【正文】 1000式中：Z1—。② 按連接器強度計算車數(shù)：Z2≤≤≤8(個)（）（）或30人（人車XRB86/3型，一頭一尾組列）。⑷一次提升量（t）① 小時提升量AX＝（A）/（33016）＝（90000）/（33016）＝（t）式中：A——礦井年提升量（t/a）；——提升不均衡系數(shù)；——提升能力富裕系數(shù)；330——年工作日數(shù)；16——日提升小時數(shù)。T炸＝2L/VP＋100＝(2420)/＋60＝900(s)式中：VP——提升速度。則提升斜長：L＝400＋20＝420（m）⑵一次提升循環(huán)時間：T物＝2L/VP＋80＝(2420)/＋30＝354(s)式中：VP——提升速度。斜長400m；（2）車場形式：車場為平車場；（3）工作制度：年工作日為330d，每天三班提升；（4）提升量：①；②(按年產(chǎn)量的20％計)；③最大班下井人數(shù)45人；④設備2次/班、材料5次/班；⑤炸藥、雷管1次/班； （5）提升容器：－6，MC1－6材料車，人車XRB86/3型（一頭車一尾車組成列車，頭車重1600kg，尾車重1000kg）；提升設備選型，滾筒直徑D=1600，滾筒寬度D=1200，最大靜張力Fj＝40kN,最大提升速度Vm＝，電機功率110Kw。一、11運輸下山提升設備提升方式在11絞車房（11運輸下山上口）設置一套提升設備作單鉤串車提升；完成煤炭、矸石、設備、人員和材料等的提升任務。礦井設計生產(chǎn)能力9萬噸/年。采、掘工作面發(fā)生水災時的避災線路為：采煤工作面：回采工作面→11101回風巷→回風平硐→地面；11102回風巷掘進工作面：掘進工作面→11回風下山（11運輸下山）→回風平硐（聯(lián)絡巷→主平硐）→地面；11102運輸巷掘進工作面：掘進工作面→11回風下山（11運輸下山）→回風平硐（聯(lián)絡巷→主平硐）→地面；頂板災害：發(fā)生頂板災害時根據(jù)人員所在遇險位置向安全地點撤離。但當獨頭上山下部唯一出口被淹沒無法撤退時，也可在獨頭工作面暫避。（1）火災、瓦斯及煤塵爆炸井下發(fā)生火災、瓦斯及煤塵爆炸時，要立即通知附近的工作人員迅速撤除災區(qū)，向火焰燃燒的相反方向迎著新鮮風流撤退，最好利用平行巷道，迎著新鮮風流繞過火區(qū)，沿新鮮風流流向的相反方向撤退，人從火區(qū)撤出時，必須帶上自救器。因此事故發(fā)生時，在場人員應盡量了解和判斷事故性質(zhì)、地點及災害程度，并由在場的負責人或有經(jīng)驗的老工人帶領，根據(jù)當時當?shù)氐膶嶋H情況，選擇安全路線或按預先規(guī)定的安全線路，迅速撤離危險區(qū)域。⑵ 安全出口應經(jīng)常清理、維護，保持暢通。井下采區(qū)內(nèi)，通過大巷或聯(lián)絡巷道分別與兩個井筒相連。首采面反風路線為：新鮮風流→通風機→引風道→回風平硐→11101回風巷→11101采面→11101運輸巷→進風繞道→聯(lián)絡巷→主平硐。每季至少檢查1次反風設施，每年進行1次反風演習，礦井通風系統(tǒng)有較大變化時，應進行1次反風演習。四、反風方式、反風系統(tǒng)及設施反風方式采用風機反轉進行反風。轉彎，并將轉彎處內(nèi)、外側按斜線或圓弧型施工，必要時應設置導風板。在容易產(chǎn)生局部阻力地點，應盡量減少局部阻力系數(shù)。二、防止漏風措施風門等通風構筑物應設在圍巖堅固、地壓穩(wěn)定地段，并加強管理，經(jīng)常檢查、維修，保持完好，防止通風設施、構筑物漏風。為防止爆炸性氣體沖擊主要通風機，在回風平硐井口設置防爆門，引風道與回風平硐之間的夾角為30186。因此，生產(chǎn)期間應加強礦井的通風設施的管理，特別是設置風門和密閉，減少漏風，合理配風，同時加強對通風巷道的維修工作。礦井通風困難時期阻力見計算表624。礦井通風容易時期阻力見計算表623。風量分配見下表：表622 風量分配表 供風地點需風量m3/s回采工作面8掘進工作面（2個）2硐室6其它1合計26（二）通風阻力礦井通風摩擦阻力采用下式計算： （Pa）式中：Α—摩擦阻力系數(shù)，（NS2/m8）； 巷道長度，（m）； q通過巷道的風量，（m3/s）；s巷道凈斷面，（m2）；p巷道凈周長，（m）；礦井通風容易時期需風量為23m3/s，；通風困難時期需風量為26m3/s。5）風量分配：①容易時期礦井總風量為23m3/s,其中：回采工作面配風8m3/s， m3/s,硐室配風3m3/s，其它1 m3/s。容易時期：∑Q其它=（+2+）10％=（m3/s）困難時期：∑Q其它=（+2+）10％=（m3/s）K礦————礦井通風系數(shù)（包括礦井內(nèi)部漏風和配風不均勻系數(shù)）。KΔt——機電硐室進回風巷的溫度差，℃Q絞=（360095）/（60） =95m3/min=Q泵=（360055）/（60） =55m3/min= m3/s。硐室的風量按下式計算： Q硐=（3600ΣWθ）/（ρCP60Δt） 式中：Q硐——機電硐室供風量（m3/min）3600——熱功當量，1KWh=3600kJΣW——機電硐室中運轉的電動機總功率，kwθ——機電硐室發(fā)熱系數(shù)，ρ——空氣密度，CP——空氣的定壓氣熱，3)硐室風量計算①容易時期：該礦容易時期設計有兩個獨立通風硐室， m3/s；一個為11絞車房， m3/s；一個為11水泵房， m3/s。②按工作面最大班出勤人數(shù)計算Q=4N=415=60 m3/min=1 m3/s式中：N——掘進工作最大班出勤人數(shù)，取15人③按局部通風機實際風量計算Q掘= Q扇I＋60 ＝2101+60=276m3/min=式中: Q掘————掘進工作面實際需風量， m3/min Q扇————局部通風機實際吸風量， m3/minI————局部通風機臺數(shù)，臺S————工作面平均斷面，其風量為150～210m3/min。⑤按風速驗算Qmin=15s=15=Qmax=240s=240= m3/min= m3/s式中: s——工作面平均斷面積綜合上述計算，回采工作面按Q采=。ScT————最高日產(chǎn)量（t/d），取300t按絕對瓦斯涌出量計算：采煤工作面按絕對瓦斯涌出量計算風量的公式為：Q=100 q絕k=100=258m3/min =式中: q絕————采煤工作面絕對瓦斯涌出量， m3/minK————瓦斯涌出不均衡系數(shù)，～；。二、礦井風量、風壓及等積孔風量計算礦井以一個炮采工作面達到設計生產(chǎn)能力9萬t/a，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第103規(guī)定：礦井需要的風量，按下列要求分別計算，并取其最大值。根據(jù)礦井反風的要求，必要地點設置反向風門。（2）不用的聯(lián)絡巷道設永久風墻。根據(jù)礦井開拓、開采系統(tǒng)和巷道布置以及《煤礦安全規(guī)程》（2006版）要求，設置相應通風設施，用于井下風量調(diào)節(jié)。掘進工作面利用局部通風機壓入式通風，使用抗靜電、阻燃風筒、并配備專用變壓器和“兩閉鎖”（風電閉鎖、瓦斯電閉鎖）。風井數(shù)目、位置，服務范圍及服務年限礦井生產(chǎn)能力為9萬噸/年，根據(jù)礦井開拓部署，共布置1個風井，即回風平硐，位于井田東南部，服務于整個礦井的開采，服務年限為礦井終采結束。設計首采工作面通風線路為：主平硐→聯(lián)絡巷→進風繞道→11101運輸巷→11101切眼→11101回風巷→回風平硐→引風道→地面。新鮮風流由主平硐進入，乏風通過回風平硐排出。第二節(jié) 礦井通風計算一、通風方式及通風系統(tǒng)礦井通風方式及通風系統(tǒng)通風方式：中央并列式。五、煤與瓦斯突出根據(jù)2007年10月17日GZ省安全生產(chǎn)監(jiān)督管理局、GZ煤礦安全監(jiān)察局、GZ省煤炭管理局文件（G安監(jiān)管辦字[2007]345號）《關于加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，YH縣不在煤與瓦斯突出礦區(qū)與突出危險礦區(qū)之內(nèi)。在煤礦開采生產(chǎn)過程中，應加強通風管理，暫時不用的巷道和廢棄的巷道要及時密閉，采面回采結束后要按規(guī)定及時密閉。三、煤的自燃傾向根據(jù)GZ省煤田地質(zhì)局實驗室提供的《煤炭自燃傾向性鑒定報告》，C1煤層為二類自燃煤層。本設計按煤塵有爆炸危險性進行設計。在生產(chǎn)中應加強礦井的通風，滿足礦井排放瓦斯的要求。經(jīng)計算，、。經(jīng)過以上公式計算，q采＝ m3/t ②掘進工作面瓦斯涌出量預測 q掘＝ Dvqo(21)+Svγ(WoWc)式中：q掘－掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；D－巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度，m；對于薄及中厚煤層，D=2mm－開采層厚度，；v－巷道平均掘進速度，；L－巷道長度，200m；qo－煤壁瓦斯涌出強度，（m3/（））；qo＝[(Vr)2+]WoVr－煤中揮發(fā)分含量，％；S－掘進巷道斷面積， ；γ－煤的密度， ；經(jīng)過以上公式計算，q掘＝。根據(jù)《礦井瓦斯涌出量預測方法（AQ1018－2006）》標準，采用分源預測法對礦井相對瓦斯涌出量進行預測。因此，該礦根據(jù)經(jīng)驗公式計算煤層的瓦斯含量。根據(jù)GZ省煤炭管理局文件：G煤行管字[2007]515號《對TR地區(qū)煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復》， m3/t，審批結果為低瓦斯。根據(jù)GZ省煤炭管理局文件：G煤行管字[2005]280號《對TR地區(qū)煤礦2005年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批復》， m3/t，審批意見為未正常生產(chǎn)。礦井在實際生產(chǎn)過程中，可根據(jù)生產(chǎn)需要適當增加礦車數(shù)。 三、采區(qū)內(nèi)運煤、運料路線： （1）采區(qū)內(nèi)煤流方向：11101工作面（搪瓷滑槽）→11101采面運輸巷（刮板運輸機＋調(diào)度絞車）→聯(lián)絡巷→主平硐（調(diào)度絞車）→地面； （2）材料流向：地面→主平硐（調(diào)度絞車）→聯(lián)絡巷→11運輸下山（提升絞車）→各用料點；（3）掘進工作面煤（矸）運輸：各掘進工作面煤（矸）→11運輸下山（提升絞車）→聯(lián)絡巷→主平硐（調(diào)度絞車）→地面；（4）11運輸下山鋪設30kg/m的軌道；主平硐、掘進工作面及采面運輸巷鋪設22kg/m的軌道。二、井下設備、材料、矸石運輸井下輔助運輸主要包括矸石、材料、設備、人員的運輸，由于礦井的設計生產(chǎn)能力不大，因此，和煤炭運輸共用一套提升設備。，滾筒直徑D=1600，滾筒寬度D=1200，最大靜張力Fj＝40kN,最大提升速度Vm＝，電機功率110kW。六、礦井移交生產(chǎn)井巷工程量及巷道斷面特征礦井移交時的井巷工程量見表5－2－4。井巷工程量：根據(jù)礦井開拓布置及達產(chǎn)時的采區(qū)巷道布置，礦井達產(chǎn)時井巷工程量為3617m，其中巖石巷道911m，半煤巷2706m。采掘比和矸石率預計礦井投產(chǎn)時，以一個炮采工作面和二個掘進工作面滿足生產(chǎn)要求，采掘比為1：2。五、巷道掘進、支護及井巷工程量巷道掘進及支護方式根據(jù)各類巷道的不同用途，滿足運輸、管線敷設、通風及行人安全、安全生產(chǎn)的要求，確定其斷面形式及大小。六”制，三采一準，（每班一排），則工作面年推進度為：3330=693m80693=掘進出煤按10%考慮，即能滿足礦井生產(chǎn)能力要求。（3）工作面推進度及設計生產(chǎn)能力本礦井年生產(chǎn)能力為9萬噸/年，以一個炮采工作面，兩個掘進工作面達到生產(chǎn)能力，工作面布置在C1煤層， t/m3，工作面長度80m，工作面回采率97%。該礦可采煤層均為薄煤層，設計結合該煤礦的設計生產(chǎn)能力、工作面技術裝備，確定礦井首采工作面長度為80m。掘進工作面設備配置表　表522 　 其它機械設備配備詳見表5－2－3。回采工作面主要設備配備表　　表521配備兩個掘進工作面。（2）采掘機械配備及運輸方式回采工作面配GMZ—12型煤電鉆2臺，采用鉆眼爆破法落煤，采煤工作面搪瓷滑槽，運輸巷采用1臺SGB420/30刮板運輸機轉載，運輸巷調(diào)度絞車牽引礦車運輸。4）礦井瓦斯、煤塵爆炸危險性、煤層自燃傾向性因素（2）首采煤層的采煤方法選擇根據(jù)上述因素，結合煤層傾角、構造賦存以及現(xiàn)有的巷道布置等特點，首采工作面設計采用走向長壁后退式采煤法，采煤工藝采用炮采，采用全部垮落法管理頂板。2）主要煤層賦存較穩(wěn)定，結構較簡單，但局部含夾矸。左右，平均21176。三、采煤方法與采煤工藝采煤方法選擇（1）采煤方法選擇考慮的因素1）。二、采區(qū)巷道布置主平硐揭穿C1煤層，沿走向施工聯(lián)絡巷，再順煤層施工11運輸下山（偽斜方向）至1044m標高；回風平硐揭穿C1煤層，沿施工聯(lián)絡巷，再順煤層施工11回風下山（偽斜方向）至1044m標高；與11運輸下山貫通形成系統(tǒng)。七、“三下”采煤該礦井礦區(qū)范圍內(nèi)地表無大的村寨、水體及鐵路，無需留設保護煤柱。煤層間的開采順序：該礦只有可采煤層一層。在11運輸下山上口設置11絞車房，在11運輸下山底部設置水泵房。347186。礦井井筒特征見表5－1－2。四、井筒前進煤礦采用平硐開拓，礦井設有主平硐和回風平硐兩個井筒，主平硐和回風平硐表土段均采用砌碹支護，其它地段采用錨噴。三、主要開拓大巷布置前進煤礦采用2個水平3個采區(qū)開采。二、水平、采區(qū)劃分礦井劃分為2個水平，3個采區(qū)。四結論通過安全、技術經(jīng)濟比較分析認為，方案一較為合理（只比較可比部分）。井筒分散，不易于管理。三缺點需要布置兩條平硐。表5－1－1 各方案技術比較表序號項目方案一方案二工程量投資（萬元）工程量投資（萬元）一井巷工程1其中：半煤巷270628612巖巷9116363合計36173497二優(yōu)點井筒集中，易于管理。屬緩傾斜～傾斜煤層，采用走向長壁后退式采煤法。以一個走向長壁炮采工作面達到9萬噸/年設計能力，該礦井煤層傾角為8~42176。井巷工程量為3497m，其中