采煤设计一般原则

2、矿井工业资源/储量
矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k
其中，k－可信度系数，根据本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.8。

矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k＝544+1001×0.8＝1344.8万t
3、矿井设计资源/储量
矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。

即：矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失
＝1344.8－10.85－57.17－94.66
＝1182.12（万吨）
永久煤柱损失的计算：
a．断层煤柱损失：井田内无断层，故无断层煤柱损失。

b．防水煤柱损失：
采空区防水煤柱＝采空区长×20×采高×比重
c．地面永久煤柱：在井田范围内村寨，压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层，设计留设保护煤柱，其保安煤柱留设原则：首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按煤层倾向向下方向移动角65°、向上方向按70°移动角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。

d．井田境界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。

煤柱的计算详见第四章第六节矿井水害防治。

防水煤柱10.85万吨，村寨煤柱57.17万吨，井田境界煤柱94.66万吨，井筒、工业场地煤柱35.68万吨，
二、矿井生产能力
1、确定矿井设计生产能力的主要原则
（1）符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。

（2）立足于已探明、控制的资源/储量及范围，并考虑长远的发展。

（3）客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件（特别是瓦斯）等进行分析研究。

考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序，按照合理集中生产的原则，对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。

（4）充分考虑矿井外部运输条件、电厂对燃煤的需求和部分优质块煤外销的可能性。

（5）充分考虑到现有技术水平和科技进步，经多方案技术经济比较及投入
产出的评价，以最佳整体效益为目的，对设计生产能力进行科学决策。

2、矿井设计生产能力的确定
矿井设计生产能力是反映矿井总体面貌的综合性指标，为使矿井设计生产能力更趋于合理，进而取得良好的投资效益，设计对井田构造、煤层赋存、开采技术条件等地质条件进行研究；对确定矿井生产能力基础的地质储量进行了分析；根据本井田具体条件和邻近矿区生产水平，对回采工作面和采区生产能力进行剖析预测；对煤炭市场的需求及外运条件进行了调查研究；对不同井型的投入产出进行综合比较。

三、服务年限
矿井服务年限按下式计算：
T=Z
/（1.4×A）=958.87/（1.4×30）=22.83（年）
可
式中：
T--服务年限，年；
Z
--可采储量，万t；
可
A--设计年生产能力，万吨/年，按30万吨/年计算；
1.4--储量备用系数。

业主应加强地质勘探工作，提高资源量级别，用以延长矿井服务年限，减少投资风险。

二、井口位置及开拓方案选择
1、井口及工业场地的选择
（1）工业场地位置选择的主要原则
①工业场地应选择在地势较为平坦、宽阔，场地挖填方量小、工程地质条件较好，平场工程量少；
②靠近公路，交通运输方便，运输距离短，运输费用省，同时水、电等条件具备，初期投资省；
③不受洪水、山体滑坡等自然灾害威胁；
④井口及工业广场的选择应考虑少占良田好土，少拆迁或者不拆迁村庄或房屋；尽量不压煤；
⑤井口及工业广场选择应尽量避开老窑采空区和滑坡；
⑥井口及工业场地选择应尽量靠近中部，以使井下两翼煤炭资源尽量平衡，减少井下煤炭运输费用；
⑦井口及工业场地选择应尽量靠近首采区，首采区应尽量布置于资源量级别较高地段，且开采条件较好地段；
⑧井口及工业广场的选择对井筒与服务年限较长的巷道布置在岩性较好的岩层中，同时能尽量减少开拓与准备巷道工程量，达到生产系统综合最优。

（2）井口及工业场地位置的选择
根据矿区内地质地形、地貌、煤层特征及交通、原有地面工业场地布置、井筒、地面村寨、煤的开发利用等综合考虑，本着确保安全，满足生产的原则，本设计提出井口及工业场地选择在井田中部，场内无滑坡、溶洞等不良地质，工程地质较好，有公路相通，能满足矿井的建设需求。

三、采煤方法与采煤工艺
1、采煤方法选择
（1）采煤方法选择考虑的因素
1）首采M2+5号煤层平均厚度1.77m。

井田为单一构造，构造为简单，煤层平均倾角22°，属缓倾斜煤层。

2）主要煤层赋存较稳定，结构简单。

3）可采及局部可采煤层的顶板岩性较为稳定。

4）矿井瓦斯、煤尘爆炸危险性、煤层自燃倾向性因素
（2）首采煤层的采煤方法选择
根据上述因素，结合煤层倾角及构造赋存特点，设计采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺采用机采，采用全部垮落法管理顶板。

2、采煤工艺及机械配备
（1）工作面设备选型
1)采煤机的选型和生产能力计算
①采煤机选型的主要原则
A：采煤机所允许的煤质硬度，必须大于煤及夹矸的硬度系数f。

B：采煤机过断层或割夹矸时需要有足够大的电机功率，以防长期达到额定功率引起烧电机现象。

C：与刮板输送机、液压支架要有合理的机械和空间配套关系。

采煤机的最小采高应大于支架的最小支撑高度200～300mm，采煤机的最大采高应小于支架的最大支撑高度的200～300mm。

D：一般在厚度小于0.8m的煤层中，宜采用爬底板采煤机；在0.8～1.3m 的煤层中可采用骑溜式或爬底板采煤机；在大于1.3m的煤层中，宜采用骑溜式采煤机。

普采工作面，当采高1.1～1.9m时，一般选用单滚筒采煤机；当采高1.3～2.5m时，可采用大功率单滚筒或双滚筒采煤机；综采工作面采用大功率双滚筒采煤机。

锚链式采煤机适用于倾角0º～35 º的回采工作面；无链齿销式适用于倾角0º～55 º的回采工作面
E：保证实际所需要的生产能力。

②采煤机选型
A：采煤机牵引速度计算
按采煤机上、下行均割煤，自开缺口（即采煤机往返一次割两刀）进行计算。

V=
Q
×（L+l）（L×H×B×γ）×T×60
式中：V——采煤机牵引速度，m/min；
Q——日产量，按909t/d考虑；
L——工作面长度，按120m计算；
H——煤层平均采高，1.77m；
B——截深，0.6m；
γ——煤的容重，1.50t/m3；
T——工作面设备开机时间，日开机率按40%计算；
l——开缺口空刀距离，25m。

首采层M2+5号煤层平均厚1.77m，容重1.5t/m3。

设计按平均厚度进行采煤机选型。

则：
V=
909
×（100+25）120×1.77×0.6×1.5×9.6×60
＝1.03m/min
B：采煤机功率计算
N＝
60×B×H×V×H W
3.6
式中：N——采煤机功率，kW；
H W——能耗系数，按1.1～4.4选取，根据煤质硬度系数、夹矸及煤层倾角情况，本设计取H W=4.0。

则：
N＝60×0.6×1.77×1.03×4.0/3.6
＝72.924kW
C：采煤机生产能力计算
Q＝60×H×B×γ×c×n×V×K
式中：Q——采煤机生产能力，t/h；
c——工作面回采率，取0.95；
n——机组作业方式系数，取1。

K-采煤机总时间利用系数,一般取0.4；
V___采煤机牵引速度:0～5.5m/min，一般取3；
则：
Q＝60×1.77×0.6×1.5×0.95×1×3×0.4
＝108.96t/h.
根据采煤机选型的主要原则，以及采煤机生产能力、功率、牵引速度的计算结合该煤矿主要开采煤层赋存特征，工作面选用MG150-AW型双滚筒采煤机，采煤机技术参数为：
采煤机型号: MG150-AW
采高:1.1～2.5m
煤的硬度系数:f≤3.0
倾角:<30度
截深:0.6m
滚筒直径:1.25 m
牵引速度:0～5.5m/min
生产能力：100～200吨/小时
牵引方式:无链牵引（液压）
滚筒中心距：6574mm
机面高度：887mm
卧底量：195mm
牵引力:250kN
电机功率: 150kW，电压660V
外形尺寸:5708×906×580mm（长×宽×高）
机器重量：约18吨
喷雾方式:内外喷雾
耗水量/水压：30L/min，2.5MPa
2)刮板输送机的选型
①工作面刮板输送机选型的主要原则
A：满足同采煤机生产能力相适应的生产能力；
B：与工作面长度相适应的运输机长度；
C：同采煤机、支架之间合理的机械配套关系。

②刮板输送机的选型
按采煤机生产能力计算刮板输送机的运输能力
Q=60×V×H×B×γ×K
1×K
2
×K
3
×K
式中：Q——小时运输能力，t/h；
K 1——装载不均匀系数，1.5；
K 2——采煤机和运输机同向运输时的修正系数，1.07； K 3——运输倾角和运输方向的系数，0.7。

K ——采煤机总时间利用系数,一般取0.4；
其它符号如前面所述。

则：
Q=60×3×1.77×0.6×1.5×1.5×1.07×0.7×0.4 ＝128.86t/h
回采工作面刮板运输机选择SGB630/150C 型可弯曲双链刮板输送机，运输能力为200t/h ，能满足运输要求。

煤层瓦斯含量经验公式：
Wy Wx Wh +=
100
)31.01(e )()
100(5.65n 146.0⨯+⨯⨯⨯+--=
f r f f W V b p
W A Wx ）（
γ
y 8.9fn K P
Wy =
式中：Wx －在P 、t 条件下的吸附瓦斯含量，m 3/t ；
W Y －在P 、t 条件下的游离瓦斯含量，m 3/t ； A f －煤中灰分，％； W f －煤中水分，％； V r －煤中挥发分，％； fn －煤的孔隙率，％； e n －温度系数； e －自然对数底；
P t
n 07.0993.002.0+=
a=2.4+0.21 V r b=1-0.004 V r
γ－煤的容重， t/m 3；
P －煤层瓦斯压力，Mpa ，P ＝（2.03～10.13）H ，H 为垂深(m)，kpa ；
P ＝7H （根据表4－1－1中的埋深和瓦斯压力，计算出瓦斯压力系数在 2.16～
6.55）；
t －温度，℃；
K Y －相对于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数；
根据煤层瓦斯含量经验公式计算矿井M2+5煤层开采到+1354m 标高时瓦斯含量：
)
/(59.13100
)23.131.01()87.22()90852.077
.02027
.7098.0(
747
.0)23.13.26100(5.653146.0t m W x =⨯⨯+⨯⨯+⨯⨯--⨯=
p=(2.03～10.13)H ÷1000=7×560/1000＝3.92MPa(M2+5
煤层在+1354m 标高时的最大埋深，为560m)
r V 21.04.2a +=＝2.4＋0.21×22.87＝7.20
V 004.0-1b =r ＝1－0.004×22.87＝0.91
1/e n ----温度系数,按20℃查表取值：0.747
Wy =(5×3.92)÷(9.8×1.05×1.5)=1.25m 3/t
M2+5煤层最低开采标高的瓦斯含量：Wx +Wy =13.59＋1.25＝14.84m 3/t 、矿井瓦斯涌出量 （1）煤的残存瓦斯量计算
纯煤残存瓦斯含量按《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）表采用插值法表取，结果见表4-1-5。

)
31.01(100100'f
f
f c
c W W A W W ⨯+⨯--⨯= Wc －运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m 3/t ； 'c W —纯煤的残存瓦斯含量，m 3/t·r； A f －煤中灰分，％； W f －煤中水分，％； V r －煤中挥发分，％；
表4-1-5 煤层残存瓦斯含量计算表
（2）未抽放前矿井瓦斯涌出量
根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井的相对瓦斯涌出量进行预测。

当开采M2+MM30号煤层时，矿井瓦斯涌出量为：
①回采工作面相对瓦斯涌出量预测
q采＝Kn×（q1＋q2）
q 1＝K1×K2×K3×
M
m×(Wo-Wc)
q
2
＝∑
--
n
i
Wci
Woi
1
)
(×
M
m
×ηi
式中：
q采－回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
Kn－瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；
q1－开采层相对瓦斯涌出量m3/t；
q2－邻近层相对瓦斯涌出量m3/t；
K1－围岩瓦斯涌出系数，1.1~1.3；本设计取1.3；
K2－工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数计算；K2=1/0.97=1.03；K3－采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，K3=（L-2h）/L；h－巷道预排瓦斯带宽度值，11m；
L－工作面长度，120m；
m－开采层厚度，1.77m；
mi －第i 个邻近层煤层厚度，1.18m 、1.00m 、1.33m ；
M －工作面采高，1.77m ；
Wo －煤层原始瓦斯含量8.35m 3
/t ， 经过以上计算得各煤层原始瓦斯含量。

Wc －运出矿井后煤的残存瓦斯含量，1.25m 3
/t ；
Woi －第i 个邻近煤层原始瓦斯含量，9.74、9.6、12.36m 3/t ；
Wci －第i 个邻近煤层运出矿井后煤的残存瓦斯含量， 1.46、1.27、1.75m 3/t ； ηi －第i 个邻近层瓦斯排放率，％； M2+5号与M10号煤层之间的层间距为31m ，η＝20％；M15号与M2+5号煤层之间的层间距为54m ，η＝2％；
q 1＝1.3×1.03×0.82×77.177
.1 ×(8.35-1.25) =7.8m 3/t
q 2 =(9,74-1.46) ×77.115.1×0.2+(9.1-1.27) ×77
.149.1×0.02＝1.19m 3
/t
q 采＝1.2×（7.8＋1.19）＝10.79m 3
/t
经过以上公式计算，q 采＝10.79m 3/t ②掘进工作面瓦斯涌出量预测
q 掘＝Kn ×（ D ×v ×q o ×(2v L /-1)+S ×v ×γ×(Wo-Wc)） 式中：q 掘－掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m 3/min ； Kn －瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；
D －巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m ；对于薄及中厚煤层，D=2m ，对于厚煤层，D=2h ＋b ，h 及b 分别为巷道的高度和宽度；
m －开采层厚度，1.77m ；
v －巷道平均掘进速度，0.0028m/min ； L －巷道长度，424m ；
q o －煤壁瓦斯涌出强度，（m 3/（m 2.min ））；q o ＝0.026[0.004(V r )2+0.16]×Wo V r －煤中挥发分含量，22.9％； S －掘进巷道断面积，8.4m 2； γ－煤的密度， 1.45t/ m 3；
q o ＝0.026[0.004(V r )2+0.16]×Wo ＝0.026×[0.004×（22.9）2＋0.16]×8.35
＝0.08
q 掘＝1.2×（3.54×0.0028×0.08×(20028.0/340－1)+8.4×0.0028×1.5×(8.35－1.45)）=1.04m 3/min
经过以上公式计算，q 掘＝1.04m 3/min 。

③生产采区瓦斯涌出量
q 区＝01
1
)1440(A i q A q k n
i n
i i i ∑∑==+掘采
q 区－生产采区相对瓦斯涌出量,m 3/t ；
k－生产采区内采空区瓦斯涌出系数,取1.25；
q
采i
－第i个回采工作面相对瓦斯涌出量, m3/t；
A
i
－第i个回采工作面的日产量,820t；
q
掘i
－第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量, m3/t；
A
－生产采区平均日产量,909t；
q
区
＝1.25×（10.97×820＋2×1440×1.04）/909＝16.3m3/t
经过以上公式计算，q
区
＝16.3m3/t。

④矿井瓦斯涌出量
q
井＝Kn×∑
∑
=
=
n
i
i
n
i
i
i A
A
q
k
1
1
0)
(区
q
井
－矿井相对瓦斯涌出量,m3/t；
Kn－瓦斯涌出不均衡系数，取1.1；
k－已采采空区瓦斯涌出系数,取1.25；
q
采i
－第i个生产采区相对瓦斯涌出量, m3/t；
A
0i
－第i个生产采区平均日产量,909t；
Q
矿
＝1.1×1.25×（16.3×909）/909＝22.4m3/t
经过以上公式计算，q
井
＝22.4m3/t。

⑤矿井瓦斯涌出量
因此，开采M2+5号时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为10.79m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.04m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为22.4m3/min，相对瓦斯涌出量为14.5m3/t。

1、风量计算
矿井以一个机采工作面达到设计生产能力30万t/a，根据《煤矿安全规程》第103规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。

（1）按最大班下井人数计算
Q
矿进=4×N·K
矿通
式中：Q
矿进
—矿井总供风量，m3/s；
N—井下同时工作的最多人数，按50人计算；
K
矿通
—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K =1.25；。

Q
矿进
=4×50×1.25=500m3/min=4.16m3/s。

（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算
1）采煤工作面风量计算
①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：
采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：
矿井通风容易时期和矿井通风困难时期：Q=100 q
绝
k=100×5.879×
1.6=506.8m3/min =15.67m3/s
式中: q
绝
————采煤工作面绝对瓦斯涌出量， m3/min；根据预测结果，经抽采达标后一采区开采时采面的相对瓦斯涌出量为：9.96m3/t，则绝对瓦斯涌出量为：9.96×850/1440＝5.879m3/min；
K————瓦斯涌出不均衡系数，机采工作面可取1.2～1.6，取1.6；
②按最大班出勤人数计算
Q=4N=4×30
=120m3/min=2.0m3/s
式中: N——工作面最大班出勤人数
③按工作面温度计算
矿井通风容易时期：Q
采＝V
c
·S
c
·K
i
=1.0×4.002×1.1=4.402m3/s
矿井通风困难时期：Q
采＝V
c
·S
c
·K
i
=1.0×4.83×1.1=5.313m3/s
式中: V
c
——工作面风速， 1.0m/s；
S
c
——工作面平均断面，矿井通风容易时期为开采M59号煤层时，为4.002m2（采高×（最大控顶距＋最小控顶距）/2=0.87×（5.2+4）/2=4.002），矿井通风困难时期为开采M107号煤层时，为4.83m2（采高×（最大控顶距＋最小控顶距）/2=1.05×（5.2+4）/2=4.83）；
K
i
：工作面长度系数，取1.1。

④按风速验算
矿井通风容易时期：Q
min
=15s=15×4.002=60.03m3/min=1.0m3/s
Q
max
=240s=240×4.002=960.48m3/min=16m3/s
矿井通风困难时期：Q
min
=15s=15×4.83=72.45m3/min=1.2m3/s
Q
max
=240s=240×4.83=1159.2m3/min=19.32m3/s
式中: S
c
——工作面平均断面，矿井通风容易时期为4.002m2，矿井通风困难时期为4.83m2；
综合上述计算，矿井通风容易时期和矿井通风困难时期采煤工作面按Q
采=15.67m3/s配风。

2）掘进工作面风量计算
①按绝对瓦斯涌出量计算
掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：
矿井通风容易时期和矿井通风困难时期：Q=100 q
绝
k=100×0.528×2.0=105.6m3/min =1.76m3/s
式中: q
绝
———掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后一采区开采时掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为：0.6m3/min；
②按最大炸药消耗量计算
Q=25A=25×4
=100 m3/min=1.67m3/s
式中： A——掘进工作面最大炸药消耗量，约4Kg。

②按工作面最大班出勤人数计算
Q=4N=4×10
=40 m3/min=0.7 m3/s
式中：N——掘进工作最大班出勤人数，取10人
③按局部通风机实际风量计算
Q
掘= Q
扇
×I＋60×0.25S
式中: Q
掘
————掘进工作面实际需风量， m3/min
Q
扇
————局部通风机实际吸风量， m3/min
I————局部通风机台数，台
S————局扇安装处至工作面回风流处断面，取7.7m2；
矿井通风容易时期和矿井通风困难时期：Q
掘
＝520×1+60×0.25×7.7=694m3/min=10.59m3/s
掘进工作面采用FBD6.3/2×30型局部通风机压入式供风，其风量为430～520m3/min。

④按风速验算
Q min=15S=15×7.7
=115.5m3/min=1.93m3/s
Q max=240S=240×7.7
=1848m3/min=30.8m3/s
式中: S——掘进工作面断面，7.7m2
综合上述计算，掘进工作面按取Q=10.59m3/s配风。

3）硐室风量计算
①矿井通风容易时期
设计有一个独立通风硐室，一个为消防材料硐室；配风2.0m3/ s。

②矿井通风困难时期
设计有三个独立通风硐室，一个为变电所，配风2.0m3/ s；一个为水泵房，配风2.0m3/ s；一个为消防材料硐室；配风2.0m3/ s。

4）瓦斯抽放巷
①容易时期
布置两条瓦斯抽放巷。

根据《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5 m3/s，
因此，每条瓦斯抽放巷Q
抽
＝0.5×5.6＝2.8m3/s。

因此，瓦斯抽放巷共计配风：2×2.8＝5.6m3/s。

②困难时期
布置三条瓦斯抽放巷。

根据《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5 m3/s，因此，每条瓦斯抽放巷Q
抽
＝0.5×5.6＝2.8m3/s。

因此，瓦斯抽放巷共计配风：3×2.8＝8.4m3/s。

5）备用工作面
①容易时期
煤层埋深较浅，瓦斯含量较低，预抽瓦斯时间较短，不需布置备用工作面。

②困难时期
煤层埋深较深，瓦斯含量较高，预抽瓦斯时间较长，布置一个备用工作面，
其风量Q
备
≥0.5Q＝0.5×15.67＝7.835m3/s
6）分别法，按各需风地点实际需风量计算
矿井风量：Q＝（ΣQ
采+ΣQ
掘
+ΣQ
硐
+ΣQ
其它
)×K
矿
式中：ΣQ
采
——采煤工作面所需风量之和；
ΣQ掘——掘进作面所需风量之和；
ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和；
ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和，根据该矿的开拓及巷
道布置，取（ΣQ
采＋ΣQ
掘
＋ΣQ
硐
）的5％。

矿井通风容易时期：∑Q
其它
=（15.67+10.59×2+2+5.6）×5％=2.22 m3/s
矿井通风困难时期：∑Q
其它
=（15.67+10.59×2+3×2+8.4+7.835）×5％=2.95m3/s；
K
矿
————矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀系数），取1.25。

矿井通风容易时期：Q=（15.67+10.59×2+2+5.6+2.22）×1.25=58.33m3/s
矿井通风困难时期：Q=（15.67+10.59×2+3×2+8.4+7.835+2.95）×1.25=77.54m3/s
所以，矿井通风容易时期Q＝59m3/s和矿井通风困难时期总风量按Q＝78m3/s配风。

5）风量分配：
风量分配见表4－2－1。

表4-2-1风量分配表
2、通风阻力
矿井通风摩擦阻力采用下式计算：
3
2
s
q p l h ⋅⋅⋅=
α （Pa ）
式中：
Α—摩擦阻力系数，（NS 2/m 8）； l --巷道长度，（m ）； q--通过巷道的风量，（m 3/s ）； s--巷道净断面，（m 2）； p--巷道净周长，（m ）；
矿井通风容易时期时期需风量为51m 3/s ，通风阻力为238.5Pa ；矿井通风困难时期时期需风量为66m 3/s ，通风阻力为896.9Pa 。

3、矿井通风等积孔
h
Q A 19.1=
（m 2）
式中： A--全矿井等积孔，（m 2）；
Q--矿井需风量，（m 3/s ）； h--全矿井通风阻力，（Pa ）； 矿井通风容易时期等积孔：
A ＝1.19×Q/易h ＝1.19×59/246.51/2＝4.472m 2
矿井通风困难时期等积孔：
A ＝1.19×Q/难h ＝1.19×78/1152.5/2＝2.734m 2
经计算，矿井通风容易时期等积孔为4.472m 2，矿井通风困难时期等积孔为2.734m 2，均属于小阻力矿井。

生产期间应加强矿井的通风设施的管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，同时加强对通风巷道的维修工作。

五、通风机设置及要求
⑴主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率不得超过5%。

⑵必须保证主要通风机连续运转。

⑶主要通风机必须装备两套同等能力的风机（包括电动机），其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动。

⑷严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。

⑸装有主要通风机的风井井口应安装防爆门，防爆门每6个月检查维修1次。

⑹至少每月检查1次主要通风机，改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。

⑺新安装的主要通风机投入使用前，必须进行1次通风机性能测定和试运转工作，以后每5 年至少进行1次性能测定。

⑻通风机电源必须设置备用电源，以保证主电源出现故障时，备用电源能及时投入运行，以确保安全生产。

⑼按风机规格处理好安装场地，场地要有足够的空间，能使抽出的风能顺畅地排入大气。

用于安装的地面须经硬化平整处理。

⑽根据煤矿通风需要，选择合适的叶片安装角，并检查各部位螺栓的松紧程度和叶顶和保护环的间隙（间隙不得小于2.5mm）。

在调节范围内，一般叶片安装角度增大时，风量增大，电动机功率也随之增大，反之亦然。

叶片调整时，须打开轮毂盖板，松开叶柄上的双螺母即可进行。

叶片必须对号入座，调整后的叶片角度必须一致，然后紧固螺栓，按标记上好盖板，盘车应轻松无卡滞现象。

⑾安装和检修中，盖板、叶片不得任意调换。

检查叶片时用硬刷清除掉叶片上的煤尘，用手摇动叶片看叶柄有无松动。

叶片因腐蚀有小孔时必须更换，更换后的叶轮应进行静平衡。

⑿按规定接地，并检查控制设备及保护装置，使之达到要求。

经过长途运输或长期搁置不用的电机，在使用前必须测量定子绝缘电阻（绝缘电阻不得小于0.5MΩ），经检查合格后方可接通电源，试运行10分钟，若无异声即可投入正常运行。

运行中要经常观察电压、电流，如不正常应立即停机检查。

检修电动机时须认真保护防爆面和隔流腔的密封胶垫，一旦损坏应进行更换。

⒀新安装的风机运行一小时后，应停机检查各坚固件是否松动和所有焊缝有无开裂，当确认无问题后，再投入运行。

风机必须经常运转，因故停机时应打开防爆门，再重新使用时，应先开风机，当确认回风斜井中瓦斯浓度不超过0.75%时才关闭防爆门。

、防止爆破引燃瓦斯
（1）采掘工作面或其它作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内的风流瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。

（2）放炮：
1）炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
①炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。

②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。

③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。

④炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

⑤光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。

⑥工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。

浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。

2）采、掘工作面都必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和煤矿许用雷管。

使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

3）采、掘工作面应采用毫秒爆破。

在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面，严禁使用两台放炮器同时进行放炮。

4）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。

5）炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。

6）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。

7）放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。

严禁使用固定放炮母线。

8）在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。

9）处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。

如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。

10）放炮时，应采用正向起爆。

11）放炮必须严格执行“一炮三检查”（装药前、放炮前、放炮后）和“三人连锁”（放炮员、班组长、瓦检员）制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。

12）严格执行《规程》中关于爆破材料和井下放炮的各条规定
3、主要注浆参数
（1）灌浆系数
防火灌浆系数为3％～12％，灭火灌浆系数相应加大。

这里取8%。

（2）土水比
矿井防灭火注浆浆液的土水比应为1:2～1:5；在回采工作面洒浆防火时，土水比应为1:2～1:3。

（3）灌浆所需土量
1）采面注浆量：
Q＝K×m×L×H×C
式中Q--灌浆用土量m³;
m—煤层开采厚度m；按M2+5号煤层1.77m计算
L—灌浆区的走向长度，m;按最大走向长度650m计算
H—灌浆区倾斜长度，120m
C—煤炭回收率，95%
K—灌浆系数，取8%
则Q＝0.08×1.77×650×100×0.95＝8743.8m3
2）采面日灌浆需土量
Q日=K×m×l×H×C
—日灌浆用土量m³;
式中Q
日
l—工作面日推进度，3.6m/d
则Q
＝0.08×1.77×3.6×100×0.95＝48.43m3
日
（4）注浆流量
回采工作面灌浆、洒浆防火土水比取1:2.5，采煤面作业方式为“四、六制”，三采一准。

灌浆站三班灌浆，纯灌浆时间6h。

所采面日灌浆需水量：Q j=48.43×2.5=121m3
则所需注浆流量：Q j=（48.43+121）/6=28.45m3/h
4、注浆材料
该矿注浆材料选用黄土、页岩、矸石等；
注浆材料成浆性能指标(0.1mm以下级别的样品)应达到如下规定：
（1）沉降速度1～10mm/min；
（2）临界稳定时间为20～60min；
（3）塑性指数7～14；
（4）粘度系数(1～2)×10-3Pa.S；
（5）氧化镁胶体混合物含量20％～35％；
（6）含砂量10％～30％。

5、浆液的制备方法
（1）取土方式
采用人工取土，用岩石电钻打眼放炮，抓斗装载，汽车运输至堆土场。

（2）灌浆站的主要设施、制浆的主要设备、泥浆制备、灌浆站制浆系统与流程
灌浆站为固定式，在主井工业场地附近建泥浆搅拌池；长6m、宽6m、深1m，分为两格，轮换使用（池底标高为＋1360用行走式泥浆搅拌机（5.5kW）。

利用井下水处理站的水，建水沟自流至泥浆搅拌池。

6、输送浆液的管路系统
（1）管道计算及选择
管径：d＝（4Q j1÷v÷3600π）0.5＝（4×28.45÷1.8÷3600÷3.14）0.5＝0.074m ＝74mm
式中：d――管径，m；
Q j1――小时灌浆量，m3/h；
v――泥浆流速，取1.8 m/s；
选择φ58×4无缝钢管（500m）。

（2）注浆管路布置
注浆管路沿副斜井布置。

（3）泥浆泵选择
H j＝AH s＝1.1×620＝682Pa
式中：H j――输送泥浆所需扬程，Pa；
A――换算系数，取1.1；
H s――泵输送清水时扬程＝10λs h0＝10×1×62＝620Pa；
λs――清水密度，为1t/m3；
h0――清水提升高度，为62m。

根据以上计算，选用2NB－200/4－15型矿用泥浆泵2台（1用1备），泥浆泵技
术参数；流量15m 3/h ，最高压力4MPa ，配套电机15kW 。

（1）断层防水煤（岩）柱的留设
本井田内无断层，但在生产中如遇断层则安此留设煤柱，含水或导水断层防隔水煤柱的留设
L ＝0.5KM P K P /3≥20 m
式中： L ——顺层防水煤柱宽度（m ）；
M ——煤厚或采高，M2+5号、M10号、M15号、M20号、M25+26号、M30号、M35号、M40号、M59号、M80号、M10M20号煤层，其平均厚度分别为1.77m 、1.18m 、1.00m 、1.33m 、1.95m 、1.07m 、1.00m 、1.18m 、0.87m 、1.01m 、1.05 m （M2+MM30号煤层在井田范围内有采空区）；
K P ——煤的抗张强度（MPa ），K P 取1.0MPa ； P ——水头压力（MPa ），P ＝1.3MPa ； K ——安全系数，一般取2～5，本设计取5。

M2+5号煤层开采时L ＝0.5×5×1.77×1/3.13⨯＝8.74（m ） M0号煤层开采时L ＝0.5×5×1.18×1/3.13⨯＝5.83（m ） M15号煤层开采时L ＝0.5×5×1.00×1/3.13⨯＝4.93（m ） M20号煤层开采时L ＝0.5×5×1.33×1/3.13⨯＝6.57（m ） M25+26号煤层开采时L ＝0.5×5×1.95×1/3.13⨯＝9.63（m ） M30号煤层开采时L ＝0.5×5×1.07×1/3.13⨯＝5.28（m ） M35号煤层开采时L ＝0.5×5×1.00×1/3.13⨯＝4.93（m ） M40号煤层开采时L ＝0.5×5×1.18×1/3.13⨯＝5.83（m ） M59号煤层开采时L ＝0.5×5×0.87×1/3.13⨯＝4.29（m ） M80号煤层开采时L ＝0.5×5×1.01×1/3.13⨯＝4.99（m ） M107号煤层开采时L ＝0.5×5×1.05×1/3.13⨯＝5.18（m ）
根据上述计算，并结合实际情况，M2+5号、M10号、M15号、M20号、M25+26号、M30号、M35号、M40号、M59号、M80号、M107号煤层留设20m 防水煤柱。

（2）井田边界煤（岩）柱的留设。