靈露礦改擴(kuò)建設(shè)計(jì)-畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書

第第輸送帶類型阻燃那輸送帶輸送能力（t/h）250寬度(mm)800輸送長度(m)1000機(jī)頭外形尺寸(長×寬×高mm)5710×1961×142帶速(m/s)2機(jī)尾外形尺寸(長×寬×高mm)16292×1394×655傳動(dòng)滾筒直徑(mm)500質(zhì)量（t）50.234托輥直徑(mm)108電動(dòng)機(jī)型號JDSB—40貯帶長度(m)100功率(kW)40機(jī)尾搭接長度(m)12電壓（V）380/660機(jī)尾搭接處軌距(mm)1100制造廠家淮南煤機(jī)廠3）巷道掘進(jìn)速度根據(jù)鄰近礦井或條件類似礦井所達(dá)到的巷道掘進(jìn)速度和施工隊(duì)伍的技術(shù)管理水平分析研究確定巷道掘進(jìn)速度。不同機(jī)械化程度的巷道掘進(jìn)速度不宜低于《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計(jì)規(guī)范》規(guī)定，如表5-10所示。表5-10平巷掘進(jìn)速度掘進(jìn)機(jī)械化程度巷道煤巖類別月進(jìn)度/m綜合機(jī)械化掘進(jìn)機(jī)組煤500半煤巖250鉆爆法煤200半煤巖150液壓、鑿巖臺車機(jī)械化作業(yè)線巖120氣腿鑿巖機(jī)械化作業(yè)線巖805.2.9確定采區(qū)生產(chǎn)能力回采工作面數(shù)目及生產(chǎn)能力礦井布置一個(gè)綜放工作面達(dá)到5.0Mt/a的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力。工作面主要參數(shù)：工作面長210m，采高3m，放煤高度8m，綜采面采煤機(jī)截深為0.8米，每天進(jìn)7刀則年推進(jìn)度a=330×7×0.8=1848m。工作面推進(jìn)度與生產(chǎn)能力的計(jì)算Q采=a×L×m×γ×c（5-1）=1848×210×11×1.25×0.95=5.07Mt/a式中：a—工作面推進(jìn)度mm—工作面采高mL—工作面長度mmf—工作面放煤厚度mc—工作面采出率，良好放頂煤采煤工作面為0.95，本工作面取0.95。γ—煤的容重t/m3則對于該采區(qū)工作面的生產(chǎn)能力為5Mt/a礦井投產(chǎn)時(shí)移交一個(gè)工作面，所以工作面能力即為礦井能力。5.2.10采區(qū)采出率采區(qū)回采率是反映采區(qū)巷道布置優(yōu)劣的主要指標(biāo)之一，采區(qū)回采率的計(jì)算公式為：采區(qū)回采率=（采區(qū)工業(yè)儲量－開采損失）/采區(qū)工業(yè)儲量×100%采區(qū)開采過程中的煤炭損失主要有：工作面落煤損失，約占6%，采區(qū)邊角煤柱約占4%，采區(qū)上山及區(qū)段平巷煤柱約占10%，則采區(qū)回采率約為80%。采區(qū)回收率一般不得低于國家規(guī)定：厚煤層為75%；中厚煤層為80%；薄煤層為85%。本設(shè)計(jì)礦井采區(qū)回采率約為85%，符合要求。5.3采區(qū)車場選型5.3.1采區(qū)上部車場選型軌道上山與區(qū)段回風(fēng)平巷相連，絞車房位于階段回風(fēng)大巷標(biāo)高以上，所以采區(qū)上部車場選用甩車場，在軌道平巷中設(shè)存車線和調(diào)車線。甩車場使用方便、安全、可靠，效率高，勞動(dòng)量小。單向甩車場只在上山一側(cè)布置甩車道，上山另一側(cè)的運(yùn)輸通過繞道實(shí)現(xiàn)。見圖5-5。圖5—5采區(qū)上部車場5.3.2采區(qū)中部車場選型本采區(qū)生產(chǎn)能力大，煤層傾角為6°，煤層群采用聯(lián)合布置，軌道上山布置在距煤層底板10m的巖石中，故選用中部車場的形式為中部甩車場。該車場特點(diǎn)是提升牽引角小，鋼絲繩磨損小，操車方便，斜面線路短，有利于減少提升時(shí)間，但交叉點(diǎn)長，對開鑿維護(hù)不利。采區(qū)中部車場如圖5—6所示：圖5-6采區(qū)中部車場5.3.3采區(qū)下部車場選型由于煤層傾角為6°，煤層頂?shù)装宥疾环€(wěn)定，所以采用大巷裝車式下部車場。優(yōu)點(diǎn)是工程量較小，調(diào)車方便，通過能力大，且不影響大巷的正常運(yùn)輸。采區(qū)下部車場見圖5—7所示：圖5-7采區(qū)下部車場5.3.4采區(qū)主要硐室①采區(qū)煤倉采區(qū)煤倉容量目前一般為50～500t，煤倉容量與采區(qū)生產(chǎn)能力的關(guān)系參考下表：表5-11煤倉容量與采區(qū)生產(chǎn)能力關(guān)系采區(qū)生產(chǎn)能力（萬t/a）＜3030～4545～6060～100及以上采區(qū)煤倉容量（t）50～100100～150150～250250～500各種形式的煤倉中以圓形斷面的煤倉利用率高，不易形成死角，便于維護(hù)，施工方便。結(jié)合本采區(qū)煤層底板巖性綜合考慮，本采區(qū)選用圓形斷面煤倉。合理的煤倉容量應(yīng)在保證正常生產(chǎn)和運(yùn)輸?shù)那疤嵯?，工程量最省。按采煤機(jī)連續(xù)割煤的產(chǎn)量計(jì)算：Q=Q0+LMbγC0kt（5-2）式中：Q—采區(qū)煤倉容量，t；Q0—防空倉漏風(fēng)留煤量，一般取5～10t；L—工作面長度，m；M—采高，m；b—進(jìn)刀深度，m；γ—煤的容重，t/m3；C0—工作面采出率；kt—同時(shí)生產(chǎn)的工作面系數(shù)，綜采時(shí)，kt=1；則：Q=5+210×11×0.8×1.25×95%×1≈2199.5t設(shè)計(jì)采區(qū)煤倉容量為2199.5t。設(shè)計(jì)直徑為9.0m，有效裝煤高度為30m。本采區(qū)煤倉采用砌碹支護(hù)，壁厚350mm，為避免堵倉，煤倉下口采用雙曲線型，煤倉上口設(shè)置鐵篦子，防止大塊煤及矸石進(jìn)入煤倉。煤倉內(nèi)采取預(yù)埋鋼絲繩等措施，處理堵倉事故。②采區(qū)絞車房采區(qū)絞車房主要依據(jù)絞車房的型號及規(guī)格、基礎(chǔ)尺寸、絞車房的服務(wù)年限和所處的圍巖性質(zhì)進(jìn)行設(shè)計(jì)。絞車選用JKY2.5/2.5B(A)型，其主要參數(shù)見表5-12。表5-12絞車參數(shù)表鋼絲繩負(fù)荷（kN）繩速m/s滾筒尺寸（mm）容繩量m外形尺寸長×寬×高（mm）重量kg最大靜張力最大靜張力差直徑寬度60.0055.000～42000250020002840×1420×4604680采區(qū)絞車房布置在圍巖穩(wěn)定，無淋水、地壓小、易維護(hù)的地點(diǎn)；在滿足絞車房施工、機(jī)械安裝和提升運(yùn)輸要求的前提下，絞車房應(yīng)盡量靠近變坡點(diǎn)，以減少巷道工程量；絞車房與相鄰巷道要有足夠的保護(hù)煤柱或巖柱，一般不小于10m，以利絞車房的維護(hù)。絞車房端面一般設(shè)計(jì)成半圓拱形，用全料石或混凝土料面墻砌筑。有條件的地方用錨噴支護(hù)。③采區(qū)變電所采區(qū)變電所的供電的樞紐，采區(qū)變電所布置在圍巖穩(wěn)定、無淋水、地壓小、通風(fēng)良好的地點(diǎn)，并位于在采區(qū)用電負(fù)荷的中心。高壓電氣設(shè)備與低壓電氣設(shè)備宜分別集中在一側(cè)布置，硐室寬度取3.6m。變電所的高度根據(jù)人行高度、設(shè)備高度及吊掛電燈的高度要求確定為3.5m。采區(qū)變電所采用不可燃材料支護(hù)，本采區(qū)選用錨噴支護(hù)，底板用100號混凝土鋪底。6回采工藝6.1采煤工藝方式6.1.1采區(qū)煤層地質(zhì)情況本區(qū)內(nèi)可采煤層有Ⅱ2-12、Ⅱ2-2和Ⅱ3號煤層①Ⅱ2-12煤層:為本區(qū)大部可采煤層，可采面積9.309km2，煤層厚度18.27—28.59m，平均22.32m，結(jié)構(gòu)由簡單到復(fù)雜，最多為五層，夾矸層巖性一般為泥巖或炭質(zhì)泥巖。煤層在32-39線中淺部變薄不可采，40線以南不可采。一般有2層夾石，個(gè)別點(diǎn)有4層夾石，夾石多為炭質(zhì)泥巖或泥巖，沿走向從北向南，夾矸厚度逐漸增厚，煤層逐漸變薄。28-29線以南煤層分岔為三個(gè)層，夾石厚度達(dá)到4m，巖性變?yōu)槟鄮r、粉砂巖及細(xì)砂巖；在傾向上，由淺部向深部煤厚逐漸增加，夾矸減少至一層；頂板一般為泥巖或粉砂巖，底板一般為細(xì)粒砂巖及中粒砂巖；屬較穩(wěn)定的厚煤層。②Ⅱ2-2煤層:全區(qū)大部可采，可采面積9.527km2，煤層厚度8.08-14.41m，平均11.33m，結(jié)構(gòu)較復(fù)雜，夾矸2-3層，夾矸多為炭質(zhì)泥巖及泥巖，夾矸由北向南逐漸增厚，煤層變?。?5線以南分岔成上、中、下三分層，且厚度變薄，26線以南分層煤厚在1m左右，但多數(shù)點(diǎn)不可采，中下分層逐漸尖滅。在22線以北的深部，煤層結(jié)構(gòu)較簡單，煤層頂?shù)装寰鶠榉凵皫r或泥巖，屬較復(fù)雜型中厚煤層。③Ⅱ3煤層:為本區(qū)的主要可采煤層，可采面積為9.886km2，全區(qū)發(fā)育，厚度18.35-28.68m，平均22.33m，為一厚--特厚煤層，煤層結(jié)構(gòu)較簡單，夾石最多四層，巖性為泥巖或炭質(zhì)泥巖，煤層穩(wěn)定性好，規(guī)律性巖。6.1.2確定采煤工藝方式采煤方法的選擇，應(yīng)根據(jù)煤層賦存情況、開采技術(shù)條件、地面保護(hù)要求、設(shè)備供應(yīng)狀況以及設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力、效率、成本和煤的回收率等因素，經(jīng)綜合技術(shù)經(jīng)濟(jì)比較后確定。需遵循以下原則：①煤炭資源損失少，采用正規(guī)采煤方法；②安全勞動(dòng)條件好；③盡可能采用機(jī)械化采煤，達(dá)到工作面高產(chǎn)高效；④材料消耗少，生產(chǎn)成本低；⑤便于生產(chǎn)管理。根據(jù)采區(qū)煤層特征及地質(zhì)條件，可選擇分層綜采工藝、綜采放頂煤工藝和大采高一次采全厚回采工藝，這三種工藝各有優(yōu)缺點(diǎn)，下面對其進(jìn)行比較：①分層綜采工藝的特點(diǎn)優(yōu)點(diǎn)：分層綜采工藝技術(shù)成熟，設(shè)備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應(yīng)各種條件的采煤設(shè)備；液壓支架及配套的采煤機(jī)設(shè)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(wěn)定，生產(chǎn)環(huán)節(jié)良好；工作面采出率高，可達(dá)到93-97%以上。缺點(diǎn)：巷道掘進(jìn)較多，萬噸掘進(jìn)率低；工作面單產(chǎn)低，單產(chǎn)提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網(wǎng)勞動(dòng)強(qiáng)度大，費(fèi)用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采下分層。②綜采放頂煤工藝優(yōu)點(diǎn)：有利于合理集中生產(chǎn)，實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效，單產(chǎn)和效率高，具有顯著的經(jīng)濟(jì)效益；巷道掘進(jìn)較少，減少了巷道的維護(hù)工程量，同時(shí)生產(chǎn)也相對集中；工作面搬家次數(shù)少；對地質(zhì)條件、煤層賦存條件有更大的適應(yīng)性。；缺點(diǎn)：煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時(shí)煤和矸界線難以區(qū)別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質(zhì)；自然發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大。③一次采全高工藝優(yōu)點(diǎn)：工作面產(chǎn)量和效率高；巷道掘進(jìn)較少，減少了巷道的維護(hù)工程量，同時(shí)生產(chǎn)也相對集中；萬噸掘進(jìn)率高；工作面搬家次數(shù)少，節(jié)省搬遷費(fèi)用，增加了生產(chǎn)時(shí)間；材料消耗少。缺點(diǎn)：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(yīng)條件單一。通過對以上三種采煤工藝的比較可以看出，由于煤層為特厚煤層，為實(shí)現(xiàn)礦井生產(chǎn)的高產(chǎn)高效宜采用采用綜合機(jī)械化放頂煤回采工藝方式。6.1.3回采工作面的參數(shù)確定回采工作面長度、工作面推進(jìn)方向和推進(jìn)度工作面的參數(shù)主要包括工作面長度、帶區(qū)走向長度以及順槽的相關(guān)參數(shù)。影響工作面長度的因素主要有：①地質(zhì)因素，包括煤層厚度、傾角、圍巖性質(zhì)、地質(zhì)構(gòu)造；②技術(shù)因素，包括采煤機(jī)、輸送機(jī)、頂板管理、工作面通風(fēng)巷道布置；③經(jīng)濟(jì)因素，綜合機(jī)械化采煤工作面長度一般為150-280m，每個(gè)工作面長度盡可能保持一致。①工作面長度及采高的確定工作面長度和采高的確定除受煤層地質(zhì)條件制約外，還與工作面的裝備水平，管理水平有關(guān)。合理的工作面長度，既可減少巷道準(zhǔn)備工程量和工作面搬家次數(shù)，又可相對減少端頭進(jìn)刀等輔助作業(yè)時(shí)間，提高設(shè)備利用率。隨著綜放工作面裝備水平和管理水平的提高，綜合考慮煤層自燃發(fā)火期等安全因素，綜放工作面長度應(yīng)控制在160m～240m之間。確定首采面長度為210m。層采放高度為11m，采煤機(jī)割煤高度為3m，放煤高度為8m，采放比為1：2.7。礦井布置一個(gè)綜放工作面達(dá)到5.0Mt/a的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力。工作面主要參數(shù)：工作面長210m，采高3m，放煤高度8m，綜采面采煤機(jī)截深為0.8米，每天進(jìn)7刀則年推進(jìn)度a=330×7×0.8=1848m。工作面推進(jìn)度與生產(chǎn)能力的計(jì)算Q采=a×L×m×γ×c（6-1）=1848×210×11×1.25×0.95=5.07Mt/a式中：a—工作面推進(jìn)度mm—工作面采高mL—工作面長度mmf—工作面放煤厚度mc—工作面采出率，良好放頂煤采煤工作面為0.95，本工作面取0.95。γ—煤的容重t/m3則對于該采區(qū)工作面的生產(chǎn)能力為5Mt/a礦井投產(chǎn)時(shí)移交一個(gè)工作面，所以工作面能力即為礦井能力?；夭晒ぷ髅嫜貎A向布置，走向推進(jìn)；工作面長度為210m，采區(qū)長平均1250m；采高3m，放頂煤。6.1.4回采工作面破煤、裝煤方式工作面采煤機(jī)螺旋滾筒完成破煤、裝煤過程，部分遺留碎煤由輸送機(jī)上的鏟煤板來裝入溜槽。結(jié)合礦上實(shí)際使用情況，工作面選用MG800/2040-WD電牽引采煤機(jī)，刮板輸送機(jī)采用SGZ-1000/1400。雙向割煤法，即采煤機(jī)往返一次為兩個(gè)循環(huán)。采煤機(jī)及刮板輸送機(jī)技術(shù)特征見表6—1、6—2。①.進(jìn)刀方式：采煤機(jī)中部斜切進(jìn)刀單向割煤跑空刀和采煤機(jī)端部斜切進(jìn)刀雙向割煤方式的各自優(yōu)缺點(diǎn)比較見表6-3。表6-3進(jìn)刀方式比較表優(yōu)點(diǎn)缺點(diǎn)中部斜切進(jìn)刀、單向割煤1.采放互不干擾，有利于實(shí)現(xiàn)采放平行，能有效均勻運(yùn)輸煤量；2.跑空刀清浮煤，有利于實(shí)現(xiàn)工作面“三平兩直”；3.控制程序編制和操作簡單，便于及時(shí)維修，有利于提高生產(chǎn)效率；4.與兩頭作業(yè)互不干擾、互不等待。1.跑空刀增加了循環(huán)作業(yè)時(shí)間；2.支架無法及時(shí)拉超前，不利于頂板維護(hù)；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片幫程度。4.如果發(fā)生端面冒頂，本工藝無法正常執(zhí)行。端部斜切進(jìn)刀、雙向割煤1.循環(huán)作業(yè)時(shí)間相對較短；2.能及時(shí)、有效維護(hù)頂板；1.與兩頭作業(yè)相互影響；2.控制程序編制、操作較復(fù)雜；3.會存在采放等待現(xiàn)象。結(jié)合礦井實(shí)際分析可知采用端部斜切割三角煤進(jìn)刀為好。進(jìn)刀方法：機(jī)組割透機(jī)頭（機(jī)尾）煤壁后，將上滾筒降下割底煤，下滾筒升起割頂煤，采煤機(jī)反向沿溜子彎曲段斜切入煤壁；采煤機(jī)機(jī)身全部進(jìn)入直線段且兩個(gè)滾筒的截深全部達(dá)到0.8米后停機(jī)；將支架拉過并順序移溜頂過機(jī)頭（機(jī)尾）后調(diào)換上、下滾筒位置向機(jī)頭（機(jī)尾）割煤；采煤機(jī)再次割透機(jī)頭（機(jī)尾）煤壁后，再次調(diào)換上、下滾筒位置，向機(jī)尾（機(jī)頭）割煤，開始下一個(gè)循環(huán)的割煤，割過煤后及時(shí)拉架、頂機(jī)頭（機(jī)尾）、移前溜,放煤，移后溜。機(jī)組進(jìn)刀總長度控制在40米左右。（進(jìn)刀方式如圖6—1）圖6—1采煤機(jī)斜切進(jìn)刀示意圖機(jī)械的選擇表6—1采煤機(jī)技術(shù)特征MG800/2040-WD列采煤機(jī)采煤機(jī)型號MG800/2040采高（m）2.7～5.5截深（m）0.871.0適應(yīng)傾角≤12°滾筒直徑（m）2.52.7滾筒轉(zhuǎn)數(shù)（r/min）29.995;26.179;22.737搖臂長度（mm）2947搖臂擺動(dòng)中心距（mm）8480牽引力（KN）1250/7851040/656865/545牽引速度（m/min）10/1612/1914.5/21.5牽引型式電牽引（交）無鏈銷軌機(jī)面高度（mm）2259最小臥底量（mm）526滅塵方試內(nèi)外噴霧裝機(jī)功率（KW）2×800+2×120+160+40電壓（V）3300機(jī)重（T）128輸送機(jī)SGZ1000/1400SGZ1000/1050裝運(yùn)煤：采煤機(jī)組割裝煤和運(yùn)輸機(jī)前移配合裝運(yùn)底煤；破碎并垮落到支架掩護(hù)梁和插板上方的頂煤，在插板縮回后利用自重自動(dòng)溜入輸送機(jī)的溜槽中運(yùn)出，插板完成大塊煤的破碎并通過上下擺動(dòng)破壞掩護(hù)梁上方由大塊煤形成的臨時(shí)拱式結(jié)構(gòu)。前后兩部運(yùn)輸機(jī)平行運(yùn)煤，集中到轉(zhuǎn)載機(jī)和膠帶輸送機(jī)上運(yùn)出。工作面主運(yùn)輸設(shè)備：刮板輸送機(jī)選型原則：刮板輸送機(jī)一般與采煤機(jī)配套使用時(shí)均選用可彎曲自移式刮板輸送機(jī)。煤質(zhì)較硬時(shí)、塊度較大時(shí)優(yōu)先選用雙邊鏈；較軟時(shí)選用運(yùn)輸能力大的中單鏈；煤質(zhì)有硬有軟時(shí)，選用中雙鏈。輸送機(jī)溜槽的結(jié)構(gòu)一般應(yīng)選用開底式，只有煤層底版較松軟時(shí)才選用閉底式。綜采工作面刮板輸送機(jī)通常采用多電動(dòng)機(jī)驅(qū)動(dòng)，一般2～4臺，應(yīng)優(yōu)先選用雙電機(jī)雙機(jī)頭驅(qū)動(dòng)方式。刮板輸送機(jī)的輸送能力應(yīng)大于采煤機(jī)的最大生產(chǎn)能力的20%。工作面刮板輸送機(jī)選型需要滿足三個(gè)方面的要求，即運(yùn)輸能力與采煤機(jī)生產(chǎn)能力相適應(yīng)；外型尺寸和牽引方式與采煤機(jī)相匹配；輸送機(jī)長度與工作面相一致。前部刮板輸送機(jī)：選用SGZ-1000/1400型整體鑄焊封底式溜槽刮板運(yùn)輸機(jī)，其主要技術(shù)參數(shù)為：表6—2刮板輸送機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)目單位數(shù)目型號SGZ～1000/1400制造廠家生產(chǎn)能力t/h2200運(yùn)輸機(jī)長度m260刮板鏈形式中雙鏈電機(jī)布置方式平行布置卸載方式端卸牽引形式鍛造齒形銷軌緊鏈方式液壓馬達(dá)低速緊鏈與伸縮機(jī)尾輔助緊鏈園環(huán)鏈規(guī)格mmΦ38×137mm（緊湊鏈）電壓等級V3300總裝機(jī)功率kW2×700鏈速m/s1.25后部刮板輸送機(jī)：選用SGZ～1200/1400型整體鑄焊開底式溜槽刮板運(yùn)輸機(jī)，其主要技術(shù)參數(shù)為：表6—3后刮板輸送機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)目單位數(shù)目型號SGZ～1200/1400制造廠家生產(chǎn)能力t/h2500運(yùn)輸機(jī)長度m185電動(dòng)機(jī)轉(zhuǎn)速r/min1486刮板鏈形式中雙鏈電機(jī)布置方式平行布置刮板間距mm8×137卸載方式端卸牽引形式銷軌式機(jī)尾伸縮量mm350緊鏈方式液壓馬達(dá)緊鏈鏈中心距mm240減速器速比36:1園環(huán)鏈規(guī)格mm2×Φ38×137mm（緊湊鏈）整體鑄焊開底具有浮煤回收裝置電壓等級V3300總裝機(jī)功率kW1400鏈速m/s1.28軟起動(dòng)方式可調(diào)速液力偶合器機(jī)尾形式自動(dòng)可伸縮機(jī)尾拉移方式Φ30圓環(huán)鏈軟連接中部槽尺寸mm1500×1200×355轉(zhuǎn)載機(jī)：選用SZZ～1200/700型斜巷橋式刮板轉(zhuǎn)載機(jī)，其主要技術(shù)參數(shù)為：表6—4刮板轉(zhuǎn)載機(jī)技術(shù)特征：表6—4刮板轉(zhuǎn)載機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)目單位數(shù)目型號SZZ1200/700生產(chǎn)能力t/h3500設(shè)計(jì)長度m80中部內(nèi)寬mm700電機(jī)功率kW1200調(diào)鏈方式液壓伸縮機(jī)頭調(diào)鏈方式液壓伸縮機(jī)頭緊鏈裝置液壓緊鏈器機(jī)頭架采用可伸縮機(jī)頭架，配備膠帶機(jī)尾自移裝置自移形式備液壓自移裝置，與破碎機(jī)組合自動(dòng)伸縮拉移，邁步式前移。轉(zhuǎn)載機(jī)布置其中心線與膠帶輸送機(jī)中心線重合，鋪設(shè)長度40m。破碎機(jī)選用PLM3800型輪式聯(lián)系破碎機(jī)。其主要技術(shù)參數(shù)見表6-5：表6-5技術(shù)參數(shù)表破碎能力（t/h）3500裝機(jī)功率(kw)250或315入口尺寸(mm)1200×1000出口粒度(mm)<300傳動(dòng)形式電動(dòng)機(jī)+液力偶合器+皮帶輪/減速器膠帶輸送機(jī)選用SSJ-800/2×40型可伸縮帶式膠帶輸送機(jī)。6.1.5回采工作面支護(hù)方式1）.支架選型及布置回采工作面支護(hù)采用液壓支架支護(hù)，根據(jù)工作面頂?shù)装鍘r性及煤層厚度、采高等條件，并參照礦上實(shí)際使用情況，選用支架及其相配套的端頭支架。支架技術(shù)特征見表6-6。本礦選擇ZFS6200/18/35型支撐掩護(hù)式支架。表6-6ZFS6200/18/35低位放頂煤支架技術(shù)特征表項(xiàng)目型號ZFS6200/18/35支架總體性能支撐高度（m）1.8-3.5中心`距（m）1.5工作阻力（kN）6200初撐力（kN）5232支護(hù)強(qiáng)度（MPa）0.8～0.86對底板比壓（MPa）1.9長×寬（mm）6429x1430重量（t）21.69工作壓力（MPa）27.9立柱型式機(jī)械加長缸/柱徑（mm）200/172行程（mm）800工作阻力（kN）980初撐力（kN）877推移千斤頂型式浮動(dòng)活塞缸/柱徑（mm）140/80行程（mm）800推輸送機(jī)力（kN）157拉架力（kN）325生產(chǎn)廠家平頂山煤機(jī)廠端頭支架表6-7。表6-7ZTFZ8000-17/30端頭液壓支架技術(shù)特征表項(xiàng)目型號ZTFZ8000-17/30支架總體性能支撐高度（m）1.7-3.0中心距（m）2.1工作阻力（kN）8000初撐力（kN）6390支護(hù)強(qiáng)度（kN/㎡）320對底板比壓（MPa）0.43長×寬（m）6429x2000重量（t）15.05工作壓力（MPa）25立柱型式機(jī)械加長缸/柱徑（mm）200/180行程（mm）900-890工作阻力（kN）1200初撐力（kN）785.4推移千斤頂型式浮動(dòng)活塞缸/柱徑（mm）200/105行程（mm）700推輸送機(jī)力（kN）216拉架力（kN）569調(diào)架千斤頂型式雙作用單伸縮缸/柱徑（mm）100/70行程（mm）630工作阻力（kN）96初撐力（kN）100側(cè)推千斤頂型式雙作用單伸縮缸/柱徑（mm）80/45行程（mm）170工作阻力（kN）125.7生產(chǎn)廠家北京煤機(jī)廠2）支護(hù)方式的選擇綜采工藝方式一般分兩種：及時(shí)支護(hù)和滯后支護(hù)。及時(shí)支護(hù)：采煤機(jī)割煤后，支架依次或分組隨機(jī)前移、支護(hù)頂板，輸送機(jī)隨移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤機(jī)截深。這種支護(hù)方式能防止端面冒頂，有利于頂板管理。滯后支護(hù)：割煤后輸送機(jī)首先逐段移向煤壁，支架隨輸送機(jī)前移，二者移動(dòng)步距相同。此方式頂板懸露面積較大，對頂板要求較高。為減小端面破壞程度、維護(hù)良好的頂板條件，本設(shè)計(jì)采用及時(shí)支護(hù)的工藝方式。3）.頂板管理工作面采用全部跨落法管理頂板。4）.移架及推溜方式移架方式：移架采用電液控制系統(tǒng)，由電液閥自動(dòng)控制。按回采工藝要求，選擇一定數(shù)量的支架作為支架組，按時(shí)間間隔在采煤機(jī)通過后自動(dòng)依次逐架前移，使工作面實(shí)現(xiàn)梯度移架。正常移架一般滯后煤機(jī)后滾筒3～5架進(jìn)行，頂板破碎時(shí)緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.8m。并且可隨采煤機(jī)割煤行走位置的變化來控制全工作面各支架依次動(dòng)作，實(shí)現(xiàn)自動(dòng)過程的程序控制。自動(dòng)程序控制有如下功能：隨采煤機(jī)的切割，提前3架自動(dòng)收回采煤機(jī)行進(jìn)前方的支架護(hù)幫板；隨采煤機(jī)的切割，自動(dòng)完成降架、拉架、升架、伸護(hù)幫板、推溜等動(dòng)作，拉架后才能放煤，并至少拖后5組支架。推拉溜方式：推移前部運(yùn)輸機(jī)：可在工作面任一支架上操作，實(shí)現(xiàn)從機(jī)頭至機(jī)尾或從機(jī)尾至機(jī)頭的推移順序動(dòng)作（成組數(shù)量可調(diào)定）。推溜一般在移架后依次進(jìn)行，滯后移架20～25m，推移彎曲段不小于25m，推移步距0.8m。拉后部運(yùn)輸機(jī)：拉后部運(yùn)輸機(jī)單向順序進(jìn)行，且滯后放煤口15～20m進(jìn)行，步距0.8m。放煤方式：綜放面的頂煤厚6m，根據(jù)放煤經(jīng)驗(yàn)，頂煤隨移架會有部分自動(dòng)放出，因此采用單輪順序放煤法，采用本架操作，由頂板壓力、支架反復(fù)支撐、尾梁上下擺動(dòng)、插板來回伸縮等綜合方式放煤，設(shè)計(jì)采用一刀一放單輪順序放煤方式，一采一放，采放平行作業(yè)，放煤步距0.8m。放煤工必須嚴(yán)格執(zhí)行《綜采放頂煤工技術(shù)操作規(guī)程》及工程質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)。如移架過程中頂板破碎或片幫嚴(yán)重要及時(shí)拉過超前架并打出護(hù)幫板；5）.對工作面端頭架支護(hù)的管理工作面機(jī)頭采用2臺端頭支架，機(jī)尾采用2臺端頭支架，其滯后普通支架一個(gè)循環(huán)，又因端頭至超前支護(hù)20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。（1)端頭支架必須達(dá)到初撐力。（2)端頭支架底座嚴(yán)禁鉆底，以防壓住推移桿使轉(zhuǎn)載機(jī)和工作面溜子機(jī)頭推移困難，損壞設(shè)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(dāng)巷道及兩頭出口頂板破碎時(shí)，應(yīng)架棚維護(hù)。架棚必須是一梁三柱，并且有戧柱。架棚時(shí)必須四人以上操作，兩人將板梁抬起至一個(gè)梁頭夠高，抬板梁時(shí)必須用雙手拖住板梁下方，在其下支上點(diǎn)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(yán)禁出現(xiàn)三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦發(fā)現(xiàn)要立即更換。在機(jī)頭架棚時(shí)必須閉鎖三機(jī)（兩個(gè)以上有效閉鎖鍵）并派專人看管。6）.采空區(qū)管理采空區(qū)采用自然跨落法處理，若機(jī)頭端頭老塘懸頂面積大于8m2而不垮落，必須將錨索退出，若退出錨索后仍無法使采空區(qū)頂板跨落必須對采空區(qū)強(qiáng)制放頂，相應(yīng)措施按有關(guān)規(guī)定執(zhí)行。7）.頂板維護(hù)及礦壓觀測措施工作面及條帶斜巷巷道必須加強(qiáng)頂板維護(hù)，工作面支架能夠超前拉時(shí)必須超前拉架，且工作面所有支架拉過后必須升緊達(dá)到初撐力；條帶斜巷巷道超前工作面40m加強(qiáng)維護(hù)，對于失效錨桿由調(diào)度室安排重新補(bǔ)打，對于網(wǎng)破地點(diǎn)必須進(jìn)行補(bǔ)網(wǎng)并聯(lián)好。礦壓監(jiān)測由當(dāng)班班長及驗(yàn)收員完成，每班班后記錄在礦壓觀測記錄表上，并交相關(guān)領(lǐng)導(dǎo)。8）工作面超前支護(hù)在工作面前方存在超前支撐壓力的影響，因此，必須超前工作面前方15～20m進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，支護(hù)方式為：使用單體液壓支柱＋金屬鉸接頂梁或木梁，1.5～2m一架。9）工作面安全出口的管理輔運(yùn)順槽端頭：采用單體液壓支柱支護(hù)頂板，根據(jù)現(xiàn)場的機(jī)尾排頭支架到巷幫間距，確保排頭支架外側(cè)不得少于一排間距為1.0m單體液壓支柱。主運(yùn)順槽端頭：用單體液壓支柱支護(hù)頂板，根據(jù)現(xiàn)場的轉(zhuǎn)載機(jī)到巷幫間距，確保轉(zhuǎn)載機(jī)外側(cè)不得少于一排間距為1.0m單體液壓支柱。輔運(yùn)順槽和主運(yùn)順槽端頭切頂線與排頭支架主頂梁后端齊，兩端頭切頂線支設(shè)密集切頂支柱，密集切頂支柱柱距為1.0mm，以防止矸石竄入和冒頂。6.1.6確定采放比、放頂步距和放煤方式采放比的大小與開采煤層厚度，煤層結(jié)構(gòu)，頂煤的冒放性等因素有關(guān)，采放比大小與煤層的硬度有著直接關(guān)系，當(dāng)煤質(zhì)中硬以下，節(jié)理發(fā)育時(shí)，采放比不宜超過1：3，本設(shè)計(jì)采煤機(jī)割煤高度為3m，頂煤放落高度為8m，所以確定本礦主采煤層的采放比為1：2.7。為了簡化采煤工藝，方便作業(yè)，放頂煤的步距應(yīng)該是采煤機(jī)深度的整數(shù)倍，，一般情況下，當(dāng)采用小的截深0.5—0.6時(shí)，割2刀放1次煤，放煤步距為2倍的采煤機(jī)截深，即為1.0—1.2m,當(dāng)采用大截深0.8—1.0時(shí)，采用割1刀放1次頂煤，放頂煤步距等于采煤機(jī)截深。所以本設(shè)計(jì)采用割一刀放一次頂煤。按照綜采放頂煤的實(shí)際生產(chǎn)工藝，中國目前綜采放頂煤生產(chǎn)工作面的放煤方式基本可以歸納為單輪順序放煤、多輪順序放煤、單輪間隔放煤以及多輪間隔放煤等方式。6.1.7回采工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè)1）勞動(dòng)組織形式勞動(dòng)組織以采煤機(jī)割煤工序?yàn)橹行膩斫M織拉架、移前后溜、清煤等工作，即采用分工種追機(jī)平行作業(yè)，以充分利用工時(shí)、空間，充分發(fā)揮綜合機(jī)械化效能。工作面為放頂煤工作面，設(shè)計(jì)采高為3m，放煤厚度為8m，工作面沿底板推進(jìn)。循環(huán)進(jìn)度0.8m。根據(jù)后面通風(fēng)設(shè)計(jì)回采工作面風(fēng)量計(jì)算，遵循以風(fēng)定產(chǎn)原則。采用“四六”制作業(yè)（一個(gè)班檢修，三個(gè)班生產(chǎn)），均執(zhí)行現(xiàn)場交接班制，每班有效工時(shí)為六個(gè)小時(shí)。24小時(shí)正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表，見圖6-2。圖6-2循環(huán)作業(yè)圖表勞動(dòng)組織配備表見表6—8。表6—8勞動(dòng)組織配備表班次定員檢修班生產(chǎn)一班生產(chǎn)二班生產(chǎn)三班班長32229采煤機(jī)司機(jī)22228刮板機(jī)司機(jī)22228轉(zhuǎn)載機(jī)司機(jī)21115放煤工044412清煤工044412支架工555520泵站工11114電工333312修理工30003運(yùn)料工455519油脂工10001端頭巷道維護(hù)工355518材料員12227質(zhì)量檢查員11114防塵工233311膠帶機(jī)司機(jī)11114技術(shù)員233311其他333312合計(jì)384747471792）.技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)循環(huán)產(chǎn)量按下列公式計(jì)算：Q1＝L1×S×M1×P×C1 （6—2）Q2＝L1×S×M2×P×C2 （6—3）Q＝Q1+Q2 （6—4）式中：Q1——割3.0m一刀煤產(chǎn)量，t；Q2——放頂煤一刀煤產(chǎn)量，t；Q——循環(huán)產(chǎn)量，t；L1——工作面3.0m采高段傾斜長度，m；S——循環(huán)進(jìn)度，0.8m；M1——工作面采高，3.0m； M2——工作面放煤高度，取平均值8m；P——煤的容重，1.25t／m3；C1——工作面割煤回采率，95％；C2——工作面放煤回采率，80％；則：Q1=210×0.8×3.0×1.25×0.95=748.13tQ2=210×0.8×8.0×1.25×0.80=1428t循環(huán)產(chǎn)量：Q=Q1+Q2=2176.13t日產(chǎn)量=Q×日循環(huán)數(shù)=2176.13×7=15233t噸煤成本計(jì)算噸煤成本是最終反應(yīng)工作面技術(shù)經(jīng)濟(jì)效果的一項(xiàng)綜合指標(biāo)，它包括直接應(yīng)用于工作面的材料費(fèi)、工資費(fèi)、固定資產(chǎn)折舊費(fèi)和電費(fèi)四項(xiàng)，下面按四項(xiàng)費(fèi)用分析計(jì)算噸煤生產(chǎn)成本。（1）.材料費(fèi)（C3）材料消耗費(fèi)用包括坑木費(fèi)用、火藥費(fèi)用、雷管費(fèi)用以及其他材料費(fèi)用，綜采面材料費(fèi)（C3）一般為7元/噸（見《采煤工作面分冊》），本面取8元。（2）.工資費(fèi)（C2）工作面日產(chǎn)量為：15233t噸煤用工=179/15233=0.01175（工/噸）工作面工人平均日工資按300元/天計(jì)算，則噸煤工資成本為：噸煤工資成本=日工資×噸煤用工式（6—5）=300×0.01175=3.525（元/噸）（3）.工作面設(shè)備折舊費(fèi)（C1）機(jī)電設(shè)備基本折舊費(fèi)噸煤成本=式（6—6）式中：實(shí)際計(jì)算中取值分別為：設(shè)備殘余值按原始價(jià)格的5%計(jì)算；清理費(fèi)按原始價(jià)格的3%計(jì)算；服務(wù)年限取10年；產(chǎn)量按前面計(jì)算的15233噸/天計(jì)算。各種設(shè)備的年折舊費(fèi)見表6—9。表6—9機(jī)電設(shè)備折舊表設(shè)備型號數(shù)量折舊費(fèi)基本支架ZFS6200/18/351370.709端頭支架ZTFZ8000-17/3040.433采煤機(jī)MG800/2040-WD10.246刮板機(jī)SGZ-1000/140010.025后刮板輸送機(jī)SGZ-1200/140010.033轉(zhuǎn)載機(jī)SZZ～1200/70010.025破碎機(jī)PLM380010.045可伸縮帶式輸送機(jī)SSJ120/16020.151移動(dòng)變電站KBSGZY10/3.610.885乳化液泵BRW-315/31.510.054噴霧泵EHP-3K20020.04單體支柱DZ22—24.5/100Q3000.25合計(jì)2.896（4）.電費(fèi)（C4）①噸煤動(dòng)力用電消耗噸煤動(dòng)力用電消耗=電機(jī)容量總和×開動(dòng)臺數(shù)×循環(huán)開動(dòng)小時(shí)×負(fù)荷系數(shù)/循環(huán)產(chǎn)量式6-7其中電機(jī)總?cè)萘咳?000KW，循環(huán)開動(dòng)小時(shí)數(shù)取1.5小時(shí)代入得：噸煤動(dòng)力用電消耗=7000×1×1.5×0.95/2176.13=4.584（KWh）②噸煤照明用電消耗噸煤照明用電消耗=照明用電總功率×循環(huán)照明小時(shí)數(shù)/循環(huán)產(chǎn)量式中：照明用電總功率包括工作面及上下斜巷照明用電，取300kW，代入得：噸煤照明用電消耗=300×1.5/2176.13=0.207（KWh）③噸煤電費(fèi)總消耗噸煤電力費(fèi)=單價(jià)×（噸煤動(dòng)力用電消耗＋噸煤照明用電消耗）式中：單價(jià)取0.60元/KWh則：噸煤電力費(fèi)=0.60×（4.584＋0.207）=2.875（元/噸）則：工作面噸煤成本（C）=設(shè)備折舊費(fèi)（C1）＋工資費(fèi)（C2）＋材料消耗費(fèi)（C3）＋電費(fèi)（C4）=2.896＋3.525＋8＋2.875=17.3（元/噸）工作面主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)見表6—10。表6—10工作面主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)序號項(xiàng)目單位數(shù)量1工作面長度m2102采高m33煤的容重t/m31.254循環(huán)進(jìn)度m0.85循環(huán)產(chǎn)量t2176.136日循環(huán)數(shù)個(gè)77日產(chǎn)量t152338回采工效噸/工859坑木消耗m3/萬t610回采率%0.9511噸煤成本元/噸17.36.2回采巷道布置本礦因?yàn)橥咚節(jié)舛炔淮螅匀及l(fā)火不嚴(yán)重，所以利用回風(fēng)巷回風(fēng)。工作面進(jìn)風(fēng)靠運(yùn)輸平巷?；夭上锏啦贾靡妶D6-3。1-下區(qū)段回風(fēng)平巷；2-區(qū)段運(yùn)輸平巷；3-區(qū)段回風(fēng)平巷；4-聯(lián)絡(luò)巷圖6-3巷道布置方式6.2.1巷道掘進(jìn)方式根據(jù)采煤工藝方式和現(xiàn)場生產(chǎn)經(jīng)驗(yàn)，區(qū)段之間留20m的煤柱?；夭上锏谰鶠槊合?，采用綜合機(jī)械化掘進(jìn)設(shè)備掘進(jìn)。配套綜掘設(shè)備主要為：AM-50型掘進(jìn)機(jī)，QZP-160A型轉(zhuǎn)載機(jī)，SSJ-800/2×40型可伸縮膠帶輸送機(jī)。6.2.2施工方法截割與支護(hù)單行作業(yè)，運(yùn)煤和運(yùn)料平行作業(yè)。①截割、臨時(shí)支護(hù)掘進(jìn)機(jī)按設(shè)計(jì)要求截割出巷道輪廓，然后找盡頂幫危煤，人工竄前探梁，在前探梁上鋪金屬網(wǎng)，網(wǎng)下放置鋼帶，用木鞋、木剎把前探梁與頂板剎實(shí)，并使鋼帶緊貼頂板，同時(shí)掛幫網(wǎng)。②出煤、打注頂部錨桿，打注兩幫上部錨桿掘進(jìn)機(jī)出煤后，用單體錨桿鉆機(jī)打頂部錨桿孔，清孔，將錨固劑裝入孔中，并用串好托盤的錨桿慢慢將錨固劑推入孔底。錨桿外端通過螺帽、連接套與單體錨桿鉆機(jī)連接，開動(dòng)鉆機(jī)攪拌錨固劑，邊攪拌邊推進(jìn)，直至將錨桿推入孔底。停機(jī)20秒，繼續(xù)開動(dòng)鉆機(jī)緊固鑼帽，直至將螺帽上的阻尼片打掉、塑料墊圈壓扁擠壞，達(dá)到設(shè)計(jì)預(yù)緊力后，撤下鉆具，進(jìn)入下一循環(huán)。打注頂部錨桿的同時(shí)，用風(fēng)煤鉆打兩幫上部的錨桿孔，清孔，然后將錨固劑裝入孔中，并用串好托盤的錨桿慢慢將錨固劑推入孔底。錨桿外端通過螺帽、連接套與鉆具連接，開動(dòng)鉆具攪拌錨固劑，邊攪拌邊推進(jìn)，直至將錨桿推入孔底，停機(jī)20秒，緊固錨桿螺帽，將螺帽上的阻尼片打掉、塑料墊圈壓扁擠壞，達(dá)到設(shè)計(jì)預(yù)緊力后，撤下鉆具，進(jìn)入下一循環(huán)。③打注兩幫下部錨桿打注兩幫下部錨桿和打注兩幫上部錨桿的方法一樣。兩幫下部第四根錨桿可滯后迎頭四排鋼帶打注。④錨索打注方法用錨桿鉆機(jī)鉆孔，清孔，將一塊CK2550，兩塊Z2570藥卷放入孔中，用錨索將藥卷緩緩?fù)迫肟椎?。用錨索連接套將錨索連接，把連接套插入錨桿鉆機(jī)套頭中開動(dòng)錨桿鉆機(jī)攪拌錨固劑，邊攪拌邊推進(jìn)，直至將錨索推入孔底，停機(jī)20秒，然后撤下錨桿鉆機(jī)。錨索打注10分鐘后，對錨索上專用托盤、預(yù)應(yīng)力墊片、鎖具；然后漲拉預(yù)緊。6.2.3注意事項(xiàng)①每循環(huán)吃刀在0.8-1.0m為宜,截割跨距0.5-0.7m；②修整頂及兩幫時(shí)要用慢速截割；③煤層巷道必須用木錨桿或樹脂錨桿支護(hù)；④端部斜切進(jìn)刀時(shí)應(yīng)及時(shí)移架、帶壓擦頂移架，必注意對礦壓的觀測；⑤工作面涌水量較大時(shí)則應(yīng)設(shè)置臨時(shí)小水倉，并選擇小水泵進(jìn)行排水。⑥掘進(jìn)時(shí)采用由下而上截割落煤。7井下運(yùn)輸7.1概述7.1.1礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力及工作制度本礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為500萬噸/年,礦井工作制度為“四六”制，三班生產(chǎn)，一班檢修，每天凈提升時(shí)間為16小時(shí)，礦井設(shè)計(jì)年工作日330天。煤層賦存穩(wěn)定，生產(chǎn)能力大，傾角6o-7o，煤的容重約為1.25t/m3。煤層有自然發(fā)火傾向，煤塵不具有爆炸性，屬低瓦斯礦井。7.1.2運(yùn)輸系統(tǒng)①.運(yùn)輸方式運(yùn)煤：由于礦井井型大，需運(yùn)輸系統(tǒng)有較大的運(yùn)輸能力，煤層賦存條件簡單，且運(yùn)輸距離較遠(yuǎn)，故采用膠帶運(yùn)輸機(jī)運(yùn)煤。輔助運(yùn)輸：回采工作面為大功率采煤機(jī)進(jìn)行放頂煤開采，巷道掘進(jìn)采用掘進(jìn)機(jī)掘進(jìn)、錨桿支護(hù)，采掘面用人、用料量相對減少，而采掘推進(jìn)速度快，需要一種方便、靈活機(jī)動(dòng)和快捷的運(yùn)輸方式與之相配套，電機(jī)車運(yùn)輸是很有發(fā)展?jié)摿Φ囊环N運(yùn)輸方式和掘進(jìn)機(jī)、回采工作面快速推進(jìn)相配套的有效輔助運(yùn)輸方式。人員乘罐籠下井，在井底車場換乘人車，由此送達(dá)各個(gè)工作地點(diǎn)。材料及一般設(shè)備材料平板車裝運(yùn)（砂石等散料用集裝箱盛放）下井，然后換成電機(jī)車運(yùn)輸至各需要地點(diǎn)；采煤機(jī)和掘進(jìn)機(jī)等用特制的平板車下井，在井底車場換裝站換裝到采煤機(jī)、掘進(jìn)機(jī)的特殊運(yùn)輸車上，由牽引車牽引運(yùn)至工作地點(diǎn)，其中采煤機(jī)直接由專用平板車送到采面就位。爆破材料和油品等輕型貨物由專用材料車下井后，采用礦車運(yùn)送。②.運(yùn)煤系統(tǒng)工作面生產(chǎn)的煤炭（經(jīng)刮板輸送機(jī)）→下端頭（經(jīng)轉(zhuǎn)載機(jī)）→下順槽（經(jīng)可伸縮膠帶輸送機(jī)）→工作面溜煤眼（經(jīng)自溜）→運(yùn)輸上山（經(jīng)帶式輸送機(jī)）→采區(qū)煤倉（大巷裝車）→水平運(yùn)輸大巷（經(jīng)底卸式礦車）→井底煤倉（經(jīng)給煤機(jī)）→箕斗（經(jīng)提升機(jī)）→地面③運(yùn)料系統(tǒng)材料從地面（經(jīng)罐籠）→井底車場（經(jīng)調(diào)度絞車）→水平運(yùn)輸大巷（經(jīng)固定式礦車、平板車）→采區(qū)下部車場（經(jīng)車場繞道）→軌道上山（經(jīng)上山絞車）→采區(qū)上部車場（經(jīng)甩車道）→上順槽（經(jīng)小絞車）→工作面④運(yùn)矸系統(tǒng)掘進(jìn)面矸石（經(jīng)小絞車）→上順槽（經(jīng)小絞車）→采區(qū)上部車場（經(jīng)絞車）→采區(qū)軌道上山（經(jīng)絞車）→采區(qū)下部車場→運(yùn)輸大巷→井底車場（罐籠）—→地面⑤行人系統(tǒng)地面從副井（罐籠）→井底車場（載人車）→運(yùn)輸大巷（載人車）→采區(qū)下部車場→運(yùn)輸上山→下順槽→工作面7.2采區(qū)運(yùn)輸設(shè)備選型及能力驗(yàn)算結(jié)合礦上實(shí)際使用情況，以及前面采煤工藝設(shè)計(jì)中工作面所選設(shè)備技術(shù)特征，采區(qū)運(yùn)輸設(shè)備配套選型如下：刮板運(yùn)輸機(jī)型號為SGZ-1000/1400，轉(zhuǎn)載機(jī)型號為SZZ～1200/700；條帶斜巷膠帶型號為DSJ140/300/3×400。各設(shè)備技術(shù)特征見第六章，膠帶見表7-1。表7-1平巷膠帶技術(shù)特征項(xiàng)目單位技術(shù)特征型號DSJ140/300/3×400生產(chǎn)能力t/h3000膠帶寬度mm1400主電機(jī)功率kw3×400帶速m/s3.157.3大巷運(yùn)輸設(shè)備選擇7.3.1主運(yùn)輸設(shè)備選擇大巷帶式輸送機(jī)承擔(dān)全礦年產(chǎn)500萬t煤炭的運(yùn)輸任務(wù)，屬大運(yùn)量、長運(yùn)距的大型輸送機(jī)。裝備一臺B=1400mm,V=4.5m/s的鋼繩芯帶式輸送機(jī)，輸送能力3500t/h，大巷帶式輸送機(jī)見表7—2。表7—2大巷帶式輸送機(jī)主要技術(shù)參數(shù)項(xiàng)目單位數(shù)量帶寬mm1400運(yùn)量t/h3500膠帶型號PVG1800S型阻燃整芯輸送帶帶速m/s4.5卸載改向滾筒直徑mm900功率分配P1：P2：P31：1：1收帶減速箱型號900儲帶長度m100驅(qū)動(dòng)滾筒直徑mm1000電控系統(tǒng)6kV電動(dòng)機(jī)起動(dòng)控制系統(tǒng)電機(jī)臺數(shù)及功率kW400×3（防暴）減速器型號B3SH13拉緊液壓油缸自動(dòng)漲緊7.3.2輔助運(yùn)輸大巷設(shè)備選擇設(shè)計(jì)礦井大巷和條帶斜巷巷道均掘進(jìn)機(jī)掘進(jìn)、錨桿支護(hù)，回采面為大功率采煤機(jī)進(jìn)行放頂煤開采，采掘面用人、用料量相對減少，而采掘推進(jìn)速度大為加快，需要一種更方便、更靈活機(jī)動(dòng)和快捷的運(yùn)輸方式與之相配套，電機(jī)車是快速推進(jìn)相配套的有效輔助運(yùn)輸方式，該方式除了設(shè)備一次投資高和設(shè)備維護(hù)量較大外，系統(tǒng)敷設(shè)與維護(hù)工作量較少，運(yùn)輸能力大，適應(yīng)能力強(qiáng)，這就是為不同地質(zhì)條件，為有效利用工時(shí)、實(shí)現(xiàn)快速采掘創(chuàng)造了有利的條件。故輔助運(yùn)輸采用電機(jī)車,井底車場中設(shè)人員乘車站。井下運(yùn)輸車輛特征及用量見表7—3。表7—3井下大巷運(yùn)輸車輛特征及用量名稱型號載重量t外形尺寸（mm）數(shù)量(輛)最大牽引力長寬高電機(jī)車XK8-9/132A4430135415507人車PRC18-9/618人4280102015251060材料車MC3-9B3（5.5）3450132013002060平板車MPC18-918（20）290013002983固定式礦車MG1.7-9B1.52400105011506060救護(hù)人車JHC1-9擔(dān)架兩副，傷員兩名430014001520129.4油品專車MYC1.6-9-001.525801150123317.3.3運(yùn)輸設(shè)備能力驗(yàn)算設(shè)計(jì)長壁回采工作面采煤機(jī)出的煤，經(jīng)斜巷直接裝載到大巷帶式輸送機(jī)上。工作面最大出煤量為2310t/h,大巷膠帶運(yùn)輸機(jī)運(yùn)輸能力為3500t/h,大巷膠帶運(yùn)輸機(jī)運(yùn)輸能力大于工作面最大出煤量，所以能滿足要求。8礦井提升8.1礦井提升概述礦井設(shè)計(jì)井型為500萬t/a，服務(wù)年限64年。煤層的賦存穩(wěn)定，厚度大，儲量豐富。礦井屬低瓦斯礦井，煤塵具有爆炸性，根據(jù)鑒定結(jié)果分析，煤層有自然發(fā)火傾向，自然發(fā)貨期3～6個(gè)月。礦井工作制度為“四六”制，三班采煤，一班檢修，每天凈提升時(shí)間為16小時(shí)，礦井設(shè)計(jì)年工作日330天，最大班下井人數(shù)取50人。礦井開拓方式為立井多水平開拓，一水平+230m，二水平+90m。主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升。井下主運(yùn)輸采用膠帶運(yùn)輸，大巷輔助運(yùn)輸采用蓄電式電機(jī)車運(yùn)輸。8.2主副井提升8.2.1主井提升①、確定合理的經(jīng)濟(jì)速度SKIPIF1<0SKIPIF1<0=SKIPIF1<0=0.4SKIPIF1<0（8-1）式中:H——提升高度(m);SKIPIF1<0——裝載高度(m),SKIPIF1<0=15m;SKIPIF1<0——礦井深度(m),SKIPIF1<0=454m;SKIPIF1<0——卸載高度(m),SKIPIF1<0=20m;則:SKIPIF1<0=SKIPIF1<0=0.4SKIPIF1<0=0.4SKIPIF1<0=8.85s②、估算一次提升循環(huán)時(shí)間SKIPIF1<0SKIPIF1<0（8-2）式中:SKIPIF1<0——提升加速度,估取SKIPIF1<0=0.8SKIPIF1<0;SKIPIF1<0——箕斗在卸載曲軌內(nèi)爬行時(shí)間,取SKIPIF1<0=10s;θ——箕斗裝載時(shí)間(休止時(shí)間),取θ=10s;則:SKIPIF1<0=SKIPIF1<0+SKIPIF1<0+υ+θ=SKIPIF1<0③、確定一次合理提升量SKIPIF1<0SKIPIF1<0（8-3）式中:SKIPIF1<0——提升不均衡系數(shù),取SKIPIF1<0=1.15;SKIPIF1<0——提升能力富裕系數(shù),對多水平提升時(shí)應(yīng)留有為1.2的能力富裕系數(shù);SKIPIF1<0——年工作日SKIPIF1<0=330天;SKIPIF1<0——日工作小時(shí)數(shù)，16t；SKIPIF1<0——礦井年產(chǎn)量SKIPIF1<0=500萬t；則:SKIPIF1<0=SKIPIF1<0④、選擇標(biāo)準(zhǔn)箕斗查箕斗規(guī)格表,選標(biāo)準(zhǔn)箕斗JDS－16/150×4。其技術(shù)特征為：名義載重：Q=16t；箕斗自重：SKIPIF1<0=16.9t;外形尺寸：2400mm×1550mm×15690mm；8.2.2副井提升設(shè)備選型對于副井輔助提升沒有確定的一次合理提升量的計(jì)算公式，因此無法通過精確計(jì)算來確定罐籠的型號，只能按照井筒直徑,現(xiàn)場實(shí)際來確定。這里是根據(jù)現(xiàn)場礦井井筒裝備來類比選擇，確定罐籠型號為GDG1/6/2/4K,其主要技術(shù)參數(shù)見表8-1。表8-1罐籠主要技術(shù)參數(shù)罐籠型號礦車型號乘人面積(m2)乘人數(shù)(人)乘車數(shù)(輛)罐籠總載重(t)罐體自重(t)罐籠長和寬(mm×mm)組合鋼罐道寬度(mm)GDG1/6/2/4KMG1.7-6A13.687648.749.344750×14041809礦井通風(fēng)及安全技術(shù)9.1選擇礦井通風(fēng)系統(tǒng)9.1.1礦井概況本設(shè)計(jì)礦井井型為500萬t/a，服務(wù)年限為64年，平均容重為1.25t/m3，傾角在6°～7°之間。煤質(zhì)穩(wěn)定，硬度中硬,普氏硬度為2-3，均屬褐煤。設(shè)計(jì)兩個(gè)開采水平，標(biāo)高+230、+90。其瓦斯相對涌出量均不大于1m3/t,屬低瓦斯礦井。煤塵具有爆炸性，根據(jù)鑒定結(jié)果分析，煤層有自然發(fā)火傾向，自然發(fā)貨期3～6個(gè)月。9.1.2礦井通風(fēng)系統(tǒng)的基本要求選擇礦井通風(fēng)系統(tǒng)的因素較多，在抓住起決定作用的主要因素的同時(shí)注意其他因素，進(jìn)行全面分析，就可能選擇比較合理的通風(fēng)系統(tǒng)。一般情況下礦井通風(fēng)系統(tǒng)，都要符合投產(chǎn)較快、出煤較多、安全可靠、技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)合理等原則。具體地說要適應(yīng)以下基本要求：①、每個(gè)礦井，特別是地震區(qū)、多雷區(qū)的礦井至少要有兩個(gè)通地面的安全出口，兩個(gè)出口之間距離不得小于30m；②、進(jìn)風(fēng)井口，要有利于防洪，不受粉塵、污風(fēng)煉焦氣體矸石燃燒氣體等有毒氣體的侵入；③、采用多臺分區(qū)主扇通風(fēng)時(shí)，為了保持聯(lián)合運(yùn)轉(zhuǎn)的穩(wěn)定性，總進(jìn)風(fēng)道的斷面不宜過小，盡可能減少公共風(fēng)路的風(fēng)阻；各分區(qū)主扇的回風(fēng)流中央主扇和每一翼的主扇的回風(fēng)流都必須嚴(yán)格隔開；④、所有礦井都要采用機(jī)械通風(fēng)主扇和分區(qū)扇必須安裝在地面；⑤、北方礦井，井口要有供暖設(shè)備；⑥、總回風(fēng)巷不得作為主要人行道；⑦、工業(yè)廣場不允許受扇風(fēng)機(jī)噪音的干擾；⑧、裝有皮帶機(jī)的井筒不允許兼作回風(fēng)井；⑨、可以獨(dú)立通風(fēng)的礦井，采區(qū)盡可能獨(dú)立通風(fēng)；⑩、要注意降低通風(fēng)費(fèi)用。9.1.3礦井通風(fēng)類型的確定一般礦井主要有五種通風(fēng)類型：中央并列式、中央分列式、兩翼對角式、分區(qū)對角式和混合式通風(fēng)。但一般來說新建礦井多在前4種方式中選擇?；旌鲜绞乔皫追N方式的發(fā)展，多在老井的改建、擴(kuò)時(shí)使用。因而我們對前4種方式做一個(gè)初步的比較。見表9-1所示。表9-1礦井通風(fēng)方式對比表項(xiàng)目類型適用條件優(yōu)缺點(diǎn)中央并列式新建礦井，煤層傾角大，走向長度小于4Km，而且瓦斯、自然發(fā)火不嚴(yán)重的礦井初期投資少，出煤快，采區(qū)生產(chǎn)集中，便于管理；節(jié)省風(fēng)井工業(yè)廣場占地，壓煤少；便于井筒延伸，為深部通風(fēng)提供有利條件；風(fēng)流折返流動(dòng)路線長，通風(fēng)阻力大，通風(fēng)費(fèi)用高；工業(yè)廣場有風(fēng)機(jī)，噪音大。中央分列式煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大而瓦斯和自然發(fā)火較嚴(yán)重的礦井與并列式相比，這種方式較安全，建井期兩井深部延伸，通風(fēng)不困難，風(fēng)流不折返，阻力小，內(nèi)部漏風(fēng)小，有利于防火。工業(yè)廣場沒有噪音和污風(fēng)的污染，回風(fēng)井系統(tǒng)設(shè)備防塵管理比較方便。兩翼對角式適用于走向長度大于4Km，井田面積大，產(chǎn)量高，煤層距地表淺，瓦斯、自然發(fā)火嚴(yán)重的礦井。由于風(fēng)流路線較短，阻力和漏風(fēng)小，所以各采區(qū)風(fēng)阻表較穩(wěn)定；礦井總風(fēng)壓穩(wěn)定，工業(yè)廣場不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投資較大，管理相對分散，發(fā)生事故時(shí)反風(fēng)較困難。分區(qū)式適用于煤層距地表淺，因地表高低起伏較大，無法開掘淺部總回風(fēng)巷，而且表土層沒有沙層，便于開掘小風(fēng)井。另外，煤層走向長，多煤層開采，高溫礦井也可以采用這種方式。各分區(qū)有獨(dú)立的通風(fēng)線路，互相不影響而且通風(fēng)阻力小，建井工期短，安全生產(chǎn)好，分區(qū)風(fēng)井多，占場地多，通風(fēng)機(jī)管理分散。結(jié)合本礦的地質(zhì)條件。本礦設(shè)計(jì)能力為500萬t/a，屬低瓦斯礦井，但煤塵有爆炸性危險(xiǎn)，井田走向較長，產(chǎn)量大，因此工作面所需風(fēng)量也大。本礦井設(shè)計(jì)中央分列式。9.1.4礦井主扇工作方法的選擇1）兩種主扇工作方法的風(fēng)流運(yùn)動(dòng)過程（1）抽出式的風(fēng)流運(yùn)動(dòng)過程在服務(wù)范圍內(nèi)的主井安設(shè)抽出式主扇。主扇開始工作后，礦井內(nèi)的風(fēng)流處于負(fù)壓狀態(tài)，新鮮風(fēng)流順著副井進(jìn)入井下。然后，風(fēng)流沿運(yùn)輸大巷經(jīng)采區(qū)運(yùn)料進(jìn)風(fēng)石門進(jìn)入煤層。風(fēng)流流經(jīng)采煤工作面后，乏風(fēng)經(jīng)采區(qū)回風(fēng)斜巷回到回風(fēng)上山再經(jīng)回風(fēng)石門進(jìn)入風(fēng)井，再由回風(fēng)井排到地面。（2）壓入式的風(fēng)流運(yùn)動(dòng)過程在副井井口安設(shè)壓入式主扇，進(jìn)風(fēng)副井井口要密閉，主井井底和總進(jìn)風(fēng)分開。主扇開始工作后，礦井內(nèi)的風(fēng)流處于正壓狀態(tài)，新鮮風(fēng)流順著副井進(jìn)入井下。然后，風(fēng)流沿運(yùn)輸大巷經(jīng)采區(qū)運(yùn)料進(jìn)風(fēng)行人斜巷進(jìn)入煤層。風(fēng)流流經(jīng)采煤工作面后，乏風(fēng)經(jīng)采區(qū)回風(fēng)斜巷回到回風(fēng)大巷，再經(jīng)主井排到地面。2）礦井主扇工作方法的確定煤礦主扇的工作方法分為抽出式和壓入式兩種。他們各有優(yōu)缺點(diǎn)，現(xiàn)將兩種工作方法的優(yōu)缺點(diǎn)對比如表9-2：表9-2抽出式和壓入式的優(yōu)缺點(diǎn)工作方式優(yōu)點(diǎn)缺點(diǎn)抽出式整個(gè)通風(fēng)系統(tǒng)處于負(fù)壓狀態(tài)，當(dāng)主扇應(yīng)故停止運(yùn)轉(zhuǎn)時(shí)，井下風(fēng)流的壓力提高，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全。在地面小窯塌陷區(qū)分布較廣時(shí)，并和采區(qū)相溝通的條件下，用抽出式通風(fēng)，會把小窯積存的有害氣體抽到井下，同時(shí)使通過主扇的一部分風(fēng)流短路。總進(jìn)風(fēng)量和工作面通風(fēng)量都會減少。壓入式用壓入式通風(fēng)，能用一部分回風(fēng)流把小窯塌陷區(qū)的有害氣體帶到地面，在地面小窯塌陷區(qū)分布較廣，并和采區(qū)相溝通的條件下使用比較安全。如果能夠嚴(yán)防總風(fēng)路上的漏風(fēng)，則壓入式主扇的規(guī)格尺寸和通風(fēng)電力費(fèi)用都較抽出式小。采用壓入式通風(fēng)時(shí)，須在礦井總進(jìn)風(fēng)路線上設(shè)置若干構(gòu)筑物，使通風(fēng)管理工作比較難，漏風(fēng)較大。在由壓入式通風(fēng)過渡到深水平抽出式通風(fēng)時(shí)，有一定困難，因?yàn)檫^渡時(shí)期是新舊水平同時(shí)產(chǎn)生，戰(zhàn)線較長。壓入式主扇使井下風(fēng)流處于正壓狀態(tài)，當(dāng)主扇停轉(zhuǎn)時(shí)，風(fēng)流壓力降低，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量增加。該礦井雖然為低瓦斯礦井，但是煤塵有爆炸危險(xiǎn)性。采用抽出式通風(fēng)，沿通風(fēng)線路漏風(fēng)少，通風(fēng)管理工作比較容易，并且新舊水平過渡容易。因此，綜合以上因素，確定主扇的工作方法為抽出式。9.1.5采煤工作面通風(fēng)類型的確定適用于本設(shè)計(jì)的采煤工作面通風(fēng)類型有U、Z、Y和雙Z等形式（以后退式為例，見圖9—1）。這幾種通風(fēng)類型的粗略比較見表9—3。圖9—1回采工作面通風(fēng)類型表9—3回采工作面通風(fēng)類型比較表類型優(yōu)點(diǎn)缺點(diǎn)U形結(jié)構(gòu)簡單，巷道施工維修量少，工作面漏風(fēng)少，風(fēng)流穩(wěn)定，易與管理在工作面上隅角附近容易積存沼氣，影響工作面的安全生產(chǎn)，工作面進(jìn)、回風(fēng)巷要提前掘進(jìn)，維護(hù)工作量大。Z形在采空區(qū)上部維護(hù)一條回風(fēng)巷，工作面回風(fēng)流經(jīng)回風(fēng)巷時(shí)，采空區(qū)的漏風(fēng)可將其中的沼氣排至回風(fēng)道，工作面比較安全。采空區(qū)漏風(fēng)大，需要維護(hù)一條巷道，巷道維護(hù)費(fèi)用高。Y形增加一條進(jìn)風(fēng)巷，能有效地解決回風(fēng)流的瓦斯?jié)舛冗^高和積存問題。對回采工作面的瓦斯和氣候條件沒有改善；要求工作面的上順槽沿采區(qū)一翼全長預(yù)先掘好，且在回采期間始終維護(hù)；還需在采區(qū)邊界開一條為相鄰兩個(gè)采區(qū)共用的回風(fēng)上山，故采區(qū)巷道的掘進(jìn)和維護(hù)費(fèi)用較大。雙Z形對于瓦斯涌出量大和采用綜采機(jī)組的回采工作面，能有效解決產(chǎn)量嚴(yán)重受通風(fēng)限制的問題。中間巷道開掘在煤體中，并且在回采期間始終維護(hù)，故掘進(jìn)和維護(hù)費(fèi)用較大。由于本設(shè)計(jì)礦井為低瓦斯礦井，瓦斯涌出量很小，且U形通風(fēng)結(jié)構(gòu)簡單，巷道施工維修量少，工作面漏風(fēng)少，風(fēng)流穩(wěn)定，易與管理。結(jié)合設(shè)計(jì)采區(qū)回采工作面推進(jìn)方向，確定回采工作面的通風(fēng)類型為U型通風(fēng)。9.2采區(qū)及全礦所需風(fēng)量礦井風(fēng)量計(jì)算需按照以下要求分別計(jì)算，并采取其中最大值。①按井下同時(shí)工作的最多人數(shù)計(jì)算，每人每分鐘供給風(fēng)量不得小于4m3；②按采煤、掘進(jìn)、硐室及其他實(shí)際需風(fēng)量的總和進(jìn)行計(jì)算分。9.2.1采煤工作面所需風(fēng)量的計(jì)算①按瓦斯、二氧化碳涌出量計(jì)算SKIPIF1<0（9-1）式中：SKIPIF1<0——回采工作面實(shí)際需風(fēng)量，m3/min；SKIPIF1<0——該采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系數(shù)，是工作面瓦斯絕對瓦斯涌出量的最大值與最小值之比，機(jī)采工作面一般情況下Kai＝1.2~1.6，在這里取SKIPIF1<0＝1.5；SKIPIF1<0——采煤工作面回采巷道風(fēng)流中瓦斯的平均絕對涌出量,m3/min，這里SKIPIF1<0（9-2）其中：SKIPIF1<0——煤層相對瓦斯涌出量，SKIPIF1<0=0.3m3/t/d；SKIPIF1<0——回采工作面平均日產(chǎn)量，SKIPIF1<0=15233t/d；所以SKIPIF1<0=0.3×15233/（60×24）=3.18m3/min則工作面風(fēng)量：SKIPIF1<0=100×3.18×1.5=477m3/min②按工作面進(jìn)風(fēng)流溫度計(jì)算采煤工作面應(yīng)有良好的氣候條件。其進(jìn)風(fēng)流溫度可根據(jù)風(fēng)流溫度預(yù)測方法進(jìn)行計(jì)算，其氣溫與風(fēng)速應(yīng)符合表9-4要求。表9-4采煤工作面空氣溫度與風(fēng)速對應(yīng)表采煤工作面進(jìn)風(fēng)流氣溫/○C采煤工作面風(fēng)速/m·s-1<150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.5～1.8采煤工作面的需要風(fēng)量按下式計(jì)算：Qwi=60×vwi×Swi×kwi（9-3）式中vwi—第i個(gè)工作面的風(fēng)速，按其進(jìn)風(fēng)流溫度從表中選取，m/s；Swi—第i個(gè)采煤工作面有效通風(fēng)斷面，取最大和最小控頂時(shí)有效斷面的平均值，㎡；kwi—第i個(gè)工作面的長度系數(shù)，可按表9-4選取。結(jié)合本礦的實(shí)際情況，取采煤工作面的風(fēng)速為1.5m/s；對于綜采放頂煤工作面，有效通風(fēng)斷面取20㎡；工作面長度為210m,則取工作面長度進(jìn)風(fēng)系數(shù)為1.40。則工作面所需風(fēng)量見表9-5：表9-5采煤工作面長度風(fēng)量系數(shù)表采煤工作面長度/m工作面長度風(fēng)量系數(shù)kwi<150.850～800.980～1201.0120～1501.1150～1801.2>1801.30～1.40Qwi=60×1.5×20×1.40=2520m3/min③按工作人員數(shù)量計(jì)算Qwi=4×nwi（9-4）式中4—每人每分鐘應(yīng)供應(yīng)的最低風(fēng)量，m3/min；nwi—第i個(gè)采煤工作面同時(shí)工作的最多人數(shù)，按交接班兩班人員同時(shí)在工作面考慮，取100人。則以此計(jì)算的工作面所需風(fēng)量為：Qwi=4×100=400m3/min故以上三種方法所計(jì)算出工作面所需風(fēng)量的最大值為2520m3/min④按風(fēng)速進(jìn)行驗(yàn)算根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，采煤工作面最低風(fēng)速為0.25m/s，最高風(fēng)速為4m/s的要求進(jìn)行驗(yàn)算。按最低風(fēng)速驗(yàn)算各個(gè)采煤工作面的最小風(fēng)量：Qwi≥60×0.25×Swi（9-5）按最高風(fēng)速驗(yàn)算各個(gè)采煤工作面的最大風(fēng)量：Qwi≤60×4×Swi（9-6）式中：Swi——第i個(gè)工作面的平均斷面積，m2對于綜采工作面：Swi=20m2300m3/min≤Qwi≤4800m3/min由風(fēng)速驗(yàn)算可知，Qwi=2520m3/min符合風(fēng)速要求，取Qwi=2550m3/min。⑤備用工作面所需風(fēng)量備用工作面可按瓦斯、二氧化碳、氣溫等規(guī)定計(jì)算的風(fēng)量，且最少不得小于采煤工作面實(shí)際所需風(fēng)量的1/2。則備用工作面風(fēng)量為：Q=Qwi/2=2550/2=1300m3/min。9.2.2掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量礦井生產(chǎn)期間，為保證生產(chǎn)的正常接替，在工作采區(qū)的下一采區(qū)安排獨(dú)立通風(fēng)的連續(xù)采煤機(jī)煤層平巷掘進(jìn)頭。采用雙巷掘進(jìn)，利用聯(lián)絡(luò)巷貫通，自行形成風(fēng)路，在無聯(lián)絡(luò)巷貫通時(shí)的獨(dú)頭段采用壓入式局部通風(fēng)機(jī)通風(fēng)。1)掘進(jìn)通風(fēng)的基本要求（1）掘進(jìn)巷道應(yīng)采用礦井全壓通風(fēng)或局部通風(fēng)機(jī)通風(fēng)，不得采用擴(kuò)散通風(fēng)。瓦斯礦井、煤（巖）與瓦斯突出礦井中，煤層的掘進(jìn)工作面應(yīng)安設(shè)瓦斯自動(dòng)檢測報(bào)警斷電設(shè)備。（2）局部通風(fēng)機(jī)和啟動(dòng)裝置必須安裝在進(jìn)風(fēng)巷中，距回風(fēng)口不得小于10m。局部通風(fēng)機(jī)或濕式除塵器的吸入風(fēng)量必須小于供給該處的風(fēng)量，以免產(chǎn)生循環(huán)風(fēng)。（3）巖巷的掘進(jìn)通風(fēng)方式可以采用壓入式，也可以采用混合式。煤巷、半煤巷的掘進(jìn)通風(fēng)方式都采用壓入式，如果采用混合式必須滿足以下要求：①無論巖巷、煤巷、半煤巷的掘進(jìn)，采用混合式局部通風(fēng)時(shí)，應(yīng)制定專門的通風(fēng)措施，并列如掘進(jìn)作業(yè)規(guī)程。在瓦斯噴出區(qū)域或煤（巖）與瓦斯突出的煤（巖）層中，掘進(jìn)通風(fēng)不許用混合式。②掘進(jìn)巷道采用混合式通風(fēng)，必須采用局部通風(fēng)機(jī)，不得采用風(fēng)幛通風(fēng)。2)各掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量計(jì)算如下：(1)按瓦斯涌出量計(jì)算按瓦斯涌出量計(jì)算根據(jù)地質(zhì)報(bào)告，本礦井相對瓦斯涌出量為0.1-0.3m3/t。q掘＝0.3×1.25×100/60＝0.625m3/minQ掘＝100·q掘·Kd＝100×0.625×2.0＝125m3/min式中：Q掘－掘進(jìn)工作面需風(fēng)量，m3/min；q掘－掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量0.625m3/min；Kd－不均衡通風(fēng)系數(shù)，取2.0。(2)按局部通風(fēng)機(jī)吸風(fēng)量計(jì)算根據(jù)我國煤礦的目前狀況和本礦的實(shí)際條件，掘進(jìn)通風(fēng)采用壓入式通風(fēng)，如圖9-2SKIPIF1<0圖9-2壓入式局部通風(fēng)布置Qhi=Q×kghi式中Qhi—第i個(gè)掘進(jìn)工作面同時(shí)運(yùn)轉(zhuǎn)的局部通風(fēng)機(jī)額定風(fēng)量的和，m3/min各種局部通風(fēng)機(jī)的額定風(fēng)量可按表9—6選取。kghi—為防止局部通風(fēng)機(jī)吸循環(huán)風(fēng)的風(fēng)量備用系數(shù)，一般取1.2～1.3表9-6各種局部通風(fēng)機(jī)的額定風(fēng)量風(fēng)機(jī)型號額定風(fēng)量m3/minJBT-51(5.5kW)150JBT-52(11kW)200JBT-61(14kW)250JBT-62(28kW)300則Qhi=250×1.3=325m3/min(3）按掘進(jìn)工作面人數(shù)計(jì)算按每人每分鐘所需風(fēng)量和工作面的最多人數(shù)計(jì)算工作面所需風(fēng)量。Qhi=4×nhi（9-7）式中nhi—第i個(gè)掘進(jìn)工作面同時(shí)工作的最多人數(shù)，取40人。則：Qhi=4×40=160m3/min取以上計(jì)算的最大值Qhi=325m3/min(4）按風(fēng)速進(jìn)行驗(yàn)算根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，掘井工作面最低風(fēng)速為0.15m/s，最高風(fēng)速為4m/s的要求進(jìn)行驗(yàn)算。按最低風(fēng)速驗(yàn)算各個(gè)掘進(jìn)工作面的最小風(fēng)量：Qwi≥60×0.15×Swi（9-8）按最高風(fēng)速驗(yàn)算各個(gè)掘進(jìn)工作面的最大風(fēng)量：Qwi≤60×4×Swi（9-9）式中：Swi—第i個(gè)掘進(jìn)工作面的平均斷面積，m2取Swi=18m2162m3/min≤Qwi≤4320m3/min由風(fēng)速驗(yàn)算可知，Qwi=325m3/min符合風(fēng)速要求。由于本礦井有兩個(gè)掘進(jìn)工作面，因此，掘進(jìn)工作面風(fēng)量為650m3/min。9.2.3硐室所需風(fēng)量硐室所需風(fēng)量可根據(jù)經(jīng)驗(yàn)供風(fēng)量，各種硐室需要的風(fēng)量如表9-7。表9-7硐室需風(fēng)量硐室名需風(fēng)量m3/min機(jī)電硐室120充電硐室150爆破材料庫180合計(jì)4509.2.4其它巷道所需風(fēng)量∑Qot=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt）×5%（9-10）=（3850+650+450）×5%=247.5m3/min，取250m3/min。9.2.5礦井總風(fēng)量計(jì)算礦井的總進(jìn)風(fēng)量，應(yīng)按采煤、掘進(jìn)、硐室和其它地點(diǎn)實(shí)際需要風(fēng)量的總和進(jìn)行計(jì)算：Qm＝[∑Qwt＋∑Qht＋∑Qrt＋∑Qot]×km （9-11）式中∑Qwt—采煤工作面和備用工作面所需風(fēng)量之和，m3/min；∑Qht—掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量之和，m3/min；∑Qrt—硐室所需風(fēng)量之和，m3/min；∑Qot—其它用風(fēng)地點(diǎn)所需風(fēng)量之和，m3/min；km—礦井通風(fēng)（包括礦井內(nèi)部漏風(fēng)和配風(fēng)不均勻等因素）系數(shù)，可取1.15～1.25，取1.2.則礦井所需總風(fēng)量為：Qm＝（3850+650+450+250）×1.2＝6240m3/min經(jīng)計(jì)算，礦井容易時(shí)期總風(fēng)量為6240m3/min。9.2.6風(fēng)量分配①礦井通風(fēng)容易時(shí)期和困難時(shí)期的確定在礦井通風(fēng)系統(tǒng)總阻力最小時(shí)稱通風(fēng)容易時(shí)期，通風(fēng)系統(tǒng)總阻力最大時(shí)稱通風(fēng)困難時(shí)期。在主要通風(fēng)機(jī)的服務(wù)年限內(nèi)，隨著采煤工作面及采區(qū)接替的變化，通風(fēng)系統(tǒng)的總阻力也將隨之變化。其通風(fēng)容易時(shí)期在首采分區(qū)段開采期間，困難時(shí)期在第一水平后期接替時(shí)期。②配風(fēng)的原則和方法根據(jù)實(shí)際需要由里向外的原則配風(fēng)，逆風(fēng)將各用風(fēng)地點(diǎn)計(jì)算值乘以1.2就是各用風(fēng)地點(diǎn)的實(shí)際風(fēng)量，采煤工作面只配計(jì)算的風(fēng)量，主輔運(yùn)順槽的風(fēng)量乘以1.2。順風(fēng)流而下，遇到分風(fēng)地點(diǎn)則加上其它風(fēng)路的風(fēng)量，一起分配給未分風(fēng)前的那條風(fēng)路，作為該風(fēng)路的風(fēng)量，直至確定進(jìn)風(fēng)井的風(fēng)量。各巷道硐室的風(fēng)量分配見表9-8。表9-8風(fēng)量分配用風(fēng)地點(diǎn)需風(fēng)量m3/min分配風(fēng)量m3/min采煤工作面25503060備用工作面13001560掘進(jìn)工作面650780機(jī)電硐室120144充電硐室150180爆破材料庫180216其它巷道硐室250300風(fēng)速驗(yàn)算利用公式V=Q/S計(jì)算每個(gè)巷道風(fēng)速見表9-9表9-9開采后期風(fēng)量分配及風(fēng)速驗(yàn)算表序號巷道名稱風(fēng)量m3/s斷面m2風(fēng)速m/s校核備注1副井10450.242.07<8m/s,滿足要求風(fēng)量取礦井總風(fēng)量2大巷10416.76.23<8m/s,滿足要求風(fēng)量取礦井總風(fēng)量3軌道上山61.512.25.04<6m/s,滿足要求只驗(yàn)算風(fēng)速最大處；風(fēng)量為總風(fēng)量的一半減去皮帶峒室風(fēng)量4運(yùn)輸平巷39.8312.63.16<6m/s,滿足要求不考慮采空區(qū)漏風(fēng)即同工作面風(fēng)量5運(yùn)輸上山61.512.25.04<6m/s,滿足要求只驗(yàn)算風(fēng)速最大處；風(fēng)量為總風(fēng)量的一半減去皮帶峒室風(fēng)量6工作面35.36201.8<4m/s,滿足要求7回風(fēng)平巷39.8312.63.16<6m/s,滿足要求同工作面風(fēng)量8風(fēng)井10419.635.3<15m/s,滿足要求風(fēng)量即為礦井總風(fēng)量《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定：各巷道風(fēng)速驗(yàn)算應(yīng)符合下表要求，見表9—10表9-10井巷中的允許風(fēng)流速度井巷名稱允許風(fēng)速/(m/s)最低最高無提升設(shè)備的風(fēng)井和風(fēng)硐15專為升降物料的井筒12風(fēng)橋10升降人員和物料的井筒8主要進(jìn)、回風(fēng)巷8架線電機(jī)車巷道1.08運(yùn)輸機(jī)巷，采區(qū)進(jìn)、回風(fēng)巷0.256采煤工作面、掘進(jìn)中的煤巷和半煤巖巷0.254掘進(jìn)中的巖巷0.154其他通風(fēng)人行巷道0.159.3礦井通風(fēng)總阻力的計(jì)算礦井通風(fēng)阻力的大小是選擇通風(fēng)設(shè)備的主要依據(jù)，所以，在選擇礦井主扇之前，必須首先計(jì)算通風(fēng)總阻力。計(jì)算原則如下：①礦井通風(fēng)的總阻力，不應(yīng)超過2940Pa。②礦井井巷的局部阻力，新建礦井（包括擴(kuò)建礦井獨(dú)立通風(fēng)的擴(kuò)建區(qū)）宜按井巷摩擦阻力的10%計(jì)算，擴(kuò)建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計(jì)算。按照經(jīng)過巷道時(shí)產(chǎn)生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通風(fēng)阻力的90%左右，他是礦井通風(fēng)設(shè)計(jì)選擇主要通風(fēng)機(jī)的主要參數(shù)。主要通風(fēng)機(jī)的選擇，工作風(fēng)壓要滿足最大的阻力，因此先確定容易、困難時(shí)期的最大阻力路線。9.3.1礦井通風(fēng)阻力計(jì)算沿著上述兩個(gè)時(shí)期通風(fēng)阻力最大的風(fēng)路，分別用下式計(jì)算出各段風(fēng)路井巷的磨擦阻力：hfr=aLUQ2/S3（9—12）式中：hfr——巷道摩檫阻力；L、U、S——分別是巷的長度、周長、凈斷面積；Q——分配給井巷的風(fēng)量；α——各巷道的摩擦阻力系數(shù)表9-11通風(fēng)容易時(shí)期摩擦阻力計(jì)算巷道名稱支護(hù)方式α（NS2/m4）L(m)U(m)S(m2)Q（m3/s）R（NS2/m8）hfr(pa)v(m/s)副井鋼筋混凝土0.003838425.1250.241040.000293.22.07井底車場磚砌碹0.002860013.615.51040.01110.66.7運(yùn)輸大巷錨噴0.0120015.5416.71040.06648.96.23運(yùn)輸上山錨噴0.009125013.312.261.50.08302.65.04運(yùn)輸平巷錨噴0.011225014.312.639.830.076120.43.16工作面支掩掩護(hù)支架0.025210252035.360.01620.61.8回風(fēng)平巷錨噴0.0115225014.312.639.830.08125.93.16風(fēng)井鋼筋混凝土0.003511015.719.631040.016169.75.3合計(jì)2375.3表9-12通風(fēng)困難時(shí)期摩擦阻力計(jì)算巷道名稱支護(hù)方式α（NS2/m4）L(m)U(m)S(m2)Q（m3/s）R（NS2/m8）hfr(pa)v(m/s)副井鋼筋混凝土0.003838425.1250.241040.000293.22.07井底車場磚砌碹0.002860013.615.51040.01110.66.7運(yùn)輸大巷錨噴0.0120015.5416.71040.06648.96.23運(yùn)輸上山錨噴0.009125013.312.261.50.08302.65.04運(yùn)輸平巷錨噴0.011225014.312.639.830.076120.43.16工作面支掩掩護(hù)支架0.025210252035.360.01620.61.8回風(fēng)平巷錨噴0.0115225014.312.639.830.08125.93.16專用回風(fēng)上山錨噴0.009125013.312.234.50.0895.25.04風(fēng)井鋼筋混凝土0.003511015.719.631040.016169.75.3合計(jì)2470.59.3.2礦井通風(fēng)總阻力的計(jì)算容易時(shí)期通風(fēng)總阻力：hrmin=1.1×∑hrfmin （9—13）困難時(shí)期通風(fēng)總阻力：hrmax=1.15×∑hrfmax （9—14）