金晶煤矿采区设计.doc

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1、云南能源职业技术学院毕业设计说明书专 业 煤矿开采技术 班 级 采矿082 姓 名 方程 指导教师 纪安 完成时间 2011.6.1 云南能源学院采矿（通风）毕业设计（论文）任务书专业年级 采矿082 学生姓名 方程 任务下达日期： 2011 年 5 月 2 日设计（论文）日期： 2011 年 5 月 2 日至 2011 年 6月 1 日设计（论文）题目：采区设计设计（论文）主要内容和要求：教研室主任签字： 指导教师签字： 云南能源职学院毕业设计（论文）指导教师评阅书指导教师评语序号项目评价及意见1基础理论及基本技能的掌握2独立解决实际问题的能力3研究内容的理论依据和技术方法4取得的主要成果及

2、创新点5工作态度及工作量6总体评价及建议成绩7是否同意答辩成绩： 指导教师签字： 年 月 日云南能源学院毕业设计（论文）答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回答问题正确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩学院领导小组负责人： 年 月 日目 录 第一章 采区概况6第一节 矿井概况6第二节 地质特征9第三节 采区境界及资源/储量11第四节 采区生产能力及服务年限13第二章 采区准备方式及参数13第一节 采区准备方式的确定13第二节 采区参数14第三节 采区巷道布置14第四节 井巷工程14第三章 采煤方法15第

3、一节 回采巷道布置15第二节 采煤方法16第三节 回采工艺设计17第四章 顶板管理18第一节 支护设计18第二节 顶板管理19第五章 采区通风设计21第一节 采区瓦斯涌出量预测21第二节 采区通风25第三节 灾害预防及安全设备30第六章 采区主要生产设备33第一节 运输设备33第二节 防尘设备34第三节 压风设备35第四节 排水设备36第七章 劳动组织及安全经济指标37第一节 劳动定员及劳动生产率37第二节 主要技术经济指标39毕业设计心得体会40参考文献42第一章 采区概况第一节 矿井概况一、矿区范围由14个拐点控制，面积2.3km,开采标高+1750m+1500m（垂深250m）。拐点XY

4、拐点XY矿12828982.0035435902.00矿828226886.0035436612.00矿22828990.0035436391.00矿92826922.0035436284.00矿32828576.0035436404.00矿102827083.0035436274.00矿42828406.0035436322.00矿112827204.0035436092.00矿52828148.0035436433.00矿122827582.0035436154.00矿62827652.0035436476.00矿132828106.0035435975.00矿72827360.00354

5、36612.00矿142828610.0035435900.00矿区面积 2.3km 开采深度 +1750 m+1500m 二、地理及交通位置矿区位于云南省东部，富源县城南东方向，直距20KM处，行政区划隶属富源县大河镇铜厂村所辖，地理坐标：东经10421441042209；北纬253250253359矿区有简易公路连接富源至罗平公路，里程10KM，富源至曲靖73KM，交通尚属方便。见交通位置图三、地形地貌及河流金晶煤矿一号井北起那当槽村，南止小扒沟，西为铜厂坝、高尚田，东止F1断层。地形北西及东部高，南西及中部低。最高点为矿区北西角山顶，海拔标高1888.39米，最低点低于矿区南西部的铜厂河

6、中，海拔标高1712.59米，属构造剥蚀、侵蚀低-中山区地貌矿井中部为铜厂河，自北向南径流，为常年不干的水系，因该区对水文工作研究程度较低，其流量不清，资料欠缺。四、气象及地震 该矿区属北亚热带高原季风气候的过渡类型，春暖秋凉，冬寒夏温，冬春季干燥多风，夏季多雨湿润。年最高气温34.5，最低气温-11，年平均气温13.7，最热为7月（平均气温为19.8），最冷为1月（平均气温5.7）。每年12月至次年3月为霜冻期，偶有降雪现象，6-10月为雨季，每年12月至次年3月为霜冻期，2-3月为风季，最大风速15M/S，一般3-6m/s，多为东南风，年均降雨量8901100mm，最大可达1565.2mm

7、，大都集中在5-9月，约占全年降雨量的80-90。矿区灾害性有霜冻、干旱、洪涝、低温等。3-4月为风季（即干季），多西南风，年平均风速2.7-4.4m/s，年最大风速23m/s，年蒸发量1676.-2287.6mm。平均空气绝对湿度11.6-12.5毫米，年平均气压814.10-815.00mm。矿区内地震烈度为7度区，无破坏性地震发生的记录。根据国家标准标准50011-2001抗震设计规范，矿区按7度地震区设防。五、矿区经济区内居民以汉族为主，杂居回族、苗族及彝族。主要从事农业生产，农产品以玉米、小麦为主，次为豆类等。区内乡镇企业有小煤矿、炼焦厂、采石厂等。区内通信方便，对当地经济发展有一定

8、促进作用。第二节 地质特征一、 地层 区域出露地层主要有：第四系、三叠系、二叠系、石灰系，其中三叠系、二叠系分布最广，其余均为零星分布。矿区内地层自上而下为：第四系、三叠系下统飞仙关组、卡以头组，二叠系上统长兴组及峨眉山玄武岩组,各地层特征分述如下：（一）、第四系为洪积、冲积、残坡积和耕植土所组成，多为松散岩块、碎石土、砂、 及粘性土堆积组成，分布于河流两侧、山坡表层及表层及地形低洼处，厚度0-10m。（二）、三叠系下统1、飞仙关组本区未进一步划分，岩性为紫红、紫灰色中厚层状粉砂岩、细砂石夹泥岩及少量灰绿色砂岩，砂岩中发育水平层理，下部见较多蠕虫状，散粒状方解石晶粒，为与下伏T1k分界得标志，

9、出露于矿区东部及中南部，地厚平均50.00m，与下伏地呈整合接触。2、卡以头组 岩性为黄绿色，灰绿色薄至中厚层状粉砂石、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，上部夹紫红色薄至中厚层状粉砂质泥岩，含少量叶肢介进瓣鳃类化石，底部为一层厚0.10.2m的钙质粉砂岩，风化后呈“荞糕状”，为与下伏长兴组标志层，零星出露于矿区北部、中部及东部，地层厚115.00m与下伏长兴组煤系呈整合接触。（三）、二叠系上统1、长兴组上至煤系地层顶界，下至M7煤层顶板，地层厚度79m，含煤层（线）10层，含可采煤层二层M3、M5。岩性主要为灰色薄至中厚层状粉砂质岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁质粉砂岩，零星出露于矿区北西部、中部及南

10、部，与下伏地层呈整合接触。2、龙潭组 主要出露于矿区西部，平均厚度150M，由一套灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、菱铁质粉砂岩组成，为矿区主要的含煤地层，由上而下分为两个岩性地段：（1）、龙潭组第二段 上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，地层平均厚度约78M，主要岩性为灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁质粉砂岩组成，矿井控制地层厚度74M。在74M地层厚度中，含可采煤层5层，即M7、M9、M11、M13、M15煤层，可采煤层厚度8.7M。（2）、龙潭组第二段 上至M16煤层顶板，下到玄武岩顶界，地层平均厚度约72M，因无工程控制含煤性不清

11、，根据周边及邻区资料对比，深部可能还有5层可采煤层（M16、M16+1、M17、M17+1、M19、）有待于今后生产证实。 本段主要岩性为灰色薄至中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂夹薄层菱铁岩、粉砂质、泥质及煤层，下部夹凝灰质泥岩，与下伏P2B呈假整合接触。3、峨眉山玄武岩组区内地表未露，岩性主要为深绿-灰色致密块状玄武岩夹杂凝灰岩，具气孔、杏仁状构造，柱状节理。厚度25.00M。二、地质构造矿区大地构造位置处于杨子准地台，滇东台褶带，曲靖台褶束,富源凹。红花槽-恩乐-小磨光断裂与落水洞断裂之间。采区主体结构线形态呈近南北向展布，为一倾向近东的单鞋构造，地层走向大致与构造线平行展布（NNE向），

12、地层倾角2540，一般30，属缓倾斜岩层，含煤地层沿走向、倾向变化小，可采煤层厚度基本稳定，属薄至中厚煤层。采区内断裂构造发育，共发现大断层3条，各断层特征分述如下：F1正断层：分布于矿区北西角上，走向北东，倾向北东，倾向南东，倾角69，断层落差大于10m，对煤层有一定影响。F2逆断层：位于矿区东部边缘，走向近于南北，倾向东，倾角61落差800m。对矿权内煤层无影响。F3正断层：分布于矿区北东角上，走向北西，倾向北东，倾角71，断距20M,对矿权内煤层无影响。矿区内构造地形属中等偏简单类型。三、煤层含煤底层为二叠系上统长兴组及龙潭组1、二叠系长兴组上至煤系顶部，下至M7煤层顶板，含煤10层，煤

13、层厚4.64m，含煤系数5.87。可采煤层层位稳定。2、二叠系龙潭组第二段上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，地层厚约78m，矿井目前仅控制到M15煤层底板，从M15底板至该段顶部的M7煤层顶板之间的74m中，含可采煤层5层，即M7、M9、M11、M13、M15煤层，可采煤层厚度11.40m,可采煤层层位稳定。3、二叠系上统龙潭组第一段上至M16煤层顶板，下至峨眉山玄武岩组,地层平均厚度约72m,由于本区煤系地层在地表风氧化强烈，且第四系掩盖大，又因无工程控制，含煤性不清，根据周边及邻区资料对比，深部可能还有5层可采煤层（M16、M161、M17、M171、M19）第三节 采区境界及资源/储

14、量一、资源量核实境界根据国土资源厅划定的矿区范围，矿井由以下14个拐点坐标圈定。本采区由6个拐点组成。东西宽994.78m，南北长1646.08m，面积为0.804km。最高开采标高为+1750m，最低开采标高为+1500m。采区拐点坐标见表拐点XY拐点XY矿12828982.0035435902.00矿22828990.0035436391.00矿32828576.0035436404.00矿42828406.0035436322.00矿132828106.0035435975.00矿142828610.0035435900.00二、资源量估算指标1、煤层可采平均厚度：=1.3M2、原煤最高

15、灰分（Ad）=40；3、原煤全硫（St、d）3三、计算方法及参数1、采用水平投影地质地段法，利用1:5000地形地质图为基准，根据剖面作出1：50000煤层资源量估算底板等高线平面，并在该平面图上划分地段和计算各地段平面积，再按煤层倾角改算的斜面积估算各地段资源量。2、据该区生产矿井采掘破坏情况，进行该区的资源储量核实，最后计算出该区的资源储量。首先核实计算该区保有资源/储量，然后以原探明资源/储量与保有资源/储量之差3、体重值四、资源量1、保有资源/储量估算煤矿采区资源储量核实面积0.804km。通过对矿区范围资源储量核实，共有保有资源/储量600.54万t2、矿井开采储量根据煤炭工业小型矿

16、井设计规范关于储量计算的标准和要求，煤层断层两侧、井田边界、井巷两侧煤柱按规定留设。经过计算，采区保有资源/储量：600.54万t,工业资源/储量：389.68万t,可采储量：80万t。第四节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力根据选择的采煤工艺、开采技术条件与地质条件。设计采区生产能力为15万吨/年，首采第一区段M7煤层的两个工作面即110701工作面与110702工作面。二、 采区服务年限本区保有资源储量共计600.54万吨，工业资源储量共计389.68万吨，可采储量80万吨。按公式：T=Zk/AK式中：T服务年限，a Zk采区可采储量，取80万tA采区设计生产能力，取15万t/aK储

17、量备用系数。取，1.5T=Zk/AK=800000/（1500001.5）=3.5a根据本采区实际情况K取1.5。计算得T=3.5a满足采区服务年限要求。第二章 采区准备方式及参数第一节 采区准备方式的确定本区地质条件煤层倾角一般1517左右，为倾斜薄及中厚煤层。煤层结构均较简单，煤层厚度比较稳定, 矿井工程地质条件属中等类型。矿井属高瓦斯矿井，煤层自燃性属自燃，煤尘有爆炸性危险，地温正常，水文地质条件总体为简单类型，总体开采地质条件较好，设计井型15万吨/年。开采方法主要为爆破落煤方式，全部垮落法处理采空区。 第二节 采区参数采区主要开采M7煤层，采区走向长度为1500m、采区倾向长度为50

18、4m。总共布置2个走向长壁式回采工作面，工作面平均长度为75m，采区110701工作面平均推进长度为528m，采区110702工作面平均推进长度为528m。第三节 采区巷道布置在已有开拓巷道的基础上从采区下部车场布置两条上山，一条沿煤运输上山，一条沿岩轨道上山。设计布置两个回采工作面和两个掘进工作面满足矿井9万t/a的生产能力。在1525运输大巷，沿M7煤层内设计标高开掘M7运输上山与采区回风巷贯通。在采区车场设计标高沿岩掘进轨道上山与绞车硐室贯通。第四节 井巷工程一、巷道断面和支护形式根据巷道围岩类别和服务年限，运输上山、轨道上山、采区回风巷、采区变电硐室、运输石门、回风石门等因断面大、服务

19、时间长，设计采用半圆拱断面、锚喷或粗料石砌碹支护；其余准备、回采巷道采用梯形或矩形断面、金属支架支护。二、巷道掘进进度指标根据煤炭工业小型矿井设计规范规定，巷道掘进速度指标为：钻爆法掘进工作面：煤平巷：200m/月煤斜巷：160/月半煤岩平巷：150m/月半煤岩斜巷：120m/月岩石平巷：100m/月岩石斜巷：60m/月。根据巷道掘进进度指标及巷道顶底板岩性，掘进工艺采用岩石电钻YD-2A打眼。矿用3类炸药及MFB50型发爆器放炮。放炮落岩，人工装岩，串车运岩，临时支护配合永久支护的方式掘进。配FDII NO5/11型对旋轴流式局部通风机，为掘进迎头通风。（1107采区井巷工程见表3-4-1）

20、1107采区井巷工程表序号巷道名称断面形式支护方式断面尺寸面积（m2）巷道长度（m）净掘进1运输上山半圆拱砌碹6.9885192轨道上山半圆拱锚喷6.9885303采区回风巷半圆拱锚喷4.95.23505运输大巷半圆拱锚喷8.693506 回采工作面回风巷梯形金属支架4.557007 回采工作面运输巷梯形金属支架4.55682第三章 采煤方法第一节 回采巷道布置一、采区准备巷道布置在已有开拓巷道的基础上从采区煤仓开口掘进倾角为16的运输上山，从采区车场变破点开口掘进倾角为16的轨道上山，从采区绞车硐室开口掘进采区回风巷。再沿M7煤层南北两翼掘进工作面运输巷。当区段回风巷与运输巷掘进至指定位置后

21、便可开切眼围出回采工作面。二、采区回采巷道布置轨道上山送至设计标高后掘进轨道石门贯穿M7煤层后分别沿煤层向采区两翼掘进110701、110702工作面回风巷。工作面回风巷掘进至设计位置后掘进回风石门贯通采区回风巷。110701工作面回风巷，长度为578米，110702工作面回风巷长度为600米。当运输上山送至设计标高后，再沿两煤层南北两翼掘进工作面运输巷。110701工作面运输巷长度为578米与110702工作面运输长度为600。三、首采区段工程量岩巷总长200m，煤巷总长3534m。第二节 采煤方法一、采煤系统1、运煤系统回采工作面采落的煤（刮板输送机）区段运输巷（皮带输送机）运输上山（16

22、倾角胶带运输机）采区煤仓（自溜）1525运输大巷主井（16串车）地表选煤场。2、运料系统副井1525运输大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场回采工作面。副井+1525运输大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场掘进工作面。3、运矸系统回采工作面采区上部车场轨道上山采区下部车场1525运输大巷副井地面矸石场。掘进工作面采区中部车场轨道上山采区下部车场1525运输大巷副井地面矸石场。（详见采区运输系统图）。4、通风系统副井1525运输大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场回风巷回采工作面回风巷采区回风巷风井地面。（详见采区通风系统图）。二、采煤工艺根据开采煤层的地质构造、煤层赋存条件、开采技术条件及矿井

23、设计生产能力，本矿井回采工作面设计采用炮采工艺，后退式开采。瞬发电雷管单排眼爆破落煤，人工配合挡煤板装煤，铁皮溜槽板配合刮板输送机运煤。交接顶梁配合单体液压支柱支护、全部垮落法处理采空区。劳动组织为混合工种“三八制”“两采一准”。详见附图（炮采工作面布置图）第三节 回采工艺设计一、采煤工作面参数的确定工作面年推进度采煤工作面按正规循环作业，矿井工作制度为“三八制”，两班生产，一班检修、准备。设计采煤工作面每班爆破落煤一次，落煤进度1.0m，每天1个循环，循环进度2.0m，年工作日330d，正规循环率80%，则工作面年推进度为：2.01.03300.80 = 528 m矿井达到设计能力时的投产采

24、区数为1个，首采工作面2个。设计采煤工作面生产能力按下式计算：A = lmLC式中：A 采煤工作面生产能力，kt/a； l 采煤工作面长度，75m； m 采煤工作面采高，M7煤层为1.3m； L 采煤工作面年推进度，528m/a； 煤层容重值， M7煤层为1.4t/m3； C 采煤工作面回采率，97%，经计算， M7煤层两回采工作面生产能力为130.49kt/a。在加上两个掘进工作面出煤能保证年产15万吨的设计要求。二、采煤工作面装备的确定本矿井达产时，采煤工作面按炮采工艺装备。工作面年生产能力约65.2kt，日产量约197t，每班产量约98t。工作面设计采用PDZA12型外注式单体液压支柱和

25、HDJA-1000铰接顶梁配套支护顶板，配用BJO242-4型刮板输送机。打眼设备选用ZMS-12A型湿式煤电钻。备注：回采工作面支护参数的确定见下章“顶板管理”第四章 顶板管理第一节 支护设计顶板支护采用外注式单体液压支柱及金属绞接顶梁，其支柱及设备选型如下：一、支架阻力计算采用估算法计算支柱的工作阻力，单位面积支柱承受的荷载按6倍采高的岩柱重量估算，即：P=69.8M式中: P工作面支护强度，KPa； 顶板岩石的容重，2.5t/m3；M采高，m； P=69.82.5(1.11.5)=162221kN二、计算支护密度煤层选用PDZA12型外注式单体液压支柱，配合HDJA-100型金属铰接顶梁

26、支护。工作面支柱密度n按下式计算： n=P/(Rt) 式中：n支护密度，根/m2;P工作面支护强度，KN/m2;支柱额定工作阻力实际利用系数，取0.80；Rt支柱额定工作阻力，KN/根;则煤层工作面支护密度为： n=（162211）/（0.8x250）=0.811.055根/ m2;三、工作面排距b和柱距a的确定根据选定的工作面顶板管理方式“三、五排控顶”，确定排距b=1.0m，则柱距a值计算如下：a=1/nb 式中：a柱距，mn工作面支护密度，根/ m2； b排距，m；则煤层工作面柱距为： a=1/(0.811.055)1=（1.20.94）m，取1m;由上面的计算，确定工作面排距为1m，柱

27、距为1m，最大控顶距5.2m，最小控顶距3.2m，放顶距1m。四、工作面所需支柱、顶梁数量N=LN(L/a)+1N工作面所需支柱数量LN最大控顶距时的支柱排数，LN=5L工作面长度，L=75ma柱距，a=1mN=355根考虑工作面临时支护，加强支护与备用量的工作面支柱增加15%，顶梁增加4%，所以工作面配备支柱410根，顶梁配备370根。采煤工作面回采时，各工序按煤矿安全规程、操作规程进行。第二节 顶板管理因本区采用“三八制”“两采一准”的劳动组织形式所以工作面顶板管理为“三五排柱管理。本采区主要开采M7煤层。煤顶板均为泥岩、粉砂质泥岩。根据上水平开采情况分析直接顶为中等稳定顶板、基本顶为来压

28、不明显型。针对此类顶板，管理方法有以下几项：一、加强对顶板的观测在掘进和回采工作面应有专人观察顶板变化情况，如发现掉渣局部冒落，应及时通知工人注意隐蔽，不要站在空顶范围较大的地方作业。并及时处理浮煤、浮矸。严格执“行敲邦问顶”制度。二、严格实施超前加强支护与回采工作面特种支护回采工作面运输巷与回风巷必须超前工作面20m进行加强支护，增大支护密度。回采工作面特种支护必须按回采作业规程的要求严格执行。三、回采工作面与掘进工作面必须及时支护回采工作面每次落煤后和掘进工作面每次爆破后必须及时架设临时支护，尽可能减小空顶距离。出现突水，来压等预兆时必须及时撤离人员。四、回采工作面液压支柱初撑力必须符合设

29、计要求在回采工作面升柱时每根液压支柱的初撑力不得小于90KN。发现液压支柱有损坏或初撑力不能达到要求时必须及时跟换。五、认真做好顶板来压步距记录每次基本顶来压时必须认真记录，以便指导下区段或下水平开采。根据对来压数据的分析能确定工作面加强支护的时间、与特种支护的设计参数。六、回采工作面顶板具体管理1、工作面选用PDZA12型单体液压支柱和兀型钢顶梁支护顶板，煤层倾角16-18，倾角每6-8支柱上仰1，支柱迎山角为1-3，使用编织网作假顶，柱脚必须穿靴，防止底板光滑而滑倒支柱底必须有柱窝。2、工作面采用“三五排”控顶，最大控顶距5.2 m,最小控顶距3.2 m,放顶距2.0m,支柱排距1.0 m

30、,柱距1.0m。3、工作面煤壁不得留有伞檐，顶梁末端靠在煤壁内0.2 m，并有梁窝，有片帮的地方必须使用半圆木背实，防止大量片帮。4、对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。七、掘进工作面顶板具体管理1、临时支护必须掏柱窝，挂网。2、跟换永久支护时，必须从内到外依次跟换。跟换时应有专人观察顶板。3、永久支护必须按照设计要求，保值保量完成。4、出现突出预兆时必须立即撤离人员。第五章 采区通风设计第一节 采区瓦斯涌出量预测一、瓦斯涌出量计算瓦斯涌出量计算(1） 采煤工作面瓦斯涌出量qf按下式计算：qfqb+qn式中：qb开采层瓦斯涌出量，m3/t； qn邻近层瓦

31、斯涌出量，m3/t；(2）开采层瓦斯涌出量qb按下式计算：式中：m开采层厚度，1.3m；M工作面采高，1.5m；K1围岩瓦斯涌出系数，取1.3；K2工作面丢煤系数，取工作面回采率的倒数；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出系数，K3；L工作面长度；h掘进巷道预排等值宽度，焦煤取12.5m；W0本煤层瓦斯含量，m/t；由于K3煤层开采后对下面邻近煤层有卸压释放，因此计算下煤层瓦斯涌出量时应按卸压后的煤层瓦斯含量计算，W0i=W0-（W0-Wc）Ki，下同；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。由于本矿井开采煤层为焦煤，对煤层原始瓦斯含量（可燃基）10m3/t.r的煤层残存瓦斯含量按AQ

32、1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法表C.1选取；对原始瓦斯含量（可燃基）10m3/t.r的煤层残存瓦斯含量按公式计算，并均换算成原煤瓦斯含量。(3）邻近层瓦斯涌出量qn按下式计算：qn（W0iWci）Ki式中：mi第i邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；W0i第i个邻近层的原始瓦斯含量，m3/t；Wci第i个邻近层残余瓦斯含量，m3/t；Ki第i个邻近层瓦斯排放率，按邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线选取；本矿井按由上至下顺序开采，根据煤层倾角影响，受采动影响下邻近层瓦斯排放带范围一般为85m。工作面长度L=75m，将煤层间距、开采厚度、瓦斯含量等参数代入上式计算结果见表5-1-1、5

33、-1-2、5-1-3。表5-1-1 各开采层相对瓦斯涌出量计算结果表开采煤层开采层厚度（m）工作面采高M（m）煤层原始瓦斯含量W0（m3/t）煤层瓦斯含量W0i（m3/t）残存瓦斯含量WC（m3/t）工作面回采率开采层相对瓦斯涌出量qb（m3/t）M71.31.34.07 4.07 2.10 0.971.76 表5-1-2 各煤层开采时邻近层相对瓦斯涌出量计算结果表开采煤层邻近层参数开采层采 高m邻近层相对瓦斯涌出量m3/t邻近层类 型邻近层编 号煤层厚度m原始瓦斯含量m3/t残存瓦斯含量m3/t瓦斯涌出程度系数距开采层距离mM7下邻近层M91.65.18 3.13 0.739.971.6 1

34、.36 K7+11.13.98 2.23 0.2210.631.1 0.43 小计1.79表5-1-3 回采工作面瓦斯涌出量计算结果表煤层编号开采层相对瓦斯涌出量m3/t邻近层瓦斯涌出量m3/t回采工作面相对瓦斯涌出量m3/t工作面产量t/d工作面绝对瓦斯涌出量m3/minM71.76 1.50 3.26 1970.8 (4）掘进工作面瓦斯涌出量qj按下式计算： qjqm+ql qm掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min； ql落煤瓦斯涌出量，m3/min；(5）掘进巷道煤壁瓦斯涌出量：qmDvq0(21)式中：D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；D=nmv巷道掘进平均速度，m/min；根据采煤工

35、作面煤厚，工作面长度等参数推算，采准巷道月进度为150m，日进度为6.0m。V0.004m/min；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/m2min，按下式计算：q00.0260.0004(Vr)20.16W0式中：Vr煤的挥发份，%。L掘进巷道长度，按510m计算；b、掘进落煤瓦斯涌出量qlSVr（W0-Wc）式中：S掘进端头见煤面积；r煤的容重；Wc运至地表煤的残存瓦斯量，m3/t；计算结果见表5-1-4、5-1-5、5-1-6。表5-1-4 掘进落煤瓦斯涌出量计算结果表煤层编号掘进巷道断面积S（m2）巷道平均掘进速度v（m/min）密度r（t/m3）煤层原始瓦斯含量W0（m3/t）残存瓦斯含量Wc

36、（m3/t）掘进落煤瓦斯涌出量ql（m3/min）M74.360.0041.44.07 2.10 0.5表5-1-5 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量计算结果表煤层编号暴露煤壁面周边长度D（m）巷道掘进速度v（m/min）巷道长度L（m）煤壁瓦斯涌出强度q0(m3/m2min)煤中挥发分含量Vr（%）煤层原始瓦斯含量W0（m3/t）煤壁瓦斯涌出量qm（m3/min）M72.460.0045100.057831.064.070.406表5-1-6 掘进工作面瓦斯涌出量计算结果表煤层编号巷道煤壁瓦斯涌出量qm(m3/min)落煤瓦斯涌出量ql（m3/min）掘进工作面瓦斯涌出量qj（m3/min）M70.4

37、06 0.050 0.45(6）生产采区瓦斯涌出量q区采用下式计算：Q区=式中：q区 生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K 矿井采空区瓦斯涌出系数，取1.3；q采i 第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai 第i个回采工作面的日产量，t；q掘i 第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，准备薄煤层回采工作面时布置三个半煤岩巷掘进工作面，准备厚煤层回采工作面时布置两个煤巷掘进工作面； Ao生产采区平均日产量，t。则生产采区瓦斯涌出量计算结果见表517。表5-1-7 生产采区瓦斯涌出量计算结果表煤层编号采煤工作面相对瓦斯涌出量qf（m3/t）掘进工作面绝对瓦斯涌出量qj（m3/min）采

38、煤工作面日产量Ai（t/d）生产采区平均日产量A0（t/d）生产采区相对瓦斯涌出量q区（m3/t）生产采区绝对瓦斯涌出量（m3/min）M73.260.45197 394 7.63 2.06第二节 采区通风一、采区需风量计算1、回采工作面需风量（1）按回采工作面最多人数需风量计算Q4NK式中 Q矿井总供风量，m3/ min；N井下同时工作的最多人数，204每人每分钟供风标准，4m3/min人；K矿井风量备用系数，K1.15Q=4201.15=92m3/min（2）按工作面绝对瓦斯涌出量计算Q采=100q采K式中 Q采回采工作面需风量，m3/sq采回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，K回

39、采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K=2；Q采=10020.8=160m3/min；（3）按炸药使用量计算Q采25A式中 A采煤工作面一次使用最大炸药量，取6.0kg则：Q采=253=75m3/min 项目计算单位按同时工作最多人数Q =4nk=4201.15=92m3/min按瓦斯绝对涌出量Q=100Kq=10022.06=412m3/min按一次放炮炸药量Q=25A=253=75m3/min初次选定Q=160m3/min按风速验算最低风速Q=412600.25S切=604.20.25=63m3/min最高风速Q=412604S切=604.24=1008m3/min最后确定Q=160m3/min

40、说明Q：回采工作面实际需要风量，m3/min；K：瓦斯涌出不均衡系数；q：回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； S切：回采工作面断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2；n：回采工作面同时工作的最多人数，人；A：回采工作面一次放炮最装药量，kg。2、掘进工作面需风量计算（1）按掘进工作面同时上班的最多人数计算Q掘4NK式中Q掘矿井总供风量，m3/ min；N井下同时工作的最多人数，204每人每分钟供风标准，4m3/min人；K矿井风量备用系数，K1.15Q掘=4201.15=92m3/min（2）按掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘K式中 Q掘回采工作面需风量，m3/sq掘回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，K回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K=2；Q掘=10020.45=90m3/min；（3）按炸药使用量计算Q掘25A式中 A采煤工作面一次使用最大炸药量，取7.0kg则：Q掘=257=75m3/min 项目计算单位按同时工作最多人数Q=4nk=4201.15=92m/min按瓦斯绝对涌出量Q=100Kq=10020.45=90m/min按一次放炮炸药量Q=25A=257=175m/min初次选定Q=175m/min按风速验算最低风速Q=175600.25S=605.8