黑龙江科技学院通风安全专业毕业设计说明书范例一东荣三矿样本

摘要矿井通风系统是构成矿井生产一种重要环节。开发与生产相适应合理通风设计，可以更好保证生产所需充分、稳定风量；且在较好经济效果基本上，具备较强抗灾能力，达到技术上先进、合理、可靠。本设计为东荣三矿矿井通风设计，本着系统可靠、能力最佳、简朴实际、安全第一、效益保证指引思想，拟定了一水平矿井设计、采区设计、以及通风系统设计。矿井通风方式为两翼对角式，通风办法为抽出式。采区通风设计中，回采工作面通风方式为U型，上行通风，掘进面通风方式为压入式局扇通风。本设计完毕了矿井总风量计算和分派；矿井通风阻力网络解算；选取了矿井通风设备以及矿井通风费用概算。依照设计矿井基本状况和通风系统，初步提出了瓦斯、火灾、煤尘等灾害防治办法。专项某些对煤矿安全监测监控进行了简要阐述，对矿井监控有了更深结识。核心词：通风系统通风方式通风阻力AbstractThemineventilationsystemisanimportantpartoftheproduction.Theventilationdesignwhichisthereasonablecombinationofdevelopmentandproductioncouldensureadequateandstableairflowtoproducebetter.Basedonabettereconomiceffect，ithasthestrongabilitytoresistdisaster，andachievesadvance，reasonablenessandreliabilityontechnique.ThismineventilationdesignisforthethirdcoalmineofDongrong.Itisinthelightofthereliablesystem，thebestability，thesimplereality，safetyfirstandefficiencyguarantees，finallyensuresthattheguidingideologyofefficiencytodeterminealeveloftheminedesign，miningareadesignandthedesignofventilationsystems.Thewayofmineventilationisdiagonalventilationwings，andthemethodadoptsexhaustventilation.Intheventilationdesignofminingarea，thestoppingfaceistheU-shapedventilationandupventilation，andthewayofventilationinheadingfaceispressedlocalfanofventilator.Thisdesignhascompletedtotalvolumeofmineanddistribution，thenetworksolutionsofresistancemineventilation；andchosenthemineventilationequipmentandmineventilationcostestimates.Accordingtothedesignandthebasicsituationofmineventilationsystem，thisdesignputforwardwiththepreventingmeasuresofthegas，fireandcoal-dust.Theprojectssectionisthebriefintroductionofcoalminesafetymonitoring，andhasadeeperunderstandingforminemonitoring.Keywords：Ventilationsystem；thewayofventilation；ventilatingresistance目录摘要 IAbstract II第1章矿区及安全概况井田地质特性 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、湖泊、沼泽分布及范畴 21.1.4气象及地震 21.1.5矿区经济概况、工业、农业等状况 21.1.6水源及电源 21.2井田地质特性 31.2.1地质构造 31.2.2煤层及煤质 42、煤层露头及风化带状况 61.2.3地质勘探限度 71.3矿井安全概况 71.3.1水文地质特性 71.3.2瓦斯赋存状况 81.3.3煤尘爆炸危险性 81.3.4煤自燃性及井下火区别布状况 91.3.5矿井水源分析，井下水灾解决 9第2章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 112.2.1矿井工作制度 112.2.2矿井设计生产能力及服务年限 11第3章井田开拓及采区通风 123.1井田开拓方案 123.1.1井田开拓方案 123.1.2水平划分及标高、开采水平重要开拓巷道断面 123.1.3依照编制矿井采区接续表 253.2采区通风 253.2.1采区概况： 253.2.2采区通风设计原则及规定 263.2.3矿井达到设计能力时采区数目 273.2.4采区回采工作面关于参数及通风方式 273.2.5采区内煤层开采顺序与回采工作面数目 283.2.6采区进、回风上山选取及回采工作面风流方向拟定 283.3掘进通风 303.3.1局部通风系统设计原则 303.3.2局部通风办法 313.3.3风筒选取 313.3.4局部通风机选取 323.4通风构筑物设立与重要通风机附属设备 323.4.1通风构筑物设立与规定 323.4.2重要通风机附属设备设立 34第4章矿井通风设计 364.1概况 364.2拟定矿井通风系统 364.2.1拟定矿井主扇工作办法 364.2.2选取矿井通风方式 374.2.3矿井反风方式 384.3计算和分派矿井总风量 384.3.1风量计算 384.3.2风量分派 594.3.3风速验算 624.4计算井巷通风总阻力 634.4.1通风阻力容易时期和通风阻力困难时期网络图 634.4.2矿井巷道阻力计算表 674.4.3通风网络解算 734.4.4计算矿井总风阻和总等积孔 794.5选取矿井通风设备 824.5.1计算Q扇 824.5.2计算主扇风压 824.5.3选取主扇 834.5.4选取电动机 864.6 概算矿井通风费用 87第5章矿井灾害防止办法 905.1防尘办法 905.1.1重要尘源 905.1.2消尘办法 905.2、隔爆办法 915.2.1防爆办法 915.2.2隔爆水槽棚设计 915.3防灭火办法 925.3.1煤层自燃防止办法 935.3.2防止性灌浆 935.3.3阻化剂防灭火 945.4事故防止及消灾筹划 945.4.1矿井发生重大事故后个关于人员有关责任 945.4.2消灾筹划 94结论 96致谢 97参照文献 97专项 99DirectoryAbstract IAbstract II1Miningandsecuritysituationinlaohutaiminefieldgeologicalfeatures 11.1Miningsituation 11.1.1Miningsituation 11.1.2Topographyandwater 21.1.3meteorological 21.1.4earthquake 21.1.5Withintheminingindustryandcoalproductionandconstructionconditions 21.1.6KaiFaShicoal 21.2Fieldgeologicalfeatures 31.2.1Geologicalstructure 31.2.2Coalandcoal 41.3Minesafetyconditions 61.3.1Hydrologicalgeologycharacteristics 71.3.2Thegasoccurrencecondition 71.3.3Dustexplosionhazard 71.3.4SpontaneousCombustionofCoalandthedistributionofundergroundfire 81.3.5Minewateranalysisandtreatmentofmineflood 82Coalreservesandproductioncapacity 102.1Faultstateandreserves 102.1.1Field 102.1.2Fieldgeologicalreservesandindustrialreserves 102.2Mineproductionabilityandservicelife 112.2.1Coalmineworksystemworksystem 112.2.2Inthedesignofmineproductionabilityandservicelife 113Fielddevelopmentandminingventilation 123.1Fielddevelopmentplan 123.1.1Pioneeringway 123.1.2Thepositionwithindustrialsiteselection 123.1.3Numberofwellboreposition 253.2Miningventilation 253.2.1Miningsituation 253.2.2Miningdesignprinciplesandrequirements 263.2.3Abilitytodesigntheminewhenthenumberofminingandposition 273.2.4Tilttowardsthelength，miningsectionandnumber 273.2.5Theventilationsystem 283.2.6Miningventilationsystem 283.3Ventilation 303.3.1Localventilationsystemdesignprinciples 303.3.2Localventilationmethod 313.3.3Hairandlocal-ventilatorchoice 313.3.4SelectLocalFan 323.4Withthemainstructuresventilationfanancillaryequipment 73.4.1Ventilatedstructures 73.4.2Mainfanancillaryequipment 74Mineventilationdesign 74.1general 74.2Mineventilationsystemworked 74.2.1Determinetheminemainfanmethodsofwork 74.2.2Choiceofmineventilationmode 74.2.3Minecounter-airmode 74.3Totalairdistributioncalculationandmine 74.3.1Volumecalculation 74.3.2Airdistribution 74.3.3Windspeedchecking 74.4Totalresistancebriflyventilationcalculation 84.4.1Drawingsandcomputerdatafiles 84.4.2Ventilationnetworksettlement 84.4.3Ventilationnetworkdiagram 84.4.4Airresistance 84.5Mineventilationequipmentselection 84.5.1Q.Calculated 84.5.2Calculationofwindfanswork 84.5.3Mainfanselection 84.5.4Selectmotor 84.6Mineventilationcostcalculation 85Safetyfacilitiesanddisasterpreventiontreatmentplan 85.1Dustcontrolmeasures 85.1.1Themaindustsource 95.1.2Measurestoeliminatedust 95.2Watertent 95.2.1Isolationmeasures 95.2.2Isolationsinktentsdesign 95.3Fireextinguishinggroutingsystem 95.3.1Thesolidmaterialselectionofslurry 95.3.2Thepreparationandshipping.Serum 95.3.3Groutingmethod 95.4Thegasdrainagesystem 95.4.1Thedrainagedesignprinciples 95.4.2Thegasdrainagemethod 9Conclusion 10Thanksl 10References 10Topics 10第1章矿区及安全概况井田地质特性1.1矿区概况1.1.1交通位置东荣三矿位于双鸭山市北40km,从属于双鸭山矿业集有限公司，行政区划从属于双鸭山市集贤县。地理坐标为东经131°21′～131°29′，北纬46°51′～46°58′。北以F81、F10、F33、F95、F5断层为界与拟建东荣一矿相临；南与东荣二矿相邻，以F48、F10、F4及其延长线和F7断层为界；西以F11、F74、F75断层为界；东以30号煤层露头为界。本井通过矿区专用铁路线与佳富线双鸭山车站相接，向西经佳木斯（76km）；公路与同三公路相通；可通往全国各大都市，交通十分便利。图1-11.1.2地形地势 井田内地势平坦,地表标高为66～67m,井田北部福山屯沙包标高88.34m为最高点。井田内全为第四系松散沉积物分布，为冲积洪积平原。井田内有纵横交错农灌排涝沟。1.1.3河流、湖泊、沼泽分布及范畴井田北35公里处有松花，洪水期最高水位为67.3m，百年一遇为67.51m，枯水期最低水位为55.02m，年最大流量3350m3/h，年最小流量1920m3/h，百年最高洪水位超过本井田平均标高。1.1.4气象及地震井田为寒温带大陆性气候；7月平均最高气温23.9。C（1982年），1月平均最低气温-23.9。C（1977）；年最大降雨量为325.7mm～692.2mm，多集中在7～9月；最大冻结深度为2m；冬季多为西北风，风速为3.6～6.3m/秒。地震烈度不大于4级，为深裂区。依照国家地震局资料，本区地震裂度在6度如下，无强烈地震史。1.1.5矿区经济概况、工业、农业等状况矿区内以农业为重要经济形式，重要农作物有小麦、大豆、玉米等。除煤矿以外，矿区内有机修厂、木材厂、砖瓦厂、粮食加工厂等为农业生产服务工厂。1.1.6水源及电源双鸭山地区既有区域变电站两座及正在兴建大型火力发电厂一座，在矿区总体设计阶段，供电电源方案已达到合同，因此，供电电源容易解决。本区内第四系地层广泛分布，地下含水量极其丰富，水源充分。1.2井田地质特性1.2.1地质构造1煤田和井田地质构造：本煤田位于东北台地与那丹哈达岭褶皱带之间合江台向斜西部即新华夏系第二隆起带北端三江盆地西部。本井田位于三江盆地绥滨~新安镇坳陷中东辉~东荣向斜东翼中段。总构造形态为一种走向近南北背、向斜相间褶皱。区内发育不同序次和展布方向四组断裂。双鸭山煤田位于东部老爷岭地段东部，处在新华夏系第二隆起带龙江弧形构造北缘，总体为一弧形展布向斜构造。2地质年代，地层层序：东荣三矿位于集贤煤田东南部，为一全隐蔽区，煤田内地层简朴，发育有下元古界麻山群、古生界泥盆中统、中生界侏罗系上统、新生界第三系上新统和第四系，其中中侏罗系上统（鸡西群）最大地层厚度为2400m。地层层序由老至新分别论述如下：1）元古界麻山群：为煤系基底。重要岩性为花岗片麻岩，另一方面为黑云母片岩，绿泥石片岩等。分布于福山背斜，F11断层以西。2）古生界泥盆系中统青龙山组，为煤系基底。重要岩性为灰色粉砂岩、长石砂岩、石英岩及其侵入花岗岩。3）中生界侏罗系，不整合于太古界麻山群或古生界泥盆系之上。总厚度816～不不大于1731m，平均厚度为1110m。4）第三系上新统富锦组不整合于穆棱组之上，厚0～164m，平均为108m。岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩。5）第四系不整合于第三系之上，重要为冲积层、坡积物，成分为粘土和风化玄武岩、各粒及级砂。3煤系地层走向、倾向及倾角井田地层走向近南北，倾角4～65°，平均倾角16～17。4断层和褶曲状况全矿井田范畴内查明断层47条，其中30米如下落差断层20条，30~50米落差5条，50~100米落差8条，100米以上落差14条。按其展布规律可分四组：南北向弧形断裂、东西向断裂、北东向断裂、北西向断裂。本区位于东北台地与那丹哈达岭褶皱带之间合江台向斜西部即新华夏系第二隆起带北端三江盆地西部。本井田位于三江盆地绥滨~新安镇坳陷中东辉~东荣向斜东翼中段。总构造形态为一种走向近南北背、向斜相间褶皱。区内发育不同序次和展布方向四组断裂。双鸭山煤田位于东部老爷岭地段东部，处在新华夏系第二隆起带龙江弧形构造北缘，总体为一弧形展布向斜构造。5火成岩侵入状况该区仅燕山期侵入岩对煤系有影响，但活动薄弱。岩性为闪长玢岩和基性辉绿岩。多以岩墙产出于煤系地层中。对煤层影响甚微。1.2.2煤层及煤质1含煤层数，煤层厚度，层间距、顶底板岩性井田内含煤地层为侏罗系中统鸡西群。具备工业价值可采煤层均赋存于该群城子河组中，城子河组厚933m分上、中、下三段，共含煤63层，煤层总厚度为31.43m,含煤系数为3.37%。其中:重要可采煤层2个，累厚4.73m，占10层煤总厚度41％，大部可采煤层、局部可采煤层7个，累厚3.11m，占10个煤层总厚度26％。井田内煤层属于较稳定～不稳定，构造简朴～复杂，普通含1～2层夹矸，少数可达1～2层。详细见下表：可采煤层厚、构造及层间距一览表可采煤层层间距煤层厚度构造稳定性夹石可采类别最大最小平均最大最小平均层数厚度1848213391.2400.6较简朴不稳定1～30.05～0.1局部可采784161142.701.06较简朴较稳定1～20.05～0.42大部可采5312271610511444.360.192.24较简朴较稳定1～30.05～0.55可采185814344.5501.49较复杂较稳定1～50.05～2.02大部可采21277141.9900.58较简朴较稳定1～20.05～2.5大部可采242831051823.1301.16简朴不稳定1～20.05～1.64大部可采3091204120417.2902.49较复杂较少1～40.05～0.49可采表1-1各煤层特性见表全井田共发育可采层7个，分别为9、14、16、18、21、24、30号煤层，主采层为16、30号煤层。9号煤层：局部可采。厚0～1.24m，平均0.6m，为单一构造，不稳定。伪顶厚0.05～0.10m，顶板为中粗粒砂岩，底板以粉砂岩为主。14号煤层：大某些可采。厚0～2.7m，普通厚1.06m，为复杂构造含1～3层夹石，顶板为粉砂岩，底板为细砂岩和粉砂岩互层，距9号煤层层间距32～50m，平均416号煤层：全区可采。厚度0.19～4.36m，单一构造局部发育1～3层夹石，顶板为粉砂岩，底板为含碳粉砂岩，上距14号煤层12～43m，平均2918号煤层：大某些可采，厚达0～4.55m，平均厚1.49m。为复杂构造含夹石1～5层，煤层灰份较高。顶、底板为中～粗砂岩或中～细砂岩。上距16号煤层层间距11～105m，平均为44m。21号煤层：大某些可采，厚0～1.99m，平均为0.58m。单一～复杂构造，煤层发育较稳定。顶板以粉砂岩为主局部为细砂岩，底板为粉砂岩或粉砂岩与细砂岩互层。距20-3号煤层层间距20～91m，平均41m。24号煤层：大某些可采，厚0～3.13m，平均为1.16m。构造简朴，有1～2层夹矸。煤层发育较稳定。顶板为粉砂岩，底板为粉、细砂岩互层，距23号煤层层间距7～27m，平均14m。30号煤层：为全井田重要可采煤层，厚0～7.29m，平均为2.49m。构造较复杂，为较稳定煤层，有1～4层夹矸。顶板为粉砂岩和中～粗砂岩，底板为细砂岩或粉砂岩与细砂岩互层。距30上号煤层层间距11～29m，平均20m。本区据精查报告分析，煤层顶底板岩性变化大，对16、18、24、30号煤层顶底板做自然状态抗压强度实验，顶板为392~1715kg/cm2，底板为425~2200kg/cm2。2、煤层露头及风化带状况储量计算图上拟定各煤层露头垂深30m是依照集贤矿采掘深度而定（已超过风化带深度）所拟定30m无用煤带实质上是采掘时保安煤柱，但不等于实际开采界线，此带内不计算储量。依照宏观岩石物理变异特性鉴定，第三第底界面下煤系基岩风化厚度为2—32.5m，平均数12m（据地质孔，水文孔记录）。从5个水文孔记录4.3m—22.9m，平均14m

，从风氧化煤肉眼鉴定标志：重要是裂隙面次生产物存在及其性质，在较多状况下有诸多泥质风化物。以及煤光泽差别和煤碎成小块稍捻即成粉块状等特性加以区别，以各煤层露头垂深10m以内，煤稍捻呈小块或粉状，并且光泽较暗淡，有较多泥状风化物充填在煤裂隙中，从煤层露头垂深10m以外，肉眼鉴定与正常煤样无明显差别。3、煤质特性本煤田煤呈黑色，条痕为棕色，以弱玻璃光泽为主，另一方面为沥青光泽，性较脆或坚硬，条带状构造明显，并以中条带为主亮煤，暗煤，丝炭条带或透镜体互层构成，镜煤呈线理状夹在这煤或暗煤中，水平层理，内生裂隙较少，外生裂隙中有时被方解石脉和粘土矿物充填，宏观煤岩类型半亮型，煤真密度在1.35～1.62之间，煤视密度在1.28～1.4之间。按中华人民共和国煤炭分类(GB5751-86)国标，本井田以气煤为主，某些弱粘结煤和长焰煤,其中:16、23、24，9、14、18、29—1号煤层为气煤，30上、30号煤层某些为弱粘煤。原煤灰分属于低中灰～中灰分、高挥发分，特低硫、特低磷～低磷、高热值～特高热值气煤、弱粘结煤及长焰煤，经加工后可作良好动力用煤，特别是机车用煤，此外还可作炼焦配煤、造气、化工等其他工业用煤。1.2.3地质勘探限度因本井田是一新建矿井，开采范畴小，仅动用30号煤层，因此本次核算时仅对动用30号煤层煤厚、倾角进行修改；补充了“三下”规程规定地表电塔、公路、排水管线等应留设保安煤柱；重新核算因矿界变更岭增长资源储量；对未动用资源储量块段进行抽查。对各个资源储量块段结合矿井设计对其资源类型进行认真拟定。符合省国土资源厅及市国土资源局对资源储量核算规定。1.3矿井安全概况1.3.1水文地质特性本井田是以储存量为主，水文地质条件属简朴类型裂隙充水矿床。本井田第四系含水层广泛分布，且含水丰富。供水含水层为第四系上部含水层，由各种粒级砂层、砾砂层和砾石层构成，上部含水层厚度量40—60m，富水性强，含水丰富，含水层单位涌水量2.655L/s.m，渗入系数17.88m/d,水位3.5m，均为承压水。水质评价：总硬度4.35～14.82德国度，ＰＨ值6.6～６.9，矿化度0.10～0.369k/L,铁离子1.6～4.8mg/L，水质类型为ＨＣＯ３—ＳＯ４—Ｃa—Ｍg,除铁离子普遍较高外超过饮用水原则外，其他均符合地下水饮用水原则。综上所述，本井田补给条件差，煤系裂隙含水带含水薄弱，并以静储量为主。矿井涌水量开采初期较大，随着开采深度延深，地下水被逐渐疏干，则矿井涌水量逐渐减小至趋于稳定。通过近三年生产过程中涌水量实际观测，矿井涌水量为200～240M３／h。1.3.2瓦斯赋存状况914161820-2232430CH4（ml/g）0.55~2.650.13~0.5650.17~1.880.09~1.0070.08~0.493.280.22~3.6110.44~1.036CO2（ml/g）0.052~0.270.05~0.2810.007~0.840.09~0.4550.08~0.2660.170.045~0.310.063~2.692本井田瓦斯含量较低为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量5.2m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量为34m3/min。历史上没有发生过瓦斯爆炸状况。精查测定瓦斯含量如下：表1-2各煤层瓦斯含量测定表1.3.3煤尘爆炸危险性本井田7个重要可采煤层共采38个样，测值：火焰长度不不大于400mm，抑制煤尘爆炸岩粉量65～80%，各煤层均有爆炸危险。1.3.4煤自燃性及井下火区别布状况7个重要可采煤层，21个样，测值T值在6~46之间，煤层有也许自燃发火。本区为地温正常区。本矿井煤层有自然发火倾向，设计配备了防火灌浆系统，并辅以喷洒阻化剂和加强监测等防治煤层自然发火办法。三矿现开采30层煤，为容易自燃煤层，开展了自燃发火预测预报工作，束管监测系统地面系统和井下系统安装完毕，现正在使用。三矿进行采后防止性灌浆。所有采煤工作面回采结束后，都是在30天内撤出一切设备、材料，并进行永久性封闭。1.3.5矿井水源分析，井下水灾解决为防止钻孔沟通第四系含水层，在采掘工作面接近钻孔前，应检查钻孔封孔质量，严防四系层水通过钻孔涌入井下。对落差较大张性断层，开采时必要留有足够防水煤柱，当采掘工作面接近断层时，必要打超前钻孔探放水。第2章矿井储量与生产能力2.1井田境界及储量2.1.1井田境界东荣三矿北与拟建东荣四矿相接，以F81、F10、F33、F95、F5断层为界；南与东荣二矿为相邻，以F48、F10、F4及其延长线和F7断层为界；西以F11、F74、F75断层为界；东以30号煤层露头为界。井田南北走向长6.5-7.9KM，平均7.2KM，东西倾斜宽5.8-7.0KM，平均6.4KM，井田面积48.03KM22.1.2储量由于开采，依照最新复核成果资源储量如下：1矿井地质储量：全井田资源储量为197.38Mt，涉及“能运用储量”195.45Mt和“暂不能运用储量”1.93Mt。2矿井工业储量：勘探地质报告提供“能运用储量”中A、B、C三级储量，A、B、C三级储量：A+B+C级：193.52Mt；A+B级：99.93Mt；远景储量D级：1.91Mt。3矿井可采储量：井田可采储量为：Z=(Zc-P)×C（2-1）式中：Z——可采储量，Mt；Zc——工业储量，Mt；P——永久煤柱损失，Mt；C——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。留设各类煤柱总计39.01Mt,其中:二九一场部5.89Mt,断层煤柱22.01Mt,工业广场煤柱7.95Mt,东风井煤柱3.08Mt,北风井煤柱0.07Mt。计算得：Z=（193.52-39.01）×0.8=123.61Mt，约合123.6Mt2.2矿井生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度依照《设计规范》规定：本矿井设计年工作日330d，每日三班作业，其中两班生产，一班准备，每班工作8h，每天净提高时间14h.2.2.2矿井设计生产能力及服务年限l、设计矿井年生产能力和日生产能力依照井田储量、煤层赋存状况、地质条件等状况来分析，考虑到技术装备和管理水平等因素，设计矿井生产能力为1.5Mt/a。每年按330d计算，则日生产能力为：1.5Mt/330d=4545t/d依照设计，本矿井年生产能力1.5Mt，日生产能力4545t。2、设计矿井服务年限，各水平服务年限。按照公式P=Z/AK（2-2）式中：P为矿井设计服务年限，a；Z井田可采储量，Mt；A为矿井生产能力，Mt/a；K为矿井储量备用系数，普通取1.4；计算得：P=123.6/1.5×1.4=59a依照设计，东荣三矿服务年限为59年。第3章井田开拓及采区通风3.1井田开拓方案3.1.1井田开拓方案依照本井田地质条件，拟定该矿为立井、多水平、重要石门、分组大巷、采区上下山开拓方式。工业场地内设有主、副、二个风井共四个立井，分别肩负全矿井煤炭提高、辅助运送及专用回风井。3.1.2水平划分及标高、开采水平重要开拓巷道断面依照本井煤层赋存条件，拟定多水平开采，一水平标高-500m，二水平-800。开采上限标高则依照不同采区块段煤层风氧化裂隙带深度不同而有所变化，其范畴为-200～-320m。重要巷道断面图：主井断面见图3-1副井断面见图3-2重要运送大巷断面见图3-3主运送石门断面见图3-4总回风大巷断面见图3-5采区回风上山断面见图3-6采区轨道上山断面见图3-7采区运送上山断面见图3-8采区运送石门断面见图3-9采区回风石门断面见图3-10区段运送巷断面见图3-11区段回风巷断面见图3-12图3-1主井断面图3-2副井断面图3-3重要运送大巷断面图3-4主运送石门巷道断面图3-5总回风巷巷道断面图3-6采区回风上山巷道断面图3-7采区轨道上山巷道断面图3-8采区运送上山巷道断面图3-9采区运送石门断面图3-10采区回风石门断面图3-11区段回风平巷断面图3-12区段区段平巷断面3.1.3依照编制矿井采区接续表表3-1矿井采区接续表3.2采区通风3.2.1采区概况：采区位置：双鸭山矿业集团东荣三矿东二采区。采区范畴：本采区煤层上边界为DF5(16#)，下边界为-540(16#)，左边界为F36，右边界为F20(16#)。本采区共有三个煤层，分别为9#、14#、16#。瓦斯状况：本采区瓦斯级别为低瓦斯，采区相对瓦斯涌出量为5.2m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量为34m3自燃发火：有自燃发火危险，发火期为5-8个月。开拓方式：该采区采用上山开拓，开拓水平在-500m，布置采用三条上山，一条轨道上山承担采区进风，一条皮带运送机上山承担采区煤炭运送，一条回风上山承担采区回风。工作面设立状况:该采区布置一种采煤工作面，位于9#层回采工作面。此采煤工作面采用普通机械化采煤法，采用单体液压支柱支护。工作面最大拉顶距为4.4米，最小拉顶距为3.6米。顶板管理方式为所有垮法管理顶板。本采区还布置了2个掘进工作面，位于14层顺槽，采区上区段。一个采区上部绞车房，位于轨道上山上部车场。3.2.2采区通风设计原则及规定采区通风系统是矿井通风系统基本构成某些。它重要取决于采区巷道和采煤办法，同步要满足通风特殊规定。如高瓦斯或地温很高，有时是决定采区通风系统重要条件，在拟定采区通风系统时应满足条件如下：1在采区通风系统中，保证风流流动稳定性，尽量避免对角风路，尽量减少采区漏风量，并有助于采区瓦斯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限度最小。2回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。3煤层倾角不不大于回采工作面都应采用上行通风，如采用下行通风时，必要报矿总工程师批准，并遵守下列规定：（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）应有可以控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流安全办法。在有煤和瓦斯突出危险、倾角不不大于煤层中，禁止采用下行通风；（4）开采有煤尘爆炸危险矿井，在井下两翼、相邻采区和相邻煤层，都必要用水棚隔开，在所有运送巷道和回风巷道中，必要散布岩粉或冲洗巷道。4必要保证通风设施规格质量规定。5要保证风量按需分派，尽量使用通风阻力小并且风流畅通。6机电硐室必要在进风流中。7采空区必要及时封闭。8要设立管线、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。3.2.3矿井达到设计能力时采区数目通风阻力容易时期，当采区达到设计生产能力时，开采采区为东二采区和东八采区，有两个回采工作面和四个掘进工作面同步生产。通风阻力困难时期，当采区达到设计生产能力时，开采采区为东九采区和东十采区，有两个回采工作面和六个掘进工作面同步生产。3.2.4采区回采工作面关于参数及通风方式本设计采区为东二采区，其走向长为1.5km，倾斜宽为1.4km，开采煤层分别为9#、14#、16#，其区段斜长为215m，划分为5个区段，工作面长度为200m，采高3.6m，采区采用无煤柱开采方式，提高了回采率。工作面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3-11U型通风方式。图3-11U型通风方式下面进行几种通风类型比较和选取。U型通风煤炭自燃威胁较大，上隅角瓦斯浓度高，U型后退式通风方式多合用于沼气涌出量不大，且不易自然发火煤层开采中，对沼气涌出量很大，且易自燃发火煤层，必要采用特殊办法。W型长处在于：相邻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开拓和维护费用；通风网络属于并联构造，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减少，但采空区空气流动相应发生可变化，迫使采空区沼气较集中地从上部回采工作面上隅角涌出，使该处时常处在沼气超限状态，故仅合用于低沼气矿井。Z型通风方式长处是：与迈进式U型相比，巷道采煤工程量较少；进、回风巷只需在一侧采空条件下维护；采区内进、回风巷总长度近似不变，有助于稳定风阻、改进通风。Y型通风方式长处是：较好解决了回采工作面上隅角沼气超限之患；由于工作面上下端均处在进风流中，故改进了作业环境；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，因而可采用W、Z、Y通风，但这几种方式规定巷道及时维护，且前期巷道工程量大，工作面巷道管理困难。因此本矿井两个采区工作面采用U型通风，构造简朴，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。3.2.5采区内煤层开采顺序与回采工作面数目东二采区共有三个煤层，分别为9#、14#、16#。煤层为开采顺序由上至下，先开采煤层上区段，开采顺序分别为9#，14#和16#。然后再依次开采下一种区段，开采顺序相似。采区内有一种回采工作面和一种备采工作面。3.2.6采区进、回风上山选取及回采工作面风流方向拟定1采区进风上山和回风上山选取结合本矿地质条件、煤层赋存状况及矿井生产能力等详细因素，本采区依照技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条输送机上山。采区通风方式重要有三种：1输送机下山进风，轨道下山回风；2轨道下山进风，输送机下山回风；3轨道下山、运送机下山进风，回风上山回风。通过对采区通风方式比较，见表3-2。通风系统下山数目合用条件及优缺陷输送机上山进风，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似而方向相反，因此风门较少.比较容易控制风流；2.由于风流与运煤方向相反，风流与煤相对速度增2条加，导致大量煤尘飞扬;同步，煤在运送过程中不断涌出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增长；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、车辆通过以便；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、运料用各区段中部车场、上山下部车场内均须设立风门，不易管理，漏风大。轨道上山、输送机上山进风，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、下阶段同步生产。是当前大中型矿井普遍采用通风系统；避免了上述两种系统缺陷，同步具备两者长处，但需增长一条上山，工程量较大。表3-2采区上山通风系统比较2回采工作面通风系统选取按回采工作面回风方向选取，对上、下行通风优缺陷进行比较(见表3-3)。通风系统合用条件及优缺陷上行通风在煤层倾角不不大于回采工作面，都应采用上行通风。优缺陷如下：1.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有助于较快减少工作面瓦斯浓度；2.风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增长了回采工作面进风流中煤尘浓度；同步，煤炭在运送中放出瓦斯又随风流带到回采工作面，增长了工作面瓦斯浓度；3.运送设备运转时所产生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、倾角不大于12º煤层中，可考虑采用下行通风；工作面下行通风，除了可以减少瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，减少水砂充填工作面空气温度，有助于提高工作面产量，但运送设备处在回风流中，不太安全。表3-3回采工作面上、下行通风合用条件及优缺陷依照本采区实际状况，本采区煤层倾角均不不大于12°，因而采用上行通风。、3.3掘进通风3.3.1局部通风系统设计原则局部通风机是矿井通风系统一种重要构成某些，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可伸缩风筒或完全刚性风筒。风筒材质应选取阻燃、抗静电型；5当一台风机不能满足通风规定期可考虑选用两台或多台风机联合运营。3.3.2局部通风办法掘进通风办法分为运用矿井总风压通风和运用局部动力设备通风办法。局部通风机通风是矿井广泛采用掘进通风办法，是由局部通风机和风筒构成一体进行通风。局部通风机通风是矿井广泛采用掘进通风办法，是由局部通风机和风筒构成一体进行通风。按工作方式分为，压入式通风如图3-12与抽出式通风如图3-13图3-12压入式通风图3-13抽出式通风压入式通风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，有助于巷道排烟。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。因此本采区掘进通风采用压入式。3.3.3风筒选取依照本采区得实际状况和风筒特点，本采区采用是帆布风筒。由于帆布风筒应用广泛，最大长处时轻、拆装以便，不通风时可占空间小。依照实际状况和规程规定，选取直径为400mm帆布风筒。3.3.4局部通风机选取结合本采区实际状况,选用型号为FBD-NO.6.0/2×22局部通风机，一种掘进工作面2台，一台使用，一台备用。表3-4为FBD系列风机重要技术参数。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.6.0/302×15447～160440～5030≥80NO.6.0/372×18.5500～250450～5500≥80NO.6.0/442×22550～250450～6000≥80NO.6.3/602×30630～260360～6300≥80表3-4FBD系列风机重要技术参数3.4通风构筑物设立与重要通风机附属设备3.4.1通风构筑物设立与规定1依照通风网络规定，拟定风门、风窗个数和位置本矿井在回风上山、采区石门等地点设立了风门。前期布置风门数量为4个，后期布置风门数量也为4个。本矿井在绞车房和变电所等地各设立了风窗，以调节各地区风量。前期布置风窗数量为8个，后期布置风窗数量也为8个。详细位置和个数见附图1（东荣三矿矿井通风系统图），附图2（东荣三矿后期矿井通风系统立体示意图）。2核心地点通风构筑物断面计算计算矿井风窗、风门面积风窗，风门面积可用如下公式进行计算：式中：Q——通过风门、风窗面积，m3/s；S——风门、风窗所在巷道面积；hr——风门、风窗两面压差。火药库风窗面积容易时期：火药库风窗阻力为hr=210.1278Pa通过火药库总风量为Q=1.6194m3/s由公式得：火药库风窗面积S=0.0460m2困难时期：火药库风窗阻力为hr=1906.5960Pa通过火药库总风量为Q=1.5943m3/s由公式得：火药库风窗面积S=0.0153m2（2）绞车房风窗面积容易时期：绞车房风窗阻力为hr=60.1315Pa通过绞车房总风量1.4536m3/s由公式得：绞车房风窗面积S=0.0897m2困难时期：绞车房风窗阻力为hr=141.8902Pa通过绞车房总风量1.5361m3/s由公式得：绞车房风窗面积S=0.0622m2变电所风窗面积容易时期：变电所风窗阻力为hr=0.147Pa通过变电所总风量3.0279m3/s由公式得：北变电所风窗面积S=2.4589m2困难时期：变电所风窗阻力为hr=11.9527Pa通过变电所总风量3.5328m3/s由公式得：变电所风窗面积S=0.5426m23通风构筑物施工规定。风门设立规定每组风门不少于两道，入排风巷道之间需要设风门处同步设反向风门，其数量不少于两道；风门能自动关闭；通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统风门要装有闭锁装置；风门不能同步敞开（涉及反风门）；门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°；风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不不大于0.5m，严密不漏风；墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝；风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严；风门先后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。在人员和车辆可以通行、风流不能通过巷道中，至少要建立两道风门，间距要不不大于运送工具长度，以便一道风门启动时，另一道风门是关闭。3.4.2重要通风机附属设备设立风硐风硐是矿井重要通风机和风井之间联系巷道，因风硐内风量较大，风硐内外压差也较大因此对风硐设计和施工质量规定较高起技术规定是：风硐断面应保证其内风速不不不大于15m2风硐不适当过长，断面形状一圆形为最佳，内壁应光滑、拐弯要平缓，保持风硐内无堆积粉尘。风硐通风阻力不超过100－200Pa；风硐与风井连接处要平缓避免突然扩大和缩小；风硐及风硐内闸门等装置，构造要严密，一防止大量漏风。防爆门防爆门是防止瓦斯、煤尘爆炸时毁坏通风机安全设施，《规程》规定：装有重要通风机或分区通风机出风井口必要安装防爆门。防爆门技术规定：防爆门面积不不大于井口面积；防爆门必要正对出风井风流方向，保证在井下发生爆炸时，高压气浪将其冲开；防爆门构造应结实严密，水封槽中应经常保持足够水位，以防漏风；防爆门上要挂平衡捶配重。扩散器通风机出风口外接一定长度、断面逐渐扩大建筑物即为扩散器。其功能是将通风机出口速压更多地转化为静压，以减少通风机出口速压损失，提高通风机装置静压。反风办法《规程》规定：生产矿井重要通风机必要装有反风设施。反风设施技术规定：构造简朴，结实可靠；启动灵活，司机一种人可以操作反风；反风操作时间从下令反风开始，在10min内必要变化巷道中风流方向；反风设备反风时供应风量不应不大于正常风量40%。当井下发火时，运用反风设备和设施变化火灾烟流方向，以使火源下风侧人员处在火源“上风侧”新鲜风流中。详细办法为：风机反转反风，通过风机反转来完毕，全矿井反风通过重要通风机即附属第4章矿井通风设计4.1概况本井田瓦斯含量较低，为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量5.2m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量为34m3/min。历史上没有发生过瓦斯爆炸状况。重要可采煤层抑制煤尘爆炸岩粉量65～80%，各煤层均有爆炸危险。本矿井煤层有自然发火倾向，设计配备了防火灌浆系统，并辅以喷洒阻化剂和加强监测等防治煤层自然发火办法。本区为地温正常区。4.2拟定矿井通风系统4.2.1拟定矿井主扇工作办法重要通风机工作办法有压入式、抽出式、压抽混合式3种，即正压通风、负压通风、混合式通风。压入式重要通风机设在入风口，整个通风系统都处在高于本地大气压正压状态。漏风是从矿内向矿外漏。当矿井第一水平离地表较近，小窑分布多，塌陷漏风可直通达地表。瓦斯小时，采用压入式通风会使一某些污风联通小窑积存有害气体通过塌陷漏风排出地表。压入式通风重要通风机一旦因故停止运转，井下空气绝对静压将有所下降，也许在短时间内引起矿井绝对瓦斯涌出量增大。普通以为，压入式通风不适当在高瓦斯矿井中使用；但也有持反对观点，以为主扇工作办法与停风后采空区瓦斯涌出量没有明显联系。采用压入式通风时，进风区漏风较大，控制风流设施不易管理；此外由于采空区是通过塌陷区向外漏风，自燃征兆不易及时发现。抽出式重要通风机设在回风井口，整个通风系统处在低于本地大气压负压状态。当矿井与地表间存在漏风通道时，漏风是从地表漏向矿内；当存在小窑时，会把积存有害气体抽到井下，是工作面有效风量减少。抽出式通风是国内煤矿采用最广泛重要通风机工作办法。压抽混合式这种办法是在入风井口设通风机作压入式通风机，在出风井口设通风机作抽出式通风，通风系统进风某些处在正压状态，回风某些处在负压状态。由于其正压与负压均不大，采空区连通地表漏风也就较小。这种办法缺陷就是设备多，管理复杂。新井设计时普通不考虑采用这种办法。通过对上述主扇工作办法比较，可知抽出式通风办法使井下风流处在负压状态，当主扇浮现故障时，井下采空区瓦斯涌出量减少，安全性较好，故采用抽出式负压通风。4.2.2选取矿井通风方式矿井通风方式划分，既可按进、回风井在井田内相对位置划分，也可按回风井个数来划分：1．中央并列式即出风井与进风井大体并列于井田中央通风方式。这种通风方式合用于煤层倾角较大，走向长度不大于4km，并且瓦斯、自然发火都不严重矿井。它特点是：初期投资少，采区生产集中，便于管理，节约风井工业广场占地，较在井田内打边界风井压煤少；进出风井之间漏风较大、风路长、阻力较大，工业广场有噪声。2.中央分列式即进风井与出风井分别位于井田走向中央及井田浅部边界沿走向中央，在沿倾斜方向上，出风井和进风井相隔一段距离。这种通风方式合用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向擦很伤心度不大，并且瓦斯、自然发火较为严重矿井。它特点是：比中央并列式安全性要好；通风阻力小，内部漏风少，利于对瓦斯、自然发火管理；工业广场没有噪声影响；多一种风井场地，压煤较多。3．对角式即进风井位于井田走向中央，两个出风井位于沿倾斜方向前部、沿走向边界附近。这种通风方式合用于煤层走向不不大于4km、井田面积大、产量较高矿井。它优缺陷与中央并列式通风方式相反，比中央边界式安全性要好，但初期投资大，建井工期长。有瓦斯喷出或有煤尘和瓦斯突出危险饿矿井，应采用对角式通风系统。4.分区式即在采用开掘风井，各采区独立通风。这种通风方式使用于煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大、无法开掘浅部总回风大巷矿井。此外煤层走向长，多煤层开采，高温等矿井亦有采用此方式。该通风方式重要长处是各分区有独立通风路线，互不影响并且通风阻力最小。此外，该通风方式还具备建井工期短、安全生产好，分区风井多，战场地多，通风机管理分散等特点。依照地质报告，本矿井拟定为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险及煤层自燃发火倾向。设计采用中央分列式通风系统，通风方式为抽出式。4.2.3矿井反风方式依照本矿实际状况，本矿反风方式为风机反转反风。4.3计算和分派矿井总风量本设计采用由里往外计算风量计算办法，即先算矿井总风量后算井下用风点需风量。将依照基本原则：以采、掘、开工作面为计算单位，备用工作面按同样规定满足瓦斯、二氧化碳、风流温度等规定计算需风量，并且不低于其回采时需风量50%，取各种计算办法风量最大值。4.3.1风量计算（1）风量计算办法选取供应煤矿井下任何工作面风地点新鲜风量，必要根据下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该工作用风地点供风量。1）按该用风地点同步工作最多人数计算，每人每分钟供应风量不得不大于4m32）按该用风地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》关于各项规定规定分别计算，取其最大值[5]。（2）风量计算原则无论矿井或采区供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算原则，分别计算出各个地点实际最大需风量，从而求出该地区风量总和，再考虑一定备用风量系数后，作为该地区供风量。即“由里往外”计算原则，由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算出各采区风量，最后求出全矿井总风量。矿井风量计算按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量总和进行设计，按照“由里往外”计算办法进行计算一.通风阻力容易时期风量计算本矿井通风阻力容易时期布置二个采区，分别为东二采区和东八采区。东二采区布置一种综采工作面，两个掘进工作面，东八采区布置一种综采工作面，二个掘进工作面。东二采区采煤工作面需要风量1回采工作面通风系统基本规定：(1)回采工作面和掘进工作面都应独立通风；(2)风流稳定，在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联结或复杂网络内联结上；当无法避免时，应有保证风流稳定办法；(3)漏风小，应尽量减小回采工作面内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面漏风；(4)回采工作面调风设施可靠。每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值[11]。2按瓦斯涌出量计算由于本采区为低瓦斯采煤工作面，按气象条件或瓦斯涌出量拟定需要风量，其计算公式为：（4-1）式中：-采煤工作面风量，m3/min；-不同采煤方式工作面所需基本风量，m3/min(见表4-1)；-回采工作面基本配风量表(见表4-2)；-回采工作面调节系数(见表4-3)；-回采工作面温度调节系数(见表4-4)表4-1不同采煤方式工作面所需基本风量采煤法综采高档普采中厚煤层长臂法薄煤层机采炮采基本量m3/min＞4.5m3.2～4.5m＜3.2m≥500≥450≥350≥300650500450表4-2K采高-回采工作面采高调节系数采高(m)＞2.02.0～2.52.0～2.5及放顶煤系数(K采高)1.01.11.5表4-3K采面长-回采工作面调节系数回采工作面长度(m)80～150150～200＞200调节系数1.01.0～1.31.3～1.5表4-4K温-回采工作面温度调节系数回采工作面空气温度℃采煤工作面风速m/s配风调节系数K温＜201.01.0020～231.0～1.51.00～1.1023～261.5～1.81.10～1.2526～281.8～2.51.25～1.4028～302.5～3.01.40～1.60综上可得（4-1）=450×1.5×1.3×1.2=10533按工作面温度选取适当风速进行计算长壁工作面实际需要风量计算，由工作面气温t而拟定工作面风速V，按下式计算：（4-2）式中：-采煤工作面风速，m/s；-采煤工作面平均断面积m2。V采=1.5m/sS采=8m=60×1.5×8=720m3/min4按采场出勤最多人数计算风量：（4-3）式中：N-工作面同步工作最多人数。本采区工作面同步工作最多人数为60人=4×60=240m3/min5风速校验依照《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m∕s，最大风速为4m∕s规定进行验算，即回采工作面风量应满足：（4-4）60×0.25×8m3/min≤1053m3120m3/min≤1053m3经验证符合规定，因而采煤工作面得风量为1053m3/min,即17.55m3/s。本设计东二采区设一种采煤工作面，一种备采面，备采面风量为采面风量一半，因而，工作面总风量为1579.5m3/min，即26.33m3/s。东八采区采煤工作面需要风量1按瓦斯涌出量计算由于本采区为低瓦斯采煤工作面，按气象条件或瓦斯涌出量拟定需要风量，其计算公式为：（4-1）式中：-采煤工作面风量，m3/min；-不同采煤方式工作面所需基本风量，m3/min(见表4-1)；-回采工作面基本配风量表(见表4-2)；-回采工作面调节系数(见表4-3)；-回采工作面温度调节系数(见表4-4)综上可得（4-1）=450×1.5×1.3×1.3=1140.75m2按工作面温度选取适当风速进行计算长壁工作面实际需要风量计算，由工作面气温t而拟定工作面风速V，按下式计算：（4-2）式中：-采煤工作面风速，m/s；-采煤工作面平均断面积m2。V采=1.5m/sS采=8m=60×2.1×8=1008m4按采场出勤最多人数计算风量：（4-3）式中：N-工作面同步工作最多人数。本采区工作面同步工作最多人数为60人=4×60=240m35风速校验依照《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m∕s，最大风速为4m∕s规定进行验算，即回采工作面风量应满足：（4-4）60×0.25×8m3/min≤1140.75m3120m3/min≤1140.75m3经验证符合规定，因而采煤工作面得风量为1140.75m3/min,即19.01m3/s。本设计东八设一种采煤工作面，一种备采面，备采面风量为采面风量一半，因而，工作面总风量为1711.13m3/min，即28.5m3/s。东二采区掘进工作面风量1按瓦斯涌出量计算（4-5）式中：-单个掘进工作面需要风量，m3/min；-掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min；-瓦斯涌出不均衡通风系数，(正常条件下，持续一种月检测，日最大绝对涌出量与跃平均日瓦斯绝对涌出量比值)。应按照实际检测而定，普通可取1.5-2.0。=100×1.92×1.5=288.41m32按照工作面最多余勤人数计算（4-6）式中：N-掘进工作面同步工作最多人数=4×20=80m3/min3按局扇吸风量计算依照上述三项拟定出掘进工作面风筒末端风量，再考虑掘进工作面长度和风筒漏风状况拟定掘进工作面供风量Q掘。按局部通风机实际风量Q掘计算：（4-7）式中：-掘进工作面同步通风局部风机台数，台；-局部通风机实际吸风量，m3/min，4按风速检查取上述四项中最大值然后用下式计算检查：对掘进中煤巷、半煤巷：掘进工作面得面积S=12.6m240×12.6≥≥15×12.63024m3/min≥337.32m3/min≥经验证符合规定。5掘进巷道全风压供风量按局部通风机实际吸风量计算掘进巷道全风压供风量。岩巷掘进：煤巷、半煤巷掘进：因本采区掘进工作面掘进状况为煤巷、半煤巷掘进，故局部通风机实际吸风量计算掘进巷道全风压供风量应采用公式为，其中S=12.6m2即：由采区实际状况可知，本采区由2个掘进工作面，且各个掘进工作面掘进方式和巷道形状相似，即各个风量相似，因而掘进工作面实际总风量为：=2×526.32=1052.64m即掘进工作面总风量为东八采区掘进工作面风量1按瓦斯涌出量计算（4-5）式中：-单个掘进工作面需要风量，m3/min；-掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min；-瓦斯涌出不均衡通风系数，(正常条件下，持续一种月检测，日最大绝对涌出量与跃平均日瓦斯绝对涌出量比值)。应按照实际检测而定，普通可取1.5-2.0。=100×1.74×1.5=261m32按照工作面最多余勤人数计算（4-6）式中：N-掘进工作面同步工作最多人数=4×20=80m33按局扇吸风量计算依照上述三项拟定出掘进工作面风筒末端风量，再考虑掘进工作面长度和风筒漏风状况拟定掘进工作面供风量Q掘。按局部通风机实际风量Q掘计算：Q掘=Q吸I，m3/min（4-7）式中：-掘进工作面同步通风局部风机台数，台；-局部通风机实际吸风量，m3/min，Q掘=Q吸I=375.5m4按风速检查取上述四项中最大值然后用下式计算检查：对掘进中煤巷、半煤巷：掘进工作面得面积S=12.6m240×12.6≥≥15×12.63024m3/min≥375.5m3经验证符合规定。5掘进巷道全风压供风量按局部通风机实际吸风量计算掘进巷道全风压供风量。岩巷掘进：煤巷、半煤巷掘进：因本采区掘进工作面掘进状况为煤巷、半煤巷掘进，故局部通风机实际吸风量计算掘进巷道全风压供风量应采用公式为，其中S=12.6m2即：=375.5×1+15×12.6=564.5由采区实际状况可知，本采区由2个掘进工作面，且各个掘进工作面掘进方式和巷道形状相似，即各个风量相似，因而掘进工作面实际总风量为：=2×564.5=1129m即掘进工作面总风量为东二采区重要硐室风量井下硐室需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量总和来计算：式中：——所有独立通风硐室风量总和，m3/min、、、…不同独立供风硐室风量，m3/min井下充电室，应按其回风流中氢气浓度不大于0.5%计算风量，但不得不大于100，机电硐室需风量应依照不同硐室内设备降温规定进行配风[12]。选用硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30°C，其他硐室温度不超过26°C。矿井变电所及变电硐室可以按照表(4-5)拟定。表4-5井下硐室配风原则表名称大型小型充电房≥100m3≥60m3矿井变电所、绞车房、普通硐室80≥Q≥60m3依照实际状况和规程规定，各个硐室配风如下：变电所：60×2m3/min绞车房：60m3/min水泵房：60m3/min则，=240m3/min，即4m3/s。东八采区重要硐室风量井下硐室需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量总和来计算：式中：——所有独立通风硐室风量总和，m3/min、、、…不同独立供风硐室风量，m3/min井下充电室，应按其回风流中氢气浓度不大于0.5%计算风量，但不得不大于100，机电硐室需风量应依照不同硐室内设备降温规定进行配风[12]。选用硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30°C，其他硐室温度不超过26°C。矿井变电所及变电硐室可以按照表(4-5)拟定。依照实际状况和规程规定，各个硐室配风如下：变电所：60×2m3/min绞车房：60m3/min水泵房：60m3/min火药库：60m3/min则，=300m3/min，即5m3/s。东二采区其他井巷实际需要风量其他井巷实际需要风量，应按矿井各个其他巷道用风量总和5%计算：(4-9)=[1053+1053×(1/2)+526.32×2+240]×5%=143=2.39东八采区其他井巷实际需要风量其他井巷实际需要风量，应按矿井各个其他巷道用风量总和5%计算：(4-9)=[1140.75+1140.75×(1/2)+564.5×2+300]×5%=157=2.61通风阻力容易时期总需风量计算矿井总风量计算公式：（4-10）式中：-采煤工作面(涉及备用工作面)实际用风量之和，m3/min；-掘进工作面实际用风量之和，m3/min；-硐室实验用风量之和，m3/min；-其她用风量地点实际用风量之和，m3/min；-矿井通风系统，涉及矿井内部漏风和配风不均匀等因素，(抽出式K取1.15～1.2(建议取1.2～1.25，个别老矿井可取道1.45)，压入式K取1.25～1.3)。=[1579.5+17