七台河矿业集团新建煤矿矿井通风设计

PAGEPAGE51摘要矿井通风系统是组成矿井生产的一个重要环节。开发与生产相适应的合理的通风设计，可以更好的保证生产所需的充足、稳定的风量；且在较好的经济效果基础上，具备较强的抗灾能力。达到技术上的先进、合理、可靠。新建煤矿矿井设计本着系统可靠、能力最佳、简单实际、安全第一、效益保证的指导思想，确定了一水平矿井设计、采区设计、以及通风系统设计。七台河矿业集团新建煤矿96#、98#层1.2Mt/a新井通风设计，设计井田的可采储量97.58Mt，设计服务年限为58a。本矿井设计采用以双立井为主的综合开拓方式，单水平开采，划分为七个采区。二层煤由于煤层间距较大，采用分层布置采区巷道，本设计只针对96#煤层进行，采煤方法为走向长壁后退式，采煤工艺为综合机械化采煤工艺与普通机械化采煤工艺相结合。矿井通风方式为中央分区是式，通风方法为抽出式，矿用主要通风机BD№20两台，矿井总进风量3941.4375m3/min，总回风量3941.4375m3/min，通风阻力737.8756Pa，等积孔关键词:矿井通风通风设计煤矿安全

AbstractMinethecompositionofthemineventilationsystemisanimportantpartoftheproduction.Developmentandproductionofsuitableventilationandreasonabledesignedtobetterensureadequateproductionandstableairflow;andresultsinabettereconomicbasis,withstrongresilience.Technicallyadvanced,reasonableandreliable.

Thedesignofnewcoalmineinthesystemreliable,thebestability,thesimplereality,safetyfirst,toensurethattheguidingideologyofefficiencytodeterminealeveloftheminedesign,miningareadesignandthedesignofventilationsystems.QitaiheCoalMiningGroupnew96#,98#layer1.2Mt/anewwelltheventilationdesign,thedesignofmine'srecoverablereserves97.58Mt,designservicelifespanof58a.Designofthemineshafttothemaintwo-waytodevelopacomprehensive,single-levelmining,miningareaisdividedintoseven.Distancebetweentwocoalseamsasaresultofalargerminingareastratifiedroadwaylayout,thedesignonlyforthe96#coalseam,theminingmethodforthetypebacktoalongwallminingtechnologyforthecomprehensivemechanizationofcoalminingtechnologyandgeneralmechanicalProcesstocombine.MineventilationfortheCentralDistrictisthetype,methodoftakingthetypeofventilationandminingmajorfanoftwoBD№20,thetotalintakevolumeofthemine3941.4375m3/min,thetotalvolumeofreturnair3941.4375m3/min,ventilationresistance737.8756Pa,suchasplotholeKeywordsMineVentilation，ventilatesthedesign，CoalMineSafety

目录摘要 IAbstract II第1章井田概况及地质特征 11.1井田概况 11.1.1位置 11.1.2地形及地势 21.1.3气象与地震 21.1.4水源及电源 21.2地质特征 31.2.1矿区内的地层情况 31.2.2地质构造 31.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 41.2.4岩石性质与厚度特征 51.2.5井田水文地质情况 51.2.6沼气、煤尘及煤的自燃性 61.3井田境界及储量 61.3.1井田境界 61.3.2井田储量 61.3.3矿井工作制度生产能力服务年限 8第2章井田开拓 102.1概述 102.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 102.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 102.1.3确定井田开拓方式的原则 102.2矿井开拓方案的选择 112.2.1井硐形式和井口位置 112.2.2开采水平数目和标高 142.2.3开拓巷道的布置 152.3选定开拓方案的系统描述 152.3.1井硐形式和数目 152.3.2井硐位置及坐标 152.3.3水平数目及标高 162.3.4开采水平大巷的布置方式 162.3.5煤层群的联系 172.3.6采区划分 172.4井底车场 182.4.1井底车场形式的确定及论证 182.5开采顺序 192.5.1沿井田走向的开采顺序 192.5.2沿煤层垂直方向的开采顺序 20第3章选择矿井通风系统 213.1矿井通风方式的确定 213.2矿井通风机方式的选择 23第4章采区生产系统 254.1采区概述 254.1.1设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 254.1.2采区地质及煤层情况 254.1.3采区储量及服务年限、生产能力 254.2采区巷道布置 274.2.1区段划分 274.2.2采区上山及采区石门布置 27第5章矿井通风 285.1采区通风 285.1.1采区通风系统 285.1.2长壁工作面的通风方式 295.1.3工作面通风方向 305.1.4工作面的进风巷选择 315.2掘进通风 315.2.1掘进通风方法 315.2.2掘进通风技术管理和安全措施 325.3困难时期风量计算 335.3.1困难时期采煤工作面实际需要风量 345.3.2困难时期掘进工作面实际需要风量 375.3.3困难时期硐室实际需风量 405.3.4困难时期其他井巷实际需要风量 415.3.5困难时期全矿总需风量的计算 425.4容易时期风量计算 425.4.1容易时期采煤工作面需要风量 425.4.2容易时期硐室实际需风量 435.4.3容易时期其他井巷需要风量 445.4.4容易时期全矿总需风量的计算 445.5风量分配 455.5.1风量分配原则 455.5.2困难时期风量分配 455.5.3风速验算 465.6风阻计算 465.6.1通风容易时期和困难时期最大阻力路线的确定 475.6.2计算全矿通风阻力 525.6.3全矿总风阻和等积孔 52第6章通风设备选择 546.1基本要求 546.1.1对矿井通风设备要求 546.1.2反风风硐的基本要求 546.2基本数据的确定 556.2.1自然风压的确定 556.2.2风机工作风压 556.2.3主要通风机通过的风量 556.2.3主要通风机的风阻 566.3设备选择 566.3.1选择风机 566.3.2电动机的选择 586.4吨煤通风电费 59第7章矿井安全技术措施 607.1安全预防措施 607.1.1预防瓦斯爆炸的措施 607.1.2预防煤尘爆炸的技术措施 617.1.3水患的预防措施 617.1.4火灾的预防措施 627.1.5其他事故的预防 627.1.6避灾路线 627.2防止特殊灾害的安全措施 637.2.1瓦斯管理措施 637.2.2煤尘的防治 647.2.3防火 647.2.4防水 647.2.5其他安全措施 65结论 66致谢 67参考文献 68附录1 69第1章井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1位置新建煤矿位于七台河矿区西部，距七煤公司约十二公里，行政区划属黑龙江省七台河市新兴区管辖。地理坐标为北纬45°46′～45°47′，东经130°30′～130°31′。井田范围：井田东西走向约12km，南北倾向宽5.5km，井田面积66km2。可采煤层为96#、98#。可采储量为97.58Mt。矿区内有矿用铁路专用线与勃七线，牡佳线接轨。铁路交通方便。井田中部还有一条勃七高速公路贯穿南北。公路可通往桦南、佳木斯、双鸭山、宝清、密山、鸡西、勃利、依兰和哈尔滨等市县。公路交通十分方便。图1-1地理位置图矿井开拓形式为主副井双立井、分水平开拓，有井筒3处，有可采煤层二层，地质构造比较复杂。采煤方法为综合机械化采煤法与普通机械化采煤法，顶板管理为全部冒落法。掘进全部采用综合掘进法，采用锚杆支护。1.1.2地形及地势矿井处于丘陵边缘，北部界外山岭最高标高为海拔256.7m，井田中部及其他三面为堆积平原，一般标高为+125—+175m。由于本矿断层密度分区明显，主要是F4、F7号断层。据此，将F4、F7号断层东西两侧分区进行地质条件分类，从横向上和垂向上选出有代表性的96#、98#两层煤进行断层类别的评定。综合F4、F7号断层南、北两侧断层情况，矿区内褶曲不发育，地层产状变化不大，很少有波状起伏，对采区的正常划分无影响，属单斜构造，评定为Ⅰ类。岩浆侵入：在本区内没有岩浆岩侵入体，评定为Ⅰ类1.1.3气象与地震本区处中温带湿润区，属大陆性多风气候，区内由11月至翌年4月为冻结期，冻结深度为1.5至2.0m，最高气温在零上27℃至31℃，最低气温在-29℃至-34℃，有两条季节性小溪由北向南流过，夏季有水，冬季干涸，夏季地表水通过这两条小河排泄向南汇入七台河。汛期常发生在每年的七、八月份。年平均降水量533.3mm，季内最大降水量312.5mm。唯七台河在六五年八月十日，连续几天暴雨后，洪水位置骤然上升，溢出河床，淹没了井田内标高+120～150m以下的田地，是解放后最大一次洪水泛滥。虽本区地处地震多发带，有感地震亦有过记载，但未对矿井生产造成影响。1.1.4水源及电源新建矿区水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要。生产与生活用电均来自七台河市供电局。1.2地质特征1.2.1矿区内的地层情况新建矿区位于勃利煤田东北端，基底是元古界麻山群，含煤地层为中生界上侏罗统鸡西群，包括滴道组、城子河组和穆棱组，勘探区地层层序表如表1-1。1.2.2地质构造七台河煤盆地的古构造轮廓受近于南北向压应力的影响，大体上可分为二组：新建矿区位于勃利煤田，其位于我国新华夏系第二隆起带，双鸭山、七台河、鸡西中生代坳陷中部，是一个弧形构造。将勃利煤田的基底分成了中间凸起，走向近东西的南北两个凹陷盆地。二是走向近北东或北西方向的剪切断裂。表1-1勘探区地层层序表界系统群组接触关系地层厚度(m)新生界第四系全新统Q4冲积层Q4整合整合—假整合整合—假整合整合整合1-20第三系上新统N2玄武岩ß0-40中生界侏罗纪上统J3鸡西群穆棱组J3m6城子河组J3ch660-740滴道组J3a0-130元古界麻山群Ptms变质岩系>1500侏罗纪晚期，含煤地层形成。沉积前的古构造以及后来的山体运动都对汗煤地层起了一定的控制作用。在煤田形成之后，南北向压力进一步加强，使东西向褶皱和北东、北西断裂进一步发展，形成了煤田的今日构造形态。新建矿区位于勃利煤田位于我国新华夏系第二隆起带，双鸭山、七台河、鸡西中生代坳陷中部，是一个弧形构造。新兴矿位于弧形构造西翼，区内地层总体向南倾斜，煤层走向由N60°W渐变为EW方向，煤层倾角由北向南变化不一，井田北部煤层倾角一般在10-17°，井田中部煤层倾角8-12°，井田南部煤层倾角25-35°，整个井田为一向南倾斜呈弧形展布的单斜构造。地层走向近东西、倾向南、单斜。地层倾角8°～20°之间。矿区所涉及的断层分述如下：F4、F7：贯穿井田东部的南北，末端在二采区。对采区布置有一定的影响。F29、F13:是南部主要的断层,但是其影响范围较小,主要是对后期水平开采的影响。1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征新建井田属于七台河盆地，七台河煤田是在晚侏罗纪发展形成的内陆含煤盆地，沉积在太古界地层之上，煤田呈现近似东西的南北两个条带分布。96#煤层：下距98#煤层约30m，全区发育稳定，为天然焦，煤层厚度1.4—1.6m，平均厚度1.598#煤层：全区发育稳定，为天然焦，煤层厚度1.2—1.4m，平均厚度1.2.4岩石性质与厚度特征本区内岩性较细，主要由粉砂岩、细砂岩、粉细互层、中砂层及煤层组成，仅有较少的粗砂岩，含烁砂岩。煤层和岩层的物性差异均比较明显，各岩层的密度差别较小，γ─γ曲线在各种岩层反应平直煤层异常反应明显，岩石硬度多数为中等硬度的砂岩类。96#煤层：顶板为细砂岩，厚度为1.5－5m，不稳定裂隙不发育，底板为细粉砂岩厚度为1－11m，不稳定较硬。98#煤层：顶板为细砂岩，厚度为1.3－5m，不稳定裂隙不发育，底板为细粉砂岩厚度为1－9m，不稳定较硬。就这两个主采煤层而言，其顶板岩石稳定易于管理，主要为厚层状粉砂岩，细砂岩或中砂岩，间夹薄层泥岩，从目前开采技术水平看顶板较易于管理。1.2.5井田水文地质情况区内中部有一条七台河，为四季河流。河宽20—35m，深1—2m，平均流量1.77m3/s，最大流量为10.85m3/s，河床两侧有大片沼泽湿地，井田中部最高洪水位地下水补给来源主要是大气降水和冲积孔含水层水，水力性质呈潜水状态，对浅部矿井充水造成良好条件。充水因素，主要是地表水充入井下。矿井开采面积的二分之一都在河谷下。冲积孔含水层：分布在河流两面岸，成狭长条带状相等距离的由东往西分布排列，宽为50～120m。含水层厚度一般东薄西厚，其厚度主要决定于河流的大小而异。矿区地属漫岗及丘陵区，地势特点是东高西低，标高在125米－175米之间。煤系岩层与冲积层间无隔水层，补给条件良好。其次是岩性不同，裂隙发育程度，以及含水性也不同。浅部裂隙比较发育，向深部逐渐减弱，所以浅部充水强，深部充水弱。在河谷区裂隙深度一般为60米，丘陵区裂隙深度80米左右。从涌水量相关曲线图上看，涌水量与大气降水有明显的周期性变化规律，说明大气降水与矿井充水有密切关系。小煤窖开采，给地面径流和地面水流入井下创造了条件。1.2.6沼气、煤尘及煤的自燃性根据相邻矿井生产实际，绝对瓦斯涌出量27.17m3/min，相对涌出量10.45m3/t，应按高瓦斯矿井设计，随着开采深度的延伸，瓦斯赋存条件好涌出量大给矿井的安全生产带来一定的困难。煤尘爆炸指数为28.9—33.39%，具有煤尘爆炸性危险。矿井设计按高沼气矿井设计，随着今后矿井开采深度的不断增加，瓦斯涌出量也逐步加大，这给矿井生产会带来不利影响，因此，未来建设生产矿井通风、瓦斯防治技术措施将需进一步增强。1.3井田境界及储量1.3.1井田境界井田境界：北部以150标高线为界，南(深部)以-800米标高为界。井田东西走向约12km，南北倾向宽5.5km，井田面积66km2。该井田东部与桃山矿相邻，随着技术的进步和勘探水平全面的提高，井田范围内探明储量会越来越精确。可能在更深部发现可采煤层。1.3.2井田储量1、井田储量的计算矿井初步设计应计算以下储量：(1).矿井地质储量：勘探(精查)报告提供的储量，包括“能利用储量”和“暂不能利用储量”；(2).矿井工业储量：勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量，A、B、C三级储量的计算方法，应符合国家现行标准《煤炭资源地质勘探规范》的规定；(3).矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和已有的地面建筑物，构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量；(4).矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地的保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率。2、保护煤柱(1)、保护煤柱的留设方法①工业场地及主要井巷保护煤柱留设a工业场地保护煤柱留设，应在确定地面受保护面积后，用移动角圈定煤柱范围。移动角数值应采用本矿区实测数据或与本矿区条件类似的矿区的实测数据选取。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带，围护带宽度为15m。b不包括在工业场地范围内的立井，圈定其保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房，井口房或通风机房风道等，围护宽度为20m。圈定立井保护煤柱时，应根据井筒深度、岩性、用途、煤层赋存条件及地形特点等因素，按国家现行标准《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定执行。c斜井受保护对象应包括绞车房、斜井井筒及井底车场。井口围护宽度应为10m。d当斜井大巷、上、下山位于煤层中时，其保护煤柱宽度，可按本矿区或与本矿区条件类似的矿区经验确定；或根据实测资料用分析法确定。斜井或巷道上方的煤层是否留设保护煤柱，应根据巷道距地表的垂深，巷道所在的围岩性质，巷道与煤层的法线距离等因素确定。斜井或巷道下方煤层，应从巷道保护煤柱边界起，用岩层移动角圈定保护煤柱。②断层带及井田径界煤柱的留设断层带及井田境界煤柱可按照实习矿井所留设煤柱尺寸获取30～50m的煤柱宽度来计算。并不是所有的地面建筑物、河流等均须留置保护煤柱，设计时应结合实习井的具体情况和“三下”采煤理论进行分析。2、本井田边界煤柱留设及断层、井筒周边煤柱的留设井田边界煤柱留设为20m；断层带煤柱留设为40m；井筒周边煤柱留设为200m。(1)工业广场煤柱损失根据《煤炭工业设计》补充规定，大型矿井工业广场的占地面积标准为0.8公顷/10万吨。本矿井设计井型为120万吨/年，因而，工业广场占地面积为9.6公顷。本设计工业广场面积为9.6公顷。工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求。其包含有可采储量和各保护煤柱的所占储量。按照设计规程一般按照10%来计算不可采的煤柱损失。(1)、矿井的工业储量根据地质块段法，计算：Zc=(S×H两层×1.4/cos13.6。)=3618.65×2.8×104×1.3/cos13.62。=135.53Mt(2)、矿井可采储量的计算Z=(Zc-P)×C(1-1)式中：S——井田面积，m3Z——可采储量，MtH——两层煤总厚度，mZc——工业储量，MtP——永久煤柱损失，MtC——采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。计算得：Z=(135.53×90%)×0.8=97.58Mt。1.3.3矿井工作制度生产能力服务年限1矿井工作制度根据《设计规范》规定：(1)、矿井年工作日按330天计算；(2)、矿井每昼夜四班工作，其中三班采煤作业，一班检修；(3)、每日净提升时间18h小时。2矿井生产能力及服务年限①、根据《设计规范》，矿井的设计生产能力应为：大型矿井：1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0及以上(Mt/a)；中型矿井:0.45、0.6、0.9(Mt/a)；小型矿井：0.09、0.15、0.21、0.3(Mt/a)；除上述井型以外，不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。②、矿井设计生产能力方案比较本矿井已查明的工业储量为135.53Mt，，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等京永久煤柱损失量占工业储量的10%，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为97.58Mt。根据地质报告的资料描述，煤层储量丰富，地质构造比较简单，煤层生产能力大以及煤层赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计。并初步确定两个方案，即矿井生产能力为1.20Mt/a，0.9Mt/a两个方案，分析论证如下：按照公式P=Z/AK(1-2)式中P为矿井设计服务年限，a；Z井田的可采储量，Mt；A为矿井生产能力，Mt/a；K为矿井储量备用系数，一般取1.4；计算得：P1=97.58/1.2/1.4=58aP2=97.58/0.9/1.4=77.4经与《规程》和采矿设计手册相核对，确定58a为比较合理的服务年限，即本矿井的生产能力为1.2Mt/a。第2章井田开拓2.1概述2.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述新建煤矿与新兴煤矿为邻，新兴煤矿以立井开拓为主。所以本设计的倾向是双立井或一立一斜设计。2.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况(1)该井田所在位置属于丘陵地形，南北两侧高，中部受七台河之侵蚀，较低洼。工业场地宜选择在相对比较开阔的阶地上，标高高于+145m(2)井田内煤层埋藏深度为0—950m，倾角13.62º左右。其中96#和98#煤层间距约30m，(3)煤层平均倾角约13.62°，且含水层较少，可以利用采区布置。(4)构造简单无大、中型构造，有F4、F7、F13、F29、四条断层。(5)顶、底板为粉砂岩，粉细砂岩等硬质岩层，稳定性较好。2.1.3确定井田开拓方式的原则(1)贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件．要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尢其是初期建设工程量，节约基建工程量，加快矿井建设．(2)合理集中开拓布置，简化生产系统，避免生产分为集中生产创造条件。(3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。(4)必须惯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好的条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常性保持良好状态。2.2矿井开拓方案的选择2.2.1井硐形式和井口位置1.开拓方案比较开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：井田地质和水文地质条件；煤层赋存和开采技术条件；地形地貌和地面外部条件；技术装备和工艺系统条件；施工技术和设备条件；总体设计和矿井生产能力要求等。对以上因素要综合研究，通过系统优化设计和多方案技术经济比较确定。(1)双斜井开拓斜井与立井相比有如下优点：①井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井度车场及硐室都比投资少。②井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，钢材消耗量小。③胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。缺点：①在自然条件相同时，斜井要比立井长得多。②围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高，采用绞车提升时，提升速度低，能力小，钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高，当井田斜长较大时，采用多段绞车提升，转载环节多，系统复杂，更要多占用设备和人力。③由于斜井较长，沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大。④斜井通风风路较长，对瓦斯涌出量大的大型矿井，斜井井筒断面小，通风阻力过大，可能满足不了通风的要求，不得不另开专用进风或回风的立井并兼做辅助提升。当表土为富含水的冲积层或流砂层时，斜井井筒掘进技术复杂，有时难以通过。适用条件：煤层赋存较浅，垂深在200m以内，煤层赋存深度为0－500m，含水砂层厚度小于20～40m，表土层不厚，水文地质情况简单的煤层。井筒不需要特殊方法施工的缓倾斜及倾斜煤层。技术评价：本井田一水平准备设在-350m水平标高，但是二水平在-510以下，加上地表高度，采深比较大。如果采用斜井开拓，后期斜井长度过长；而且本矿井的瓦斯涌出量比较大，会造成通风阻力过大，可能满足不了通风的要求。所以不能采用双斜井开拓。(2)立井开拓优点：①立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利；②机械化程度高，易于自动控制；③井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。适用条件：煤层赋存深度200－1000m，含水砂层厚度20－400m，立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。技术评价：根据本井田的地表情况，地质构造，煤层赋存等因素，煤层赋存最深950m，平均倾角13.62º，不易进行斜井开拓，故选择采用双立井开拓。2、井口位置井口位置的选择是井田开拓的重要组成部分。在选择开拓方式的同时，就要考虑各种可能了井口位置。(3)井下条件①在井田走向方向的储量中央或靠进中央位置使井田两翼可采储量基本平衡，这样可使运输大巷的运输费用最低，同时在生产中能保持两翼均衡生产和采区的正常接续，而且巷道维护、通风等费用也相应降低。若因地面、井下某种因素影响靠近中央位置，需要偏离时，在可能条件下要少偏离，尽量避免井筒偏于一侧，形成单翼生产的不利局面，特别是第一水平量亦可采储量的平衡问题。②在井田倾斜方面，采用单水平开采时考虑上、下山合理的长度，井筒与运输大巷靠近，与井底车场形成一体，尽可能不搞石门。采用多水平开拓时，在考虑各水平石门工程量总和小的同时，应首先考虑第一水平的开采，然后兼顾其他水平。井筒与井底车场及主要运输大巷位置的选择统一考虑。③开拓方式和井口位置选择时，一定要与初期移交达产采区的位置及其接续统一考虑。初期采区要选择在地质(特别是构造、煤层厚度及稳定性、顶底板)和水文条件好、煤层储量丰富、勘探程度高、地面无建筑物或少量易迁建筑物，便于迅速达产和增产的地段，同时尽量靠近井田中部。井筒应靠近初期移交、达产采区。使井筒到底巷道掘出井筒场地保护煤柱后即可掘进准备采区和工作面，使基建工程量少和贯通连锁工程短，达到投资少，建井工期短的好效果。④井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的底层或地段。同时将井底车场置于地质和水文条件好的稳定岩层中，并注意不受底部强含水层承压水威胁。⑤尽量减少井筒及工业场地煤柱数量，特别是少压或不压前期开采条件好的煤层。有条件时可放在无煤带和煤层无开采价值的地带。(4)地面条件①井筒应建在比较平坦的地方。在山区、丘陵地带要结合地面生产系统充分利用地形尽量减少土石方工程量。②井口应满足防洪设计标准。③井口要避开地面滑坡、岩崩、泥石流、流砂等危险地区。④井口及工业场地位置必须符合环境保护的要求。⑤工业场地要少占或不占良田。⑥井口位置要与矿区总体规划的交通运输、供电、水源、居住区、辅助企业等布局相协调，使之有利于生产，方便生活。根据新建煤矿实际情况，在井田中央地势平坦，交通和供电等都比较方便，而且无泥石流，流沙等危险；井田中央地面无建筑物，无需迁移。将井口设在井田的中部，可以使运输大巷的运输费用降低，同时在生产中能保持采区的正常接续，而且巷道维护、通风等费用也相应降低。故把井口设在井田水平大巷的中部。2.2.2开采水平数目和标高开采水平——简称“水平”。运输大巷及井底车场所在的位置及所服务的开采范围。开采水平的尺寸以水平垂高表示．水平垂高是指该水平开采范围的垂高．合理的水平垂高的要求：(1)具有合理的阶段斜长。(2)具有合理的区段数目。(3)要有利于采区的正常接替。(4)证开采水平有合理的服务年限及足够的储量。(5)经济上有利的垂高。根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案，如下表2-1。表2-1水平划分方案比较表方案方案一方案二水平数目12水平标高-450-135，-510方案分析煤炭损失量大，需巷道布置过多，经济损失大，巷道位置过深，难于管理。需要进行水平的交替，适应煤层间距较大的井田，集中化生产。比较结果根据本矿井煤层间距选择方案二比较合理综合以上：本设计矿井为2个水平，水平标高为-135，-510。矿井开拓方式为双立井多水平开拓。由于仅设计-135一个水平，故一水平年产量在前期为矿井产量1.2Mt/a。2.2.3开拓巷道的布置根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置(称分煤层运输大巷)、分煤组布置(称分组集中运输大巷)和全煤组集中布置(称集中运输大巷)，采用集中运输大巷时，各煤层(组)间用采区石门联系。本井田两煤层间距适合联合开采，大巷的布置方式故全煤组布置(称集中运输大巷)。集中大巷布置在一水平上。2.3选定开拓方案的系统描述2.3.1井硐形式和数目本矿井采用双立井开拓、对角式回风，故设置主立井、副立井和回风立井共三个井筒。2.3.2井硐位置及坐标井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示，选择井筒位置的条件：1.地面条件工业场地占地面积；地形与工程地质条件；煤的运输方向；生产建设与住宅位置2.井下条件(1)按运输量确定井筒位置；(2)根据地质条件确定井筒位置；(3)煤柱量；(4)勘探程度和初期工程量根据本井田的实际情况，并考虑到上述的条件，该设矿井井筒位置详见开拓系统图。主副井两个立井位于井田中央，风井位于边界坐标分别为：主井：(-87894，5075247)，标高+150m；副井：(-87829，5074982)；标高+140m；风井：(-90983，5078247)，标高+160m；表2-2主井主井1.2Mt/a井筒直径4.5m井深2提升两对6t箕斗净断面积15.9m支护混凝土砌碹副井1.2Mt/a井筒直径6.5m井深260m净断面积33.2m提升三个罐笼支护混凝土砌碹风井1.2Mt/a井筒直径5m井深120m净断面积19.6m支护砌碹2.3.3水平数目及标高本矿井初步设计为一水平开拓，水平标高为-135m。2.3.4开采水平大巷的布置方式根据上述方案设计，选择集中大巷和采区石门的联系方式。在96#层顶板15m布置集中运输大巷。由于大巷和石门服务年限较长，运输能力要求大，所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中相同。其内部设施也相同。巷道断面设计合理与否，直接影响煤矿生产的经济效果和生产的安全条件，其基本原则是在满足安全与技术要求的条件下，力求提高断面利用率，缩小断面，降低造价并有利于加快施工速度。该设计矿井运输大巷、采区石门断面及支护形式见表5-5，5-6。2.3.5煤层群的联系本设计矿井共有二层可采煤层，即96#，98#，参见可采煤层特征表及巷道开拓方案示意图，96#与98#相距30m,共用上山进行分层单独开采。2.3.6采区划分将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：(1)根据《煤炭工业设计规范》，采区宜双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时，可单面布置；(2)如果井田走向长度较大，必须划分采区，直接从井田边界进行后退式回采；(3)采区走向长度根据煤层地质条件，开采机械化水平，采区储量，生产能力与巷道维护等因素综合考虑；(4)初步设计一般负责划分第一水平全部采区，故需要沿井田走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，不但要全井合理，更要有利于初期；(5)采区划分要考虑采区接续关系，便其适应各翼储量及产量分配；(6)要适应充填注砂井，回风井的既定位置，使分区充填，分区通风的联系巷道尽量缩短；(7)采区划分既要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界处延的可能性；(8)对于煤层稳定，开采条件好，生产能力大的采区，走向长度要适当加大；(9)为了充分发挥综合机械化效能，减少搬家次数，提高效率和回采率，减少采区煤柱损失，凡是厚度稳定，适合于综机开采的部分要单独划分出采区；(10)初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素。本设计矿井年产量为1.2Mt/a，进行单水平开拓。煤层稳定，采用综合机械化与普通机械化回采工艺采煤，为减少搬家次数，提高效率和回采率，减少采区煤柱损失；考虑采区接续关系，作到初后期统筹兼顾，使其适应各采区储量及产量分配；结合上述采区划分原则及新建矿的实际情况，划分为七个采区，采区划分见矿井通风系统图。2.4井底车场2.4.1井底车场形式的确定及论证井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。因此，井底车场设计是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。由于井筒形式，提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。按照矿车在井底车场内运行特点，大型矿井井底车场可采用：环行式和折返式两大类型。表2-3立井井底车场的基本类型类型结构特点适用条件环形式立式1.存车线和回车线与主要大巷垂直2.主、副井距主要运输大巷较远，有足够长度的布置存车线(1)0.9-1.5Mt/a的矿井(2)刀形车场适用于0.6Mt/a，增加回车线可提高到0.9-1.2Mt/a斜式1.存车线和回车线与主要大巷分段2.主要运输大巷可局部作回车线1.适用于0.6-0.9Mt/a的矿井2.地面出车受限制时使用卧式1.存车线和回车线与主要大巷平行2.主、副井距主要运输大巷较近适用于0.6-0.9Mt/a的矿井折返式梭式利用主要运输大巷作主、副井空、重车线、调车线、回车线利用于大型底纵卸式、底侧卸式矿车，可用于大型矿井尽头式利用石门作主井空、重车线利用于大型底纵卸式、底侧卸式矿车，可用于大型矿井井底车场取决于开拓方式及通过能力，本矿井的设计生产能力为1.2Mt/年，主、副井离主要运输大巷较远，而且采用刀式环行井底车场工程量小，调车方便，还可以大巷水平左右进车.所以选用立井环行车场。2.5开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行，因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定、合理的开采顺序应满足下列要求：(1)保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产；(2)符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；(3)合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置；(4)降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。2.5.1沿井田走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田双采区开采，这样依据本设计矿井的采区划分的具体情况，可以迅速形成产量，而且增加各个采区的寿命。两个采区均采用走向长壁采煤法，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。2.5.2沿煤层垂直方向的开采顺序本矿井设计总体采用下行式开采。由于96#层煤、98#层相距较远，所以在开采的时候，首先先开采96#，然后开采98#层。第3章选择矿井通风系统3.1矿井通风方式的确定选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济合理等总原则，即适应以下基本要求：每个矿井，至少有两个通地面的安全出口，各个出口之间的距离不得小于30m，新建和改建的矿井，如果采用中央并列式通风时，还要在井田边界附近设置出口，井下每个水平到上一水平和每个采区至少都有两个出口，并与通到地面的出口相连通，通道地面的出口和两个水平之间的出口都必须有便于行人的设施；进风井口，需装设暖风设备，要有利于防洪，不受粉尘有害气体污染总回风巷不得作为主要人行道，矿井的回风流和主要通风机的噪音不得造成公害；箕斗井一般不应兼做进风或回风井，皮带斜井不得兼做回风井，如果斜井中风速不超过4m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准，皮带斜井可以兼做进风井；所有矿井都要采用机械通风，主要通风机和分区通风机必须安装在地面，新建矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机并联运转；不宜把两个可以独立通风的矿井合并为一个通风系统，若有几个出风井，则自采区流到各个出风井的风流需要保持独立；采用多台分区主要通风机通风时，为了保证联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻(特别是风量较大的风路)，各分区主要通风机的回风流、中央主要通风机和每一翼主要通风机的回风流都必须严格分开；要充分注意降低通风费用，为此主要风道的断面不宜过小，并做到壁面光滑，以降低摩擦阻力，主要风道的拐弯要缓慢，断面变化要均匀，以降低局部阻力，要尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，使自然分配的风量基本上和按需分配的风量一致，尽可能少用通风构筑物，同时也要重视降低基建费用；要符合采区通风和掘进通风的若干要求，要满足防治瓦斯、火、尘和水对矿井通风系统的特殊要求；矿井通风系统包括：通风方式，即进风井和出风井的布置方式(分为中央式、对角式和混合式)；通风方法，即矿井主要通风机的工作方法(分为抽出式、压入式和压抽混合式)；通风网络。四种通风方式比较如表3-1。表3-1矿井通风方式对比表类型适用条件优缺点中央并列式新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4Km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。中央分列式煤层倾角较小，埋藏较浅，走向不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。两翼对角式适用于走向长度大于4Km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自然发火严重的矿井。由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。分区式适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风井。另外，煤层走向长，多煤层开采，高温矿井也可以采用这种方式。各分区有独立的通风线路，互相不影响而且通风阻力小，建井工期短，安全生产好，分区风井多，占场地多，通风机管理分散。结合本矿的地质条件，本矿设计能力为1.2Mt/a，属于高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险，煤层自燃倾向性不大，煤层距地表较深，而且由于产量比较大，工作面所需风量业较大，且根据采区布置，及主副井以及风井位置，故本设计的通风方式应选用两翼对角式通风。3.2矿井通风机方式的选择矿井通风方式分为抽出式和压入式两种，优缺点对比见表3-2。表3-2抽出式和压入式优缺点对比工作方式优点缺点抽出式整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。总进风量和工作面通风量都会减少。压入式用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下使用比较安全。如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较难，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。根据新建矿的实际情况，在矿井范围内不存在小井，所以不存在小井积存的有害气体；煤层距地表较大，而且瓦斯涌出量大，如果采用压入式通风，当主扇停转时，会使采空区瓦斯涌出量增加。当采深达到一定深度时，采用压入式通风管理比较困难，漏风较大；综合以上，决定采用抽出式通风。第4章采区生产系统4.1采区概述4.1.1设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱初期采区位置选择要求：(1)煤层埋藏浅，赋存稳定，地质构造简单，上面的薄煤层尽量少压煤或不压煤的中厚煤层。(2)初期采区的高级储量比例高于第一水平的高级储量比例，并有足够的储量满足生产能力和服务年限的需要。(3)尽量布置在井筒附近，井巷的距离短，工程量少。(4)尽量躲开铁路、桥梁，重要的建筑物，水体等。本设计首采区为二采区，位于井田北部，北部以煤层氧化带为界，南部以-120标高为界，东部以勃七高速公路为界，西部与一采区相邻。东西走向长2440m，南北倾向长1505m。采区内留设的煤柱宽度为：井田边界20m，采区断层40m，岩石大巷30m。4.1.2采区地质及煤层情况二采区96#煤层发育稳定，地质构造简单，倾角在14º左右。煤层顶底板以细砂岩为主，顶底板条件稳定，采区内水文地质条件简单，地下水涌出量236.65m3/h，最大涌水量为278.88m4.1.3采区储量及服务年限、生产能力1.采区储量二采区煤层全部可采，根据几何分段法求得可采储量为7.278Mt。2.采区生产能力采区生产能力是采区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。影响采区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造，采区类型，矿井生产能力，采区正常接替和准备时间、掘、运、通风的装备水平及设备能力等。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度。一个采煤工作面产量A0(Mt/a)可由下式计算：A0=L×V0×M×r×C0(4-1)式中：L——采煤工作面的长度，m；V0——工作面推进度，m/a；M——煤层厚度或采高，m；r——煤的密度，t/m3；C0——采煤工作面采出率，中厚煤层取90%。采区生产能力与采区内同采工作面的个数有关，为保证采区的正常衔接，在一个采区中同时生产的采煤工作面为1~2个，多数可达3个，所以，采区生产能力为：(4-2)式中n——同时生产的采煤工作面数；K1——采区掘进出煤系数，取为1.1左右；K2——工作面之间出煤影响系数，n=1时取0.98，n=2时取0.95。本采区同时布置两个采煤工作面，回采工艺为综合机械化采煤，回采面日进尺3.6m。故V0=3.6×330=1188m，即年推进度1188m。AB=1.1×0.95×(195×1188×1.3×0.9×1.5×2)=0.849Mt/a；所以采区生产能力确定为0.85Mt/a。3.采区服务年限为：Tn=ZC/A(4-3)式中Tn——采区服务年限，a;Z——采区可采储量，Mt；A——采区生产能力，Mt；C——采区回采率，80%；Tn=7.28×0.8/0.85=6.4.2采区巷道布置4.2.1区段划分由于本采区采用走向长壁采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。二采区标高范围在+150—-120m，阶段斜长1500m，阶段垂高270m，根据工作面长195米，将本采区划分为7个区段。4.2.2采区上山及采区石门布置根据地质条件的不同，上山可以开在煤层的顶、底板岩石中，也可以开在煤层中。根据设计采区的条件，由于96#与98#层煤的距离较近，采用联合布置共用上山，轨道上山布置在96#煤层底板下15m的岩巷中，斜长1448m，坡度14°；运输上山布置在96#煤层底板下15m中，斜长1315m，坡度14°；回风上山布置在96#煤层底板下15m中，斜长1475m，坡度14°。三条上山断面见表5-5，5-6。第5章矿井通风矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要一环。因此，必须周密考虑，精心设计，力求达到预期目的。根据第三章矿井通风系统选择，通风方式为两翼对角式，通风方法为抽出式。即在两个采区北部边界布置回风立井，在96#层底板布置回风上山和采区回风石门与回风大巷相联。5.1采区通风5.1.1采区通风系统采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，是采区生产系统的主要组成部分，它包括采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿的通风质量和安全状况。采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此，采区通风系统应该满足下列要求：(1)煤层群或分层开采的每个上、下山采区，采用联合布置时，都必须配置至少一条专门的回风道，采区进回道的长度必须贯穿整个采区的长度或高度，禁止把一条上下山的风道分为两段，其中一段为进风道，另一段为回风道。(2)回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的两个回采工作面、工作面总长度不超过4000m；回采工作面和与之相连接的掘进工作面，布置独立通风有困难时，可以采用串联通风，但串联的次数不得超过一次；所有的串联通风，在进入串联工作面的风流中，必须装有沼自动检测报警装置。在此种风流中，沼气和二氧化碳浓度都不得超过0.5%。(3)煤层倾角大于12°的回采工作面，采用下行通风时，须报矿总工程师批准，并须遵守下列规定：①回采工作面风速，不得低于1m/s；②机电设备在回风道，回风工作面回风道风流中沼气浓度不得超过1%，并应装有沼气自动检测报警断电装置。③进、回风巷中，都必须设置消防供水管路。(4)掘进工作面和回采工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。基于以上因素，在采区中必须设专用的回风上山，至于进风有轨道上山入风和运输上山入风两种方案，现作以下比较。两者相比轨道上山进风方式的主要优点是：(1)轨道上山的采区下部车场可以直接和阶段运输大巷相通，不必在该处设置风门。从而避免了因运料列车通过是导致风门漏风。(2)在运输机上山运煤的过程中，煤流将释放沼气并产生煤尘，运煤将释放热量，而轨道上山进风可以使新鲜风流避免受到污染，有利于保证风流的质量。(3)轨道上山发生火灾事故率较低，且可避免发生火灾时有害气体侵入采煤工作面和掘进工作面。轨道上山进风的不足是：(1)区段运输巷不宜直接与运输上山相连通，需要打运输石门；(2)轨道上山的上、中部车场和区段回风巷不能直接相通，应设置风门或调节风窗。(3)当运输上山的上部车场采用多台运输机串联运输时，其上部运输机的动力设备设在不能确保新鲜风流的地方，这是《规程》所不允许的。根据新建矿的实际情况，矿井瓦斯涌出量比较大，采用轨道进风可以避免新鲜风流不受到污染，保证了风流的质量。本设计采用轨道上山作为采区主要进风巷道，有专门的回风上山回风，对运输上山分配适量的风以满足运煤的需要。5.1.2长壁工作面的通风方式工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进回风巷的数量和位置，可分为U型、E型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为普遍，见图5-1U型通风方式。图5-15-1U型通风方式下面进行几种通风类型的比较和选择。U型通风的煤炭自燃威胁较大，上隅角瓦斯浓度高，U型后退式通风方式多适用于沼气涌出量不大，且不易自然发火的煤层开采中，对沼气涌出量很大，且易自燃发火的煤层，必须采用特殊措施。W型的优点在于：相邻的两个工作面共用一条进风或回风巷道，从而减少了采煤巷道的开拓和维护费用；通风网络属于并联结构，故而风阻小，风量大，漏风量小，利于防火。E型通风方式与U型相比可使上部工作面气温降低，但采空区的空气流动相应发生可变化，迫使采空区的沼气较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常处于沼气超限状态，故仅适用于低沼气矿井。Z型通风方式的优点是：与前进式U型相比，巷道的采煤工程量较少；进、回风巷只需在一侧采空的条件下维护；采区内进、回风巷的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改善通风。Y型通风方式的优点是：较好的解决了回采工作面上隅角的沼气超限之患；由于工作面上下端均处于进风流中，故改善了作业环境；实行沿空留巷，可提高采区回收率。本矿井煤层自燃倾向小，不易自燃发火，瓦斯涌出量大，因此可采用W、Z、Y通风，但这几种方式要求巷道及时维护，且前期巷道工程量大，工作面巷道管理困难。所以本矿井两个采区工作面采用U型通风，结构简单，巷道施工维修良小，易于管理。对上隅角瓦斯超限，可设风障引流或在上隅角埋管抽放。5.1.3工作面通风方向当采煤工作面的进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，为上行通风。否则为下行通风。采用下行通风时，采煤工作面涌出的瓦斯比空气轻，其自然流动的方向和上行风的方向一致，在正常风速下，瓦斯分层流动和局部积存的可能性较小；采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同，而下行风其作用方向相反，故下行风比上行风所需要的机械风压要大。而且，主要通风机一旦因故停转，工作面的下行风流就没有停风和反风的可能；工作面一旦起火，所产生的火风压和下行风工作面的机械风压作用方向相反，会使工作面的风量减小，瓦斯浓度增加，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。综合以上，本矿井采用上行通风。5.1.4工作面的进风巷选择工作面的新鲜风流由本区段的运输平巷进风，分别向两个采煤工作面供风。。5.2掘进通风5.2.1掘进通风方法掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法。当总风压不能满足掘进通风的要求时，必须借助专门的动力设备对掘进巷道进行局部通风，其中按动力源分为引射器和局部通风机通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，是由局部通风机和风筒组成一体进行通风。按工作方式分为，如图5-2压入式通风与图5-3抽出式通风。图5-2压入式通风图5-3抽出式通风压入式通风的局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全。风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，有利于巷道排烟。抽出式有效吸程短，通风效果差，且局部通风及布置在回风流中。所以采用压入式。5.2.2掘进通风技术管理和安全措施保证工作面有足够的新鲜风量。可以采用局部通风机或引射器通风时，无论是工作或交接班都不准停风。对于风墙应合理选择建筑材料，提高构筑质量，对于柔性和带钢性骨架的柔性风筒，应适当增大每节风筒长度，减少接头数。改进风筒接头方法，柔性风筒常用的插接方式虽简单，但不牢固，漏风大；目前井下广泛采用接头严密、漏风小的反边接头法。柔性风筒常被刮破，应及时修补。对于风筒可选用大直径风筒以减少风筒的各种风阻，但更主要的是提高通风设备的安装质量，如吊挂风筒力求、直、紧；局部通风机应垫高保持与风筒成一直线。采用局部通风机通风时，其安装和使用应遵守《规程》第131条的规定，做到：(1)局部通风机有专人负责管理，局部通风机和启动装置必须装在进风巷道中，距回风口不小于10m，局部通风机吸风量必须小于全风压供给该处的风量，以免发生循环风。(2)防止局部通风机电动机烧坏，加强对局部通风机和启动装置的检查与维修。(3)局部通风机和掘进工作面中的电气设备必须装有延时的风电闭锁装置，一旦局部通风机停止运转便能立即自动切断局部通风机供风的巷道中一切电源。(4)在高沼气矿井煤巷掘进中，应安设沼气自动检测报警断电装置。局部通风机应用双回路供电，以保证局部通风机连锁运转。(5)建立局部通风机停开制度。当因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。在恢复通风前须先检查瓦斯，在局部通风机和开关附近10m内风流中沼气浓度小于0.5%时方可开动局部通风机。5.3困难时期风量计算设计矿井的风量，可参照邻近生产矿井的通风资料，按生产矿井的风量计算方法进行计算，生产矿井的风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。本设计采用《煤矿安全规程执行说明》提供的计算方法进行计算。矿井风量计算原则：矿井需风量，按下列要求计算，并采用其中最大值。(1)按井下同时工作最大人数计算(5-1)式中Q―矿井总进风量N―井下同时工作的人数，人；4―每人每分钟供风标准，m3/minK―矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式或中央并列式通风时，可取1.20～1.25;采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或分区式通风时，可取1.10～1.15.上述备用系数在矿井产T904t/a时取最小值；T904t/a时取最大值。(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算矿井总进风量为：(5-2)式中Q―矿井总进风量∑Q采―采煤工作面实际需风量和；m3/min∑Q掘―掘进工作面实际需风量和；m3/min∑Q硐―硐室实际需要风量和；m3min∑Q其它―矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和；m3/minK―矿井通风系数。5.3.1困难时期采煤工作面实际需要风量本矿井初期布置两个采区，一采区采区布置一个普采工作面，一个掘进工作面，二采区布置两个综采工作面，两个掘进工作面。应该按照矿井各采煤工作面实际需要风量(5-3)式中：Q采—第i个采煤工作面实际需要风量，m3/min；n—采煤工作面个数，个；每个采煤工作面需要的风量，应该按照瓦斯﹑二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。一采区采煤工作面需风量1.按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×KCH4(5-4)式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；q采——采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，3.8m3/min，KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取1.2～1.6；炮采工作面取1.4～2.0。则：Q采=100×3.8×1.4=532m2.按工作面温度计算采煤工作面应该有量好的劳动气候条件，其温度和风速符合表5-1要求。表5-1工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度(℃)工作面风速()＜150.3--0.515--180.5--0.818--200.8--1.020--231.0--1.523--261.2--1.8采煤工作面的需要风量可按下式计算Q采=60×V采×S采×Ki(5-5)式中：V采采煤工作面风速，工作面实测温度为23°，按试行办法查得其风速为1.2m/s。S采—采煤工作面的平均断面积，S采取4.5Ki——工作面长度系数，按表5-2取。Q采=60×1.2×4.5×1.0=324m3/min表5-2采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度(m)工作面长度风量系数＜500.850--800.980--1201.0120--1501.0150--1801.0＞1801.30--1.403.按工作人员数量计算Q采=4Ni(5-6)式中：Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人；4——每个人需要的风量，m3/min。Q采=4×60=240m3/min根据以上取最大值532m3/min进行验算。4.按风速进行计算15SQ采240SS--采面平均断面积；为4.5m267.5＜532＜1080根据以上计算，取最大值为532m3/min。二采区采煤工作面的风量1.按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×Kch4式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；q采——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取4.1m3/min；ki——采煤工作面瓦斯涌出不均匀通风系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取1.2～1.6；炮采工作面取1.4～2.0。则:Q采=100×4.1×1.4=574m2.按工作面温度计算采煤工作面应该有量好的劳动气候条件，其温度和风速符合表5-1。采煤工作面的需要风量可按下式计算Q采=60×V采×S采×Ki式中：V采采煤工作面风速，工作面温度为25°，按试行办法查行其风速为1.25m/s。S采—采煤工作面的平均断面积，取5.44m2Ki——工作面长度系数，按表5-2取。Q采=60×1.25×5.44×1.0=408m3/min3.按工作人员数量计算Q采=4Ni式中:Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人；4——每个人需要的风量，m3/min。Q采=4×60=240m3/min根据以上取最大值574m3/min进行验算。4.按风速进行计算15S＜Q采＜240SS--采面平均断面积；为5.44m281.6＜574＜1305.6根据以上计算，取工作面最大值为574m3/min。所以采煤工作面需风量为Q采=Q1+Q21+Q22=532+574+574=1680m3/min，5.3.2困难时期掘进工作面实际需要风量每个独立通风的绝景工作面实际需要风量，应按瓦斯允许浓度和瓦斯涌出量，炸药用量，局部通风机实际吸风量，风速，人数等规定要求分别进行计算，并必须取最大值。按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际风量的总和计算，即(5-7)式中：Q掘——各个掘进工作面实际需要风量，m3/min。一采区掘进队工作面风量计算.1.按瓦斯涌出量计算Q掘=100·q掘·Kd(5-8)式中：q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取1.9mQ掘——掘进工作面的需要风量，m3/min；Kd——掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素，一般Kd取1.2～2.0。故：Q掘=100×1.9×1.5=285m2.按局部通风机的实际吸风量计算岩巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+9S(5-9)煤巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+15S(5-10)式中：Q扇——局部通风机实际吸风量，见表5-3，取200m3Ii——掘进工作面同时通风的通风机台数，1台；S——掘进工作面的断面积，S=6.5m2；表5-3各种局部通风机的额定风量表风机型号额定风量(m3/min)FBDNo4.0(2×2.2KW)150FBDNo5.0(2×5.5KW)200FBDNo5.0(2×7.5KW)250FBDNo5.6(2×11KW)300故Q掘=200×1+15×6.5=297.5m3/min3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4×N=4×12=48m3/min(5-式中：N掘进工作面最多人数，N=12人4、每千克炸药量计算：Q掘=25×A=25×6=150m3/min(5-1A掘进工作面一次爆破炸药最大用量，取6kg；根据以上取最大值297.5m3/min进行验算。5、按风速进行验算：15S＜Q掘＜240S(5-13)97.5＜297.5＜1560所以一采区掘进队的风量为297.5m3/min。二采区掘进一队工作面的风量1.按瓦斯涌出量计算Q掘=100·q掘·Kd式中：q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取1.9mQ掘——掘进工作面的需要风量，m3/min；Kd——掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素，一般Kd取1.2～2.0。故：Q掘=100×1.9×1.5=285m2.按局部通风机的实际吸风量计算岩巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+9S(5-14)煤巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+15S(5-15)式中：Q扇局部通风机实际吸风量，见表5-3，取200m3Ii掘进工作面同时通风的通风机台数，1台；S掘进工作面的断面积。S=6.5m2Q掘=200×1+15×6.5=297.5m3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4×N=4×12=48m3/min式中：N掘进工作面最多人数，N=12人4、每千克炸药量计算：Q掘=25×A=25×6=150m3式中：A掘进工作面一次爆破炸药最大用量，取6kg；根据以上取最大值297.5m3/min进行验算。5、按风速进行验算：15S＜Q掘＜240S97.5＜297.5＜1560所以二采区掘进队一队的风量为297.5m3/min。二采区掘进队二队工作面的风量1.按瓦斯涌出量计算Q掘=100·q掘·kd式中：q掘——掘进面瓦斯绝对涌出量，取1.4mQ掘——掘进工作面的需要风量，m3/min；Kd——掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等因素，一般Kd取1.2～2.0。故：Q掘=100×1.9×1.5=285m3/min2.按局部通风机的实际吸风量计算岩巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+9S煤巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+15S式中：Q扇局部通风机实际吸风量，见表5-3，取200m3Ii掘进工作面同时通风的通风机台数，1台；S掘进工作面的断面积，S=6.5m2；故：Q掘=200×1+15×6.5=297.5m3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4×N=4×12=48m3/min式中：N掘进工作面最多人数，N=12人4、每千克炸药量计算：Q掘=25×A=25×6=150m3A掘进工作面一次爆破炸药最大用量，取6kg；根据以上取最大值297.5m3/min进行验算。5、按风速进行验算：15S＜Q掘＜240S97.5＜297.5＜1560所以二采区掘进二队的风量为297.5m3/min。所以掘进工作面的需风量为：Q掘=Q1+Q21+Q22=297.5+297.