先關組、永寧鎮(zhèn)組、三抵系中統(tǒng)關組，第四系、現(xiàn)自上而下分述如下：</p><p>　　1.峨眉山玄武巖組〈P2B〉</p><p>

32、;　　按巖性組合可分為四段，總厚約為350米，自下而上為： </p><p><b>　　地一段〈P2β1〉</b></p><p>　　深灰色的及棕色玄武巖，夾紫色凝灰?guī)r，厚約為180米。</p><p>　　第二段〈 P2β2〉</p><p>　　深灰色及灰綠色凝灰?guī)r，火山礫巖和凝灰?guī)r礫巖，佳玄武巖，厚約100米。

33、</p><p><b>　　第三段〈P2β3〉</b></p><p>　　灰綠巖，灰色致密的凝灰質角礫巖，火山礫巖，厚約50米。</p><p><b>　　第四段</b></p><p>　　綠灰色、紫色凝灰?guī)r、凝灰質泥巖及凝灰質沙巖，疏松易碎，遇水膨脹，厚約20 米。</p>

34、<p>　　2.龍?zhí)督M〈P2L〉</p><p>　　本組由細碎屑巖，泥巖煤層組成，夾澡層壯，結核壯菱鐵礦，底部有一層厚1—5米的淺灰灰白色鋁土巖或綠灰色鐵鋁巖厚約30米。</p><p>　　3.飛仙關組〈T1F〉</p><p>　　分上下兩段，總厚約550米</p><p>　　下段〈T1F〉厚約為150米，主要由灰綠色泥質粉

35、砂巖和粉砂質泥巖組成，夾泥巖透鏡體，鈣質結核和細砂巖。</p><p>　　上段〈T1F2〉厚約400米 ，又紫色淺黃綠色砂巖，粉砂巖和泥質粉砂巖組成，夾鈣質泥巖，泥灰?guī)r和石灰?guī)r。</p><p>　　4.永寧鎮(zhèn)組〈T1YN〉</p><p>　　第一段〈T1YN1〉，厚約160米</p><p>　　下部為灰白色結晶灰?guī)r，上部為灰白色灰?guī)r，

36、厚層狀，質純 </p><p>　　第二段〈TYN2〉，厚約為100米?；揖G色，紫色粉沙質。</p><p><b>　　三、煤層及煤質</b></p><p>　　井田內有工業(yè)價值的含煤地層是龍?zhí)督M。為過度相沉積，總厚度154米~268米，平均厚230米左右。</p><p>　　由淺灰——灰色細砂巖，粉沙巖，泥質粉沙

37、巖，粉沙質泥巖，泥巖，煤層和菱鐵礦薄層組成。含菱鐵礦和黃鐵礦結核。以水平層理，緩坡狀層理為主。煤層以中厚為主。</p><p>　　從以上的巖石的粒度，顏色和地層的含煤性在沉和順序上有一定的規(guī)律。以下至上，逐漸加大。下部主要是泥巖和粉砂泥巖。上部以泥沙巖和細砂巖為主，顏色下部深，向上逐漸變淺，下部多為深灰，黑灰乃至灰黑色。上部大都是淺灰或灰色。層間距較小，沉積穩(wěn)定，多為可采煤層，多為中厚煤層，大都是全井田可采層。

38、</p><p>　　1.主要是特殊巖性和動、植物化石層位，可以直接用肉眼鑒定。</p><p><b>　?。?）1#標志層</b></p><p>　　21#煤直接頂是一層厚0.03～0.04米的棕色高嶺石質泥巖。</p><p><b>　?。?）2#標志層</b></p>&l

39、t;p>　　在22#煤層底版的灰色泥巖中，富含黃鐵礦結核，在火鋪井田北翼發(fā)育。</p><p>　　每系底部是一層厚1-5米的灰—灰白色鋁土巖或灰色的鐵鋁巖，其底界是龍?zhí)督M與娥眉組的分界依據(jù)。</p><p>　　可采煤層為21#、22#。</p><p>　　2.煤層厚度、穩(wěn)定性及可采范圍：</p><p>　　21#煤層：一般厚度1

40、.9~2.5，平均2.2米。穩(wěn)定, 全井田可采。</p><p>　　22#煤層：一般厚度1.8~2.4，平均2.1米。穩(wěn)定, 全井田可采。</p><p><b>　　可采煤層特征表：</b></p><p>　　第三節(jié) 采區(qū)境界及資源/儲量</p><p><b>　　一、采區(qū)位置</b>&l

41、t;/p><p>　　本采區(qū)位于火7斷層西南，+1400水平以上，與西南三采區(qū)相鄰。煤層賦存條件好，地質構造和開采技術條件簡單。</p><p><b>　　二、可采煤層</b></p><p>　　二采區(qū)內有兩層可采煤層（21、22）總厚度4.3m，全區(qū)可采。</p><p>　　21號煤層位于龍?zhí)督M上段底部。煤層結構單一

42、，一般不含夾石或含一層夾石。</p><p>　　頂板巖性：多為粉砂質泥巖、泥質粉砂巖，局部粉砂巖及泥巖。</p><p>　　底板巖性：以10m統(tǒng)計，上部為粉砂巖，下部為粉砂質泥巖或泥質粉砂巖。</p><p>　　22號煤層位于龍?zhí)督M中段頂部。煤層采用厚度變化較大，西部和東部各有2個不可采區(qū)，中部有一個零點區(qū)，不可采區(qū)面積約占四分之一左右?？刹蓞^(qū)內煤厚變化不大，

43、該煤層一般含一層夾石，結構較簡單。</p><p>　　頂板巖性：以10m統(tǒng)計，頂部為厚0.1～0.5m的含根泥巖，其下為粉砂巖或泥質粉砂巖、粉砂質泥巖，局部為泥巖。</p><p>　　底板巖性：按10m統(tǒng)計，直接底板為厚0.15～0.6m的含根泥巖，其下為粉砂巖、粉砂質泥巖或泥質粉砂巖。</p><p><b>　　三、煤質</b><

44、/p><p>　　1.本區(qū)煤層的煤質牌號為肥煤。</p><p><b>　　2.煤層的其他特征</b></p><p>　　灰分：原煤平均灰分為18.71～26.57%（21號煤最低），其中其余煤層全為中灰；精煤平均灰分為6.95～9.31%。</p><p>　　硫分：原煤平均值為0.48～4.85%，精煤平均值為0.3

45、7～1.62%。從原煤平均值來看，17為特低硫， 9、12、為富硫，各煤層中硫酸鹽硫的含量均很低，一般為0～0.1％，特低硫中以有機硫為主，低硫煤中硫鐵礦硫與有機硫幾乎相等；中～高硫煤中以硫鐵礦硫為主，一般隨硫分增高硫鐵礦硫也增高，據(jù)統(tǒng)計，硫鐵礦硫在全硫中所占的比例，中硫為87.32％，富硫為85.93％，高硫為90.06％。</p><p>　　磷分：所有煤層均為低磷。</p><p>

46、　　砷：各煤層平均砷含量均很低，一般為2～4ppm。</p><p><b>　　四、采區(qū)儲量</b></p><p>　　采區(qū)的可控制的資源量:</p><p>　　Q = </p><p>　　式中: S—煤層投影面積㎡；</p><p><b>　　M—

47、煤層厚度m；</b></p><p>　　γ—煤容重工業(yè) t/m3；</p><p>　　α—煤層平均傾角 （°）。</p><p><b>　　21煤：</b></p><p><b>　　Q21=</b></p><p>　　=0.08647

48、5;106×2.2×1.46÷Cos24.5°</p><p>　　=0.31×106(t)</p><p><b>　　22煤：</b></p><p><b>　　Q22=</b></p><p>　　=0.08647×106×

49、;2.1×1.46÷Cos24.5°</p><p>　　=0.29×106(t)</p><p>　　Q=Q21 +Q22 </p><p>　　=0.31×106(t)+ 0.29×106</p><p>　　=0.6×106(t) </p&g

50、t;<p>　　由于在采區(qū)的底板等高線圖上，留設保護煤柱；采區(qū)的東部邊界留設10m采區(qū)西北部斷層留10m的永久煤柱作為采區(qū)保護煤柱。</p><p>　　留設保護煤柱后的工業(yè)儲量為：</p><p><b>　　Q′21= </b></p><p>　　=0.0065×106×2.2×1.46

51、47;Cos24.5°</p><p>　　=0.023×106 (t)</p><p><b>　　Q′22= </b></p><p>　　=0.0065×106×2.1×1.46÷Cos24.5°</p><p>　　=0.022×

52、106 (t)</p><p>　　P= Q′21+Q′22</p><p>　　=0.045×106 (t)</p><p>　　1.采區(qū)的工業(yè)儲量：</p><p>　　Q總=0.6×106 (t)</p><p>　　2.采區(qū)的設計儲量：</p><p><

53、;b>　　QZ=Q總–P</b></p><p>　　= 0.6×106-0.045×106</p><p>　　=0.555×106 (t)</p><p>　　3.采區(qū)的可采儲量（Z）：</p><p><b>　　Z= QZ×C</b></p>

54、<p>　　式中： P — 保護工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱損失量。</p><p>　　C — 采區(qū)采出率，厚煤層不低于0.75；中厚煤層不低于0.8；薄煤層不低于0.8；地方小礦不低于0.7。</p><p>　　Q總— 采區(qū)的工業(yè)儲量。</p><p>　　該采區(qū)所設計屬于中厚煤層，因此采區(qū)采出率應不低于0.8，綜

55、合考慮采區(qū)的實際情況，選擇采區(qū)采出率為0.83。</p><p>　　所以該采區(qū)內的可采儲量為：</p><p>　　＝0.555×106×0.83</p><p>　　=0.46×106 (t)</p><p><b>　　采區(qū)儲量計算表</b></p><p>

56、　　五、采區(qū)生產(chǎn)能力及服務年限</p><p>　　確定采區(qū)生產(chǎn)能力主要是確定一個采煤工作面的產(chǎn)量和同時生產(chǎn)的工作面?zhèn)€數(shù)。而采煤工作面的產(chǎn)量取決于煤層的厚度、工作面長度及推進度。</p><p>　　本采區(qū)同時有兩個工作面同時生產(chǎn)，平均工作面長度為80m。</p><p>　　1.一個采煤工作面的產(chǎn)量：</p><p>　　AO＝LV0MγC

57、0</p><p>　　式中： L—采煤工作面長度，m；工作面的長度取為80m</p><p>　　V0—工作面推進度，m/a；該工作面每年生產(chǎn)時間為300天;日循環(huán)進度1米；循環(huán)率0.8；所以工作面年推進度為300×1×0.8=240m/a。</p><p>　　M—煤層厚度或采高，m；本礦取2.2。</p><p>　

58、　γ—煤的密度，t/m3；本礦取1.46。</p><p>　　C0—采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97，薄煤層取高限，厚煤層取低限。取0.95。</p><p>　　所以采煤工作面的年產(chǎn)量為：</p><p>　　A0＝80×2.2×1.46×240×0.95×2＝11.72萬t </p>&

59、lt;p><b>　　掘進煤量A1計算</b></p><p>　　根據(jù)煤層厚度及生產(chǎn)期間回采工作接替所需巷道掘進工程量，設計掘進煤量估算為采煤工作面產(chǎn)量的10%。</p><p>　　A1=A0×10%＝14.65×10%＝1.72萬t</p><p>　　2.采區(qū)生產(chǎn)能力的確定：</p><p&

60、gt;　　式中： QB——采區(qū)生產(chǎn)能力；</p><p>　　K1——采區(qū)掘進出煤量系數(shù)，取1.1；</p><p>　　K2——工作面之間出煤影響系數(shù)；取0.95；</p><p>　　Qi——單個工作面年產(chǎn)量，0.91Mt。</p><p>　　由上式計算得出采區(qū)實際生產(chǎn)能力為：QB＝16.11×1.1×0.95＝1

61、6.84萬t</p><p><b>　　3.采區(qū)服務年限</b></p><p>　　按下式計算礦井的服務年限：</p><p>　　式中：ZK—采區(qū)可采儲量 ；萬t</p><p>　　T—采區(qū)服務年限；a</p><p>　　A—采區(qū)年生產(chǎn)能力；萬 t／a</p><p&

62、gt;　　K—儲量備用系數(shù)；一般取1.2～1.5</p><p>　　由此確定出礦井的設計生產(chǎn)能力和服務年限：T＝46/（15×1.2）=3a；</p><p>　　第二章 采區(qū)準備方式及參數(shù)</p><p>　　第一節(jié) 采區(qū)準備方式的確定</p><p>　　采區(qū)的布置方法也就是確定采煤方法和上山(下山)的布置；從本采區(qū)的煤層賦

63、存情況來看，由于煤層的傾角24.5°；符合走向長壁開采的條件的。又因為本礦井是屬于煤與瓦斯突出礦井，為了能夠使該礦井安全生產(chǎn)，需要布置一條回風上山在最上層煤層底板。從采區(qū)的總體情況來看，集中布置的形式還是比較優(yōu)越，上山均布置在煤層中，其中一條為膠帶輸送機上山，一條為軌道上山，一條為專用回風上山。所以將運輸大巷布置在22號煤層的底板巖石中。</p><p><b>　　第二節(jié) 采區(qū)參數(shù)</

64、b></p><p>　　一、采區(qū)走向長度的確定</p><p>　　根據(jù)本礦的具體情況，由于受斷層的影響二采區(qū)走向長不均勻，走向長1008m-1086m之間。</p><p>　　二、確定區(qū)段斜長及區(qū)段數(shù)目</p><p>　　由于設計的采區(qū)的走向長不均勻，傾斜也不均勻出現(xiàn)三角壯，工作面走向長度和傾斜長度受到一定的影響。結合實際情況工

65、作面長度定為80m，巷道的掘進采用單巷掘進，區(qū)段的斜長為120m左右。將劃分為3個區(qū)段進行回采。</p><p><b>　　三、煤柱尺寸</b></p><p>　　由于采區(qū)內區(qū)段間的開采順序采用下行式；煤層間的開采順序采用自上而下逐次開采的下行開采順序。主要開拓巷道均布置在22號煤層中，除了采區(qū)兩斷層留15m煤柱，邊界留10m煤柱外，其他均不留煤柱。</p&

66、gt;<p><b>　　四、區(qū)段無煤柱護巷</b></p><p><b>　　1.沿空留巷：</b></p><p>　　沿空留巷一般適用于開采緩斜和傾斜、厚度為2m以下的薄及中厚煤層，這樣的方法與留煤柱護巷比可以減少保護煤柱的損失量，而且可以減少平巷的掘進工程量。沿空留巷時區(qū)段的布置主要采用的是后退式沿空留巷的方式：先掘出分段

67、運輸巷到采區(qū)邊界，工作面后退式回采，回采后在沿空留出平巷作為下區(qū)段的回風巷。這種方式，可克服前進式回采時前方煤層賦存情況不明和留巷影響工作面端頭采煤等缺點，但要增加平巷的掘進工程量。</p><p><b>　　2.沿空掘巷</b></p><p>　　沿空掘巷就是沿著已采工作面的采空區(qū)邊緣掘進區(qū)段平巷，這種方法利用采空區(qū)邊緣壓力小的特點，沿著上覆巖層已垮落穩(wěn)定的采空

68、區(qū)邊緣掘進，有利于區(qū)段平巷在掘進和生產(chǎn)期間的維護。多用于開采緩斜和傾斜的中厚煤層和厚煤層。沿空掘巷雖然沒有減少區(qū)段的數(shù)目，但是不留或少留保護煤柱，減少了采區(qū)內煤炭的損失量。又由于巷道布置在采空區(qū)的邊緣，這樣巷道的維護相對要簡單許多。由于沿空掘巷的巷道受壓較小，對支護的要求不如沿空留巷嚴格，一般梯形火屬支架、木支架均可用。</p><p>　　通過上面的論述，該礦采區(qū)的區(qū)段平巷采用沿空留巷布置的方式，并且每一個區(qū)段

69、留10m的區(qū)段保護煤柱。</p><p>　　第三節(jié) 采區(qū)巷道布置</p><p>　　一、采區(qū)上（下）山的布置</p><p>　　本采區(qū)采用走向長壁后退式采煤法開采，直接由工作面順槽和運輸平巷與回風上山、軌道上山、運輸上山相連，形成通風、生產(chǎn)、運輸、排水等系統(tǒng)。運輸上山、軌道上山和回風上山平行布置在22號煤層中。 </p><p>　　

70、二、區(qū)段平巷的布置</p><p>　　區(qū)段平巷布置方式有單巷布置和雙巷布置兩種方式，結合采區(qū)實際情況和開采順序，所以采用雙巷布置。  </p><p>　　1.采區(qū)的巷道布置</p><p>　　在本采區(qū)內布置工作面運輸平巷、工作面回風平巷、通過區(qū)段石門、回風平巷與軌道上山、運輸上山、回風上山相連接；工作面運輸平巷、回風平巷布置在22號煤層中，軌道上

71、山和回風上山平行布置在22號煤層中。</p><p><b>　　2.采區(qū)車場形式</b></p><p>　　本采區(qū)設有采區(qū)下部車場、采區(qū)中部車場、采區(qū)上部車場；采區(qū)下部車場布置和運輸大巷、進風行人斜巷在同于標高，屬于大巷裝車式下部車場底板繞道式，采區(qū)中部、采區(qū)上部車場，屬于雙向甩車場。</p><p><b>　　3.采區(qū)硐室&

72、lt;/b></p><p>　　采區(qū)硐室包括采區(qū)采區(qū)煤倉、采區(qū)絞車房、采區(qū)變電所。采區(qū)內直接在運輸平巷中布置皮帶，采區(qū)內的煤直接通過皮帶運輸?shù)睫D載機再經(jīng)運輸上山皮帶運輸?shù)讲蓞^(qū)煤倉最后通過運輸大巷運到地面。材料由運輸大巷通過軌道上山運輸?shù)焦ぷ髅婊仫L平巷和運輸平巷，在軌道上山上部需要布置絞車房。本采區(qū)用集中供電，變電所布置在軌道上山和運輸上山之間。 </p><p><b>

73、　　4.采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)</b></p><p>　　(1)運煤：從采煤工作面破落下來的煤（刮板運輸機、轉載機）→運輸平巷（皮帶運輸機）→運輸上山（皮帶運輸機）→采區(qū)煤倉→運輸大巷（礦車）→井底車場→地面工業(yè)廣場。</p><p>　　(2)運料(或排矸)：材料從軌道上山（礦車）→采區(qū)上（中）部車場→區(qū)段回風平巷→采（掘）煤工作面。排矸線路正好與運料線路相反。</p>

74、<p>　　(3)通風系統(tǒng)：（新鮮風流）從運輸大巷→軌道上山（運輸上山）→采區(qū)中部車場→區(qū)段回風平巷→聯(lián)絡巷→區(qū)段運輸平巷→工作面→（污風）→工作面回風平巷→回風上山→風井→地面。</p><p><b>　　第四節(jié) 井巷工程</b></p><p>　　一、初期掘進的主要巷道名稱、工程量</p><p>　　礦井生產(chǎn)時的采掘比和矸

75、石率:礦井生產(chǎn)時采掘比為1：2；預計矸石量為礦井原煤產(chǎn)量的10％，即礦井矸石量預計為15kt/a。</p><p><b>　　第三章 采煤方法</b></p><p>　　第一節(jié) 采煤方法及工藝選擇</p><p>　　所設計的首采工作面在一采區(qū)，該采區(qū)內可采煤層為兩層，分別為21#、22#設計煤層，首采煤層為21，首采工作面狀況為煤層厚度

76、為2.2m，煤層容重為1.456t/m3 ，采煤工作面長度為80m，，礦井的相對瓦斯涌出量20.5m3/t。礦區(qū)范圍內可采煤層均具有煤塵爆炸危險性,同一煤層瓦斯含量向深部略有增高的趨勢，今后在采掘過程中，隨著開采深度增加或通風不暢時，瓦斯將會增加或聚集，從而易產(chǎn)生爆炸。煤層有自然發(fā)火性和爆炸性，回采范圍內礦井正常涌水量120m3/h，最大涌水量300m3/h.，地質構造已查明。煤層具體情況見表3-1-1。</p><

77、p>　　表3-1-1 可采煤層情況</p><p>　　在本采區(qū)的設計中，由于本采區(qū)的儲量較大，煤層賦存條件較好，并且該設計采區(qū)的煤層都屬于中厚煤層，為了使采區(qū)的生產(chǎn)能力與礦井的服務年限相適應，再結合采礦技術的發(fā)展，所以結合本采區(qū)的實際情況后確定采用的采煤方法是：走向長壁后退式采煤法。</p><p>　　第二節(jié) 工作面回采工藝設計</p><p>　　回采工

78、藝主要包括落煤、裝煤、運煤。</p><p><b>　　一、落煤</b></p><p>　　采煤工作面采用ZMS－12A型濕式煤電鉆打眼，爆破落煤，人工裝煤、放頂。</p><p><b>　　二、裝、運煤</b></p><p>　　一般的采煤機在設計時，落煤和裝煤是同時考慮的，所以在這里裝煤

79、工藝不用過多的考慮。</p><p>　　運煤的中心問題是采面刮板運輸機的選型問題，在選擇運輸機的問題上應考慮刮板運輸機的能力應略大于工作面的生產(chǎn)能力。因此選用型號為SGB—630/150，此種刮板運輸機的參數(shù)為：出廠長度200m，輸送能力180t/h；刮板鏈速 0.86m/s；中部槽尺寸1500×630×190；</p><p><b>　　三、工作面的支護

80、</b></p><p>　　該采煤工作面所采用的采煤工藝是炮采，選用支撐掩護式的液壓支架進行支護。</p><p>　　ZY4000/17/30， 支撐高度為1.7～3.0m，工作阻力為4000KN，初撐力1884KN，外形尺寸5673×1420×1700，支撐強度0.78Mpa，推移步距600mm，支架重量10.5t。根據(jù)所選支架的外形尺寸和工作面的長度

81、100m，計算出一個工作面所用支架的臺數(shù)為735臺。 </p><p>　　工作面的支護強度Pt ；</p><p>　　Pt= kmρ=7×2.2×25= 385kPa </p><p>　　支柱的有效支撐能力PE；</p><p>　　PE= KEPA=0.

82、8×300=240kN </p><p>　　工作面所需支護密度n；</p><p>　　n=Pt/PE=385/240=1.6根/㎡</p><p>　　工作面支柱的柱距a=1/nb=1/1.6=0.625</p><p>　　考慮工作面的支護管理要求，選取工作面支柱柱距，a=0.6 </p><p>

83、　　工作面所需支柱、頂梁數(shù)量。</p><p>　　N=LN(L/a+1)=4×(100/0.6+1)=670根</p><p>　　考慮工作面臨時支護、加強支護與備用量的要求，工作面支柱須增加10％～15％，頂梁須增加2％～4％，工作面須配備支柱750根，頂梁680根。</p><p>　　式中 k--------采高厚度系數(shù)，取k=0</p&

84、gt;<p>　　KE---------支柱有效支撐系數(shù)，單體液壓支柱取KE=0.8</p><p>　　PA-------支柱最大工作阻力</p><p>　　m---------工作面的平均采高，m=2.2m</p><p>　　Ρ---------工作面頂板巖石平均厚度，ρ=25kN/m3</p><p>　　b-----

85、--工作面支柱排距，和工作面所選頂梁一致，b=1m</p><p>　　LN-------最大控頂距時支柱的排數(shù)，LN=4</p><p>　　L-------工作面的長度，L=100m</p><p>　　第四章 頂板管理</p><p><b>　　第一節(jié) 支護設計</b></p><p&g

86、t;<b>　　一、支護形式的選擇</b></p><p>　　結合本采區(qū)的頂板情況，對采區(qū)主要巷道選擇錨噴支護及錨網(wǎng)噴聯(lián)合支護。錨桿和噴射混泥土支護各有優(yōu)點，但也都有不足之處。錨噴聯(lián)合支護，能使兩者取長補短，互為補充，是一種性能更好的支護形式。錨桿與其穿過的巖體形成承載加固拱，噴射混泥土層防止圍巖風化剝落，并和圍巖結合在一起，對錨桿表面的巖石起支護作用，從而提高了為研拱的承載能力。<

87、/p><p>　　噴射混泥土可以有效控制錨桿間巖石的掉落，但其本身是脆性的，當巖石變形較大時，易于開裂剝落。因此，可以在錨桿與噴射土之前鋪設金屬網(wǎng)，噴成鋼筋混泥土層，提高噴層的整體性，改善噴層的抗拉能力，能有效的支護松散破碎的軟弱巖層，形成了錨網(wǎng)噴聯(lián)合支護。金屬網(wǎng)用鋼筋直徑一般為8mm，鋼筋間距一般為300mm。</p><p>　　二、采用錨桿、錨噴等支護形式時，應遵守下列規(guī)定：</p

88、><p>　　1.錨桿、錨噴等支護的端頭與掘金工作面的距離，錨噴的形式、規(guī)格、安裝角度，混泥土標號、噴體厚度，掛網(wǎng)所采用金屬網(wǎng)的規(guī)格以及圍巖涌水的處理等，必須在施工組織設計或作業(yè)規(guī)程中規(guī)定。</p><p>　　2.打錨桿眼前，必須首先敲幫問頂，將活矸處理掉，在確保安全的條件下，方可作業(yè)。</p><p>　　3.使用錨固劑固定錨桿時，應將孔壁沖洗干凈，砂漿錨桿必須灌滿

89、填實。</p><p>　　4.軟巖使用錨桿支護時，必須全長錨固。</p><p>　　5.錨桿必須按規(guī)定做拉力試驗。煤巷還必須進行頂板離層監(jiān)測，并用記錄排版顯示。對噴體必須做好厚度和強度檢查，并有檢查和試驗記錄。在井下做錨固實驗時，必須有安全措施。</p><p>　　6.錨桿必須用機械或力矩扳手擰緊，確保錨桿的托板緊貼巷壁。</p><p&g

90、t;　　7.采用人工上料噴射機噴射混泥土、砂漿時，必須采用潮料，并使用除塵機對上料口、余氣口除塵。噴射前，必須沖洗巖幫。噴射后應有養(yǎng)護措施。作業(yè)人員必須佩帶勞動保護用品。</p><p><b>　　第二節(jié) 頂板管理</b></p><p>　　本礦采用的是炮采落煤，而且煤層的頂?shù)装鍡l件較差，所以采用全部垮落法處理采空區(qū)。再加上本礦井的瓦斯等級為煤與瓦斯突出礦井。應及

91、時處理好頂板的垮落。 </p><p><b>　　頂板事故的分類：</b></p><p>　　按力源可將采煤工作面頂板事故分為漏冒型、壓垮性、推跨性三大類。</p><p>　　按事故大小（煤礦經(jīng)常用）可分為局部冒頂和大型冒頂兩大類。</p><p>　　第五章 采區(qū)通風設計</p><p&g

92、t;　　第一節(jié) 采區(qū)瓦斯涌出量的預測</p><p>　　該礦沒有瓦斯等級鑒定資料，按煤與瓦斯突出礦井進行設計，暫按瓦斯相對對涌出量20.5m3/t考慮，今后以生產(chǎn)過程中實際鑒定為準。</p><p>　　礦井絕對瓦斯涌出量的計算：</p><p>　　Q絕=7.99m3/min</p><p>　　本設計安瓦斯抽放系統(tǒng)，按相對瓦斯涌出量2

93、0.5m3/t考慮，瓦斯抽放率按65.6％考慮，按q瓦=7.99×(1-65.6％)=2.75m3/min為依據(jù)計算礦井風量，礦井在正常生產(chǎn)后需測定瓦斯涌出量，若經(jīng)抽放后瓦斯涌出量大于2.75m3/min則通過計算另選風機，并進行通風能力核定，嚴格執(zhí)行“以風定產(chǎn)”的原則，嚴禁超能力生產(chǎn)。</p><p><b>　　第二節(jié) 采區(qū)通風</b></p><p>

94、　　一、采區(qū)通風系統(tǒng)的要求</p><p>　　1.每一個采區(qū)，都必須布置回風巷，實行分區(qū)通風。煤層群分層開采的每一個上、下山采區(qū)，采用聯(lián)合布置時，都必須至少設置一條專門的回風巷，采區(qū)進、回風巷必須貫穿整個采區(qū)的長度和高度。嚴禁將一條上、下山或盤區(qū)的風巷分為兩段，其中一段作為進風巷，另一段作為回風巷。</p><p>　　2.采煤工作面和掘進工作面都應采用獨立通風。有特殊困難必須串聯(lián)通風時

95、應符合有關規(guī)定。</p><p>　　3.煤層傾角大于12°的采煤工作面采用下行通風時，報總工程師批準，并須遵循下列規(guī)定：</p><p>　　（1）采煤工作面的風速，不得低于1m/s。</p><p>　　（2）機電設備設置在回風巷時，其風流中的瓦斯?jié)舛炔坏贸^1%，并應裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置。</p><p>　　（3）進

96、、回風巷中都必須設置消防供水管路。有煤與瓦斯突出的采煤工作面嚴禁采用下行通風。</p><p>　?。?）采煤工作面和掘進工作面的進風和回風，都不得經(jīng)過采空區(qū)或冒落區(qū)。</p><p><b>　　二、通風系統(tǒng)選擇</b></p><p><b>　　1.影響條件</b></p><p>　　礦井瓦

97、斯涌出量、礦井設計生產(chǎn)能力、煤層賦存條件、表土層厚度、井田面積、地溫、煤層自燃傾向性等條件。選擇任何通風系統(tǒng)，都要符合投產(chǎn)快，出煤較多、安全可靠、技術經(jīng)濟指標合理等要求，該礦屬于煤與瓦斯突出礦井，也是一個重要的影響條件。</p><p><b>　　2.通風系統(tǒng)選擇</b></p><p>　　礦井通風系統(tǒng)包括：通風方式，即為進風井和出風井的布置方式（分為中央式、對角

98、式、和混合式三類）；通風方法，即為礦井主扇的各種方法（分為抽出式，壓入式和壓軸聯(lián)合式三種）；通風網(wǎng)絡。</p><p>　　礦井通風系統(tǒng)，應根據(jù)以下所談到的影響礦井通風的因數(shù)進行綜合的考慮．</p><p>　　(1)有煤與瓦斯突出危險的礦井、高瓦斯礦井、煤層易自燃的礦井及有熱害的礦井，應采用對角式或分區(qū)式通風；當井田面積較大時，初期可采用中央式通風，逐步過渡為對角式或分區(qū)式通風。<

99、/p><p>　　(2)礦井通風方法宜采用抽出式。當?shù)匦螐碗s、露頭發(fā)育、老窯多，采用多風井通風有利時，可采用壓入式通風。</p><p>　　根據(jù)上面的有關規(guī)定，結合我礦的實際情況，我礦屬于煤與瓦斯突出礦井，所以采用中央邊界式（中央分列式）通風，由于壓入式通風漏風比較大，故通風方法選用抽出式通風。</p><p><b>　　三、風量計算與分配</b&g

100、t;</p><p><b>　　1.風量計算依據(jù)</b></p><p>　　(1)風量計算的標準</p><p>　　供給煤礦井下任何工作用風地點的新鮮風量，必須依照下述各種條件進行計算，并取其最大值，作為該工作用風地點的供風量。</p><p>　　1)按該用風地點同時工作的最多人數(shù)計算，每人每分鐘供給風量不得少于

101、4m3/s。</p><p>　　2)按該用風地點的風流中瓦斯、二氧化碳、氫氣和其它有害氣體濃度，風速以及溫度等都符合《煤礦安全規(guī)程》的有關各項規(guī)定要求分別計算，并取其最大值。</p><p>　　風量計算依據(jù)本采區(qū)按煤與瓦斯突出礦井設計，礦井的風量計算按礦井的平均絕對瓦斯涌出量 q（m3/min）來計算，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》及有關規(guī)定，并參考鄰近生產(chǎn)礦井的實際配風經(jīng)驗，配風滿足風速、稀釋

102、并帶走瓦斯和井下工作人員的需要，且使每翼總回風流中瓦斯?jié)舛炔怀^0.75％。由于開采困難并符合《煤礦安全規(guī)程》對瓦斯抽放的規(guī)定，所以可對礦井瓦斯進行抽放，抽放率為40％，本采區(qū)的絕對瓦斯涌出量為2.75m3/min,則抽放后采區(qū)的平均絕對瓦斯涌出量為：q絕＝1.65m3/min。礦井的總風量的計算采用下面的計算方法，并取最大值為礦井的總風量。</p><p>　　以下是《煤礦安全規(guī)程》及有關礦井瓦斯抽放規(guī)定：礦井

103、絕對瓦斯涌出量達到以下條件之一的，必須建立地面永久抽放瓦斯系統(tǒng)或井下臨時抽放瓦斯系統(tǒng)：</p><p>　　a．大于或等于40m3/min；</p><p>　　b．年產(chǎn)量1.0～1.5Mt的礦井，大于30m3/min；</p><p>　　c．年產(chǎn)量0.6～1.0Mt的礦井，大于25m3/min；</p><p>　　d．年產(chǎn)量0.4～0

104、.6Mt的礦井，大于20m3/min；</p><p>　　e．年產(chǎn)量小于或等于0.4Mt的礦井，大于15m3/min。</p><p>　　f．當1個采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1個掘進工作面瓦斯涌出量大于3m3/min。</p><p><b>　　(2)風量計算原則</b></p><p>　　無論礦

105、井或采區(qū)的供風量，均按該地區(qū)各個實際用風地點，按照風量計算標準，分別計算出各個用風地點的實際最大需風量，從而求出該地區(qū)的風量總和，再考慮一定的備用風量系數(shù)后，作為該地區(qū)的供風量。即“由里往外”的計算原則，由采掘工作面、硐室和其它用風地點計算出各采區(qū)風量。最后求出全礦井總風量。</p><p><b>　　2.風量計算</b></p><p>　　按下列要求分別計算，并

106、且必須取其中的最大值。</p><p>　　(1)按井下同時工作的最多人數(shù)計算。</p><p>　　式中：Q—礦井總供風量，m3/s；</p><p>　　N—井下同時工作的最多人數(shù)，本礦井為150人；</p><p>　　4—每人每分鐘供風標準，m3/min；</p><p>　　K—礦井通風系數(shù)，包括礦井內部漏風

107、和配風不均勻等因素，取K＝1.15。</p><p>　　Q＝4×150×1.15=580m3/min=11.5 m3/s</p><p>　　(2)按采煤、掘進、硐室及其他巷道實際需要風量的總和進行計算，即：</p><p>　　m3/min </p><p>　　式中：∑Q采—采煤工作面實際需要風

108、量的總和,m3/min；</p><p>　　∑Q掘—掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min；</p><p>　　∑Q硐—硐室實際需要風量的總和,m3/min；</p><p>　　∑Q其它—采區(qū)除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要進行通風的風量的總 和，m3/min；</p><p>　　K—采區(qū)通風系數(shù)，包括采區(qū)內部漏

109、風和通風不均勻等因素，取1.4；</p><p>　　(3)采煤工作面需風量的計算</p><p>　　采煤工作面應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面溫度、炸藥用量、同時工作的最多人數(shù)、炸藥使用量分別計算，取其中最大值，并用風速驗算。</p><p>　　1)按瓦斯涌出量計算：</p><p>　　采煤工作面需風量的計算應按瓦斯涌出量、二氧

110、化碳涌出量、工作面溫度、炸藥用量、同時工作的最多人數(shù)、炸藥使用量分別計算，取其中最大值，并用風速驗算。</p><p>　　式中： Q采—采煤工作面實際需要的風量，m3/s；</p><p>　　q瓦采—采煤工作面經(jīng)瓦斯抽放以后的絕對瓦斯涌出量； </p><p>　　KC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的備用風量系數(shù)，即該工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與平均值 ；<

111、/p><p>　　Q采＝100×q瓦采·K＝100×1.65×0.7×1.5=173.25m3/min＝2.8875m3/s</p><p>　　2)按工作面溫度計算</p><p>　　式中： VC—回采工作面適宜的風速，根據(jù)工作面溫度為20℃～26℃，則工作面風速VC查教材《礦井通風》表6-1后VC為1.0～1.8m

112、/s，本礦取值1.5；</p><p>　　SC—采煤工作面平均有效斷面，m2；平均斷面面積為7.125㎡；</p><p>　　Ki—采煤工作面長度系數(shù)，按工作面長度80～150m，取為1；</p><p>　　=60×1.5×7.125×1=641.25m3/min=10.69m3/s；</p><p>　　

113、3)按工作面人員數(shù)量計算</p><p>　　=4×60=240m3/min=4m3/s</p><p>　　式中： Nc—采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，本采區(qū)取60人；</p><p>　　4)按炸藥使用量計算</p><p>　　Q采＝Ac·b/t·c</p><p>　　式中 Ac

114、—采煤工作面一次使用最大炸藥量，㎏；</p><p>　　b—每公斤炸藥爆炸后所產(chǎn)生的一氧化炭量；</p><p>　　c—為經(jīng)過通風后，允許工人進入工作面工作的一氧化碳濃度;本礦取0.2‰;</p><p>　　簡化后為Q采＝25Ac</p><p>　　Q采＝25×15=375m3/min=6.25m3/s</p>

115、<p><b>　　5)按風速驗算</b></p><p>　　根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，回采工作面的最底風速為0.25 m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算?；夭晒ぷ髅骘L速應滿足：</p><p>　　Q采＝15×7.2=108m3/min=1.8m3/s</p><p>　　Q采=240×7.2=1728

116、 m3/min=28.8 m3/s</p><p>　　驗算的工作面的風速為：1.8m/s≤Q采≤28.8m3/s</p><p>　　通過上述計算，回采工作面計算最大風量為641.25m3/min;滿足上述風量要求。</p><p>　　考慮一定的富余系數(shù)設計采區(qū)一個采煤工作面配風20m3/s，U型通風。</p><p>　　(4)掘進工作

117、面的風量確定</p><p>　　掘進工作面的實際需要風量，應按照沖淡掘進工作面瓦斯涌出，并考慮局部通風機實際吸風量、工作面溫度、風速和人數(shù)等規(guī)定要求分別進行計算，并取其中最大值。經(jīng)分析和計算認為，本礦井地溫不高，掘進工作面人數(shù)≤20人，，設計預計掘進工作面瓦斯涌出量為0.63m3/min，因此，影響工作面風量確定的主要因素是瓦斯涌出量。</p><p>　　1)按瓦斯涌出量計算</

118、p><p>　　式中： Q掘—掘進工作面實際需要的風量，m3/s；</p><p>　　q瓦掘—掘進工作面經(jīng)瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量，m3/min；</p><p>　　K掘通—掘進工作面瓦斯涌出不均衡的備用風量系數(shù)，該數(shù)值應經(jīng)過觀察實測后取得；一般取1.8～2.0；</p><p>　?。?00×0.63×1.8＝113.4

119、m3/min＝1.89m3/s</p><p>　　2)按工作面人員數(shù)量計算：</p><p><b>　　Qb4=4×4Nb</b></p><p><b>　　=4×4×15</b></p><p>　　=240m3/min</p><p>

120、<b>　　=4m3/s</b></p><p>　　式中： Nb—每個掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，本礦取15人； </p><p>　　4—每人每分鐘4m3的供風標準。</p><p>　　4—為兩個掘進工作面。</p><p><b>　　3)按風速驗算：</b></p><

121、;p>　　根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定煤巷掘進工作面的風量應滿足：</p><p>　　Q掘≥15×7.2＝108m3/min＝1.8m3/s</p><p>　　Q掘≤240×7.2＝1728m3/min＝28.8m3/s</p><p>　　式中： Sj—掘進工作面巷道過風斷面,8～12m2；</p><p>　　考

122、慮一定的富余系數(shù)設計一采區(qū)掘進工作面配風10m3/s</p><p>　　(5)硐室需風量計算：</p><p>　　獨立通風的硐室實際需要風量，應根據(jù)不同類型硐室分別計算，機電設備散熱量大的硐室，應機電設備運轉的發(fā)熱量計算，充電硐室應按回風流中氫氣濃度小于0.5%計算，其它硐室類比生產(chǎn)礦井的經(jīng)驗配風：</p><p>　　機電硐室,按經(jīng)驗取機電硐室所需風量為200

123、m3/min；</p><p>　　其它硐室所需風量：根據(jù)國內機械化礦井的統(tǒng)計資料，結合我礦區(qū)的實際情況：采區(qū)變電所在60～80m3/min取值,本礦取70m3/min。所以硐室的需風量為270m3/min=4.5m3/s</p><p>　　(6)其它風巷道的需風量計算：</p><p>　　根據(jù)國內機械化礦井的統(tǒng)計資料，結合雨谷礦區(qū)的實際情況，取</p&g

124、t;<p><b>　　左右。 </b></p><p>　?。剑?41.25×2＋240×4＋270×3）×5% ＝152.625m3/min=2.544m3/s</p><p>　　（7）礦井總風量確定</p><p>　　

125、m3/min </p><p>　　式中：∑Q采—采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min；</p><p>　　∑Q掘—掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min；</p><p>　　∑Q硐—硐室實際需要風量的總和，m3/min；</p><p>　　∑Q其它—采區(qū)除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要進行通風的

126、風量的總和，m3/min；</p><p>　　K—采區(qū)通風系數(shù)，包括采區(qū)內部漏風和通風不均勻等因素，取1.1；</p><p>　　Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它) ×K=(10.69×2＋4×4＋4.5×3+2.78) × 1.2=53.66 m3/s</p><p>　　考慮一定的富余量，本礦井風量取5