【正文】 綜采工作面和高沼氣礦采煤工作面(綜采工作面)所需風量的計算。 （71）式中：Qkj——礦井總進風量，m3/s；∑Qcj ——采煤工作面實際需要風量總和，m3/s；∑Qjj——掘進工作面實際需要風量總和，m3/s；∑Qdj——獨立通風的硐室實際需要風量總和，m3/s；∑Qgj——礦井中除采煤、掘進和硐室以外其它井巷需要通風量總和，m3/s；Kkj——礦井通風系數(shù)(包括礦井內(nèi)部漏風和配風不均勻等因素)～ 采煤工作面實際需風量采煤工作面實際需要風量應按礦井各個采煤工作面實際需要風量的總和計算見公式（72）。采用“著火溫度降低法”對各煤層進行了測試，其Dt基本上在25℃以內(nèi)，屬無自然傾向煤層。 風量計算及風量分配根據(jù)現(xiàn)行《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，礦井需要的風量應按照下列要求分別計算，并選取其中的最大值。在礦井通風系統(tǒng)確定的基礎(chǔ)上，繪制礦井最容易時期與最困難時期通風系統(tǒng)示意圖，圖中應標明巷道長度，通過風量，通風構(gòu)筑物位置，新、乏風流方向等。④ 分區(qū)對角式的適用條件煤層距地表淺，或因地表高低起伏較大，無法開掘淺部的總回風巷，在此條件下開掘第一水平時，只能用這種小風井分區(qū)通風的布置方式。它與中央并列式相比，安全性要好，通風阻力較小，內(nèi)部漏風小，這對于瓦斯、自然發(fā)火的管理工作是較有利的，且工業(yè)廣場沒有主要通風機噪音的影響。（2）通風方式的技術(shù)比較：① 中央并列式的適用條件煤層傾角大、埋藏深、且走向長度不大(井田走向長度一般小于4km)，而且瓦斯、自然發(fā)火都不嚴重的礦井，采用中央并列式是較合理的。 選擇礦井通風方式（1）選擇通風方式主要考慮因素① 自然因素：煤層賦存狀態(tài)、埋藏深度、沖積層厚度、礦井瓦斯等級、煤層爆炸性、煤層自然發(fā)火性、礦井地質(zhì)條件、井田尺寸及年生產(chǎn)能力等。（4） 在地面小窯塌陷區(qū)嚴重，開采第一水平和低沼氣礦井的條件下，采用壓入式通風是較合適的，深水平時再過渡到抽出式通風。（2） 采用壓入式通風時，須使礦井總進風路線上設置若干構(gòu)筑物，使通風管理工作比較困難，漏風較大。（8） 井下火藥庫必須有單獨的進風風流，回風風流必須直接引入礦井的總回風道或主要回風道，井下充電硐室必須有單獨的風流通風，回風風流可以引入采區(qū)回風道中。（7） 采煤工作面和掘進工作面都應采用獨立通風。（5） 每一個礦井必須有完整的獨立的獨立通風系統(tǒng)，不宜把兩個可以獨立通風的礦井合并一個通風系統(tǒng)，若有兩個出風井，則自采區(qū)流到各個出風井的風流需保持獨立；各工作面的回風在進入采區(qū)回風道之前，各采區(qū)的回風在進入回風水平之前都不能任意貫通，下水平的回風流和上水平的進風流必須嚴格隔開，在條件允許時，要盡量使總進風早分開，總回風晚匯合。（4） 所有礦井都必須采用機械通風，主要通風機(供全礦、一翼或一個分區(qū)使用)必須安裝在地面。如果兼作風井使用時，必須遵守下列規(guī)定：① 箕斗提升兼作回風井時，井上下裝、卸井塔都必須有完善的封閉措施，其漏風率不超過15%，并應有可靠的降塵設施，但裝有皮帶運輸機的井筒不得兼作回風井；② 箕斗提升井或裝有皮帶運輸機的井筒兼作進風井時，箕斗提升井筒中的風速不得超過6m/s；裝有皮帶運輸機的井筒中的風速不得超過4m/s，并都應有可靠的防塵措施，保證粉塵濃度符合工業(yè)衛(wèi)生標準?？偦仫L道不得作為主要行人道，礦井的回風流和主要通風機的噪音不得造成公害。進風井筒冬季結(jié)冰，對工人身體健康、提升和其它設施有危害時，必須裝設暖風設備，保持進風井口以下的空氣溫度在2℃以上。保證有一個井筒進新鮮空氣，另一個井筒排出污濁的空氣。如果采用中央式通風系統(tǒng)時，還要在井田境界附近設置安全出口。礦井通風系統(tǒng)要符合下列要求：（1） 每一個生產(chǎn)礦井，必須至少有兩個能行人的通達地面的安全出口。所設計的礦井服務年限超過20～25年，則分前期和后期設計，后期只考慮通風方案，不做詳細設計。6 礦井通風設計 礦井通風系統(tǒng)的選擇礦井通風系統(tǒng)包括：通風方式，即進風井和出風井的布置方式（分為中央式、對角式、分區(qū)式和混合式）；通風方法，即礦井主要通風機的工作方法（分為抽出式、壓入式和抽壓混合式三種）結(jié)合第三章和第四章所確定的井田開拓、采區(qū)巷道布置、回采工藝，選擇礦井通風系統(tǒng)。（4） 校驗計算① 檢驗排水時間及排水管中流速排水時間計算公式見（626）正常涌水時：代入數(shù)據(jù)：TN=1==≤20h符合要求最大涌水時：代入數(shù)據(jù)：==≤20h符合要求排水管內(nèi)實際流速：～。一般取10m； ——吸水管上各局部裝置得阻力系數(shù)之和，查表可知，這一段裝置有底閥過濾器一個，彎頭四個，異位接管一個；計算得：Vx＝Hwx＝Hs允＝計算= Vx + Hwx+ Hs允= =－－=－－=① 求管道特性方程，繪制管道特性曲線曲線揚程計算公式見（625）。 = （619）式中：—水泵最大排水量；—礦井最大涌水量；數(shù)據(jù)代入公式（620）得： = =40=48m3/h.（3） 管道特性曲線，確定工況點① 最大吸水高度的計算計算公式見（624） （624）式中：Hs允—產(chǎn)品樣本上給出的允許吸上真空度，；vx—吸水管中流速；Vx＝== m/sdx—所選標準吸水管內(nèi)徑。 =Q （618）式中：—水泵最小排水量，；Q—礦井正常涌水量；數(shù)據(jù)代入公式（618）得：=Q=24=② 最大涌水量時所選水泵必須的排水。 排水設備選型計算（1） 水泵型號及臺數(shù)① 正常涌水量時所選水泵必須水能力。瓦斯涌出量小。u容器在爬行時所需的附加時間，取8s；上下人員休止時間，s；數(shù)據(jù)代入式（611）得：==單層罐籠每次升降5人及以下時，其休止時間為20s，超過5人，每增加1人增加1s；雙層罐籠升降人員，如兩層中的人員可同時進出罐籠時，休止時間比單層罐籠增加2s信號聯(lián)系時間，當人員由一個水平進出罐時，休止時間比單層增加一倍，另加6s換置罐籠時間。①要求最大班下井時間一般40min，所以用提升人員按式（610）進行驗算?；酚行莘e16。采用罐籠提升，根據(jù)選用的礦車噸數(shù)，及一次合理提升量確定罐籠的層數(shù)及車數(shù)；單層罐籠的車數(shù)式中： Q——一次合理提升量；G——礦車噸數(shù)。 （69）式中：煤的松散容重,＝==，其中：γ為煤的容重，γ＝，φ為碎漲系數(shù)，；β滿載系數(shù)，；箕斗容積， 。u容器在爬行時所需的附加時間，取10s；θ休止時間，取15s?；肪嬎愎揭姡?8）。 礦井提升 主井提升設備選型計算（1）一次合理提取量計算公式見（66） （66）式中:A礦井產(chǎn)量，t；C不均衡系數(shù)，；富裕系數(shù)，；t日提升時間，取14h；n年工作日，取300d；Tj一次提升循環(huán)時間，s。（式中：G、G0分別為礦車的載重和自重，t；數(shù)據(jù)代入公式（65）得：= 取14臺。 ,N （61）機車在運輸過程中，拉重列車組在上坡啟動時所需要的機車的最大牽引力代入公式得：,N利用上邊兩式，可得出在滿足粘著力條件下機車的牽引質(zhì)量（及重列車質(zhì)量）計算公式見（52） ，t （62）式中：F最大牽引力，Nφ粘著系數(shù)，P機車質(zhì)量,t重列車質(zhì)量,t 重列車啟動的阻力系數(shù)，i軌道平均坡度，一般取i=3‰，a列車啟動加速度，m/s代入公式得：＝＝135t（2）按溫升條件滿足牽引電動機溫升條件時，機車的能牽引車組的最大質(zhì)量公式見（63） （63）式中：Fch長時制牽引力,Nτ等效電流，重列車運行的阻力系數(shù)，重車下坡；等阻坡度,一般取3‰；α調(diào)車系數(shù)，運距為1000～；，代入公式63得：＝＝74t（3） 按制動條件計算公式見（64）。大巷輔助運輸采用10噸架線式電機車牽引3噸固定箱式礦車。人員：副井井底車場軌道大巷區(qū)段運輸平巷工作面。矸石：工作面區(qū)段平巷單軌吊上山軌道大巷副井提升到地面。煤炭運輸采用膠帶輸送機運送。圖53工人出勤情5 礦井運輸、提升、排水 井下運輸本礦井設計年工作300天，每天兩班半生產(chǎn)，半班檢修，每天提升14小時，礦井先期投產(chǎn)一個采區(qū)保證年產(chǎn)量，設計一個綜采工作面，一個巖掘隊，一個煤掘隊，設計兩條大巷，分別鋪設軌道和膠帶輸送機，首采區(qū)設計兩條上山。勞動組織采用平行作業(yè)。 工作面設備配套根據(jù)上述除選的液壓支架，按照煤層厚度所要求的工作面的生產(chǎn)能力進行初步選型計算，考慮采煤機、液壓支架與工作面運輸機之間合理的機械和空間配套關(guān)系、以及能力的相互匹配、參照煤炭部設備成套服務公司所制定的綜采成套設備型譜確定與液壓支架相配套的采煤機、工作面運輸機、順槽轉(zhuǎn)載順槽皮帶輸送機及乳化液泵站等設備如下表53。本井田鉆探揭露巖性及巖石物理力學實驗資料，對初期開采煤層的頂板條件作了定性分析：直接頂多為沙質(zhì)泥巖或細砂巖類，比較穩(wěn)定，強度中等，應屬2～3類頂板；老頂多為中粒砂巖，直接頂厚度一般小于3～5倍采高，初次來壓布局大于20m，按葛店礦資料，老頂來壓強度不甚強烈，其級別相當于Ⅲ級。為此，回采工作面采用綜合機械化設備?！?0176。采區(qū)變電所設在兩條上山之間，在采區(qū)電力負荷中心。 采區(qū)上下山布置首采區(qū)設有兩條下山，運輸分別采用膠帶輸送機和單軌吊，考慮到煤層是中厚煤層， ，煤質(zhì)較硬，煤層條件較好，瓦斯涌出量小，可以考慮沿煤層底板布置下山，二煤層底板是中灰深灰色細、中砂巖或粉砂巖，可以布置其中，兩條下山垂直走向距離20m，單軌吊下山布置在離煤層15m的底版巖層中，并且把單軌吊下山布置的比膠帶輸送機下山高5m。本井田設計分兩個階段，一個階段分四個采區(qū)，一個采區(qū)分四個區(qū)段。 采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 采區(qū)走向長度，設計生產(chǎn)能力為30萬t/a，目前剩余地質(zhì)儲量2999萬噸，可采儲量1781萬噸服務年限38a，地質(zhì)條件簡單，坡度變化極為平緩，并且全為A級儲量。采煤工作面采用走向長壁后退式采煤方法，分層開采，全部垮落法頂板管理。頂板屬中等穩(wěn)定性Ⅱ類。 采煤方法選擇礦井開采煤層，～，傾角1020176。的上下山的掘進速度，；②。平巷掘進速度見表48，井巷掘進類別見表49，井巷工程量見表410。則礦井年產(chǎn)量A= Am+ An =+=。 （45）代入公式35得：A=220960 =式中： ——礦井同采工作面產(chǎn)量總和，萬t；——工作面采高，m；—工作面長，m；——工作面年推進度，m/a；——工作面煤的容重，t/m3；在一個回采工作面回采結(jié)束以前，必須已經(jīng)準備好一個回采工作面，要準備好一個回采工作面掘進出煤量計算公式見（46）。綜采： （44）代入公式（44）得：B==則取工作面線長220m。 保證年產(chǎn)量的同采采區(qū)數(shù)和工作面數(shù)（1） ，一個采區(qū)的一個工作面可以確保礦井的設計年產(chǎn)量。先開采靠近井筒的采區(qū)，再開采遠離井筒的采區(qū)，上山階段采用前進式開采，下山階段采用后退式開采。圖46單開道岔非平行線路連接（2）單開道岔非平行線路連接見圖47。（3） 選擇軌型、彎道曲率半徑及道岔，并計算車場各部分道岔及彎道的聯(lián)接系統(tǒng)尺寸。（2） 井底車場各存車線長度確定① 主井空、重車線 L＝mnL1+L2+L3 （41）式中：L——存車線長度，m；m——列車數(shù),；n——每列車礦車數(shù)，取14；L1——一輛礦車長度，；L2——電機車長度，；L3——電機車制動距離，一般取12～15m代入公式得L=14++13=，為有富余能力取95m.② 副井空、重車線 L＝mnL1+L2+L3 （42）式中：L——存車線長度，m；m——列車數(shù)，；n——每列礦車數(shù)，取14；L1——一輛礦車長度，；L2——電機車長度，；L3——電機車制動距離，一般取12～15m；代入公式（32）得L=14++13=，為有富余能力取70m。考慮本礦井煤層傾角不大，礦井地質(zhì)條件比較簡單，井下采用單環(huán)臥式車場，主井井底車場和副井井底車場采用斜巷連接，組成完整的井底車場。若井底裝載硐室設于開采水平以上時，井底可不設水窩，但要便于井筒淋水能自流入水倉；提升井的井窩深度必須附合《規(guī)程》397條的規(guī)定。井窩深度：箕斗井為清理井底撒煤，平臺下再設≥