礦井通風與安全設(shè)計

aaaaaa1井田地質(zhì)條件本章主要介紹井田的地理概況以及井田煤系地層、開采賦存條件、地質(zhì)構(gòu)造及水文地質(zhì)條件、煤層賦存安全特性等概況。1.1井田概況1）地理條件崠山煤礦位于河北省唐山市北偏東約12km處，南距馬家溝礦6km，距原京山鐵路開平車站19km，東距陡河發(fā)電廠5.5km。行政區(qū)域?qū)偬粕绞虚_平區(qū)管轄。本區(qū)為一平坦的沖積平原，東南面沿陡河東岸是由奧陶紀石灰?guī)r構(gòu)成的東北—西南方向起伏伸展的低山丘陵。從東往西有巍山（+290m）、鳳山（+180m）、小梁山（+100m）和菀豆山（+38m），由菀豆山向西南傾沒于平原之下。由巍山向東北低山丘陵接連綿延，地勢逐漸增高，直到青龍山標高達+493.01m。在井田北約7km為由震旦紀灰?guī)r構(gòu)成的低山丘陵，東西方向橫伏，這兩條低山丘陵在井田東面的青龍山一帶相匯合。低山丘陵的伸展方向與地層走向方向一致。井田內(nèi)地勢平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面標高為+38.8m，南端標高為+23.85m，傾向陡河。2）地形地貌流經(jīng)本區(qū)東南邊的陡河，發(fā)源于北部山區(qū)，上游由二支匯成，東支稱管河，發(fā)源于豐潤縣福山寺管泉，西支稱泉水河，發(fā)源于豐潤縣趙莊上水路。二支水流在雙橋村北側(cè)匯合，向南流經(jīng)唐山市區(qū)，下游匯集石榴河，向南流入渤海。河北省水利廳于1965年在雙橋村一帶修建了陡河水庫，水庫大壩距井田東端的最近距離為2200m。陡河及陡河水庫雖然距井田區(qū)較近，但是因其底下均賦存有百余米的第四紀松散沉積物，而且存在有隔水作用的粘土層，對本礦充水沒有直接的影響。aaaaaa3）氣象及條件崠山煤礦氣候?qū)侔氪箨懶裕募狙谉岫嘤?，冬季嚴寒凜烈，氣溫變化較大。降水一般集中在七、八、九月份。氣象資料統(tǒng)計：年降水量最大值為899.6mm（1987年），最小值為317.45mm（1997年），平均值為596.85mm。最大凍土深度0.5m，年降雨量一般520-680mm，年蒸發(fā)量1670mm，春冬季節(jié)多西北風，夏秋季節(jié)多東南風，一般風力3-4級，最大風力6級。4）礦井其他概況（礦井安全特性）1995年開始建礦，采用凍結(jié)鑿井法進行沖積層的鑿掘與砌筑，當鑿至188.55m時（煤5頂板中粗粒砂巖），涌水量達到每小時258m3，由于涌水水源、途徑及充水的其它因素不清，1998年對原精查地質(zhì)報告進行了復審，重新評價了地質(zhì)資料的成就與不足，1999年停建，2000年進行補充勘探工作，對水文地質(zhì)情況基本查清。礦井設(shè)計能力為年產(chǎn)90萬噸—不要寫這些設(shè)計的內(nèi)容，況且與你第二章的礦井生產(chǎn)能力相矛盾。礦井開拓方式為中央豎井水平方式，第一水平標高為--195m，以中央石門為主巷，分東翼和西翼，在煤層底板砂巖中各開拓兩條大巷，分別為軌道運輸巷和皮帶運輸巷。采掘方式為大巷盤區(qū)和集中上山開采，目前井田共分兩個采區(qū)，即：東翼采區(qū)、西翼采區(qū)。本礦井為高瓦斯礦井，并有煤塵爆炸危險。相對涌出量為：10m3/t，絕對涌出量為25m3/min；二氧化碳相對涌出量為1.5～2.85m3/t，絕對涌出量為4.95～9.24m3/min。煤塵爆炸指數(shù)為38.42％～64.2％。礦井通風采用中央分列抽出式，由副井進風，回風井回風。介紹礦井在地質(zhì)勘探階段的煤層瓦斯含量、瓦斯壓力、自然發(fā)火特性、煤層爆炸特性、礦井涌水等特性。aaaaaa1.2水文和地質(zhì)條件井田地理為一向斜，煤系地層為石炭系和二疊系以及其他系組成，所含煤層中可供開采的煤層有2層，這些煤層上部都覆蓋有厚度為100～380m的第四系沖積物。1.2.1礦井水文地質(zhì)礦井最大涌水量為5.20m3/min，一般涌水量為3.73m3/min，至1998年底測得其涌水量為5.12m3/min。疏水中心排放的清水通過管路抽到地面供生活用水，其它質(zhì)量低于清水質(zhì)量的一些涌水排到-360m水倉通過有效的排水系統(tǒng)將這些涌水排至地面，以方便其灌溉農(nóng)田，最后途經(jīng)東翼塌陷坑進行沉淀，然后經(jīng)過環(huán)游后通過后屯大渠將其流入陡河。崠山煤礦的水文地質(zhì)條件屬簡單型，有三個含水層，自下而上分別為：1）奧陶系石灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層（Ⅰ）2）煤3以上砂巖裂隙承壓含水層（Ⅱ）3）風化帶裂隙、孔隙承壓含水層（Ⅲ）其中與礦井生產(chǎn)較密切的為Ⅰ、Ⅱ。補給關(guān)系是：大氣降水→Ⅰ、Ⅱ等各基巖含水層。礦井主要充水水源有：含水層水、斷層水、老空水。（1）含水層水礦井含水層充水水源主要是煤3以上砂巖裂隙承壓含水層水，含水層的水可通過巖石裂隙滲透到主大巷和工作面，對礦井正常生產(chǎn)造成一定影響。（2）斷層水斷層水作為充水水源主要是通過斷層導通含水層水而形成的。斷層的性質(zhì)及圍巖的破壞程度是斷層充水的主要因素。張性正斷層、落差大、圍巖破壞嚴重便形成了良好的斷層充水條件。aaaaaa（3）老空水由于煤層的開采方法和煤層本身的賦存狀態(tài)不同，所以工作面回采后隨著煤巖層垮落形成許多松散空隙，使工作面涌出的水積存在低洼的老空區(qū)內(nèi)，形成老空水。在高處的工作面采后形成老空水對相鄰低處的工作面產(chǎn)生影響。礦井充水通道有自然通道和人為因素造成的充水，自然通道主要是巖石的孔隙、裂痕和斷層；而人為因素主要是采掘活動，因為采掘活動可使隔水層遭到破壞，產(chǎn)生冒落裂隙，溝通含水層水。礦井首采的2煤層，其頂板灰白色中粗粒砂巖為一隔水層，擋住了2煤層上方的頂板砂巖裂隙含水層水，由于采掘活動，灰白色中粗粒砂巖經(jīng)常冒落，使隔水層遭破壞而導致上部含水層水下泄。1.2.2礦井地質(zhì)構(gòu)造1）地質(zhì)構(gòu)造崠山煤礦井田位于開平向斜的西北側(cè)，南北長約1740m，東西寬約9000m，北端閉合，南端開放，面積約15.66km2。地質(zhì)構(gòu)造簡單，向斜角平均為15°。只在井田四周有較大斷層。2）煤系地層（1）地層層組劃分崠山煤礦井田位于開平向斜西北側(cè)，煤系地層的形成時代屬于石炭紀和二疊紀。煤系基底地層為中奧陶統(tǒng)馬家溝組石灰?guī)r。本井田與開平煤田其它構(gòu)造單元的地層特征基本相似。（2）石炭系上統(tǒng)（C3）aaaaaa趙各莊組C3，該組是崠山煤礦井田當中一個重要的含煤地層，本組含煤地層一般厚度為135m。本組含煤地層以粉砂巖為主，其次為砂巖，其中各種巖石所占百分比如下所示：粉砂巖類為38.3％，砂巖類為29.5％，煤層為17.4％，粘土巖為14.8％。巖相組合主要是瀉湖海灣相和泥巖沼澤相相互交替沉積，同時在瀉湖海灣相之后出現(xiàn)有湖濱三角洲相。（3）二疊系下統(tǒng)P1下界為煤5頂板之泥巖頂面，為整合接觸。上界為礬土質(zhì)粘土巖之頂板，井田內(nèi)該層大部分被沖蝕掉。本統(tǒng)地層一般厚度為235.76m，分上下兩組，上組稱唐家莊組，下組稱大苗莊組，其中大苗莊組是重要的含煤地層。本組一般厚度為90.36m，最小厚度為65m。本組地層以粉砂巖和砂巖為主，粘土巖也較多，巖石大致百分比為：粉砂巖類占36.2％，砂巖類占30.2％，粘土巖類占19.2％，煤占14.4％。巖相組合主要是瀉湖海灣相、三角洲相及泥炭沼澤相沉積。在本組頂部出現(xiàn)了大陸河流沖積相沉積。（4）風化殼巖石特點：巖層顯著變色，粘土巖和砂巖均變成淺黃色、灰白色或其它雜色；巖石硬度降低，產(chǎn)生風化裂隙，疏松易碎，裂隙中有黃色充填物；巖石礦物發(fā)生淋濾分解作用。在垂直方向上，區(qū)內(nèi)風化殼具有分帶性：上部強風化帶和下部弱風化帶。1.3煤層及煤質(zhì)1.3.1概述井田煤系主要由石炭系上統(tǒng)和二疊系下統(tǒng)地層組成，煤系地層總厚度約150m，共含大小煤層2層，煤層總厚度7.44m，含煤系數(shù)為5.7％，其中可采煤層共2層。1.3.2可采煤層厚度、結(jié)構(gòu)及變化aaaaaa1）煤1：為礦井的主采煤層，厚度為0.00～5.21m，平均厚度為3.8m，平均傾角為15°。煤層為黑色、條帶狀構(gòu)造，玻璃光澤，以亮煤為主，間夾暗色條帶，局部含絲炭，偶含黃鐵礦膜，半亮～光亮型。2）煤2：為礦井的主采煤層，厚度為1.27～5.80m，平均厚度為3.6m，平均傾角為15°。煤層為黑色，塊狀構(gòu)造，下部為條帶狀構(gòu)造，質(zhì)硬，玻璃光澤～暗淡光澤，半亮～半暗型，含夾石1～2層，最多達3層，為簡單結(jié)構(gòu)煤層，其中下部含一層分布極穩(wěn)定的細砂巖夾矸，灰白色或淺灰色，條帶狀，致密堅硬，厚度0.02～0.78m，平均0.39m。煤層的容重為1.35t/m3。區(qū)內(nèi)煤層厚度變化較大。（詳見下表表1-1煤層地質(zhì)特征表地層煤號煤層厚度最小—最大平均m煤層間距最小—最大平均m夾矸層數(shù)可采情況頂?shù)装鍘r性頂板底板崠山煤礦10.00-5.213.816.3-50.833.550穩(wěn)定粉砂質(zhì)灰泥巖黑色泥巖21.27-5.803.61～2穩(wěn)定灰黑色泥巖粉砂巖泥巖1.3.3煤質(zhì)特性井田內(nèi)共有可采煤層兩層，煤1、煤2為穩(wěn)定煤層。（下面怎么出現(xiàn)煤5和煤2？）1）煤的化學分析（1）硫份：各煤層全硫平均含量為0.25％～3.66％，其中煤5含量低于1％，屬低硫煤；煤aaaaaa2含硫量最高為3.66％，平均為3.07％，屬富硫煤，其所含硫量分為：黃鐵礦硫占59％，有機硫占36％，硫酸鹽硫占2.5％。（2）磷份：磷份平均含量最大0.0825％，最小0.008％，其中煤5為特低磷煤，煤2為中磷煤。（3）發(fā)熱量：各可采煤層發(fā)熱量變化范圍在18.01～24.18MJ/kg之間，各煤層發(fā)熱量由大至小為：煤2＞煤5。一般情況是煤層灰分高的發(fā)熱量低，而煤層灰分低的其發(fā)熱量高。2）煤的工業(yè)用途評價井田內(nèi)各煤層均屬氣煤類，結(jié)焦性能較差，塊度小，抗碎性及抗磨性能較差，不適于單獨煉焦，可以考慮作配焦用煤；煤的焦油含量較高，屬富油煤～高油煤，發(fā)熱量均在18.01～24.18MJ/Kg，主要為動力用煤1.3.4煤層頂?shù)装逄匦?）煤2偽頂：暗灰色泥巖或粉砂巖，厚0～0.08m，隨采隨落，區(qū)內(nèi)大部分缺失。直接頂：灰色粉砂巖，有明顯水平層理或波狀層理，塊狀，含有豐富的植物葉片化石，偶見淺褐色結(jié)核，厚度變化較大，極不穩(wěn)定，厚0～3.86m，平均1.97m。老頂：灰白色中砂巖，夾粉砂巖，厚層狀；巖石成分為石英及泥質(zhì)巖屑，次為暗色燧石，并含有紫紅色的礦物細粒；膠結(jié)物為高嶺土質(zhì)基底式膠結(jié)，占30％，極易風化，遇水澎漲，厚10.43～39.2m，平均12.00m。底板：灰黑色泥巖，致密塊狀，斷口呈貝殼狀或參差狀，含菱鐵質(zhì)結(jié)核及黃鐵礦散晶體，結(jié)核大小不一，扁球狀成層狀分布，含大量植物根化石，厚4.51～8.60m，平均6.44m。aaaaaa2）煤5直接頂：灰黑色泥巖，塊狀，致密細膩，貝殼狀斷口，含菱鐵質(zhì)透鏡狀結(jié)核及黃鐵礦聚集體，含海相動物化石(在西翼曾采到完整的動物介殼化石)層厚3.96～9.47m，平均6.65m。老頂：淺灰色～灰白色細砂巖，塊狀，鈣質(zhì)基底式膠結(jié)，成分以石英為主，易風化，厚度不穩(wěn)定，一般在0.65～8.23m之間，平均2.69m。直接底：灰～灰白色帶褐色泥巖或粘土質(zhì)粉砂巖，泥質(zhì)膠結(jié)，塊狀構(gòu)造，含大量植物根化石，厚0.53～3.87m，平均1.85m。1.3.5瓦斯、煤塵及煤的自燃傾向性（該處內(nèi)容放入第一章-礦井安全特性）根據(jù)鉆孔煤樣和周圍礦井生產(chǎn)實際調(diào)查分析，本礦煤層平均瓦斯相對涌出量10m3/t，絕對涌出量為25m3/min；二氧化碳相對涌出量為1.5～2.85m3/t，絕對涌出量為4.95～9.24m3/min。煤塵爆炸指數(shù)為38.42％～64.2％。屬高瓦斯礦井。根據(jù)鉆孔煤樣和周圍礦井生產(chǎn)實際調(diào)查分析，本礦井煤5煤塵有爆炸危險性外，煤2有自燃傾向性。本區(qū)屬地溫正常區(qū)，地溫梯度0.6-2.9℃/hm，恒溫帶深45m左右。aaaaaa2井田開拓煤田劃分為井田，是井田開拓所要解決的一個主要問題。本章主要內(nèi)容為：進行井田再劃分、礦井產(chǎn)能力的核定、設(shè)計開拓方式和煤層群開拓方式、階段大巷井設(shè)計、井底車場設(shè)計等。2.1井田再劃分2.1.1井田邊界礦井井田范圍：井田東西走向長9000m，南北傾斜寬1740m，井田面積15.66km22.1.2礦井儲量1）礦井工業(yè)儲量計算礦井工業(yè)儲量計算可用下式計算：Zg=（2-1）式中Zg—礦井工業(yè)儲量，t；Si—計算塊段的平均走向長度，m；Li—計算塊段的平均傾斜長度，m；Mi—計算塊段的平均煤厚，m；R—煤的容重，t/m3，經(jīng)實測取1.32t/m3。故礦井工業(yè)儲量為：Zg==9000×1740×(3.8+3.6)×1.32=15379.37萬t2）可采儲量計算-改為礦井設(shè)計儲量aaaaaa礦井可采儲量可用下式計算：Zs=Zs-P1（2-2）式中Zs—可采儲量，t；P1—斷層煤柱、防水煤柱、井田邊界煤層、地面建（構(gòu)）筑物煤柱等永久煤柱損失量之和,t；所以，礦井可采儲量可進行如下計算：Zs=Zs-P1=15379.37-461.38=14917.99萬t應該補充永久煤柱損失量的計算礦井設(shè)計可采儲量礦井設(shè)計可采儲量可用下式計算：Zk=(Zs-P2）C式中Zk—設(shè)計可采儲量，t;P2—工業(yè)場地和主要井巷煤柱的損失量之和,t;（取2%）有沒有依據(jù)？C-采區(qū)采出率（厚煤層取85%）則Zk=(Zs-P2）C=（14917.99-745.90）×85%=11337.67萬t應該補充開采煤量損失的計算4）礦井設(shè)計生產(chǎn)能力和服務年限礦井服務年限要和礦井生產(chǎn)能力相適應。大型礦井建設(shè)工期長，需要裝備大型固定設(shè)備，基建工程量大。所以，建設(shè)投資較高。為了充分發(fā)揮投資效果，礦井股務年限應該長些。反之，小型礦井的礦井服務年限應短些。aaaaaa礦井服務年限與礦井生產(chǎn)能力存在一個技術(shù)上經(jīng)濟上都比較合理的關(guān)系。當?shù)V井儲量一定時，井型增加，投資增加，噸煤投資成本增加。另一方面，井型增加，生產(chǎn)集中，機械化水平和勞動效率高，噸煤的生產(chǎn)成本減少。礦井服務年限可用下式計算：T=Zk/(A×K)（2-3）式中T—服務年限，a；Zk—可采儲量，t；A—礦井設(shè)計年產(chǎn)量，t/a；K—儲量備用系數(shù)。（《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定儲量備用系數(shù)一般取1.3-1.5，按本礦井地質(zhì)條件取中間值1.4）由于煤層賦存條件較好，根據(jù)儲量情況，可預設(shè)礦井為大型礦井。按大型礦井服務年限下限要求[2]，T取60年，儲量備用系數(shù)K取1.4，現(xiàn)求礦井設(shè)計生產(chǎn)能力A：A=Zk/（T×K）=11337.67(60×1.4)=134.97萬t/a；根據(jù)煤層賦存情況和礦井設(shè)計可采儲量，按煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范規(guī)定，將礦井設(shè)計生產(chǎn)能力A確定為120萬t/a，計算服務年限：T=Zk/(A×K)=11337.67/（120×1.4）=67.5通過上述計算，將礦井設(shè)計生產(chǎn)能力A確定為120萬t/a時，服務年限T=67.5a>60a符合《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》要求，因此設(shè)計本礦井產(chǎn)量為120萬t/a。4）井田再劃分（1）井田階段劃分和開采水平設(shè)置aaaaaa一般情況下井田的范圍都比較大，為了有計劃、按順序、安全合理地開采井田內(nèi)的煤層，以獲得好的技術(shù)經(jīng)濟效果，必須將井田劃分為若干個小的部分，然后有序地進行開采?；靖拍睿孩陔A段在井田的范圍內(nèi)沿傾斜方向，按一定標高將井田劃分成若干長條部分以便開采，這樣的長條部分稱為階段。階段的走向長度等于井田走向全長。階段的傾斜長度由階段的垂直高度決定，一般可以走一百米到一千米以上。②水平通過運輸或通風平巷的某一標高的水平面稱為水平。水平通常以標高、用途、開采順序來表示。開采水平是指具有井底車場及主要運輸大巷的水平，稱為開采水平，簡稱水平。一般研究和討論的水平主要是指開采水平。一個井田可以用一個水平開采或者用幾個水平開采，前者稱為單水平開拓，后者稱為多水平開拓。③單水平開拓用一個開采水平把井田沿傾斜劃分為兩個階段，水平以上稱為上山階段，水平以下稱為下山階段。單水平開拓一般用在煤層傾角較小（16°以下），井田傾斜長度也比較小的地方。如果本井田用單水平開拓，就需要有下山階段，而由于下山開拓的防治水害工程量大，且不易開展；另外有下山階段的話，容易造成跑車事故。故本井田不采用單水平開拓。④多水平開拓aaaaaa用兩個以上開采水平來開采整個井田的，稱為多水平開拓。按開采水平服務的階段布置方式的不同，可分為多水平上山開拓、多水平上、下山開拓和多水平混和開拓。多水平開拓一般用在井田的傾斜長度比較大或者煤層傾角大的地方。現(xiàn)對本井田進行再劃分：由于井田走向長9000m，傾斜長1740km，又煤層傾角約為在15°根據(jù)《規(guī)范》本井田可劃分2~3個階段，1~3個開采水平。階段內(nèi)采用采區(qū)式準備方式，每個階段走向劃分6個走向長1500m的采區(qū)。因井田內(nèi)瓦斯涌出量和涌水量均較大，若采用上下山開采，下山部分在技術(shù)上困難較多，故決定階段內(nèi)采用上山開采，由于傾長較大，傾角在15°左右，因此排除單水平上下山開采。這樣階段劃分和開采方案有兩種：一是井田劃分為兩個階段。設(shè)置兩個開采水平，二是井田劃分為三個階段，設(shè)置三個開采水平。（2）階段和開采水平參數(shù)①水平垂高兩階段，兩水平：870×sin15°=225.1m三階段，三水平：740×sin15°=191.5m500×sin15°=129.4m②區(qū)段數(shù)目及區(qū)段斜長兩階段，兩水平：每個階段劃為5個階段，區(qū)段斜長870/5=174m三階段，三水平：一水平劃分為4個階段，區(qū)段斜長740/4=185m二水平劃分為3個階段，區(qū)段斜長500/3=167m③開采水平服務年限兩階段，兩水平：第一、第二水平67.5/2=33.75aaaaaaa三階段，三水平：第一水平（67.5/1740）×740=28.7a第二、第三水平（67.5/1740）×500=19.4a通過對比分析，要明確指出本井田劃分幾個階段、幾個水平、幾個采區(qū)等。首先從技術(shù)上（符合規(guī)范的基本要求）和安全可靠程度上排除一些方案，然后提出幾種技術(shù)可行、安全可靠的方案，最后對這些方案進行技術(shù)比較，最終確定出一種最優(yōu)方案。2.2井田開拓方式1）井田開拓方案開拓方式是指進入礦體的方式、井田及階段內(nèi)的劃分方式。如用立井—單水平—分區(qū)式、斜井—多水平—分段式等表示井田開拓方式。通常以井峒形式把井田開拓方式分成平峒開拓、斜井開拓、立井開拓和綜合開拓四種形式。由于井田地形平坦，不存在平硐開拓條件，表土較厚且有流沙層，斜井施工困難，故確定采用立井開拓，且按流沙層較薄，生產(chǎn)費用較低的原則，井筒位于井田走向中部流沙層較薄處。為避免采用箕斗回風井時封閉井塔等困難和減少穿越流沙層開鑿風井的數(shù)目，決定采用中央分列式通風，回風井布置在井田上部的邊界走向中部。大巷布置煤層間距較小，宜采用集中大巷布置，為減少煤柱的損失和保證大巷維護條件。大巷布置在m4煤層底板下方垂距為30m的厚層砂巖內(nèi)，上階段的運輸大巷留作下階段的回風大巷。3）上山布置采區(qū)采用集中巖石上山聯(lián)合準備，井田一翼的中央采區(qū)上山布置在距m4煤層底板30m以下的砂巖層中，并在采后加以維護，留作下階段的總回風通道及安全出口，其余采區(qū)上山位于距m4煤層底板約20m的砂巖層中，并在采區(qū)采后報廢。aaaaaa4）開拓延深方案考慮兩種井筒延伸方案，一是主副立井直接延深，二是暗斜井延深。按照前述各項決定，在技術(shù)上可行的開拓方案有下列四種，如圖所示。方案1和方案2的區(qū)別在于第二水平是用暗斜井延深還是直接延深立井。兩種方案的生產(chǎn)系統(tǒng)都比較簡單可靠。兩方案對比，第1方案需多開立井井筒（2×225m）、階段石門（800m）和立井井底車場，并相應的增加了井筒和石門的運輸、提升、排水費用。第2方案則多開暗斜井井筒（傾角15°,2×870m）和暗斜井的上、下部車場，并相應的增加了斜井的提升和排水費用。對兩方案的基建費和生產(chǎn)費粗略估算如表2-1，粗略估算后認為：第1和第2方案的費用相差不大?？紤]到方案1的提升、排水工作的環(huán)節(jié)少，人員上下比較方便，在方案2中未計入暗斜井上、下部車場的石門運輸費用，以及方案1在通風方面優(yōu)于方案2，所以決定選用方案1。表2-1方案1和方案2的粗略估算費用（礦井水平延伸方案經(jīng)濟比較）aaaaaa方案方案1方案2基建費/萬元立井開鑿石門開鑿井底車場2×225×800×1000×主暗斜井開鑿副暗斜井開鑿上、下斜井車場870×870×（300+500）×小計小計生產(chǎn)費/萬元立井提升石門運輸立井排水暗斜井提升立井提升排水總計小計小計費用/萬元費用/萬元方案3和方案4的區(qū)別也僅在第三水平是用立井直接延深還是采用暗斜井延深。粗略估算如表2-2，方案4的總費用比方案3略高，但相差不到10%，仍可視為近似相等。但方案3的提升、排水等環(huán)節(jié)都比方案4更好，所以決定采用方案3。表2-2方案3和方案4粗略估算費用方案方案1方案2基建費/萬元立井開鑿石門開鑿井底車場2×130×600×1000×主暗斜井開鑿副暗斜井開鑿上、下斜井車場580×500×（300+500）×aaaaaa小計小計生產(chǎn)費/萬元立井提升石門運輸暗斜井提升立井提升aaaaaa立井排水排水總計小計小計費用/萬元費用/萬元留下的方案1和方案3通過詳細的經(jīng)濟比較，確定其優(yōu)劣。對方案1和方案3的建井工程量、基建費計算，計算結(jié)果如表2-3表2-3開拓方案1和3的工程量、基建費項目方案1方案3工程量/m單價/元·m-1費用/萬元工程量/m單價/元·m-1費用/萬元初期主井井筒副井井筒井底車場主石門運輸大巷29528010000170026024510002701700小計后期主井井筒副井井筒井底車場主石門運輸大巷225225100080013700260260200060021400小計aaaaaa共計aaaaaa從比較結(jié)果來看：方案1的基建投資費用明顯低于方案3，從開采水平連續(xù)來看，方案3需延深兩次，方案1僅需延深一次立井，對生產(chǎn)的影響少于方案3。綜上所述，決定采用方案1，即礦井采用立井兩水平開拓，第一水平位于-195m，第二水平位于-420m，兩水平均只采上山階段，階段內(nèi)沿走向每1500m劃分一個采區(qū)，階段內(nèi)劃分6個采區(qū)。1500m劃分一個采區(qū)是否太短了？單側(cè)開采嗎？要說明為什么采用單側(cè)開采？若雙側(cè)開采除去采區(qū)煤柱一個工作面走向才700m左右？4）主、副井及風井設(shè)計（1）井筒數(shù)目位置的確定①井筒數(shù)目崠山煤礦設(shè)計生產(chǎn)能力為120萬噸/年，生產(chǎn)能力大，服務年限長，因而，在投產(chǎn)初期確定一個主井，擔負礦井的主提升；一個副井，擔負礦井的輔助運輸及升降人員。②井筒位置為了使井下各翼儲量分布均衡，減少運輸費用和通風阻力，將主副井筒布置在井田中央。這種布局有以下優(yōu)點：工業(yè)廣場煤柱損失比布置在井田中央少；投產(chǎn)初期開拓工程量少；投產(chǎn)后短期內(nèi)能達到設(shè)計生產(chǎn)能力，使運輸、通風、井巷維護等費用最低。（2）井筒斷面與提升能力①主井井筒凈斷面面積19.64m2主井提升能力447.3噸/時aaaaaa②副井井筒凈斷面面積28.27m2副井提升能力3.4噸/次aaaaaa③風井斷面面積、提升能力與副井相同（3）井筒裝備主井凈直徑5m，安裝金屬罐道、罐道梁、一對10m3箕斗和通訊電纜一條，通風水平以上，設(shè)行人梯子間。安裝480mm（外徑）排水管三條。動力電纜兩條，并予留1條管路和兩條動力電纜的位置。副井凈直徑6m，安裝金屬罐道、罐道梁、行人梯子間。一對滾動罐耳3T。單層普通罐籠，鋼絲繩防墜器，準備改鋁合金雙層罐籠，以便雙層提升人員，單層絞材料及矸石。外徑419mm，排水管路3條，動力電纜4條和通訊電纜一條，并予留后期排水管路1條和動力電纜的位置兩條。井筒特征、用途及裝備見表2-1井筒特征表。aaaaaa表2-1井筒特征表井筒名稱主立井副立井回風立井1井口坐標緯距X397422539742253972365經(jīng)距Y196724301967248019673750井口標高（m）+31.0+31.0+60.0井底標高第一階段（m）-269-269-140第二階段（m）-398-398-269第三階段（m）-527-527-398井筒傾角（°）909090井筒垂深第一階段（m）300300200第二階段（m）429429329第三階段（m）558558458井筒凈徑（m）5.55.05.0凈斷面（m2）23.7519.6319.63井筒支護支護材料噴漿支護噴漿支護噴漿支護支護厚度（mm）500450400井筒裝備裝備兩對12t箕斗一對3t雙層單車普通罐籠裝備兩臺風機，一臺工作，一臺備用井筒用途擔負礦井煤炭提升兼做進風井擔負礦井矸石、材料、設(shè)備和人員的升降任務兼做進風井和安全出口擔負礦井回風任務aaaaaa怎么又出來三個階段了？表2-1要和你的開拓方案一致2.3主要巷道設(shè)計2.3.1運輸大巷設(shè)計1）巷道位置主要運輸大巷一般布置在最下一個可采煤層底板下不受開采影響的較堅硬的巖石中以保證開采水平和采區(qū)有一定的儲量。崠山煤礦煤層有自然發(fā)火傾向，因此采用了集中運輸大巷采區(qū)石門的布置方式，將運輸大巷均布置在最下一個可采煤層底巖石中，這種布置方式有以下特點：（1）大巷布置在底板巖石中，可以避免支承壓力對大巷在影響，大大改善了巷道維護條件，降低了生產(chǎn)期間的維護費用。（2）集中開拓可采煤層，生產(chǎn)能力大。（3）大巷布置在巖石中，不受煤層起伏及走向變化的影響，可按開采技術(shù)要求直線掘進，易于掌握工程質(zhì)量，便于采用大型運輸設(shè)備，特別是皮帶運輸。（4）各煤層可同時進行回采準備，開采順序靈活，開采強度大。（5）煤層內(nèi)可不留煤柱，煤柱損失少，提高了回收率。（6）便于布置采區(qū)煤倉，有利于均衡生產(chǎn)。2）巷道選型根據(jù)礦井產(chǎn)量和地質(zhì)條件仍選巷道斷面形狀為半圓拱形，支護方式為噴漿支護，其斷面圖如圖2-1。aaaaaa圖2-1巷道斷面形狀3）巷道的高度和寬度H0=h0+h2（2-4）式中H0—巷道的凈高度（指除去支護厚度后，可能利用的最大空間高度），設(shè)計規(guī)定，運輸巷道的凈高度不小于1900mm；h0—為拱的高度；h2—巷道的墻高。取h0為2.2m，h2為1.9m，則H0為4.1m；由于巷道為半圓拱形，拱高h0=2.2m，則寬度B=4.4m。4）巷道的凈斷面積巷道的凈斷面積可用公式：S凈=B×（h2+0.39×B）（2-5）可得：S凈=B×（h2+0.39×B）=15.91m22.3.2井底車場巷道1）巷道選型aaaaaa由于井底車場為環(huán)行臥式井底車場，故可設(shè)計其巷道斷面形狀為半圓拱形形狀，支護方式為噴漿支護。其斷面圖如圖2-1巷道斷面形狀所示。2）巷道的高度和寬度：利用公式（2-4）計算，取h0為2.0m，h2為2.0m，則H0為4.0m；由于巷道為半圓拱形，拱高h0=2.0m，則寬度B=4.0m。3）巷道的凈斷面積巷道的凈斷面積可用公式（2-5）計算可得：S凈=B×（h2+0.39B）=4×（2+0.39×4）=14.24m22.3.3采區(qū)上山（軌道上山、運輸上山、回風上山）1）巷道選型根據(jù)崠山煤礦地質(zhì)條件和礦井生產(chǎn)能力，可仍選采區(qū)上山斷面形狀為半圓拱形形狀，支護方式為噴漿支護，其斷面圖如圖2-1。2）巷道的高度和寬度根據(jù)公式（2-4）：H0=h0+h2計算式中：H0—巷道的凈高度（指除去支護厚度后，可能利用的最大空間高度），按設(shè)計規(guī)定，運輸巷道的凈高度不小于1900mm；h0—為拱的高度；h2—巷道的墻高。取h0為2.0m，h2為1.5m，則H0為3.5m；由于巷道為半圓拱形，拱高h0=2.0m，則寬度B=4.0m。3）巷道的凈斷面積巷道的凈斷面積可用公式（2-5）：S凈=B×（h2+0.39×B）計算aaaaaa可得：S凈=B×（h2+0.39×B）=12.24m22.3.4區(qū)段進回風巷1）巷道選型由于巷道不屬于永久性支護，故選擇巷道形狀為梯形斷面，支護形式為工字鋼支護。其斷面形狀如圖2-2區(qū)段進回風巷斷面形狀所示。圖2-2區(qū)段進、回風巷斷面形狀2）巷道的高度和寬度巷道的高度h=2.8m，上底寬a=2.6m，下底寬b=3.4m。3）巷道的凈斷面積根據(jù)公式：S凈=h×（a+b）/2（2-6）計算出梯形的凈斷面積S凈=h×（a+b）/2=2.8×（2.6+3.4）/2=8.4m22.3.5回風大巷及回風石門1）巷道選型由礦井地質(zhì)條件選回風大巷和回風石門斷面形狀為半圓拱形狀，斷面形狀圖如圖2-3回風大巷及回風石門形狀所示。aaaaaa圖2-3回風大巷及回風石門形狀圖2-3回風大巷及回風石門形狀2）巷道的高度和寬度根據(jù)公式（2-3-1）：H0=h0+h2式中H0—巷道的凈高度（指除去支護厚度后，可能利用的最大空間高度），按設(shè)計規(guī)定，運輸巷道的凈高度不小于1900mm；h0—為拱的高度；h2—為巷道的墻高。取h0為2.0m，h2為1.5m，則H0為3.5m；由于巷道為半圓拱形，拱高h0=2.0m，則寬度B=4.0m。3）巷道的凈斷面積巷道的凈斷面積可用公式：S凈=B（h2+0.39B）計算由上式可得：S凈=B（h2+0.39B）=4.0（1.5+0.39×4.0）=12.24m22.4井底車場設(shè)計1）井底車場的形式和選型井底車場是井硐與井下主要巷道連接處的一組巷道和硐室的總稱。它擔負著礦井煤、矸石、物料、設(shè)備、人員的轉(zhuǎn)運，并為礦井的通風、排水、供電服務，是連接井下運輸和井筒提升的樞紐。aaaaaa根據(jù)礦車在井底車場內(nèi)運行的特點，井底車場又可分為環(huán)行井底車場和折返式井底車場兩大類。（1）環(huán)行井底車場環(huán)行井底車場的特點是重列車在車場內(nèi)總是單向運行，因而調(diào)車工作簡單，可以達到較大的通過能力，但車場的開拓工程量較大。按照井底車場空重車線與運輸大巷或主要石門的相對位置關(guān)系，環(huán)行井底車場又可分為臥式（a）斜式（b）和立式（c）三種（詳見圖2-4）?，F(xiàn)分別敘述如下：主井主井主要運輸巷道副井主井主井副井主要運輸巷道主要運輸巷道（a）（b）（c）圖2-4環(huán)行井底車場當井筒位置與主要運輸大巷和石門較近時，主副井儲車線與運輸大巷或石門可平行布置，稱為臥式井底車場。主副井儲車線與運輸大巷或石門斜交稱為斜式井底車場。環(huán)行立式井底車場的主副井儲車線垂直于運輸大巷或石門。（2）折返式井底車場折返式井底車場的特點是空重車在車場內(nèi)有折返運行，根據(jù)車場兩端是否可以出車，折返式井底車場又可以分為梭式和盡頭式兩種。梭式井底車場：其主要特點是主井儲車線完全布置在主要運輸巷道上，列車往返運行需經(jīng)翻籠一側(cè)的軌道。這種車場的優(yōu)點是：開拓工程量小，車場彎道少。aaaaaa盡頭式井底車場：與梭式井底車場的線路布置基本相似。但空重列車只從車場的一端出入，另一端為車場的盡頭。（附圖2-5梭式井底車場）由上面的對比，本礦采用環(huán)形井底車場。因為他的運輸簡單，而且其運輸能力也很大，有較大的通過能力。圖2-5梭式井底車場2）井底車場內(nèi)的各種硐室井底車場內(nèi)的主要硐室有：中央變電所、水泵房、水倉、裝煤設(shè)備硐室、電機車庫及修理間等。aaaaaa3采煤方法本章主要內(nèi)容為：采煤方法選擇，采煤機械、支護設(shè)備選擇及其主要特性參數(shù)，主要巷斷面形狀、道斷面積、支護方式設(shè)計，采區(qū)巷道布置及回采工藝，采區(qū)上部、中部、下部車場選擇。3.1采煤方法選擇1）采煤方法選擇由于礦井各個煤層賦存條件較好，煤層厚度適中，傾角15°，頂?shù)装寰鶎僦械葓杂矌r石，較易管理，加之井田地質(zhì)構(gòu)造簡單，適合于機械化集中開采。根據(jù)各煤層的賦存條件和目前開采技術(shù)條件及管理水平，可供選用的采煤方法有高檔普采、綜合機械化采煤和放頂煤綜采三種方法。由于煤層較厚，賦存條件較好，煤層傾角較小，故煤層開采使用走向長壁綜合機械化采煤方法。2）回采工作面長度和采高結(jié)合本礦煤層賦存條件，及大型煤礦開采技術(shù)水平，確定工作面長度為125m，采高為一次采全高。（工作面長度要和你的區(qū)段斜長大致對應，區(qū)段斜長減去相鄰工作面的煤柱極為工作面長度）3）采場支護方式由于是綜合機械化采煤，故采場支護方式選用掩護式液壓支架，支架型號見下表3-1采煤機與液壓支架型號表。表3-1采煤機與液壓支架型號表煤層采煤機型號單位數(shù)量液壓支架型號aaaaaa2號煤層MG375-GW臺2ZY3000-12/285號煤層MG375-AW臺2ZYX3400/23/45液壓支架的主要特征：（1）ZYX3400/23/45支撐高度：2.3～4.5m；適用條件：煤層厚度〈4.3m，煤層傾角〈25°；工作阻力：3600kN；初撐力：2608kN；外形尺寸：5470×1430×2500（長×寬×高，單位：mm）操作方式：鄰架；（2）ZY3000-12/28支撐高度：1.2～2.8m；適用條件：煤層厚度1.4～2.6m，煤層傾角〈25°；工作阻力：2060～2854kN；初撐力：1355～1877kN；外形尺寸：4030×1420×1200（長×寬×高，單位：mm）；操作方式：本架。4）運輸方式采面采用刮板式輸送機，區(qū)段運輸巷用膠帶輸送機，運輸上山用膠帶輸送機，軌道上山采用蓄電電機車，礦車類型選用3t底卸式礦車。5）采空區(qū)處理由于是綜合機械化采煤，又根據(jù)煤層頂板巖層的性質(zhì)（直接頂?shù)暮穸容^大，且強度為2aaaaaa～3），故采空區(qū)處理采用全部垮落法處理。6）采煤機選擇采煤機選用雙滾筒采煤機，割煤方式為雙向割煤，往返兩刀。各煤層采煤機型號及數(shù)量如表3-1。采煤機的主要特征如下：（1）MG375-GW采高：2.3～4.5m；煤層傾角：〈35°；截深：630mm；滾筒直徑：2.3m；牽引力：500kN；牽引速度：0～6.1m/min；控頂距：2250～2450mm；（2）MG375-AW采高：1.5～2.6m；煤層傾角：〈35°；截深：630mm；滾筒直徑：1.3m；牽引力：500kN；牽引速度：0～6.1m/min；控頂距：2200～2450mm。3.2采區(qū)巷道布置及回采工藝1）采區(qū)巷道布置aaaaaa回采工作面采用一面兩巷布置，進風順槽與軌道上山相連，回風順槽與回風上山相連，進回風順槽在區(qū)段邊界構(gòu)成回采工作面，進回風順槽均沿煤層底板布置，采用共用采區(qū)上山的巷道聯(lián)合布置方式，詳見圖3-1采區(qū)上山的巷道布置。圖3-1采區(qū)上山的巷道布置圖1—運輸大巷；2—軌道大巷；3—運輸上山4—軌道上山；5—回風上山；6—回風大巷2）回采方式在井田范圍內(nèi)，采用采區(qū)前進式開采，工作面采用后退式開采。3）回采工作面循環(huán)工作組織回采工作面的工作“循環(huán)”，即完成落煤、裝煤、運煤、工作面支護及采空區(qū)處理等全部工序的整個過程。本礦井每年工作日為330天，回采工作面循環(huán)工作組織為“三八”工作制度，即把每晝夜為三班，兩班生產(chǎn)一班檢修，每班工作時間為八小時，日進十刀每刀0.6m的作業(yè)方式。aaaaaa3.3采區(qū)車場選擇1）采區(qū)上部車場由地質(zhì)條件選采區(qū)上部車場為順式平車場，其俯視圖如圖3-3采區(qū)上部車場所示。圖3-3采區(qū)上部車場1—回風大巷；2—回風上山；3—軌道上山；4—區(qū)段回風平巷；5—絞車房優(yōu)點：車輛運輸順當，調(diào)車方便，回風巷短，通過能力大；缺點：車場巷道斷面積大。2）采區(qū)中部車場由于采區(qū)為單面上山，故選擇采區(qū)中部車場為單側(cè)甩車場，其俯視圖如圖3-4采區(qū)中部車場所示。aaaaaa圖3-4采區(qū)中部車場1—軌道上山；2—運輸上山；3—回風上山優(yōu)點：調(diào)車方便，搬道岔工程量??；缺點：推車勞動量大，易磨損鋼絲繩，人員來往困難，工程量大。3）采區(qū)下部車場由于運輸上山采用膠帶輸送機運煤，故采區(qū)下部車場選用大巷裝車式的臥式繞道車場，其俯視圖如圖3-5采區(qū)下部車場所示。圖3-5采區(qū)下部車場1—軌道大巷；2—運輸大巷；3—回風上山；4—運輸上山；5—軌道上山；6—下部車場繞道優(yōu)點：調(diào)車方便；缺點：工程量大。3.4采區(qū)生產(chǎn)能力確定采區(qū)生產(chǎn)能力應根據(jù)地質(zhì)條件，煤層生產(chǎn)能力，采掘機械化程度和采區(qū)同時生產(chǎn)的工作面?zhèn)€數(shù)及其接替關(guān)系等因素來確定。其中掘進出煤率為年產(chǎn)量的10%本礦井兩翼布置，單面開采，同采工作面只有一個，因而本礦井的生產(chǎn)能力由該采區(qū)生產(chǎn)能力決定。1）采煤工作面計算：A＝LL1MγC（3-1）aaaaaa式中：A——工作面日產(chǎn)量，t/d；L——工作面長度，m；L1——工作面日進度，m/d；M——采高，m；γ——煤的容度,1.4t/m3；C——工作面回采率，取93％。日產(chǎn)量A＝125×6×2.5×1.4×93％＝2441.25t該處的工作面產(chǎn)量和風量計算中的產(chǎn)量是否對應？采高怎么變成2.5m了？2）采區(qū)日生產(chǎn)能力計算公式：AB＝K1K2ZA(3-2)式中：AB——采區(qū)生產(chǎn)能力；K1——工作面產(chǎn)量不均衡系數(shù)，只有一個工作面，取1；K2——采區(qū)內(nèi)掘進出煤系數(shù)，取1.1；ZA——采區(qū)內(nèi)同采工作面日產(chǎn)量之和；故AB＝1.1×2441.25＝2685.4taaaaaa4通風系統(tǒng)設(shè)計礦井通風系統(tǒng)是礦井生產(chǎn)系統(tǒng)的重要組成部分，其設(shè)計合理與否對全礦井安全生產(chǎn)及經(jīng)濟效益具有長遠而重要的影響。礦井通風系統(tǒng)設(shè)計是礦井設(shè)計的主要內(nèi)容之一，是反映礦井設(shè)計質(zhì)量和水平的主要因素。本章討論通風系統(tǒng)的類型及適用條件，選擇礦井通風系統(tǒng)，采區(qū)通風系統(tǒng)，風量計算與分配，計算礦井通風系統(tǒng)總阻力，選擇礦井通風設(shè)備，礦井通風費用計算等主要內(nèi)容。4.1礦井通風系統(tǒng)設(shè)計礦井通風系統(tǒng)是向礦井各作業(yè)地點供給新鮮空氣、排出污濁空氣的進、回風井的布置方式，主要通風機的工作方法，通風網(wǎng)路和風流控制設(shè)施的總稱。1）礦井通風系統(tǒng)的類型按礦井進、回風井在井田的位置不同，通風系統(tǒng)可分為中央式、對角式、區(qū)域式和混合式。進、回風井均位于井田走向中央。根據(jù)進、回風井的相對位置，又分為中央并列式和中央邊界式（中央分列式）。本礦井適合在中央式中選擇，下面就對中央式中的兩種類型進行比較并選型。（1）方案一：中央并列式中央并列式進風井和回風井大致并列在井田走向的中央，兩井底可以開掘到第一水平，也可只將回風井掘至回風水平。它的優(yōu)點是：進、回風井均布置在中央工業(yè)廣場內(nèi)，地面建筑和供電集中，建井期限較短，便于貫通，初期投資少，出煤快，護井煤柱較小。礦井反風容易，便于管理。該通風方式適用于煤層傾角大埋藏深井田走向長度小于4km的礦井，而本礦的走向長度為9000m，所以不適宜選這種通風方式。（2）方案二：中央邊界式（中央分列式）aaaaaa中央邊界式（中央分列式）是進風井大致位于井田走向的中央，回風井大致位于井田淺部邊界沿走向中央、在傾斜方向上兩井相隔一段距離，回風井的井底高于進風井的井底。這種通風方式適用于煤層傾角較小埋藏較淺，井田走向長度不大，瓦斯與自燃發(fā)火比較嚴重的礦井。本礦的煤層埋藏較淺，而且也有自然發(fā)火的現(xiàn)象，所以本礦采用中央邊界式的通風方式。2）主要通風機的工作方式與工作地點主要通風機的工作方式有三種：抽出式、壓入式、壓抽混合式。（1）方案一：抽出式抽出式是主要通風機安裝在回風井口，在抽出式主要通風機的作用下，整個礦井通風系統(tǒng)處在低于當?shù)卮髿鈮毫Φ呢搲籂顟B(tài)。當主要通風機因故障停止運轉(zhuǎn)時，井下風流的壓力提高，比較安全。由于比較安全，所以本煤礦采用抽出式。（2）方案二：壓入式壓入式是主要通風機安裝在入風井口，在壓入式主要通風機的作用下，整個礦井通風系統(tǒng)處在高于當?shù)卮髿鈮毫Φ恼龎籂顟B(tài)。在冒落裂隙通達地面時，壓入式通風礦井的有害氣體通過塌陷區(qū)向外漏出。當主要通風機停止運轉(zhuǎn)時，井下風流的壓力降低。采用壓入式通風時，須在礦井總進風路線上設(shè)置若干通風構(gòu)筑物，使通風管理困難，且漏風較大。4.2采區(qū)通風系統(tǒng)設(shè)計采區(qū)通風系統(tǒng)是礦井通風系統(tǒng)的主要組成單元，是采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)的重要組成部分。它包括采區(qū)進風、回風和工作面進、回風巷道組成的風路連接形式與采區(qū)內(nèi)的風流控制設(shè)施。1）采區(qū)進風上山與采區(qū)回風上山的選擇aaaaaa對于薄及中厚的緩傾斜煤層，我國廣泛采用走向長壁采煤法，開掘采區(qū)上（下）山聯(lián)系回風大巷及運輸大巷，上（下）山至少有兩條，即運輸機上山及軌道上山；對于生產(chǎn)能力大的采區(qū)可有三條或四條上山。只設(shè)兩條上山時，一條進風另一條回風。新鮮風流由大巷經(jīng)進風上（下）山、進風平巷進入采煤工作面，回風經(jīng)回風巷、回風上（下）山到采區(qū)回風石門。又本礦雖有厚煤層，但其厚度接近最大厚度的中厚煤層，采煤方法仍用走向長壁采煤法，故本礦各個采區(qū)內(nèi)的布置均相同。采區(qū)進回風巷道的形式有：軌道上山進風，運輸機上山回風；軌道上山回風，運輸機上山進風兩種。以下對其作簡略說明。（1）方案一：軌道上山進風，運輸機上山回風新鮮風流由進風大巷流經(jīng)采區(qū)石門然后到下部車場再到軌道上山，故下部車場繞道中不設(shè)風門。軌道上山的上部及中部車場凡與回風巷連接處，均設(shè)置風門和回風隔離。為此車場巷道要有適當?shù)拈L度，以保證兩道風門間距有一定的長度，以解決通風與運輸?shù)拿?。因為運輸上山既運煤，又用做回風，危險度較高，故不采用這種方式。（2）方案二：運輸機上山進風，軌道上山回風如圖4-1所示，運輸機上山進風時，風流方向與煤流方向相反。運輸機上山的下部與進風大巷間必須設(shè)聯(lián)絡(luò)巷入風，禁止從溜煤眼上風。運輸機上山的中部、上部與回風上山連接的巷道中均設(shè)置風門或風墻。軌道上山回風，它與各區(qū)段回風巷及回風石門連通，凡與進風巷連接地點，設(shè)置通風構(gòu)筑物。為了將軌道上山與與采區(qū)進風巷隔離，其下部車場必須設(shè)兩道以上風門，風門間隔不小于一列長度，這對于下部提料的采區(qū)特別重要，否則提料與通風易發(fā)生矛盾，風門破壞或敞開，風流短路，工作面風量不足，可能造成事故。對于從上水平下料的采區(qū)來說，料車通過下部車場很少，上述問題一般不存在，所以這種通風系統(tǒng)對于從上水平下料的采區(qū)比較適合。這種通風方式由于在運輸上山進風，進來的風吹動煤塵，新鮮風流被污染，也不適合選用。aaaaaa圖4-1運輸機上山進風的采區(qū)通風系統(tǒng)1—進風大巷；2—進風聯(lián)絡(luò)巷；3—運輸機上山；4—運輸機平巷；5—軌道上山；6—采區(qū)變電所；7—絞車房；8—回風巷；9—回風石門；10—總回風巷（3）方案三：軌道上山和運輸上山進風，回風上山回風本方法與軌道上山進風，運輸機上山回風基本相同，只是有三條上山，另外多打一條回風上山，這種方法避免了前兩種進風方式的弊端。軌道上山主進風，由于其進風量較大，所以主要供工作面通風。而運輸上山輔助進風，因為其進風量少，所以第一可以為掘進頭供風；第二，雖然運輸上山會往下運煤，新鮮風流進入可能會污染，但是新鮮風流的進入也使得運輸上山的空氣能夠符合行人的要求。而專用的回風上山只為回乏風而服務，有效的避免火災和爆炸事故的發(fā)生，同時減輕了安全投入，便于管理。雖然需要三條上山，開拓量初期比前兩種方式麻煩，但是總體來說，既不污染新鮮風流，又不會使乏風和運煤巷道沖突，所以采用軌道上山和運輸上山進風，回風上山回風。aaaaaa（4）采煤工作面上行通風與下行通風上行通風與下行通風是指進風流方向與采煤工作面的關(guān)系而言。當采煤工作面進風巷道水平低于回風巷時，采煤工作面的風流沿傾斜向上流動，稱上行通風，如圖4-2中的（a），否則是下行通風如圖4-2中的（b）。上行通風可以避免上余角的瓦斯積聚，減少事故的發(fā)生。下行通風如果工作面一個地方著火，火風壓會使風流反向，導致下面的地方?jīng)]有新鮮風流進入，危及人員安全。故工作面采用上行通風的方式。圖4-2采煤工作面上行風與下行風（5）工作面通風系統(tǒng)采煤工作面的通風系統(tǒng)由采煤工作面的瓦斯、溫度和煤層的自燃發(fā)火等所確定的，根據(jù)采煤工作面進回風巷道的布置方式和數(shù)量，工作面通風系統(tǒng)采用U型。2）采取掘進初期和掘進完成后局部的通風方式如圖4-3所示，為東一采區(qū)的掘進示意圖。在掘進初期的時候由于剛掘進一點，只掘除了三條聯(lián)絡(luò)巷，而又因為在掘進初期是用區(qū)段運輸平巷作為回風巷的，所以如果要想沖洗掘進頭1，就需要將通風機放在繞道里面為掘進頭供風，這樣才能保證回風的順暢。而不能向下面輔助巷那樣，直接將局部通風機放在巷道內(nèi)。這樣放置，沖洗玩掘進頭的乏風就會沿著如圖所示的路線回到回風上山。另外一個局部風機沖洗完下面掘進頭2之后，其乏風通過聯(lián)絡(luò)巷進入?yún)^(qū)段運輸平巷，然后進入回風上山。aaaaaa圖4-3東一采區(qū)掘進通風示意圖1—運輸上山；2—軌道上山；3回風上山；4—區(qū)段運輸平巷；5—中部車廠繞道風機安設(shè)在哪里？中部車場繞道在哪里？3）工作面通風方法隨采煤推進的變化情況在工作面采煤初期，將離工作面最近的那個聯(lián)絡(luò)巷打通，而將其他的聯(lián)絡(luò)巷密閉，使從軌道巷進來的大量風流由輔助巷通過離工作面最近的聯(lián)絡(luò)巷1進入?yún)^(qū)段運輸平巷并沖洗工作面。只有少量風流從聯(lián)絡(luò)巷2進入?yún)^(qū)段運輸平巷從而到達工作面，之所以這樣是因為：首先，風太大會吹散煤塵且風流被污染如圖；其次，區(qū)段運輸平巷也會有行人通過，所以要為其供風，如圖4-4。當工作面繼續(xù)想后推進，將原來的聯(lián)絡(luò)巷1和工作面以前的輔巷密閉，然后把如圖4-5所示的聯(lián)絡(luò)巷打通，以供工作面通風。繼續(xù)前面所述的通風流程，以此類推，直到這個工作面采完。aaaaaa圖4-4工作面采煤初期通風方法1—軌道上山；2—運輸上山；3—回風上山：4—區(qū)段運輸平巷；5—輔巷；6—區(qū)段回風平巷；7—回風大巷；8—聯(lián)絡(luò)巷1；9—聯(lián)絡(luò)巷2本圖與4-3中的軌道上山是否對應？輔巷5作為下一個工作面的回風巷，需要留巷，你的這個圖沒有體現(xiàn)這個作用，要明白該巷道的意義。當工作面開采繼續(xù)向后開采時，當越過原來的聯(lián)絡(luò)巷后，就將后面的聯(lián)絡(luò)航打開，并且將工作面之前的聯(lián)絡(luò)巷和輔巷都密閉，不密閉就成為盲巷了。其通風方法同初期相同，具體如下圖所示。圖4-5工作面采煤中期之后的通風方法1—軌道上山；2—運輸上山；3—回風上山：4—區(qū)段運輸平巷；5—輔巷；6—區(qū)段回風平巷；7—回風大巷；8—聯(lián)絡(luò)巷1；aaaaaa9—聯(lián)絡(luò)巷2；10—采空區(qū)輔巷5要隨著工作面的推進不斷密閉，否則漏入采空區(qū)的風是不是太大4.3礦井需風量計算與風量分配此處層次較多，要列出三級標題，注意論述過程中要層次分明礦井總風量是井下各工作地點的有效風量和各條風路上漏風量總和。礦井總風量的分配要根據(jù)實際需要由里往外細致分配。分配給各用風點的風量，必須符合《煤礦安全規(guī)程》中有關(guān)規(guī)定。并且選出合適的主要通風機和電機。1）礦井風量計算原則《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定：采區(qū)回風道、采掘工作面回風道中甲烷和二氧化碳濃度不得超過1%，采掘工作面的空氣溫度不得超過26°采掘工作面的進風流中，按體積計算，氧氣不得低于20%，二氧化碳不得低于0.5%。根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》，礦井需要的風量按下列要求分別計算，并選取其中的最大值：（1）按井下同時同時工作工作的最多人數(shù)計算，每人每分鐘供風量不得少于4m3。則按井下的最多人數(shù)計算，礦井的總風量為：（2）按采煤工作面、掘進工作面、硐室及其它地點實際需要風量的總和進行計算。2）采煤工作面需風量計算（1）按瓦斯涌出量計算Ad=(120×104)/330=3636t/d（該產(chǎn)量是礦井平均日產(chǎn)量）Qg=Q×Ad/16/60=10×3636/16/60=38m3/式中Qg—絕對瓦斯涌出量m3/min；aaaaaaqg—采煤工作面瓦斯相對涌出量m3/t；Ad—礦井日產(chǎn)量t/d。根據(jù)本礦實際情況本礦現(xiàn)階段只采1號煤層，一個回采工作面日產(chǎn)量為：3636t／d；按每日2班生產(chǎn)，則工作面生產(chǎn)時間按16h考慮。（瓦斯涌出是一天24小時都在涌出）故按瓦斯涌出量計算1號煤層采煤工作面絕對瓦斯涌出量抽放后為：18m3/min。(瓦斯抽的太少，涌出量還是偏大)又采煤工作面的需風量可用下式計算：Qwi=100×Qgwi×Kgwi（4-2）式中Qwi—第i個煤層采煤工作面需風量，m3/min；Qgwi—第i個煤層采煤工作面瓦斯絕對涌出量，m3/min；Kgwi—第i個煤層采煤工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，這里取1.2。故1號煤層采煤工作面的需風量為：Qwi=100×Qgwi×Kgwi=100×18×1.2=2160m工作面相對瓦斯涌出量的計算要和你第一章中的數(shù)據(jù)對應起來同時在西一采區(qū)設(shè)有備用工作面，按生產(chǎn)工作面所需風量的50%計算，則礦井工作面的實際需風量為：不是礦井的實際需風量吧？Qwi=1.5×2400=3240m（2）按工作面進風流溫度計算按工作面進風流溫度計算可用下式計算采煤工作面的需風量：aaaaaaQwi=60×Vwi×Swi×Kwi（4-3）式中Vwi—第i個煤層采煤工作面的風速，m/s；（這里1號煤層取1.5m/s）；Swi—第i個煤層采煤工作面的有效通風斷面積，取最大和最小控頂時有效斷面的平均值，m2；（1號煤層為10m2搞清楚這里是工作面的有效通風斷面，和工作面進回風的斷面是兩回事Kwi—第i個煤層采煤工作面的長度系數(shù)，這里均為1.1（因工作面長度均為125m）。按工作面進風流溫度計算1號煤層采煤工作面的需風量為：Qwi=60×Vwi×Swi×Kwi=60×1.5×10×1.1=990m3同時在西一采區(qū)設(shè)有備用工作面，按生產(chǎn)工作面所需風量的50%計算，則礦井工作面的實際需風量為：Qwi=1.5×990=1485m（3）按工作人員數(shù)量計算Qwi=4×Nwi（4-4）式中4—每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min；Nwi—第i個煤層采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，為40人？按工作人員數(shù)量計算各煤層工作面的需風量為：Qwi=4×Nwi=4×40=160m（4）按風速進行驗算按最低風速驗算各個工作面的最小風量：aaaaaaQwi≥60×0.25×Swi（4-5）因1號煤層工作面斷面積為10m2故：Qwi≥60×0.25×Swi=15×10=150m3按最大風速驗算各個煤層采煤工作面的最大風量：Qwi≤60×4×Swi（4-6）因1號煤層工作面斷面積為10m2，故：Qwi≤60×4×Swi=2400m3/min綜上，1號煤層采煤工作面需風量按工瓦斯涌出量計算為最適宜。合適嗎？你計算的是多少？不合適應該如何修改？3）掘進工作面需風量計算（1）按瓦斯涌出量計算Qhi=100×Qghi×Kghi（4-7）式中，Qhi—第i個煤層掘進工作面的需風量，m3/min；Qghi—第i個煤層掘進工作面的絕對瓦斯涌出量，m3/min；Kghi—第i個煤層掘進工作面的瓦斯涌出不均勻和備用風量系數(shù)，一般可取1.5—3.0。故各煤層掘進工作面的需風量（1號煤層每天掘進10m，其斷面積為6m2）為：因為掘進工作面產(chǎn)煤量按回采工作面的10%計算，所以Ad的取值為：Ad=2727×10%=272.7aaaaaaQghi=Q×Ad/16/60=12×272.7/16/60=3.4m3/min12是怎么來的？一天按照24小時瓦斯涌出來計算才合適掘進工作面絕對瓦斯涌出量抽放后為：1.8m3/minQh2=100×Qgh2×Kgh2=100×1.8×3=540m3按照常識，你計算的掘進工作面需風量太大，不符合現(xiàn)場實際（2）按局部通風機吸風量計算Qhi=∑Qhfi×Kghi（4-8）式中∑Qhfi—第i個煤層掘進工作面同時運轉(zhuǎn)的局部通風機額定風量的和。Kghi—為防止局部通風機吸循環(huán)風的備用系數(shù)，一般取1.2～1.3進風巷道無瓦斯涌出時取1.2，有瓦斯涌出時取1.3。按局部通風機吸風量計算第i個煤層掘進工作面的需風量為：Qh2=∑Qhf2×Kgh2=529×1.2=635m3看書，你這個公式的計算過程中529怎么來的？（3）按工作人員數(shù)量計算Qwi=4×Nwi（4-4）式中4—每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min；Nwi—第i個煤層采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，為20人按工作人員數(shù)量計算各煤層工作面的需風量為：Qwi=4×Nwi=4×20=80m（4）按風速進行驗算①按最低風速驗算各個掘進工作面的最小風量：aaaaaaQhi≥60×0.25×Shi（4-9）式中Shi—第i煤層掘進工作面斷面積，m2；因各煤層掘進工作面斷面積相等，故：Qh2≥60×0.25×Sh2=15×6=90m3/min②按最大風速驗算各個煤層采煤工作面的最大風量：Qhi≤60×4×Shi（4-10）Qh2≤60×4×Sh2=240×6=1440m3綜上，1號煤層掘進工作面需風量均按局部通風機吸風量計算為最適宜。4）硐室需風量計算每個采區(qū)主要硐室有三個，分別為：充電硐室、火藥庫、采區(qū)變電所，而全礦井又有一個機電硐室。按經(jīng)驗充電硐室應供給的風量為120m3/min，火藥庫應供給的風量為90m3/min，采區(qū)變電所應供給的風量為60m3/min，而機電硐室應供給的風量為60m3/min，有因為充電硐室、火藥庫、采區(qū)變電所各有兩個，故全礦井硐室所需風量為600m3/min。5）其他用風地點的需風量計算其它用風地點風量取采煤、掘進及硐室風量的5％則：∑Q其它＝（3240＋635＋600）×5％＝224m3/min；6）礦井總風量計算礦井的總進風量，應按采煤、掘進、硐室及其他地點實際用風量的總和計算：Qm=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot）×Km（4-12）aaaaaa式中∑Qwt—采煤工作面和備用工作面所需風量之和，m3/min；∑Qht—掘進工作面所需風量之和，m3/min；∑Qrt—硐室所需風量之和，m3/min；∑Qot—其他用風地點所需風量之和，m3/min；Km—礦井通風系數(shù)，可取1.15～1.25。則全礦井所需風量（開采2號煤層時）為：Qm=（3240＋635＋600＋224）×Km=（3240＋635＋600＋224）×1.15=5403.85m3=90m幾個采煤面？幾個掘進面？要交代清楚然后才計算礦井總風量而本礦井在通風困難時期由于采空區(qū)相對較多和巷道加長，漏風系數(shù)增大，因此，在通風困難時期的Km值取1.2，則Qm`為：Qm`=（3240＋635＋600＋224）×Km=（3240＋635＋600＋224）×1.2=5638.8m=94m37）風量分配將礦井總風量分配到井下各用風地點，風量分配見表4-1。1個掘進面肯定是不符合實際情況的，其中還有開拓巷道的，準備采煤工作面的，一般情況下一個采煤面至少配備2個以上的掘進面。aaaaaa該處的風量分配太簡單，要詳細一些?？偡峙涞娘L量應該和礦井總進風量相等表4-1礦井風量分配表順序用風地點數(shù)量（個）單位配風量（m3/s）總配風量（m3/s）1回采工作面136362預備工作面118183掘進工作面111114爆炸材料發(fā)放硐室21.535采區(qū)變電所2126充電硐室2247機電硐室1118其它49合計79？4.4計算礦井通風系統(tǒng)總阻力1）容易時期（見表4-4）所謂容易時期，就是礦井開采東一采區(qū)和西一采區(qū)1號煤層且自然風壓為幫助通風機通風的時期。本礦自然風壓為HN30Pa，此時礦井通風系統(tǒng)總阻力的計算為：通風容易時期總阻力：Hmd=1.1×HfdHfd=∑αLUQ2/S3=1089Pa，式中：h摩——摩擦阻力Paaaaaaaa——摩擦阻力系數(shù)N.s2/m4L——井巷長度mU——井巷凈斷面周長mQ——通過井巷的風量m3/sS——井巷凈斷面積m2R——井巷摩擦風阻N.s2/m8則Hmd=1.1×Hfd=1.1×1089=1198Pa各巷道斷面要和你前面的論述一致為什么沒有考慮風硐和擴散器阻力？表4-4通風容易時期東一采區(qū)阻力表序號名稱長度L面積S摩擦阻力系數(shù)α×10000斷面形狀系數(shù)C巷道摩擦風阻Rf風量Q阻力Hf風速V1—2副井30019.64003.5440.02989290242.1254.52—3主石門10014.2903.5440.0041688832.2796.2aaaaaa3—5軌道大巷30015.91003.90.02124533.519.1201.895—10軌道上山50012.21003.90.0698682932.6432.3810—12軌道上山10012.21003.90.069868296.5292.3812—14軌道上山30012.21003.90.0698682919.5862.3814—15順槽8008.42844.160.46249725289.061315—16工作面125102804.160.0460422528.7772.516—17順槽8008.42844.160.46249725289.061317—18回風石門5012.2903.5440.010223439.4523.5218—19回風石門5012.2903.5440.010223439.4523.5219—20回風大巷30012.2983.90.0437514380.8963.5220—21風井20019.633.33.5440.0006919011.0994.5下圖為礦井容易時期礦井節(jié)點系統(tǒng)圖，如圖4-6：aaaaaa圖4-6礦井容易時期節(jié)點系統(tǒng)圖各節(jié)點標示處具體位置2）困難時期（見表4-5）所謂困難時期，就是礦井開采西二采區(qū)和東二采區(qū)2號煤層且自然風壓為阻礙通風機通風的時期。本礦自然風壓為HN＝30Pa，此時礦井通風系統(tǒng)總阻力的計算為：通風困難時期總阻力：Hme=1.1×HfeHfe=∑aLUQ2/S3=1794.8Pa，則Hme=1.1×Hfe+HN=1.1×1769.6=1946.6Pa 通風容易時期摩擦阻力和困難時期摩擦阻力的符合寫反了 所有公式都用公式編輯器輸入 沒有考慮風硐和擴散器阻力？aaaaaaaaaaaa表4-5通風困難時期東二采區(qū)阻力表序號名稱長度L面積S摩擦阻力系數(shù)α×10000斷面形狀系數(shù)C巷道摩擦風阻Rf風量Q阻力Hf風速V1—2副井30019.64003.5440.02989293258.5364.742—3主石門10014.2903.5440.0041689134.5186.43—5軌道大巷1900151003.90.16111633.5145.00425—10軌道上山50012.21003.90.0698682932.6432.3810—12軌道上山10012.21003.90.069868296.5292.3812—14軌道上山30012.21003.90.0698682919.5862.3814—15順槽8008.4284.24.160.43359125270.9942.98615—16工作面125102804.160.0460432528.7772.516—17順槽8008.4284.24.160.43359125270.9942.517—18回風石門8412.2903.5440.0102234510.3513.6918—19回風石門8412.2903.5440.0102234510.3513.6919—20回風大巷190012.2983.90.26615245538.9583.6920—21風井20019.633.33.5440.0013829311.8794.74下圖為礦井困難時期礦井節(jié)點系統(tǒng)圖，如圖4-7：aaaaaa圖4-7礦井困難時期節(jié)點系統(tǒng)圖各節(jié)點標示處具體位置補充礦井風阻、等積孔計算4.5礦井通風設(shè)備選擇礦井通風設(shè)備是指主要通風機和電動機。1）主要通風機的選擇（1）計算通風機風量由于外部漏風，風機風量Qf大于礦井風量QmQf=kQm（4-13）式中Qf—主要通風機的工作風量，m3/s；Qm—礦井需風量，m3/s；k—漏風損失系數(shù)，風井不做提升井時取1.1，箕斗兼做回風井時取1.15，回風井兼做升降人員時取1.2。aaaaaa因此，本礦井在通風容易時期實際所需通風機能提供的最大風量必須大于Qfmax：Qfmax=kQm=1.1×5403.85=5944.235=99m3而本礦井在通風困難時期由于采空區(qū)相對較多和巷道加長，漏風系數(shù)增大，因此，本礦井在困難時期所需通風機能提供的最大風量必須大于Qfmax1：Qfmax1=kQm=1.15×5638.8=108m3（2）計算通風機風壓由于本礦采用中央分列式抽出式通風方法，且所選風機為軸流式風機，故通風機風壓計算公式為：容易時期：Hsdmin=hm-HN（4-14）困難時期：Hsdmax=hm+HN（4-15）式中hm—礦井通風系統(tǒng)的總阻力；hd—通風機附屬裝置的阻力；HN—自然風壓。HN=Zg（ρm1-ρm2）（4-16）（4-16）通過計算，溫度最高時HN=29.7Pa，溫度最低時HN=69.7Pa；故：容易時期：Hsdmin=hm-HN=1238-29.7=1208.3Paaaaaaa（1238怎么來的？你前面容易時期的阻力計算結(jié)果為1198）困難時期：Hsdmax=hm+HN=1946.6+69.7=2016.3Pa自然風壓要去較大值（3）初選通風機根據(jù)容易時期通風機的風量和風壓（99m3/s，1208.3Pa）和困難時期通風機的風量和風壓（108m3/s，2016.3Pa），初步選出風機型號為BDNo24和BDNo26的兩種軸流式風機，轉(zhuǎn)速分別為n=740r/min和n=580r/min。（4）求通風機的實際工況點①計算風機的工作風阻Rsmin=Hsdmin/Qfmin2（4-17）Rsmax=Hsdmax/Qfmax2（4-18）②根據(jù)：Hsdmin=0.1233Qfmin2，Hsdma=0.1725Qfmax2在風機性能曲線圖（圖4-8和圖4-9）上做出兩條風阻曲線。由做圖所得的兩個初選風機的實際工況點即為M1’、M2’。在圖上要標注出設(shè)計工況點和實際工況點，很好！風機工況點的確定方法正確，但風壓曲線、功率曲線和效率曲線必須在一個圖上表示出來，不能分成兩個圖來表示修改后風機的風壓和風量都會變化，重新按照該方法求取風機實際工況點aaaaaa圖4-8BD№26軸流式通風機性能曲線曲線圖aaaaaa圖4-9BD№24軸流式通風機性能曲線曲線圖（5）精選風機表4-4風機性能比較風機型號實際風壓（Pa）實際風量（m軸功率（kw）效率（%）備注aaaaaa3/s）大小大小大小大小BD№242200135011310432019