七星煤矿初步设计-毕业设计

目录摘要 IABSTRACT IIContents 11矿区及安全概况井田地质特征 11.1矿区概况 11.1.1交通位置 11.1.2地形地势 21.1.3河流 21.1.4气象 21.1.5煤田开发史 21.1.6矿区经济概况 31.1.7水源及电源 31.1.8当地环保现状及存在问题 31.2井田地质特征 41.2.1地质构造 41.2.2煤层及煤质 51.2.3地质勘探程度 51.3矿井安全概况 61.3.1水文地质特征 61.3.2瓦斯赋存状况 71.3.3煤尘爆炸危险性，预防煤尘爆炸措施 71.3.4煤的自然 81.3.5井下高温的处理措施 81.3.6矿井透水事故分析及井下水灾处理 82矿井储量与生产能力 102.1井田境界及储量 102.1.1井田境界 102.1.2储量 102.2矿井生产能力及服务年限 102.2.1矿井工作制度 102.2.2矿井设计生产能力及服务年限 113井田开拓 123.1井田开拓 123.1.1井田开拓方式 123.1.2井筒 123.2水平划分及阶段垂高 133.2.1水平划分 133.2.2巷道布置及选择 133.3矿井开采接续 253.3.1采区划分 253.3.2开采接续 254采区通风设计 254.1采区通风 264.1.1采区概况 264.1.2采区通风设计原则及要求 274.1.3采区参数 304.1.4巷道及断面布置形式 304.1.5开采顺序 314.1.6通风布置 314.2局部通风 314.2.1局部通风设计原则 314.2.2局部通风方法 314.2.3风筒选择 324.2.4局部通风机选择 354.2.5局部通风的安全措施 395矿井通风设计 415.1瓦斯煤尘自然发火情况 415.1.1井田的煤和瓦斯等情况 415.1.2对各水平瓦斯等级变化的预计 415.2拟定矿井通风系统 415.2.1确定矿井主要通风机的工作方法 415.2.2通风系统的选择 425.3计算和分配矿井总风量 485.3.1确定矿井通风阻力容易和困难两个时期的矿井总风量 485.3.2矿井风量分配与调节 575.3.3风速验算 595.4计算井巷通风总阻力 655.4.1绘制通风容易时期和困难时期的网络图 655.4.2编制两个时期井巷通风阻力计算表 675.4.3矿井自然风压的测算 705.4.4计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔 715.5选择矿井通风设备 735.5.1选择矿井通风设备的要求 735.5.2主要通风机的选择 735.6概算矿井通风电费 806通风构筑物的设置与主要通风机附属装置 836.1通风构筑物的设置与要求 836.1.1风门 836.1.2风窗 836.1.3.设置要求 846.2主要通风机附属设备 847灾害预防措施 867.1瓦斯防治 867.2粉尘防治 877.3火灾预防 887.3.1井下火灾预防 887.3.2煤层自燃预防措施 897.4井下水灾防治 90结论 91致谢 92参考文献 93

ContentsABSTRACT IABSTRACT II1Miningareaandsecuritysituationfieldgeologicalcharacteristics 11.1Miningareasituation 11.1.1Trafficposition 11.1.2Terraintopography 21.1.3Rivers 21.1.4meteorology 21.1.5Coalfielddevelopmenthistory 21.1.6Theminingareaeconomic 31.1.7Waterandpower 31.1.8Localenvironmentalcurrentsituationandexistingproblems 41.2Geologicalcharacteristicsoftheminingfield 41.2.1Geologicalstructure 51.2.2Coalseamandcoalquality 51.2.3Geologicalexplorationdegree 61.3Minesafetysituation 61.3.1Hydrogeologicalcharacteristics 71.3.2Gasoccurrencecondition 71.3.3Coaldustexplosionhazardandmeasures 81.3.4Spontaneouscombustionofcoal 81.3.5Minehightemperatureprocessingmeasures 81.3.6minefloodingaccidentanalysis ,82Minereservesandproductioncapacity 102.1Borderandreserves 102.1.1Fieldboundary 102.1.2Minereserves 102.2Mineproductionabilityandservicefixednumberofyear 102.2.1Mineworksystem 102.2.2Designproductionabilityandservicefixednumberofyear 113Minedevelopment 123.1Minedevelopment 123.1.1Modeofdevelopment 123.1.2shaft 123.2Levelclassificationandstageverticalheight 133.2.1Levelclassification 133.2.2Roadwaylayoutandchoice 133.3Orderofminingarea 253.3.1Workingareadivision 253.3.2Workingareaorder 254Mineventilationdesign 254.1Mineventilation 264.1.1Miningsituation 264.1.2Initialminingventilationdesignprinciplesandrequirements 274.1.3Miningparameters 304.1.4roadwayanditslayout 304.1.5Miningorder 314.1.6Ventilationequipmentlayout 314.2Localventilationdesign 314.2.1Localventilationsystemdesignprinciples 314.2.2Localventilationmethod 314.2.3Thewindtubechoice 324.2.4Local-ventilatorchoice 354.2.5Safetymeasuresoflocalventilation 395Mineventilationdesign 415.1Gasandcoalspontaneouscombustioncondition 415.1.1Minefieldofgascoaldustspontaneouscombustiongasoutburst 415.1.2Predictionofthegaslevelchanges 415.2formulatetheventilationsystem 415.2.1determinetheworkingmethodoftheminemainventilator 415.2.2Theselectionofmineventilationsystem 425.3Calculationandtotalvolumeairdistributionofmine 485.3.1Mineventilationresistanceeasyanddifficulttwoperiodminetotalwindquantity 485.3.2Airvolumedistributionandregulation 575.3.3Checkingthewindspeed 595.4Calculatingtotalresistancelinxinventilation 655.4.1Ventilationsystemnetworkchartdrawing 655.4.2Determineventilationeasyperiodanddifficultymaximalresistanceroute 675.4.3Calculationofnaturalwindpressure 705.4.4Calculationoftwoperiodsoftheminetotalwindresistanceandtotalequivalentorifice 715.5Choosemineventilationequipment 725.5.1RequirementofSelectmineventilationequipment 725.5.2Mainfanchoice 735.6Mineventilationcostestimates 806Ventilationstructureswithmainfanattacheddeviceset 806.1Ventilationstructuressettingsandrequirements 806.1.1airdoor 806.1.2windshield 806.1.3.Ventilationstructureconstructionrequirement 846.2Mainfanattacheddevicewithrequirementsset 847Disasterprevention 867.1Gaspreventionandcontrol 867.2Dustpreventionandcontrol 877.3Fireprevention 887.3.1Fireprevention 887.3.2Coalspontaneouscombustionpreventionmeasures 897.4Floodprevention 90Conclusions 91Acknowledgements 92References 931矿区及安全概况井田地质特征1.1矿区概况1.1.1交通位置七星煤矿位于双鸭山市东南50km，行政区划分隶属于双鸭山市宝山区，地理座标为东经131°33ˊ35″～131°37ˊ20″，北纬46°28ˊ58″～46°32ˊ29″。双鸭山矿区铁路专用线贯穿井区，东段接新安煤矿、双阳煤矿；西段至双鸭山车站，佳双线可走遍全国各地；公路四通八达，交通便利。（见交通位置图1-1）图1-11.1.2地形地势七星煤矿地貌为一平缓丘陵。炮台山最高点达+213m，最低河谷区标高+100m，一般标高在+140m左右，大部分为农场耕地。1.1.3河流井区南部有扁食河向东流过，至杨家围子附近汇入七星河，自西南流向东北，汇水面积1315km2，平均流量10.1m3/s。最大流量（洪水期）665.0m3/s。最小流量0.007m3/s，几乎干枯。每年7～9月份为洪水期，历年来最高洪水位线标高在100.26m，12月至来年4月为结冻期。1.1.4气象本地区属寒温带季风气候区，四季明显，冬季严寒而长，夏季温暖而短，秋季湿润而多雨，雨量多集中在7、8、9三个月，据双鸭山气象台资料最冷月份为一月，月平均温度零下17.5℃—23.9℃，最低温度零下28℃，最热七月份，月平均温度23℃—26℃，最高33.1℃,年平均气温为3℃。年降水量314.1—692.3mm，平均降水量在550mm，年蒸发量1015—1173mm，相对湿度42—86%。季节性冻土产生最早时间是在10月中、下旬，冻土层全部融化时间一般在5月下旬，冻土层最大厚度2m，一般在1.6—1.8m。冬季多西北风，一月平均风速3.6—6.3m/s，夏季多东南及东北风，七月平均风速2.3—3.5m/s。1.1.5煤田开发史1970年5月矿务局建设公司建井，1973年10月投产，设计能力0.57Mt，服务年限64a。1975年该矿对片盘斜井群开拓进行技术改造，将重叠布置的三对斜井合并为一对集中皮带井，1976年原煤产量达到了1.14Mt，较设计能力翻了一番。1979年又进行了矿井改扩建，实现了矿井提升、运输系统集中化使矿井设计能力提高到1.20Mt，实际完成1.94Mt。1980年煤炭部重新核定生产能力为1.80Mt。1981年末完成第二期老挖工程，1986年实际产量达到2.47Mt，较原设计能力翻了两番。2021年七星煤矿浅部一水平煤层已开采完毕，进入深部二水平开采，由于生产战线长，再加上西三区、西四区、东三区地质构造复杂，难以形成大的工作面，故生产原煤1.337Mt。1.1.6矿区经济概况矿区主要以煤矿作为支柱产业，占矿区收入的绝大部分；矿区内的耕地主要种植大豆、玉米等经济作物。1.1.7水源及电源七星矿地面生活用水均来自于双鸭山水库。生产用水来自于七星矿水源地，供水量可以满足生产及生活需求。七星矿供电实现子双回路供电、电力直接取自于国家电网（双鸭山电业局七星变电所)供电可靠。1.1.8当地环保现状及存在问题1.环保现状(1)污水处理矿井井下水量不大，经井下水仓沉淀后，由排水系统排出地面经进一步沉淀后，排入自然水体。居住区生活污水为362m3/d，主要来自家庭卫生设施，以及有机污染物为主，经户外管网排至50m3钢筋化粪池处理后达到国家标准，排到主排水管路，经生物降解的粪便供当地农民作为农田施肥。(2)烟尘控制与净化为有效地控制烟尘的排放，除尽量燃用低硫、低磷、低灰煤外，设计中还采用高效干式除尘器。工业场地除原有锅炉及除尘系统外，新配备水软化设备SWF-20两套，增加炉灰贮藏仓3座。2.存在的问题(1)矸石山中不含有害成分，矸石均自然堆放。建议今后做为建筑材料加以利用，如烧制空心砖、做为公路路基材料、采空区回填等。(2)矿井水多数被排放，只有少部分被回收利用。1.2井田地质特征1.2.1地质构造1煤田和井田地质构造。七星井田属于双鸭山煤田的东部，双鸭山煤田地层层序由老至新为太古界麻山群、中生界白垩系鸡西群、桦山群、新生界第三系、第四系。（见区域地层表1-2）表1-2区域地层表界系群组代号厚度m新生界第四系//Q30.0第三系//N219.0中生界白垩系桦山群东山组kdh30.0鸡西群穆棱组K3m600.0城子河组K3ch800.0太古界/麻山群柳毛组ptlm/1.2.2煤层及煤质本区参与储量计算的有2个煤层：16号、21号煤层。可采煤层总厚度5.3米。煤层露头上部位于+80m左右标高，下部位于-600m标高。煤的颜色为黑色，呈沥青～弱玻璃光泽，硬度中等，较脆，呈韧性。宏观煤岩类型以半亮煤为主，其次为光亮型与半暗型。镜下观察，各煤层凝胶化组分占90％以上，中、下含煤段煤层占85％左右，丝质及角质组分含量增高。1）煤质牌号：该区以气煤为主有少量弱粘结煤2）粘结指数：一般为3～6。3）灰分：全区灰分变化较大，中～高灰居多，低灰次之。从纵向上看，各煤层灰分变化较大，16号煤以低～中灰为主，局部有少量高灰；21号煤层灰分最高。4）挥发分：本区挥发分在32～48%，绝大多数超过35%，一般为40%，向深部挥发分略有变化。5）硫磷含量：硫含量极低，一般为0.21～0.55％仅21号煤层为0.85％。磷含量变化大。11、16号煤层属低磷，6号煤层属中磷，21号煤层为高磷煤，除21号煤层外，其它各层自下而上磷含量有增高的趋势。6）发热量：该区经化验煤层的发热量为20.90MJ/Kg～35.50MJ/Kg。7）煤的可选性属中等～难选。综上所述，本区煤层为低硫、低磷，中～高灰，较高发热量，中等～难选煤，可作为动力用煤及少量配焦用煤。1.2.3地质勘探程度由于七星煤矿已投产三十多年，是一个生产矿井，水文地质条件基本清楚，故本次生产补充勘探，未进行专门的水文地质勘探，只对钻孔的岩性结构、第四系底界面进行了划分，钻孔在施工中遇到的涌、漏水现象都进行了观测和记录。1.3矿井安全概况1.3.1水文地质特征本区属七星河冲积平原，沿七星河东南部长条状分布，上覆第四系地层较厚，平均30m，山前地采以粘土为主，河谷平原区以砂层为主。本区地表标高一般在100m左右，地势南高北低，由南向北开阔而平坦。第四系砂层是煤系地层的直接充水因素，强裂隙含水采是煤层开采的直接充水含水层，区域北部和西部的花岗岩是煤田弱补给含水层。1）含水层本区分为孔隙含水层和基岩裂隙含水层。（1）孔隙含水层主要为第四系孔隙含水层，全区发育，厚度一般30—60m，由东往西逐渐增厚，依据成因类型分坡积潜水含水层，山前河流冲积含水层和七星河冲积含水层。（2）基岩裂隙含水层本区分为煤系裂隙含水层和煤系基底裂隙含水层。煤系裂隙含水层浅部裂隙发育，厚度为30—150m，埋藏深度50—250m。单位涌水量0.089—3.218h/s﹒m，参透系数0.0624—10.68m/d，矿化度为0.188—0.301g/h，水质类型为HCO3—CL—Na—Ca和HCO3—CL—Na—Mg型水。水力性质为承压水，是矿床直接充水含水层（采）。②煤系基底裂隙含水层主要分布于本区的北部及西部基底隆起部分。由花岗岩组成，表面风化强烈，岩石破碎但差异较大，裂隙不发育，不利于地下水补给，地表出露处为潜水，低处为承压水。出露面积小，补给条件不好，含水微弱[4]。2）隔水层分为第四系隔水层和第三系隔水层。（1）第四系隔水层全区发育，由西往东逐渐增厚，岩性为粘土和亚粘土，黑褐色，黄色和浅黄色，质较纯粘土塑性较强，干后坚硬，厚度30—50m，具有良好的隔水性。（2）第三系隔水层本区不是普遍发育，只在南部及西部零量见到，第三系为泥岩，半胶结，紫黄色，致密具有滑感，具有良好的隔水性，厚度3—10m。3）矿井涌水量通过查阅资料，知道井田涌水涌出量为462.68m3/h。1.3.2瓦斯赋存状况瓦斯主要是吸附状态存在，少量以游离状态存在，为瓦斯矿井。相对瓦斯涌出量为18.48m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量CH4为35m3/min。1.3.3煤尘爆炸危险性，预防煤尘爆炸措施矿井煤尘爆炸是煤矿里及其严重的一种灾害，它不仅能造成人员伤亡，而且会严重摧毁井下设施，中断生产。有时还会引起井下火灾，从而加重了灾害，使生产难以在短时间内恢复。预防煤尘爆炸措施可分为减尘、降尘、消除落尘和防止煤尘引燃等四个方面。1）减尘措施(1)煤层注水(2)采空区灌水预湿煤体2）降低浮尘和清除落尘(1)降低综采工作面的浮尘(2)消除落尘3）防止煤尘引燃和爆炸的措施(1)编制周密的预防和处理煤尘爆炸事故计划(2)实行分区通风(3)通风系统力求简单(4)装有主扇的出风井口，应安装防爆门，防止爆炸冲击波冲毁扇风机，影响救灾与恢复通风。(5)设立避灾峒室，配采自救器1.3.4煤的自然七星煤矿已开采三十几年经重庆煤炭科学研究所鉴定，本区煤的燃烧火焰长度大于400cm，岩粉加入量都在75%以上，据此，煤尘有爆炸危险。根据煤炭自燃倾向等级鉴定报告表，各主要煤层着火温度都大于300℃，△T0都大于20℃，煤层自燃倾向为一类，即煤层很容易自燃发火。1.3.5井下高温的处理措施为提高降温效果，矿井采取普通降温和人工制冷降温的综合降温措施。普通降温措施：①矿井通风降温②天然冷水降温③冰块降温④热源散热控制。人工制冷降温措施：①制冷机②空气冷却器③移动式空调机④矿井空气冷却系统⑤矿井隔热技术。1.3.6矿井透水事故分析及井下水灾处理1）井田充水因素有：（1）矿床主要充水来源在矿井开拓过程中，白垩系下统裂隙含水采煤系各层间含水层是矿床充水的直接水源，但在天窗部位，第四系下部含水层是矿床充水的主要补给来源。（2）矿床充水因素=1\*GB3①地形及地表水对矿床充水影响=2\*GB3②岩石性质对矿床充水影响（3）封闭质量欠佳的勘探钻孔对矿床充水影响这是一种人为因素造成矿井充水或使矿井涌水量发生变化，在勘探中，由于钻孔封闭质量欠佳而将各含水层水沟通，当开采到该钻孔附近时应加以注意。（4）地质构造对矿床充水影响井田内大小断层共17条，以正断层为主占88%，一般正断层的上盘裂隙较发育，有利于地下水的富集。钻孔在裂隙含水采部位都是百分之百漏水。2）处理方法：（1）地表水防治：修人工河床、渡槽或河流部分地段改道，修筑防洪泄水渠道（2）井下防水设施①留设防水煤（岩）柱②设置防水闸门及防水闸墙③设排水泵房、水仓、排水管道及排水沟等排水系统3）井下探放水4）疏干：地表疏干，地下疏干，联合疏干。5）突水预测=1\*GB3①易于突水的构造部位或地段的预测=2\*GB3②采掘前突水预测=3\*GB3③采掘过程中突水预测=4\*GB3④突水量预测6）地表水体下采煤安全措施=1\*GB3①地表水体下留设煤（岩）柱（含断层煤柱）=2\*GB3②选择控制采高的采煤方法，加强顶板管理=3\*GB3③保持足够的排水能力=4\*GB3④建立井上、下水文动态观测网、避灾路线、报警系统等=5\*GB3⑤必要时探水掘进7）注浆堵水8）酸性水防治

2矿井储量与生产能力2.1井田境界及储量2.1.1井田境界井田边界：东部以F1断层与双阳煤矿相接，西部以F2断层与东保卫煤矿为界，南以21层煤的—600m标高，北至各层煤露头。井田境界的走向长度为5km，井田境界的倾斜宽度为2.6km，井田境界的井田面积为13km²。2.1.2储量根据储量计算公式:Q=S·H·D/cosα可得出井田内的地质储量以及井田内的工业储量本设计井田面积为559594.3×25=13989857.5m2，井田内包含两层煤，第一层煤厚2.8m，第二层煤厚2.5m，煤层总厚5.3m，煤层倾角1井田工业储量Zg=井田面积==永久煤柱损失按工业储量的5％计算：P=Zg×可采储量Zk===80541287.44t2.2矿井生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度设计矿井年工作日330d，井下每天四班作业，三班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。2.2.2矿井设计生产能力及服务年限按大型矿井服务年限的下限要求，T取60a，储量备用系数K取1.4，求矿井生产能力A。A=ZkT×K根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按照煤炭工业矿井设计规范规定，将煤矿生产能力A确定为0.9Mt/a，再计算矿井服务年限：T=ZkA×K矿井设计生产能力0.9Mt/a，日产量2727t/d，本矿井设计为年产0.9Mt，为现代中型矿井，矿井设计服务年限63年，本矿井预计在正常情况下可以达到设计产量。

3井田开拓3.1井田开拓3.1.1井田开拓方式本井田的特点是：1）第三系及第四系地层较厚，第三系地层为219m，且富含水。为此，井筒需采用特殊方法进行施工。2）井田内共有2个可采及局部可采煤层。3）地势平坦，煤层埋藏深，井田面积大。根据上述特点，设计确定本矿井采用立井、多水平、集中大巷开拓方式，从整体布局考虑，该井口位置基本设定于井田中部。工业场地设主、副井两个井筒。矿井采用两翼对角式通风方式，两个风井位于井田边界的两翼。3.1.2井筒1）主井主井装备一对6t单绳箕斗，采用钢丝绳罐道，并装备玻璃钢梯子间。井筒净直径5m，担负提煤，并兼作矿井的安全出口。2）副井副井布置一对1t矿车单层双车单绳罐笼，井筒装备整体轧制冷弯方管罐道和罐道梁，罐道梁采用树脂锚杆牛腿托架固定。井筒内敷设排水管、压风管及消防洒水管路，另设玻璃钢梯子间。井筒净直径5.5m，担负提矸、上下人员、设备材料及进风，并装备玻璃钢梯子间，作为矿井的安全出口。3）回风井设计采用两翼对角式通风，井筒净直径4m。西风井负责西面采区，东风井负责东面采区。3.2水平划分及阶段垂高3.2.1水平划分1）运输水平标高的确定本井田呈单斜构造，各煤层倾角为12°左右。井田开采下部边界为-600m水平，从开采上限至井田下部边界垂高680m，因此矿井至少以二个水平开采。2）开采顺序开采顺序为采区前进式，采区内工作面采用后退式。3.2.2巷道布置及选择1、巷道布置本矿井主采煤层为16号和21号，两煤层层间距为20m左右，三条上山布置在两煤层之下。一水平布置在-100m。回风大巷布置在水平标高+85m。2、井壁结构对于基岩段井壁结构，其临时支护采用锚喷，永久支护采用砌碹。3）巷道断面选择（1）主井断面：主井断面选择见图3-1。（2）副井断面：副井断面选择见图3-2。（3）回风井断面：回风井断面选择见图3-3。（4）运输大巷断面：运输大巷断面选择见图3-4。（5）回风大巷回风平巷断面：回风大巷断面选择见图3-5。（6）运输上山断面：运输上山断面选择见图3-6。（7）轨道上山断面：轨道上山断面选择见图3-7。（8）回风上山断面：回风上山断面选择见图3-8。（9）运输顺槽断面：运输顺槽断面选择见图3-9。（10）回风顺槽断面：回风顺槽断面面选择见图3-10。（11）主要石门断面：主要石门断面选择见图3-11。图3-1主井断面图3-2副井断面图3-3回风井断面图3-4运输大巷断面图3-5回风大巷断面图3-6运输上山断面图3-7轨道上山断面图3-8回风上山断面图3-9运输顺槽断面图3-10回风顺槽断面图3-11主要石门断面3.3矿井开采接续3.3.1采区划分本井田开采煤层有16、21号2个煤层，设计根据一水平沿走向分布的断层及褶曲构造情况，将一水平-100m以上部分沿走向分为4个块段，其分别为一采区、二采区、三采区、四采区。二水平-300m分别为五采区、六采区、七采区、八采区。以上所述采区划分情况均针对中层群煤层而言，既上层群16号煤层和下层群21号煤层，根据上述采区划分情况，一共划分11个采区。3.3.2开采接续井田内沿走向开采顺序是前进式，沿倾斜方向正常顺序为先上层组，后下层组。见开采接续表3.33.3开采接续表

4采区通风设计4.1采区通风4.1.1采区概况1）采区位置：双鸭山矿业集团七星煤矿三采区。2）采区范围：本采区煤层上边界为+80m水平等高线，下边界为-100m水平等高线，左边界为二采区采区边界线，右边界为二采区采区边界线。3）本采区共有二个煤层，分别为16#、21#。煤层间距、倾角、厚度、顶底板等特征见南一采区煤层特征表4.1。表4.1南一下采区煤层特征序号煤层名称煤层厚度（m）煤层间距（m）倾角（º）顶板岩性底板岩性1162.82012粉砂岩细砂岩2212.512粉细矿岩粉砂岩4）瓦斯情况：根据地质报告提供的采样资料，采煤工作面绝对瓦斯涌出量35m³/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量2.4m³/min，矿井瓦斯涌出量18m³/min，暂定本矿井初期为瓦斯矿井。5）自燃发火：10-12月。6）开拓方式：该采区采用上山开拓，开拓水平在-100m，回风水平在+85m，布置采用三条上山，一条轨道上山负担采区进风，一条皮带运输机上山负担采区煤炭运输，一条回风上山负担采区回风。工作面设置情况:该采区布置1个采煤工作面，位于16#层回采工作面。此采煤工作面采用综合机械化采煤法，采用支撑式液压支架支护。工作面最大控顶距为4.8米，最小控顶距为2.4米。顶板管理方式为全部垮法管理顶板。7）本采区还布置了1个备用工作面和2个掘进工作面。4.1.2采区通风设计原则及要求采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分。它主要取决于采区巷道和采煤方法，同时要满足通风的特殊要求。如高瓦斯或地温很高，有时是决定采区通风系统的主要条件。1)采区通风系统时应满足的条件：（1）在采区通风系统中，保证风流流动的稳定性，尽可能避免对角风路，尽量减少采区漏风量，并有利于采区瓦斯的合理排放及采空区浮煤自燃，使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。（2）采工作面和掘进工作面都应采取独立通风。（3）倾角大于12°的回采工作面都应采取上行通风，如采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定：=1\*GB3①回采工作面的风速不得低于1m/s；=2\*GB3②机电设备设在风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1%，并应装瓦斯自动检测报警断电器；=3\*GB3③应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流的安全措施；=4\*GB3④在有煤和瓦斯突出的危险的、倾角大于12°的煤层中，严禁采用下行通风；=5\*GB3⑤开采有煤尘爆炸危险的矿井，在井下的两翼、相邻的采区和相；=6\*GB3⑥邻的煤层，都必须用水棚隔开，在所有运输巷道和回风巷道中，必须散布岩粉或冲洗巷道；=7\*GB3⑦必须保证通风设施规格质量要求；=8\*GB3⑧要保证风量按需分配，尽量使用通风阻力小而且风流畅通；=9\*GB3⑨电硐室必须在进风流中；=10\*GB3⑩采空区必须及时封闭。2）采区上山通风系统选择结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区根据技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条运输上山。采区通风方式主要有三种：输送机上山进风，轨道上山回风；轨道上山进风，输送机上山回风；轨道上山、运输机上山进风、回风上山回风。通过对采区通风方式的比较见表4.2。通过表可知三种通风方式的优缺点，鉴于本采区实际情况，避免两条上山通风的缺点，同时从管理的角度考虑，所以本采区选用轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风的采区通风系统。3）回采工作面通风系统（1）回采工作面通风系统的基本要求：=1\*GB3①回采工作面与掘进工作面都应独立通风。=2\*GB3②风流稳定。回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上。=3\*GB3③当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。=4\*GB3④漏风小。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风。=5\*GB3⑤回采工作面的调风设施可靠。=6\*GB3⑥保证风流畅通。（2）回采工作面的通风系统选择按回采工作面的回风方向选择，通过对上行通风和下行通风优缺点的比较见表4.3所以，根据本采区的实际情况，包括矿井地质条件和瓦斯含量以及矿井生产能力，并且考虑到本采区煤层倾角略大于12°，所以决定采用上行通风。表4.2采区上山通风系统比较通风系统上山数目适用条件及优缺点输送机上山进风，轨道上山回风2条1）输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少.比较容易控制风流；2）由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增2条加，造成大量的煤尘飞扬；同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；3）输送机上山电器设备散热，使进风温度增高；4）轨道上山下部车场需安设进风门，不易管理。轨道上山进风，输送机上山回风2条1）轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便；2）上山绞车房便于得到新鲜风流；3）进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；4）当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大。轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风3条采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条上山，工程量较大。表4.3回采工作面上下行通风适用条件及优缺点通风系统适用条件及优缺点上行通风在煤层倾角大于12回采工作面，都应采用上行通风。优缺点如下：1.瓦斯自然流动和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度；2.风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘的浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；3.运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。下行通风在没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角小于12º的煤层中，可考虑采用下行通风；工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，减低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。4.1.3采区参数1）采区走向长度：1415m；2）区段斜长：170m；3）区段数目：4；4）回采工作面参数：回采工作面长度170m，高度2.8m，每班进0.8m，两个工作面，本采区回采工艺为综合机械化采煤法。4.1.4巷道及断面布置形式本采区采用上山开采方式，三条上山：轨道上山、回风上山、运输上山，运输上山与轨道上山处于同一水平，回风上山相对较高。工作面的支护形式为支撑式液压支架。回采工作面采用岩空留巷的方式进行回采。4.1.5开采顺序本采区的开采顺序为先开采16号煤层，采16号煤层的同时掘21号煤层，开采每层煤都布置两个回采工作面。4.1.6通风布置新鲜风流由主要运输大巷进入轨道上山，后进入采煤工作面之后由回风上山进入主要回风大巷，再进入风井。4.2局部通风4.2.1局部通风设计原则局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可以归纳如下：1）矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；2）局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；3）尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；4）压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；5）当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。4.2.2局部通风方法压入式通风与抽出式通风比较：1）抽出式通风通风时污风必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，风机安置在新鲜风流中，通过局部通风机为新鲜风流故安全性高。2）抽出式通风有效吸程小，排出工作炮烟的的能力较差。压入式通风风筒出口射流的有效射程大，排出工作面炮烟和瓦斯的能力较大。3）抽出式只能使用钢性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式可以使用柔性风筒。故局部通风采用压入式通风方法。（如图4.1）图4.1局部通风示意图4.2.3风筒选择1）风筒选择方法（1）选用直径较大的风风筒，改进风筒材质，降低筒风阻；（2）改进风筒接头方法和减少接头数。接头好坏直接影响风筒漏风和风筒阻力；（3）减少接头数，选用长节风筒，可将5~10节风筒顺序粘接起来，使每节风筒长度增到50~100m；（4）减少针眼漏风，针眼应用胶布粘补；（5）防止风筒破口漏风，风筒靠近工作面的前端，应设置3~4m长的铁风筒，随工作面推进前移，以防放炮崩坏风筒。风筒吊挂上帮顶角处，吊挂平直，拉紧吊稳；（6）各段风筒由法兰用螺栓连接，采用叶轮与电机直联方式。该机结构紧凑，坚固耐用，使用安全，维修方便。2）掘进通风使用的风筒分硬质风筒和柔性风筒两类（1）硬质风筒一般由厚2~3mm的铁板卷制而成。铁风筒的优点是坚固耐用，使用时间长，各种通风方式均可使用。缺点是成本高，易腐蚀，笨重，拆、装、运不方便，在弯曲巷道中使用困难。铁风筒在煤矿中使用日渐减少。近年来生产了玻璃钢风筒，其优点是比铁风筒轻便（重量仅为钢材的1/4），抗酸、碱腐蚀性强，摩擦阻力系数小，但成本比铁风筒高。（2）柔性风筒主要有帆布风筒、胶布风筒和人造革风筒等。常见的胶布风筒规格如表4.4所示。柔性风筒的优点是轻便，拆装搬运容易，接头少。缺点是强度低，易损坏，使用时间短，且只能用于压入式通风。目前煤矿中采用压入式通风时均采用柔性风筒。表4.4风筒分类风筒直径/mm风筒节长/m风筒壁厚/mm垫圈厚/mm风筒质量/kg▪m-1300101.21.30.071400101.21.60.126500101.21.90.196600101.22.30.28380010/501.23.20.503100010/501.24.00.785随着综掘工作面的增多，混合式通风除尘技术得到了广泛应用，为了满足抽出式通风的要求，也为了充分利用柔性风筒的优点，带刚性骨架的可伸缩风筒得到了开发和应用，即在柔性风筒内每隔一定距离加一个钢丝圈或螺旋形钢丝圈。此种风筒能承受一定的负压，可用于抽出式通风，而且具有可伸缩的持点，比铁风筒使用方便。选用风筒要与局部通风机选型一并考虑，其原则是：=1\*GB3①风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求；=2\*GB3②在巷道断面允许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，立井凿井时，选用600~1000mm的铁风筒或玻璃钢风筒；通风长度在200m以内，宜选用直径为400mm的风筒；通风长度200~500m，宜选用直径500mm的风筒；通风长度500~1000m，宜选用直径800~1000mm的风筒。根据以上情况本采区采用风筒直径为1000mm的柔性风筒（通风距离775m）。4.2.4局部通风机选择煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。每个掘进工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际需风量等规定分别进行计算，然后取其最大值。1）按瓦斯涌出量计算Qhf式中：qhgkhg100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。QQ2）按二氧化碳涌出量计算Qhf=67×qhc×式中：qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m³/min，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算;——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;67——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1.5%的换算系数。QQ3）按工作面最多人数验算QafQQ式中：——采煤工作面同时工作的最多人数，人。4）按炸药使用量计算Qhi=25A式中：25——使用1㎏炸药的供风量，m3/min；——掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量，㎏。由公式得Qhi=25×Ahi=25×4=100m3/min5）根据掘进工作面所需风量和风筒的漏风情况，用下式计算风机的工作风量。柔性风筒的Pq值可以用下式计算pq=1/式中：n——接头数；ηj——每个接头的漏风率，插接ηj=0.01~0.02；螺旋反接ηj=0.002。ppQa=Qa=1.03×2706）按风速进行验算（1）验算最小风量无瓦斯涌出的岩巷Qaf≥60×0.15ShdQQaf≥85有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷的煤巷Qaf≥60×0.25ShdQaf≥151.2（2）验算最大风量QQQaf≤2280式中：Shd——掘进工作面巷道的净断面积，m²。根据上述公式最小风速Qaf≥151.2m3/min最大风速所以本采区掘进工作面需风量为278.1m³/min。确定局部通风机全压（以最长供风距离进行计算，选用最大值）Ht=RQaQR=6.5αhv=1/式中：Ht——局部通风机全压；Qa——局部通风机风量，278.1m³/min；Qh——风筒出口风量，270m3/min；R——风筒风阻；α——风筒摩擦阻力系数，N∙S2/m4；L——风筒长度，m；D——风筒直径，m；ρ——空气密度，kg/m3；s——风筒断面积，m2；n——风筒接头个数；ζj0——风筒接头局部阻力系数；ζbei——风筒拐弯局部阻力系数；ζin——风筒入口局部阻力系数，当入口处完全修圆时，取ζin＝0.1；不加修圆的直角入口时，取ζin＝0.5～0.6。Rp=6.5×0.0032×775/15＋(15×0.15＋4.9+0.1)×[1.29/(2×.0.782)]=36N∙S2/m8由公式（4-11）得出21.53Pa由于本采区采用沿空留巷，掘进巷道没有风筒分岔，根据局部通风机风量Qa和全压Ht选择通风机，经过计算求得Qa=278.1m3/min；由公式（4-9）得=36×4.64×4.5+21.53=773.21PaHt=773.21Pa，Qa=278.1m3/min7）按局部通风机实际吸风量计算：按照《煤矿安全规程》规定：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巷之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止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。计算公式为：有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd（4-12）=278.1×1＋60×0.15×9.5=363.6m3/min式中：Qaf——局部通风机实际吸风量，278.1m3/min；I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；0.15——无瓦斯涌出岩巷允许的最低风速；Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，最大断面为轨道上山，断面为9.5m2。表4.5FBD系列风机主要技术参数机号电机功率风量全压最高气压效率NO.4.5/112×5.5240～157311～3070≥80NO.5.0/152×7.5300～180340～3500≥80NO.5.6/222×11400～200350～4000≥80NO.6.0/302×15470～160440～5030≥80NO.6.0/372×18.5500～250450～5500≥80NO.6.0/442×22550～250450～6000≥80NO.6.3/602×30630～260360～6300≥80根据风量和风筒的通风阻力，在表4.5中可供选择的各种通风动力设备中先用合适的设备。满足要求，选用FBD系列NO.5.6/22。4.2.5局部通风的安全措施局部通风机担负着昼夜不停地向掘进工作面送风的重要任务，所以每台局部通风机必须由指定人员负责管理，并应严格执行下列管理制度。

1）必须保证局部通风机经常运转，无论掘进工作面正常生产或交接班，都不准随意停风，必须保证供给掘进工作面足够的风量。2）因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断工作面里一切设备的电源，所以局部通风机和