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第一章 矿井开采概况了解
1.1井田自然概况
1.1.1交通位置
山西交口联盛梁家沟煤业有限公司位于交口县城东的双池镇梁家沟村西北，苇沟村东北，距双池镇政府5km左右，距交口县城直距46km，井田东部有乡级公路与交口县城相通，209国道经过交口县城，经县城向南可达隰县、蒲县至临汾；往北经桃红坡有公路干线通往中阳、离石；向东北到阳泉曲火车站15km左右，并可以到达太原。交通较为便利。
1.1.2地形地貌
本井田地处吕梁山中段的东麓，为低山区，地势西高东低，最高点位于井田西北部，标高为1157.56m，最低点位于井田东北部边缘，标高为955.00m，最大相对高差202.60m。
1.1.3河流水系
本井田属于黄河流域汾河水系，井田中南部发育一条冲沟，雨季有洪水流泄，经大麦郊河入汾河。
1.1.4气象及地震情况
井田属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大，春季多风，夏秋季雨量集中，秋季阴天多雨，冬季寒冷漫长。年最高气温32.5°C，年最低气温-21.7°C，年平均气温
7°C，年均降水量为590.00mm，年蒸发量1482—1814mm，蒸发量大于降水量，霜冻期为10月下旬至次年四月上旬，无霜期150--170天左右，最大冻土深度0.93m左右。
根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001),本区抗震设防烈度为7度。设计基本地震加速度值为0.10g。

1.2井田境界及资源/储量
1.2.1井田境界
根据2009年11月20日山西省国土资源厅以晋矿审兼并采划字(2009)015文批准山西交口联盛梁家沟煤业有限公司开采4、5、9、10、11号煤层，井田面积8.9806km2。
采矿许可证(证号C1400002009111220044792),井田范围由下列1～9个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表1-1,1-2。
表1-1 井田境界拐点坐标表(西安80坐标系6°带)
拐点编号
纬距(X)
经距(Y)
备注
1
4093301.401
19539930.428
开采深度：1019.99-929.99m
2
4093301.427
19541930.437
3
4092431.430
19542750.449
4
4090711.426
19543250.465
5
4090451.419
19542670.465
6
4090151.413
19542110.465
7
4090151.402
19540830.459
8
4090051.400
19540630.459
9
4090051.394
19539930.456
表1-2 井田境界拐点坐标表(北京54坐标系6°带)
拐点编号
纬距(X)
经距(Y)
备注
1
4093350.00
19540000.00
开采深度：1020-930m
2
4093350.00
19542000.00
3
4092480.00
19542820.00
4
4090820.00
19543320.00
5
4090500.00
19542740.00
6
4090200.00
19542180.00
7
4090200.00
19540900.00
8
4090100.00
19540700.00
9
4090100.00
19540000.00
1.2.2资源/储量
（1）资源/储量估算范围
该矿批准开采的10号煤层，资源储量估算边界以井田边界及露头风化带边界为界，采空区、古空区及风氧化带不估算储量。
（2）工业指标确定
井田批采的10号煤层煤类为焦煤，属于炼焦煤。按照2002年2月国土资源部颁发的DZ/TO215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》中有关规定，确定各煤层资源储量估算指标如下：
煤层最低可采厚度为0.70m；
煤层最高可采灰分为40%；
煤层最高可采硫分为3%；
据现有资料，10号煤层厚度、灰分、硫分指标均在上述限定范围之内。
（3）资源/储量分类
井田地质构造简单，参与资源/储量估算的10号可采煤层均属稳定煤层。井田地质条件为一类一型。按照中华人民共和国矿产地质行业标准《煤、泥炭地质勘查规范》中有关规定，确定各类别储量的基本线距为：
探明的经济基础储量（111b）线距：1000m
控制的经济基础储量（122b）线距：2000m
推断的资源量（333）：探明的及控制的资源/储量块段外为推断的资源量。
在具体圈定中，探明的及控制的块段跨越未查明的推断性质的边界时，留设50m推断资源量，在井下已揭露控制的（断层）地段不进行此类留设。
（4）资源/储量估算方法与参数的确定：
井田煤层平缓，倾角在5-14°左右，且倾角变化不大，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，估算公式如下：
Q=S.h.d
式中：
Q——块段资源/储量（Kt）
S——块段面积 K(m2),采用水平投影面积，用计算机配合MAPGIS软件在煤层底板等高线图上直接测得
h——块段煤层平均厚度(m)，为块段内及邻近见煤工程点煤层估算厚度的算术平均值，各工程点煤层估算厚度按有关规范执行计算。
d——煤层视密度（t/m3），10号煤层为1.35t/m3。
（5）资源/储量估算结果
山西交口联盛梁家沟煤业有限公司资源/储量估算结果见表1-3
表1-3 资源/储量估算结果汇总表 单位：kt
煤层号
煤类
资源储量（Kt）
111b
122b
333
111b+122b+333

10
JM
33190

33190
100
100
合计

33190

33190
100
100
通过本次资源/储量估算，井田内10号煤层现保留资源/储量33190Kt，全部为探明的可研的经济基础储量（111b）。探明的可研经济基础储量（111b）占现保有资源/储量的比例为100%。
（6）矿井设计储量
矿井设计储量是扣除矿井井田境界煤柱，断层煤柱，建（构）筑物煤柱和333的折减量后剩余的资源储量计算结果见表1-4

表1-4 矿井设计储量计算表 单位：kt
煤层编号
水平
工业资源/储量
111b+122b+333×0.9
永久煤柱损失
设计储量
井田境界
村庄
陷 落柱 断层
防水
小计

10
1
33190
1955
2646
167
252
5020
28170
合计

33190
1955
2646
167
252
5020
28170
（7）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量是矿井设计储量扣去工业场地、大巷煤柱和开采损失后剩余的资源储量。见表1-5
表1-5 矿井设计可采储量计算表 单位：kt
煤层
编号
水平
设计储量
开采煤柱损失
开采损失
设计可采储量
工业场地
大巷及采空区
小计
10
1
28170
523
1100
1623
6637
19910
合计

28170
523
1100
1623
6637
19910
1.2.3安全煤柱及各种煤柱的留设与计算方法
（一）巷道煤柱

式中：
S1——巷道保护煤柱的水平宽度，m；
H——巷道的最大垂深，（m；）平均按250m
M——煤层厚度，（m；）6.19m
f——煤的强度系数。

巷道煤柱取30m，采空区煤柱30m。
井田边界煤柱留20m，水平大巷之间煤柱留30m，两侧留30m煤柱，采空区边界煤柱留30m,工业场地按二级保护,井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角72°)计算保安煤柱。
矿井后期时，预计护巷煤柱1100Kt可回收50%左右。可延长矿井0.9年寿命。
1.3矿井设计生产能力及服务年限
1.3.1矿井工作制度
根据中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局2005年制定的《煤炭工业矿井设计规范》，确定矿井的工作制度为：年工作日为330d，每天四班作业，日净提升时间16h。
1.3.2矿井设计生产能力的确定
根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（2009）32号《关于吕梁市交口县煤矿兼并重组整合方案（部分）的批复》,确定兼并重组矿井设计生产能力为600kt/a。
1.3.3矿井服务年限
矿井服务年限按下式计算:
T= Z /(AK)
式中：
T——矿井服务年限，a；
Z——矿井可采储量，kt；
A——矿井生产能力，kt/a；
K——储量备用系数，取1.4。
T= Z /(AK)=19910/(600×1.4)=23.7a
经计算矿井服务年限为23.7a。
1.4 井田开拓
1.4.1井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组各矿采空区等对井田开拓开采的影响
井田内10号煤层厚度5.55-6.78m，平均6.19m，含夹矸2-3层。煤层生产能力大,煤层埋藏较浅,煤层赋存稳定。
井田内发育有一系列小的褶曲，地层倾角5-14°区内，发育有多个陷落柱和一条正断层。井田地质构造简单（偏中等）。
综上所述，开采条件是比较好的。
1.4.2井田开拓方案
（1）工业场地位置的选择
井口及工业场地位置选择的主要原则为：
1.充分利用现有地面工程及设施。
2.地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足600Kt/a要求。
3.位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。
4.不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。
5.靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省。
6.有利于矿井开拓部署，为稳产高产创造条件。
根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（2009）32号《关于吕梁市交口县煤矿兼并重组整合方案（部分）的批复》的文件精神，山西交口联盛梁家沟煤业有限公司是以原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿，整合周边山西交口梁家沟煤矿有限公司、山西成牛洼煤矿有限公司及空白夹缝区域而成。兼并重组整合后矿井名称为山西交口联盛梁家沟煤业有限公司。
山西交口梁家沟煤矿有限公司、山西成牛洼煤矿有限公司工业场地均比较狭窄，井筒大都没有利用价值，原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地较平坦、开阔，易于布置，挖填方量小，且工程地质条件好，基本不受洪水、山体滑坡等自然灾害影响。所以本次设计利用原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地。
由于原副斜井井下巷道拐弯较多不利于液压支架下放，且副井工业场地距离主井工业场地较远，管理困难，地面运输不畅。经现场调研，和建设单位协商一致，在主斜井东南方约300m处新掘一个副斜井，此处地形平坦、开阔，可以满足地面生产系统布置的要求。装备一台单筒绞车，作为重组后矿井下放大件和辅助提升。现主斜井装备一部带式输送机，带宽800mm，作为重组后矿井主提升。重组后变为三个井筒，主、副斜井进风，原回风立井刷大后作专用回风井。三个井筒均可作矿井安全出口。
（2）井田开拓方案
矿井设计开拓方案主要考虑以下原则：
1．有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节。
2．生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。
3．投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资。
4．井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况。
5．近期与长远相结合，既要考虑眼前利益，又要兼顾长远规划。
基于上述原则，设计提出两个开拓方案，分述如下：
方案1
设计利用原有主斜井，井筒方位角为80°，井筒形式为半圆拱，净宽3.8m，净断面为10.6m2，作为兼并重组矿井的主提升斜井，井筒斜长318.3m，倾角12°～7°，装备带式输送机和检修道，担负矿井的煤炭提升任务，主斜井进入10号煤底板后沿其底板掘进至928m水平，布置井底相关硐室。以井筒方位角沿10号煤层底板布置矿井运输大巷，在距井底车场内560m处，该巷顶部10号煤层及顶板岩石20m内布置井底煤仓。
垂直于井底煤仓，基本沿煤层走向南北向沿10号煤层底板布置采区运输巷（采区运输巷进入煤仓上口时，有一段坡度为16°，斜长为56m的岩石爬坡段），采区回风巷沿10号煤层顶板，与采区运输巷平行距30m西侧布置，原采区轨道巷与原采区回风巷贯通后作采区回风巷使用，新拓采区轨道巷沿10号煤层底板，与采区运输巷平行距30m东侧布置。在已确定的主斜井东南方约300m处新掘一个副斜井，井筒方位角为8°，井筒形式为半圆拱，净宽3.8m，净断面为10.6m2，倾角8°，装备单钩串车，担负矿井的大件下放及辅助提升任务并作为一安全出口。副斜井表土段采用明槽开挖，钢筋混凝土支护，基岩段采用普通打眼放炮的施工方法。矿井的轨道大巷向西与采区轨道巷贯通。原回风立井净直径由3.0m刷大到5.0m，净断面19.63m2，做为设计的专用回风井，与回风大巷贯通。形成矿井的生产系统。
方案2
设计利用原有主斜井，井筒方位角为80°，井筒形式为半圆拱，净宽3.8m，净断面为10.6m2，作为矿井的主提升斜井，井筒斜长318.3m，倾角12°～7°，装备带式输送机和检修道，担负矿井的煤炭提升任务，主斜井进入10号煤底板后沿其底板掘进至928m水平，布置井底相关硐室。以井筒方位角沿10号煤层底板布置矿井运输大巷，在距井底车场内560m处，该巷顶部10号煤层及顶板岩石20m内布置井底煤仓。
垂直于井底煤仓，基本沿煤层走向南北向沿10号煤层底板布置采区运输巷（采区运输巷进入煤仓上口时，有一段坡度为16°，斜长为56m的岩石爬坡段），采区回风巷沿10号煤层顶板，与采区运输巷平行距30m西侧布置，采区轨道巷沿10号煤层底板，与采区回风巷平行距30m西侧布置。利用原副斜井，井筒方位角为20°，半圆拱形，净宽3.6m，倾角17°，装备单钩串车担负矿井的大件下放任务并作为一安全出口。原回风立井净直径由3.0m刷大到5.0m，净断面19.63m2，做为专用回风井及安全出口。与回风大巷沟通。形成矿井的运输、通风系统。
（3）开拓方案比较：
1. 开拓方案技术比较：

方案1
方案2
优
点
1.运输环节少
2.主副井工业场地在一块，容易管理
3.副井工业场地宽阔
副井修缮费用少
缺
点
需新掘副井
1.增加了运输环节。
2.工业场地较分散。
3.副井工业场地狭窄

2. 开拓方案经济比较：
两方案经济比较表

方案1
方案2
公路投资
维持原公路
需重新修约2.1km的公路需105万元
井巷工程投资
新掘副井93.28万元
副井修缮39.6万元
合计
93.28万元
144.6万元
经上述技术经济比较，方案一优于方案二，故矿井开拓方式推荐方案一。
1.4.3井口数目和位置的选择
山西交口联盛梁家沟煤业有限公司矿井为兼并重组整合矿井，整合后共有3个井筒，分别为主斜井、副斜井和回风立井，它们所处位置在原山西达胜泰能源实业有限公司梁家沟煤矿工业场地，能够满足兼并重组整合后矿井设计生产能力的需要。
1.4.4水平划分及阶段垂高的确定
根据推荐方案开拓布置，全井田共划分一个水平开采，水平标高为：+928m。
1.4.5主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择
主斜井落底布置井底车场后，继续沿10号煤层底板、布置矿井运输大巷至井田中部，大巷布置方向同井筒方位。基本沿煤层走向南北布置采区运输、轨道和回风巷，采区运输、轨道巷沿10号煤层底板布置，采区回风巷沿10号煤层顶板布置，并与井下现有大巷贯通。
1.4.6矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系。
采区尺寸的确定取决于地质构造条件，煤层开采技术条件及采区内采煤和运输等设备。一般来说，采区尺寸大，则采区巷道掘进率低；工作面搬家次数少，工作面单产和设备利用率高，开采经济；采区服务年限也较长，有利于采区接替；煤炭损失少，回采率高。但采区尺寸加大又使采区煤炭及输助运输、通风等费用增加，巷道维护时间延长，维修费用增加，同时供电距离增加，电压降增加，影响工作面机电设备的正常运转。近年来随着工作面设备技术水平的提高，工作面单产在逐年加大，因此对工作面长度的要求也趋于加大。
本井田10号煤为缓倾斜煤层，设计布置两个采区，根据巷道布置形式及开采方法，工作面采用倾斜长壁后退式开采法，在同一采区内各工作面开采顺序，由井田边界向大巷方向推进，分层开采，先采上分层，后采下分层。
1.5 井筒位置和确定
1.5.1井筒用途、布置及装备
矿井移交生产时共布置3个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。
（一）主斜井
主斜井净宽3.8m，斜长318.3m，倾角12°～7°，净断面10.6m2，装备一条800mm宽普通胶带输送机，担负全矿井的运煤任务。铺设600mm轨距22kg/m单轨。做为矿井安全出口，并兼进风井。井筒断面见图3-5-1、3-5-2。
（二）副斜井
副斜井净宽3.8m，斜长187.5m，净断面10.6m2，倾角8°；铺设600mm轨距30kg/m单轨，井筒内装备单钩串车下大件并负责矿井的辅助提升。做为矿井的另一安全出口，为矿井的进风井。井筒断面见图3-5-3、3-5-4。
（三）回风立井
回风立井净直径5m，垂深58m，净断面19.63m2。井筒内设梯子间，担负矿井回风任务及安全出口。井筒断面见图3-5-5、3-5-6。
1.5.2井筒井壁结构
主斜井表土段为钢筋混凝土支护，厚度为500mm，基岩段为荒料石砌碹，砌碹厚度为300mm；副斜井表土段为钢筋混凝土支护，厚度为500mm，基岩段为荒料石砌碹，砌碹厚度为300mm；回风立井井筒井壁表土段采用钢筋混凝土支护，厚度为500mm，基岩段采用混凝土支护，浇筑厚度为350mm。
各井筒特征见表1-6。
表1-6
井筒特征表
井筒特征
井筒名称
主斜井
副斜井
回风立井
井筒坐标
(北京54坐标)
经矩(Y)
19542300
19542433
19541350
纬矩(X)
4092493
4092255
4092835
井筒坐标
(西安80坐标)
经矩(Y)
19542230.46
19542363.46
19541280.46
纬矩(X)
4092444.394
4092206.394
4092786.394
提升方位角(°)
80
8

井筒倾角(°)
12-7
8
90
井口标高(m)
966
972
1008.69
井底标高(m)
928
946
950.69
水平标高
(m)
第一水平
928

最终水平
928

井筒深度
或斜长(m)
最终水平
318.3
187.5
58
井筒直径
或净宽(m)
净
3.8
3.8
5.0
掘进
4.8/4.4
4.8/4.4
6/5.7
井筒断面
(m2)
净
10.6
10.6
19.625
掘进
16.25/14.2
16.25/14.2
28.3/25。5
砌壁
厚度(mm)
500/300
500/300
500/350
材料
钢筋混凝土/
荒料石
钢筋混凝土/
荒料石
钢筋混凝土/
混凝土
井筒装备
胶带、台阶、扶手
单钩串车
梯子间
备注
已有
新掘
刷大

1.6井底车场及硐室
1.6.1井底车场形式的选定
根据井田开拓方式，主斜井为主提升井，装设带式输送机，井下巷道中设有各种硐室。主斜井井底车场见图3-6-1。
副斜井为辅助提升井。根据开拓巷道布置，井底车场形式为平车场。由于辅助运输量相对较小，车场形式简单，采用空、重车，高、低道分别运行的调车方式，重车由井底自动滑行到低道重车线，井上下放的空车、材料车等车辆下放到高道空车存车线，由调度绞车拉至采掘工作面。详见井底车场平面、剖面、巷道断面及坡度图3-6-2。
1.6.2井底车场硐室名称及位置
井下硐室：在主斜井井底，布置主排水泵房、变电所、井底水仓、管子道、消防材料库及井底煤仓，在副斜井井底布置调度室、急救室；采区内布置采区变电所。
井底水仓有主、副水仓，长度分别为110m、80m，容量分别为770m3、560m3。
井底煤仓的形式为圆形直立式煤仓，煤仓直径3.Om，有效容量508t，满足设计规范要求。煤仓下口设给煤机直接装载煤炭至主斜井胶带输送机上提升至地面。
1.6.3井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料
井底车场巷道采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度300mm；主水泵房、管子道及变电所采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度250mm；井底水仓、消防材料库、采区变电所采用半圆拱断面，混凝土砌碹支护，支护厚度250mm。
井底车场巷道及材料消耗量见表1-7。

1-7 井底车场巷道及材料消耗量表
序号
工程名称
煤岩
硬度
断面(m2)
长度
(m)
设计掘进体积(m3)
支护厚度(mm)
水沟
长度
(m)
铺轨
长度
(m)
粉刷
面积(m2)
支护
材料
净
设掘
拱
壁
1
采区变电所
3
15．2
18．4
40
736
250
250

400
料石
2
主变电所
3
15．2
18．4
45
828
250
250

450
料石
3
主水泵房
3
14．7
18．4
20
368
250
250

200
料石
4
水泵房、变电所通道
3
7
9．3
30
279
250
250

210
料石
5
消防材料库
3
7
9．3
50
465
250
250
50
50
350
料石
6
管子道
4-6
4．32
5．83
75
437.2
250
250

450
料石
7
井底水仓
4-6
7
9．3
190
1767
250
250
190
190
1330
料石
8
进风行人巷
3
4．32
5．83
90
524.7
250
250

540
料石
9
井底煤仓
3
28
34．2
24
820.8
300

30

混凝土
10
调度室、急救室
3
14．7
18．4
10
184
250
250

100
料石

合计

564
6225.7

240
270

第二章 矿井通风
2.1 通风方式和通风系统
1.通风方式
矿井通风方式为中央分列式，风机工作方法为机械抽出式
2.通风系统
矿井采用主斜井和副斜井进风，回风立井回风，局部通风采用局部通风机，风机工作方法为压入式的通风系统。
2.2风井数目、位置、服务范围及服务时间
矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置有进风井2个，回风井1个,即主斜井和副斜井进风，回风立井回风。
主斜井、副斜井和回风立井均服务于全井田，服务年限23.7年，主斜井、副斜井和回风立井均为矿井的安全出口。
2.3掘进通风及硐室通风
1.掘进工作面通风
掘进工作面采用局部通风机通风，选用局扇为YBT-11型。通风方式采用压入式。
2.硐室通风
井下硐室除井下消防材料库及采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风并联或扩散通风。
2.4矿井风量、风压及等积孔计算
（一）矿井总风量
根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2009年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：
1．按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。
Q=4NK
式中:
N——井下同时工作的最多人数,人；
4——井下每人每分钟供风标准,m3/min；
K——矿井通风系数,取1.20。
则：
Q=4×140×1.20=672m3/min
2．按用风地点实际需要风量的总和计算
Q矿井=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室+∑Q其它）×K
Q矿井——矿井总供风量，m3/min；
∑Q采——回采工作面所需风量之和；
∑Q掘——掘进工和面所需风量之和；
∑Q硐室——独立通风的硐室所需风量之和；
∑Q其它——其它用风地点所需风量之和：
K——矿井通风系数取1.20。
1）回采工作面实际需要风量
（1）按CH4涌出量计算
Q采=100qk
式中:
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；
q——回采工作面的CH4绝对涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时绝对CH4涌出量为1.71m3/min，回采工作面的绝对CH4涌出量按70%计算为1.197m3/min；
K——回采工作面通风系数,取1.6。
则：Q采=100×1.197×1.6=191.52m3/min
（2）按CO2涌出量计算
Q采=100qK
式中:
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/ min；
q——回采工作面的绝对CO2涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时矿井绝对CO2涌出量为3.14m3/min，回采工作面的绝对CO2涌出量按70%计算为2.198m3/min；
K——回采工作面通风系数,取1.60。
则：
Q采=100×2.198×1.60=351.68m3/ min
（3）按气象条件计算
以采煤工作面所需基本风量计算，且应低于最高风速4m/s。
Q采= Q基本·K采高·K采面长·K温
Q基本=60·B·H·70%·V
式中：
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/ min；
Q基本——回采工作面基本需要风量，m3/ min；
K采高——回采工作面采高调整系数；
K采面长——回采工作面长度调整系数；
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数；
B——回采工作面支架控顶距，m；
H——回采工作面采高，m；
V ——回采工作面适宜风速，m/s；取1.2m/s。
Q基本=60×4.6×2.5×70%×1.2=579.6m3/min
Q采=579.6×1.5×1.2×1.0=1043m3/min
（4）按工作面温度(风速)计算
Q采=60VS
式中:
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；
V ——工作面风速，工作面风速1.0m/s；
S——工作面平均断面，11.5 m2。
则：
Q采=690 m3/min
（5）按人数计算：
Q采=4N
式中：
N──回采工作面同时工作的最多人数，N=40人。
Q采=160 m3/min
取上述计算的最大值Q采=1043m3/min
（6）按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷回采工作面风量应满足:
15Sc＜Q采＜240Sc
式中:
Sc——回采工作面平均断面积，11.5m2
15Sc=15×11.5=172.5m3/min
240Sc=240×11.5=2760m3/min
取以上计算的最大值Q采=1043m3/min，符合风速要求。
达产时共布置1个回采工作面，故Q采=1043m3/min
备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。
Q备=522m3/min
ΣQ采=Q采+ Q备=1043+522=1565m3/min
2）掘进工作面实际需要风量计算
（1）按绝对CH4涌出量计算
Q掘=100qk
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q ——掘进工作面的绝对CH4涌出量，根据矿方提供的数据，计算矿井达产时绝对CH4涌出量为1.71m3/min，掘进工作面的绝对CH4涌出量按25%计算为0.4275m3/min；
K——掘进工作面通风系数,取2.0。
则：
Q掘=100×0.4275×2.0=85.5m3/min
（2）按CO2涌出量计算
Q掘=100qK
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q ——掘进工作面的绝对CO2涌出量, 根据矿方提供的数据，计算矿井达产时矿井绝对CO2涌出量为3.14m3/min，掘进工作面的绝对CO2涌出量25%计算为0.785m3/min；
K——掘进工作面通风系数,取2.0。
则：
Q掘=100×0.785×2.0=157m3/min
（3）按炸药量计算
Q掘=25A
式中：
A——掘进工作面一次爆炸最大炸药用量，为6kg。
Q掘=25×6=150m3/min
（4）按人数计算：
Q掘=4N
式中：
N──掘进工作面同时工作的最多人数，N=18人。
Q掘=4×18=72m3/min
（5）按局部通风机的实际吸风量计算
Q掘= Q扇·I+60×0.25S
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/ min；
Q扇——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；YBT-11型局部通风机吸风量130-240m3/min，取240m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
S ——吸风口断面m2。
Q掘=240×1+60×0.25×10=390m3/min
（6）按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足:
煤巷掘进：60×0.25Sj＜Q掘＜60×4.00Sj
式中:
Sj——掘进工作面的断面积
则:
60×0.25S j =15×10=150m3/min
60×4.00S j =240×10=2400m3/min
Q掘=390m3/min，符合风速要求。
达产时共布置2个掘进工作面，故ΣQ掘=2×390=780m3/min
3）硐室实际需要风量
井下硐室除井下消防材料硐室、采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风扩散通风。井下消防材料硐室120m3/min，采区变电所120m3/min。
则：ΣQ硐= 120+120=240m3/min
4）其它需风量
（1）按绝对CH4涌出量计算
ΣQ其它=133qK
式中:
Q其它──其他巷道实际需要风量，m3/ min；
q ──其他巷道的绝对CH4涌出量，根据矿方实测数据计算矿井达产时绝对CH4涌出量为1.71m3/min，其他巷道的绝对CH4涌出量按5%计算为0.855m3/min；
K──其它巷道通风系数,取1.1～1.3。
则：
ΣQ其它=133×0.855×1.3=147.83m3/min，取整为148m3/min。
（2）按实际用风地点计算
ΣQ其它=360m3/min
5）矿井总进风量
Q矿井=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室+∑Q其它）×K
=（1565+780+240+360）×1.20=3534m3/min =58.9m3/s，取整60m3/s。
综合以上两种方法的计算结果，取最大值则矿井总进风量为60m3/s。
3.风量分配
矿井总风量按井下各用风地点需风量进行分配，矿井风量分配如下：
回采工作面18m3/s, 备用工作面9m3/s,每个掘进工作面7m3/s，掘进工作面共14m3/s，硐室4m3/s，其它15m3/s。
（二）矿井通风风压及等积孔计算
1.负压计算
当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：
H=a·P·L·Q2/S3
式中：
H——矿井阻力，Pa；
L——井巷长度，m；
a——摩擦阻力系数；N·S2/m4；
P——井巷净断面周长，m；
Q——通过井巷的风量，m3/s；
S——风流通过巷道的净断面积，m2。
由上式计算结果再加上15%的局部阻力，即为矿井总阻力。通风容易时期负压为690Pa，困难时期负压为1625Pa。见表6-2-1、表6-2-2
2.等积孔计算
A=
式中：
A——等积孔,m2；
Q——矿井进风量，m3/s；
h——负压, Pa。
容易时期等积孔：
A大= =2.72m2

困难时期等积孔：
A小= =1.77m2

通过计算可见，通风难易程度属容易～中等。

第三章 采区运输设备的选型计算
3.1设计的原始资料
山西交口梁家沟煤矿有限公司煤矿：为梁家沟村办煤矿，位于兼并重组井田的东南部，现开采10号煤层，生产能力15万t/a。
1. 绝对瓦斯涌出量0.362m3/min，相对瓦斯涌出量1.043m3/t，该矿为低瓦
斯矿井。
2. 煤层倾角小于14°，属缓倾斜煤层。
3．为低瓦斯矿井，自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。
4．井田地质构造简单（偏中等），水文地质条件简单。
（一）设计中各生产系统情况
1.开拓系统
矿井采用斜井开拓方式，即：利用南海沟已开凿的一斜井，作为300kt/ a升级改造后的主斜井，井筒净宽3.8m，倾角12-7°，至10号煤层底板斜长318.3m，装备一部胶带输送机，担负矿井煤炭提升、进风任务，铺设单轨，担负矿井辅助提升任务，设置行人台阶，兼做安全出口；新掘一个斜井作为升级改造后的副斜井，井筒净宽3.6m，倾角17°，至10号煤斜长120m，装备单钩串车，担负矿井大件设备提升和进风任务，设行人台阶和扶手，作安全出口；利用原主立井作为升级改造后的专用回风立井，井筒净直径3.0m，至10号煤垂深58m，井筒装备梯子间，担负全矿回风任务，兼做安全出口。
根据井田内可采煤层赋存情况，将井田划分为一个水平开采。水平设在10号煤层，水平标高+928m，开采10号煤层。在10号煤层中布置两个采区。
在10号煤层中设胶带、轨道、回风三条大巷，轨道大巷为新掘。为充分利用已有井巷工程和苇沟村保安煤柱，三条大巷在进入苇沟村保安煤柱后沿保安煤柱向西南方向布置至井田南部边界。大巷沿10号煤层底板布置，回风大巷沿10号煤层顶板布置。胶带大巷对应主斜井井底煤仓上口，轨道大巷对应副斜井井底平车场，回风大巷对应回风立井，形成矿井开拓系统。
根据井田开拓布置，主斜井在10号煤层建有主变电所、主排水泵房、水仓、管子道等硐室。水仓设主副水仓，有效容积960m3。主斜井井底煤仓为上抬式圆形直立式，有效容积250m3。
2. 运输系统
井下采区大巷运输采用DSJ80/40/2×30型胶带输送机运输，带宽800mm，带速1.6m/s，运量177t/h,采用阻燃带，配备JDSB-30电动机，2×30KW。辅助运输采用JD-25型调度绞车牵引1t系列矿车运输。
3.采掘系统
矿井移交生产时，在10号煤层一采区，布置一个回采工作面，配置二个普掘面。以一井一面满足矿井设计生产能力。
按设计选定的采煤方法，回采工作面装备：采煤机选用MG200-W1型，采高1.5-3.0m，截深600-630mm，刮板输送机选用SGB630/150型，输送能力250t/h；转载机选用SZB-730/40型，输送能力400t/h；顺槽胶带输送机选用DSJ80/40/2×40型，带宽800mm，带速2.0m/s，输送能力400t/h；工作面选