矿井通风设计.docx

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除昆明冶金高等专科学校学生课程设计 专 业：煤矿开采技术 课程设计任务书课程：矿井通风任务：根据编号为 NO12 的基础资料，作通风课程设计。深度：对技术上可行矿井通风系统的一个方案进行设计，对矿井中一个掘进工作面进行掘进通风设计。要求：确定矿井的通风方法和通风方式，计算矿井工作面需风量和矿井供风量，计算矿井通风总阻力，选择矿井主要通风设备和附属设施，选择局部方法和局部通风设备，确定矿井通风设施，简单计算矿井通风费用。提交：通风系统平面图、立体示意图、网路图各一份，设计说明书一份。班 级： 采煤 班 姓 名： 完成日期： 指导教师： 矿井通风课程设计大纲一目的通过课程设计，了解矿井通风设计的基本步骤，进一步巩固和掌握本课程的基础知识，初步训练学生对所学矿井通风理论知识的综合应用能力和分析问题的能力。二要求根据任务书提供的基础资料，完成技术上可行矿井通风系统的一个方案的设计及一个掘进工作面局部通风设计。设计期间，应遵守学校规定的作息制度。课程设计工作要求在规定的地点和时间内完成，按时独立完成设计任务、提交成果。三时间安排设计时间两周。进度原则上按表1安排进行。表1 矿井通风课程设计进度安排表顺序工作内容时间分配1发课程设计任务书，确定通风系统，绘制通风系统立体图及通风示意图初稿。1天2确定矿井的通风方法和通风方式，计算矿井工作面需风量和矿井供风量。1天3根据各采区作业点及矿井硐室情况，对矿井总风量进行分配；对矿井通风系统各节点编号，列表计算各巷道的摩檫风阻。2天4确定矿井通风容易和困难两个时期的最大阻力线路，分别两个时期的矿井总阻力，选择矿井主要通风设备，确定附属设施。1天5确定矿井局部通风方法；对矿井中一个掘进工作面进行局部通风设计、计算，选择局部通风设备。26确定矿井通风设施和风量调节措施。1天7计算通风费用；整理图纸及编写说明书。1天8整理图纸及说明书，提交成果。1天四、成绩评定1、设计成绩根据设计期间的出勤情况、进度完成情况和设计成果综合评定。2、评分标准（1）课程设计内容完成情况，设计态度及设计过程中表现的独立工作能力。（2）课程设计的正确程度。（3）是否符合国家制定的各种规范、规程、标准。（4）设计放眼论证是否合理，计算是否正确，概念是否清楚。（5）设计图纸（包括插图）内容是否规范、正确，图面是否整洁美观。（6）说明书编写是否完整，文字是否通顺，书写是否完整。昆明高等专科学校矿业学院 目 录前言第一章 矿井概况及地质特征第一节 矿井概述第二节 矿区地质特征第三节 煤层及煤质第四节 矿井开采技术条件第二章 矿井开拓开采第一节 矿井资源，建设规模及服务年限第二节 矿井开拓系统第三节 开采方法及工艺第四节 矿井主要生产系统第五节 矿井工作制度第三章、矿井通风系统第一节 通风系统的拟定第二节 矿井采掘工作面及通风硐室第三节 采区通风系统第四章、矿井风量计算第一节 风量计算依据第二节 采区所需风量的计算与确定 第三节 矿井总需风量的计算与确定第四节 矿井总需风量的分配第五章 矿井通风总阻力计算 第一节 矿井通风阻力计算 第二节 矿井自然风压计算 第三节 矿井通风总阻力计算第四节 矿井通风难易程度评价第六章 矿井通风设备选择第一节 选择主要通风设备的参数计算第二节 选择通风机第三节 选择通风设备电动机第七章、矿井风量调节第一节 矿井风量调节的目的第二节 通风设施及设置情况第八章 局部通风设计第一节 局部通风方式确定第二节 掘进通风设备的确定第九章、矿井通风费用概算第一节 通风设备的折旧费和维修费第二节 矿井通风费用计算附图：1、 矿井通风系统平面图2、 矿井通风系统示意图（立体图、网路图）前 言本设计围绕XXXX村煤矿NO12矿井展开，XXXX村煤矿NO12矿井属“六证”齐全的合法生产矿井，矿井核定生产能力为30Kt/a，矿井于1991年2月开工建设，1992年1月投产以来，经过10多年的开采，矿井总回风巷两侧都是采空区通,巷道漏风严重,巷道维修量大,每年都投入大量资金进行巷道维修,为解决这一问题,矿山提出对现有矿井通风系统进行技术改造项目申请和可行性研究报告，先后经NB县经济局和大理州经济委员会审核同意立项。XXXX村煤矿NO12矿井井井根据2009年6月29日下发的大理州经济委员会关于NB县XXXX村煤矿NO12矿井井井通风系统技术改造项目的批复文件要求，委托NB县XXXX村煤管所对矿井通风系统技术改造项目进行设计。现就该矿井进行通风课程设计，通过该设计也助于我了解矿井通风设计的基本步骤，进一步巩固和掌握本课程的基础知识，初步训练了我对所学矿井通风理论知识的综合应用能力和分析问题的能力。第一章 矿井概况及地质特征第一节 矿井概述一、矿山位置及交通NB县XXXX村煤矿NO12矿井井井位于NB县城之西北18公里处，行政区划属大理州NB县金华镇XXXX村辖区。矿区中心地理坐标：东经994640，北纬283050。矿区有塘石公路与国道214线相通，交通方便。二、地形地貌NB县地处滇西北高原。隶属大理州管辖，东与鹤庆、西与兰坪、南与洱源、北与丽江接壤，属高原侵蚀地形，矿区山峦起伏，山高谷深、地形陡峻，区内最高马鹿山+2693m与最低双河河谷高差300余米，具典型的中高山构造剥蚀地貌单元单元特征。矿区南低北高，中部隆起，东西部低，区内分布岩层为上第三系之剑川混杂砂岩组，构成矿井内缘分水岭。地形坡度大，地表沟谷发育，雨季能迅速形成地表迳流，早季能排泄地下水。区内无较大地表水流、水体，多为季节性溪流，仅东、西部边缘有常年水流，但干、雨季流量悬殊，雨季地表水可没枝状溪流排出矿区，注入金龙河。区域内植被类型以云南松为主，主要为次生林，其次为灌木丛林，植被状况一般，植被类型较为单一。区内无珍稀动植物，设有文物保护点。三、气象因矿区地处高原复地，受北部玉龙雪山，西部老君山影响，年平均气温相对较低，一般12.112.8。冬季月平均气温3.56，最低9，霜冻期长。6、7月气温略高，一般17.519.3。雨季 集中在7、8月，年降雨量达760mm，属温带半干燥高原气候。四、地震据建筑抗震设计规范（GB50011-2001）划分，NB县抗震设防烈度为8度第一组，设计基本加速度值为0.30g，震级相对较高。五、矿区工农业经济区内是一个“少、边、穷”的贫困山区，农作物以玉米等杂粮为主，民族有白族、纳西族、傈僳族、彝族等少数民族杂居。人口密度不大，总人口2761人。耕地面积2065亩，全部为山地，年总产634吨，单产328公斤/亩。生活来源以前靠国家补贴，现主要开采煤炭。六、矿区电源及通信区内供电属云南滇西电网NB县电力公司供电范围，由距离矿井28Km处的西中变电所引入一趟10KV的供电回路进行供电，矿井配有柴油发电机作为备用电源。本区均已开通了程控电话；中国移动、中国联通、中国电信均已开通移动电话网。七、井田境界依煤矿采矿许可证，XXXX村煤矿NO12矿井井井矿区由4个拐点圈定，开采标高：+2420m+2490m。与相邻矿井矿界清楚。面积0.1382km2。矿区范围高拐点坐标见表1-1-1。表1-1-1 XXXX村煤矿NO12矿井井井矿区范围拐点坐标表 拐点号X坐标Y坐标矿1矿2矿3矿4矿区面积：0.1382Km2开采标高：+2420+2490m八、矿井开拓开采现状NB县XXXX村煤矿NO12矿井井井采用平硐开拓，现有井筒2个，主平硐位于矿区中部，井口坐标为X=2943071.55，Y=33584779.03，标高Z=2487，坡度5，断面积为4.6m2，梯形木棚支护，装备8kg/m钢轨，铺设管、缆、线等，担负进风、行人及运输煤炭、材料、设备等，井筒长60m；回风平硐（风井）位于矿界外北西部，井口坐标为X=2943299，Y=33584383，标高Z=+2535，坡度5，井筒长25m，梯形木棚支护，断面积为4.6m2，担负回风兼安全出口。主平硐在+2487m水平穿C31煤层后，沿C31煤层底板北西向掘运输大巷约365m，布置有六条采煤上山和一条回风上山经总回风巷与回风平硐连通，构成短壁采煤法生产系统。全矿井划分为一个+2487m水平，一个生产采区。矿井现有一个掘进工作面，即C31煤层五号上山掘进工作面。矿井运输大巷以北已大部分形成采空区。该矿下一步大致的接替计划为：待主平硐北西翼开采结束后，转向开采主平硐东北翼煤层。现有通风系统：新鲜风流1#平硐+2488m西翼运输大巷进风平巷采煤上山（采煤工作面）回风平巷回风上山总回风巷风井回风平硐地面。通风方式：分区式。通风方法：机械抽出式。煤矿地面储、装、运系统及排矸系统较为完善。并具有畅通的场外运输公路，有完备的供电、供水、通讯等设备、线路和设施。随着XXXX村煤矿NO12矿井井井主平硐北西翼煤炭资源开采结束，作为接替的主平硐东北翼煤层开拓已计划实施，由于原回风平硐不仅漏风严重，而且距待开拓的东北翼煤层位置较远，已不能满足接替开采区域的通风要求。因此，必须对矿井通风系统进行技术改造。第二节 矿区地质特征一、区域地质特征双河煤田地处云南省西北部中甸断褶区南端。小金河、翁水河剑川大断裂向南西延伸，与北西向延长的哀牢山深断裂在此区交汇。西与三江地槽褶皱系交界、东和丽江台缘褶皱带为邻。印支晚期后，该区一直处于上升阶段。喜山运动使中甸断褶区出现地槽主旋回后磨拉石丽江组角砾岩、砂泥岩、灰岩和晚第三系上新世含煤沉积。形成了丽江组在该区的广泛分布和现在的双河煤田。喜山运动在该区的强烈挤压、抬升，区内断裂构造及岩浆岩活动极为发育，中碱性岩浆岩大量喷出、侵入、各类变质作用广泛出现，双河煤质也出现了众多变种。二、地层NO12矿井井井地处双河煤田盆地中部。位于河北井田南端。SF1断层西侧、南和河南井田隔河相望。区内出露地层主要为双河含煤组26段。从老至新分述如下：N12：混杂砂岩段，灰绿色灰色长石岩屑混杂砂岩，厚927m，平均18m，自南向北厚度逐渐变薄。N13：钙质砂岩段，灰色中厚层状钙质细砂岩夹灰绿色泥岩，厚713m，平均10m。N14：下含煤段，由灰色钙质细砂岩、钙质泥岩、粉砂岩、煤层交替产出。含煤3层，顶部C3煤层由C31及C32两分层组成。中部为C2煤层，煤层薄，但层位稳定，且含大量介形虫类动物化石，可作C1煤层与C3煤层划分标志。底部C1煤层，本区厚度变化大，仅局部可采。本段厚1230m，平均17m。N15：泥灰岩段，深灰、瓦灰色泥灰岩夹灰色粉砂岩或泥岩薄层。含较多瓣鳃类动物化石。本层产出稳定，岩性特殊，是区分上下含煤段的极好标志，厚3657m。N16：泥岩、粉砂岩段，深灰色泥岩，粉砂岩夹中厚层细砂岩，时呈瓦层产出，含介形虫类动物化石，厚4560m。第四系（Q）：坡积、残积、冲积，仅在低凹处河床分布。三、构造1、褶皱：纵贯河北井田轴向近南北的桃树村向斜是该区的主要褶皱构造。NO12矿井井井位于向斜南部倾没端，向斜两翼由双河煤组地层组成：岩层倾角515之间。向斜开阔平缓，向南延伸逐渐转为N50E而倾没。2、断层：区内断层不甚发育，仅在矿井南侧见SF1、及CF23断层分布。因该区无可采煤层分布，影响不大。3、岩浆岩对煤层影响区内所见之岩浆岩主要是煌斑岩类。煌斑岩主要沿C32煤层露头线呈岩床侵入，部分沿C31煤层侵入而破坏了煤层的完整性。在矿井西侧矿界之外，见煌斑岩呈岩床沿N15与N16接触线侵入。产状和围岩一致。出露较广，具一定规模。并见小煌斑岩岩脉穿插其中。岩浆岩当煌斑岩沿煤层上下盘侵入时，往往使煤层变薄，灰份增高。成小角度沿煤层侵入时，往往破坏了煤层的完整性。使煤层变薄消失。随岩床侵入，烘烤现象普遍。煤层也出现轻微变质。四、水文地质 矿区地形陡峻，沟谷发育，地形切割剧烈相对高差大。自西向东流入剑川坝子的双河，是区内最大的地表水体，也是井田最低侵蚀基准面。年平均流量0.25.47m3/s。河北井田地形北高南低，极有利于地表水的排泄。地下水主要是靠大气降水补给。由于地表排泄条件好，故在井田内开采的巷道一般无较大涌水。纵贯河北井田的桃树村向斜是区内唯一汇水构造，但其轴南北同样北高南低，亦变成了地表极有利的泄水通道。再加地层产状走向南北，大部分平缓东倾。煤层主要沿走向平巷开采，自然排水条件良好，矿区水文地质属简单类型。五、工程地质煤层顶底板稳定性C31煤层顶底板钙质粉砂岩、细砂岩，底板钙质泥岩，较稳固。C1煤层：顶板钙质细砂岩、底板泥岩、粉砂岩，稳固。采空区稳定性本矿井目前已经形成大面积采空区，应注意观察因采空区塌陷而引起的地面变形、裂隙，严防地表水倒灌。工程地质属中等类型。六、环境地质评价矿区有历史记载地震17次，最大级别3.9级，从未发生过破坏性地震。据建筑抗震设计规范（GB50011-2001）划分，NB县抗震设防烈度为8度第一组，设计基本加速度值为0.30g，震级相对较高。矿区内可采煤层距地表较近，大面积开采后，容易引起地表塌陷、滑坡及泥石流等地质灾害。煤层中硫、磷是有害元素。C13煤层硫平均含量不超过3%，磷0.06%，属高硫低磷煤。目前，矿井水未经净化排放，地表水系受一定程度的污染，排矸形成粉尘对空气亦有一定的污染。地质环境条件属中等类型。七、瓦斯、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性经云南省煤炭工业局2008年11月10日瓦斯等级鉴定,最大相对瓦斯涌出量为 6.54m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.40m3/min，最大相对二氧化碳涌出量5.45m3/t，属低瓦斯矿井。根据煤炭科学研究总院重庆分院于2005年8月1日出具的鉴定报告,XXXX村煤矿NO12矿井井井C31煤层的煤尘有爆炸危险性和自燃倾向性，自燃倾向性等级为一级。八、地质储量情况根据云南省地质勘查总公司于2008年3月编制的储量核实报告，XXXX村煤矿NO12矿井井井经多年开采，尚余保有资源/储量32.0万t。第三节 煤层及煤质一、煤层（一）含煤性特征该区成煤集中于晚第三系中新统双河煤组。据岩性、岩相及产出特征：以N15泥灰岩段为界，划分为上、下两个含煤段。可采煤层自下而上、自南向北逐渐升高。河南井田以底部C1煤层为主采煤层，至北部河源井田则为上含煤段C4煤层为主采煤层。C31煤层在南中部均局部可采。C32煤层则因太薄结构复杂或为煌斑岩破坏，全区不可采。（二）煤层NO12矿井井井矿界内仅出露了下含煤段（N14），含C1、C2、C3三个煤层，各煤层产出特征如下：C1煤层：延至河北井田后，因厚度变薄，灰份增高而仅局部可采。C2煤层：含煤性差，煤层薄不可采。但层位稳定且含较多介形虫类动物化石而可作为划分C1与C3煤层标志。C3煤层：据产出特征划分为C31与C32两个分层。其间为24m的薄层粉砂质泥岩间隔。C31煤层在该区产出基本稳定，厚0.041.30m结构简单，仅局部为煌斑岩床侵蚀而有变化。是本区唯一可采煤层。C32煤层产出不稳定，结构复杂，大部分为煌斑岩床侵蚀破坏而无意义。（三）煤层对比区内煤层不多，各煤层产出部位较固定，对比划分标志清楚。如C1煤层即产于N14底部。中部为层位稳定，含较多化石之C2煤层可将C1煤层和C3煤层相区别。C32煤层产于N14层顶部，且多为煌斑岩床侵入。故区内煤层对比标志清楚，连接划分可靠。二、煤质经鉴定，C3煤层煤质主要由半亮煤组成，具丝绢光泽至玻璃光泽，细条带状马尾丝状构造，时见角质层、树皮等，含少量半凝胶化基质体和角质小孢子等。煤层中矿物杂质主要有石英、粘土、黄铁矿、方解石、长石等。石英呈粉砂碎屑状，一般直径0.01-0.05mm；长石很少；粘土矿物呈土状分布于凝胶化基质或团块状分布裂隙中；方解石主要为后生充填，呈细脉状或团块状；黄铁矿呈浑圆细粒广泛分布。成因类型为陆植煤，属半高型、弱粘结煤。变质程度属褐煤至长焰煤阶段。煤层挥发份高为40%，收缩率3747，发热量40004500卡/克，原煤炭份2127%，洗煤灰份13%左右；精煤回收率低于50%，最小只有5.55%，属极难选煤；磷份万分之几，属低磷煤；硫3%；焦油实出率大于8.46%。主要用途为动力用煤、民用煤和化工原料。煤炭流向主要供剑川、洱源、下关、鹤庆、迪庆、兰坪、保山、临沧等地县的冶矿、工业生产和生活用煤。国家实行“天保工程”以来，周边地区以煤代柴的生活用煤也显得尤为重要。第四节 矿井开采技术条件1、矿区地形呈北高南低之势，地形绝对标高+2450m+2693m，煤层开采深度+2650m+2480m，煤层在东南部有出露。具备平硐开采条件。2矿区内地表植被发育，但开采影响区内无重要的设施、建筑和自然村落需要保护。3.矿区内由于火山岩侵蚀煤层，造成煤层被分隔、变薄及尖灭等现象，给开采带来较大影响。其他构造对开采影响不大。4.井田内仅有C31一层可采煤层，接替开采区位于桃树村向斜北东翼，煤层呈单斜构造，属缓倾斜薄煤层。5.矿井主平硐西北翼煤层已基本开采完，接替区开拓开采系统有待重新布置。6、矿区地面生产、生活设施基本配套，原有的部分井巷工程和地面生产系统可以利用。7.根据云南省煤炭工业局2008年11月10日测定结论，该矿属低瓦斯矿井。8.根据煤炭科学研究总院重庆分院2005年8月1日出具的鉴定报告，XXXX村煤矿NO12矿井井井C3煤层有煤尘爆炸危险性，以及C3煤层的自燃倾向性分类为一类，容易自燃。9.矿井水文地质条件简单、工程地质条件中等、环境地质条件中等。10.矿区为多年老采区，浅部煤层大多经过老窑开采，但具体开采的范围无法调查清楚，给设计带来较大困难。第二章 矿井开拓开采第一节 矿井资源，建设规模及服务年限根据云南省地质勘查总公司于2008年3月编制的储量核实报告，XXXX村煤矿NO12矿井井井经多年开采，尚余保有资源/储量32.0万t。1、采煤工作面布置及生产能力矿井移交生产时，设计C31煤层布置一个工作面投产保证矿井设计生产能力，即11101工作面，回采工作面斜长65m，平均采高为0.75m。工作面采用“三、五”控顶，支柱排距为0.8m，柱距为0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距2.6m。矿山年工作330d，正规循环率取80%，则工作面年推进度为422m/a。工作面生产能力计算如下：A采=NlmLC式中：A采工作面年产量（万ta）N工作面个数（个）l工作面平均长度（m）m工作面平均采高（m）煤的平均体重（tm3）L工作面年推进度（m）C工作面回采率（%）A采=1650.751.554220.973.09（万ta）2、矿井生产能力计算矿井投产时布置两个掘进工作面，掘进出煤率按5%计算，采掘工作面生产能力为：A掘=0.05A采=0.053.09=0.15万t/a则采区生产能力为：A=A工+A掘=3.09+0.15=3.2(万t)矿井采、掘工作面生产能力可达3.2万t/a。根据资源余量和生产能力核算，本矿井计划服务年限为： 3203.210(年)第二节 矿井开拓系统1.火山岩（X-5）以南剩余煤层开拓该采区煤层位于XXXX村向斜轴以东，火山岩（X-5）以南，煤层开采标高+2490+2560m，局部已采空。设计将该采区按25m垂高划分为三个区段。开拓方式为：利用原主平硐（+2487m水平）沿C31煤层底板向北延伸110m后，布置两条采区上山，其中运输上山沿煤层底板掘至+2540m标高落平，布置上部平车场，中部车场按甩车场形式布置，下部按平车场形式布置；回风上山沿煤层底板开掘，布置成阶梯形式，通过石门与回风平硐贯通后形成通风系统。各区段平巷沿煤层布置，掘至火山岩（X-5）边缘后，开切眼贯通区段平巷构成走向长壁式回采工作面，后退回采。井口位置：1#主平硐位于井田现有工业场地内。井口标高+2487m，井口坐标：。1#回风平硐位于主平硐东北侧,井口标高+2559.825m，井口坐标：。工业场地：利用现有工业场地改造完善。井筒用途：1#主平硐用于进风和运输煤、矸、材料、设备，行人；1#回风平硐用作回风井，内铺设防尘供水管道，兼安全出口。提升运输：上山原煤采用已有JTd-0.6绞车下放，提升方式为单钩串车提升。井下主要运输巷采用矿车运输，人工推车，采煤工作面已有的U40型刮板运输机运输，区段轨道运输平巷装矿车。2.火山岩（X-5）以北煤层开拓该区煤层位于火山岩（X-5）以北，开采标高为+2638+2525m，设计按主平硐+2581水平划分为两个采区，即+2581m以上为上山采区、以下为下山采区，采区内按25m垂高划分区段。巷道布置为：利用已开掘的+2581m水平主平硐，沿煤层底板布置上、下山开采，从煤层露头处+2638m标高新掘回风平硐，已开掘的回风平硐（+2610m标高）由于位置低且压煤大，废弃不用。先开采上山煤，既从已开掘的+2582m运输大巷沿煤层低板布置运输和回风上山各一条，其中运输上山掘至+2620m落平后，布置转盘式车场，中部车场按甩车场形式布置，下部车场按顶板绕道平车场形式布置；回风上山掘至+2638m水平与上区段回风平巷及回风平硐贯通形成通风系统后，再沿煤层布置区段平巷至采区边界，开切眼贯通区段平巷构成走向长壁式回采工作面，后退回采。待上山煤开采结束后再布置两条下山开采+2581m标高以下煤层，下山同样沿煤层底板布置，其中运输下山的车场形式为：上部平车场、中部甩车场、下部平车场。在+2525m水平下山平车场与区段运输平巷连接处适当位置布置水仓，以满足下山排水要求。区段运输平巷采用沿空留巷方式维护，保留下来作为下区段回风平巷使用。2#主平硐用于进风和运输煤、矸、材料、设备，行人；2#回风平硐用作回风井，内铺设防尘供水管道，兼安全出口。井口位置：2#主平硐位于井田现有工业场地内。井口标高+2581.77m，井口坐标：。2#回风平硐位于主平硐东北侧,井口标高+2638m，井口坐标：。工业场地：利用现有工业场地改造完善。提升运输：上山原煤采用已有JTd-0.6绞车下放，提升方式为单钩串车提升。井下主要运输巷采用矿车运输，人工推车，采煤工作面已有的U40型刮板运输机运输，区段轨道运输平巷装矿车。第三节 开采方法及工艺矿井开采煤层为单一薄煤层，平均倾角为21左右，根据煤层赋存条件及矿山现有的开采技术水平和设备，设计采煤方法采用走向长壁采煤方法，采煤工艺为打眼放炮落煤，坑木支护顶板，回采工作面采用刮板运输机运煤，人工攉煤，全部垮落法管理顶板。工作面推进方向采用后退式，即从采区边界往上山方向推进，区段运输平巷采用轨道矿车运输，人工推车。工作面回采工艺为：煤电钻打眼放炮落煤坑木支护人工攉煤回柱放顶。第四节 矿井主要生产系统一、井筒数量及位置矿井正常生产时与地面直接连通的井筒有主平硐和回风平硐。各井筒用途、布置及装备情况见井筒特征表2-2-1和表2-2-2。井筒、巷道断面见断面图册。二、水平划分及采区布置1.火山岩（X-5）以南煤层矿井仅划分为一个水平（即+2487水平）和一个上山采区。采区内按25m划分为三个区段。只需在采区内布置一个回采工作面即可达产，投产工作面编号为11101。区段开采顺序：由上往下逐段回采。工作面的开采顺序：区内后退式。采区布置煤层运输上山和回风上山，沿煤层布置区段运输平巷和区段回风平巷，区段运输平巷采用沿空留巷方式维护，保留下来作为下区段回风平巷使用。采区车场形式按上部转盘式平车场、中部甩车场和下部简易平车场布置。表2-2-1 井筒特征表 井 筒 名 称1#主平硐1#回风平硐井口坐标纬距（X）经距（Y）井口标高（m）+2487+2559.825方位角（0）192157井筒坡度（）55井筒长度（m）6130井筒直径或宽度（mm）净2000/26002000/2600掘进2400/30002400/3000井筒断面积（m2）净4.64.6掘进6.676.67支护支护方式12H工字钢12H工字钢井筒装备8kg/m轨道、敷设管、缆、线。防爆门、正反向风门、防尘管路。用 途用于进风，运输煤、矸，材料、设备，行人员。用于回风、反风、安全出口、铺设防尘供水管道，兼作安全出口等如图：2.火山岩（X-5）以北煤层矿井划分为一个水平（即+2582水平），以及一个上山采区和一个下山采区。采区内按25m划分为三个区段。只需在采区内布置一个回采工作面即可达产，投产工作面编号为11102。区段开采顺序：由上往下逐段回采。工作面的开采顺序：区内后退式。采区布置煤层运输上山和回风上山，沿煤层布置区段运输平巷和区段回风平巷，区段运输平巷采用沿空留巷方式维护，保留下来作为下区段回风平巷使用。采区车场形式按上部转盘式平车场、中部甩车场和下部顶板绕道平车场布置。表2-2-2 井筒特征表 井 筒 名 称2#主平硐2#回风平硐井口坐标纬距（X）经距（Y）井口标高（m）+2581.77+2638方位角（0）79189井筒坡度（）55井筒长度（m）5336井筒直径或宽度（mm）净2000/26002000/2600掘进2400/30002400/3000井筒断面积（m2）净4.64.6掘进6.676.67支护支护方式24H工字钢24H工字钢井筒装备8kg/m轨道、敷设管、缆、线。防爆门、正反向风门、防尘管路。用 途用于进风，运输煤、矸，材料、设备，行人员。用于回风、反风、安全出口、铺设防尘供水管道，兼作安全出口等如图：第四节 矿井工作制度采用四班交叉作业，作业循环如表：第三章、矿井通风系统第一节 通风系统的拟定1、矿井设有2个能行人的通达地面的安全出口，出口之间的距离不少于30米。2、风井位置要在洪水位标高以上(大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井50年一遇)，进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500米。井口工程地质及井筒施工地质条件简单，占地少、压煤少、交通方便、便于施工。3、矿井采用机械通风，主要通风机安装在地面。 4、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，则自采区到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前、各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。 5、尽可能降低通风阻力。尽量采用并联通风，并使主要并联风路的风压接近相等，以避免过多的风量调节。尽可能利用旧巷道通风。 6、尽可能避免设置大量风桥和风门或采用容易引起大量漏风的通风设施。7、井下爆炸材料库必须有单独的进风流，回风必须引进矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风风流应引入回风巷。第二节 矿井采掘工作面及通风硐室采煤工作面共有1个，掘进工作面共有2个，1个绞车硐室，1个避难硐室。表3-3-1 矿井采掘工作面及硐室 用风地点工作面地点采煤工作面掘进工作面绞车硐室变电所水泵房消防材料库及避难硐室备 注风压最小时1211风压最大时1211第三节 采区通风系统平洞开拓，采用高负压（抽出式）通风。第四章、矿井风量计算第一节 风量计算依据一、瓦斯等级、煤尘爆炸性、自然发火倾向性及地温经云南省煤炭工业局2008年11月10日瓦斯等级鉴定,最大相对瓦斯涌出量为 6.54m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.40m3/min，最大相对二氧化碳涌出量5.45m3/t，属低瓦斯矿井。根据煤炭科学研究总院重庆分院于2005年8月1日出具的鉴定报告,XXXX村煤矿NO12矿井井井C31煤层的煤尘有爆炸危险性和自燃倾向性，自燃倾向性等级为一级。本设计正式投产后矿井应对全部可采煤层送样鉴定，并依鉴定结论采取相应的防范治理措施，确保矿井生产安全。矿井开采过程中均未发现地温异常现象，属地温正常矿井。二、瓦斯预测本次设计按一个采区、一个采煤工作面生产，两个掘进工作面掘进，矿井瓦斯涌出量即为采区瓦斯涌出量。由于2008年度矿井瓦斯等级鉴定数据来源于现生产水平（+2487m水平），矿井在矿权范围内已无开拓延深的条件。因此，矿井瓦斯涌出量即为鉴定报告的涌出量，无需进一步预测。矿井通风能力按3万t/a考虑。（一）矿井及采区绝对瓦斯涌出量1.矿井及采区相对瓦斯涌出量为6.54（ m3/t）2.矿井及采区绝对瓦斯涌出量为：q矿绝=0.41（m3/min）T矿井平均日产量，按核定的3万t/a生产能力计算T为91吨/天。（二）采煤工作面绝对瓦斯涌出量(m3/min)（三）掘进工作面绝对瓦斯涌出量(m3/min)根据上述计算，回采工作面的绝对瓦斯涌出量达0.35m3/min，回采工作面的通风能力是否能满足设计回采工作面生产能力的要求，应根据绝对瓦斯涌出量指标q0qf进行验算回采工作面的风排能力，按以下公式计算：q0=VSminC60/Kw式中 q0工作面风排能力；V工作面风速，取1.5m/s；Smin工作面最小过风断面，1.95m2(按C3煤层工作面计算)；C工作面回风流中允许的最大瓦斯浓度，取1%；Kw瓦斯涌出量不均衡系数，取1.3；C13煤层工作面：q03=1.51.950.0160/1.3=1.35m3/minC13煤层工作面绝对瓦斯涌出量为qf=0.35m3/min,由于q03qf说明回采工作面的风排能力满足排稀释采煤工作面瓦斯涌出量的要求。据上述分析本矿属低瓦斯矿，瓦斯涌出量为较少，不进行瓦斯抽放。第二节 采区所需风量的计算与确定一、矿井风量计算（一）矿井风量计算地点达产时，布置一个采区，一个采煤工作面和两个掘进工作面同时作业。表3-3-1 矿井采掘工作面及硐室 用风地点工作面地点采煤工作面掘进工作面绞车硐室变电所水泵房消防材料库及避难硐室备 注风压最小时1211风压最大时1211（二）计算依据工作面一次起爆最大炸药量（按每1520m一段分次放炮，一次起爆最大炸药量为9kg）工作面采煤班下井最多人数24人选用BKY60-N05.5掘进工作面一次起爆最大炸药量7kg掘进工作面每班下井最多人数12人井下同时工作最多人数，按50人计算。 矿井需风量的计算方法 1、采煤工作面需风量的计算。采煤工作面的风量应按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量按式计算： ；式中：第个采煤工作面需要风量，； 第个采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量，。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算； 第个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，在整个工作面开采期间，均匀间隔的选取不少于5个昼夜，进行观测，得出5个比值，取其最大值。通常根据采煤方法可按表2-2-1选取：表2-2-1 各种采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数采煤方法机采工作面炮采工作面水采工作面1.21.61.42.02.03.0当采煤工作面有其他有害气体涌出时，也可按有害气体涌出量和不均匀系数，使其稀释到煤矿安全规程规定的最高允许浓度计算。（2）按使用炸药量计算：按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：（2-2-3）式中：第个采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量， 爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取2030min。（3）按工作人员数量计算：按每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算： (2-2-4)式中：第个采煤工作面同时工作的最多人数，人。（4）按风速进行验算：按煤矿安全规程规定的最低风速，以式（2-2-5）验算最小风量：（2-2-5）按煤矿安全规程规定的最高风速，以式（2-2-7）验算最大风量：（2-2-7）式中：第个采煤工作面的平均有效断面积，。采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面也应按上述要求，满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算风量，且不得低于其回采时需风量的50%。2、掘进工作面需风量计算：煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值：（1） 按瓦斯涌出量计算：（有两个掘进面）式中：第个掘进工作面的需风量，m3/min；第个掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量。生产矿井可按条件相似的掘进工作面来推算之。第个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。 通常，机掘工作面取 =1.52.0。炮掘工作面取=1.82.5。当有其他有害气体时，应根据煤矿安全规程规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。（2） 按炸药量计算：按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：（2-2-9）式中：第个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，； 爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取2030min。（3） 按工作人员数量计算：（2-2-10）式中：第个掘进工作面同时工作的最多人数，人。 (4)按风速进行验算：按煤矿安全规程规定的最低风速，验算最小风量：无瓦斯涌出的岩巷： （2-2-12）式中：第个掘进工作面巷道的净断面积，。3、硐室需风量计算：各个独立通风硐室的供风量，应根椐不同类型的硐室分别进行计算：（1）机电硐室：采区小型机电硐室，按经验值确定需风量或取6080m3/min。 （2）避难硐室：按井下同时工作的最多人数进行计算，没人每人每分钟供给风量4 m3/min式中：避难硐室的需风量 井下同时工作的最多人数 矿井通风系数，取1.181.254、采区需风量计算：采区所需的总风量是采区内各用风地点需风量之和，并考虑适当的备用系数，按式（2-2-23）进行计算： m3/min；（2-2-23）式中：采区所需总风量，m3/min； 该采区内各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； 该采区内务掘进工作面所需风量之和，m3/min； 该采区内务硐室所需风量之和，m3/min；包括采区的漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。应从实测中统计求得，一般可取1.11.2。第三节 矿井总需风量的计算与确定6、矿井总需风量计算：（1）矿井所需总风量是矿井下各个用风地点需风量之和，并考虑漏风和配风不均匀等的备用风量系数，按式（2-2-24）进行计算： m3/min；（2-2-24）式中：矿井所需总风量，m3/min； 各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； 各掘进工作面所需风量之和，m3/min； 各硐室所需风量之和，m3/min； 矿井内部漏风和调风不均匀等因素的备用风量系数。通常可取1.151.25。第四节 矿井总需风量的分配1、分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2、分配的方法先将以上计算得出的矿井总风量中减去独立回风的掘进风量和硐室风量，再按以下原则对剩余的风量进行大致的分配；各个回采工作面的风量，按照与产量成正比的原则进行分配；各个备用工作面的风量，按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即： m3/min；（2-2-26）式中：矿井总风量中减去独立回风的掘进风量和硐室风量后的剩余风量，m3/min； 矿井总风量，m3/min； 各掘进工作面所需风量之和，m3/min； 各硐室所需风量之和，m3/min；剩余风量分配方法是：先用下式计算回采工作面日产一吨煤所需配给的风量，即：（2-2-27）式中：回采工作面日产一吨煤所需配给的风量， 各个回采工作面的日产量之和，； 各个备用工作面的计划日产量之和，；第五章 矿井通风总阻力计算第一节 矿井通风阻力计算 一、矿井通风总阻力的计算原则1、如果矿井服务年限不长（1020年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（3050年），只计算头1525年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出这两个时期的通风网路图。2、通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。3、矿井设备总阻力不应超过2940Pa。4、矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。二、矿井通风阻力计算：1、通风网络图：井 筒 名 称1#主平硐1#回风平硐井口坐标纬距（X）经距（Y）井口标高（m）+2487+2559.825方位角（0）192157井筒坡度（）55井筒长度（m）6130井筒直径或宽度（mm）净2000/26002000/2600掘进2400/30002400/3000井筒断面积（m2）净4.64.6掘进6.676.67支护支护方式12H工字钢12H工字钢井筒装备8kg/m轨道、敷设管、缆、线。防爆门、正反向风门、防尘管路。用 途用于进风，运输煤、矸，材料、设备，行人员。用于回风、反风、安全出口、铺设防尘供水管道，兼作安全出口等简易时期：2、 摩擦阻力（1）主平硐、运输大巷（2-3-1） （2）运输上山（3） 回风上山（4） 工作面轨道巷、回风巷（5） 采区工作面开缺眼Hf =89.4+16.5+12.2+33.3=151.4 pa（6） 2、局部阻力HL =0.2 Hf =0.2（89.4+16.5+12.2+33.3）=30.3pa第二节 矿井自然风压计算本矿井进、出风井口高差72.825m150m；井深72.825m400m,故不计算自然风压，即He=0。第三节 矿井通风总阻力计算矿井总阻力：Ht = Hf + HL + HRat + HN=151.4+30.3+20+0=201.7 paHRat扇风机附属装置（风峒、扩散器等）的阻力，一般取20paHN矿井自然风压，第四节 矿井通风难易程度评价困难时期：因矿井生产规模较小，年产量为3.2万吨，所以困难时期与简易时期的风阻差不多。根据矿井等级孔的计算，并确定出本矿井通风相对容易。第六章 矿井通风设备选择选择矿井通风设备的基本要求:1、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面安装两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。2、选择的通风设备应能满足第一个开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节能情况，分期选择电动机。3、通风机能力应留有一定的余量，轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮