【正文】 根據(jù)以上計算的數(shù)據(jù)，代入得hftmax=hfmax+hva+hat=+196+147=hftmin=hfmin+hva+hat =1373+196+147=1716Pa3. 選通風機1） 求風機實際的工況點軸流式通風機的工作風阻Rtmax=hftmax/Q2f=Rtmin=hftmin/Q2f=1717/= NS2/m8 　　式中——通風阻力最大時所配電動機功率——通風阻力最大時風機工作風量，m3/s——通風機的工作效率——傳動效率最1Km——～=()/(10001)=141Kw()= Kw/=＜== Kw所以選150kw和100kw的電動機各一臺 一般情況下，火災發(fā)生在總進風流中時，應進行全礦性反風，阻止煤煙侵入井下采掘區(qū)。設在流動過程中無能量損失，故可列出兩截面的能量方程為：則有：A=通風容易時：A=＞2 容易通風困難時：A=＞2 容易 通風設備的選擇通風設備的選擇是根據(jù)計算出的Q和通風最容易時期最小阻力和通風最困難時期最大阻力進行設計的.:1. 計算通風機的工作風量Qf=KQm K=(～) K為外部漏風系數(shù)　　　　　　　Qf——風機風量m3/min； 　 Qm ——礦井總需風量。 通風難易程度對照表(76):礦井通風難易程度礦井總風阻 Rm/Ns2通過平均井巷凈斷面積進行計算：hfmin＝40001402＝hfmax＝70001402＝在井下，局部風阻為總風阻的10%則：hmax＝hfmax／＝hmin＝hfmin／＝具體詳見通風阻力計算表：,則通過主扇風機的風量為:Q扇＝KQ＝140＝168K——漏風系數(shù)。井巷中風流風速(m/s)(見表75). 表75 井巷中風流風速井巷名稱允許風速(m/s)最低最高無繩提升設備的風井和風硐－15專為升降物料的井筒－12風橋－10升降人員和物料的井筒－8主要進、回風巷－8架線電機車巷道8運輸機巷道、采區(qū)進、回風道6回采工作面、掘進機的煤巷和半煤巖巷4掘進中巖巷4其它行人巷道1 礦井通風阻力計算hfr＝aLUQ 2／S179。2．礦井總風量調節(jié)主要采用改變主扇的工作特性或改變礦井網(wǎng)絡路總風阻值。增阻法主要采用風窗調節(jié)，減阻法主要在風阻大的地段擴大段落區(qū)域同斷面積。表73 礦井通風難易程度分級礦井通風難易程度礦井總風阻Rm（NS216＝8 m/s根據(jù)煤礦安全規(guī)程中要求，大巷中風速不能超過8 m/s,則符合要求。1．工作面風速驗算：最低風速驗算：Q ai≥60Saim3/min60＝ m3/min m3/min符合要求最高風速驗算：Q ai≤460Saim3/min460＝ m3/min符合要求2．掘進低風速驗算：按最低風速驗算：Q m≥60Sai＝60＝780 m3/min按最高風速驗算：Q m≤460Sai＝240＝780 m3/min m3/min符合要求3．其它井巷風速驗算：其它井巷需風量Q di＝Q di≥6010＝90m3/min90m3/min符合要求4大巷風速驗算：Q＝(Qa+Qb+Qc+Qd)K=(＋780＋810＋) =Q /S大巷＝247?？偤蜑?10 m3/min。（2）按局部通風機吸風量計算：Q掘=QfIkf 式中，Qf——掘進面局部通風額定風量，m3/min； I——掘進同時運轉的局部通風機臺數(shù)，臺； kf——為防止局部通風機吸循環(huán)風的風量系數(shù)，～Q掘=2501=325 m3/min。0。則:∑Qa＝Kz∑Qai＝2＝(m3/min)式中：n——采煤工作面?zhèn)€數(shù)；Kz—— 備用工作面系數(shù),；2．各掘進工作面需風量計算：（1）按瓦斯涌出量　　Qhi=100qghiKghi 式中　　　Qhi　　　　　　　第i個掘進工作面的需風量m3/min；　　　　　　　qghi　　　　　　　第i 個掘進工作面的絕對瓦斯涌出量；　　　　　　　Kghi 第i個掘進工作面瓦斯涌出不均衡和　　　　　　　　　　　　備風量系數(shù)，一般取1。ai― 第i個工作面瓦斯絕對涌出量； Ki ― 通風系統(tǒng)；(2)按人員計算：q a＝4Ni＝429＝116(m3/min)式中：N第i個工作面最多人數(shù)；人(3)按工作面溫度計算： 采煤工作面應有良好的氣候條件，其進風流氣溫和風速應符合（表71）的要求。1．采煤工作面需風量的計算：(1)按瓦斯涌出量計算： Qai＝100qCH4礦井風量按上述進行計算后，還應根據(jù)鄰近或類似礦井經(jīng)驗按實際需要配風進行校核。 風量計算與風量分配1．煤礦安全規(guī)程規(guī)定，生產(chǎn)礦井的風量應該按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和進行計算。其缺點是使用的風機設備多，管理復雜。在入風井口設一風機做壓入式工作，回風井口設一風機做抽出式工作。主要通風機安設在入風井口，在壓入式主要通風機作用下，整個礦井通風系統(tǒng)處在高于當?shù)卦跉鈮旱恼龎籂顟B(tài)。1．抽出式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)。，瓦斯含量小，煤層埋藏較深，地質條件較簡單，參照2006煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范，本設計礦井采用分區(qū)對角式通風系統(tǒng)。優(yōu)點是回風井數(shù)量多，通風能力大，布置較靈活。優(yōu)點是風流在井下是直向式的，風流線路短，阻力小，各采區(qū)阻力也較平均，礦井風壓也較穩(wěn)定，工業(yè)廣場不受回風污染及噪音危害，且安全出口多；缺點是管理較分散，反風較困難。其優(yōu)點是地面建筑和供電集中，建井期短，便于貫通，初期投資少；缺點是風流在井下的流動路線為折返式，風阻大，采空區(qū)漏風大，并且工業(yè)廣場受風機噪音影響。且與整個礦井的開拓布置有緊密聯(lián)系，對保證安全生產(chǎn)，提高煤礦的經(jīng)濟效益有深遠意義。煤塵無煤炸危險性，井田范圍內煤無自燃傾向.礦井通風系統(tǒng)是向礦井內各作業(yè)地點供給新鮮空氣，排出污濁空氣的通風網(wǎng)絡，通風動力和通風控制設施的總稱。（１） 副井提升容器為：GDG319/3/2型罐籠。2g重力加速度，取9。95K礦進阻力系數(shù)，箕斗取1。5／11。 br——330a； t——16h；其余從前。則Tˊ=+212/+10+8=（3）一次提升量Qˊ的計算Qˊ=[αf+CATˊ]/3600brt, t/次式中：αf——提升能力富裕系數(shù)，； C——提升不均衡系數(shù)，～； A——礦井年產(chǎn)量，t/a。一般情況下對于年產(chǎn)量超過180萬噸的大型礦井主井采用兩套箕斗提升設備，副井除配備一套罐籠提升設備以外，有時尚需設置一套帶平衡錘的單容器提升設備作為輔助提升。各設備只選型合理，才能有機的構成一個整體，使煤炭、材料的運輸協(xié)調進行。 　 每組運煤列車礦車數(shù)確定為22輛，本設計礦井有4組運煤列車，則5t底卸式礦車總數(shù)為：N＝224＝88輛，備用及檢修的臺數(shù)為n＝N20％＝18輛，總礦車數(shù)為：N總＝N＋n＝106輛，本礦井確定備有3組輔助運輸列車即N=322＝66輛，：n＝N20％＝14輛，t材料車取14輛。N1＝N25％＝5臺則架線式電機車總臺數(shù)為22臺。工作電機車臺數(shù)計算如下:N=(11L+30)/(2100P)式中:N――工作電機車臺數(shù), 臺；　　――產(chǎn)量與運輸不均衡系數(shù)；Q――采煤班產(chǎn)量，t；L――運輸加權平均距離，Km；11――運行時間與運距換算系數(shù)；2100――每班工作時間與機車載重乘積；p――裝卸及調車時間。采區(qū)運輸：大型礦井的采區(qū)，要積極采用連續(xù)化運輸，發(fā)展帶式輸送機，輸助運輸用高效能，適應性能強單機服務范圍廣的設備。2．勞動組織形式工作面勞動組織分別見工作面循環(huán)方式圖表和工作面勞動組織表,(見表52)和(表53)。2．回采工藝中使用的機械設備回采工作面中使用機械設備主要有采煤機，刮板輸送機，液壓支架，帶式輸送機等，主要設備型號(見表 51)。根椐本采區(qū)地質狀況，結果礦井生產(chǎn)系統(tǒng)情況對回采作如下介紹；(1)落煤，采用走向長壁采煤法，使用雙滾筒采煤機割煤，工作面端頭割三角煤斜切進刀方式，雙向割煤往返一次割兩刀，；(2)裝煤，采煤機落煤以后直接落入刮板輸送機中，浮煤由人工裝入刮板輸送機中；(3)運煤，由刮板輸?shù)罊C→轉載機→區(qū)段運輸平巷帶式輸送機→運輸上山的帶式輸送機→采區(qū)煤倉；(4)工作面支護，工作面內部用，工作面端頭支護，并采用超前支護方式，超前20米左右，主要原因是由于其對地質條件適應性強，而且有利于機頭與架子的穩(wěn)定；(5)采空區(qū)外理方法有全部垮落法、緩沖法、刀柱法和充填法。這種采煤方法具有常量大，效率高，生產(chǎn)系統(tǒng)簡單，巷道掘進量小，回采工序簡單，材料消耗少，成本低以及生產(chǎn)安全等優(yōu)點?！?，煤層地質構造簡單，煤層穩(wěn)定，瓦斯涌出量小，煤層無煤塵爆炸的危險及自燃發(fā)火傾向。(2)經(jīng)濟合理應當符合：材料消耗少；采煤工作面單產(chǎn)高；勞動效率高； 煤炭質量好；成本低。 圖43 主要巷道斷面示意圖第5章 采煤方法 采煤方法的選擇：采煤工作是煤礦井下生產(chǎn)的重要環(huán)節(jié)。采區(qū)上山、硐室掛金屬網(wǎng)，錨噴支護；回采巷道采用矩形斷面，頂板錨桿支護。在首采區(qū)為第一第二層煤同采，即首先布置三條上山，然后布置運輸平巷和回風平巷，再利用開切眼連通。區(qū)段回采順序為由上向下即下行式,區(qū)段內回采順序為后退式,煤層的開采順序為下行式（如表42）。必須確保礦井計劃產(chǎn)量的完成。條件允許的地方用錨噴支護。機電硐室的溫度不要超過30。本礦井的每個采區(qū)變電所均放在軌道上山和通風上山之間的巖石中?！?，必須有足夠的照明，機電硐室應設置瓦斯自動檢測報警斷電儀，并配備便攜式個體檢測設備。根據(jù)絞車最大件的運輸要求，寬度一般為20002500mm，長度不應小于5m，繩道斷面可與連接的巷道斷面一致，以便于施工；絞車房內的布置原剛：在保證安全生產(chǎn)和易于檢修的條件下盡可能布置緊湊，以減少硐室工程量。(1)采區(qū)絞車房絞車房的位置:應選擇在圍巖穩(wěn)定、無淋水、礦壓小和易于維護的地點；在滿足絞車房施工、機械安裝和提升運輸要求的前提下，絞車房應盡量靠近變坡點，以減少巷道工程量；絞車房的通道：絞車房應有二個安全出口，即鋼絲繩通道及絞車房的風道。應在煤倉下部收口四周鋪設數(shù)根鋼梁，灌入混凝土，并與石門支護連為一體。為了經(jīng)久耐用，在收口處可采用鐵屑混凝土澆灌或鋪設密集舊鋼軌。倉身采用錨噴支護。鐵篦用舊鋼軌或工字鋼做成，篦孔大小約200mm左右，當大塊煤較多時，還可安設破碎機。為了保證上口安全和改善煤倉上口的受力情況，需要以混凝土收口注成圓臺體。圖42 頂板繞道示意圖一般采區(qū)煤倉容量可按（表41）取。0～1。0～1。5～2。圓形煤倉的主要特征是：受力性能好，斷面利用率高，施工方便，便于維護，不易堵倉。、容量及支護按有關規(guī)定，采區(qū)運輸上、下山與運輸大巷或者石門之間的煤倉，應該根據(jù)位置的相互關系選擇煤倉的布置形式，運輸機上、下山與運輸大巷或者石門之間有一定高差，宜采用垂直圓形煤倉，輸送機上、下山與運輸大巷均布置在煤層中，應采用水平煤倉。2繞道線路本設計采區(qū)采用頂板繞道式：（見圖42）圖中：L1——低道起坡點距大巷中心線水平距離，m；LAB——豎曲線高線低道起坡點水平距離，一般為0～；不設高低道為0； C1——插入直線段,應大于一個礦車長度,一般取2～3m。根據(jù)煤炭裝車地點的不同，可分為大巷裝車式、石門裝車式和繞道裝車式。 圖41 三條上山層位關系圖1.《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》中規(guī)定：(1)采區(qū)車場和硐室的設計，應根據(jù)采區(qū)巷道布置、運輸方式和礦車類型、地質構造和圍巖性質、采區(qū)生產(chǎn)能力和服務年限、煤塵、瓦斯及水文情況等因素進行全面考慮確定；(2)采區(qū)車場和硐室應根據(jù)圍巖情況盡量布置在穩(wěn)定巖層或煤層中；(3)采區(qū)車場巷道斷面應根據(jù)圍巖情況確定，可為半圓拱形，跨度大時視圍巖情況也可采用三心拱形，應優(yōu)化選擇錨噴支護，當錨噴支護有困難時，也可采用其他支護方式。本設計中軌道上山和回風上山在同一層面。本設計采用分區(qū)通風，一水平設在+85m標高處，上山長1100m，區(qū)段垂高165m,確定合理工作面長后，將本采區(qū)劃分為四個區(qū)段。由此可知，工作面長度為175米，年生產(chǎn)時間為330天，即可達產(chǎn)。采用走向長壁采煤，上式計算得到的L值，還應通過下述公式確定的工作面L’來校核，若L＜＝L’則L合理。確定工作面長度的公式如下：Q＝LrmnLC式中：Q——工作面日產(chǎn)量，t；L——工作面斜長，m； R——煤的容重，t/m3； M——采高，m； N——晝夜循環(huán)數(shù)； C——工作面回采率（）。影響采區(qū)生產(chǎn)能力的因素有煤層賦存狀況和地質構造，采區(qū)類型，礦井生產(chǎn)能力，采區(qū)正常接替和準備時間、掘、運、通風的裝備水平及設備能力等。采用走向長壁采煤法采煤。6B——全區(qū)發(fā)育，煤層結構單一，巖性以煤質頁巖。本采區(qū)為中一采區(qū)，位于井田的中部，北部以煤層露頭為界，南部以+85標高為界，東部以斷層F1為界，西部以斷層F2為界該采區(qū)地質條件比較簡單，巖性以礫巖，灰白色中細巖及黑色泥巖為主，