杨家岭矿井通风设计及防治水设计

PAGE山西大同大学本科生毕业设计中文题目：杨家岭矿井通风系统及防治水设计英文题目：TheDesignofVentilationSystemandWaterPreventionofYangJialingCoalMine学院：煤炭工程学院姓名：李宁学号：100810021112专业：安全工程班级：10安全一班指导教师：袁胜军职称：助教完成日期：2014年5月26日

摘要本次设计为开采杨家岭矿井8-1号煤层，煤层平均厚度为2.3m。矿井设计年产量为60万吨，可采储量为4600万吨，服务年限为60a。据井田外围资料调查该井田为低瓦斯矿井。矿井煤层均无爆炸危险性。根据矿井涌水量预测，该矿井正常涌水量为7.6m3/s。矿井生产时的首采工作面位于二号采区，工作面长度为170m，推进长度为800m。矿井回采工艺采用后退式、综合机械化采煤法，采空区采用全部垮落法管理顶板。设计采用主斜井、副立井开拓方式。采煤工作面的设备有双滚筒采煤机、滑移支架、破碎机等。矿井通风系统采用抽出式通风，矿井总风量为78m3/s。矿井通风困难时期和容易时期的风阻分别为2543.89Pa、656.06Pa。矿井主要通风机的型号为2K56矿用轴流式通风机，风量范围为20-260m3/s，风压范围为360-3528Pa。关键词：通风设计；采煤方法；综合机械化采煤ABSTRACTThedesignisforYangJialing8-1seam,thethicknessofcoalseamis2.3m.Thedesignedproductionofthemineis60,0000tonseveryyear.Thedesignofminerecoveredreservesis4600,0000tonsandlengthofserviceisthe60a.Accordingtodataofthecoalfield,itisalow-gascoalmine.Theseamiswiththeriskofexplosion.Accordingtominedischargeforecast,thenormaldischargeofmineis7.6m3/h.Thefaceinthefirstsetisontheseconddistrict,lengthofthefaceis200mandpromotelengthis800m.Extractionprocessisregressivetypeandcomprehensivemechanizedminingmethod.Themineusesall-cavingmanagementroofingob.Themineadoptsthemainslopeandtheauxiliaryverticalshaftdevelopmentplan.Theequipmentoffaceincludedoubledrumshearer,slidingbracket,crusherandsoon.Themethodofmineventilationisdrawer-typemineventilation,andtotalvolumeairofmineventilationis78m3/s.Withcoalfaceusing“U”typeupstreamventilation,theuseofheadingfaceispressure-inventilation.Difficultperiodandeasyperiodofwindresistanceis2543.89Pa、656.06Parespectively.The2K56spinaxialflowfanisused,airvolumescopeis20-260m3/s,airpressurerangeis360-3528Pa.Keywords：ventilationdesign；miningmethod;comprehensivemechanizedminingmethod目录1井田概况 11.1矿区开发情况 11.2设计依据 11.3设计概况 11.3.1地理概况 11.3.2工程建设性质 21.3.3井田资源储量及开拓 21.3.4井上下主要运输设备 81.3.5技术经济 92矿井开拓与开采 132.1煤层埋藏及开采条件 132.1.1地质构造及特征 132.1.2煤层及煤质 172.2矿井主要灾害因素及安全条件 182.2.1矿井瓦斯赋存情况 182.2.2矿井煤尘爆炸危险性 182.2.3煤层自燃发火期和自燃倾向性 182.3矿井开拓系统 192.3.1井筒 192.3.2采区划分及接替 192.3.3主要巷道 212.4井下主要硐室 212.5安全出口 213采区巷道布置及开采方法设计 223.1采区巷道布置 223.2采煤方法的合理性分析 223.2.1采煤方法的选择 223.2.2采煤工艺的选择 223.3采掘工作面设备 244矿井通风 264.1通风系统 264.1.1矿井通风方式及通风方法 264.1.2通风路线 264.2矿井风量、风压及等积孔 264.2.1矿井风量计算 264.2.3风量分配 314.2.2矿井通风总阻力计算 314.2.3矿井等积孔计算 324.3井下通风设施及构筑物 334.4矿井主通风机的选择 334.4.1矿井通风设备的要求 334.4.2主要通风机的选择 344.4.3主要通风机的电动机的选择 364.5井筒防冻 384.6降温措施 394.6.1矿井致热因素 394.6.2降温措施 395矿井防治水 425.1矿井水文地质 425.1.1水文地质情况 425.1.2矿井水患类型及威胁程度分析 445.2矿井防治水措施的确定 455.2.1矿井开拓开采所采取的安全保证措施 455.2.2防治水煤（岩）柱的留设 475.2.3矿井探放水措施及设备 495.2.4防水闸门 505.2.5井下排水 525.2.6地表水防治措施 54参考文献 56致谢 57山西大同大学煤炭工程学院2014届本科生毕业设计PAGE611井田概况1.1矿区开发情况杨家岭矿井井田内8-1号煤层是属于新开发的煤层，隶属于大同矿区。根据初步的探测，大同矿区的储煤面积为1827平方公里，而储量为376亿吨，此区煤炭煤质好且灰粉低，很适合机车和重工业使用。矿区自成立以来，一贯坚持“为煤炭生产服务，为煤矿员工生活服务”工作方针，已经形成了以煤炭采掘为主，综合经济系统运行的铸造、煤炭机械制造、建筑材料、机械加工、贸易和其他行业。1.2设计依据1．《采矿设计手册》有关技术规定及要求；2．国家工程建设强制性条文及有关的安全规程、技术规范、技术规定等；3．《矿井通风设计及专项毕业设计任务书》、《矿井通风系统及安全专项设计内容编制大纲》等相关要求；4．《煤炭工业设计规范》规定的各种矿井设计必须达到的要求；5．《采矿方法》中有关公式、设计方法等。1.3设计概况1.3.1地理概况1．地理位置、交通情况杨家岭井田位于山西省左云县东，东边从东周窑村开始，西边从左云县城东开始；北边从云西堡村开始，南边从井儿沟村开始，它是属于同煤集团。杨家岭离同煤集团大约30km。井田内各乡村、各煤矿之间有简易公路相通，通往全国各地，交通较为优越。交通情况详见图1-1。2．地形地貌杨家岭井田地处山西黄土高原向内蒙古高原的过渡地带，属晋西北低山丘陵区，为黄土丘陵地貌，地形起伏不大，冲沟发育。地势南高北低，一般海拔标高1350～1500m，海拔标高最高1607.9m，标高最低海拔1219.2m，相对高差最大为388.7m。3．水系河流井田内水系不发育，较大的水系为十里河上游段，在近井田西北边界外由西南向东北方向流过，只有一段流经井田北部。十里河常年有水，往东北流入御河，再汇入桑干河。4．气象及地震本区属半干旱大陆性季风气候，冬季严寒、夏季炎热，气候干燥，风沙较多。全年气温较低，年平均气温为5.1℃，一月均温零下14℃，7月均温17-25℃，以年温差与日温差大为特点，极端最高温度为39.9℃，极端最低温度为－35℃，一般日温差在20℃左右。年降雨量分配不均匀，年降水量多集中在7、8、9三个月，约占全年降水量的60～70％，年最大降水量为628.3mm，年最小降水量为259.3mm，年平均蒸发量为1847.8mm。风沙天气占全年的30％左右，多集中在冬、春季。历年冻土月份为11月至第二年4月份，最大冻土深度为1.61m。区内地震基本烈度属Ⅶ度区，地震动峰值加速度为0.15g。1.3.2工程建设性质工程建设性质为新建矿井，开采新煤层8-1号煤层。1.3.3井田资源储量及开拓1．井田境界杨家岭井田内8-1号煤层开采范围由6个拐点坐标圈定，东西长9.516km，南北宽5.463km，面积31.3km2。开采深度由970m～820m。1）X＝4431819.0，Y＝19653761.2；2）X＝4432372.6，Y＝19656968.9；图1-1交通位置图（1:800000）3）X＝4432712.5，Y＝19661143.6；4）X＝4437281.7，Y＝19658729.9；5）X＝4434527.4，Y＝19651627.7；6）X＝4431558.0；Y＝19651988.3；2．资源储量1）地质资源量8-1号煤层较稳定，厚度由0.0～4.93m，平均厚度2.30m，其厚度变化为：由西北向东南依次为薄煤层—中厚煤层—厚煤层，厚度渐增大。根据煤层铅垂厚度和水平投影面积来估算储量。(1-1)式中：Q——块段煤炭储量，t；D——煤的容重，t/m3；L——块段煤层平均厚度，m；S——块段煤层水平投影面积，m2。其中：8-1号煤层块段煤层水平投影面积为19359936.38m2，块段煤层平均厚度取2.30m，煤的容重取1.45t/m3。经计算矿井8-1号煤层地质资源储量为64565.39kt。2）矿井设计可采储量矿井设计资源储量为工业资源储量减去断层、井田境界陷落柱等永久煤柱煤量。断层保安煤柱按照《煤矿防治水规定》中要求计算，选择30m；矿界煤柱按内推20m作为保安煤柱。矿井设计资源储量=（工业资源储量–断层、井田境界陷落柱等永久煤柱煤量）=64565.39—2547.26=62018.13kt。矿井设计可采资源储量为矿井设计资源储量中减去井筒、主要巷道等保护煤柱煤量后乘以采区回采率得到的资源储量。各类煤柱均按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定计算，主要巷道两侧各留30m、巷间煤柱35m、采区边界煤柱10m。矿井采区的回采率厚煤层取75%、中厚煤层取80%、薄煤层取85%。本煤层属于中厚煤层，故取80%。矿井设计可采资源储量=（矿井设计资源储量–井筒、主要巷道等保护煤柱煤量）×80%=（62018.13–3498.53）×80%=46815.68kt。经计算矿井设计可采资源储量为46815.68kt。3．设计能力及服务年限1）矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，井下每天四班作业(其中三班生产，一班准备)，地面采用“三八”工作制，每日净提升时间16h。2）矿井设计生产能力根据本井田煤层赋存条件、资源/储量、开采技术条件、装备水平、煤炭外运条件和市场前景等因素综合分析，本井田适合建设中型矿井。设计提出0.45Mt/a、0.6Mt/a和0.9Mt/a三种井型进行比较，推荐矿井设计生产能力为0.6Mt/a，因为从可采储量、井型和服务年限三者关系看，经计算0.45Mt/a时矿井服务年限80a；0.6Mt/a时矿井服务年限60a；0.9Mt/a时矿井服务年限40a。0.9Mt/a井型偏短，0.45Mt/a井型生产能力太低。0.6Mt/a型矿井既符合国家规范，服务年限适当，井型合适，故选0.6Mt/a型矿井。3）矿井服务年限矿井及水平服务年限均按下式计算：（1-2）式中：T——服务年限，a；Z——设计可采储量，kt，Z=46815.68kt；A——设计生产能力，kt/a，600kt；K——储量备用系数，取1.3。经计算矿井服务年限为60a。4．井田内地质构造及水文等条件对开拓开采的影响1）8-1号煤层井田地质构造为简单类型，发育有1条断层和6个陷落柱，其中断层位于井田东部，走向近南北、倾向东，井田内出露长度5.4km，将井田分割为东西两部分，对井田开拓有一定影响；6个陷落柱主要分布于井田全部范围，对矿井开采有一定影响。2）井田内可开采煤层处于奥灰水水位标高以下，设计通过突水系数计算，8-1号煤层底板突水系数均大于0.06MPa/m，部分区域大于0.1MPa/m，因此奥灰水对开采8-1号煤层影响较大。3）井田内可采煤层厚度变化较大，对工作面设备选型及采煤方法的选择带来一定困难，一定程度上影响矿井开采。4）井田内可采煤层自燃倾向等级为Ⅰ级，属容易自燃煤层，根据补勘报告，其自燃发火周期为6个月，煤层自燃对矿井开采有一定影响。5．开拓方式的选择本井田工业场地处煤层埋藏深度约810m左右、表土层厚度约50m左右。井筒穿过地层为包括第四系、第三系、白垩系下统左云组、侏罗系中统云冈组、侏罗系中统大同组、侏罗系下统永定庄组、二叠系下统山西组、石炭系上统太原组等地层，根据井筒检查钻资料，井筒穿过含水层均为弱含水层，无流砂层和强含水层，采用普通施工法即可施工，对井筒施工较为有利，同时对井筒形式的选择提供了更多的选择方式。根据本矿井实际情况，结合当前国内外主井井筒施工及生产使用现状、凿井方式、井下装卸载方式、井筒装备方式的差异、安全可靠性等因素，矿井开拓方式考虑了二种方案。方案一：开凿一个主斜井，一个副立井，一个回风立井。其中：主斜井倾角16°，井口标高+1455.26m，井底标高+851.34m，斜长1593.60m，采用胶带输送机运输，担负矿井的煤炭提升任务、进风及安全出口，铺设台阶。副立井井口标高+1345.28m，井底标高+853.34m，垂深493.94m，担负全矿井矸石、材料及设备等辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼作安全出口。回风井为立井，井口标高+1345.28m，井底标高+851.34m，垂深493.94m，主要担负全矿井回风任务。方案二：开凿一个主斜井，一个副斜井，一个回风立井。其中：主斜井倾角16°，井口标高+1455.26m，井底标高+851.34m，斜长1593.60m，采用胶带输送机运输，担负矿井的煤炭提升任务、进风及安全出口，铺设台阶。副斜井倾角16°，井口标高+1374.45m，井底标高+851.34m，斜长1496.40m，担负全矿井矸石、材料及设备等辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼作安全出口。回风井为立井，井口标高+1345.28m，井底标高+851.34m，垂深493.94m，主要担负全矿井回风任务。方案一（副立井）主要优缺点：优点：立井较斜井维护费用低，铺设管线较短；立井通风能力更强；立井地面井架较斜井复杂；工程量相对较小，可较早落底，与其他井筒便于尽早在井底贯通；立井施工适应性较强，能够适用各种地质条件，且在技术上也较成熟可靠。缺点：立井施工工艺相对较复杂，施工准备工期较长；立井提升能力有限，且故障多，不利于稳定高产；方案二（副斜井）主要优缺点：优点：采用副斜井担负全矿井矸石、材料及设备等辅助提升任务，比较方便，提升能力大；斜井井架比立井低，施工安全性更好；斜井可实现从工作面到地面的连续运输，效率高，成本低；斜井在运输大型设备、器材时较立井罐笼简单，且速度快，搬运操作方便，不需要将一些设备分解；斜井将来扩建或改造时较为简单；斜井运输方式选择很多，可以有很多更好的方案；铺设台阶后可作为又一安全出口，可靠性及安全程度高。缺点：斜井井底需要设置大型的设备换装站，多一个转运环节，转换环节多，系统复杂，效率低，成本高；井筒工程量相对立井较大，且施工工期长，不利于尽早投产；一般斜井比立井长，维护费用较高，当围岩条件差时维护困难且各种管线敷设长度大，增加了费用；人员进出井和材料设备等辅助运输时间较长；通风线路长，阻力大。以上两种方案均为技术上可行，且能满足矿井各种需要。两种方案主要是副井不同，井下大巷都一样，但该矿井为中型矿井，年产量不算很大，采用主、副斜井会造成前期投资资金过大，且副立井在我国技术比较成熟，虽较斜井缺乏安全性，确在可控范围之内，故从经济上、矿井生产能力上选择副立井更好。1.3.41．地面运输矿井地面运输以公路为主，位于本矿井西北部有109国道由东向西通过；东侧约1.4km处有云西～店湾干线公路由北向南经过（往北与109国道相接），由此，可经过部分国道和省道及高速公路通往内蒙和北京及河北等各地。在铁路方面，位于矿区北部和东部均有大同-高山、大同-黑流水运煤铁路支线和大同市万通煤炭集运站；东北侧约1.3km处设有杨家岭煤炭集运站，正在运营的杨家岭煤炭集运站铁路专用线由集运站起沿北方向跨井儿沟、隧道穿过玉奎堡山，并跨约109国道后向东在旧高山与旧高山煤炭集运站接轨，线路全长约14.60km。杨家岭煤炭集运站设有环线，筒仓定量装车，运输设计能力为6000kt/a。目前，该矿区的煤炭外运主要是通过杨家岭煤炭集运站及其铁路专用线，再经过旧高山铁路专用线、北同蒲线、大秦线等铁路运往太原、秦皇岛、北京、集宁、呼和浩特、东北等各地。此外，除矿区内各乡、村和各煤矿之间均有公路（或简易公路）连接外，矿区和周边各县、乡村之间均有不同等级的公路相通。总之，交通运输十分便利。2．井下主要、辅助运输方式及设备运煤系统：采煤工作面—运输顺槽—胶带运输大巷—主斜井胶带输送机—地面。运料系统：副立井—井底车场—辅运大巷—回风顺槽—采煤工作面。1）井下主要运输方式及设备杨家岭矿井井下主要开拓巷道沿煤层布置，倾角1-5°，结合矿井实际情况、生产规模、井田开拓部署、井筒的提升方式及目前国内外井下煤炭运输技术装备发展情况，设计确定大巷煤炭运输采用胶带输送机方式，优点如下：（1）胶带输送机具有运输能力大、潜力大、运输连续性强、效率高、操作简单，容易实现自动控制和集中管理等特点，尤其能与高产高效工作面生产能力相适应，与工作面运输设备相匹配，可实现工作面至地面的连续运输。对矿井实现高产、高效和现代化管理有利；（2）胶带输送机运输具有系统简单、环节少，占用人员少，维修工作量小，对辅助运输干扰小等优点，对矿井提高效率和安全生产均十分有利；（3）胶带输送机安全生产性好，据统计其事故率为0.00023，仅是矿车运输事故的6.4%；（4）胶带输送机运输具有适应煤层变化能力强，井巷工程量省，可多做煤巷、少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利；（5）从矿井规模来说，大巷煤炭运输采用胶带输送机运输比较配套，且符合我国煤炭工业的发展趋势。根据矿井开拓布置，井下布置有六个采区，大巷煤炭运输采用带式输送机，大巷带式输送机运量大且运距长。西部一、二采区原煤由西胶带运输大巷带式输送机运至主斜井井底，经破碎机破碎后再由转载机转载至主斜井带式输送机上；东部三、四、五、六采区原煤由东胶带运输大巷带式输送机运至主斜井井底，经破碎机破碎后再由转载机转载至主斜井带式输送机上。由大巷带式输送机运来的井下原煤由主斜井带式输送机提升至地面，井底不设煤仓。井下主要运输设备为：井下运输大巷采用DX4-GX1000型号胶带输送机运输，胶带输送机输送能力1000t/时，输送长度2000m，带宽1000mm，配套电机功率3×375kw。上下山运输巷中采用DSJ100/150/2×200型号带式输送机，输送机运量850th，带宽1000mm，电动机YB315L2-4N×2=2×200kw。2）井下辅助运输方式及设备井下辅运大巷采用连续运输车运输，铺设600mm轨距的30Kg/m钢轨；回风顺槽内辅助运输采用JD-40型调度绞车；运料选用1t材料车，型号MC1-6B；一般设备运输选用1t平板车，型号MP1-6A；重型设备采用重型平板车，载重量10t。1.3.51．劳动定员该矿井设计生产能力为0.60Mt/a，年工作日330天，全员效率6.2t/工。根据《煤炭工业设计规范》规定的各种矿井设计必须达到的矿井原煤全员效率指标（管理人员占原煤生产在册人数的11%；矿井井下工人占原煤生产工人的百分比一般为75～80%）；井下工人在籍系数为1.4~1.5，地面工人在籍系数为1.3~1.4，管理人员、服务人员及其它人员在籍系数1.0（各类人员在册人数=出勤人数×在册系数）。定员方法：用原煤全员效率反算定员总数。1）计算原煤生产人员的出勤人数每日原煤生产人员出勤人数=矿井设计日产量（吨）/原煤全员效率（吨/人），根据《设计规范》，开采缓倾斜、倾斜、中厚为主，全员效率达到2t/工以上。本矿全员效率取10t/人。本矿每日原煤生产人员出勤人数=1818/10=182（人）。其中，管理人员出勤人数=原煤日产人员出勤人数×11%=182×11%=20（人）生产工人出勤人数=原煤生产人员出勤人数×89%=182×89%=162（人）其中，井下工人出勤人数=生产工人出勤人数×75%=162×80%=130（人）井上工人出勤人数=生产工人出勤人数×25%=162×20%=32（人）2）计算原煤工人在册人数原煤生产工人在册人数=生产工人出勤人数×（80%×1.5+20%×1.4）=162×（80%×1.5+20%×1.4）=240（人）管理人员在册人数=管理人员出勤人数×1.0=20×1.0=20（人）原煤生产人员在册人数=原煤生产工人在册人数+管理人员在册人数=240+20=260（人）3）设计服务人员及其它人员在岗人数服务人员在册人数=原煤生产人员在册人员人数×12%×1.0=260×12%×1.0=31（人）其它人员在岗人数=原煤生产人员在册人数×2%×1.0=260×2%×1.0=5（人）4）全矿定员总数全矿定员总数=原煤生产人员+服务人员在岗人数+其它在岗人数=260+31+5=296（人）煤矿企业全员功效=原煤日产量/煤矿职工总人数=1818÷296=6.2t/人2．技术经济指标表1-1劳动配备表序号工种出勤人数在岗系数在岗人数1生产工人其中：井下工人地面工人162130321.51.4240195452行政管理及技术人员原煤生产人员合计201821.0202603服务人员311.0314其它人员51.055全矿定员总人数218296根据该矿井的地质条件、矿井开拓方式、采煤方法、各生产系统的主要技术方案及设备选型、采区及回采工作面数目和主要参数、定员人数投资绘制经济技术指标表。表1-2矿井主要技术经济指标表序号项目名称单位指标备注1矿井设计生产能力万t602年产量万t603日产量t18184矿井服务年限年605矿井设计工作制度四六制6年工作天数d3307日工作班数班48工业储量万t6456.549可采储量万t4681.5710煤层情况8-1号煤层11可采煤层平均厚度m2.312煤层倾角度0~1013煤的容重t/m31.4514南北长度m546315东西宽度m951616井田面积km231.317开拓方式斜井18回采工作面长度m17019回采工作面年进度m118820采煤方法长壁采煤法21顶板管理方法全部跨落法22采煤机械滚筒采煤机23工作面支架形式液压支架24工作面运输机械刮板输送机25顺槽运煤机械皮带1000mm26大巷运煤皮带1000mm27掘进工作面个数个228职工在籍总人数人44429回采工效率t/工2030全员效率t/工10.5

2矿井开拓与开采2.1煤层埋藏及开采条件2.1.1地质构造及特征1．地层杨家岭井田位于大同煤田西部，地表出露的地层由老到新有侏罗系下统永定庄组，中统大同组、云冈组，白垩系下统左云组地层，第三系上新统，第四系更新统、全新统。钻孔揭露的地层有二叠系、石炭系及奥陶系。现按地层层序由老至新分述如下：1）奥陶系下统冶里组:主要岩性为厚层状结晶白云质灰岩薄层泥岩和黄绿色泥岩，底部为竹叶状灰岩、泥灰岩和钙质泥岩三者互层，本组厚50～135m，与下伏寒武系地层呈整合接触。2）石炭系中统本溪组：底部为一层极不稳定的山西式铁矿，其沿走向、倾向常相变为含铁泥岩、泥岩。下部为灰紫色、灰绿色致密块状铝土质泥岩，中上部为灰白色、灰褐色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、钙质泥岩夹一薄层含生物碎屑灰岩(K1灰岩：俗称口泉灰岩)；本组厚31～40m，一般厚33m。本组与下覆下奥陶系冶理组呈低角度不整合接触。3）石炭系上统太原组：是区内主要含煤地层之一。4）二叠系下统山西组：是区内主要含煤地层之一。5）侏罗系下统永定庄组：为河－湖相冲－湖积物。下部为灰白色及浅黄色粗砂岩及含砾砂岩为主，中部为灰、灰白及黄褐色中细砂岩、粉砂岩夹砂质泥岩，上部以紫红、灰绿、杏黄(互层)的杂色砂质泥岩、粉砂岩为主，颜色渐变深，粒度渐变细。主要岩性：以灰紫、紫红、灰褐、灰黄色中粗砂岩、含砾粗砂岩为主，本组厚度为140～211m，一般厚度为168m。底部以K8砂岩与下伏山西组地层呈平行不整合接触。6）侏罗系中统大同组:是区内主要含煤地层之一。仅在本井田东部零星出露。主要岩性为灰白色中砂岩、粗砂岩、细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层。底部以K11砂岩与永定庄组整合接触。本组厚度170～240m，一般厚度220m。7）侏罗系中统云冈组：井田东南部零星出露。由一套灰白色、灰黄色、局部为砖红色巨厚层状中粗粒砂岩组成。泥质胶结，易风化，表面常见侵蚀溶洞，交错层理发育。底部以K21含石英鹅卵石砂岩为大同组1号煤直接顶板。本组厚度20～40m，一般厚度为30m。与下伏地层呈整合接触。8）白垩系下统左云组：为一套紫灰色砾岩与红色泥岩不等厚互层的碎屑岩地层。纵向上可分为三段：一段以砂岩为主，夹砾状灰岩凸镜体或中厚层状结晶灰岩，其砾石彼此镶嵌，砾石表现其明显的动力痕迹（如压坑、刻划条痕等）化石稀少；二段一般为砾岩与含砾泥岩不等厚互层，局部地段的砾岩中可见少量砾石表面具有动力痕迹（压坑、条痕等）；三段一般也呈砾岩与泥岩不等厚互层，并夹有较多的泥灰岩团块及层状泥灰岩，其泥内常见较多的动、植物化石。本组厚度30～420m，一般厚度为200m。与下伏地层呈角度不整合接触，由西至东依次与，石炭系太原组、山西组；侏罗系永定庄组、大同组相接触。9）第三系上新统：为浅棕红色砂质粘土，厚0～7m，一般厚度5m。10）第四系中上更新统：下部为浅棕红色亚粘土，即名Q2厚3～5m，上部为马兰黄土，呈浅黄或黄褐色，分选好，结构疏松，垂直节理发育，常形成黄土陡坎和黄土悬崖厚9～12m。11）第四系全新统：主要分布于河漫滩和沟谷中，为近代风积、洪冲积物，主要由亚粘土、砂砾石组成。厚0～20m，一般厚8m。2．地质构造杨家岭井田位于大同向斜西北翼。地层总体为一缓倾斜的单斜构造。地层走向185°～190°；倾向95°～100°；倾角2°～10°，一般为3°～5°左右。井田内构造受区域应力场所制约，主要表现为两期，燕山运动构造应力场为由北西、南东方向挤压，形成大同向斜，喜马拉雅运动构造应力场发生较大变化，主要受右旋剪切拉张作用，使原先形成的压性断裂转变为张性，其表现形式为以小型褶皱构造为主，伴有断裂构造及煤层陷落柱。1）褶皱构造：井田内褶皱构造为隐伏褶曲，仅能从煤层底板等高线图上获得，由区内钻孔所控制。背斜：1号背斜：（BX1）位于井田中北部，总体轴向呈北东向“S”，形转折，中部近东西向，向北东倾伏由ZK1607、ZK1508、ZK1409、ZK1411、ZK1312等孔所控制，，延伸2300余米。2号背斜（BX2）：位于井田中北部，东部轴向北东，西部轴向转为近东西向，由ZK1807、ZK1809、ZK1712、ZK1613、ZK1514、ZK1415、ZK1316等孔所控制，延伸3500余米。向斜：1号向斜（XX1）：位于井田中部，1号背斜东南侧，轴向北东，由ZK1611、ZK1512、ZK1413等孔控制，延伸500余米。2）断裂构造井田断裂构造有近南北向、北西向二组，共2条，均为正断层，其中北西向有F4；近南北向有F1。现分述如下：北西向断裂：F4正断层：位于井田东部，在东周窑村以南，断层主要由地表露头控制的。以北为上复的白垩系及第四系地层所掩盖，主要是由钻孔控制的，11线由J3、J2两孔控制，在15线由J6、J5两孔控制。断层总体走向约北西30°，倾向北东，倾角65°～75°。为西盘上升，北东盘下降的正断层。断层落差0～60m。它在南东方向上伸出井田之外，在井田内延长约7000m。近南北向断裂：F1正断层：位于井田南中部，走向近南北、倾向东。倾角70°。沿走向呈“弧”型。井田内出露长度6.6km。断距5～30m，与F9、F14相交。地表没有出露。是由钻孔控制的，在19线剖面上，由J1和J19两孔控制；在21线剖面上，由J21和J38两个钻孔控制；27线由J56、J55两孔控制。各断层向深部石炭系延伸落差相对减小。3）陷落柱井田中经本次勘探经综合研究发现陷落柱有6个。在平面上呈点式陷落，没有延长，多数在相邻剖面上没有对应位置，无规律。这一特征在剖面图、煤层底板等高线图上反映清淅。在钻孔内则以其岩层产状杂乱无章，时而水平，时而陡倾，在不同孔深可由0～90°间变化。其产状变化的大小，角砾发育程度的不同正说明钻孔所控制陷落柱的不同部位所致。区内陷落柱由左到右，由上到下编号分述：XL2：由ZK1215孔控制并验证，为一近南北向长柱状，长700m，宽300m，面积约210000m2，落差约45m。XL3：由ZK1320、ZK1318、普55三钻孔控制，落入二维地震推断区呈心形，长轴方向近东西向，长1100m,宽720m，面积约792000m2，落差约100～120m。XL4：位于ZK1710孔，并被该孔所控制，形态为一亚梨形，长轴方向近东西向，长约450m、宽约300m，落差30－100m。XL5：由ZK1516孔控制，呈椭圆形，长轴500m，短轴400m面积约200000m2。落差西部约110m，东部约40m。XL6：由ZK1623孔控制，呈圆形，直径400m，面积约125600m2，落差约100m。XL7：由YZ1孔、及ZK1910两孔控制，为一不规则椭圆形，长轴方向北北西，长800m，宽500m，落差约80～100m。4）岩浆岩井田岩浆岩活动较弱，一为印支期云斜煌斑岩（绝对年龄值2.2～2.4亿年）；二是燕山期辉绿岩（绝对年龄值1.15～1.4亿年）；三是喜马拉雅期玄武岩。云斜煌斑岩在井田广泛分布，颜色为灰——灰黑色，全晶质斑状结构，块状构造，斑晶暗色矿物为褐色黑云母，浅色矿物微带条板状斜长石，含量约10%；基质由暗色矿物假像、斜长石、磷灰石、菱铁矿组成，具碳酸盐化、粘土化，含量约90%。辉绿岩：分布于井田西部，呈脉状产出，灰黑色，辉绿结构，块状构造，矿物成份由基性斜长石（60%）、辉石（30%）组成，付矿物有磁铁矿约（6%）、角闪石少量。呈岩墙侵入，走向主要为NE与NNE向，偶见NW向，岩墙宽度一般1m左右，最大3m。出露面积有限对区内煤层破坏作用微弱。玄武岩：分布于井田北部由ZK718、ZK720、ZK819等孔控制。黑色，隐晶质结构，块状构造，镜下鉴定成分主要由基性斜长石、辉石及少量橄榄石组成。具碳酸盐化及纹石化。侵位于白垩系及其以上地层中，呈岩床、岩丘产出，对煤层无影响。综上所述：井田构造复杂程度属简单类型。2.1.2煤层及煤质1．煤层区内稳定可采，煤层厚度由0.00～4.93m，平均厚度2.30m，其厚度变化特征为：由西向东依次为薄煤层—中厚煤层—厚煤层，由北向南厚度增大。主要岩性为灰白色中砂岩、细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、灰黑色泥岩。结构简单，夹矸0～2层，层厚0.17～0.43m，含1到2层夹矸的孔，位于井田东部，即ZK1423、ZK1524、ZK1627、ZK1728、ZK1831等孔。该煤层沉积缺失两处，其一为北部未见煤孔有ZK718、ZK918、ZK920、ZK821等孔；其二为南西部未见煤孔有ZK2108、ZK2312、ZK2706等孔。从煤岩层对比图上看，煤层缺失区为三角洲分流河道沉积。2．煤质煤层在区内主要表现为半亮煤和半暗煤。煤岩组分以亮煤、半亮煤为主，暗煤少量。呈玻璃—油脂光泽，线理—条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度在2级以下，性脆易碎，断口呈参差状、阶梯状，内生裂隙较发育。因煌斑岩侵入受接触变质作用的影响，煤层在接触带上下盘常有矽化，致使煤层从本质上发生变化，色泽、光泽变暗，硬度增大，结构、构造变的模糊起来，内生裂隙、外生裂隙相互交错，方解石脉体充填。显微煤岩特征为：8-1号煤层各组分含量：镜质组54.1～65.5%，平均55.53%；惰质组17.5～21.3%，平均19.4%；壳质组5.4～7.7%，平均6.6%，粘土类7.1～22.3%，平均17.55%；硫化铁0.5～1.4%，平均0.93%。镜质组油侵最大反射率0.65～0.67%。镜质组：以基质镜质体为主。其次为无结构镜质体，少量结构镜质体组成。惰质组：丝质体为主，其次微粒体和粗粒体，有少量火焚丝质体。壳质组：角质体、小孢子体为主，少量大孢子体、树脂体、树皮体。粘土类：以层状粘土占比例较多，其次是分散状粘土，少量似层状粘土。硫化铁类：主要为结核状、分散状黄铁矿。8-1号煤煤类以长焰煤为主，仅在井田北东部靠近F4断层近侧零星出现不粘煤、弱粘煤。3．煤层顶底板特征8-1号煤层直接顶板以泥岩、砂质泥岩为主，砂岩次之；直接底板以泥岩、粘土岩为主，砂岩次之。顶板岩体结构以层状——薄层状结构为主；底板岩体结构则以层状——薄层状结构为主，块状结构次之。煤层顶底板均为较坚硬岩，岩体稳定。煤层顶板RQD值由50.0～100％，属岩体中等完整——岩体完整，质量等级为Ⅰ—Ⅲ级；底板RQD值由38.3～100％，属岩体完整性差——岩体完整，质量等级为Ⅰ—Ⅳ级。2.2矿井主要灾害因素及安全条件2.2.1矿井瓦斯赋存情况矿井8-1号煤层开采时，单个回采工作面最大绝对瓦斯涌出4.69m3/min，单个掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量0.26m3/min，采空区最大绝对瓦斯涌出量13.22m3/min，矿井最大绝对瓦斯涌出量24.94m3/min，最大相对瓦斯涌出量1.19m3/t；其中回采工作面瓦斯涌出占38%，掘进瓦斯涌出占9%，采空区瓦斯涌出占53%。属于低瓦斯矿井。2.2.2矿井煤尘爆炸危险性8-1号煤层火焰长度5～20mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为20～35%，煤尘具有爆炸危险性。井下主要生产粉尘的地点有：采掘工作面、运煤系统转载点以及胶带输送机巷等。2.2.3煤层自燃发火期和自燃倾向性煤层的煤化程度低，煤中丝质组分含量高，存在着自燃的内在因素。吸氧量0.8784cm3/g，自燃等级为Ⅰ级，煤的自燃倾向性为容易自燃，自燃发火期为6个月。2.3矿井开拓系统2.3.1井筒1．井筒根据矿井开拓方案，该矿井投产时共使用三个井筒：主斜井、副立井、回风立井。1）主斜井：担负全矿井原煤提升任务，兼作进风井和安全出口。2）副斜井：担负全矿井人员升降、提升矸石、下放材料、设备等辅助提升任务，兼作进风井。3）回风立井：担负全矿井回风任务，兼作安全出口。2．井筒布置及装备主斜井：井筒倾角16°，净宽5.0m，净断面16.6m2，井口标高+1355.26m，落底于8-1号煤层，井底标高+851.34m，斜长+1593.60m，装备1000mm宽的钢绳芯带式输送机。副立井：净直径Φ8.0m，净断面50.27m2，井口标高+1345.28m，落底于8-1号煤层，井底标高+851.34m，垂深493.94m，装备一对可以直接进出3t小型无轨胶轮车非标宽罐笼。回风立井：净直径Φ8.0m，净断面50.27m2，井口标高+1345.28m，井底标高+851.34m，垂深493.94m，装备梯子间。2.3.2采区划分及接替1．采区划分该矿井根据矿井具体情况，以井田中的陷落柱、断层及可采边界线为采区边界将全井田共划分了六大采区，采区开采顺序确定遵循由近至远原则，逐渐向井田边界推进。根据井田开拓布置，以及取得最快收益，确定二采区为首采区，布置一个综采工作面和两个综掘工作面。2．采区接替表2-1矿井各井筒特征表井筒名称项目主斜井副立井中央回风立井井口坐标(m)纬距(X)4432942.34433320.04433320.0经距(Y)19655173.819657350.019656844.0井口标高（m）+1355.26+1345.28+1345.28井底标高（m）+851.34+851.34+851.34方位角(度)25000倾角(度)169090井筒斜长/垂深(m)1593.60493.94493.94井筒净宽/直径(m)5.08.08.0井筒净高(m)503.92493.94493.94井筒支护支护形式表土钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土基岩锚网喷混凝土砌碹混凝土砌碹支护厚度表土400mm1000mm1000mm基岩100mm500mm500mm断面积(m2)净16.5650.2450.24掘进表土27.9778.5078.50基岩19.6863.5963.59掘进尺寸(m)表土（宽×高）6.8×5.15Φ10Φ10基岩（宽×高）5.24×3.97Φ9Φ9井筒装备左侧装备带宽1.0m的强力带式输送机，右侧行人台阶、扶手。一对非标罐笼金属梯子间备注矿井刚投产时为了尽早取得收益，先开采井筒附近便于运输的采区，故将二采区定为首采区。矿井采区可分为东、西采区两大块，西采区包括一、二采区，东采区包括三、四、五、六采区。开采接替顺序依次为：二采区、一采区；三采区、五采区、六采区、四采区。2.3.3主要巷道该矿井根据井田内煤层赋存条件采用一次采全厚工艺，三条大巷均沿煤层布置，巷道中心距35m，大巷外留有30m安全煤柱，胶带运输大巷沿煤层底板布置，回风大巷沿煤层顶板布置，辅运大巷布置在煤层中。运输顺槽直接从胶带运输大巷沿煤层底板中掘进，回风顺槽从辅运大巷直接在煤层中掘进。掘进过程中工作面运输顺槽和回风顺槽采用双巷布置、双巷掘进，工作面之间留有20m煤柱。2.4井下主要硐室矿井井下主要硐室有主排水泵房、主变电所、调度室、调车硐室、存车硐室、爆炸材料库、消防器材库、采区变电所、井底避难硐室等。中央变电所和水泵房中间利用防火门隔开，两硐室各有一条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在泵房掘一个长方形吸水井，混凝土浇筑。该矿井在水泵房附近布置水仓，布置在煤层底板岩层中。为了减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。2.5安全出口矿井主要安全出口为主、副井，另外井下设置了紧急避难硐室。

3采区巷道布置及开采方法设计3.1采区巷道布置根据煤层赋存及开采技术条件，胶带运输大巷、辅运大巷、回风大巷沿煤层倾向布置，间距35m。胶带运输大巷、辅运大巷及回风大巷均采用半圆拱断面，胶带运输大巷、辅运大巷、回风大巷净宽、净高、净断面积分别为：4.5m、4.2m、4.5m；3.75m、3.6m、2.94m；14.7m2、14.6m2、13.8m2，三条大巷均采用锚喷支护或锚喷网支护。胶带运输大巷铺设胶带输送机担负运煤任务及进风，辅运大巷铺设轨道担负辅助运输任务及进风，回风大巷担负全矿井回风任务。3.2采煤方法的合理性分析3.2.1采煤方法的选择矿井设计生产能力为0.6Mt/a，为中型矿井。8-1号煤层煤层厚度0.00～4.93m，平均厚度2.30m，根据该矿井煤层赋存条件、井田开拓布置及井型、开采技术水平、管理水平、安全性、回采率等方面综合考虑，首采区采用单一走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。3.2.2采煤工艺的选择1．采煤工艺该矿井煤层倾角较缓，为近水平煤层。煤层平均厚度为2.3m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件，采用单一走向长壁一次采全厚综采回采工艺方式。采煤工作面主要设备有：MG132/320-WD型号采煤机，SGZ630/220型号刮板输送机，SZB730/40型号转载机，DP-1040/1000型号可伸缩带式输送机，ZY3500/16/38液压支架，ZT1P28000/17/35端头液压支架。回采工序为：割煤—移架—推移输送机。1）采煤机落煤工作面采煤机采用MG132/320-WD型号双滚筒采煤机。若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。运行时的前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机割煤方式为往返一次割两刀，进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，进刀过程为：当采煤机割至工作面端头时，其后方一定距离以外的输送机槽已移近煤壁，前后滚筒间尚留有一段底煤；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割三角煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤；再次调换滚筒上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后上行正常割煤。2）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线。移架时，支柱卸载，顶梁脱离顶板或不完全脱离顶板，移架千斤顶收缩，支架前移，而后支柱重新加载，支护新位置处的顶板。3）推移输送机移架后，推移刮板输送机时，移架千斤顶重新伸出，将刮板输送机推向煤壁。具体工艺流程为：双滚筒采煤机斜切进刀→割煤→伸伸缩梁→移架→推前部刮板输送机→拉后部刮板输送机。综采工作面采场支护采用及时支方式，随采煤机割煤，滞后3~9m，支架依次立即前移支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。综采工作面端头支护采用专用自移式端头液压支架。2．首采工作面参数1）采煤工作面长度为170m。2）采煤工作面连续推进长度为800m。3）采煤机截深根据工作面围岩条件、采高、支架形式、采煤机和输送机能力等因素确定为0.6m。3．采煤工作面年推进度采煤工作面采煤机截深为0.6m，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返进两刀，截深设计采用“一采一放”的作业方式，采煤、放煤平行作业。即采煤机割一刀进0.8m，放顶煤液压支架放一次顶煤，工作面每个循环进一刀，放一次顶煤，循环进度为0.8m，一、二采区日循环次数均为12次，则日循环进度为0.8×12=9.6m。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率采煤工作面年推进度=9.6×330×0.9=2851m4．采煤工作面生产能力采煤工作面生产能力按下列公式计算：(3-1)式中：Q——工作面年产量，t/a；L——工作面长度，160m；Vo——工作面年推进度，每天割6刀，Vo=6×0.6×330=1188m；M——工作面采高，2.3m；r——煤的容重，1.45t/m；C——采煤工作面采出率，取0.95。则矿井年生产能力：Q采=170×1188×2.3×1.45×0.95=61.0万t/a一个工作面生产能力为61.0万t/a，满足设计生产能力，符合要求。3.3采掘工作面设备该矿一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘比为1：2。为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，该矿配备两个掘进工作面在煤层顺槽巷道掘进。掘进工作面主要设备见表3-1。采煤工作面主要设备为：采煤工作面主要设备有：MG132/320-WD型号采煤机，SGZ630/220型号刮板输送机，SZB730/40型号转载机，DP-1040/1000型号可伸表3-1综掘工作面机械设备配备表序号设备名称型号容量（KW）单位使用备用总数1掘进机EBJ-120TP120台222转载机QZP-1607部223带式输送机SJ-800A100部224小水泵KWQB20-75/55.5台2245局扇FD-No6/3030台2246锚杆机MQT-120/2.7台2247喷浆机2PG-Ⅱ5.5台228搅拌机安Ⅳ5.5台229激光定向仪JK-3台2210探水钻HQ-150A7.5台22411湿式除尘器SCF-618.5台44缩带式输送机，ZY3500/16/38液压支架，ZT1P28000/17/35端头液压支架。

4矿井通风4.1通风系统4.1.1矿井通风方式及通风方法根据矿开拓部署，矿井采用中央并列式通风方式；主要通风机的工作方式采用抽出式通风。主、副井为进风井，回风立井回风，服务于整个矿井，服务时间与矿井服务时间一致。4.1.2通风路线矿井通风方式为中央并列式通风，由主、副井进风，通过胶带运输大巷、辅运大巷进入运输顺槽后，冲洗工作面后经由回风顺槽回到回风大巷再由回风立井排至井外。4.2矿井风量、风压及等积孔4.2.1矿井风量计算根据生产采区实际需要，安全可靠和经济合理的保质保量供风，是做好矿井通风的核心工作。根据我国有关规程规定，采用下列计算方法计算矿井总进风量：1．按井下同时工作的最多人数计算(4-1)式中——矿井总供风量；——井下同时工作的最多人数，195人；——矿井通风系数，该矿井采用中央并列式通风时，可取1.20~1.25，取1.20；4——每人每分钟供风标准，m3/min。则＝4×195×1.20＝936m3/min=15.6m3/s。2．按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算根据《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）“矿井需要风量计算方法按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。”其计算公式如下：(4-2)式中：——矿井需要风量,m3/min；——采煤工作面实际需要风量，m3/min；——掘进工作面实际需要风量，m3/min；——硐室实际需要风量，m3/min；——备用工作面实际需要风量，m3/min；——其他用风巷道实际需要风量，m3/min；——矿井通风需风系数(抽出式取1.15-1.20，压入式取1.25-1.30)，因为该矿井为低瓦斯矿井，采用抽出式通风方式，故取=1.20）1）采煤工作面实际需要风量计算每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件（风速、气温等）、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值，并用风速验算。（1）按气象条件计算(4-3)式中：——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度小于20℃，取为=1.0m/s；——采煤工作面的平均有效断面积，该矿井综采工作面使用支撑式支架，，m2；M——煤层开采厚度，2.3m；Kch——采煤工作面采高调整系数，工作面采高2.3m，取=1.2；——采煤工作面长度调整系数，工作面长度为170m，取=1.4；70%——有效通风断面系数；60——单位换算产生的系数。带入各参数计算：=60×70%×7.5×1.2×1.4=529.2m3/s=8.82m3/s，取=8.9m3/s。（2）按瓦斯涌出量计算回采工作面风量按下式计算：(4-4)式中：——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据该矿井实际资料，采煤工作面瓦斯绝对涌出量为4.69m3/min；——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.2~1.6，此处取=1.60；100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。采煤工作面：=100×4.69×1.60=750.4m3/min=12.5m3/s，取13m3/s。（3）按工作人员数量计算(4-5)式中：——工作面供风量，m3/min；4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；——采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班时80人考虑。≥4×80=320m3/min=5.3m3取上述计算最大值，则：采煤工作面=13m3/s。（4）按风速验算根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。公式如下：验算最小风量=60×0.25×7.5=112.5m3/min=1.875m3/s验算最大风量=60×4.0×7.5=1800m3/min=30m3/s式中：——采煤工作面平均有效断面积，7.5m2；0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s；4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定采煤工作面需风量为13m3/s，；备用工作面按采煤工作面实际需风量50%取，=7m3/s；备用工作面需风量平均分配到采煤工作面、掘进工作面。2）掘进工作面实际需要风量计算（1）按瓦斯（或CO2）涌出量计算（4-6）式中：——掘进工作面需风量，m3/min；——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.26m3/min；——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀备用风量系数，即掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常机掘工作面取1.5~2.0，此处取2.0。=100×0.26×2.0=52m3/min=0.87m3/s（3）按局部通风机吸风量计算（4-7）式中：——掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；每个掘进工作面配备一台FD-N06/30型号30KW局部通风机，其额定风量取400m3/min。I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3，此处取1.3；=400×1×1.3=520m3/min=8.7m3/s。（4）按工作面人员数量计算（4-8）式中：——掘进工作面同时工作的最多人数，取20人；=4×20=80m3/min。（5）按风速进行验算按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：（4-9）式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2。取7.5m2；条件：即：0.25×7.5≤≤4.0×7.5满足=1.875～30m3/s要求。经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。取最大计算值并经风速校验，确定综掘工作面需风量为7.8m3/s，取Q掘=8m3/s。井下共布置两个顺槽掘进工作面，各配风8m3/s。则：＝2×8=16m3/s。3）硐室实际需要风量计算矿井井下在副立井井底布置一个爆炸材料库、消防器材库；在采区布置两个采区变电所、一个井底避难硐室。硐室各按5m3/s考虑。则=5+5+5+5+5=25m3/s；4）其他地点需要风量的计算其它风量取采煤工作面和掘进工作面需风总量的10%，即（16+13）×10%=2.9m3/s，取3m3/s。5）矿井总进风量（4-10）=（13+16+7+26+2.9）×1.20=77.28m3/s，取=78m3/s。根据1、2计算结果，矿井总进风量为78m3/s，其中主斜井进风量30m3/s，副立井进风量为48m3/s，回风立井回风量78m3/s。4.2.3风量分配将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如表4-1。4.2.2矿井通风总阻力计算1．摩擦阻力计算依据矿井开拓部署及采区巷道布置，按各风井井筒服务范围与服务年限内通风最短与最长线路，对矿井通风容易和困难时期的负压分别进行计算。井巷摩擦阻力采用下式计算：（4-11）式中：H——矿井通风总阻力，mmH2O；α——井巷摩擦阻力系数，kg·s2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面面积，m2；Q——通过井巷的风量，m3/s；h局——局部阻力，h局=10%·h，mmH2O。经计算机通风网络解算，矿井通风容易时期和困难时期最大负压分别为656.06Pa和2543.89Pa。2．矿井总阻力矿井通风总阻力由摩擦阻力、局部阻力和自然风压组成。表4-1用风地点用风量分配顺序用风地点数量(个)单位配风量(m3/s)总配风量(m3/s)1回采工作面116162掘进工作面210203采区变电所25104爆炸材料库1555消防器材库1556井底避难硐室155小计8617其它33备用工作面177巷道78合计78矿井通风容易时期通风总阻力为656.06pa；矿井通风困难时期通风总阻力为2543.89Pa。矿井通风容易时期和通风困难时期负压计算详见表4-2、表4-3。4.2.3矿井等积孔计算矿井等积孔采用下式计算：（4-12）式中：A——等积孔，m2；Q——风量，m3/s；H——风压，Pa。经计算，矿井通风容易时期和困难时期等积孔分别为3.1m2和2.16m2，矿井通风容易时期、困难时期均属通风小阻力矿井。表4-2通风容易时的负压表起点井巷名称支护形式α×104(N•s2/m4)L(m)U(m)S(m2)R×104(ku)Q(m3/s)h摩(Pa)V(m/s)1副井砌碹350493.9415.719.62359.374882.802.452井底车场锚喷140624.6114.514.6407.424893.873.293辅助运输石门锚喷140115.0614.514.675.054817.293.294辅助大巷锚喷140470.8514.514.6307.134870.763.295运输顺槽锚喷150716.2812.39.41591.091638.231.656回风顺槽锚喷140821.4611.98.82008.231648.251.767回采工作面液压支架22017018.919.1101.45162.440.818回风大巷锚喷140321.3913.913.8237.9878144.795.659回风石门锚喷140113.3314.913.2102.797862.545.9110回风井锚喷140493.9418.928.258.287835.462.7711小计596.4112局部阻力59.6413总计656.064.3井下通风设施及构筑物1．主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道闭锁的双向风门，以免风流短路。2．沿同一煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。3．在独立通风硐室的回风道中和进风、回风巷道的尽头联络巷中设置调节风门，以控制通风风量。4．在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。4.4矿井主通风机的选择4.4.1矿井通风设备的要求1．矿井必须装设两套具有同等能力的主通风设备，一套备用。2．为简化供电系统，防止中间变压，当电动机功率较大可以选用高压电动机时，应该优先选用高压电动机。3．在主要通风机的服务年限内，在矿井最大阻力和最小阻力时期的工况点应该表4-3通风困难时的负压表起点井巷名称支护形式α×104(N•s2/m4)L(m)U(m)S(m2)R×104(ku)Q(m3/s)h摩(Pa)V(m/s)1副井砌碹350493.9415.719.62359.374882.802.452井底车场锚喷14062