郑煤集团伟业煤炭采区设计说明书-毕业论文论文.doc

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1、河南理工大学成人高等教育毕业设计（论文） 前 言2引 言31 采区概况及地质特征51.1 采区概况51.2 采区地质特征52 采区巷道布置82.1 采区设计生产能力及服务年限82.2 采区巷道布置82.3 采区设计工程量及施工工期113 采煤方法133.1采煤方法133.2 回采工艺133.3 采区生产能力计算134 采区通风154.1 通风设计依据及通风方式154.2 采区风量计算与分配175 采区机械设备配备及主要设备选型计算235.1 大巷运输设备235.2 下山设备235.3 回采工作面设备235.4 通风设备235.5 排水设备235.6 采区供电255.7高压开关灵敏度计算276

2、安全技术措施326.1 防止瓦斯、煤尘爆炸设施326.2 防治水措施336.3 防火措施336.4 预防顶板事故措施347 经济效益分析447.1 劳动定员及劳动生产效率447.2 采区投产时投资概算447.3 经济效益分析447.4 采区主要技术经济指标（附表）44前 言本次毕业设计本人是在郑煤集团伟业煤炭有限责任公司技术科工作时参与的21采区设计。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿山安全法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。

3、本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照煤矿安全规程的要求，采用工程技术语言，对采区的运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！引 言伟业矿自2008年8月投产以来，生产采区11采区共布置十个采煤工作面，经近几年来的采掘生产，五个工作面已回采结束，两个工作面正在回采，两个工作面正在准备，目前仅剩11041A面尚未准备。因采区东翼伴生断层多，落差大，大部分区域不可采，可采储量锐减，可采储量仅剩54.8万吨，采区接替十分紧张。为了保证矿井的均衡稳定生产，21采区开拓延伸准备迫在眉睫，为此，委托集团公司祥隆公司

4、编制了21采区地质说明书，根据采区地质说明书，编制了21采区设计。21采区设计基本原则：一：保证11采区和21采区通风系统各自独立在21采区“三条下山”开拓前，必须完成11采区回风上山和21采区下山之间的集中回风巷，该巷长度435米。开口处高程166米，回风绕道高程206米，高差40米，按20坡度施工117米。采用两头对接施工，以加快施工进度，缩短工期，争取四个月完成。（二）21采区“三条下山”布置在工业广场煤柱内，减少煤柱压煤量，尽可能增加21采区可采储量，延长矿井服务年限，提高经济效益。（三）21采区“三条下山”采用两条岩巷（回风下山、运输下山）和一条煤巷（轨道下山）的布置方式，以保证巷道

5、稳定和有效断面，减少巷道维护量，满足通风、行人、运输需要。（四）21下山开拓延伸施工中排矸、运料系统与11上山辅助运输系统分开，以避免11采区生产与21采区准备运输环节的相互影响。（五）21下山开拓准备中的煤矸尽可能分装分运，以确保矿井煤质不受影响。（六）“三条下山”掘进时，时刻掌握巷道掘进层位与二1煤底板间隔距离，以保证巷道立体交叉的煤岩柱厚度，确保按设计要求施工。（七）岩巷揭煤前，要制定专门措施，并请有资质的瓦斯研究单位探测瓦斯压力和瓦斯含量，确保安全准确揭煤，严防瓦斯事故。（八）“三条下山”落底后，要按施工图设计要求抓紧施工变电所、泵房、水仓，构建完善的排水系统，提高矿井抗灾能力。（九）

6、21采区尽可能使用原有机电设备，需新增部分择优选购。1 采区概况及地质特征1.1 采区概况1.1.1采区所处井田位置、采区边界及邻区情况21采区位于伟业矿东南部，该采区东部以采矿证批准边界、南部为樊寨断层和采矿证批准开采边界，西至11采区11101工作面和皮带风运输大巷，北部以工业广场保护煤柱为界。采区上部为正在开采的11采区。21采区走向长度840米，倾斜长度150330米，面积189348，上限标高-190米，下限标高-230米，平均煤厚3.88米，平均倾角89，地质储量112万吨，开采储量84万吨。1.1.2地形地势、地面河流、交通位置及主要建筑物分布情况采区地表地形总体为南高北低的低矮

7、丘陵地貌，区内有深沟发育，地表多被植物覆盖，黄土覆盖层较薄。地面自北向南有周岗公路从采区中部穿过，地方密杞小铁路自西向东横穿采区，采区西部地面有周岗村居民集中区，采区南部边界外有耐火厂、面粉厂、学校等主要建筑物。水系及地面积水范围：西北东南方向冲沟发育，地形起伏较大，多为沿冲沟发育的季节性小溪，雨季有少量水源，旱季自然干涸。对开采影响不大。1.2 采区地质特征1.2.1地质构造21采区位于伟业井田东南部，井田位于嵩山隆起的荥密大背斜南翼，受大隗滑动构造影响，北有苏寨断层，南有樊寨断层，井田中心有一东西向的背斜构造，地层倾角在412，平均倾角89，该采区因无其他钻探资料，无揭露地质构造，地层以单

8、斜构造为主。1.2.2煤系、煤层及煤质特征本井田开采二叠系山西组二1煤层，开采深度为340米至380米，该煤层在本井田内赋存比较稳定，经实际生产揭露，煤层走向为东北西南向，倾向东南，煤层倾角89，平均8，煤层厚度1.21米6.09米，平均3.88米，煤层结构简单，无夹矸，层位稳定，全区可采。二1煤物理性质为黑色，粉状、鳞片状，质地疏松易碎，视密度1.36t/m。二1煤层为低水、低灰、特低硫、高发热量、灰熔高的贫煤，可作为动力及民用燃料。1.2.3水文地质（1）煤层顶板含水层：二1煤层直接顶板为23层细中粒砂岩（大占砂岩），该层为砂岩裂隙含水层，一般厚度6米-20米，开采初期一般以渗水、淋水的形

9、式充水；回采后则以裂隙渗入和局部淋水的方式向矿井充水，因富水性较弱，水量不大。因此，该含水层易于疏干，对采掘影响程度较小。（2）煤层底板水：二1煤直接底板岩性主要为泥岩砂质泥岩夹薄层细粒砂岩，层位基本稳定，但厚度变化较大，隔水能力较弱；老底为L7-8灰岩，为富水性中等的溶裂隙承压水，岩溶裂隙在空间的分布和富水性具有不均一的特点，为底板直接含水层；L14灰岩及奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层为底板间接充水层，可通过构造直接与L78灰岩形成直接水力联系。（3）老空水：本采区西部有11101工作面采空区，局部积存老空积水；回采皮带大巷煤柱时将受老空区水的影响。（4）断层水：区内构造不发育，钻探未揭露其它小断

10、层，预计本区所发育的断裂构造落差均在020m，断层导水的可能性不大，采掘受断层水的影响较小。(5)地表水：由于煤层埋藏深度大于200m，地表水通过采动裂隙及冒裂带导入井下可能性较小，因此采掘工程不受地表水体的影响。(6)根据批准的采区地质说明书，21采区涌水量采用“大井法”和“比拟法”相结合对比分析取其值大者为准，正常涌水量110m/h，最大涌水量165m/h。1.2.4瓦斯、煤尘及自燃情况根据提供的11采区地质说明书瓦斯含量为8.47 m3/t，按瓦斯梯度推算，垂深每下降10米，瓦斯含量增加1m/t，21采区垂深为-230米，垂深增加30米计算，瓦斯梯度增加3m/t，21采区瓦斯含量为11.

11、47m/t，设计按照高瓦斯矿井进行管理。煤尘爆炸危险性 ：根据煤炭科学总院重庆分院化验，本矿煤尘具有爆炸性。自燃倾向性：二1煤层氧化样与还原样燃点之差为837，属不易自燃发火煤层。但是，如果井下通风不畅，也有可能导致自然发火事故发生。煤层自然发火期，一般为68个月。1.2.5采区储量计算(1)该采区东部以采矿证批准边界、南部为樊寨断层和采矿证批准开采边界，西至11采区11101工作面和皮带风运输大巷，北部以工业广场保护煤柱为界。采区面积采用北京龙软软件在二1煤层底板等高线图上计算得出。(2)煤层容重1.36t/m3，来自原矿井地质报告有关成果资料。(3)各块段煤厚，采用本块段内钻孔及相邻块段钻

12、孔煤厚平均值来计算得出。储量计算见表一。 表一 煤层块段级别编号平面积(m2)倾角函数斜面积(m2)平均厚度(m)容重(t/m3)储量(万吨)回收率(%)可采储量(万吨)备注二二1煤(111b)-11066228106704.171.366177545.75(111b)-2827269837574.451.365177538.25合 计112841.2.6采区的勘探程度分析与影响安全生产因素。采区构造不甚发育，在生产过程中应加强补勘，提高对煤系地层的分析研究程度，正确地指导矿井生产。 2 采区巷道布置2.1 采区设计生产能力及服务年限采区生产能力为30万吨/年，年生产天数为330天，分三班作业

13、，每班工作8小时，采放交叉混合作业，每天净提升时间为16小时。采区同时生产的工作面个数为1个，采面月生产能力为3万吨，日产量1000吨，其中回采煤量900吨，掘进煤量100吨，工作面单产计算：A=1L1MRYC式中：A-工作面日产量，吨/日 1-工作面平均长度，米 L1-工作面日进度，米/日 M-煤层采高，米 R-煤的容重，吨/米3，取1.36 C-工作面回采率，取95%将各项参数代入上式中：A=9023.881.360.95=902吨采区服务年限为86.4万吨/30万吨=3年.2.2 采区巷道布置2.2.1采区巷道布置方式分析根据煤矿安全规程规定，高瓦斯矿井必须设置专用回风巷的要求，21采区

14、按三条下山布置，其中皮带下山、轨道下山、回风下山，三条下山间距为中对中30米。经研究，提出三个方案。方案一：三条下山沿11采区三条上山方位布置向南部延伸方案，使采区形成双面采区。优点：双翼采区布置采面较多，便于实现跳采。缺点：1、采面走向长度较短，平均可采走向长度仅250米，储量少，搬家频繁。2、三条下山位于采区中部，煤柱压煤量大，可采储量减少。方案二：21采区三条下山布置在工业广场煤柱内，形成单面采区。优点：1、下山煤柱与工业广场煤柱重合，减少压煤量。2、工作面走向长度加长，服务时间长，可实现采面稳定生产。缺点：1、上下巷掘进工期长。2、回风线路长，通风负压高。经比较方案二优于方案一，采用方

15、案二施工。2.2.2 21采区下山位置、数目及层位的确定为了减少今后生产中巷道维护工程量，降低维护费用，保证巷道的断面符合通风、运输、行人需要，三条下山采用两岩一煤布置方式，轨道下山上半部做岩石平石门，揭煤后沿煤层底板掘进，皮带运输下山沿二1煤底板12米处的L7灰岩掘进，回风下山沿二1煤底板8米处的L8灰岩掘进，三条下山相距中对中30米。(1)21回风巷布置：根据煤矿安全规程规定，每个采区必须有独立的回风巷，结合矿井生产接替安排及现有的通风系统，本区设计一条专用回风巷，开口位置在11采区11081上车场向里32米处向回风上山掘进20米，与回风上山贯通，然后反向掘进，沿二1煤顶板大占砂岩向轨道运

16、输大巷掘进70米，与轨道运输大巷保持30米间距，向东掘进340米，与副井底车场绕道贯通，然后在轨道绕巷内构筑风门，将风机安装在风门外的新鲜风流中，为三条下山掘进提供通风条件，形成独立的通风系统。该巷采用锚喷加锚索联合支护。(2)轨道下山布置：从车场绕道里60米处开口，以120方位向南掘进平石门，见煤层后沿煤层底板掘进，至矿井南部边界，总长300米。巷道用途：该巷用于21采区辅助运输和采区进风。该巷岩巷采用锚喷加锚索联合支护。煤巷采用36U、12平方钢支架支护。(3)皮带下山布置：在矿井皮带运输大巷上仓巷变坡点向里20米处开口，沿二1煤底板L8灰岩掘进，长度280米至矿井边界。该巷采用锚喷加锚索

17、联合支护。巷道用途：该巷用于21采区煤炭运输和采区进风。(4)回风下山布置： 回风下山布置在二1煤底板下的8米处的L8灰岩中，巷道采用锚索锚网喷浆支护，巷道净断面12，至采区下部边界总长300米，该巷为采区回风的主要通道。(5)21采区泵房变电所及水仓根据采区地质说明书提供的21采区涌水量正常涌水量为110m3/t,最大涌水量为165m3/t，在轨道下山落底处向北掘进，在二1煤底板L7L8灰岩中施工泵房变电所水仓，泵房变电所硐室，长度60米，水仓长度根据煤矿安全规程第280条规定，采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量计算，21采区水仓容量应为440m，设计21采区水仓长度为200米，

18、净断面9，水仓容量为15001800m，该巷采用锚喷加锚索联合支护。满足安全规程规定的排水需要。 (6)采区瓦斯抽放泵站在运输下山和回风下山联络巷内建立瓦斯抽放泵站，长度30米，采用36U钢支架。2.2.3区段划分由于21采区范围较小，储量有限，北部紧邻矿井皮带运输大巷，需留设60米护巷煤柱，西部为樊寨断层，需留设100米断层保护煤柱，东部21回风下山需留设60米护巷煤柱，21采区划分为两个区段，每个区段长度按90米设计，规划21021工作面和21041两个工作面。21041工作面参数：工作面长度90米，可采长度340米，平均煤厚3.88米，回采率0.9%，可采储量15.39万吨。21021工

19、作面：工作面长度90米，可采长度930米，可采面积7.1325万，平均煤厚3.88米，回采率0.9%,可采储量33.88万吨。两面合计储量：49.27万吨。2.2.4采区运输系统及煤仓采区煤炭运输：采煤工作面下巷采区溜煤眼皮带运输下山皮带运输大巷井底煤仓主井地面。采区辅助运输：地面副井副井井底车场21采区上车场21轨道下山工作面上巷。2.2.5采区车场形式选择本设计轨道做为辅助运料及排矸，轨道运输量较小，因此上车场采用平车场顺向甩车方式，车辆运行顺当，调车方便。采区中车场采用单向甩入平车场布置。采区下部车场采用顶板绕道式车场，在轨道下山下部设存车线，车场变向后设10米平台用于车辆摘挂钩，然后轨

20、道下山起坡以15度坡度向上提升。2.2.6采区水仓、变电所、泵房位置在采区下部，二1煤底板L7灰岩中施工水仓泵房，泵房变电所长度是30米，水仓长度200米，满足排水及供电要求。2.2.7投产工作面概况21采区首采面为21041工作面：工作面长度90米，可采长度340米，平均煤厚3.88米，回采率0.9%,可采储量15.39万吨。2.2.8采区地面建筑物对开采方式的影响分析地面西部为周岗居民居住区，采前需进行搬迁。2.3 采区设计工程量及施工工期2.3.1采区设计工程量序序号井 巷 名 称煤岩类别(f)断面形状支护方 式巷道断面（）工程量（m）概算（万元）净毛单价总额1ABCDEFGHIJ11上

21、车场绕道岩半圆拱锚喷锚索1214900.98112总回风巷岩半圆拱锚喷锚索36U12143460.9311.413轨道下山岩/煤半圆拱锚喷锚索36U12144000.832014回风下山岩半圆拱锚喷锚索12144100.936915运输下山岩半圆拱锚喷锚索36U12143500.931516皮回联巷岩半圆拱36U1214200.71417瓦斯抽放泵站岩半圆拱36U1214600.95418采区变电所、泵房通道 岩半圆拱锚喷锚索1214601.06089采区水仓（外仓）岩半圆拱锚喷锚索10121200.896采区水仓（内仓）岩半圆拱锚喷锚索1012800.86411121041下副巷煤半圆拱36

22、U11.4135300.737121041上副巷煤半圆拱36U11.4134400.730821041切巷煤半圆拱36U11.413300.721回风联巷岩半圆拱36U11.413300.824311采区煤仓岩圆砼3.5590.76.3112进风斜巷岩半圆拱锚喷锚索910.4400.728合合计30152442.72.3.2施工安排及工期井巷平均成巷进度指标 按照煤炭矿井建设工期定额结合本矿井实际情况，井巷成巷进度指标如下：岩巷平巷70m/月；岩层斜巷60m/月；煤巷平巷180m/月；斜巷160m/月；硐室300m3/月。从2010年12月开始施工，21采区总回风巷346米，采用两头对接施工，

23、掘进150米，需三个月。至2011年2月底贯通。开始向南部施工回风下山230米和轨道下山工期是240米，需4个月，至2011年6月底完成。然后施工21采区泵房、变电所、水仓，需两个月，至2011年8月底完成。然后施工21041工作面上下巷，总工程量1000米，双头掘进，总工期三个月，至2011年10月底完成。2011年12月，21041下巷进行底板加固改造，上巷进行瓦斯抽放，为2012年元月工作面投产奠定基础。 3 采煤方法3.1采煤方法采煤方法选择及顶板管理方法21采区储量有限，不适于大规模机械化采煤。根据采区煤层赋存情况，结合本矿现有经济技术条件，决定采用采用整体顶梁悬移支架配合采煤机开采

24、，一次采全高，工作面布置方式为走向长壁后退式，回采巷道原则上沿煤层底板掘进，采用全部跨落法管理采空区。 3.2 回采工艺3.2.1回采工艺选择、回采工作面主要装备及回采工艺流程(1)回采工艺选择：根据本矿现有的设备情况和技术条件，采用整体顶梁悬移支架炮采放顶煤回采工艺。(2)回采工作面主要设备：回采工作面主要采用SGW-40T型刮板运输机运煤，采用ZH2000/20/28Z（A）型整体顶梁组合悬移液压支架支护,每架四柱。最大控顶距3.4米，最小控顶距2.4米，放顶步距1米，采用边采边准，三班采煤。(3)回采工艺流程：注水打眼放炮落煤伸出伸缩梁护顶移溜移架移托梁放煤。（4）工作面长度确定：按月生

25、产能为3万吨，日产900吨，每天采2排巷，平均煤厚3.88米，经计算，工作面长度在8090m之间。根据工作面的基本情况和炮采生产出煤不均匀的特点及该矿已采工作面的经验，工作面集中出煤时间为每天12小时。工作面先用SGW-40T型刮板输送机运输量为150t/h, 满足要求。3.3 采区生产能力计算3.3.1达到采区设计能力的采面个数及产量配置21采区投产时，以21041工作面保证矿井30万吨的生产量，以1个回采工作面和12个煤巷掘进头保证矿井年产量。3.3.2采掘工作面生产能力计算A=LShrk330 =902.03.881.3690%330 =282097（t）掘进头出煤量按回采工作面产量10

26、%计算，则矿井年产量为： A0=A(1+10%)=2820971.1=30.8（万吨）3.3.3回采工作面接替顺序 2104121041皮带运输大巷煤柱 4 采区通风4.1 通风设计依据及通风方式4.1.1通风设计依据采区内新的煤质资料较少，根据地质报告提供的瓦斯资料，二1煤层瓦斯成分为甲烷CH4、氮气N2及二氧化碳CO2，含少量重烃。处于氮气-沼气带。根据矿井技改设计，11采区瓦斯相对涌出量为8.47m/t3,绝对涌出量是1.26m3/min,按垂深每增加10米，瓦斯梯度增加1m/t3，预计21采区垂深增加30米，预计21采区瓦斯涌出量为11.47m/t3，因此21采区按高瓦斯矿井设计及管理

27、。4.1.2通风方式 矿井通风方式为边界对角分列式，通风方法为机械抽出式。副井、 主井进风，风井回风。采区运输下山和轨道下山，回风下山回风。21采区为单翼采区，一个回采工作面生产，投产工作面21041回采工作面下副巷进风，上副巷回风，形成“U”型全负压通风。设计两个煤巷掘进工作面准备，同时考虑一个备用工作面瓦斯预抽。21041工作面通风路线：新鲜风副井、主井轨道运输大巷、皮带运输大巷轨道运输下山、皮带运输下山21041下副巷21041工作面。工作面乏风21041上副巷21采区回风下山21采区回风巷11采区回风上山总回风巷风井地面。4.1.3安全检测监控设计本矿井为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤层

28、不易自燃。按照煤矿安全规程、矿井通风安全监测装置使用管理规定、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ10292007的有关规定布置各类传感器。依照矿井的灾害种类及灾害程度，结合矿井的建设规模，确定监测监控系统。该矿建设规模30万t/a，安全监测与生产监控合并，系统选用KJ209N监测监控系统。在地面调度室设总站，在提升机房、通风机房、井下中央变电所和采区变电所泵房、21运输皮带巷、工作面进风巷、21041工作面回风巷等地点设置测点。确定瓦斯，风速、负压、烟雾、风门开关、设备开停传感器和风电瓦斯闭锁环节等测点位置，实现全矿井的安全生产监测监控，保证矿井安全。同时为增强矿井的人员管理水平，21

29、采区设计增设一套KJ211G型人员定位系统，该系统由监控基站和中心控制计算机系统之间通过电缆相连接，将井下人员携带的无线数据收发机发出的信号，通过监控基站发送至中心控制计算机，实时了解井下人员的数量及分布情况，从而为生产指挥调度、安全监测检查、人员考勤、紧急事件处理等工作提供有效手段。4.1.4瓦斯抽放根据煤矿安全规程，回采工作面瓦斯涌出量大于5m3/min、掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，必须进行瓦斯抽放。(1)21采区在轨道下山和回风下山之间建立瓦斯抽放硐室，安装瓦斯抽放泵，型号为2BE303，耗水量70L/min,最大抽气量60m3/min,绝对压力9.33KPa，电机功率110

30、kw,外型尺寸1.7m1.2m1.2m,电压等级380V/660V。钻机使用ZLY537型钻机（采掘探水共用），孔径选用=89mm。临时抽放系统管路选用抗静电玻璃钢管，法兰盘胶垫接头。管路进入专用回风巷排放，专用回风巷瓦斯排放口前后设监控系统瓦斯探头，保证回风流瓦斯不超过0.75%。抽放设备应装备有流量计，并作出专门记录，视抽放量确定抽放时间，最后作出效果检验报告。抽放泵站根据需要设在回风下山与轨道下山之间的联巷内，抽放的瓦斯进入专用回风巷内。(2)钻场及钻孔布置 掘进巷道可在巷道两侧开设钻场，加强支护，钻孔以控制巷道二侧45m为宜，钻孔数目应根据瓦斯情况制定专门设计方案，一般每侧钻孔46个。

31、钻孔长度4050m。回采工作面瓦斯涌出量大时，采取顺层抽放措施，可在上、下顺槽内向煤层打孔；钻孔深度以控制回采工作面长度一半以上为宜。钻孔数目应根据抽放半径制定专门设计方案。为使煤层卸压更加充分，应尽可能布置密集钻孔，89mm直径钻孔间距应不小于3m。要保证足够的抽放时间，和一定的抽放负压，其钻孔抽放负压不应小于13kpa，钻孔封堵必须严密，沿层钻孔的封孔深度不应小于5m。(3)提高抽放率的措施针对二1煤层属透气性差的单一煤层之特点，在瓦斯抽放时应辅以增大钻孔直径、长度和密度，以及平行孔与交叉钻孔相结合的强制性卸压措施。应合理安排掘进、抽放、采煤三者的超前与接替关系，保证抽放瓦斯所需时间。工作

32、面抽放瓦斯应与上下巷注水防尘紧密结合。组织专职瓦斯抽放队伍，严格培训，熟练操作规程。4.2 采区风量计算与分配4.2.1需风量计算（1）采煤工作面的需要风量按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算Q采100q采KCH4式中：Q采回采工作面需要风量m3/minq采回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量4.26m3/minKCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数1.21.6，取1.3计算Q采1006.51.3554m3/min取Q采554m3/min（9.2m3/s）适宜的风速进行计算Q采60V采S采m3/min式中：V采回采工作面风速m/s回采工作面空气温度取2326，采煤工作面风速取1.65m/s，配

33、风调整系数取1.2，则回采工作面风速V采1.651.21.98m/s。S采回采工作面的平均断面积，5则Q采V采S采601.985.060594m3/min。按回采工作面同时作业人数计算需风量每人供风量Q采4 m3/min式中采煤工作面作业最多人数取40人/班计算Q采404160 m3/min按回采工作面炸药消耗量计算需风量每千克炸药供风25 m3/minQ采25Am3/min式中：A一次爆破炸药取大用量kgA4kgQ采254100m3/min按风速进行验算15SQ采240Sm3/min式中：S回采工作面平均断面积，取5.0计算Q采1552405751200 m3/min经计算，采煤工作面需风量

34、取最大值，即按回采工作面温度计算值594m3/min（9.9m3/s）。风速验算：VQ采S采9.95.01.98/s4 m/s（2）掘进工作面需风量按瓦斯涌出量计算根据11上山掘进中统计，绝对瓦斯涌出量q绝为1.0 m3/min左右，按q掘绝1.2 m3/min计算，需风量Q煤掘：Q煤掘100q掘绝KCH4m3/min式中：KCH4瓦斯涌出不均衡通风系数取1.8则Q煤掘1001.21.8216 m3/min，取220 m3/min（3.6 m3/ s）。矿井布置2个煤巷掘进工作面，共需风量440 m3/min（7.2 m3/s）按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘4Nm3/min式中：N掘进工作

35、面同时工作的最多人数，取10人则Q掘41040 m3/min按风速进行校验15S煤掘Q煤掘240S煤掘式中：S煤掘煤巷掘进工作面的断面积9.011354402160 m3/min（3）硐室需风量井下独立通风的硐室有二个为21采区变电所和瓦斯抽放泵站 21采区变电所取120 m3/min（2 m3/s）21采区瓦斯抽放泵站 取120 m3/min（2 m3/s）4.2.2采区总风量21采区安排一个炮采工作面，一个备用工作面，二个煤巷掘进工作面，二个硐室，矿井总需风量：Q矿（Q采+Q备+2Q煤掘+Q变电所+Q抽放+Q其它）K通式中：K通矿井通风系数取1.2计算Q矿（594+297+2220+120

36、+120+Q其它）1.21653（1+0.05）1.21979m3/min取Q矿2000 m3/min33.3 m3/s4.3 通风阻力计算矿井通风阻力计算表(容易)顺序号巷道名称支护方式井巷阻力系数 a（N.S2/m4）井巷长度L(m)井巷净周长P（m）巷道净断面S（m2）井巷中通风风量Q(m3/s)巷道风速V（m/s）通风阻力H（Pa）11副井砼0.05536815.719.6371.8957.7822井底车场锚喷0.01296013.512.7302.364.5933车场绕道锚喷0.0129901012.89.91.980.5444采区轨道下山锚喷0.01294001012.89.91.

37、981.4155下车场锚喷0.0129401012.89.91.980.246621041下巷U型钢0.01665301012.89.91.984.117721041切巷单体液压柱0.055308.45.19.91.9810.248821041上巷U型钢0.01664401012.89.91.983.4199回风斜巷U型钢0.0166301012.89.91.980.23110回风下山U型钢0.01663501012.89.91.981.8611121041回风巷U型钢0.01663401012.89.91.982.64112回风上山U型钢0.01667321012.89.91.985.681

38、13集中回风巷U型钢0.016651011.37.7425.45369.64114风井砼0.0225232108425.25179.85115风硐砼0.0045307.94.24610.9530.464182672.68矿井通风阻力计算表(困难)顺序巷道名称支护方式井巷阻力系数 a（N.S2/m4）井巷长度L(m)井巷净周长P（m）巷道净断面S（m2）井巷中通风风量Q(m3/s)巷道风速V（m/s）通风阻力H（Pa）1副井砼0.05536815.719.6371.8957.782井底车场锚喷0.01296013.512.7302.364.593车场绕道锚喷0.0129901011.49.91.

39、980.774采区轨道下山锚喷0.01294001011.49.91.981.965下车场锚喷0.0129401011.49.91.980.34621041下巷U型钢0.01669701011.49.91.9810.65721041切巷单体液压柱0.055808.45.19.91.9827.3821041上行U型钢0.01668401011.49.91.989.229回风斜巷U型钢0.0166301011.49.91.980.3310回风下山U型钢0.01663501011.49.91.981.11121041回风巷U型钢0.01663401011.49.91.983.7312回风上山U型钢0

40、.01667321011.49.91.988.0413集中回风巷U型钢0.016651011.37.7425.45369.6414风井砼0.0225232108425.25179.8515风硐砼0.0045307.94.24610.9530.465122705.76 5 采区机械设备配备及主要设备选型计算5.1 大巷运输设备辅助运输材料、设备、矸石平巷运输采用人工推车方式，斜巷运输时采用JD55调度绞车运输，配备1.0t矿车，45台，满足生产需要。5.2 下山设备煤炭运输采用DSJ80/40/40皮带运输机1台，运输量：400t/h,带速2m/s,21采区生产采煤量为，皮带机运输量400t/h

41、71.4t/h，满足生产运输需要。辅助运输采用JD55调度绞车运输。5.3 回采工作面设备回采工作面煤炭运输采用SGB630/150刮板输送机1台，SZB730/40刮板转载机1台，DSJ80/40/40皮带运输机两台。5.4 通风设备5.4.1通风方式及通风系统矿井通风方式为边界对角分列式，通风方法为机械抽出式。副井、主井进风，风井回风，主通风机型号为FBCDZ546NO18,风量为Q1=45m/s，H1=1823Pa,1=0.81。21采区运输下山和21采区轨道下山进风，回风下山回风。21回风巷，总回风巷，风井回风。5.4.2掘进通风每个掘进工作面采用2台（备用1台）215kw矿用防爆轴流式局部通风机压入式通风，600mm“双抗”柔性风筒，接至工作面迎头外5米。5.4.3通风设施采煤工作面进风巷（工作面下副巷）及回风巷（工作面上副巷）与采区下山间及中车场隔断风流的联巷内设置2道连锁的正向风门和两道反向风门，各煤（岩）巷掘进工作面局部通风机前侧设置2道联锁的正向风门和2道反向风门，其它进风巷和回风巷之间的联络巷内均设置2道双向风门或2道永久密闭，井下变电所出口通道