新久煤矿二井0.9Mt-a通风设计毕业设计说明书

摘要本设计为新久煤矿二井Mt/a通风设计，共有可采煤层2层，分别为6、10煤层，煤层厚度均为m。设计井田的可采储量Mt，设计效劳年限为52a，煤层平均倾角为5°，采用的采煤方法为倾斜长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺，掘进工作面采用压入式通风，选用FBD-局部通风机和直径1000mm的帆布风筒，顶板处理方法为全部跨落法。矿井通风方式为中央并列式，通风方法采用抽出式，带区通风设计中，回采工作面通风方式为U型。本设计还对矿井通风阻力容易时期和困难时期的需风量进行了计算与分配。经计算：矿井容易时期为东一带区投产，总需风量为m/s，矿井通风总阻力为Pa，矿井等积孔为4.95m2；矿井困难时期为西二带区投产，总需风量为m/s，矿井通风总阻力为1Pa，矿井等积孔为2。同时设置通风设施，并制定灾害防治措施。最后选择主要通风机，型号为轴流式FBCDZ-8-No28A；电动机型号为YBFe355M2-8。关键词：通风方式；通风系统；风量分配；灾害防治ABSTRACTThisdesignforthexinjiucoalminetwowell0.9Mt/anewminedesign,withatotalofminableseamlayer2,6and10coalseam,thetotalthicknessofcoalseamis5.3m.Designfieldrecoverablereservesof64.54Mt,lengthofservicefor52a,theaverageAngleofcoalseamas5°,thecoalminingmethodforinclinedlongwallminingmethod,miningtechniqueforcomprehensivemechanizedcoalminingtechnology,adopttunnelingfacespressureventilation,selectstheFBD-NO.6.0/37partialventilatorandthecanvaswithadiameterof1000mmram,treatmentmethodforallacrossthefallofroof.Minebelongstothegasofthemine,ventilationmodefortheside-by-side,ventilationmethodsdraw-out,zoneventilationdesign,theworkingfaceventilationwayforU,upwardventilation.Thedesignofmineventilationresistancealsoeasyanddifficultperiodofairvolumewascalculatedandthedistribution.Bycomputing:easyforeastregionareaduringtheperiodofmineproduction,airvolumeof9m/s,totalresistanceofmineventilationisPa,mineproductsuchasholeof4.95m2;Minehardtimesforwesttwobeltregionandputintoproduction,Totalairvolumeofm/s,totalresistanceofmineventilationis1Pa,mineproductsuchasholeism2.Atthesametimesettheventilationfacilitiesandformulatedisasterpreventionandcontrolmeasures.Finallychoosemainventilator,modelsforaxialFBCDZ-8-No28A;MotormodelforYBFe355M2-8.Keywords:ventilationmode;Ventilationsystem;Airdistribution;Disasterpreventionandcontrol目录9448摘要 I6640ABSTRACT II164001矿区及平安概况井田地质特征 128675矿区概况 189181.1.1交通位置 1232421.1.2地形地势 1275021.1.3河流 269411.1.4气象 2277991.1.5矿区经济概况 2256671.1.6水源及电源 2204531.1.7当地环境保护现状 241581.2井田地质特征 350901.2.1地质构造 339981.2.2煤层及煤质 4190411.2.3地质勘探程度 52655矿区平安概况 5192061.3.1水文地质特征 5212191.3.2瓦斯 6117541.3.3煤尘爆炸危险性 662911.3.4煤的自燃性 6324971.3.5井下高温情况 6165702矿井储量与生产能力 79442井田境界及储量 7289312.1.1井田境界 740702.1.2储量 712920矿井生产能力及效劳年限 8183042.2.1矿井工作制度 8253132.2.2矿井设计生产能力及效劳年限 9202863井田开拓 1194333.1井田开拓 1144533.1.1开拓方式 1129043.1.2井筒的数目位置用途及装备 1119673.2水平划分 1264753.2.1水平划分 12166433.2.2开采水平的主要开拓巷道 1289353.3矿井带区接续 21261173.3.1带区划分 21151423.3.2带区开采顺序和接续方案 2283794带区通风设计 2321519带区通风 23166494.1.1带区概况 2329824.1.2带区通风设计原那么及要求 23173744.1.3采取参数 23115184.1.4带区准备巷道布置形式 24282794.1.5带区内煤层开采顺序 24237864.1.6采煤工作面通风系统 25155314.1.7带区生产能力 254367局部通风设计 2666864.2.1局部通风系统设计原那么 262219 262693 2772744.2.4局部通风机选择 28247244.2.5局部通风的平安措施 3197225矿井通风设计 3325032瓦斯煤尘自燃发火情况 331353拟定矿井通风系统 33259125.2.1矿井通风系统的要求 33144695.2.2矿井通风系统的选择 34117765.2.3确定矿井反风方式 37259485.3计算和分配矿井总风量 3815505.3.1风量计算 38258785.3.2风量分配与调节 4611135.3.3风速验算 47129095.4计算井巷通风总阻力 50458 50203165.4.2矿井通风阻力计算表 5467435.4.3矿井自然风压的测算 60108165.5计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔 63174505.6选择矿井通风设备 6412625.6.1选择矿井通风设备的要求 6453195.6.2选主要通风机的选择 64137575.7概算矿井通风电费 70195936通风构筑物的设置与主要通风机附属装置 716541通风构筑物的设置与要求 71171426.1.1风门风桥风窗数目及位置 7118726.1.2风窗风门通风构筑物的施工要求 7125266主要通风机附属设备设置与要求 72226976.2.1反风装置设置与要求 7266886.2.2防爆门设置与要求 72308656.2.3风硐设置与要求 7235706.2.4扩散器设置与要求 73123276.2.5消音装置设置与要求 7313237灾害预防措施 75274247.1瓦斯防治 756257.2粉尘防治 75144347.3井下火灾防治 76237017.4井下水灾防治 76124997.5井下煤尘爆炸防治 77309137.5.1煤尘爆炸的原因 77321127.5.2煤尘爆炸防治 776828结论 7916148致谢 809144参考文献 81CONTENTSAbstract IAbstract II1MiningGeologicalFeaturesandsecuritysituationofminefield 11.1Surveyofminingarea 11.1.1Trafficlocation 11.1.2Thetopographyoftheterrain 1Rivers 2Meteorology 21.1.5Miningeconomy 21.1.6WaterandPower 21.1.7CurrentSituationofthelocalenvironmentalprotection 21.2GeologicalCharacteristicsoftheCoalField 31.2.1Geologicalstructure 31.2.2Coalbedandcoalquality 41.2.3Degreeofgeologicalexploration 51.3Minesafetyprofile 51.3.1Hydro-geologicalcharacteristics 51.3.2Gasstorageconditions 61.3.3Coaldustexplosionhazardsandcoalexplosionpreventionmeasures 61.3.4Natureofcoal 71.3.5Treatmentofundergroundhightemperature 72Minereservesandproductioncapacity 82.1Minefieldlevelandreserves 82.1.1StateOfMine 82.1.2Reserves 82.2Mineproductioncapacityandservicelife 82.2.1Minesystem 82.2.2Mineproductioncapacityandservicelife 93Minedevelopment 113.1Minedevelopment 113.1.1Openuptheway 113.1.2Thenumberoflocationsuseofthewellboreandequipment 113.2Highlevelandphaseofthevertical 123.2.1Level 123.2.2Mininglevelofthemainopenuproadways 123.3Minebandconnection 21Stripedpartition 213.3.2Orderandcontinueinstripeminingplan 224Ventilationdesignfortheband 234.1Stripedventilation 234.1.1Overviewoftheband 234.1.2Ventilationdesignprinciplesandrequirementsoftheband 234.1.3Stripingparameters 234.1.4Preparationroadwaylayoutoftheband 244.1.5Withaproductioncapacityoftheregion 244.1.6Theventilationsystemincoalminingface 254.1.7beltregionproductioncapacity 254.2Designoflocalventilation 264.2.1Localventilationsystemdesignprinciples 264.2.2Localventilationmethods 264.2.3Selectionofairduct 274.2.4Selectionofauxiliaryfan 284.2.5Localventilationsafetymeasures 315Designofmineventilation 335.1Gascasesofspontaneouscombustionofcoaldust 335.2Developmentofmineventilationsystem 335.2.1MineVentilationSystemRequirements 335.2.2Selectionofmineventilationsystem 345.2.3Determinehowthemineair 375.3Calculatethetotalairflowanddistributionofthemine 385.3.1Calculationofairflow 385.3.2Airdistributionandregulation 405.3.3Windspeedcalculation 475.4Calculatethetotalresistanceundergroundventilation 50Drawanetworkdiagramofventilationduringtheperiodofeasyanddifficult 505.4.2CalculationofMineVentilationresistancetable 54Measurementofnaturalwindpressureinmine 605.5Calculatedtwoperiodsofminetotalwindresistanceandtotalconductance,etc 635.6Selectthemineventilationequipment 645.6.1Selecttherequestofmineventilationequipment 645.6.2ChooseselectionofMainFan 645.7Estimatesformineventilationelectricity 706Setofventilationstructures 716.1SettingsandRequirementsofventilationstructures 71Ventilationstructures 71CrossSectioncalculationofventilationstructuresinkeylocations 716.2SubsidiaryofmainventilatorDeviceSettingsandRequirements 716.2.1againstthewinddevicesettingsandRequirements 726.2.2explosiondoorsetandrequirements 726.2.3thewindaditsetupandrequirements 726.2.4diffusersetandrequirements 736.2.5quietersetupandrequirements 737Disasterpreventionmeasures 757.1Gaspreventionandcontrol 757.2Dustpreventionandcontrol 757.3Undergroundfireprevention 767.4Undergroundfloodprevention 767.5Undergroundcoaldustexplosionprevention 777.5.1Thecauseofthecoaldustexplosion 777.5.2Coaldustexplosionprevention 77Theconclusions 80Acknowledgement 81Reference 821矿区及平安概况井田地质特征矿区概况1.1.1交通位置新久煤矿二井，矿区交通十分方便。详见。图1.1新久煤矿二井交通位置示意图1.1.2地形地势井田内地形大局部为丘陵地形，地形差异不大，地面为农场耕地，地面平缓，海拔标高在+450～+550m之间，有局部森林。1.1.3河流本地面没有积水区、湖泊等，只有一条由西向东的自然排水沟，用于雨季排水。1.1.4气象本矿区处于寒温带，属大陆性气候，冬夏温差大，冬季最低温度达-37℃，夏季最高温度37℃,年平均气温5℃，无霜期一般在100～120d。每年的7、8、9三个月是雨季，年降水量一般年份在550mm左右。每年的10月下旬开始封冻，到翌年的4月下旬解冻，封冻期达6个月，冻土层最大厚度2.0m，一般在1.6～1.8m，无冰冻层。每年的4～10月期间以东—东南风为主，风力一般在1—2级，有时有5级以上大风天，冬夏以西—西北风为主，风力一般在2级以上。1.1.5矿区经济概况区内以农业为主，但是以煤矿为主要开展方向。1.1.6水源及电源本矿井电源为双电源，分别引自新安煤矿变电所和友谊八分场变电所，架空线至矿井地面，电压等级为6kv，井下低压配电采用380v。农场有水源井，可满足生活用水需要，井下洒水、消防等生产用水由本井井下水解决。.7当地环境保护现状本地区自然环境良好，大气环境质量符合国家一级标准，当地农作物和树木及自然植被长势良好，当地没有发现地方病。由于本井的开采，将引起大面积的农田塌陷形成积水，使生态植被受到破坏，影响农作物的生长，减少粮食的产量。由于耕地形成内涝，变成记水坑，而使生态发生变化。矿井开发对环境有影响的污染源主要有：矿井排水、生活污水、矿井工业场地各种车间的工业废水、锅炉烟尘、矸石山的扬尘、煤炭加工运输过程中产生的粉尘及绞车房、扇风机房、坑木加工房等各种车间的强噪声设备。采用以下环境保护标准保护当地环境：1〕大气：执行?大气质量标准?(GB3095-82)中的二级标准。2〕声控制设计、烟尘浓度排放：执行?锅炉大气污染物排放标准?(GB1327-91)中的二类区250mg/m³。3〕地面水：执行?松花江水系环境质量标准?中的III级水质标准，并根据各纳污水体的功能分别采用有关的国家或地方标准。4〕噪声：矿井工业场地边界执行?工业企业厂界噪声标准?(GB1234B-90〕中III类标准，各作业场所噪声控制按?工业企业噪标准?(GBJ87-25)进行设计。5〕污染物排放分别采用?污水综合排放标准?(GB897B-88)中的“新扩改〞二级标准。1.2井田地质特征1.2.1地质构造1〕新久煤矿二井的含煤岩系为早白垩系城子河组陆相沉积，据西保卫勘探区资料，煤系地层从老至新有远古界麻山群、中生界上侏罗纪和下白垩纪，以及新生界第三、四纪层，中生界最发育，地层厚度可达600m，有工业开采价值的煤层赋存于此曾段，新久煤矿二井煤系地层之上的第四系沉积了较厚的冲积层，多为细粒及中硬质砂岩组成，该冲积层厚度可达30m，对矿井的建立及开采起到了一定的破坏作用，增加了生产的投入，提高了吨煤本钱。2〕新久煤矿二井位于双鸭山煤田所处大地构造位置为煤田东端，经过燕山期构造变动，断裂较发育，并且该区受岩浆侵入比拟频繁，可采煤层局部火成岩侵入，对开采用一定影响。本区内发育较大的断层有三条，F9、F10、F11，其中F9、F11为边界断层。F9断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差0m～15m。F10断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差70m～100m。F11断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差70m～100m。3〕本区岩浆岩活动频繁，对煤层破坏程度较大主要以基性辉绿岩为主，闪长斑及煌岩次之，多呈岩墙、岩脉等产状产于煤系地层中。1.2.2煤层及煤质1〕本区含煤地层为下白垩统城子河组，本矿井开采煤层为6号、10号煤层，倾角4°～6°，平均倾角5°，6层平均煤厚2.65m，单一结构。10号层平均煤厚m，单一结构。。表1.1可采煤层特征表煤层编号煤层平均厚度(m)平局层间距(m)夹矸稳定性可采性顶板岩性底板岩性62.65390稳定全区可采细砂岩粉砂岩100稳定全区可采细砂岩粉砂岩2〕煤质〔1〕物理性质新久煤矿二井批准开采煤层为6号层、10号层，肉眼观测为由亮煤与暗煤区互层形成的半亮煤，呈条带状结构，层状构造，黑褐色玻璃光泽。〔2〕化学性质根据双鸭山市质量技术监督局化验室随机取样化验，得到新久煤矿二井煤的化学性质〔原煤〕如下：灰份：11.02%～24.27%；挥发份：23.54%～35.8%；硫份：S200.27～0.21%；磷含量：0.001～0.068%。是高发热量、灰熔点较高，粘结性较强的气煤。3〕工业用途综合分析本矿井煤质特征为低硫、低磷、高发热量，可做炼焦配煤，炼油用煤及动力用煤。1.2.3地质勘探程度1〕根本查明了主要可采煤层的结构、层位及厚度。2〕根本查明了可采煤层的煤质、煤岩特征，确定了煤的种类。3〕根本查明了井田主要的地质构造及地层沉积特征。4〕初步评价了主要可采煤层顶、底板岩层的工程地质特征，了解了煤层自燃、煤尘爆炸及矿井瓦斯含量。本矿区地质报告中未对矿井瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数等作出详细的分析，建议补测。矿区平安概况1.3.1水文地质特征本矿区水文地质条件简单，矿井水主要以岩石裂隙水为主，矿井正常涌水量为15m³/h，最大涌水量预计30m³/h。1.3.2瓦斯本矿采煤工作面瓦斯涌出量为m³/min，掘进工作面瓦斯涌出量为m³/min，且该矿井邻近的各煤井历年来未发现有瓦斯突出事故。1.3.3煤尘爆炸危险性根据双鸭山矿业集团救护中心实测，本矿井煤层爆炸指数39.69，煤层有爆炸危险性。1.3.4煤的自燃性经过双鸭山矿业集团救护中心测试，本矿煤层自然发火期为14个月，危险性小。1.3.5井下高温情况本区平均地温梯度为℃/100m,平均地热增温率为40m/℃，地温梯度小于3℃。本区根本属于地温正常区。但随着开采深度的增加，地温将有所升高。

2矿井储量与生产能力井田境界及储量2.1.1井田境界1〕井田范围东部边界：以断层F9为界。西部边界：以断层F11为界。南部边界：以新安煤矿为界。北部边界：以煤柱保护线线为界。井田尺寸煤层的平均倾角为5°。井田的走向最大长度为5km，最小长度为km，平均长度为km。井田的倾斜最大长度为km，最小长度为km，平均长度为km。井田的水平面积按下式计算：(2-1)式中：S——井田的水平面积，m2；H——井田的平均倾斜长度，m；L——井田的平均走向长度，m。那么井田的水平面积为：×22.1.2储量1〕矿井初步设计应计算以下储量根据区域地质报告和井田地质精查报告计算井田地质储量〔能利用储量和暂不能利用储量〕、矿井工业储量〔精查中的“A、B、C〞三级储量〕、矿井设计储量和矿井设计可采储量等。井田工业储量应按储量块段法进行计算(2-2)式中：Zc——井田工业储量，Mt；S——块段面积，m2；H——块段总厚度，m；r——煤的容重，t/m³；θ——为煤层平均倾角，。由图计算各煤层面积分别为：S6=2；S10=2,那么：Zc=()××Mt矿井可采储量的计算(2-3)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。估算煤柱损失为工业储量的1/4，按标准要求确定采区采出率为0.8。计算得：Z=(107.58－26.90)×Mt矿井生产能力及效劳年限2.2.1矿井工作制度本设计矿井确定年工作日为330d，矿井每日净提升16h，工人采用三八工作制制度。2.2.2矿井设计生产能力及效劳年限1〕根据?煤矿平安规程?，矿井的设计生产能力应为大型矿井：1.2、1.5、1.8、2.4、3、4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拟本矿井已查明的工业储量为Mt,，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的25%左右，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计标准要求确定本矿的采区区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为Mt。根据井田地质精查报告的资料描述，初步决定采用中型矿井设计。并设计确定三个方案，即矿井生产能力为Mt/a，Mt/a和Mt/a三个方案，分析如下：(2-4)式中：P——为矿井设计效劳年限，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：；；。经与?煤矿平安规程?相核对，第一开采水平设计效劳年限必须满足表新建矿井效劳年限的要求。表2.1新建矿井效劳年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计

效劳年限

(a)第一开采水平设计效劳年限(a)煤层倾角

<25°煤层倾角

25°~45°煤层倾角

>45°7035~6030~50252015~40201515经与?煤矿平安规程?相核对，根据我国设计标准规定，大型矿井效劳年限不低于50a，中型矿井效劳年限不低于40a，选择0.6Mt/a，开采年限过长不合理；选择Mt/a，开采年限过短不合理，所以本矿设计生产能力为Mt/a较为合理且第一水平设计效劳年限26.4a，大于25a,符合新建矿井效劳年限的规定。

3井田开拓3.1井田开拓3.1.1开拓方式井田根本特点：1〕该井田内共有2个可采煤层，分别为6号和10号，煤层间隔约39m，煤层倾角大约5°。22，属于中型矿井。3〕本矿属于瓦斯矿井，地层之上的第四系沉积了较厚的冲积层，多为细粒及中硬质砂岩组成，该冲积层厚度可达30m，对矿井的建立及开采起到了一定的破坏作用，增加了生产的投入，提高了本钱。针对这些原因，采用立井开拓的方式，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，通风阻力小。故本井田适合采用立井开括方式，采用立井、多水平、集中大巷的开拓方式，实行两煤层一起开采。立井，集中大巷开拓。1〕井筒形式立井开拓。2〕开拓的合理性立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，通风阻力小。3.1.2井筒的数目位置用途及装备1〕数目一主立井，一副立井，一风井立井。2〕位置主井、副井、风井布置于井田中央。3〕用途主井用于提煤，副井负责人员、设备、材料、矸石等辅助提升，风井用于通风。4〕装备井筒装备包括：罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。3.2水平划分3.2.1水平划分1〕运输水平标高确实定矿井设计为多水平开采，运输大巷在-100m。开采顺序由于设计矿井的煤层分布属于近水平煤层，又根据带区含有4到6个分带，所以采用井田仰俯斜开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾斜长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。3.2.2开采水平的主要开拓巷道1〕巷道布置本矿井主采煤层为6号和10号，两煤层层间距为39m左右开采水平布置在-100m。2〕井壁结构本设计矿井选择集中大巷运输方式，双轨布置；采用反倾斜斜巷布置，实现分带与带区之间的联系，斜巷为带区的运输效劳，运输能力要求大。3〕巷道断面选择〔1〕主井断面：主井断面见图3.1。〔2〕副井断面：副井断面见图3.2。〔3〕风井断面：风井断面见图3.3。〔4〕运输大巷断面：运输大巷断面选择见图3.4。〔5〕回风大巷断面：带区工作面回风巷断面选择见图3.5。〔6〕带区工作面回风巷断面：带区工作面回风巷断面选择见图3.6。〔7〕带区工作面进风巷断面：带区工作面进风巷断面选择见图3.7。

图3.1主井断面图表主井断面特征表主井断面特征表断面净面积S(m²)断面周长U(m)支护形式砌碹图3.2副井断面图副井断面特征表副井断面特征表断面净面积S(m²)断面周长U(m)支护形式砌碹风井断面图表3.3风井断面断面特征表风井断面特征表断面净面积S(m²)断面周长U(m)支护形式砌碹图3.4运输大巷断面图图3.5回风大巷断面示意图图3.6带区工作面回风巷道断面图表3.6带区工作面回风巷断面特征表带区工作面回风巷断面特征表断面净面积S(m²)断面周长U(m)支护形式114锚杆图带区工作面进风巷道断面图表3.7带区工作面进风巷断面特征表带区工作面进风巷断面特征表断面净面积S(m²)断面周长U(m)支护形式14锚杆3.3矿井带区接续3.3.1带区划分带区划分应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件及装备水平等经综合分析比拟后确定，结合带区划分原那么，本设计矿井划分为6个带区。详细见带区划分示意图3.8。图3.8带区划分示意图3.3.2带区开采顺序和接续方案1〕开采顺序开采顺序为东一带区，西一带区，西二带区，东三带区，东二带区，东四带区。2〕带区接续方案根据井田的地质条件，以自然断层和阶段垂高为界，将该井田划分为6个带区，接续如表3.8所示。表3.8带区接续方案表采区名称可采储量(Mt/a)生产能力(Mt/a)效劳年限(a)102030405060东一带区西一带区10西二带区东三带区东二带区东四带区

4带区通风设计带区通风4.1.1带区概况1〕本设计带区为东一带区，位于井田中部偏上位置，北部以煤层露头标高为界，南部以标高-100m为界，东部、西部均以断层F9和F10为边界。2〕设计带区煤层发育稳定，地质构造简单，倾角在5º左右。煤层顶板为细砂岩底板为粉砂岩，顶底板条件稳定。煤层平均厚度为，6号煤层10号煤层平均层间距为39m。3〕设计带区瓦斯绝对涌出量为m³/min，水文地质条件简单，矿井水主要以岩石裂隙水为主，矿井正常涌水量为15m³/h，最大涌水量预计30m³/h。本矿井煤层自燃发火鉴定为不容易自燃。4.1.2带区通风设计原那么及要求带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，带区通风设计应满足以下要求：1〕每一个带区，都必须布置回风巷，实行分区通风。2〕采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。3〕有煤与瓦斯突出矿井的危险的采煤工作面不得采用下行通风。4〕采煤和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。4.1.3采取参数1〕带区走向长度：1100m，带区斜长：1518m。2〕回采工作面参数：6号回采工作面长度180m，高度m，10号回采工作面长度180m，高度m，一次进度m，本采区回采工艺为倾斜长壁采煤法。3〕m，一天进6刀，日进尺数为m，工作面推进速度为1584m，。表工作面设计情况采煤方法倾斜长壁采煤法落煤方式普采工作面长度180m倾角5°采高m作业方式三八工作制制度一次进度顶板管理全部垮落法支护方式支撑掩护式液压支架一次放顶距最大控顶距5排m最小控顶距4排m采煤机MG150/375-W工作面运输机SGD-630/180C4.1.4带区准备巷道布置形式首先，由运输大巷开掘带区材料车场及行人进风斜巷，以及回风斜巷，穿透所有煤层直至煤层群的最上部煤层内分别开掘分带运料入风巷及分带运输回风巷，最后沿煤层走向掘进开切眼即可进行回采。在分带运料入风巷和分带运输回风巷及各巷道和硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备移交生产。4.1.5带区内煤层开采顺序新久煤矿二井两层煤厚而稳定，构造简单，储量约占总矿井储量的80%。设计确定初期先开采上部煤层，并根据井田开拓布置选定全矿井范围内地质及开采条件均较好的东一带区作为首采区，其后的带区接续那么为由近到远，区内自上而下进行开采。东一带区内布置一个采煤工作面，一个备采面，4个掘进头以满足整个矿井的生产能力。4.1.6采煤工作面通风系统针对东一带区瓦斯涌出量不大，且煤层不易发火等特点，采用U型后退式通风系统，一条进风巷道和一条回风巷道。结构简单，巷道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。东一带区工作面采用上行通风。工作面的新鲜风流由运输大巷进风经过分带的工作面进风巷，分别向工作面供风，由分带的工作面回风巷回至回风大巷。4.1.7带区生产能力带区生产能力的根底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、工作面长度及推进度。一个采煤工作面生产能力A0可由下式计算：(4-1)式中：L——采煤工作面长度，m；V0——工作面推进度，m/a；M——煤层厚度或采高，m；γ——煤的密度，t/m³；C0——采煤工作面采出率，一般取0.93~0.97，厚煤层取低限，薄煤层取高限，取。那么A0=180×1584××1.35×5=Mt/a经计算，能够满足矿井的产量要求。局部通风设计4.2.1局部通风系统设计原那么局部通风是矿井通风系统的一个重要组成局部，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原那么可归纳如下：1〕矿井和带区通风系统设计应为局部通风创造条件；2〕局部通风系统要平安可靠、经济合理和技术先进；3〕尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机；4〕压入式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩式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。掘进通风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。按工作方式分为压入式通风与抽出式通风。压入式通风的局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为平安。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。东一带区掘进通风采用压入式通风，见图4.1。图4.1带区压入式局部通风系统图风筒是最常用的导风装置。对风筒的最根本要求：漏风小、风阻小，使用方便，本钱低廉，平安〔阻燃、抗静电〕耐用。风筒的选择依据：1〕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〕在巷道断面容许的条件下，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；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。根据本采区得实际情况和风筒的特点，本带区采用的是帆布风筒。因为帆布风筒应用广泛，最大的优点时轻、拆装方便，不通风时可占空间小。而本矿井掘进巷道最长长度为1518m，所以选择直径为1000mm的帆布风筒31个。4.2.4局部通风机选择井巷掘进所需风量和所选用的风筒，即可求算风筒的通风阻力。根据风量和风筒的通风阻力，在可供选择的各种通风动力设备中先用适宜的设备。根据风筒出口风量，考虑风筒漏风情况，计算风机的工作风量，然后根据所选用的风筒以及风筒出口风量和风机工作风量即可求得风筒的通风阻力。根据风量和风筒的通风阻力，在可供选择的高效局部通风机中选用适宜的一种。1〕风筒出口风量风筒出口风量，应按瓦斯涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。〔1〕按瓦斯涌出量计算〔4-2〕式中：qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；khg——；100——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。〔2〕按照二氧化碳的涌出量计算〔4-3〕式中：qhc——采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m³/min；khc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数；67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。〔3〕按炸药量计算〔三级煤矿许用炸药〕〔4-4〕式中：Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。〔4〕按工作人员数量计算〔4-5〕式中：Ncf——掘进工作面同时工作的最多人数，人。综上所述，取值按瓦斯涌出量285m3/min进行验算。〔5〕按风速进行验算①验算最小风量〔4-6〕②验算最大风量〔4-7〕式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积，11.4m2。那么Qhf≥171m3/min，Qhf≤2736m3/min经验算171m3/min≤285m3/min≤2736m3/min满足要求。2〕根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，使用下式计算风机工作面的风量Qa：〔4-8〕柔性风筒的pq值可以根据以下公式计算：〔4-9〕式中：n——接头数；ηj——每个接头的漏风率，螺丝反接时ηj。由于掘进巷道的最大长度为1400m，选择每节风筒的长度为50m，一共需要3105。由于风机为工作面实际提供的风量为Qh=285m³/min。所以Pq=1/(1-30×)76Qa=QhPq=285×1.176=33m³/min压入式通风时，设风筒出口的动能损失为hvo，那么局部通风机的风机静压为Ht(Pa)：〔4-10〕式中：Rf——压入式风筒的总风阻，N•s2•m-8，其余的符号含义相同。由于我们选择的风筒的直径为1000mm每百米的风阻根据表4.2为2N•s2•m-8，所以风筒的总阻力Rf为31N•s2•m-8，Qh=m3/s，Qa=5.6m3/s，ρ3，D=1m。所以××2/14+31××5.6=Pa表4.2风筒百米风阻风筒直径/mm300400500600100014123149434表4.3FBD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2×240～157311～3070≥802×300～180340～3500≥802×11400～200350～4000≥802×15470～160440～5030≥802×500～250450～5500≥802×22550～250450～6000≥802×30630～260360～6300≥80根据局部通风机风量Qa=335.16m3/min，全压Ht=Pa，在表选取型号为FBD-的局部通风机，四个掘进工作面共八台，四台使用，四台备用。4.2.5局部通风的平安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，并应严格执行以下管理制度。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，必须保证供应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，所以局部通风机和掘进工作面中的电气设备，必须装有风电闭锁装置。3〕未恢复通风之前，不得送电，进入工作；恢复通风前，必须检查瓦斯，局部通风机及开关地点附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机。4〕压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10m，以免发生循环风。5〕局部通风机的开动或停止，必须专人负责，其他人员不经允许，不准去开动或停止局部通风机。6〕风筒必须吊挂在巷道一侧顶帮，在巷道里架棚、推车、搬运材料设备不要刮坏风筒，放炮时也不能崩坏风筒。风筒吊挂要平直、拉紧、吊稳，拐弯处应平缓，勿使风筒褶皱，应使用同一规格的风筒。7〕局部通风机开动后，风叶转动很快，不要把手伸进去，也不可把木棍等东西塞进去。8〕发现风筒坏了，要立即报告通风人员，以便马上修补好，以免漏风，影响掘进工作面通风。在井下每一个都应保护局部通风机和同筒，因为它是掘进工作面的及有关人员的健康、人身平安和平安生产，所以大家都要留心局部通风机的运转情况，发现有异常情况时，要立即报告通风员或矿调度室，以便立即处理。

5矿井通风设计瓦斯煤尘自燃发火情况瓦斯：瓦斯矿井，设计带区瓦斯涌出量为m³/min，掘进工作面瓦斯涌出量为m3/min。自燃：煤层自燃发火期为14个月，危险性小。煤尘：根据双鸭山矿业集团救护中心实测，本矿井煤尘爆炸指数为39.69，煤尘有爆炸危险性。拟定矿井通风系统5.2.1矿井通风系统的要求1〕每一矿井必须有完整的独立通风系统。2〕进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。3〕箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做回风井使用，必须采取措施，满足平安的要求。4〕多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。5〕每一个生产水平和每一个带区，都必须布置回风巷，实行分区通风。6〕井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。7〕井下充电室必须用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。5.2.2矿井通风系统的选择1〕确定矿井主扇的工作方法主要通风机的工作方法有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。〔1〕抽出式主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压的负压状态。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，会把积存的有害气体抽到井下，使工作面有效风量减少。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比拟平安。抽出式通风是国内煤矿采用最广泛的主要通风机工作方法。〔2〕压入式主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井带区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置假设干通风构筑物，使通风管理困难，且漏风较大。〔3〕压抽混合式在入风井口设一风机做压入式工作，回风井口设一风机做抽出式工作。通风系统的进风局部处于正压，回风局部处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通联地表的漏风因而减小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。综合以上比拟，尽管抽出式通风主扇规格尺寸大，通风电力费用高，井下风流处于负压状态，但当主扇因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比拟平安，漏风量小，通风管理比拟简单。与压入式相比不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。因此，本矿井主扇采用抽出式通风。2〕选择矿井的通风方式矿井通风的根本任务是供应矿井新鲜风流，以排除井下的有毒有害气体及矿尘，从而防止各种事故的发生，以保障井下人员的平安，所以矿井通风是矿井生产过程中非常重要的环节。矿井通风系统包括矿井通风方式和通风方法，选择矿井通风系统的因素较多，在满足矿井通风系统要求的前提下，即可按进、回井在井田的相对位置划分，也可按回风井的个数划分：〔1〕中央式进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式〔中央分列式〕。①中央并列式图5.1中央并列式进回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯穿，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小；矿井反风容易，便于管理。中央并列式通风系统的缺点是风流在井下的流动路线为折返式，风流路线长，阻力大；井底车场附近漏风大；工业广场受主要通风机噪声和污风的影响。中央并列式通风系统一般适用于煤层倾角大、埋藏深度大、井田走向长度小于4km、瓦斯较低、自然发火不严重的矿井。②中央边界式进风井大致位于井田走向的中央，出风井大致位于井田浅部边界沿走向中央，在倾斜方向上两井相隔一段距离，回风井的井底高于进风井的井底。其优点是通风阻力较小，内部漏风少，工业广场不受主要通风机噪声和污风的影响。中央边界式系统的缺点同样是风流在井下的流动路线为折返式，风流路线长，阻力较大。中央边界式通风系统适用于煤层倾角较小、埋藏深度较浅、井田走向长度不大、瓦斯与自然发火比拟严重的矿井。图5.2中央边界式〔2〕对角式①两翼〔单翼〕对角式进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼〔沿倾斜方向的浅部〕，称为两翼对角式；如果只有一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。风流在井下的流动路线是直行式，线路短，内部漏风小，阻力小；平安出口多，矿井抗灾能力强；矿井风压稳定，易于调节风量；工业广场不受主要通风机噪声和污风的影响。这类通风系统缺点是井筒平安煤柱大，压煤多，初期投资大，投产较晚。这类通风系统适用于走向长度大于4km、井型较大、瓦斯与自然发火期严重的矿井。图5.3两翼对角式由于矿井为瓦斯矿井，煤尘有