城郊煤矿产500万吨采区扩大采区设计说明书.doc

《城郊煤矿产500万吨采区扩大采区设计说明书.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《城郊煤矿产500万吨采区扩大采区设计说明书.doc（55页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、第一章 矿井概况城郊煤矿原设计生产能力为240万吨/年，经过两次技术改造，2009年核定生产能力为500万吨/年。一、开采一采区扩大采区的必要性（一）就城郊煤矿目前生产布局来看，矿井东翼和东南翼可供综采的储量不多，合计365万吨，不能满足2年的生产需要，因此有必要加快对一采区扩大采区的设计开采。（二）由于十采区辅助采区的地质条件复杂并且施工管理难度大，难以保证接替，拟暂停该区域21005工作面的施工。作为一个回采接替单元，若去掉后首先考虑增加其它接替单元的单产水平，但从2013年接替中可以看出，其它几个回采单元的接替面圈出时间均不宽松，因此必须再找一个能替代21005工作面的综采工作面，否则将

2、不能满足接替要求。（三）二水平东翼受主煤流运输限制，只能满足一个或一个半接替单元生产，无法满足2个接替单元开采需要，因此需要在老采区考虑一个替代面。（四）永城市规划东大营、杜园、三台阁位置作为“日月湖”的开发范围，西大营附近准备规划建设住宅小区。此处是一采区扩大采区地表对应范围，我矿若后期再对此处进行回采，势必会造成新建的地面建筑塌陷。（五）一采区扩大采区位于东翼胶带大巷的南侧，拟利用东翼胶带大巷和东翼轨道大巷形成生产系统，系统简单，巷道工程量小、工期短，接替快，是缓解矿井采区接续紧张的有效途径。第二章 一采区扩大采区概况第一节 采区位置及范围、储量一、采区位置及范围一采区扩大采区位于城郊煤矿

3、东部，东为东南翼胶带大巷、东南翼轨道大巷保护煤柱；西为老城保护煤柱；南为2101-1工作面采空区；北为东翼胶带大巷、东翼轨道大巷保护煤柱。采区上限标高为-350m，下限标高为-410m，地面标高+32.04+32.88m，采区走向长1076m，倾向长428m，面积40.4553万m2，地质储量165.30万吨，可采储量157.04万吨。二、地面情况及受生产影响程度（一）地面建筑、设施等采区范围内地面村庄较多，有东大营、西大营、三台阁、杜园和311国道等。（二）地形（地貌、地层出露情况）区内地形平缓，地面标高为+32.04m+32.88m，地表均为第四纪黄土层覆盖。（三）水系及地面水范围采区东南

4、有东大营采空区塌陷积水。（四）采掘影响及破坏程度工作面回采后，地面出现塌陷区，对地面建筑造成一定破坏。三、采区储量一采区扩大采区开采二2煤层，地质储量165.30万吨，可采储量157.04万吨。四、采区回采后对大巷的影响根据回采后岩石移动规律和一采区扩大采区周围回采动压影响范围的实践经验得出：当煤层与大巷在同一层位时，动压影响范围为60100m；当煤层在大巷下面时，大巷的保护范围还要在动压影响范围的基础上增加岩石移动的影响范围（岩石移动角按照72计算）；当煤层在大巷上面时，回采的动压影响范围会缩小，与大巷离得越远，对大巷的影响范围越小。一采区扩大采区外部大体位于东南翼胶带大巷同层位，位于东南翼

5、轨道大巷的上面约10m；里部位于东南翼大巷下面约40m，因此确定一采区扩大采区外部距东南翼大巷距离为80m，里部距东南翼大巷距离为140m。一采区扩大采区内工作面外部与东翼大巷大体在同一层位，并考虑到后期煤柱面的设计，将停采线预定为距东翼大巷不小于120m。根据以上分析，一采区扩大采区对大巷的影响在允许范围之内，能够保证大巷在生产服务期内完好。第二节 地质勘探情况一采区扩大采区内有勘探孔7个，各勘探孔情况见:一采区扩大采区勘探钻孔一览表。一采区扩大采区勘探钻孔一览表采区内地质勘探情况概述： 一采区扩大采区及邻近有32、33、22三条勘探线、勘探孔7个，各勘探孔情况见表：孔号煤层见煤底板标高煤厚

6、终孔层位覆盖层厚度基岩厚度封孔质量备 注3225二2-362.863.4P1S246.62144.73已封孔在采区内 3203二2-355.703.4P1S256.8127.8封孔材料无记录在采区外3208二2-372.833.8P1S246.95154.35封孔材料无记录在采区内2202二2-377.423.2P1S294.5112.6已封孔在采区外2201二2-415.371.57P1S313.99132.34封孔材料无记录在采区外2307二2-402.062.05P1S337.5104.2已封孔在采区外3317二2-394.842.03P1S305.7117.85已封孔在采区外第三节 地

7、层及标志层一、地层一采区扩大采区设计开采二2煤层，该煤层赋存于二叠系山西组地层中部，山西组主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，厚度约120m。该组地层与下伏石炭系上统太原组呈整合接触，与上覆下石盒子组呈整合接触。二、主要标志层L11灰岩（K3标志层）：位于太原组顶部，主要为生物碎屑灰岩，全区稳定，该处厚度为2.1m，以含大量海百合茎、腕足、蜓等海相生物化石为主要特征。K4标志层：位于下石盒子组底部，为灰绿色-浅灰绿色鲕状铝质泥岩，含大量菱铁质鲕粒，局部有紫红色斑块及灰黑色斑点。厚度为10.68m14.75m，平均12.48m，层位稳定，易于对比。第四节 地质构造一采区扩大采区存在一向斜，走向

8、近NW。2101-1轨顺实际揭露四条断层，分别为F2101-1-04、F2101-1-03、F2101-1-02、F2101-1-01，落差为0.42.0m。东翼胶带大巷揭露Fdj-1、Fdj-2两条断层，落差都为2.0m，二维地震勘探发现区内有两个断点F014、F042，落差8m。该区未进行三维地震勘探。各断层情况见:一采区扩大采区断层一览表。一采区扩大采区断层一览表编号构造性质产状（褶曲轴面）实见位置及控制情况走向倾向倾角（ ）落差（m）F2101-1-04正断层15565451.62101-1轨道顺槽通尺413m，控制较可靠F2101-1-03正断层16070401.02101-1轨道顺

9、槽通尺303m，控制较可靠F2101-1-02正断层185275352.02101-1轨道顺槽通尺271m，控制较可靠F2101-1-01正断层18090500.41.02101-1轨道顺槽通尺81m，控制较可靠Fdj-1正断层250340552.0东翼胶带大巷R33点处，控制较可靠Fdj-2正断层7080160170502.0东翼胶带大巷E2点处，控制较可靠F0148二维地震控制断点，控制可靠性差F0428二维地震控制断点，控制可靠性差第五节 水文地质特征及充水因素一、一采区扩大采区水文特征一采区扩大采区水文地质条件中等，该采区内主要直接充水含水层为二2煤层顶底板砂岩裂隙水（3），富水性较好

10、。本采区除二维地震勘探发现区内有两个落差8m的F014、F042断点、2101-1轨道顺槽及东翼胶带大巷实际揭露的6条断层外，上述断层都在采区边界，该区未进行三维地震勘探。本区间接充水含水层L11灰岩上距二2煤底5054.5m，通过底板改造，一般对回采不会产生大的影响，但在底板裂隙发育处局部微细裂隙有导通的可能性。断层附近裂隙带富水，需要留够防水煤柱。该处覆盖层厚246.62337.5m，二2煤至基岩面106.6158.15m。 二、一采区扩大采区主要充水因素（一）二2煤层顶底板砂岩裂隙水（3 ），该段砂岩厚约40m，富水性较好，是采掘工作面的直接充水水源。（二）采区内没有钻孔揭露L11灰岩，

11、参照一采区2105钻孔揭露L11灰岩资料，该区L11灰岩厚度2.1m，由于上距二2煤54.5m，底板改造后，在底板裂隙发育处，局部微小裂隙有可能导通灰岩水。（三）断层附近裂隙带局部富水，要留够防水煤柱，防止断层裂隙带突水。三、防治水建议及措施（一）采掘过程中对区内钻孔、小断层加强底板改造，这样可以在提高安全可靠性的前提下提回采率，穿越钻孔时，应加强观测，防止钻孔突水。（二）工作面形成后要进行底板改造工程。（三）工作面下山施工时，低洼处要开挖泵坑，并配备满足要求的排水设备。（四）设计时应尽可能减少排水级数，防止一处出现水患而影响整个一采区扩大采区（如停电、局部突水等） 。第六节 煤层技术特征一、

12、煤层技术特征根据区内2个钻孔及邻近5个钻孔的资料，一采区扩大采区二2煤层煤厚变化为1.57m3.8m，平均煤厚2.78m，二2煤层煤厚全区可采，可采性指数Km=1.0。煤层厚度变异系数r=S/M100%= 31.3%，属较稳定煤层。煤层倾角115，平均5。二、瓦斯瓦斯含量较低（一般小于0.5cm3/g），且为吸附型瓦斯，属瓦斯矿井。三、煤尘2002年经国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心鉴定城郊煤矿-495m水平二2煤层无煤尘爆炸性。四、煤层自燃为三类不易自燃煤层。五、地温本开采区二2煤底板温度30.731.5。六、地压97.5110kg/cm2。煤层顶底板岩性表煤层类 别岩石名称 厚 度(m

13、) 平均主要岩性特征二2顶板直接顶砂质泥岩03.682.81 灰黑色，光滑细腻，含少量植物化石碎片。老顶细粒砂岩中粒砂岩1.532.882.28灰白色，以石英为主，长石次之，硅质胶结，含泥岩条带，偶见黄铁矿薄膜。底板直接底细粒砂岩粉砂岩6.5814.5610.76灰白色灰黑色，主要成分为石英，长石次之，层面见云母碎片，夹砂质泥岩条带和黄铁矿薄膜，硅质胶结，斜层理发育。老底细粒砂岩7.5620.3614.25灰色-灰黑色，主要成分为石英、长石，层面见云母碎片和黄铁矿薄膜，泥质胶结，上部见水平层理，下部含泥质团块，含砂质，泥质条带。区内变化情况一采区扩大采区二2煤层直接顶板多为砂质泥岩，厚度0m3

14、.68m，平均2.81m，局部为细砂岩。第七节 地表特征采区范围内地面村庄有东大营、西大营、三台阁、杜园和311国道等。区内地形平缓，地面标高为+32.04m+32.88m，地表均为第四纪黄土层覆盖。采区东南有东大营采空区塌陷积水。工作面回采后，地面将出现塌陷区，对地面建筑会造成一定程度破坏。第八节 煤质物理特性煤层颜色光 泽硬 度容 重煤岩类型二2黑色似金属0.92.01.47光亮型为主少量半亮型工业指标二2wfAgVrFCrSgPgQfD吨y工业牌号22020.619.758.660.537869WY33070.712.947.830.437542WY33170.9115.638.240.

15、487793WY一采区扩大采区煤质特征表第九节 采区存在问题及建议一、一采区扩大采区地面村庄较多，随着采区的掘进及回采仍有可能造成地表塌陷，影响建筑物安全。二、本采区工作面顺槽下山施工时，施工过程中遇到断层或裂隙发育处，涌水量较大，应做好排水工作。三、钻孔均无透检资料，封孔质量难以保证，因此采掘过程中应加强观测，防止钻孔突水。断层附近裂隙带局部富水，要留够防水煤柱，防止断层突水。 四、该区未进行三维地震勘探，有关构造分布以二维地震为准，掘进过程中会有小断层出现。五、一采区扩大采区的首采面K2101综采工作面南段通过一个向斜，要采取有效的顶板管理、防治水和防倒防滑措施，确保安全回采。第三章 采区

16、设计方案的确定第一节 方案的提出、确定根据采区边界和采区内断层情况以及储量情况，经讨论、论证，提出多个设计方案，后经研讨确定两个较为经济、合理的方案。一、方案根据一采区扩大采区范围及地质情况，在东翼胶带大巷内开口，按189方位沿煤层施工工作面顺槽，工作面沿煤层伪倾方向布置，避免因工作面仰采坡度过大而造成片帮、冒顶等安全隐患。采煤工作面采取走向长壁回采。一采区扩大采区从大巷开口，准备工程量为0。采区共设计2个综采工作面，加上后期煤柱，可采储量150.1万吨。二、方案由于2101-1轨道顺槽车场、2101-1轨道顺槽、2101-1胶带顺槽出煤联巷均已封闭2年，施工巷道前上述巷道需要进行返修，返修工

17、程量626.31m，返修工期为3个月。根据一采区扩大采区范围及地质情况，一采区扩大采区胶带巷在2101-1胶带顺槽出煤联巷距101-1P7点8.75m处开口，按333方位沿煤层施工293.08m，再沿284方位沿煤层施工225.11m至末部联巷；一采区扩大采区轨道巷在2101-1轨道顺槽距101-1G11点22.42m处开口，按333方位沿煤层施工15.82m，再沿284方位沿煤层施工225.11m至末部联巷。工作面沿煤层伪倾方向布置。采煤工作面采取走向长壁回采。一采区扩大采区胶带巷总长度685.50m,其中利用2101-1出煤联巷167.30m，其机头硐室作为4.2m宽矩形断面，净断面面积1

18、1.76m2，剩余段巷道为3.2m宽矩形断面，净断面面积8.96 m2；一采区扩大采区胶带巷另施工518.2m，设计巷道4.2m宽矩形断面，巷高不低于2.8m，净断面面积11.76m2。一采区扩大采区轨道巷利用2101-1轨道顺槽车场222.04m作为车场。一采区扩大采区轨道巷总长度477.69m，其中利用2101-1轨道顺槽186.78m，巷道3.2m宽矩形断面，巷高不低于2.8m，净断面面积8.96m2。一采区扩大采区轨道巷另施工290.91m，设计巷道4.2m宽矩形断面，巷高不低于2.8m，净断面面积11.76m2。一采区扩大采区范围设计1个联巷，设计巷道工程量34.8m；联巷设计断面4

19、.2m宽矩形断面，净断面面积11.76m2。准备巷道总工程量为843.91m，均为煤巷。一采区扩大采区共设计2个综采工作面，加上后期煤柱，可采储量142.7万吨。三、投入与产出比较方案初期投入预算0万元，搬迁费用1.4亿元（建筑物搬迁费1.2亿元，道路修复01.亿元，土地复垦0.1亿元），按照每吨盈利534元计算，可盈利：150.10.85534-14000=5.4亿元；方案初期投入预算329万元搬迁费用1.4亿元（建筑物搬迁费1.2亿元，道路修复01.亿元，土地复垦0.1亿元），按照每吨盈利534元计算，可盈利：142.70.85534-14000=5亿元。方案初期投入预算小于方案4000万

20、元。经过城郊煤矿相关工程技术人员的探讨、研究、论证，确定选用方案进行一采区扩大采区的设计开采。另根据永煤控股2012102号文批复精神，对方案进行了修改完善。第二节 设计方案一、设计原则本次设计遵循以下原则进行（一）综合机械化采煤为主的原则。（二）系统简单、可靠，便于管理的原则。（三）提高采区防灾、抗灾能力的原则。二、设计依据（一）煤矿有关法律法规。（二）煤矿安全规程、煤矿综采采区设计规范。（三）永煤集团股份有限公司采区（工作面）设计、投产验收管理办法。（四）城郊煤矿矿井接替规划。（五）城郊煤矿一采区扩大采区方案讨论结论（按方案进行设计）。二、巷道布置（一）采区总体布置情况根据一采区扩大采区范

21、围及地质情况，在东翼胶带大巷、东翼轨道大巷南侧开口布置工作面，工作面沿煤层伪倾方向布置，避免因工作面仰采坡度过大而造成片帮、冒顶等安全隐患。采煤工作面采取走向长壁回采。（二）其他辅助巷道无。 详细巷道布置见一采区扩大采区巷道布置平面图（方案）（1：2000）。第三节 工程量、工期及初期投入预算一、工程量采区准备巷道总工程量为0。二、工期设计工期为0。首采工作面预计2013年5月底圈出工作面。三、初期投入预算初期投入预算0。第四节 首采工作面的选择及原因一、首采工作面选取K2101工作面。二、选取原因：（一）根据一采区扩大采区底板等高线图，该工作面仅存在1个落差8m的F042断点，但是在该断点延

22、伸方向84m处的2101-1工作面并未揭露该断点，该断点的影响预计较小。（二）该工作面四边煤柱边界规整，便于布置综采工作面，掘进、回采工艺简单。（三）该工作面从东翼胶带大巷、轨道大巷开口，无准备工程量，能快速形成工作面并达到设计生产能力。综上，选择该K2101工作面为采区首采工作面比较合适。第四章 采煤方法及工艺、设计能力、服务年限一、采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法。二、采煤工艺：综合机械化采煤，一次采全高。三、采区设计能力（一）工作面单产工作面平均面长：L 180 m工作面日推进度：I 1.8m煤层采高：M 2.33.2m煤的容重：r 1.47 t/m3工作面回采率：C 0.95工作面单

23、产： A1 LIMrC 1801.8(2.33.2)1.470.9510411448(t/日)（二）采区单产根据本采区设计为单翼倾斜布置采区，共2个面，采区工作面依次回采，回采期间只能一个工作面生产，采区单产即为工作面单产。即：采区单产为：A综 A1 10411448 (t/日)（三）采区生产能力AS(综) 330 k1A1 /10000 3301.1(10411448)/10000 3853(万t/a)采区设计能力按50万t/a计算，各生产系统按50万t/a的规模进行配备。（四）采区服务年限T CZ/AS 150.150 3.002（a）第五章 采区安全生产系统第一节 主运输系统一、主运输路

24、线各工作面煤流各工作面胶带顺槽东翼胶带大巷主井底二号煤仓主井地面。二、一采区扩大采区运煤方式一采区扩大采区各工作面顺槽的胶带机直接与东翼胶带大巷胶带机搭接，满足一采区扩大采区50万t/年需要。第二节 辅助运输系统一、一采区扩大采区各采掘工作面紧邻东翼轨道运输大巷，可直接通过轨道大巷辅助运输。二、人员运输路线：副井东翼行人上山架空乘人装置东翼轨道大巷采掘工作面。材料、设备通过10t架线电机车或8t防爆蓄电池电机车直接运入就近车场，运输路线：副井东翼轨道上山东翼轨道大巷采掘工作面就近车场。采掘工作面矸石、杂物直接倒入就近车场，通过轨道运输系统升井。三、工作面需求材料、设备每次最多2车，进出综采设备

25、及液压支架等大型设备每次1车，出矸每次最多2车。东翼轨道大巷运输系统可服务矿井一翼，运输量能够满足一采区扩大采区生产要求。第三节 排水系统一、根据地质部门提供的地质说明书，回采工作面正常涌水量80m3/h，最大涌水量200m3/h，掘进工作面正常涌水量50m3/h，最大涌水量100m3/h。最大排水高度为40m。二、采煤工作面选用二台MD155-302型水泵作为主排水，单台排水量为155 m3/h，排水高度60m。三、工作面顺槽掘进期间敷设排水管路至少为一趟DN150和一趟DN100，回采期间工作面顺槽敷设排水管路至少两趟DN150和一趟DN100管路。排水路径为从工作面排水点将水排到东翼轨道

26、大巷的水沟内。四、在工作面顺槽低洼处适当的地点按照规定的规格设置泵坑。第四节 通风系统一、矿井通风现状目前矿井通风系统为混合式，共有三大通风系统，即北风井、东风井和西风井系统。一采区扩大采区由东风井担负其供风任务。北风井井筒为直径5.0m，井深424m，装备梯子间。安装FBCDZ26/2355型对旋轴流式风机两台，流量为62157m3/s，流量为:78196m3/s，静压：1884840Pa，电机功率2355kW,电压6kV，转速1470转/分。叶片角度调整范围-9+6。东风井井筒为直径5.0m,井深495m, 装备梯子间。安装两台FBCDZ30/2560型对旋轴流式通风机。流量为:70250

27、m3/s，静压：4005000Pa，电机功率2400kW，电压6kV，转速740转/分。叶片角度调整范围-6+6。西回风井：井筒净直径5.0m，井深499.5m，装备梯子间。西风井目前装配2套FBCDZ28-2450型对旋轴流式主要通风机，流量为:78196m3/s，静压：1944987Pa，电机功率2450kW,电压6kV。叶片角度调整范围-15+6。二、通风线路、风量配备（一）通风线路根据一采区扩大采区巷道布置方式，利用合理的通风设施，采用新鲜风流从东翼轨道大巷进入一采区扩大采区，再进入各工作面轨道顺槽，到各工作面。乏风由工作面胶带顺槽至东翼胶带大巷，再回到东南翼胶带大巷，至东风井回风石门

28、，至东风井。即：地面副井（主井）东翼轨道运输上山一采区扩大采区工作面轨道顺槽工作面工作面胶带顺槽东翼胶带大巷东南翼胶带大巷东风井回风石门东风井地面。采区通风方式为分区通风，各采掘工作面均采用独立通风，回采工作面采用U型通风。新鲜风流由东翼轨道大巷进入工作面轨道顺槽，清洗工作面有害气体及粉尘后，再进入工作面胶带顺槽，回入东翼胶带大巷，再回到东南翼胶带大巷，至东风井回风石门，至东风井。详见一采区扩大采区通风系统图。（二）采区风量配备1.综采工作面风量计算（1）按照瓦斯涌出量计算Q采=125q采KCH4其中：Q采采煤工作面需风量，m3/minq采回采工作面瓦斯的平均绝对涌出量，根据2011年瓦斯等级

29、鉴定结果，取0.64m3/min； KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取大值，KCH4=1.5。代入数据得：Q采=1250.641.5=120（m3/min）（2）按工作面气象条件计算Q采=Q基本K采高K采面长K温其中 Q采采煤工作面需风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本=60工作控顶距工作面实际采高70%适宜风速K采高回采工作面采高调整系数，取K采高=1.1；K采面长回采工作面长度调整系数，取大值，K采面长=1.3；K温回采工作面温度与对应风速调整系数，取大值，K温=1.5；代入数据得：Q基本=603.642.7870%1.2=510Q采=510

30、1.11.31.5=1094（m3/min）（3）按回采工作面最多同时作业人数计算Q采=4N其中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；N工作面最多人员，取47人；代入数据得：Q采=447=188（m3/min）（4）按炸药量计算Q采=25A其中Q采采煤工作面需风量，m3/min；A一次爆破炸药最大用量，取20kg，；代入数据得：Q采=2520=500 (m3/min)（5）按风速进行验算600.25SQ采604.0S其中Q采采煤工作面需风量，m3/minS工作面平均断面积，取7.77m2代入数据得：600.257.77Q采604.07.77117 m3/min Q采1865m3/min根据上述

31、计算结果，工作面的供风量为不小于1094m3/min。2.煤巷综掘工作面风量计算（1）按实际送风长度确定漏风率：P漏=11-（L/100）c=11-（1200100）1.0%=1.14其中：按送风长度（1200m）确定漏风率，百米漏风率取1.0%。P漏-漏风率L-最长供风距离c-百米漏风率，取1.0%（2）按瓦斯涌出量计算Q掘=125KCH4q掘=1252.50.25=38(m3/min)式中：Q-掘进风量，m3/min KCH4-瓦斯涌出不均衡风量系数，取KCH4=1.5q平均绝对瓦斯涌出量，取0.12 m3/min（根据城郊煤矿2011年瓦斯等级结果）（3）按炸药量计算掘进工作面实际需要的

32、风量：Q掘=0.465（AbS2L2P漏2C碳）1/3t=0.465(13.6950.110.08230021.22520.02%）1/325=65(m3/min)其中：Q掘-掘进工作面所需风量，m3/minA-次爆破炸药最大用量，13.695kgb-1kg炸药产生的CO当量，煤巷爆破取0.1m3/kgS-巷道断面积，10.08m2L-巷道通风长度，300mP漏-漏风系数，1.225C碳-巷道内CO浓度的允许值，C碳=0.02%（4）按工作面同时工作的最多人数计算：Q掘=4N=421=84(m3/min)其中：Q掘掘进工作面所需风量，m3/min N工作面最多同时作业人数，21人 （5）按风速

33、验算最低风速验算：Q掘15S=1510.8=162(m3/min)最高风速验算：Q掘240S=24010.8=2592(m3/min)其中：Q掘掘进工作面所需风量，m3/minS-掘进巷道平均断面积，取10.8m（6）由工作面实际用风量来确定风机的实际工作风量:根据计算取最大值，工作面所需风量（迎头）为162m3/min，局部通风机的工作风量：Q局=P漏Q掘=1.14162=185(m3/min)其中：Q局局部通风机工作风量，m3/minP漏漏风系数为1.14 Q掘掘进工作面所需风量 选择FBD5.6/211kW型局部通风机，功率为211kW，风量为200380m3/min，风筒选择600mm

34、胶质抗静电、阻燃风筒，能够满足要求。（7）按局部通风机实际吸风量计算：Q掘煤=Q扇吸I掘+600.25S=2601+600.2510.8=422m3/min其中：Q掘煤-煤巷掘进工作面所需风量，m3/min Q扇吸-局部通风机实际吸入风量，300m3/minI掘 -掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1台S -安设局部通风机的巷道断面积，10.8m2根据以上计算取最大值，煤巷掘进工作面所需风量为422m3/min。3.岩巷炮掘工作面需风量计算（1）漏风系数P漏 =11-（L100）P100=11-（600100）0.02 =1.14其中：P漏漏风系数。P100百米风筒漏风率，取0.01； L掘

35、进巷道实际送风长度，取600m；（2）按瓦斯涌出量计算Q掘=125q掘K掘通=1250.122.5=38（ m3/min）其中：Q掘掘进工作面所需风量，m3/min；q掘掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量，根据2011年度瓦斯等级鉴定结果，取0.12m3/min；K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.5；（3）按掘进工作面最多同时作业人数计算Q掘=4N=417=68（m3/min）其中：Q掘掘进工作面所需风量，m3/min； N工作面最多同时作业人数，17人。（4）按炸药量计算（使用水胶炸药）Q掘=0.465（AbS2L2P漏2C碳）1/3t =0.465（30.690.0410.91211

36、0021.1220.0002）1/325 =166（m3/min） 其中：Q掘掘进工作面所需风量，m3/min； A一次爆破炸药最大用量，30.69kg； b1kg炸药产生的CO当量，岩巷爆破取40L/kg（0.04m/）； S巷道断面积，10.91m2； L巷道通风长度，600m； P漏漏风系数，风筒始、末端风量之比,取1.12； C碳巷道内CO浓度的允许值，C碳=0.02%； t爆破后稀释炮烟的通风时间，取25min。（5）按风速进行验算岩巷掘进最低风量 Q岩掘600.15S =910.91=99m3/min岩巷掘进最高风量 Q岩掘604S=24010.91=2619m3/min其中：Q岩

37、掘岩巷掘进工作面所需风量，m3/minS掘进巷道的平均断面积，10.91m2（6）风机选型根据计算取最大值，岩巷掘进工作面所需风量（迎头）为166 m3/min，局部通风机的工作风量：Q局=P漏Q掘=1.14166 =190（m3/min）其中：Q局局部通风机工作风量，m3/minP漏漏风系数为1.14；Q掘掘进工作面所需风量（迎头）。按风机工作风量计算值选择风机，根据以上计算，选用2BKJNo5.6/211型隔爆对旋式通风机，功率为211kW，其吸风量为200380m3/min。（7）按局部通风机实际吸风量计算Q掘岩=Q扇吸I掘+600.15S = 2601+600.1514.2=388（m

38、3/min） 其中：Q掘岩岩巷掘进工作面所需风量，m3/min；Q扇吸局部通风机实际吸入风量，取300m3/min；I掘 掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1；S 安设局部通风机的巷道断面积，14.2m2。根据以上计算取最大值，岩巷炮掘所需风量为388m3/min。三、风量计算（一）东风井系统需风量为一采区扩大采区安排2个煤巷综掘工作面；五采区安排1个综采工作面；七采区安排2个煤巷综掘工作面；九采区安排1个综采工作面；二水平南翼轨道运输大巷、二水平南翼胶带运输大巷、二水平3#联巷、南翼回风绕道共4个岩巷掘进工作面；另有6个硐室（东翼爆炸材料库、东翼充电硐室、东翼1#变电所、东南翼压风机硐室

39、、东风井井底泵房、二水平东翼泵房）。一采区扩大采区需风量:Q9=Q掘K= 42221.15 = 971 (m3/min)式中：Q掘为一采区扩大采区掘进工作面需风量，为918m3/min；K为漏风系数取1.15五采区需风量：Q5=Q采K= 10941.15 = 1259(m3/min)式中：Q采为五采区采煤工作面需风量，为1094m3/min；K为漏风系数取1.15七采区需风量：Q7=Q掘K = 24221.15 = 971(m3/min)式中：Q掘为七采区掘进工作面需风量，为941m3/min；K为漏风系数取1.15九采区需风量：Q5=Q采K= 10941.15 = 1259(m3/min)式

40、中：Q采为九采区采煤工作面需风量，为1094m3/min；K为漏风系数取1.15二水平南翼需风量:Q其它=Q掘K = 43881.15 =1788(m3/min)式中：K为漏风系数取1.15东风井井底硐室需风量:Q硐=Q K = 6801.15=552(m3/min)东风井系统需风量为：Q东=（Q采+Q备+Q掘+Q硐）K=（2188+3240+480）1.2=7090m3/min)=118.16m3/s式中：Q采为东风井系统综采工作面需风量，为2个综采工作面需风量之和， 2188m3/min；Q掘 为东风井系统4煤巷掘进工作面与4个岩巷掘进工作面需风量之和，3240m3/min；Q硐 东风井系

41、统6个硐室需风量之和，480m3/min（8m3/s）；K为漏风系数取1.2（二）主要通风机能力验证一采区扩大采区由东风井担负通风任务，东风井主要通风机为两台FBCDZ30/2560对旋轴流式通风机。流量为:70250m3/s，静压：4005000Pa，电机功率2560kW,电压6kV，转速740转/分。叶片角度调整范围-6+6。矿井通风阻力计算（参照2010年10月河南理工大学为我矿进行的通风阻力测定的有关数据及矿井设计手册有关资料），先计算出矿井摩擦阻力，矿井通风摩擦阻力占矿井总通风阻力的85%，取通风流程最长一个通风路线2902工作面进行通风阻力计算，然后计算矿井通风总阻力,另考虑自然风

42、压的因素，矿井通风机应提供的压力还会降低，即将计算的通风总阻力减去自然风压就是风机应提供的风压，按2010年10月河南理工大学为我矿进行的通风阻力测定的自然风压数据，再考虑综合因素，东风井自然风压定为300 Pa。通风阻力计算（见附表）：根据一采区扩大采区设计，东风井系统通风流程最大的一个路线是：2902综采面。矿井系统总阻力为： 2792(Pa)风机应提供的风压为：27923002492（Pa）通风等积孔：=2.8(m2)风阻：ns2/m8ns2/m8根据上述计算和东风井主要通风机性能曲线，东风井主通风机选择-3度运行，工况为：风量为118.16 m3/s，静压为2492 Pa。东风井系统通

43、风阻力计算基础表（东翼9采区）井巷名称断面形状支护形式巷道尺寸h阻AB(Pa)Q(m3/s)R(NS2/m8)(NS2/m4)S (m2)U (m)L(m)副（主）井圆砼28.2618.8453081.81 2050.001947 0.0044井底车场半圆拱锚喷12.9713.869586.45 164.40.003198 0.0053东翼轨道运输巷半圆拱锚喷14.2414.4921939.07 300.043409 0.0395东翼轨道运输巷半圆拱锚喷13.1713.9339247.85 290.056893 0.0238东翼轨道运输巷半圆拱锚喷12.313.4730626.22 590.007531 0.0034东翼轨道运输巷半圆拱锚喷12.1213.0530143.78 590.012576 0.0057东南翼轨道运输巷半圆拱锚喷12.15