《雙鴨山礦業(yè)集團東榮一礦3.0Mta的新井設計》由會員分享，可在線閱讀，更多相關《雙鴨山礦業(yè)集團東榮一礦3.0Mta的新井設計（69頁珍藏版）》請在裝配圖網(wǎng)上搜索。

摘 要 本設計為雙鴨山礦業(yè)集團東榮一礦3.0Mt/a的新井設計，共有3層可采煤層，平均總厚度為7.3m。煤層工業(yè)牌號為長焰煤。設計井田的可采儲量為333.07Mt。服務年限為79a。擬定雙水平開采。 東榮一礦開拓方式為雙立井，集中大巷布置，共劃分14個帶區(qū)，其中首帶區(qū)為2個，達產工作面2個。本設計為帶區(qū)開采，年工作日為330天，采用“四、六”式工作制，工作面長為180m，每刀進度為0.8m，每日割12刀。 提升設備主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升。 通風方式為兩翼對角式通風。 因為本人知識有限，缺乏一定的現(xiàn)場經驗。所以，設計中難免會出現(xiàn)錯誤，恭請各位老師不吝匡正。 關鍵詞 井田開拓 雙水平 傾斜長壁采煤法 Abstract The task of this design is to construct a 3.0million tons new shaft for Shuangyashan Mining Administration. This mine has three mixable Coal Seams, and its average thickness is 7.3 meters. Designed field of mixable capacity is 333.07 million tons. It can adapt for 79years, and is divided into two levels. This mine shaft is applied to double in dined shaft development method; Layout of gating allargando mining district Eros heading; the well farmland turns to is divided into totally 14 adopt the zone mines and 2 worked faces. This worked fence is left two worked face, words 330 days every year. Adapt “four-six” work situation, work face is 180meters length of circle is 0.8meters, and times is 12 one day. Because my limit working ability and time. There must be lots of faults in this design. I plead with director’s point them out and reify it, and I will accept it sincerely and humble. Keywords： The expand technology of coal mining、Two levels、 Long wall mining coal law mining 目錄 摘要 I Abstract II 目錄 III 緒論 1 第1章 井田概況及地質特征 2 1.1 井田概況 2 1.1.1交通位置 2 1.1.2地形地勢 2 1.1.3氣象及地震情況 3 1.1.4水文地質情況 3 1.1.5煤田開發(fā)史 3 1.2 地質特征 3 1.2.1礦區(qū)范圍內的地層情況 3 1.2.2井田范圍內和附近的主要地質構造 4 1.2.3煤層賦存狀況及可采煤層特征 5 1.2.4巖石性質、厚度特征 5 1.2.5井田內水文地質情況 5 1.2.6煤質、牌號及用途 6 第2章 井田境界、儲量及服務年限 7 2.1 井田境界 7 2.1.1 井田周邊情況 7 2.1.2 井田境界確定的依據(jù) 7 2.1.3 井田未來發(fā)展情況 7 2.2 井田儲量 7 2.2.1 井田儲量的計算 7 2.2.2 保安煤柱 8 2.2.3 儲量計算方法 8 2.2.4 儲量計算的評價 8 2.3礦井工作制度、生產能力及服務年限 9 2.3.1 礦井工作制度 9 2.3.2 礦井生產能力及服務年限 9 第3章 井田開拓 11 3.1 概述 11 3.1.1 井田內外及附近生產礦井開拓方式概述 11 3.1.2 影響本設計礦井開拓方式的原因及其具體情況 11 3.2 礦井開拓方案的選擇 11 3.2.1 井硐形式和井口位置 11 3.2.2 開采水平數(shù)目和標高 13 3.2.3 開拓巷道的布置 14 3.3 選定開拓方案的系統(tǒng)描述 15 3.3.1 井硐形式和數(shù)目 15 .3.2 井硐位置及坐標 15 3.3.3 水平數(shù)目及高度 16 3.3.4 石門、大巷(運輸大巷、回風大巷)數(shù)目及布置 16 3.3.5 井底車場形式的選擇 17 3.3.6 煤層群的聯(lián)系 19 3.3.7 帶區(qū)劃分 19 3.4 井筒布置及施工 19 3.4.1 井硐穿過的巖層性質及井硐維護 19 3.4.2 井硐布置及裝備 20 3.4.3 井筒延伸的初步意見 21 3.5 井底車場及硐室 21 3.5.1 井底車場形式的確定及論證 21 3.5.3通過能力計算 24 3.5.4 井底車場主要硐室 25 3.6 開采順序 25 3.6.1 沿煤層走向的開采順序 25 3.6.2 沿煤層傾斜方向的開采順序 26 3.6.3 帶區(qū)接續(xù)計劃 26 第4章 帶區(qū)巷道布置與帶區(qū)生產系統(tǒng) 27 4.1 帶區(qū)概況 27 4.1.1 設計帶區(qū)的位置、邊界、范圍、帶區(qū)煤柱 27 4.1.2 帶區(qū)地質和煤層情況 27 4.1.3 帶區(qū)生產能力、儲量及服務年限 27 4.2 帶區(qū)巷道布置 27 4.2.1 區(qū)段劃分 27 4.2.2 帶區(qū)斜巷布置 28 4.2.3 帶區(qū)煤倉形式、容量及支護 29 4.2.4 帶區(qū)硐室簡介 31 4.2.5 帶區(qū)工作面的接續(xù) 31 4.3 帶區(qū)準備 31 4.3.1 帶區(qū)巷道的準備順序 31 4.3.2 帶區(qū)主要巷道的斷面及支護方式 31 第5章 采煤方法 33 5.1 采煤方法的選擇 33 5.2 回采工藝 33 5.2.1 回采工作面的工藝過程及使用的機械設備 33 5.2.2 工作面循環(huán)方式和勞動組織形式 34 第6章 井下運輸和礦井提升 38 6.1 礦井井下運輸 38 6.1.1 運輸方式和運輸系統(tǒng)的確定 38 6.1.2 礦車的選型及數(shù)量 39 6.2 礦井提升系統(tǒng) 42 第7章 礦井通風安全 43 7.1 礦井通風系統(tǒng)的確定 43 7.1.1 概述： 43 7.1.2 礦井通風系統(tǒng)的確定 43 7.1.3 主扇工作方式的確定 43 7.2 風量計算與風量分配 44 7.2.1 礦井風量計算的規(guī)定 44 7.2.2 風量計算 44 7.2.3 風量分配 46 7.2.4、風速的驗算 47 7.2.5 風量的調節(jié)方法與措施 49 7.3 礦井通風阻力計算 50 7.3.1 確定全礦最大通風阻力和最小通風阻力 50 7.3.2 礦井等積孔計算 50 7.4 通風設備的選擇 51 7.4.1 主扇的選擇計算 51 7.4.2 主扇的選擇計算 52 7.4.3 反風措施 52 7.5 礦井安全生產措施 52 7.5.1 預防瓦斯爆炸的措施 52 7.5.2 預防煤塵爆炸的技術措施 53 7.5.3 水患的預防措施 54 7.5.4 火災的預防措施 54 7.5.5 其他事故的預防 54 7.5.6 避災路線及自救《規(guī)程》規(guī)定 55 第8章 礦井排水 56 8.1 概述 56 8.1.1 礦井水來源及涌水量 56 8.1.2 對排水設備的要求 56 8.2 礦井主要排水設備 57 8.2.1 排水方式與排水系統(tǒng)簡介 57 8.2.2 主排水設備及管路的選擇計算 58 第9章 技術經濟指標 60 總 結 62 致 謝 辭 63 參考文獻 64 附 錄 1 65 附 錄 2 68 69 緒論 大學四年的學習以近尾聲，回想短暫而又充實的四年，我感覺學習到了很多專業(yè)知識，對煤礦生產系統(tǒng)亦有了深刻的了解。2007年3月—4月中旬我在李偉老師的帶領下于雙鴨山市東榮一礦進行了為期40多天的畢業(yè)實習，對采煤一線有了更深的體會，所以這次畢業(yè)設計我做了東榮一礦12#、13#、16#煤層的新井設計。 中國礦井瓦斯爆炸事故頻繁發(fā)生，本設計根據(jù)東榮一礦特殊的地質情況，嘗試用一種創(chuàng)新模式，有效的解決了污風下行問題。在設計過程中反復對照了《采礦設計手冊》、《安全規(guī)程》等專業(yè)書籍，設計也更加合理。 通過本次畢業(yè)設計，我的學識又向前邁了一大步，作為一個即將走向工作崗位的采礦人，我由衷地感到自豪。 第1章 井田概況及地質特征 1.1 井田概況 1.1.1交通位置 東榮一礦位于雙鴨山煤田東部，距紅興隆16千米,距市中心55千米。礦區(qū)交通發(fā)達，礦區(qū)鐵路由雙市經新安礦、四方臺礦到達東榮一礦，依饒公路公路從井田邊穿過，交通極為方便。 圖1—1東榮一礦交通位置示意圖 1.1.2地形地勢 東榮一礦地勢平坦，標高一般都在+110米左右，最高標高+175米。 1.1.3氣象及地震情況 東榮一礦地區(qū)內凍土帶深達2米以上。夏季最高氣溫達到38℃，歷史最大降雨量為737毫米，平均降雨500毫米，每年7、8、9三個月份為降雨期，年平均降雨量在452～737毫米，凍結期每年10月至翌年4月。該區(qū)屬大陸性寒溫帶氣候，溫差變化較大，冬季最低氣溫達到零下39℃，一般為零下20℃～30℃。根據(jù)中國地震裂度區(qū)劃圖[2001]雙鴨山地區(qū)地震裂度小于4。 1.1.4水文地質情況 礦區(qū)內有七星河從該其西北側流入撓力河，最后注入烏蘇里江。 1.1.5煤田開發(fā)史 東榮一礦煤田為新近開發(fā)，無煤田開發(fā)歷史。 1.2 地質特征 1.2.1礦區(qū)范圍內的地層情況 雙鴨山煤盆地基底在元古界時曾處于長期被剝蝕狀態(tài)。當時的古地形是西高東低，因此早白堊世含煤建造沉積從東向西逐漸擴張，區(qū)域地層見：圖1—2東榮一礦區(qū)域地層表圖 圖1—2東榮一礦區(qū)域地層表 1.2.2井田范圍內和附近的主要地質構造 本區(qū)地質構造主要有褶皺、斷裂。以斷裂為主、褶皺次之。井田南部、東部局部有向斜構造，井田范圍內主要有七條斷層，敘述如下： F14斷層：位于東榮一礦西部，斷層走向127～131,傾向SW，傾角75，落差20～40米，正斷層?？刂瞥潭容^可靠。 南部斷層：位于東榮一礦南部，為東榮勘探區(qū)南部邊界斷層。斷層走向60～112的弧形斷層,傾向S，傾角80，落差600～1500米，逆斷層，控制程度可靠。 F13斷層：位于東榮一礦西部，斷層走向130～140,傾向SW，傾角75，落差0～15米，正斷層，控制程度較可靠。 F1斷層：位于東榮一礦東北部，東采區(qū)邊界斷層。走向近115～125，傾向SW，傾角75，落差50-70米，正斷層，控制程度可靠。 F18斷層：位于東榮一礦西南部，為東榮勘探區(qū)西部邊界斷層。斷層走向140～150,，傾向NE，傾角75，落差10—35米，正斷層，控制程度較可靠。 F10斷層：位于東榮礦中央，斷層走向132～150,，傾向NE，傾角75，落差在0～30米，正斷層，控制程度可靠。 F17斷層：位于東榮一礦西南部，東榮勘探區(qū)邊界斷層，斷層走向138～153，傾向SW，傾角75，落差在70～100米，正斷層，控制程度較可靠。 1.2.3煤層賦存狀況及可采煤層特征 煤層 名稱 煤層厚（m） 層間距/m 最小-最大 平均 容重 t/ m3） 圍 巖 煤的 牌號 傾角 /度 最大－最小 頂 板 底 板 平均 12 2.26 1.85 27.0～36.0 30.0 1.36 粗沙巖 粉沙巖 長焰煤 5-13 2.1 13上 2.65 2.0 8.0-13.0 9.0 1.35 粉沙巖 細砂巖 長焰煤 6-11 2.4 16 3.00 2.5 25.65-33.0 29.0 1.37 細砂巖 細砂巖 長焰煤 7-10 2.8 1.2.4巖石性質、厚度特征 煤層頂?shù)装宓暮穸纫话愣即笥?m,多為細砂巖和粉砂巖。 1.2.5井田內水文地質情況 根據(jù)《礦井水文地質規(guī)程》第4條分類原則東榮一礦水文地質類型為中等偏復雜，確定的主要依據(jù)為： 1、受采掘破壞或影響的含水層：礦井充水主要含水層是煤系裂隙含水層，含水較豐富，單位涌水量為1.317升/秒米，且以靜儲量為主?？紫读严?、含水層補給一般，只是含水層之間的相互補給。據(jù)此水文地質類型符合中等。 2、開采受水害影響程度：采掘工程在一定程度上受水害影響，但因資料較清楚，不威脅礦井安全，從這一條看符合水文地質條件中等。 3、地質報告對礦井涌水量未做詳細預測，根據(jù)礦井含水系數(shù)，考慮到改擴建后長壁開采對頂板的大規(guī)模破壞，參照礦井實際情況，暫推測礦井正常涌水量為70m3/h，最大涌水量為100m3/h，必要時有關部門需進一步做這方面的工作。據(jù)此水文地質類型符合偏復雜。 4、防治水工作難易程度：礦井防治水工作中等，需要進行水文補勘，查清第三、四系厚度及水位動態(tài)，以合理確定回采上限和采掘針對性的防治水措施，巷道和空區(qū)積水，要及時探放。據(jù)此水文地質類型符合偏復雜。 綜上所述，東榮一礦水文地質類型確定為中等偏復雜 1.2.6煤質、牌號及用途 12#、13#、16#煤層均為單一煤種，工業(yè)牌號為長焰煤，主要用途為工業(yè)用煤和民用。 第2章 井田境界、儲量及服務年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周邊情況 東榮一礦位于雙鴨山煤田東部，距市中心55千米，區(qū)域交通四通八達，礦區(qū)鐵路縱橫交織。周邊有東榮二礦，東榮三礦，四方臺礦新安礦等，區(qū)位獨特，利于發(fā)揮煤田整合優(yōu)勢。 2.1.2 井田境界確定的依據(jù) 井田境界確定的主要依據(jù)有以下幾種： 1.以地理地形、地質條件作為劃分井田境界的依據(jù)； 2.井田要有合理的走向長度，以利于機械化程度的不斷提高； 3.適于選擇井筒位置，合理安排地面生產系統(tǒng)和各建筑物； 4.劃分的井田范圍要為礦井發(fā)展留有空間。 2.1.3 井田未來發(fā)展情況 東榮一礦為新建礦井，礦區(qū)交通發(fā)達，周邊工業(yè)以鋼鐵，化工為主，市場需煤量大，前景廣闊。 2.2 井田儲量 2.2.1 井田儲量的計算 東榮一礦井田范圍內的設計煤層有12#、13#、16#三層，各煤層儲量計算邊界與井田境界基本一致。礦井儲量是指礦井內所埋藏的具有工業(yè)價值的煤炭數(shù)量。它包含煤在地下埋藏的數(shù)量，并表示煤炭的質量，反映井田的勘探程度及開采技術條件。礦井儲量分為礦井地質儲量、礦井工業(yè)儲量和礦井可采儲量。 礦井工業(yè)儲量指A+B+C級儲量的總和。礦井設計儲量是礦井工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、構筑物需要留設的保護煤柱等永久煤柱損失量后的儲量。礦井可采儲量是指礦井設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱、礦井井下主要巷道及上下山保護煤柱后乘以帶區(qū)回采率的儲量。 2.2.2 保安煤柱 為了安全生產，依據(jù)《煤礦安全規(guī)程》，東榮一礦留設保安煤柱如下： 1.邊界斷層留設30m～50m保安煤柱； 2.井田內部斷層留設25m保安煤柱； 3.地面建筑物留設20m保安煤柱； 4.煤層大巷兩側煤柱各寬50～100m。 2.2.3 儲量計算方法 1.工業(yè)儲量計算 塊段儲量＝塊段面積平均傾角正割塊段平均厚度容重 根據(jù)儲量諸圖，各煤層工業(yè)儲量見采煤層儲量計算總表2-2-4。 2.可采儲量計算 計算公式如下：Ｚk =(Ｚc-P)C 式中：Ｚk——可采儲量，Mt Ｚc——工業(yè)儲量，Mt P——永久煤柱損失，Mt C——采區(qū)回采率（東榮一礦取80%） 經各煤層可采儲量計算，匯總計算出東榮一礦可采儲量為416.34 Mt，詳見可采煤層儲量總表2-2-4。 2.2.4 儲量計算的評價 本設計礦井的各類儲量計算嚴格按照有關規(guī)定執(zhí)行。 表2-2-4 礦井可采儲量匯總表 煤 層 號 工業(yè) 儲量 / Mt 面積 /Km 永久煤 柱/Mt 可采儲 量/Mt 占總儲 量百分 比/% 12 119.72 41.50 23.95 95.78 28.76 13 135.82 41.50 27.16 108.65 32.62 16 160.80 41.50 32.165 128.64 38.62 合計 416.34 41.50 83.27 333.07 100.00 2.3礦井工作制度、生產能力及服務年限 2.3.1 礦井工作制度 根據(jù)《設計規(guī)范》規(guī)定： （1）礦井年工作日按330天計算； （2）礦井每晝夜四班工作，其中三班進行采、掘工作，一班進行檢修； （3）每日凈提升時間16h。 2.3.2 礦井生產能力及服務年限 東榮一礦已查明的工業(yè)儲量為416Mt,，井田內工業(yè)廣場煤柱，境界煤柱等永久煤柱損失量約占工業(yè)儲量的20%，各可采層均為中厚煤層，按礦井設計規(guī)范要求，確定帶區(qū)采出率為80%，由此確定東榮一礦的可采儲量為333Mt。 根據(jù)地質報告的資料描述，井田內的煤儲量豐富，地質構造比較簡單，煤層生產能力大以及煤層賦存深等因素，初步決定采用大型礦井設計。并初步確定三個方案，即礦井生產能力為3.0Mt/a、4.0Mt/a和6.0Mt/a三個方案，分析論證如下： 按照公式 P=Z/AK 式中: P---為礦井設計服務年限，a； Z---井田的可采儲量,Mt； A---為礦井生產能力,Mt/a； K---為礦井儲量備用系數(shù)，一般取1.4； 計算得：P1=79a； P2=59a ； P3=39a； 經與《安全規(guī)程》和《采礦設計手冊》相核對，確定79a為比較合理的服務年限，即東榮一礦的生產能力為3.0Mt/a，礦井服務年限為79 a。 第3章 井田開拓 3.1 概述 3.1.1 井田內外及附近生產礦井開拓方式概述 東榮一礦為新開發(fā)礦井，附近有先期開發(fā)的東榮二礦及東榮三礦。東榮二礦及東榮三礦均采用雙立井，雙水平開拓。 3.1.2 影響本設計礦井開拓方式的原因及其具體情況 影響井田開拓方式主要因素包括： （1）井田地質和水文地質條件（特別是表土層情況）； （2）地形地貌和地面外部條件； （3）施工技術和設備條件； （4）技術裝備和工藝系統(tǒng)條件； （5）煤層賦存和開采技術條件； （6）總體設計和礦井生產能力要求等。 影響東榮一礦井田開拓方式的具體因素如下： （1）地表因素： 井田北部及中部皆為平原地帶,地表平均標高125m。井田南部為斷層，地表平均標高90m。 （2）煤層賦存情況 整個井田的煤層上部標高在-100m，下部標高在-750m，東部以F10斷層為界,西部以 F18 斷層為界，南部以南部斷層為界。共有三層可采煤層，即12#、13#、16#，均全區(qū)發(fā)育。煤層走向長度為10.5公里，傾向6.0公里。煤層平均傾角8，屬于緩傾斜煤層。 3.2 礦井開拓方案的選擇 3.2.1 井硐形式和井口位置 1.井筒形式 依據(jù)東榮一礦井田的地形，地質構造，煤層賦存等因素，提出兩種井筒開拓方案，具體情況如下： 方案I ——雙立井開拓 方案II ——主立井，副斜井開拓 以上兩種井筒開拓方案技術比較如下： 方案I：雙立井開拓 優(yōu)點： 1.立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利； 2.機械化程度高，易于自動控制； 3.井筒為圓形斷面機結構合理，維護費用低，有效斷面大通風條件好，管線短，人員升降速度快； 缺點： 1.初期投資大，建井期限稍長； 2.需要大型的提升設備； 3.多水平開拓，立井石門長度大，掘進工程量大，掘進費用高。 方案II：主井立副斜井開拓 優(yōu)點：兼有斜井和立井的優(yōu)點，副井采用斜井開拓，井筒施工簡單，掘進速度快，費用低．主井采用立井開拓，井筒容易維護，有效斷面大，有利于通風，提升速度快． 缺點：如果井口相近，則井底相距較遠，井底車場布置，井下的聯(lián)系就不太方便，如井底相近，由井口相距較遠，地面工業(yè)建筑物就比較分散，生產調度及聯(lián)系不太方便，占地比較多，相應地增加煤柱損失． 適用條件：介于雙立井與雙斜井之間 技術評價：根據(jù)設計井田的地表狀況，煤層賦存及工業(yè)廣場的布置等實際情況，如用綜合開拓不利于地面工業(yè)廣場的布置，也不利于井底車場的布置，井下的聯(lián)系和生產調度較為繁瑣，故該方案在技術不合理，不適合本設計礦井．所以東榮一礦不利于用綜合開拓. 根據(jù)上述井硐開拓方案的技術比較，確定雙立井開拓方案在技術上可行。根據(jù)井田的地形地勢，煤層賦存，地質構造等因素，和井筒形式方案的技術分析和經濟比較，確定該礦井采用雙立井開拓。 2.井口位置 依據(jù)東榮一礦的儲量分布圖，及剖面圖．考慮水平劃分及主要巷道布置，確定井口的位置在整個井田的儲量中心，坐標為： 主井坐標：經度-23933.6，緯度+62571.1 副井坐標：經度-23887.1，緯度+62633.9 3.2.2 開采水平數(shù)目和標高 東榮一礦井田水平標高的確定主要考慮了5個因素： 1) 合理的水平服務年限； 2) 煤層賦存條件及地質構造； 3) 生產成本； 4) 水平接替 5) 井底車場及其主要硐室的位置應盡量處于較好的巖層內。 根據(jù)上述因素，本設計井田設計提出水平劃分方案如下： 井田劃分兩個開采水平 ：以-420為分界線，以上為第一水平，以下為第二水平。 水平儲量及服務年限如下： 表3-2-1水平劃分方案比較表 內容 方案 水平 劃分 服務年限/年 可采儲量/ Mt 通風 難易 提升 難易 單水平 一水平 79 333.07 困難 困難 雙水平 一水平 45 189.72 容易 容易 二水平 34 143.35 容易 容易 從該表中可知，雙水平方案的水平服務年限，通風、提升容易，礦井效率更高。故采用雙水平方案將其劃分兩個開采水平，兩水平標高分別為-250 m和-450 m，一水平二水平垂高都為300 m，都采用俯仰斜開采， 3.2.3 開拓巷道的布置 開拓巷道是指為全礦井、一個水平或若干帶區(qū)服務的巷道。由于3煤層的間距較小，根據(jù)煤層埋藏特征和《煤炭設計規(guī)范》的有關規(guī)定，本設計采用集中大巷，帶區(qū)聯(lián)合準備布置方式。為減少煤柱損失和保證大巷維護條件，運輸大巷布置16#煤層的底板巖石中，上水平的運輸巷兼用做下水平的回風巷，這樣生產系統(tǒng)較簡單，而且提高了井下運輸效率。 １.開拓巷道布置方式的選擇 根據(jù)煤層的數(shù)目和間距，大巷的布置方式分為單煤層布置，分煤組布置和全煤組集中布置．采用集中運輸大巷時，各煤層（組）間用采區(qū)石門聯(lián)系．當煤層傾角太大時，層間聯(lián)系也可用溜井或斜巷． 2.方案比較 現(xiàn)依據(jù)礦井設計生產能力及技術可行角度，特提出以下二種大巷布置方式： 方案一：集中運輸大巷布置 方案二：分組集中運輸大巷布置 技術經濟分析比較： 表3-2-2開拓方案技術經濟分析比較表 特點 集中大巷布置 分組集中大巷布置 優(yōu)點 1.大巷工程量少 2.生產區(qū)域比較集中，運輸條件好 3.帶區(qū)巷道集中聯(lián)合布置，開采程序比較靈活，開采強度大 4.大巷維護容易 1.總的巷道工程量較少 2.生產比較集中 3.帶區(qū)巷道分組聯(lián)合布置 4.大巷容易維護，運輸條件好 缺點 1.石門總長度大 2.初期工程量大，建井時間長 3.有反向運輸 1.石門長度較長 2.掘進工程量大 適應 條件 1.煤層間距小 2.井田走向長度大，服務年限長 3.下部煤層底版有堅硬有巖層，帶區(qū)尺寸大，石門長度短 1.可采煤層數(shù)目多，間距大小不同 2.帶區(qū)巷道為分組聯(lián)合布置，煤層分組間距大 3.井底車場在煤層群上部或中間時，初期工程少，工期長 依據(jù)東榮一礦的地質條件及煤層賦存狀況：東榮一礦共有可采煤層3層，即12#、13#、16#，3層煤平均間距20m,間距較小。針對上述情況，由對比表可知，東榮一礦適合于集中大巷布置，既采用方案一。 3.3 選定開拓方案的系統(tǒng)描述 3.3.1 井硐形式和數(shù)目 本設計井田采用一對立井開拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人員、下放材料和設備及兼作進風井。 .3.2 井硐位置及坐標 井筒確定在661鉆孔附近，理由是： 經經濟比較確定井筒位置及坐標、方位角等參數(shù)如下表 表3-7 井筒參數(shù)表 井筒 名稱 井口坐標 井口 標高/m 方位角（。） 井筒傾角（。） 井筒長度/m 用途 Ｘ Ｙ 主立井 -23933.6 +62571.1 119.5 83 90 750 主提升運輸 副立井 -23887.1 +62633.9 119.5 83 90 750 輔助提升，進風進人運料 3.3.3 水平數(shù)目及高度 東榮一礦采用雙水平開拓,擬定第一、二水平標高分別為-250m,420m，都實行俯仰斜開采。 3.3.4 石門、大巷(運輸大巷、回風大巷)數(shù)目及布置 一水平大巷數(shù)目：一條運輸大巷、一條回風大巷。 二水平大巷數(shù)目；一條運輸大巷、一條回風大巷 主副立井通過石門與主井底車場相連，回風井通過回風石門與回風大巷相連，在本設計井田中，由于12#、13#、16#煤層間距小，可布置巖石集中大巷。因此，根據(jù)本礦地質條件，運輸大巷采用巖石大巷布置，回風大巷采用巖層大巷布置。 大巷斷面圖 3.3.5 井底車場形式的選擇 井底車場是連接井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱，是連接井下運輸和提升兩個環(huán)節(jié)的樞紐，是礦井生產的咽喉，因此井底車場設計是否合理直接影響礦井的安全和生產。 1.立井井底車場的基本類型： （1）環(huán)形式：立式、斜式、臥式； （2）折返式：梭式、盡頭式； 2.井底車場形式比較： 類型 結構特點 優(yōu)缺點 適用條件 環(huán)形式 立式 １.存車線和回車線與主要運輸大巷垂直 ２.主、副井距主要運輸大巷較遠，有足夠的長度布置存車線 1.空、重車線基本位于直線上 2.有專用的回車線 3.調車作業(yè)方便 4.可兩翼進車 5.彎道頂車 6.工程量大 1.９０～150萬ｔ／ａ礦井 2.刀型車場適用于60萬ｔ／ａ的礦井，增加回車線能力，可提高到90～120萬ｔ／ａ 斜式 １.存車線與主要運輸大巷斜交 ２.主要運輸大巷可局部作回車線 1.可兩翼進車 2.工程量小 3.存車線有效長度調整方便 4.彎道頂車 5.一翼調車方便，別一翼在大巷調車 1.適用于60～90 萬ｔ／ａ的礦井 2.地面出車方向受限制 臥式 1.存車線與主要運輸大巷平行 ２.主、副井距主要運輸大巷較近 1.空、重車線位于直線上 2.工程量小 3.調車方便 4.可兩翼進車 5.彎道頂車 6.巷道內坡度較大 適用于60～90 萬ｔ／ａ的礦井 折返式 梭式 利用主要運輸大巷作主井空、重車線、調車線和回車線 1.工程量小，交叉點少，彎道少 2.可兩翼進車 利用大型底縱卸式、底側卸式礦車，可用于大型礦井 盡頭式 利用石門作主井空、重車線 １.工程量少 2.調車方便 利用大型底縱卸式、側卸式礦車，可用于大型礦井 綜上所述，結合本設計礦井的有關設計參數(shù)，通過對各種形式井底車場的適用條件及優(yōu)缺點做簡單比較后，擬定本設計井田井底車場形式為折返式底卸式礦車車場，采用兩翼來車的形式。 3.3.6 煤層群的聯(lián)系 本設計12#、13#、16#煤層組成一個統(tǒng)一的采準系統(tǒng)聯(lián)合準備，準備巷道為三個煤層共用，大巷采用集中布置方式。 煤層各分帶區(qū)進風運輸斜巷通過分帶集中平巷與煤倉把煤運到運輸大巷裝車，后由礦車通過石門運到井底車場，煤通過主井提升出地面。 3.3.7 帶區(qū)劃分 東榮一礦地質條件簡單。由于各煤層的傾角8左右，煤層賦存穩(wěn)定，厚度平均為2.4m，頂?shù)装辶己谩Ｕ麄€井田的一水平劃分為14個帶區(qū)。 詳見帶區(qū)劃分示意圖： 帶區(qū)劃分示意圖 3.4 井筒布置及施工 3.4.1 井硐穿過的巖層性質及井硐維護 本設計井田采用雙立井開拓方式，布置兩個井筒，井筒穿過的巖石大部 工作面循環(huán)圖表表 第6章 井下運輸和礦井提升 6.1 礦井井下運輸 本設計礦井年產量3.0Mt/a,屬大型礦井,采用立井開拓方式,主井提升采用箕斗提升,運輸大巷采用5t底卸式礦車運輸,掘進煤及矸石用1.5t固定式礦車運輸. 6.1.1 運輸方式和運輸系統(tǒng)的確定 井下運輸設計應對井下煤炭、矸石、材料、設備及人員等的運輸作統(tǒng)籌安排，運輸方式與設備的選型要根據(jù)礦井設計生產能力、煤層賦存條件、瓦斯情況及采煤方法確定。 1、煤的工作面運輸方式：工作面用采煤機落煤，割下來的煤用可彎曲刮板運輸機運輸。 2、分帶運煤入風巷運輸方式：本設計帶區(qū)采用可伸縮膠帶運輸機運輸。并且設有軌道，用電機車牽引1.5t固定式礦車，以便于對膠帶運輸機進行檢修，和在開采初期，為運輸入風巷運料、排矸。 3、分帶運料回風巷運輸方式：本設計帶區(qū)運料回風巷為機軌合一巷布置。可伸縮膠帶運輸機用于巷道掘進期間運煤；軌道運行電機車牽引1.5t固定式礦車，用于運料和掘進初期排矸。 4、大巷運輸方式：主要運輸大巷的運輸方式應根據(jù)運量，運距技術經濟效果優(yōu)化確定。本設計采用軌道運輸，采用10噸架線電機車牽引礦車運輸。 綜合上述運輸方式，確定東榮一礦井下煤炭及材料運輸系統(tǒng)如下： 運煤系統(tǒng)：由工作面采出的煤裝入刮板輸送機運至分帶運輸入風巷，經轉載機至膠帶輸送機運至帶區(qū)運輸入風斜巷進帶區(qū)煤倉在集中運輸大巷裝車，由電機車牽引至井底車場，通過主井提升到地面。 運料系統(tǒng)：工作面所需物料及設備經副井下放至井底車場，由電機車牽引經集中運輸大巷至帶區(qū)下部材料車場，經帶區(qū)運料回風斜巷、分帶運料回風巷運至采煤工作面。 6.1.2 礦車的選型及數(shù)量 1.架線式電機車臺數(shù)的確定 工作電機車臺數(shù)計算如下: N=1.5Q(11L+θ)/(2100P) 式中: N—工作電機車臺數(shù),臺； 1.5—產量與運輸不均衡系數(shù)； Q—采煤班產量，t； L—運輸加權平均距離，Km； 11—運行時間與運距換算系數(shù)； 2100—每班工作時間與機車載重乘積； P—機車粘著質量，t； θ—裝卸及調車時間，一般取20～30min； 故 N＝1.510000(113+25)/(210010)＝41 檢修及備用電機車臺數(shù)取工作電機車臺數(shù)的25%，但不小于1臺。 N1＝N25％＝11臺，因為是雙機牽引，故取11臺， 則架線式電機車總臺數(shù)為52臺。 2.電機車型號確定 本設計礦井選用ZK10-9／550-Q型電機車，該架線式電機各項參數(shù)如下表所示： 表6-1-1 電機車技術參數(shù) 型 號 軌 距 電機型號 額定電壓 外形尺寸 ZK10-9／550-Q 900mm ZQ－24 550V 450013601550 3.大巷運輸及輔助運輸?shù)V車型號確定 大巷運輸選用5t底卸式礦車運輸，輔助運輸選用1.5t固定式礦車運輸。 表6-1-2 礦車技術參數(shù) 項 目 5t底卸式礦車 1.5t固定箱式礦車 型 號 MDCC5.5－6 MG1.7－6A 容積（m3） 5.5 1.7 名義載重量（t） 5 1.5 軌距（mm） 600 600 牽引高度（mm） 430 320 外形尺寸 長（mm） 5050 2400 寬（mm） 1360 1050 高（mm） 1600 1200 車輪直徑 400 350 廠家 山西運輸機械總廠 淮南市礦車廠 4.確定礦車臺數(shù) 每組運煤列車礦車數(shù)確定為22輛，本設計礦井有6組運煤列車，則5t底卸式礦車總數(shù)為：N＝226＝132輛，備用及檢修的臺數(shù)為n＝N25％＝33輛，總礦車數(shù)為：N總＝N＋n＝165輛。 每組材料列車牽引22輛1.5t固定式礦車，東榮一礦確定備有4組材料列車即N：422＝88輛，備用及檢修的1.5t礦車數(shù)為：n＝N25％＝22輛，總材料車為N總=N+n=110輛。 6.1.3 帶區(qū)運輸設備的選擇 1、工作面輸送能力的確定 機采工作面Q運=QmK1K2K3 Qm----采煤機實際生產能力 t/h Qm=567t/h K1----采煤機和運輸機同方向運行時調整數(shù) 求得1.3 K2----輸送機裝載不均勻系數(shù) 取1.5 K3 -----煤層傾角和運輸方向的關系系數(shù) 取0.7 Q運=5681.31.50.7=775t 2、工作面輸送機選型原則： ⑴、刮板輸送機輸送能力應大于工作面最大生產能力的1.2倍； ⑵、要根據(jù)刮板鏈的負荷情況，確定鏈條數(shù)目，結合煤質硬度選擇鏈條的結構形式，煤質較硬塊度較大時優(yōu)先選用雙邊鏈，煤質較軟時，可選用單鏈或雙中鏈。 ⑶、為了防止重型刮板輸機的下滑應在機頭，機尾安裝防滑錨固裝置。當工作面傾角較大時，選用單鏈式或雙中鏈。 ⑷、刮板輸機中部槽兩側應附設采煤機滑移或行走滾輪跑道為防止采煤機掉道，還應設有導向裝置。 ⑸、為了配合采煤機雙向往返采煤的需要，應在輸送機靠煤壁一側附設產煤板，以清機道浮煤。 ⑹、為了配合采煤機行走時能自動鋪設拖移電纜和水管，應在輸送機靠采空區(qū)一側附設電纜槽。 所以，Q刮= 1.2Q運=1.2775=930t/h； 因為雙翼開采，所以工作面輸送機輸送能力為Q刮/2 ，為465t/h。 綜上所述，可彎曲刮板輸送機選擇型號為：SZD730/180。（輸送機詳細指標見《采礦工程設計手冊〈下〉》 ，3016頁）。 3.轉載機選型原則 ⑴、轉載機的運輸能力應大于工作面輸送機的能力（一般為1.2倍）它的溜槽寬度或鏈速一般應大于工作面輸送機。 ⑵、轉載機的機型，好機頭傳動裝置及電動機和中部槽的類型及刮板鏈類型，應盡量和工作面刮板輸送機機型一致，以便日常維修和管理。 ⑶、轉載機尾部和工作面輸送機頭部有一定的卸載高度（約600mm）以避免工作面輸送機底鏈回煤。 所以轉載機輸送能力=1.2465=558 t/h。 根據(jù)以上原則及本礦采區(qū)輸送能力，選擇轉載機型號為：SZB－730/75，運輸能力630 t/h, （轉載機詳細指標見《采礦工程設計手冊〈下〉》 ，3018頁）。 6.2 礦井提升系統(tǒng) 6.2.1 礦井提升設備選擇 設備選型過程考慮增產可能，因此選型如下： １. 主井：采用兩對16t多繩摩擦式提升箕斗型號為JDG－16／1504，標準箕斗選擇過程如下 ２. 副井：采用1.5t雙層4車罐籠和一個5t雙層2車罐籠. 2.設備選型 （1）主井采用一對16t剛性罐道立井多繩箕斗提升 （2）副井采用一對1.5t礦車雙層雙車立井多繩罐籠提升。 第7章 礦井通風安全 7.1 礦井通風系統(tǒng)的確定 7.1.1 概述： 根據(jù)鄰近礦井的數(shù)據(jù)及實際勘探資料，可以得出本設計礦井礦井瓦斯相對涌出量為4.0 m3／t，礦井屬低瓦斯礦井。隨著開采深度增加，瓦斯涌出量逐漸增加，不同煤層瓦斯含量也有不同。煤塵有爆炸危險性，根據(jù)煤塵爆炸性試驗指標，煤塵爆炸指數(shù)36～38%之間，該礦開采的煤層屬于易爆炸危險的煤層。井田范圍內煤有自燃傾向，煤層的自然發(fā)火期為3～6個月，礦井總體為Ⅱ級自然發(fā)火礦井。 7.1.2 礦井通風系統(tǒng)的確定 本設計礦井為年產3.0Mt/a的大型礦井，瓦斯含量小，煤層埋藏較深，地質條件較簡單，走向長度大，達9.6km，經比較決定本設計礦井采用兩翼對角式通風系統(tǒng)。 7.1.3 主扇工作方式的確定 礦井主扇的工作方式有三種：壓入式、抽出式、混合式。本設計礦井采用壓入的主扇工作方式，其原因如下： 1．抽出式通風新鮮風流沿巷道進入工作面，整個井巷空氣清新，勞動環(huán)境好；而壓入式通風時，污風沿巷道緩慢排除，當掘進巷道越長，排污風速度越慢，受污染時間越長。 2．如果采用壓入式，使井下風流處于正壓狀態(tài)，主扇停轉時瓦斯涌出量將可能增大，容易引起事故。且壓入式通風的線路較復雜，管理較困難。 3．如果采用混合式通風，會產生較大的通風阻力，且風機設備多，管理復雜。 綜合上述，且根據(jù)東榮一礦礦井巷道長，低瓦斯，高粉塵的特點，確定礦井的通風方式為抽出式。 7.2 風量計算與風量分配 7.2.1 礦井風量計算的規(guī)定 1．<<煤礦安全規(guī)程>>規(guī)定，生產礦井的風量應該按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和進行計算。每一工作地點每人每分鐘供給風量都不得少于4m3 2 .按該用風地點風流中瓦斯、二氧化碳、氫氣和其他有害氣體濃度，風速及濕度等符合《煤礦安全規(guī)程》的有關各項規(guī)定要求分別計算取其最大值。 3．<<煤炭工業(yè)設計規(guī)范>>規(guī)定，礦井風量備用系數(shù)為1.15～1.45。礦井風量按上述進行計算后，還應根據(jù)鄰近或類似礦井經驗按實際需要進行校核。 7.2.2 風量計算 礦井總風量為： Q＝（∑Q a＋∑Q b＋∑Q c＋∑Q d）K 式中：∑Q a—礦井總進風量，m3/min； ∑Q a—采煤工作面實際需風量和，m3/min； ∑Q b—掘進工作面實際需風量和，m3/min； ∑Q c—硐室實際需要風量和，m3/min； ∑Q d—礦井除了采煤，掘進和硐室需要風量之外其它井巷的需要風量和，m3/min； K—礦井通風系數(shù)。 1．采煤工作面需風量計算： （1）按瓦斯涌出量計算： Q采＝100q采Kc=1006.31.4＝882(m3/min) 式中： q采—采煤工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min； Ki—備用風量系數(shù)，機采一般1.2—1.6，取1.4； （2）按人員計算： Qa＝4NK＝41701.15＝782(m3/min) 式中：4—每人每分鐘供風標準，m3/min； N—井下同時工作的最多人數(shù)； K—礦井通風系數(shù)，一般1.10—1.15，取1.15 （3）按工作面溫度計算： 采煤工作面應該有量好的勞動氣候條件，其溫度和風速符合下表要求： 表7-2-1 工作面空氣溫度與風速對應表 工作面空氣溫度（℃） 工作面風速（） ＜15 0.3～0.5 15～18 0.5～0.8 18～20 0.8～1.0 20～23 1.0～1.5 23～26 1.5～1.8 采煤工作面的需要風量可按下式計算 Qa =60VcScKi 式中： Vc—采煤工作面適宜風速，m/s； Sc—回采工作面平均有效斷面，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，經計算得18m2； Ki—工作面長度系數(shù)，取1.2。 Q采=601.5181.5=2430m3/min 根據(jù)<<規(guī)程>>的有關規(guī)定，工作面需風量應從多個因素計算中取最大值，由于此兩個工作面同時生產，則單個工作面需風量確定2100m3/min。因為東榮一礦礦為低瓦斯礦礦井，因此是按工作面需風量計算。 2．按掘進工作面需風量計算： （1）按瓦斯涌出量計算 Q b =100q掘kd 式中： Q 掘—掘進工作面的需要風量，m3/min； q掘—掘進工作面的瓦斯絕對涌出量，m3/min，q掘=1.2m3/min； Kd—掘進工作面的通風系數(shù)，主要包括瓦斯涌出量不均衡和備用風量等因素，一般Kd取1.2～2.0。 故： Q b =1001.50.8=270m3/min （2）按局部通風機的實際吸風量計算 Q b =QfIkf 式中： Q b—掘進工作面局部通風機的實際吸風量，m3/min，各種通風機的額定風量按下表選取； I—第i個掘進工作面同時通風的局部通風機臺數(shù)，臺； kf—為防止局部通風機吸循環(huán)風的風量備用系數(shù)，一般取1.2～1.3。 表7-2-2 各種局部通風機的額定風量表 風機型號 額定風量(m3/min) JBT-51(5.5KW) 150 JBT-52(11KW) 200 JBT-61(14KW) 250 JBT-62(28KW) 300 故： Q b =3001.2=360m3/min （3）按人數(shù)計算 Q b =4Ni =430=120 m3/min 式中： Ni—掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，人。 按炸藥量計算，風量偏小，故不作計算。根據(jù)以上計算取最大值300m3/min。 3．硐室實際需風量： 井下爆破材料庫取200m3/min。裝設瓦斯檢測報警自動斷電儀，加強瓦斯監(jiān)控保證安全生產，充電硐室取50m3/min。機電硐室取170 m3/min。柴油機硐室取300 m3/min。 則∑Qc＝（100+150+70+400）m3/min＝720m3/min 4．其它巷道實際需風量： 按瓦斯涌出量計算 ∑Q d =133qtkt =1331.01.2=159 m3/min 式中： qt—井巷的瓦斯絕對涌出量，m3/min； kt—其他井巷的通風系數(shù)，一般取1.2～1.3； 新礦井設計其他用風巷道所需風量難以計算時，也可以采取按采煤、掘進、硐室的總和的3%～5%進行考慮。 既∑Qd＝0.05(∑Qa+∑Qb+∑Qc)＝0.05(2100+360+720)=159m3/min 礦井總進風量為 Q＝（∑Q a＋∑Q b＋∑Q c＋∑Q d）K ＝（21002+3604+720+159）1.23=8018m3/min 7.2.3 風量分配 1．風量分配原則 礦井風量確定后，應將其分配到各用風地點，其分配原則主要是： （1）分配到各用風地點（包括回采面，掘進面，硐室等）的風量，應不低于前面所計算出的風量。 （2）為維護巷道，防止坑水腐爛，金屬腐蝕，以及行人安全等，所有巷道都應分配一定風量。 （3）風量分配后，應保證井下各出瓦斯?jié)舛?，有害氣體濃度，風速等滿足《煤礦安全規(guī)程》的各項要求 2. 分配方法 （1）當?shù)V井總風量確定后，先按照帶區(qū)布置圖給回采面，掘進面，硐室分配用風量。 （2）從總風量減去回采面、掘進面、硐室用風量，余下風量按帶區(qū)產量，采掘數(shù)目，硐室等分配到各個帶區(qū)，再按一定比例將這部分風量分配到其他用風地點，用于維護巷道和保證行人安全。 3. 風量分配 （1）一個采煤工作面分配風量為2100m3/min； （2）一個掘進工作面分配風量為360m3/min； （3）硐室分配風量為720m3/min，爆破材料庫分100m3/min，充電硐室取150m3/min，機電硐室取70 m3/min，柴油機硐室取400 m3/min； （4）其它井巷分配風量為364m3/min。 7.2.4、風速的驗算 1．工作面風速驗算： （1）最低風速驗算： Qa≥15Sai=1515＝225m3/min Sai——采煤工作面的凈斷面積，m2； 2100m3/min > 225 m3/min （2）最高風速驗算： Qa≤240Sai=24015＝3600m3/min Sai——采煤工作面的凈斷面積，m2； 24015＝3600m3/min 2100 m3/min < 3600 m3/min 故檢驗都符合要求。 2．掘進低風速驗算： （1）按最低風速驗算： Qm≥15Sai＝1515＝225m3/min Sai——掘進工作面的凈斷面積，m2； 1440m3/min > 225m3/min （2）按最高風速驗算： Qm≤240Sai＝24015＝3600m3/min Sai——掘進工作面的凈斷面積，m2； 1440 m3/min < 3600 m3/min 故檢驗都符合要求 3．其它井巷風速驗算： （1）其它井巷需風量Qd＝159m3/min Qd≥0.15609＝81m3/min 故檢驗符合要求 （2）大巷風速驗算： 礦井總風量： Q＝（∑Q a＋∑Q b＋∑Q c＋∑Q d）K=8018m3/min Q/S大巷＝8018／（2060）＝6.7m/s 根據(jù)<<規(guī)程>>中要求，大巷中風速不能超過8m/s,則符合要求。各用風點的風速通過驗算，均滿足要求。 表7-2-3 井巷中風流風速(m/s) 井巷名稱 允許風速(m/s) 最低 最高 無繩提升設備的風井和風硐 － 15 專為升降物料的井筒 － 12 風橋 － 10 升降人員和物料的井筒 － 8 主要進、回風巷 － 8 架線電機車巷道 1.0 8 運輸機巷道、帶區(qū)進、回風道 0.25 6 回采工作面、掘進機的煤巷和半煤巖巷 0.25 4 掘進中巖巷 0.15 4 其它行人巷道 0.15 1 7.2.5 風量的調節(jié)方法與措施 1．局部風量調節(jié) 調節(jié)的方法有增阻法，減阻法及輔助通風機調節(jié)法。 增阻法主要是采用調節(jié)風扇，臨時風簾，空氣等調節(jié)裝置。減阻法主要措施有擴大巷道斷面，降低摩擦阻力系數(shù)，清除巷道中的局部阻力物，采用并聯(lián)風路，縮短風流線路的總長度等。 2. 礦井總風量的調節(jié) 調節(jié)的方法有改變全通風機工作特性和改變礦井總風阻。 采用改變全通風機的葉輪轉速、軸流式風機葉片安裝角和離心式風機前導器葉片角等，來改變通風機的風壓特性，從而達到調節(jié)風機所在系統(tǒng)總風量的目的，改變礦井總風阻的措施有： (1)風硐閘門調節(jié)，在風機風硐間內安設調節(jié)閘門，通過閘門的開口大小可以改變風機的工作風限，從而調節(jié)分機的工作風量。 (2)降低礦井總風阻，當?shù)V井總風量不足時，通過降低礦井總風阻，來增加礦井總風量。 7.3 礦井通風阻力計算 7.3.1 確定全礦最大通風阻力和最小通風阻力 hfr＝aLUQ2／S 式中： hfr—井巷的磨擦阻力，Pa； a—磨擦阻力系數(shù),s2/m4；