采礦工程畢業(yè)設(shè)計論文

目錄一 回采工藝方式及機械技術(shù)特征21、回采工藝方式22、主要技術(shù)特征2二 采煤工藝61、落煤方式62、裝煤方式63、運煤方式64、工作面支護(hù)式65、采空區(qū)處理方式66、循環(huán)進(jìn)度、控頂距、采高、端面距及支架中心距67、采煤機牽引方式7三 頂板管理91、支護(hù)設(shè)計92、工作面頂板管理12四 回采工作面生產(chǎn)技術(shù)管理151、作業(yè)方式152、采取雙向割煤時，循環(huán)方式為153、勞動組織16五 采區(qū)上部車場及交叉點設(shè)計181 采區(qū)上部車場的類型及形式選擇182 車場的選擇183 單道起坡上部逆向平車場設(shè)計194 外軌抬高或軌距加寬的遞增距離215 選用道岔及線路有關(guān)參數(shù)236 采區(qū)上部車場儲車線線路設(shè)計247交叉點設(shè)計24二 采區(qū)地質(zhì)情況1 、采區(qū)位置、范圍、四鄰關(guān)系、地表及已有勘探鉆孔(1)、位置與范圍西一采區(qū)位于雁南礦井田內(nèi)第2027勘探線之間。該采區(qū)東起F20斷層20勘探線，西至第27勘探線；南起18號煤層550水平等高線以下，北至18煤層+350水平等高線。該采區(qū)平均走向長3.70km，平均傾向?qū)?.20km，面積4.44km2。(2)、四鄰關(guān)系雁南礦西一采區(qū)東部與三礦一井(已報廢)相鄰；西部與一礦接續(xù)區(qū)未開采煤體相鄰；南部與各小井開采17、18號煤層相鄰;北部為深部未開采煤體相鄰（附雁南礦各采區(qū)范圍圖2-1）。圖2-1 雁南礦采區(qū)劃分平面圖(3)、地表情況采區(qū)對應(yīng)地表標(biāo)高變化于+655+705米之間，地貌單元屬山地、丘陵類型。地表有部分耕地和雁南礦西二風(fēng)井井筒、景氣井、興旺井、礦二西井、礦產(chǎn)品勞服公司井、三礦二井各小井，現(xiàn)各小井井筒均已封填，具體位置詳見“西一采區(qū)”。2 、采區(qū)地質(zhì)根據(jù)勘探資料西一采區(qū)內(nèi)的地層有中生界白堊系下統(tǒng)梅勒圖組的酸性熔巖和碎屑巖，大磨拐河組的凝灰碎屑巖、泥巖、砂巖、煤層；新生界第四系的松散沉積物。該采區(qū)內(nèi)無伊敏組地層。3 、 采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造西一采區(qū)的構(gòu)造以斷裂為主，其北部和中部有F20和F3斷層為較大斷層，F(xiàn)10斷層賦存于雁南礦井田中部13-31勘探線間，分布長度6000.0m，走向北東，傾向南東，傾角13-53，落差最大150.0-250.0m，平均210.0m，斷層面是呈上陡下緩的波狀。本區(qū)地質(zhì)構(gòu)造有如下特點：(1)、本區(qū)煤層為近東西走向的狹長塊段，煤層傾向變化于238-248之間；(2)、在F12斷層和F10斷層附近可能伴生或派生小型斷層或褶曲；(3)、本區(qū)構(gòu)造以斷裂為主，褶曲構(gòu)造簡單；(4)、本區(qū)斷層有逢斷必正的規(guī)律；(5)、本區(qū)內(nèi)無巖漿巖侵入體、無古河床沖刷等情況；4 、煤層及頂?shù)装灞静蓞^(qū)內(nèi)煤層及圍巖層均屬于白堊系下統(tǒng)大磨拐河組上部含煤巖段，煤種牌號為褐煤（HM）。采區(qū)內(nèi)17、18號煤層為全區(qū)發(fā)育較穩(wěn)定的可采煤層； 17號煤層為大部可采煤層?，F(xiàn)將各煤層情況分述如下：17號煤層在井田內(nèi)全區(qū)發(fā)育，為大部可采煤層，在23勘探線以西的淺部與18號煤層合并，煤層厚度變化較大，變化于0.725.34m之間，含有0-3層夾矸。煤層頂板多為粉砂巖，細(xì)砂巖次之，泥巖少見；煤層底板為泥巖。 18號煤層在井田內(nèi)全區(qū)發(fā)育，為局部不可采煤層，在23勘探線以西的淺部與17號煤層合并，厚度劇增，煤層厚度及結(jié)構(gòu)變化較大，含有0-3層夾矸，煤厚變化于0.308.49米之間，煤層頂板為薄層泥巖，往上為17煤層，煤層底板以粉砂巖為主，細(xì)砂巖次之，泥巖少見。5 、采區(qū)的沼氣、煤塵情況三礦井田煤層瓦斯為低沼氣礦井，有煤塵爆炸危險和自燃現(xiàn)象。具體敘述如下:(1)、瓦斯含量：根據(jù)通風(fēng)隊2003年對三礦一井的瓦斯含量實際測定，平均日產(chǎn)一噸煤的沼氣涌出量最大為1.02m3，最小為0.42m3，屬于低沼氣礦井，但參考一、二礦個別煤層有超限現(xiàn)象。(2)、煤塵：目前三礦未進(jìn)行煤塵爆炸指數(shù)的測定工作。(3)、煤的自燃：三礦井田煤樣的燃點試驗結(jié)果為原樣燃點為253、還原樣燃點為265、氧化樣燃點256，說明煤的燃點比較低。三礦井田煤種為褐煤，煤化程度低、燃點比較低，極易風(fēng)化成粉末和碎塊，煤層含水分又較高，煤炭采出后堆積在一起，因濕度較大，煤堆很容易發(fā)熱，當(dāng)溫度達(dá)到臨界值時，就會發(fā)生煤的自燃。煤層自燃發(fā)火期一般為36個月。四、地溫：三礦井田未進(jìn)行過專門的地溫測試，但目前井下溫度一般在15-25之間，對采掘生產(chǎn)無影響。一 回采工藝方式及機械技術(shù)特征1、回采工藝方式綜采放頂煤后退式走向長壁綜合機械化采煤法，即綜放。2、主要技術(shù)特征（1）采煤機采用MGTY400/930-3.3D型雙滾筒電牽引采煤機適應(yīng)煤層采高范圍：2.453.5m煤層傾角：25煤層硬度：f4采煤機總體裝機功率：2250+250+18.5+55=673.5KW機面高度：1465mm機身寬度：1380mm整機重量：51.1T滾筒直徑：1800mm搖臂回轉(zhuǎn)中心距：7070mm搖臂回轉(zhuǎn)中心距底板高度：1335mm滾筒水平中心距：1139mm兩牽引中心距：5666mm過煤高度：600mm臥底量：352mm搖臂擺角：上擺27；下擺21.4最大生產(chǎn)能力：1400T/h操縱方式：中部手動、兩端操作站集中控制，可實現(xiàn)無線離機遙控牽引牽引方式：交流變頻調(diào)速嚙合方式：擺線輪銷軌式牽引速度：07.1m/min牽引力：687KN截割搖臂形式：整體彎搖臂冷卻形式：殼體水套冷卻截 深：800mm滾筒轉(zhuǎn)速：42r/min截割速度：3.96m/s（2）液壓系統(tǒng)調(diào)節(jié)泵型號：CBTL-F416/F404-AFP雙聯(lián)齒輪油泵調(diào)節(jié)系統(tǒng)壓力：23Mpa流 量 ：23.6L/min過濾精度：20m電動機截割電動機：型號：YBC3 -200/250/300額定功率：250Kw 額定電壓：1140V 額定電流：162A牽引電機： 型號：YBQS3-50 額定功率： 50Kw 額定電壓：380V 額定電流：94A泵站電機：型號：YBRB-18.5額定功率： 18.5Kw額定電壓：1140V額定電流：12A（3）前、后部可彎曲刮板輸送機 采用SGZ-764/630型中雙鏈整體鑄焊刮板輸送機?；緟?shù)：設(shè)計長度：200m輸送量：900 T/h刮板鏈速度：1.03m/s緊鏈方式：閘盤緊鏈冷卻方式：水冷整機彎曲性能：水平彎曲1.1垂直彎曲2電動機 型號：YBSD-315/160-4/8功率：315KW轉(zhuǎn)速：735/1480 r/min電壓：1140V減速器傳動比：33.16 :1刮板鏈形 式：中雙鏈圓環(huán)鏈規(guī)格：30108mm最小破斷負(fù)荷：1103KN刮板間距：1080mm中部槽規(guī)格尺寸：1500764317mm聯(lián)接方式：啞鈴銷聯(lián)接轉(zhuǎn)載機采用SZZ-830/315型中雙鏈橋式轉(zhuǎn)載機主要技術(shù)參數(shù)：設(shè)計長度：70 m出廠長度：45.8m輸送量：1500T/h刮板鏈速：1.46m/s爬坡角度：10爬坡高度：1.30m減速器型式：圓錐圓柱行星減速器 型號JS-315減速器傳動比：29.858：1減速器冷卻形式：水冷鏈條間距：180mm刮板間距：756mm緊鏈型式：閘盤緊鏈懸空段中部槽：1750770707mm落地段中部槽：1750770970mm電動機型號：YBSD-315/160-4/8轉(zhuǎn)速：1480r/min電壓：1140V（4）破碎機采用PLM-1800（200W）型輪式破碎機。主要技術(shù)參數(shù)：破碎能力：1800T/h最大入口斷面：1000900mm出口粒度：300mm以下破碎軸轉(zhuǎn)速：466r/min刀齒頂圓線速度：22.6m/s傳動速比：1：3.15電動機型號：YBKYS-200功率：200Kw轉(zhuǎn)速：1475rpm電壓：660/1140V噴霧水壓：6Mpa液壓支架中部支架采用ZF520015.5/34La型普放兩用支撐掩護(hù)式液壓支架。主要技術(shù)參數(shù)：支架高度：1.553.40m工作高度：2.503.3m支護(hù)寬度：1.431.60m支架中心距：1.50m初撐力：P28.0Mpa 4652KN工作阻力：P31.3Mpa 5200KN支護(hù)強度：0.890.905MPa對底板比壓：平均1.738MPa適應(yīng)煤層厚度：2.4015m適應(yīng)煤層傾角：25泵站工作阻力：28.0MPa操縱方式：本架控制主立柱：數(shù)量4根，行程760780mm支架重量：20.476T過渡支架采用ZFG520022/34H型放頂煤過渡支架。主要技術(shù)參數(shù)：支架高度：2.203.40m工作高度：2.503.4m支護(hù)寬度：1.421.59m支架中心距：1.50m初撐力：P28.0Mpa 4652KN工作阻力：P31.3Mpa 5200KN支護(hù)強度：0.7340.7545MPa底板比壓：平均1.30MPa適應(yīng)煤層厚度：2.4015m適應(yīng)煤層傾角：25（15時，設(shè)防滑防倒裝置）泵站工作阻力：28.0MPa操縱方式：本架控制支架重量：19.87T（5）乳化液泵站采用LRB-400/31.5（250KW）型五柱塞泵，由兩泵一箱組成。主要為中厚煤層綜采液壓支架提供動力源。主要技術(shù)參數(shù)：規(guī)格尺寸：321012351270mm電機功率：250KW潤滑油泵工作壓力：0.20.5MPa工作液：35%乳化液（清水）配套液箱：RX315/25型，組成乳化液泵站。公稱壓力：31.5MPa公稱流量：400L/min進(jìn)液管路：32 mm 高壓膠管回液管路：38 mm 高壓膠管（6）移動變電站工作面設(shè)置KBSGZY型移動變電站3臺。其中：KBSGZY-1600KVA/6型1臺，采煤機、刮板輸送機；KBSGZY-1600KVA/6型1臺，破碎機、轉(zhuǎn)載機、乳化液泵；KBSGZY- 500KVA/6型1臺， 工作面上、下順槽的低壓電氣設(shè)備（如噴霧泵、污水泵、煤電鉆、照明信號綜保、回柱絞車、等）。乳化液泵站 泵站選型、數(shù)量選用兩臺GRB315/31.5型五柱塞泵，與RX315/25型乳化液箱組成乳化液泵站，該泵站由兩泵一箱組成。選用32mm高壓管為進(jìn)液管路，38mm高壓管為回液管路。泵站設(shè)置位置 泵站安設(shè)在上順槽上幫距離采煤工作面70m的位置。 泵站使用規(guī)定安裝時，泵應(yīng)水平放置，以保證良好的潤滑條件。保證泵站壓力不低于30MPa，乳化液濃度3-5% 。當(dāng)泵站壓力達(dá)不到時，應(yīng)立即停泵。并通知有關(guān)人員進(jìn)行檢查，無誤后，方可重新啟動。油位在泵運轉(zhuǎn)時，不應(yīng)低于油標(biāo)玻璃的下標(biāo)或上標(biāo)。要注意箱體溫度不宜過高，油溫應(yīng)低于80；箱液的液位不得過低，以免吸空，液溫不得超過40。加強支架與泵站得維修，杜絕液壓系統(tǒng)竄、漏液現(xiàn)象發(fā)生。二 采煤工藝1 落煤方式工作面采用MGTY400/930-3.3D型雙滾筒電牽引采煤機割煤。2 裝煤方式工作面前部主要利用采煤機滾筒上螺旋葉片的旋轉(zhuǎn)以及推移刮板輸送機時，利用鏟煤板來裝煤。工作面剩余的少量浮煤，由人工裝入刮板輸送機內(nèi)。3 運煤方式工作面采用SGZ-764/630（2315kw）型可彎曲刮板輸送機運煤，運輸能力為900噸/小時。下順槽采用SZZ-830/315型橋式轉(zhuǎn)載機運煤，運輸能力為1500噸/小時。4 工作面支護(hù)方式正常回采時工作面中部采用128部ZF5200-15.5/34La型支撐掩護(hù)式綜采液壓支架支護(hù)頂板；工作面前后排頭、排尾各采用3部ZFG5200-22/30H型過渡支架支護(hù)頂板；當(dāng)工作面?zhèn)涡睍r，工作面中部中部采用134部ZF5200-15.5/34La型支撐掩護(hù)式綜采液壓支架支護(hù)頂板；工作面前后排頭、排尾各采用3部ZFG5200-22/30H型過渡支架支護(hù)頂板。工作面上、下出口及上、下順槽均采用單體液壓支柱配合型鋼梁支護(hù)巷道頂板，棚距為0.8m。同時，上、下順槽超前支護(hù)的距離不得小于20m。自工作面硬幫煤壁向外10m范圍內(nèi)中心柱為雙柱，即"一梁四柱"支護(hù)；1020m范圍內(nèi)，中心柱為單柱，即"一梁三柱"支護(hù)。5 采空區(qū)處理方式采用全部跨落法管理頂板。夾矸處理總體來看全采區(qū)夾矸較薄，而且夾矸巖性為泥巖或粉砂質(zhì)泥巖，可有采煤機直接截割，同時要加強煤質(zhì)管理。6 循環(huán)進(jìn)度、控頂距、采高、端面距及支架中心距循環(huán)進(jìn)度：1.60m。最大控頂距：4510mm；最小控頂距：3910mm。平均采高3. m。工作面要及時移架，前梁接頂嚴(yán)密，端面距最大值340。工作面支架中心距為1.50m，偏差不超過100。7 采煤機牽引方式MG250/675-QWD型雙滾筒采煤機牽引方式為電牽引。靠采煤機本身齒輪與刮板輸送機上的銷排咬合產(chǎn)生動力來運行。附圖工作面布置圖5-1。（1）、采煤方法 綜采放頂煤后退式走向長壁綜合機械化采煤法，即綜放。（2）割煤方式 采取雙向割煤。采煤機從斜切進(jìn)刀處上行割煤至上出口，再返刀由上往下割煤；割煤至下出口，再返刀上行斜切進(jìn)刀。然后下行割煤至下出口后，再返刀上行割煤至上出口。采高平均3. m，截深0.8m。采煤機下行割煤時，采用下滾筒割頂煤，上滾筒割底煤的方式，其牽引速度不得超過10m/min。采煤機上行割煤時，采用上滾筒割頂煤，下滾筒割底煤的方式，其牽引速度不得超過7.7m/min。（3）進(jìn)刀方式采煤機進(jìn)刀采取上、下端頭自開缺口，雙向穿梭斜切進(jìn)刀。斜切進(jìn)刀段長度為200-250m，進(jìn)刀深度為0.8m，采煤機往返一次進(jìn)兩刀，然后放頂煤。具體操作如下：采煤機位于進(jìn)刀位置下行斜切進(jìn)刀；采煤機位于吃刀位置上行割三角煤至上出口；采煤機下行割煤至下出口；采煤機上行牽引，位于進(jìn)刀位置斜切進(jìn)刀；采煤機位于吃刀位置下行割三角煤至下出口；采煤機上行割煤?；夭蛇^程割煤移架移前溜放煤移后溜割煤整個工序以移架作為循環(huán)結(jié)束的標(biāo)志。（4）移溜、移架方式工作面采用追機移溜、移架作業(yè)。移溜作業(yè)距采煤機機尾滾筒不小于15m移架作業(yè)距采煤機尾滾筒不得小于3部液壓支架。特殊情況下，可采取分段追機移架方式。見圖采煤機斜切進(jìn)刀方式與循環(huán)示意圖5-2。圖6-1 工作面端部割三角煤斜切進(jìn)刀(a)起始 (b)斜切并移直輸送機 (c)割三角煤 (d)開始正常割煤1-綜采面雙滾筒采煤機；2-刮板輸送機三 頂板管理1、支護(hù)設(shè)計（1）液壓支架強度計算經(jīng)驗計算支護(hù)強度P=NHF式中：P -頂板壓力 KN/架H-采煤機割煤高度 取3.0mN-頂板壓力系數(shù) 48 取 8-頂板巖層平均容重 取2.5T/m3 即24.5KN/m3F-支架支護(hù)面積 1.5（3.57+0.34）m283.01.5（3.57+0.34）24.53448.62KN5200KN（2）、液壓支架規(guī)格的選擇估算頂板下沉量： SLmL 式中: -頂板下沉系數(shù) 取0.04 m-采高 3.0 m L-控頂距，支架前大柱處為2.24m0.043.02.240.27m 則支架的最大高度：H大m大SL3.10.272.83m支架的最小高度：H小m小SLa2.80.270.12.43m式中: m大（?。?煤層最大(小)采高.最大取3.1 m，最小取2.8m。a-移架時,支架的最小可縮量 取0.1m.支架的伸縮量和伸縮比伸縮量： SH大H小2.832.430.4m3.11.551.55伸縮比：SH大/H小2.83/2.431.1653.1/1.552 符合要求。支架的初撐力一般應(yīng)大于或等于工作阻力的80%。即520080%4160KN4652KN 符合要求。支架的支護(hù)強度FP/A式中：P-液壓支架工作阻力 KNA-每部支架支護(hù)的頂板面積1.5（3.570.34）5.8653448.62/5.865588 KN/890KN/ 滿足要求。（3）最小、最大控頂距工作面最小控頂距為：L小de式中： d-支架頂梁長度3.57me-梁端距 取0.34m3.570.343.91m工作面最大控頂距為：L大des式中：s-采煤機截深 0.8m 3.570.340.84.71m根據(jù)液壓支架基本技術(shù)參數(shù)可知，選擇ZF5200-15.5/31La型中部支架和ZFG5200-22/30H型放頂煤過渡支架，能滿足工作面支護(hù)要。如表5-2。表5-2 工作面條件與支架適應(yīng)條件對照表 液壓支架參數(shù)工作面條件支架適應(yīng)條件中部支架過渡支架采高（m）3.263.31553.402203.4傾角（） 5.418.592525煤厚（m）2.5-132.4152.415煤層硬度（f）13底板比壓1.7381.30支護(hù)強度(Mpa)0.890.9050.7340.754（4）、單體液壓支柱支護(hù)設(shè)計支柱規(guī)格的選擇最大高度：HmaxMmaxbc式中： Mmax-工作面開缺口處最大采高 取2.5m b-頂梁厚度 取0.07m c-活柱的富裕行程 取0.1m2.50.070.12.53m最小高度：HminMminhba式中：h-頂板在最大控頂距下的平均最大下沉量 取0.2m a-支柱必須的卸載高度 取0.1m2.00.20.070.11.83m根據(jù)以上計算，本工作面選用DZ2532型單體液壓支柱。（5）、工作面上、下端頭支護(hù)設(shè)計該工作面上、下端頭頂板維護(hù)采用2.6m-3.2m型鋼梁配合DZ2532型單體液壓支柱“一梁四柱”架設(shè)傾向棚支護(hù)，棚距為0.8m，柱距與超前支護(hù)柱距相同。 工作面頂板壓力計算：Pt（24）h式中： h-工作面安全出口處高度 取2.4m-頂板巖石容重 取2.5T/m3 即24.5KN/m342.424.5235.20 KN/m2工作面支護(hù)強度應(yīng)大于235.20 KN/m2支柱實際工作阻力計算：RtKRKgKzKbKaR式中：K-支柱阻力影響系數(shù)R-支柱額定工作阻力 取289.1KN Kg-工作系數(shù) 液壓支柱取0.99Kz-增阻系數(shù) 取0.8Kb-支柱承載不均衡系數(shù) 取0.8Ka-傾角系數(shù) 取1.000.990.80.81.001.00289.1183.2KN工作面合理的支護(hù)密度計算： nP/Rt式中：P-支護(hù)強度 （KN/m2）Rt-支柱實際工作阻力（KN） 235.2/183.21.284根/m2棚梁采用2.63.2m型鋼梁，每個棚梁上的支柱根數(shù)N為4根，所能支護(hù)頂板的面積： sN/n4/1.2843.115 m2按使用最長型鋼梁L為3.2m計算棚距為：as/L3.115/3.20.974m 為便于職工操作實際棚距a實取0.8m。實際支護(hù)密度：n實N/（La實）1.563根/m2實際支護(hù)強度：P實n實Rt1.563 183.2286.25 KN/m2235.20 KN/m2通過支護(hù)密度核算，滿足工作面上、下端頭及安全出口頂板支護(hù)強度的要求。2、工作面頂板管理（1）正常工作時期頂板支護(hù)方式 本工作面采用全部垮落法管理頂板。采煤機割煤時，在采煤機前方收回支架伸縮梁及護(hù)幫板不得超前機組前截盤4部支架以上；采煤機割煤后4部液壓支架，及時伸出伸縮梁，給好護(hù)幫板。并采取順序追機移溜、移架的作業(yè)方式對頂板進(jìn)行及時支護(hù)。移架方式操作人員站在所移支架架箱內(nèi)，面向煤壁采取本架移架，當(dāng)采煤機割煤、上行推移溜子后，在移溜工序后依次上行順序移架。移架工藝因排頭1#支架下方無靠點，當(dāng)前板輸送機機頭推移后，先移3#支架，后移1#支架，再移2#支架，而后順序移置其它支架。在采煤機正常割煤時，超前采煤機前滾筒4部支架，將護(hù)幫板收回。并滯后采煤機前滾筒4部支架，順序給好護(hù)幫板。當(dāng)液壓支架被升起保持3秒鐘，使支架達(dá)到額定初撐力后，方可將操作手把打回零位。支護(hù)要求嚴(yán)格按煤礦工人安全技術(shù)操作規(guī)程 "液壓支架工"中的規(guī)定進(jìn)行液壓支架操作。當(dāng)煤壁片幫或頂煤破碎時，應(yīng)采取帶壓擦頂移架，以減少頂板的松動和破壞。移架后，工作面應(yīng)達(dá)到動態(tài)的質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)要求，確保工作面支架成一條直線。加強液壓支架的支護(hù)強度，確保支護(hù)質(zhì)量，支架初撐力不得小于24MPa。（2）、正常工作時期的特殊支護(hù)形式 工作面頂板破碎時，采煤機割煤過后，及時帶壓擦頂移架，伸出支架伸縮梁給好護(hù)幫板。工作面煤壁片幫嚴(yán)重時，可采取向煤壁和頂板補打錨桿維護(hù)煤壁、保持頂板穩(wěn)定；當(dāng)支架前梁端頭與煤壁距離達(dá)到0.6m時，采煤機割煤前可提前移架，如還不能有效地支撐頂板可在支架前梁上挑倒撅棚維護(hù)新爆露出的頂板。（3）、回柱放頂及與其他工序平行作業(yè)的安全距離推移刮板輸送機與采煤機的距離不少于15m，開始移架距采煤機不小于3部液壓支架。上順槽回撤（給棚）密集時，要在機組下行70#支架其他工序完成后進(jìn)行，機組上行70#支架后完畢。下順槽回撤（給棚）密集時，要在機組上行30#支架其他工序完成后進(jìn)行，機組下行40#支架后完畢。上順槽圈密閉可在機組上行70#前提前回撤一個循環(huán)。 （4）、特殊時期的頂板管理 初次來壓、周期來壓期間，端頭和兩巷超前支護(hù)內(nèi)，應(yīng)加強支護(hù)，確保安全出口暢通。工作面支架及兩巷單體支柱完好，泵站壓力必須達(dá)到30MPa，支架初撐力不低于24Mpa. 加強工程質(zhì)量管理，保證支架狀態(tài)良好，防止出現(xiàn)歪架、咬架、擠架現(xiàn)象，若出現(xiàn)此現(xiàn)象時必須及時調(diào)整。采煤機割煤過后及時帶壓擦頂移架，及時伸出伸縮梁，給好護(hù)幫板；移架時少降快拉、步距夠，支架升起后有足夠的初撐力。前后端頭、超前支護(hù)支柱必須達(dá)到額定初撐力90KN，對卸載及不完好支柱必須及時更換。根據(jù)前后兩巷頂板狀態(tài)，適當(dāng)加密支護(hù)，加大支護(hù)強度。初采、初次放頂和周期來壓期間加強礦壓觀測，對頂板來壓進(jìn)行全面真實掌握，為控制頂板提供數(shù)據(jù)保障。（5）、來壓及停采前的頂板管理工作面頂板初次來壓和周期來壓期間，必須加強工作面頂板管理，并及時進(jìn)行來壓期間的預(yù)測、預(yù)報工作。工作面支架及上、下順槽所有支設(shè)的單體液壓支柱必須達(dá)到規(guī)定的初撐力，并及時采取支護(hù)措施，預(yù)防冒頂。加強工作面上、下出口的頂板管理。要提高支護(hù)質(zhì)量，適當(dāng)加大支護(hù)密度，確保端頭頂板支護(hù)穩(wěn)定，防止出現(xiàn)端冒現(xiàn)象。工作面停采前，要及時編制停采措施，加強工作面收尾回撤期間的頂板管理。 （6）、過斷層及頂板破碎時的頂板管理 過地質(zhì)破碎帶時，應(yīng)調(diào)整好工作面煤壁與破碎帶走向的夾角，一般保持在3045之間，以減少破碎帶在工作面煤壁揭露的長度，防止頂板事故的發(fā)生。過破碎帶時，工作面頂板盡量割平，并及時進(jìn)行支護(hù)。同時，使工作面輸送機保持平緩，相鄰支架間不能有明顯的錯茬。過破碎帶時，應(yīng)靠工作面硬幫煤壁打臨時點柱，架設(shè)走向棚來維護(hù)頂板，保證支護(hù)可靠。加快工作面的推進(jìn)速度，加強技術(shù)管理，減少硬幫煤壁及頂板的暴露時間。工作面的浮煤、碎矸應(yīng)及時清理干凈，嚴(yán)禁支架底座出現(xiàn)臺階。為有效控制頂板，移架極為困難時，應(yīng)使用單體液壓支柱輔助移架。（7）、上下順槽及端頭安全出口管理上、下順槽的超前支護(hù) 支護(hù)要求：上、下順槽超前支護(hù)采用單體液壓支柱配合型鋼梁架設(shè)走向棚進(jìn)行支護(hù)，超前支護(hù)距離不小于20m。采用3.4m長型鋼梁配合單體液壓支柱"一梁四柱"支護(hù)。下順槽超前支護(hù)柱距為1.0m、0.3m、1.8m，上順槽超前支護(hù)柱距為1.0m、0.3m、1.6m，棚距均為0.8m，頂板破碎或頂板壓力較大時可適當(dāng)縮小棚距。工作面下順槽破碎機處，下幫側(cè)頂板采用兩根4.50m長特護(hù)型鋼梁配合單體"一梁三柱"架設(shè)邁步前移走向雙抬棚支護(hù)，1.2m進(jìn)行交錯邁步前移。工作面上、下端頭頂板管理支護(hù)形式 采用單體液壓支柱配合型鋼梁架設(shè)傾向棚"一梁四柱"進(jìn)行支護(hù)。工作面刮板輸送機機頭處頂板采用一對4.50m型鋼梁配合單體液壓支柱"一梁三柱"架設(shè)走向邁步抬棚支護(hù)。1.2m進(jìn)行交錯邁步前移。刮板輸送機機尾處，當(dāng)端頭支護(hù)棚梁與排尾支架間空頂距離大于500mm時，采用一對4.50m型鋼梁配合單體液壓支柱"一梁三柱"架設(shè)走向邁步對棚支護(hù)，1.2m進(jìn)行交錯邁步前移。當(dāng)前刮板輸送機尾進(jìn)入上順槽內(nèi)，造成端頭支護(hù)棚腿無法支設(shè)時，可在刮板輸送機尾上方采用一對4.50m型鋼梁配合單體液壓支柱"一梁三柱"架設(shè)走向邁步雙抬棚支護(hù)，1.2m進(jìn)行交錯邁步前移。無上述兩種情況，則取消走向抬（對）棚支護(hù) 。下順槽的圈密閉支護(hù)與過渡支架的尾梁平齊，上順槽的后密閉支護(hù)應(yīng)與過渡支架的尾梁平齊。零點班交班時上順槽圈密閉。前后密集支護(hù)柱距不大于200mm；戧柱間距不大于1.0m，戧柱角度在7580，柱窩深度不得小于100mm。 所有單體液壓支柱系好安全繩，棚梁必須接實頂板；支柱應(yīng)支到實底，并做到迎山有力，迎山角度68迎1。上、下安全出口頂板無危巖、險塊，無外露過長的失效錨桿頭、錨索頭、金屬網(wǎng)等。保證無雜物，行人運輸暢通。當(dāng)頂板不穩(wěn)定時，應(yīng)及時采取加強、加密支護(hù)強度等措施進(jìn)行維護(hù)。質(zhì)量要求當(dāng)頂板不穩(wěn)定時，應(yīng)及時采取加強支護(hù)措施進(jìn)行維護(hù)。上、下安全出口必須保證凈高不低于1.8m，行人寬度不小于0.7m。確保無淤泥及雜物，運輸、行人暢通無阻。所有支設(shè)的單體液壓支柱必須系好安全繩。且棚梁接實頂板，支柱應(yīng)支設(shè)在實底上，并做到迎山有力（每68，給1迎山）。上、下安全出口不得出現(xiàn)空載的型鋼梁和卸壓、失效單體液壓支柱，發(fā)現(xiàn)必須及時修復(fù)或更換。上、下安全出口處支護(hù)的前移，支設(shè)時，須在排頭、排尾液壓支架移架完成并達(dá)到初撐力后，方可進(jìn)行。在下出口替棚、竄梁或給撤單體支柱作業(yè)時，作業(yè)人員必須同轉(zhuǎn)載機司機、刮板輸送機司機之間取得可靠聯(lián)系。停機后，并由刮板輸送機司機現(xiàn)場監(jiān)護(hù)，確認(rèn)安全后方可作業(yè) 。與其他工序之間的銜接關(guān)系采煤機上、下穿梭進(jìn)刀過程中，嚴(yán)禁替棚和竄梁作業(yè)。在下出口替棚、竄梁和拉移排頭支架時，作業(yè)人員必須同轉(zhuǎn)載機司機取得聯(lián)系停止運轉(zhuǎn)，同時由前溜子司機負(fù)責(zé)現(xiàn)場監(jiān)護(hù)，做到安全作業(yè)。（8）、采空區(qū)頂板管理采空區(qū)采用全部垮落法管理。四 回采工作面生產(chǎn)技術(shù)管理1、作業(yè)方式 綜采工作面采取"四、六"工作制，按照"四班倒"輪班作業(yè)。每天四個班，每班作業(yè)六小時。圓班由三班生產(chǎn)，一個班準(zhǔn)備、檢修。工作面采取晝夜多循環(huán)的循環(huán)作業(yè)方式。2、采取雙向割煤時，循環(huán)方式為：割煤移架移溜割煤；即：圓班組織割煤8（即：3循環(huán)），循環(huán)進(jìn)度1.6m，圓班組織進(jìn)4.8m。 在確保工作面安全生產(chǎn)的前提下，各工序間盡量采取平行作業(yè)。平行作業(yè)時，各工序在時間上和空間上均要有一定的時間間隔 ，移溜作業(yè)必須距機組尾滾筒距離不小于15m。移架作業(yè)距采煤機尾滾筒距離不小于3部液壓支架。附圖正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表5-3。3、勞動組織工作面每班由工長、副工長負(fù)責(zé)組織生產(chǎn)，同時配有工程質(zhì)量驗收員、采煤機司機、刮板輸送機司機、轉(zhuǎn)載機司機、泵站司機、支架工、爆破工、放煤工、清煤工及機電維修人員等各相關(guān)專業(yè)工種與綜合工種相結(jié)合。全隊合計192人。見表5-3工作面人員配備見勞動組織圖表。表5-3 勞動組織表序號工種合 計 人 數(shù)：192人一班（27）二班（31）三班（28）四班（29）合計1隊機關(guān)142工 長111143副工長111144質(zhì)量驗收員25采煤機司機222286支架工222287刮板機司機2333118爆破工222289清煤工68772810電氣保守1111411順槽維修67772712泵站司機1111413水泵工1111414看大線1111415兩巷維修1516文明生產(chǎn)7（看支柱1）17機電段40(3)、主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)（見表5-4主要經(jīng)濟技術(shù)指標(biāo)表。）表5-4 主要經(jīng)濟技術(shù)指標(biāo)表序 號項 目單 位數(shù) 量計算式或說明1工作面傾斜長度m250正?；夭蓵r是250m，但是偽斜是大于250m。2回采工作面長度m175017號煤層平均1750m，18號煤層平均1750m3煤層厚度m1217號煤層平均12m，18號煤層平均12m4煤層傾角717號煤層平均7，18號煤層平均75回采率806采煤方法綜采放頂煤綜合機械化采煤（綜放）7頂板管理方法全部垮落法8日進(jìn)度m6.49月進(jìn)度m19210日循環(huán)數(shù)個411日產(chǎn)量T19535.412出勤人數(shù)個8513回采工效率t 工38.8714坑木定額m元t2.515液壓支柱丟失率316型鋼梁丟失率117火藥定額kg萬t13018雷管消耗發(fā)萬t28019噸煤成本元t19.2六 采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)1 、采區(qū)運輸（1）、采區(qū)遠(yuǎn)輸方式選擇 煤炭遠(yuǎn)輸方式：井下以一個工作面，兩個掘進(jìn)工作面來保證全礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力，出煤點集中，出煤量大，所以采掘工作面采用帶式輸送機運輸。采掘工作面運出時煤炭通過采區(qū)運輸機上山和350大巷運輸機，經(jīng)主立井25t箕斗運至地面。井下采用帶式輸送機運煤時優(yōu)點：可實現(xiàn)連續(xù)化運輸。易于實現(xiàn)生產(chǎn)自動化管理和集中控制。帶式輸送機適應(yīng)順槽的起伏變化。帶式輸送機運輸，生產(chǎn)集中，開采強度大，運輸量高。因此選用于帶式輸送機。輔助運輸方式：大巷的輔助運輸方式和井筒輔助提升、采區(qū)內(nèi)的輔助運輸方式統(tǒng)籌考慮。因此采區(qū)軌道上山采用液壓絞車運輸。（2）、運輸系統(tǒng)與設(shè)備選型運煤系統(tǒng)如下采煤工作面 下順槽轉(zhuǎn)載機 破碎機 下順槽膠帶輸送機區(qū)段溜煤眼（或直接搭接）采區(qū)運輸上下山采區(qū)煤倉膠帶機運輸巷（+350大巷）-井底煤倉-給煤機-傾斜式計量裝載設(shè)備主井25T箕斗一對地面井口煤倉。輔助運輸系統(tǒng)地面副井雙層罐籠+350軌道大巷西一采區(qū)上部車場軌道上山區(qū)段車場上順槽工作面。運煤設(shè)備選型計算設(shè)計依據(jù)：年產(chǎn)量6Mt 礦井工作制度：330d/a 14h/d(開機率70%)提升高度：+100+410提升斜長：1076下山傾角：7連接方式：機頭與轉(zhuǎn)載皮帶搭接進(jìn)入采區(qū)煤倉。順槽膠帶機選型計算輸送量、帶寬、帶速計算輸送量：Q=1.15(600000033014)=1493.5t/h式中：1.15為運輸備用系數(shù)或運輸不均衡系數(shù)帶速：2.5m/s取B=1000根據(jù)計算，選用帶寬為1000米，帶速為2.5m/s的鋼絲繩芯膠帶輸送機。膠帶強度3500kg/cm。膠帶許用最大張力35t,單位重量約：452kg/m可伸縮膠帶輸送機。膠帶最大張力為：31731kg35000kg安全系數(shù)為：m=100350031731=1110符合規(guī)程要求。設(shè)備選型：根據(jù)計算選用SSJ/2200型大傾角鋼絲繩芯膠帶輸送機，該機主要技術(shù)特征：運輸能力1500t/h帶寬1000mm帶速：2.5m/s傳滾筒直徑800mm電動機總功率400Kw電動機型號YBKT200運輸上山選型計算輸送量、帶寬、帶速的計算：輸送量：Q=1.151.15600000033014=1717.5t/h式中：1.15為運輸不均橫系數(shù)或備用系數(shù)帶速：v=3.15m/s取B=1000mm根據(jù)計算，選用帶寬為1000帶速為2.5/s的鋼絲芯膠帶輸送機。膠帶強度355kg/cm膠帶用最大張力35t，單位重量約45.2kg/m膠帶最大張力及安全系數(shù)：膠帶最大張力為31731kg35000kg安全系數(shù)為m=100*350031731=1110符合規(guī)程要求。設(shè)備選型：根據(jù)計算選用SSJ1000/2160型大傾角鋼絲繩芯膠帶輸送機，主要技術(shù)特征：運輸能力：1800t/h輸送長度：1200m帶寬：1000mm帶速：3.15m/s傳動滾筒直徑;1000mm傳動機總功率:320Kw電動機型號:YSB160（3）、輔助運輸選型計算主輔井均為立井提升系統(tǒng)，是按年產(chǎn)600萬噸設(shè)計的，本采區(qū)是按600萬噸設(shè)計的，符合要求。設(shè)計依據(jù)礦井年產(chǎn)量：A=6Mt/a矸石量：An=0.15Mt/a工作制度:330 d/a 14h/d(開機率)上山傾角：7上山長度：1160m選送鋼絲繩根據(jù)原開采采區(qū)計算選擇鋼絲繩6730170特光右同鋼絲繩，重量為3.224kg/m，鋼絲繩破段力總和Qs=57350kg，抗拉強度170kg/mm2鋼絲繩安全系數(shù)：提矸：m=7.596>7.5符合<規(guī)程>要求。提大矸：m=7.558>7.5符合<規(guī)程>要求。提升機造型主動滾筒直徑：Dg>8030=2400mm最大靜拉力：Fz=5484=13273.24480.483=7553.10kg式中：5484為6輛礦車（含鉤央車）的栽重與自重之和的計算結(jié)果；1327米為鋼絲繩計算長度。對于單鉤提升，最大靜拉力差等于最大靜拉力。即：Fc=Fz=7553.10kg根據(jù)現(xiàn)有機械設(shè)備選送JKY/2B型單滾筒防爆液壓車。技術(shù)特征如下：主動滾筒直徑：Dg=2500mm最大靜拉力、最大靜拉力差：Fze=Fzc=9000kg最大提升速度:v=4m/s礦車、人車軌型選型按350軌道大巷的軌距選擇，西一采區(qū)的輔助運輸軌道選軌距600m的軌道,軌型18kg/m.。礦車選用原雁南礦的MGL1.56A型礦車,人車選擇XRB15616型斜井人車,礦車均拽9節(jié)選型計算。附運輸通風(fēng)系統(tǒng)圖6-1。2 、采區(qū)通風(fēng) （1）、通風(fēng)系統(tǒng)主、副井-井底車場+350大巷采區(qū)進(jìn)風(fēng)斜巷運輸上山下順槽區(qū)段進(jìn)風(fēng)斜巷下順槽首采工作面上順槽-區(qū)段車場-回風(fēng)上山回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷-西一回風(fēng)井地面。 西一采區(qū)采用抽出式通風(fēng)方式，通風(fēng)系統(tǒng)為獨立對角式通風(fēng)。（2）、掘進(jìn)通風(fēng)及硐室通風(fēng)掘進(jìn)通風(fēng)采用有消音器的2BKJ.NO.60型軸流式局部扇風(fēng)機通風(fēng),局扇必須設(shè)在新鮮風(fēng)流中,并設(shè)有專用電源和風(fēng)扇用鎖裝置。西一采區(qū)火藥發(fā)放室,采區(qū)絞車房,采區(qū)變電所，采區(qū)水泵房均采用獨立通風(fēng)系統(tǒng)，其他硐室采用自然通風(fēng)。（3）、礦井風(fēng)量風(fēng)壓及等體積的計算礦井風(fēng)量計算及分配按井下同時工作的最多人數(shù)計算:Q礦=4NK礦通=43501.3=1820m3/min式中：4規(guī)程規(guī)定每人每分鐘的供風(fēng)量，（m3/人.min）；N井下同時工作的最多人數(shù)，人；K礦通礦井通風(fēng)系數(shù)，包括礦井內(nèi)部漏風(fēng)和配風(fēng)不均等因素， 1.3。按采煤、掘進(jìn)、硐室及其他地點實際需要風(fēng)量的總和計算:Q礦（Q采Q掘Q硐Q備Q其他）K礦通式中: Q采采煤工作面實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；Q掘掘進(jìn)工作面實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；Q硐硐室實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；Q備備采工作面實際需要風(fēng)量的總和，m3/min；Q其他礦井內(nèi)除采煤、掘進(jìn)、硐室外的其他地點實際需要風(fēng)量的總和，m3/min。采煤工作面所需風(fēng)量，按各個需要獨立通風(fēng)工作面實際需要風(fēng)量的總和進(jìn)行計算。即：西翼一區(qū)段17#層采煤工作面、按氣候條件計算Q采= Q基本K采高K采面長K溫=530.461.51.01.0=795.69 m3/min取整數(shù)800 m3/min。Q基本=4.213.070%1.0 =530.46 m3/min式中：Q采采煤工作面需要風(fēng)量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本風(fēng)量，m3/min ；Q基本工作面控頂距工作面實際采高工作面有效斷面70%適宜風(fēng)速（不小于1m/s）；K采高回采工作面采高調(diào)整系數(shù)，取1.5；K采面長回采工作面長度調(diào)整系數(shù)，取1.0；K溫回采工作面溫度調(diào)整系數(shù)，取1.0。按工作面溫度選擇適宜的風(fēng)速計算：Q采=60V采S采=601.0 (4.51+3.91)/23=757.8m3/min式中：V采采煤工作面風(fēng)速，取1.0m/s；S采采煤工作面的平均斷面積，m2。按回采工作面同時作業(yè)人數(shù)和炸藥量計算需要風(fēng)量：A：按人數(shù)計算需要，按每人供風(fēng)4m3/min：Q采4N4100400m3/minB：按炸藥量計算需要風(fēng)量時，每千克炸藥供風(fēng)25m3/min：Q采25A 256150 m3/min式中：N工作面最多為數(shù)；取100人；A一次爆破用的最大炸藥量，取6Kg。經(jīng)以上計算，取其中最大值800 m3/min為東翼17#層采煤工作面的實際需風(fēng)量。西翼17#層采煤工作面按風(fēng)速進(jìn)行驗算:15SQ采240S 15(4.51+3.91)/23 800240(4.51+3.91)/23189.458003031.2 經(jīng)過風(fēng)速驗算800 m3/min符合要求。掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量，按各個需要獨立通風(fēng)掘進(jìn)工作面實際需要風(fēng)量的總和進(jìn)行計算。即：西翼17#層三區(qū)段運輸順槽開切眼掘進(jìn)工作面按瓦斯（或二氧化碳的）絕對涌出量計算：Q掘=100 q掘 K掘=100 0.18 1.8=32.4 m3/min式中：q掘掘進(jìn)工作面的二氧化碳絕對涌出量，取0.18m3/min；K掘掘進(jìn)工作面的瓦斯涌出不均衡的通風(fēng)系數(shù)，取1.8。按局扇的實際吸入風(fēng)量計算：Q掘 = Q局扇9S=30098=372 m3/min式中：Q局扇掘進(jìn)工作面局扇實際吸風(fēng)量；S局扇所在巷道的斷面積，m2。按掘進(jìn)工作面同時工作的最多人數(shù)計算：按掘進(jìn)工作面同時工作的最多人數(shù)計算其所需風(fēng)量時，按每人供風(fēng)4 m3/min計算：Q掘 =4N=420=80m3/min按風(fēng)速速驗算（4）按最低風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）>0.25=240/（609.1）>0.25=0.44>0.25（m/s）（5）按最高風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）<4=240/（6010）<4=0.44<4（m/s）式中：0.25掘進(jìn)工作面最低允許風(fēng)速，m/s；4掘進(jìn)工作面最高允許風(fēng)速，m/s；S斷掘進(jìn)工作面斷面積，m2。西翼17#層三區(qū)段回風(fēng)順槽開切眼掘進(jìn)工作面按瓦斯（或二氧化碳的）絕對涌出量計算：Q掘 =100q掘K掘 =1000.181.8=32.4 m3/min式中：q掘4掘進(jìn)工作面的二氧化碳絕對涌出量，取0.18m3/min；K掘4掘進(jìn)工作面的瓦斯涌出不均衡的通風(fēng)系數(shù)，取1.8。按局扇的實際吸入風(fēng)量計算：Q掘= Q局扇9S=300910=400m3/min式中：Q局扇掘進(jìn)工作面局扇的實際吸風(fēng)量；S局扇所在巷道的斷面積，m2。按掘進(jìn)工作面同時工作的最多人數(shù)計算Q掘 =4N=420=80m3/min按風(fēng)速速驗算按最低風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）>0.25=240/（609.1）>0.25=0.44>0.25（m/s）（5）按最高風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）<4=240/（609.1）<4=0.44<4（m/s）式中：0.25煤巷或半煤巖巷掘進(jìn)工作面最低允許風(fēng)速, m/s; 4掘進(jìn)工作面最高允許風(fēng)速，m/s；S斷掘進(jìn)工作面斷面積，m2。西翼17#層二區(qū)段下順槽掘進(jìn)工作面需風(fēng)量：按瓦斯（或二氧化碳的）絕對涌出量計算：Q掘=100 q掘 K掘 =100 0.18 1.8=32.4 m3/min式中：q掘掘進(jìn)工作面的二氧化碳絕對涌出量，取0.18m3/min；K掘掘進(jìn)工作面的瓦斯涌出不均衡的通風(fēng)系數(shù)，取1.8。按局扇的實際吸入風(fēng)量計算：Q掘= Q局扇9S=300910=400 m3/min式中：Q局扇-掘進(jìn)工作面局扇的實際吸風(fēng)量；S-局扇所在巷道的斷面積，m2。按掘進(jìn)工作面同時工作的最多人數(shù)計算Q掘=4N=420=80m3/min按風(fēng)速驗算按最低風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）>0.25=240/（6010.36）>0.25=0.39>0.25（m/s）2）按最高風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）<4=240/（6010.36）<4=0.39<4（m/s）式中：0.25-煤巷或半煤巖巷掘進(jìn)工作面最低允許風(fēng)速, m/s;4-掘進(jìn)工作面最高允許風(fēng)速，m/s；S斷-掘進(jìn)工作面斷面積，m2。西翼17#層二區(qū)段上順槽掘進(jìn)工作面需風(fēng)量：按瓦斯（或二氧化碳的）絕對涌出量計算：Q掘=100 q掘 K掘 =100 0.18 1.8=32.4 m3/min式中：q掘掘進(jìn)工作面的二氧化碳絕對涌出量，取0.18m3/min；K掘掘進(jìn)工作面的瓦斯涌出不均衡的通風(fēng)系數(shù)，取1.8。按工作面同時爆破最大炸藥量進(jìn)行計算：Q掘=25A=259.15=228.75m3/min式中：A工作面一次爆破的最大炸藥量，9.15kg。按局扇的實際吸入風(fēng)量計算：Q掘= Q局扇9S=300910=400 m3/min式中：Q局扇-掘進(jìn)工作面局扇的實際吸風(fēng)量；S-局扇所在巷道的斷面積，m2。按掘進(jìn)工作面同時工作的最多人數(shù)計算Q掘=4N=420=80m3/min按風(fēng)速驗算按最低風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）>0.25=240/（609.8）>0.25=0.41>0.25（m/s）(8)按最高風(fēng)速驗算：Q掘/（60S斷）<4=240/（609.8）<4=0.41<4（m/s）式中：0.25-煤巷或半煤巖巷掘進(jìn)工作面最低允許風(fēng)速, m/s;4-掘進(jìn)工作面最高允許風(fēng)速，m/s；S斷-掘進(jìn)工作面斷面積，m2。Q掘Q掘1+Q掘2+Q掘3+Q掘4372+400+400+4001572m3/min （4）、硐室需要風(fēng)量計算火藥庫實際需要的風(fēng)量按每小時4次換氣量計算，即：Q庫=4V/60=0.07V =0.07(21.43.1412)151=46.19 m3/min式中：V包括聯(lián)絡(luò)巷在內(nèi)的爆破材料庫的空間總體積，m3。最后取,50 m3/min。（5）、其他用風(fēng)地點風(fēng)量計算軌道上山絞車配風(fēng)巷按瓦斯（或二氧化碳的）絕對涌出量計算：Q其他1=100 q其他1 K其他1 =100 0.18 1.2=21.6 m3/min按同時通過(工作)的最多人數(shù)計算:Q其他1=4N=45=20m3/min按風(fēng)速驗算：Q其他1/（60S其他1）0.15 m3/S=Q其他10.15（605）= Q其他145 m3/min軌道上山與回風(fēng)斜井聯(lián)絡(luò)巷按瓦斯（或二氧化碳的）絕對涌出量計算：Q其他2=100 q