安巔理工大爭ANHUIUNIVERSITYOFSCIENCE&TECHNOLOGY課程設計說明書潘一礦通風設計學院（部）:能源與安全學院專業班級：安全06T班學生姓名： 指導教師： 袁樹杰2010年1月20日

安徽理工大學課程設計任務書號學潘設計技術參數dZ日dZ日、、12-設計要求一九乂O軌范r規!ow合郃！|符后E1豎TB和，W-KJ期楚筒O前清風A風注和用通標置書井紙位W-礦圖機說、、、I23工作量期后系圖風意通示定體擬立工作計劃周周周周周551x1x凡禮nJ塞世概通分計塗井定量力備礦擬風阻設、、、、、12345參考資料仙集中jle.〔卅乩彳圖匕肝規炭設L南法(±恂全煤業d指方舟如安毎工學計煤現戕礦"炭全設采肓抑煤畑煤安井國竝旳毀旳毀風礦中恥通曰昌-卄后礦〔能〔能M.吉永礦炭國炭國國劉徐煤煤中煤中張_IJ_IJ_IJ_IJ_IJ_IJ_IJ_IJ12345678一_一_一_一_一_一_一_一_主室研

安徽理工大學課程設計成績評定表安徽理工大學課程設計目錄TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"井田概況及井田地質特征 1\o"CurrentDocument"井田位置、范圍和交通條件 1井田位置 1井田范圍 11.1.3交通條件 1自然地理 1煤系地層 113-1煤層 2地質構造基本特征 2張扭性正斷層 2\o"CurrentDocument"1.5.2壓扭性逆斷層 4水文地質概況 5地表水系 51.6.2礦井主要含水層 5地溫和地壓 5地溫 5地壓 6\o"CurrentDocument"礦井開采開拓設計 7礦井開拓 72.1.1井田開采范圍及面積 72.1.2井型確定 7井田開拓方式和主副井口位置 7通風系統 72.1.5井筒數目及裝備 82.1.6主要開拓方案 82.1.7井底車場及主要硐室 82.1.8水平、采區劃分與接替 92.1.9礦井各大生產系統 9采區設計 10采區基本概況 102.2.2采區上山的位置、數量 102.2.3區斷劃分，采區上、中、下部車場的形式，聯系及尺寸 112.2.4采區回采順序 112.2.5采煤方法及設備選定 112.2.6采煤方法及頂板管理 112.2.7采區巷道斷面及支護 122.2.8采區技術裝備 122.2.9采區生產系統 12\o"CurrentDocument"2.2.10采區通風系統及風流控制 13\o"CurrentDocument"礦井通風設計 16礦井通風系統 16通風系統選擇的條件和依據 16選擇通風系統主要應考慮的因素 17\o"CurrentDocument"采區通風系統的設計 17系統選擇 18\o"CurrentDocument"礦井風量計算與分配 19礦井總風量的計算 19礦井風量分配 27通風阻力計算及風速校核 28風速校核 28礦井通風時期的最大阻力 28選擇礦井通風設備 32計算通風機的工作風量 32計算風機的工作風壓 33初選風機 33\o"CurrentDocument"選擇主要電動機 34\o"CurrentDocument"通風機電費概算 36\o"CurrentDocument"參考文獻 38致謝 391井田概況及井田地質特征井田位置、范圍和交通條件井田位置潘一井田位于安徽省淮南市西北部潘集區，距淮南洞山約28公里，向南西至淮南風臺縣城約24公里，南以淮河與淮南老礦區相隔，地跨淮南潘集、田集、古溝一鎮兩鄉。井田范圍潘集一號井東以第0勘探線與潘集二號井毗臨；西以人定境界與潘集三號井為界；北部0至w-V線間以F2-3、W-V至W線間以背斜軸、切至IX線間分別以F4、F5、F5-1、F5與潘二、潘四井田為界；南至13-1煤層-800米等高線地面投影。東西長約14.6公里，傾斜寬約4.0公里,面積約58.4平方公里。交通條件本井田交通極為方便。合阜鐵路由本井田穿過，淮河鐵路公路兩用橋和淮南老礦區相連，市內有12、13、112路公共汽車和各井田相通，每天還有定點班車直達蚌埠、合肥、南京等地，淮河水運也十分方便。自然地理本井田地處淮河沖積平原。地形平坦，地面標高+19?+23米。淮河為鄰近本區主要河流。流經淮南時，一般水位標高+15米。歷史最高洪水位標高為+25.63米（54年7月29日）。堤面標高+27.07米。泥河位于本井田南緣,由西北向東南流入淮河,受淮河控制。沿岸地勢低洼，雨季易成內澇，內澇水位為+22.2米。本區為過渡型氣候。以東南風為多，年降雨量最大1423.3mm，最小649.9mm，平均910.6mm，多集中在7、8月份。最高氣溫41.4°C，最低氣溫-21.7°C，平均氣溫+15°C。最大凍土深度0?30m,最大降雪量為0.39m。據有關資料，在1917、1931、1937、1954、1976年均有地震波及。震級在3?6級，地震烈度為7度。煤系地層本區含煤地層為石炭系上統太原組和二疊系中下部。其中二疊系的山西組和石盒子組為主要含煤地層。13-1煤層主采厚煤層，煤厚2.79?6.66米，平均4.44米，變異系數24.26%，可采性指數1,穩定，煤層結構簡單半數以上見煤點有1?2層夾矸。在V—W線至W—W線13-2煤多并于該煤層；在W—V線以東，底部有一層薄煤分叉。煤厚有東厚西薄，下厚上薄的趨勢。頂板巖性主要為砂質泥巖、泥巖，偶見沖刷現象；夾矸為炭質泥巖、泥巖；底板為泥巖、砂質泥。該煤層厚度大為特點，結合上下煤層組合關系及標志層特征，層位對比可靠。地質構造基本特征潘一井田位于潘集背斜南翼及東西部傾伏轉折端南翼。地層走向自東向西為N30°E至N60°W,傾向SE?SW，傾角由淺入深逐漸變緩（20?7°）。井田內以斜切張扭性斷層為主，壓扭性斷層次之。張扭性斷層按走向可分為二組：一組為NEE及EW向，傾向SE及S,傾角50?75°。落差大小不一，為本井田主要斷層，是影響礦井開拓、生產的主要地質因素。另一組走向為NW及NWW向，傾向SW及NE，傾角50?75°，落差較小，有些僅呈裂隙發育。井田內主要壓扭性斷層為走向和背斜軸軸向基本一致或二者交角20?30°的逆斷層，其落差較大,是確定井田邊界及采區邊界的地質依據。據井田內現有的地質資料統計：落差大于等于煤厚的斷層75條（指主要煤層中斷層），其中落差大于20米的斷層14條，落差10米至20米的斷層19條，落差小于10米的斷層42條。這些斷層中張扭性斷層54條,約占斷層總數的72%；壓扭性斷層21條，約占28%。現將主要斷層分述如下：張扭性正斷層F4：位于井田中西部，為一斜切平移正斷層。其走向為北東-南西，傾向南東，傾角35-55°，落差60?110米，平面延展長度6000米，切割水平為露頭?—800米。鉆探控制點8個，巷道揭露點5個，另外建井期間遺漏2個點。并有嚴密地震測線控制，為一控制可靠的斷層。F4—1：位于F4斷層下盤，是F4斷層分支斷層，二者具分支再合再分的特點。其走向為北東-南西，傾向SSE，傾角180-50°,落差20?45米，平面延展長度約4500米。切割水平為露頭?一800米。斷層平面形態在七線以東與F4斷層分支，七線以西呈弧形彎曲，弧形兩端與F4斷層相匯合。鉆探控制點3個，巷道揭露點11個，并有嚴密三維地震測線控制，屬可靠斷層。其性質與F4斷層基本相似。F4-3:位于F4上盤，為F4斷層伴生斷層，走向為北東一南西，傾向南東一南西，傾角35-65°，落差10-25米，平面延展長度約4000米。切割水平為露頭一一800米。本斷層平面形態在七線以東與F4斷層分支,七線以西呈弧形彎曲，弧形兩端與F4斷層相匯合。鉆探控制點3個，巷道揭露點3個，并有嚴密的地震測線控制,屬可靠斷層。其性質與F4斷層基本相似。Fe1：位于F4-1斷層上盤，與F4斷層相距約450米。其走向為北東一南西，傾角60?70°，落差10?35米，平面延展長度2000米，切割水平一670米以上，與Fe3斷層相匯而消失，鉆探控制點1個,巷道揭露點3個；另外建井期間遺露2個點。屬控制可靠斷層。Fe2：位于Fe1斷層上盤，其產狀為：走向近東西向，傾角45°，落差20?30米，平面延展長度2500米，切割水平為露頭?-800米。鉆探控制、巷道揭露點12個，另外建井期間遺漏1個點。屬控制可靠斷層。本斷層落差明顯衰減后，其平面形態為一弧形，當走向變化近地層時，斷層迅速消失。Fe8:位于F4斷層上盤,兩者相距1000?2000米,其產狀東西，傾角40?55°,落差5?20米,平面延展長度約2000米，切割水平為露頭?-800米。鉆探控制點3個，巷道揭露點17個。屬可靠斷層。該斷層平面形態略呈“S”型彎曲，落差呈梭形,且中部多處見分支小斷層。F8：位于井田北部F5斷層上盤，為跨潘一、潘三井田斷層，與F5斷層相距約莫400米。其產狀為：走向近東西，傾向SSW，傾角55?60°，平面延展長度約2500米（本井田內），切割水平一600以上。僅破壞B組煤層。鉆探控制點2個，巷道揭露點4個，屬控制可靠斷層。F2：為跨潘一、潘二井田斷層。東部采區受其影響，其產狀為：走向近東西向，傾向SSW175°,傾角70?75°,落差20?160米。本井田內平面延展長度約1500米，切割水平為露頭?一800米。本井田內鉆探控制點5個，巷道揭露點1個，并有嚴密地震測線控制。屬控制可靠斷層。F2-3:為潘一、潘二井田邊界斷層。其產狀為：走向近東西向，傾向SSW，傾角40?60°，落差20?80米，平面延展長度約4500米，切割水平露頭?一800米。本井田內鉆探控制點6個，并有嚴密地震測線控制，屬可靠斷層。該斷層為一扭曲斷層，產狀變化較大，主要在地層轉折部位即III西線至W線之間發生扭曲，斷層面傾角轉緩。該斷層于W-V線?V線間與F2斷層相匯而消失。其特征與F2斷層基本相似。F2-5:為F2-3分支斷層，夾于F2-3與F3斷層之間。其產狀為：走向近東西向，傾向SSW，傾角40?70°，落差0?20米。水平延展長度約800米，界于III西至W西勘探線之間。該斷層走向變化較大，西部走向為NW向，東部變化為NE向。鉆探控制點1個，地震測線控制差，屬推斷斷層。1.5.2壓扭性逆斷層F5：為跨潘一、潘三井田及西北部邊界斷層。其產狀為：自東向西，走向SE-EW-SW，傾向由SW逐漸變為SSE，落差20?80米。本井田內水平延展長度約8000米，略成“弧形”貫穿井田東西。切割水平為露頭?一800米，并被F4斷層所切割。鉆探控制點12個，巷道揭露點14個，并有嚴密三維地震測線控制，屬控制可靠斷層。F5-1：為本井田北部斷層，介于W—IX勘探線之間，兩端均與F5斷層相匯而消失。該斷層分別被F5、F4斷層所切割。其產狀為：走向北西-南東向，傾角50?65°，落差20?50米。平面延展長度約4000米，切割水平為露頭?-800米。鉆探控制點3個，并有嚴密地震測線控制，屬可靠斷層。其特征與F5斷層相似。F3:為跨潘一、潘二井田斷層，其產狀為：走向北西一南東向傾向S-SW，傾角40?65°,落差20?60米。本井田內平面延展長度約4500米，切割水平為露頭?-800米。鉆探控制點4個，無巷道揭露，并有嚴密地震測線控制，屬可靠斷層。F3-2：位于F3斷層下盤，其產狀為:走向近東一西，傾向N，傾角55?70。，落差0?25米。平面延展長度約800米，切割水平為露頭?-600米，深部與F3斷層匯合而消失，并切割了F39斷層。該斷層在W線落差最大，兩端落差很快減小至消失。鉆探揭露點2個，并有嚴密地震測線控制，屬較可靠斷層。F35:位于井田東部傾伏轉折端東南方。其產狀為：走向北西一南東向，傾向南西245°，傾角10?65°，落差0?25米。本井田內水平延展長度約600米，切割水平為露頭?-800米，鉆探控制點1個，并有三維地震測線控制，屬較可靠斷層。地震補勘資料認為：該斷層為一座椅式斷層，斷層面在13-1與11-2煤層之間傾角很緩，似順層斷層。F39：位于井田東北方，其產狀為：走向由北西一南東向逐漸轉近南北向，傾向南西，傾角45-65°，落差0?20米，水平延展長度約1200米，切割水平為露頭?-800米。鉆探揭露點3個，并有嚴密三維地震測線控制，屬可靠斷層。該斷層走向變化較大，平面形態為一弧形，并被F3-2斷層所切割。F40：位于井田東北方，其產狀為:走向北西一南東向，傾向南西，傾角30°，落差0?20米。平面延展長度約800米，切割水平為露頭?-800米。鉆探控制點2個，并有地震測線控制，屬可靠斷層。該斷層傾角變化大，具東緩西陡的特點。水文地質概況潘集礦區為隱伏式煤田，在煤系地層之上直接覆蓋一套巨厚新生界松散沉積物，厚約120?484米。本區主要含水層為奧陶系和石炭系石灰巖含水層，煤系砂巖含水層和新生界松散含水層。潘一礦位于潘集背斜南翼，為一寬緩的單斜構造。新生界松散層下部含水層組直接覆蓋在煤系地層之上，其水量充沛，對淺部煤層開采有威脅；煤系砂巖含水層發育于各煤層之間，其富水性較弱且差異大，連通差，石灰巖含水層水對深部煤層開采有威脅。地表水系本區為淮河沖積平原,地勢平坦,地面標高+19?+23米，西北高，東南低平均坡降為1/10000。淮河為鄰近本區的主要河流，經淮南時一般水位標高為+15米，最高水位可達+25.93米（1954.7.21魯臺洪水位），淮河平均流量正陽關以下2000m3/s。汛期淮河洪水位高，可能威脅礦井安全（如1991年，大汛期）。一般豐水年內澇時間為30?45天，較大洪水年漫灘時間長達140天左右。礦井主要含水層井田內主要含水層為奧陶系和石炭系石灰巖含水層，煤系砂巖含水層和新生界松散含水層。地溫和地壓地溫井田內地溫垂向上正常，全層地溫梯度為1.7?3.9°C/百米，平均2.7°C/百米；基巖地溫梯度為1.5?4.1°C/百米，平均2.8C/百米。井田北部基巖地溫梯度一般為3.0?4.1°C/百米，屬地溫異常區；井田南部基巖地溫梯度一般為1.5?2.9°C/百米，屬地溫正常區。橫向上，基巖界面井溫度變化范圍為22.2?30.2°C，各鉆孔-350m切面井溫度變化范圍為24?34.4C；-380m切面井溫度變化范圍為25.7?34°C;-530m切面井溫變化范圍為27.3?39.1°C；-670m切面井溫變化范圍為29.2-40.3C；-800m切面井溫度變化范圍為31.7?42.3°C。各主采煤層底板溫度隨深度增加而增大。走向上，一般東部高，西部低，傾向上差異不顯著。1.7.2地壓地質因素是引起地壓的主導因素。巖體中由原生或后期構造形成的各種軟弱結構面，是造成巷道失穩的主因。此外，巖石強度、地下水作用、殘余應力及人為因素亦是地壓大小的因素。不同煤層及其頂底板巖石強度不同，抗風化、抗軟化能力不同,地下水作用不容忽視。潘一礦泥巖及泥質結構的巖石浸水后崩解、碎解，抗壓強度小于160Mpa,軟化系數約0.2?0.6,屬易軟化?極易軟化巖石，從而直接影響圍巖穩定，產生地壓。2礦井開采開拓設計礦井開拓井田開采范圍及面積本礦井的井田境界按（72）煤開字第82號文件決定：潘集一號井東以第0勘探線與潘集二號井毗臨；西以人定境界與潘集三號井為界；北部0至w-V線間以F2-3、IV-V至切線間以背斜軸、AH至IX線間分別以F4、F5、F5-1、F5與潘二、潘四井田為界；南至13-1煤層-800米等高線地面投影。東西長約14.6公里，傾斜寬約4.0公里,面積約58.4平方公里。井型確定本井田主要含煤地層為二疊系含煤地層，含煤層數42—56層，七個含煤段，本井田主要開采含煤段厚度約32.2m，含煤15余層，占可采總厚80%,其中可采與局部可采煤層有10層，可采總厚度約27.9m。占可采總厚的86.5%，局部可采5層，厚4.3米，占可采厚度的13.5%。工業儲量29180.85萬噸，地質儲量29557.95萬噸，可采儲量20660.1萬噸，生產能力為500萬噸/年的礦井，服務年限86年井田開拓方式和主副井口位置井田采用立井開拓方式。主、副井坐標如下：主井：X=3630310.000 Y=39482985.000 Z=+22.5副井：X=3630252.323 Y=39482958.106 Z=+22.5通風系統礦井通風方式為兩翼對角式。西風井地理坐標X=32250.0000Y=84050.0000風井深約370米，風井斷面直徑取8米；東風井地理坐標X=31200.0000Y=85900.0000風井深約370米，風井斷面直徑均取8米。井筒數目及裝備全礦井共有四個井筒，分別為主井、副井、西風井和東風井。主井井筒：凈直徑7.5米，井筒內裝設兩套16噸雙箕斗，供提煤用。井筒裝備鋼絲繩罐道，罐道繩選用直徑為47mm密封鋼絲繩，沿箕斗四角布置。2?副井井筒：凈直徑8米，井筒內設兩套5噸雙層罐籠帶平衡錘的提升裝置。西風井：凈直徑8米，不設梯子間，回風水平標高-350米。風井深約400米，擔負前期全礦井通風。4?東風井：凈直徑8米，設梯子間，回風水平標高^350米。風井深約400米，擔負東二采區通風。主要開拓方案根據本礦井的地質構造特征、煤層埋藏特點，針對首采煤層提出以下開拓方案：第一水平定在-630米，劃分為四個采區：西一、西二、東一、東二；西二采區西至井田邊界，東與西一采區以F4斷層為界；西一采區與東一采區以Fe8斷層為采區邊界；東一采區與東二采區以F5斷層為界；東二采區北以F3斷層為采區邊界。東西兩翼大巷貫通，開拓軌道石門和皮帶石門各一條分別與軌道大巷和皮帶大巷連接。大巷全部在-630米13-1煤層底板布置，距離煤層約20米，直接與各個采區的上山相連。西一采區兩條巖石上山在Fe2斷層和Fe3斷層之間布置，其他采區均為三條上山，其中東一與西二的三條上山布置在采區中央。東二采區三條巖石上山沿Fe5斷層東側布置，采用單翼開采。井底車場及主要硐室1?井底車場的形式：臥式環行車場2?井底車場的調車方式：列車由機車牽引至車場調車場，機車摘鉤將列車頂入重車場，機車繞至空車場，牽引空車返回礦井兩翼工作點。3?井底車場主要硐室：煤倉；排水系統硐室；中央變電所；車場內設有調度室、候車室、人車線、電機車修理硐室及工具備用品保管硐室等，另外還設有炸藥庫，在井底車場的右上部。水平、采區劃分與接替水平劃分本井田為一緩傾斜煤層群，儲量豐富，井型大，煤層賦存深，煤層露頭標高約在-240m?-322m,回風水平標高為-350m?-380m,考慮到目前國內技術裝備條件及每個水平均有合理的服務年限。本礦井水平劃分全礦井劃分兩個水平，水平標高：第一水平為-630m，第二水平為-800m.采區的劃分、接替關系及大巷石門布置1） 采區第一水平劃分為四個采區。2） 采區的接替關系是準備先投產西一、西二、東一采區。3） 大巷石門的布置該礦井采用皮帶運煤，為減少巷道的工程量，縮短運輸路線和降低通風阻力，分別在兩翼各布置一條皮帶石門大巷和一條軌道大巷，標高為-670m，主要運輸大巷服務于整個水平，服務年限較長，大約為30年，為了使大巷不受采動影響，同時也為了便于維護，將大巷布置在距煤層底板20m，皮帶巷在井底車場附近，有所抬高，主要是為有足夠的井底煤倉留出空間；另外，在皮帶大巷與采區軌道石門交替的地方也有所抬高，防止與采區軌道石門交叉。軌道大巷擔負著礦井幾個采區的通風、運料、行人等任務，以及用于敷設各種管道、動力電纜等，為滿足諸多要求，軌道大巷將采用砌碹支護，圍巖條件較好的則采用錨噴支護。如前所述，該礦所采用的是兩翼對角式通風方式。回風大巷為整個礦井服務，服務年限長，也可兼作行人用。因此回風大巷采用半圓形砌碹支護，圍巖條件較好的則采用錨噴支護。礦井各大生產系統運輸系統1） 運煤系統：一水平的煤采落后通過采區內運煤系統，到達采區煤倉，再由溜煤眼溜到皮帶大巷的運煤皮帶上并運往主井煤倉，由主井箕斗提至地面。2） 運矸系統：矸石主要是在巖巷掘進中產生。掘進產生的矸石通過扒矸機送至礦車，再由電機車拉到副井底，由罐籠提至地面。3） 運料系統：礦井各種材料由地面通過副井下至井底車場，再由機車運往各采區投入使用。通風系統礦井采用抽出式通風方式，主要由副井進風，主井進部分風，通過軌道大巷到各采區下部車場，由軌道上山進入到采區內部各用風地點，再由采區回風石門流至回風大巷，由風井排入大氣。另外，爆破材料庫布置在煤層以下，穩定的巖層中，距各井筒及行人巷道均在安全距離以外，且采用獨立的通風系統，風井由副井進入井下一部分直接經爆破材料庫使用后，排至回風巷，再由風井排入大氣。排水系統各采區內的涌水通過各自軌道上山的水溝流至軌道大巷的水溝，軌道大巷在施工時預留了一定的傾角，水流自軌道巷水溝可自行流入井底水倉，再由水泵通過副井內的排水管排至地面。供電系統地面高壓電源經變壓達礦用電壓后由副井動力電纜線輸送到井下中央變電所，再由中央變電所輸送至各采區變電所，以供各種電機設備及充電硐室之用。2.2采區設計采區基本概況采區是組成礦井的基礎，其服務年限長短不一，少則3?4年，多則7?8年，還有的達十余年，本設計選取的是13-1煤層的東一采區，該采區為單翼上山采區，采區的上限標高為-350m，下限標高為-670m,采區內的地質構造較為復雜，有斷層穿過，煤層頂板穩定，涌出量較小，煤層賦存穩定，煤層傾斜角8°?12°，煤層瓦斯涌出量為3.6m3/1。煤層有自然發火危險性。采區生產能力200萬噸/年，回采工作面長度240米。采區上山的位置、數量采區布置方式由于13-1.11-2兩煤層層間距較大，傾角平緩，為節省巷道工程量，13-1采區均采用單一煤層布置的開采方式。上山布置方式1） 上山數量為滿足開采時通風設計的要求，本采區設置三條上山，即一條為軌道上山，一條為皮帶上山，一條為行人上山。2） 采區上山方式為在底板巖石中開設上山。回風巷道布置為了提高回采率，降低掘進率，減少巷道維護費用，工作面上下順槽盡量采用無煤柱護巷，即沿空掘巷。為了保證工作面等長推進，綜采面順槽采用平行布置。采區裝車線布置根據開拓巷道布置要求，采用石門裝車方式。區斷劃分，采區上、中、下部車場的形式，聯系及尺寸東一采區走向長1300?1700米，傾斜寬1550?1650米，可劃分6個區段。區段斜長240米左右，每個區段沿左右兩個工作面，用綜采，留區段護巷煤柱。上部車場采用甩車場.；采區中部車場采用小角度（近似平車場）的雙側甩車場；采區下部車場采用甩車場，工作面通過中部車場到溜煤眼，由溜煤眼到皮帶機上。通風系統通過回風斜巷回到回風上山，直到總回風巷。采區下部車場布置成石門裝車式，底板繞道。軌道上山經繞道與軌道石門相通，由于繞道需要為運輸車輛的調度及存放服務，故要求能夠存放約下一列車的長度，長度約為150m。采區回采順序先采淺部，后采深部，在同一區段內沿走向后退式開采，即由采區邊界向上推進。采區內的回采工作應按計劃有步驟地進行，以均衡生產，并有利于提高技術經濟指標。采煤方法及設備選定采煤方法根據本井田的之煤層埋藏特征及目前技術條件，本采區開采煤層傾角8°?12°按照礦井生產實踐，設計采用沿走向長壁后退式采煤法，全部陷落法管理頂板。工作面推進方向在正常情況下，未能切實掌握采區內煤層構造變化情況，充分發揮采煤機械化效能，保證礦井高產、高效。采區內回采工作面一律采用后退式回采，即走向長壁工作面沿煤層走向從采區邊界向采區上山方向推進。采煤方法及頂板管理根據煤層賦存狀況，井田開拓布置及技術裝備條件，準備采用走向長壁下行垮落采煤法。由于地質條件比較好，斷層比較少故采用綜采。工作面頂板管理采用垮落法。工作面的作業形式為“兩采一備”，即兩班采煤、一班準備，采煤班采煤、移架；準備班檢修。工作面一般為日進兩排柱，進厚4.0?4.8m，每日一循環的作業方式，工作面采用分段作業，由裝煤、支柱、移溜組或組成綜合組。完成本段裝煤、支柱、移溜工作。采區巷道斷面及支護由于該礦為高瓦斯礦井，為滿足通風要求。采區內巖巷及硐室均采用半圓拱斷面，煤及半煤巷則采用梯形斷面，具體尺寸及支護形式見表2—1表2—1采區巷道參數表巷道名稱形式斷面（m2）支護形式軌道上山半圓拱16錨噴皮帶上山半圓拱16錨噴回風上山半圓拱16錨噴軌道平巷半圓拱14錨噴運輸平巷梯形14梯形鋼石門車場梯形16梯形鋼采區內巖巷、硐室、煤倉條件較好的采用錨噴支護；條件不好頂板比較破碎的采用U形鋼與錨索聯合支護；煤巷采用礦用工字鋼梯形支架與錨索聯合支護。采區技術裝備綜采放頂煤工作面的主要設備選用：ZFS-400/19/28型放頂煤支架，MG200型采煤機，前部運輸機型號為SGZ-730/320,后部運輸機型號為SGD-630/220.采區生產系統運煤系統工作面落煤-刮板運輸機-轉載機-順槽膠帶輸送機-區段溜煤眼-運輸上山?運輸石門?米區煤倉?運輸大巷運料系統軌道大巷-采區軌道石門-軌道上山-材料平巷-工作面上順槽-工作面通風系統軌道大巷-采區軌道石門-軌道上山-進風斜巷-工作面下順槽-工作面f工作面上順槽f采區回風斜巷f回風上山f采區回風石門f回風大巷供電系統礦井中央變電所f采區中部變電所f工作面配電點f工作面用電排水系統工作面涌水f下順槽溜煤眼f運輸上山f采區石門f運輸大巷風流控制為了保證風流按擬定的方向流動,必須在巷道中設置相應的通風構筑物用以引導風流,截斷風流或控制風流的通風設施.在該采區中,進風巷與回風巷連接處用兩道風門隔開;需要一定風量的地方（如變電所絞車房等）用調節風窗控制風量,工作面與備用面之間用調節風門分配風量.2.2.10采區通風系統及風流控制采區通風路線如上所述。有關《規程》對采區通風有如下規定：1） 每一個生產水平和每一個采區，都必須布置回風道，實行分區通風；2） 回采工作面和掘進工作面都應采用獨立通風。同一采區內，同一煤層上下相連的兩個同一風路中的回采工作面，其工作面總長度不得超過400m；回采工作面之間活采掘工作面之間的串聯通風，進入串聯工作面的風流中必須裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置。在此種風流中，瓦斯或二氧化碳濃度都不得超過0.5%，其他有害氣體都應符合規程的規定開采有瓦斯（二氧化碳）噴出活有煤（巖）與瓦斯（二氧化碳）突出危險的煤層時，嚴禁任何兩個工作面之間串聯通風。3） 煤層傾角大于12°的回采工作面都應采用上行通風。如果采用下行通風時候，必須報礦總工程師批準，并遵守下列規定：（1） 回采工作面風速不得低于1m/s；（2） 機電設備設在回風道時，回采工作面回風道風流中瓦斯濃度不得超過1%，并裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置；（3） 應有能夠控制逆轉風流、防止火災氣體涌入進風流的安全措施。在有煤（巖）與瓦斯（二氧化碳）突出危險的、傾角大于12°的煤層中，嚴禁回采工作面采用下行通風；（4） 開采有煤塵爆炸危險煤層的礦井，在礦井的兩翼、相鄰的采取和相鄰的煤層，都必須用水棚隔開；在所有運輸巷道和回風巷道中，必須撒布巖粉或沖洗巷道。采區內部通風系統1）工作面通風系統工作面通風系統：采用U型后退式，其優點是結構簡單，巷道維修量小，工作面漏風小，風流穩定，易于管理。2）掘進頭通風系統掘進工作面通風方式采用壓入式，其優點有：（1） 局部通風機和啟動裝置都位于新鮮風流中，運轉較為安全；（2） 風筒出口風速和有效射程大，排煙能力強，工作面通風時間短，使用柔性風筒，風筒漏風也有利于巷道排煙。采區瓦斯抽排、防塵、防火瓦斯抽排該采區采用卸壓鉆孔抽排瓦斯，煤層在受回采和掘進的采動影響下，引起煤層和圍巖的應力重新分布，形成卸壓區和應力集中區。在卸壓區內煤層膨脹變形，透氣系數增加。若在這個區域內打鉆抽排瓦斯，可以提高抽出量，并阻截瓦斯流向工作空間。隨掘隨抽在掘進巷道的兩幫，隨掘進巷道的推進，每隔10?15m開一鉆孔窩，在巷道周圍卸壓區內打鉆孔1?2個，孔徑45?60mm,圭寸孔深1.5?2.0m,圭寸孔后連接于抽排系統進行了抽排。孔口負壓不宜過高，一般為5.3?6.7kPa。巷道周圍的卸壓區一般為5?15m,個別煤層可達15?30m。封孔后抽排，降低了煤幫的瓦斯涌出量，保證了煤巷的安全掘進。隨采隨抽它是在采煤工作面前方于上、下順槽內每隔一段距離（20?60m）,沿煤層傾向、平行于工作面打鉆、封孔、抽排瓦斯。孔深應小于工作面斜長20?40m,工作面推進到鉆孔附近，當最大集中應力超過鉆孔后，鉆孔附近煤體就開始膨脹變形，瓦斯的抽出量也因而增加，工作面推進到距鉆孔1?3m時，鉆孔處于煤面的擠出帶內，大量空氣進入鉆孔內，瓦斯濃度降低到30％以下時，應停止抽排。防塵1） 通風除塵風流流經采煤工作面或掘進工作面，并將其懸浮礦塵帶出，從而降低作業場所的礦塵濃度。2） 濕式作業作業時利用水或其他液體進行噴淋，使之與塵粒相接觸從而捕集粉塵。具體包括：濕式鑿巖、鉆眼，灑水及噴霧灑水，水泡泥與水封爆破等等。3）個體防護在作業規程中規定，作業場所粉塵濃度較大時，工作人員必須佩戴各種防護面具以減少人體的粉塵吸入量。防火采用灌漿防火漿液充填煤巖裂隙及其孔隙的表面，增大氧氣擴散的阻力，減小煤與氧的接觸和反應面；漿水浸潤煤體，增加煤的外在水分，吸熱冷卻煤巖；加速采空區冒落煤巖的膠結，增加采空區的氣密性。灌漿的實質是，抑制煤在低溫時的氧化速度，延長自然發火其。采用阻化劑防火應用阻化劑防火的方法是：表面噴灑、用鉆孔向煤體壓注以及利用專用設備向采空區關入霧化阻化。3礦井通風設計礦井通風系統通風系統選擇的條件和依據選擇通風系統總的原則應貫徹“安全第一，預防為主”的方針，并有利于礦井建設速度，技術經濟合理。同時必須遵守《煤礦安全規程》的相關規定：有利于加快礦井建設，技術，經濟合理，生產安全。必須符合《煤礦安全規程》和《煤炭工業設計》有關規定：1）每一個礦井必須有完整的獨立通風系統；2）新建或改建的礦井如果采用中央式通風系統時，在設計中必須規定井田境界附近的安全出口；3） 箕斗提升［兼作］或裝有膠帶輸送機的井筒時，必須遵守下列規定：a箕斗提升井兼作回風井時，井上，下裝卸裝置和井塔都必須有完善的封閉措施，其漏風不得超過15%,應有可靠的防塵措施，但裝有膠帶輸送機的井筒不得兼作回風井；b箕斗提升井或裝有膠帶輸送機的井筒，兼作回風井時，箕斗提升井筒中的風速不得超過6m/s，并都有可靠的降塵度符合工業衛生標準膠帶輸送機的井筒中還應裝有專用的消防管路。根據以上原則，還應考慮的其他以下各因素：風井位置要在洪水位標高以上（大中型礦井考慮百年一遇，小型礦井50年一遇）進風井口須避免污染空氣進入，距有害氣體源地點不得小于500m占地少，壓煤少，交通方便，便于施工；井口工程地質及井筒施工地質條件簡單；通風系統簡單，風流穩定，易于管理；發生事故時，風流易于控制，井下每一水平到上一水平和每一采區至少要有兩個通向地面的安全出口，以便人員撤出；使專用通風巷道的數目最少，風路最短，貫通距離短，井巷工程省。盡可能使每個采區的產量均衡，阻力接近，避免過多的風量調節，盡量少設置通風構筑物，以免引起大量漏風；多風機抽出式通風時，為了保持通風時聯合運轉的穩定性，應盡量減少總進風道公共路段的風阻；（一般要求公共路段的負壓，不超過任何一個扇風機負壓的25%）通風費用少；后期通風合理。選擇通風系統主要應考慮的因素1.自然因素沼氣的含量和壓力，煤層賦存狀態，埋藏深度，沖積層厚度，礦井沼氣等級，煤塵爆炸性，煤層自然發火性，礦井地質條件，井田尺寸及礦井生產能力，礦井地面氣候，地溫參數和常年主導風向等。經濟因素：井巷工程量，通風運營費，設備運轉，管理和維修條件等。礦井生產條件礦井服務年限，開拓、開采、提升系統，各采區的儲量和產量分布，采掘工作面的比例關系，爆破的最多炸藥量，井下同時工作的最多人數，生產及備用工作面個數等。其他因素根據開采技術條件，要考慮灌漿，注水及瓦斯抽放等的要求。3.1.3采區通風系統的設計〈〈規程〉〉有關采區的規定：每一個生產水平和每一個采區，都必須布置單獨的回風道，實行分區通風；回采工作面和掘進工作面都應采用獨立通風；煤層傾角大于12度的回采工作面都應采用上行通風，若采用下行通風時，必須報礦總工程師批準，遵守下列規定：回采工作面風速不得大于4m/s；機電設備沒在回風巷時，采煤工作面回鳳巷內風流瓦斯能度不得超過1%,并應裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置；進風，回風巷中，都必須設有消防管路；開采有煤層爆炸危險煤層的礦井，在礦井的兩翼相鄰的煤層，都必須用巖粉棚或水棚隔開；在所有運輸巷和回風巷中，必須撒布巖粉或沖洗巷道。2.采區上山通風系統1)由于兩采區生產能力大，所需風量多，瓦斯涌出量大，采用兩條上山進風。一條上山回風，以滿足風量要求，這樣設置有利于：保證工作面各用風點大風量的要求，對于瓦斯涌出量大的礦井，效果更好；2)軌道上山的下部車場可不設風門，車輛通過方便；上山絞車房便于得到新鮮風流；進風風流不受上山運煤和瓦斯污染，含煤塵及瓦斯較少。缺點是作為運料用的各區段甩車場與工作面回風巷連聯處的需設置風門，不易管理，漏風大。回采工作面的通風系統潘一煤礦所有的工作面都采用走向長壁后退式采煤工藝，回采工作面采用U型上行通風系統，該系統有如下特點:1） 采空區漏風小.2） 瓦斯自然流動方向與風流流動方向一致，有利于較快地降低工作面的瓦斯濃度.3） 風流方向與運煤方向相反，引起煤層飛揚，增加了回采工作面進風流中的煤塵濃度，同時煤炭在運輸中放出的瓦斯又隨風流帶回工作面，增加了工作面的瓦斯濃度.4） 運輸設備運轉所產生的熱量隨進風流散發到回采工作面，使工作面的氣溫升高，5） 在工作面上隅角附近，由于風速很低或者完全不流動，有容易積聚瓦斯.采區的通風路線為：大巷新鮮風流f采區軌道石門f軌道上山一所在采區車場或甩車場f工作面進風平巷f工作面f工作面回平風巷f回風聯絡巷f回風上山f采區回風石門f風井3.1.4系統選擇風井的位置根據以上主要選擇因素，結合本井田的各項條件，選擇對角式通風系統。兩翼對角式的通風方式，回風標高為-350米，風井坐標為西風井X=32250.000；Y=84050.000東風井X=31200.000；Y=85900.000風井布置在井田的上部邊界，地面標高+26m，井深+350m扇風機的工作方式根據本礦井煤層瓦斯含量高，煤層埋藏較深和賦存狀態復雜，沖積層厚，煤與瓦斯具有突出危險，煤層自然發火性等綜合考慮后采用抽出式。風流路線礦井的風流路線為：地面新鮮風流f副井f-670m井底車場f-670m主要軌道石門f軌道大巷f采區下部車場f軌道上山f采區中部車場f工作面進風巷f工作面f工作面回風巷f回風聯絡巷f（回風上山）f采區回風石門f總回風巷f風井f地面為控制風流流量及流向，在一些位置設置了一些通風構筑物，如風門、風橋、調節風窗及密閉墻等。礦井風量計算與分配《規程》規定，生產礦井所需風量按井下同時工作最多人數，各工作地點排除各種有害氣體，粉塵和維持適當氣溫的需要進行計算，原則上都是采用由里向外的計算方法，即先算出各掘進頭及硐室等各地點的需風量，再乘以漏及備用等因素的系數，作為礦井的回風量。將礦井回風量乘以外部漏風系數，得出抽出式主扇的風量。各采掘工作面實際需要的風量是按沼氣，二氧化碳，一次爆破的最大炸藥量，溫度及風速等因素計算后，取其中的最大值。掘進工作面還要滿足局扇實際需風量的需要，備用工作面的需風量按工作面需風量的50%來計算。3.2.1礦井總風量的計算根據《煤礦安全規程》第110條規定，礦井總風量按下列要求分別計算，并取其中最大值。1.按井下同時工作最多人數計算，每人每分鐘供給風量不得少于4m3；Q=4NK式中 Q---礦井總供風量,m3/min；N---礦井井下同時工作的最多人數；K---礦井通風系數,包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素,一般取?1.25；按采煤工作面、掘進工作面、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算:Q=(EQ+EQ+EQ+EQ)XK采掘硐其它式中 工Q-―采煤工作面實際需要風量的總和，ms/min；采工Q-—掘進工作面實際需要風量的總和，ms/min；掘工Q 硐室實際需要風量的總和，m3/min；硐工Q—礦井其他井巷需要進行通風風量的總和，m3/min；其它K 礦井通風系數，取1.2s.2.1.1礦井需風量計算1.采煤工作面實際需要風量應按礦井各個采煤工作面實際需要的風量總和計算，即：工Q一二K》Q一(i=1,2,3…，N)采 采i式中 Q---第i個采煤工作面實際需要的風量，m3/min采iN---采煤工作面個數，K-―備用工作面系數，一般K=1.2；備用工作面單獨計算風量時，則K=1.0每個采煤工作面實際需要的風量，應按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害氣體產生量以及工作面氣溫、風速和人數等規定要求分別進行計算，必須取其中最大值。采煤工作面在有串聯通風時，應按其中一個采煤工作面實際需要的最大風量計算。工作面需風量計算按瓦斯涌出量計算Q=100QK采i CH4?采ii式中 Q——第i個采煤工作面需要的風量,m3/min采iQ——第i個采煤工作面瓦斯絕對涌出量，m3/min；西二、東一、二的CH4采i絕對瓦斯涌出量7.2m3/min；西一的絕對瓦斯涌出量5.6m3/min；K——第i個采煤工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，它是該工作i面瓦斯絕對涌出量的最大值與最小值之比。生產礦井可根據各個工作面正常生產條件時，至少進行5晝夜的觀測，得出5個比值，取其最大值。通常機采工作面取1.2?1.6；炮采工作面取1.4?2.0；水采工作面取2.0?3.0。本設計為綜采工作面取1.4。按工作面進風流溫度計算采煤工作面應有良好的勞動氣候條件，溫度和風速應符合下表3-1的要求：表3-1工作面空氣溫度與風速對應表工作面空氣溫度(°C)工作面風速(m/s)<150.3?0.515?180.5?0.818?200.8?1.020?231.0?1.523?261.5?1.8長壁工作面實際需要風量，按下式計算：Q=60VSK采i 采i采ii式中： V---第i個采煤工作面的風速，按其進風流溫度從表3-1中選取，采im/s，本設計取最大值V =1.6采iS---第i個采煤工作面的平均斷面，可取最大和最小控頂時有效斷面采i的平均值計算，m2,綜采工作面的平均斷面積可用下式近似計算:a使用支撐式支架時： S=3.75X(m-0.3)采ib使用掩護式支架時： S=3X(m-0.3)采i式中 m---煤層開采厚度，c其它采煤工作面實際需要風量，按良好勞動氣候條件近似計算。按炸藥量計算：Q一=25XA.采i i式中 25—每千克炸藥爆破后需要供給的風量，m3/minAi—第i個采煤工作面一次爆破的最大炸藥量，kg按工作人員數計算：Q=4XN采i i式中 4---每人每分鐘應供給的最低風量，m3/minN---第i個采煤工作面同時工作的最多人數，取130人i按風速進行計算：按最低風速驗算，每個工作面的最低風量：Q20.25X60XS采i 采i式中 S---工作面平均斷面積，取15m2采i按最高風速驗算，每個工作面的最高風量：QW4X60XS采i 采i工作面實際需風量見下表3-2：

表3-2工作面實際需風量采區工作面西二西一東一東二瓦斯絕對涌出量m3/min按瓦斯涌出量計算m3/min按工作面溫度計算m3/min按炸藥量計算因為是機采，一般風量較小，可以不作考慮按人數計「算m3/min按風速驗算最低風量m3/min最咼風量m3/min工作面所需風量m3/min備用面所需風量m3/min西風井前期時期m3/min西一：工作面、備用面；西二：工作面、備用面后期時期m3/min西二：工作面、備采面東風井前期時期m3/min東一：工作面、備用面后期時期m3/min東一：工作面、備用面；東二：工作面、備用面備注當按溫度計算為最大值時，不予考慮，可米用其他方法降低工作面溫度掘進工作面實際需風量計算：按礦井各個需要獨立通風的掘進工作面實際需風量的總和計算，即：工Q=KZQ (1=1,2…N,)掘 掘I式中Q—分別為各個掘進工作面實際需要的風量，m3/min掘iK—備用掘進工作面系數，一般取K=1.2。當備用工作面以單獨計算風量并列入上式中。則K=1.0每個獨立通風的掘進工作面實際需要的風量，應按瓦斯允許濃度和瓦斯涌出量、炸藥用量、局部通風機實際吸風量、風速和人數等規定要求分別進行計算，并必須取其中最大值。按瓦斯涌出量計算：Q=100XQXk掘I CH4掘i i式中Q ---該掘進面瓦斯絕對涌出量，西翼取1.7m3/min；CH4掘i東翼取1.7m3/minK-―綜掘面瓦斯涌出不均勻和備用風量系數，一般可取1.5?2.0本i設計取k=1.8按最多的工作人數計算：Q=4XN掘i式中 N---掘進面的同時工作的人數，取30人。按局部通風機的實際吸風量計算：Q=QXI掘I SII式中Q—第I個掘進工作面局部通風機的實際吸入風量，ms/minSIaJBT-52（11KW）取200m3/minbJBT-62（28KW）取350m3/minI—第I個掘進工作面同時通風的局部通風機臺數I為了防止局部通風機吸循環風，防止局部通風機吸入口至掘進工作面回風道口之間的風流處于停滯狀態而引起瓦斯積聚，局部通風機所安裝的巷道中的風量，除了保證局部通風機的吸風量外，還應保證局部通風機吸入口至掘進工作面回風之間的風速巖巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巖巷不小于0.25m/s掘進面配備一臺28KW的JBT-62通風機，其實際風量為350ms/min按炸藥量計算：Q=25XA掘i i式中 25---每千克炸藥爆破后需要共給的風量，局部通風機的實際吸風量；A---第I個掘進工作面一次爆破使用的最大炸藥量，Kg。I按風速進行計算：a.按最低風速進行驗算：每個巖巷掘進工作面的最低風量Q260X0.15XS掘i 掘i每個煤巷或半巖巷掘進工作面的最低風量Q20.25X60XS掘i 掘iS ---為第i個掘進面的凈斷面積，東一、二；西二取15m2；掘i西一取12m2

b.按最大風速進行驗算：每個巖巷、煤巷或半巖巷掘進工作面的最高風量Q=4X60XS掘I 掘I掘進工作面的實際需風量見下表3-3：表3-3掘進工作面的實際需風量掘進煤巷掘進區域劃分西翼東翼瓦斯涌出量m3/min1.71.8按瓦斯涌出量計算m3/min按局扇實際需風量計算iWmin按人數計算ms/min按炸藥量計算因采用機掘，一般風量較小，可以不作考慮按風速進行驗算最低風量m3/min最咼風量m3/min掘進工作面實際需風量ms/min西風井前期時期m3/min西一兩個掘進面；西二兩個掘進面后期時期m3/min西二兩個個掘進面東風井前期時期m3/min東一兩個掘進面后期時期m3/min東一兩個掘進面；東二兩個掘進工作面備注當按瓦斯計算為最大值時，不予考慮，可米用其他方法降低瓦斯涌出量硐室實量際風按礦井各個獨立通風硐室實際需要風量的總和計算，即：Q=EQ (i=l,2,…，N)硐 硐i式中Q---第i個獨立通風的硐室實際需要的風量,m3/min硐i每個硐室實際需要風量應根據不同類型的硐室分別進行計算。水泵房與空氣壓縮機房等硐室需風量可按硐室中機電設備運轉的發熱量進行計算：Q=3600XENX0/(pXCpXAt)ri式中Q---第i個機電硐室的需風量,m3/minrie---機電硐室的發熱系數，可根據實際考察由機電硐室內機械設備運轉時的實際熱量轉換為相當于電器設備容量做無用功的系數確定,一般水泵房e=0.02?0.04，空氣壓縮機房0.2?0.23。EN――機電硐室中運轉的電動機總功率，kw/sp――空氣密度，一般取1.2kg/m3C 空氣的定壓比熱，一般可取1.014kj/kg?kp△t 機電硐室進、回風流的溫度差，°C2） 爆破材料庫實際需要風量按每小時4次換氣量計算，即：Q=4XV/60,m3/minr式中 Q---爆破材料庫所需的風量，m3/minrV---包括聯絡巷在內的爆破材料庫的空間總體積，m3大型爆破材料庫給100?150m3/min；中小型爆破材料庫給60?100ms/min。3） 其它硐室實際需風量可按經驗值確定需風量：采區變電所及絞車房為：Q=60?80m3/min；充電硐室按其ri回風流中氫氣濃度小于0.5%計算，不得小于100m3/min，也可按經驗值給定100?200m3/min。4） 各硐室按經驗配風量：中央變電所、水泵房： 150m3/min炸藥庫： 174m3/min采區絞車房 80m3/min采區變電所： 80m3/min充電整流硐室： 150m3/min硐室實際需風量見下表3-4：表3-4硐室實際需風量硐室變電所絞車房充電整流硐室等炸藥庫硐室需風量m3/min西風井前期時期m3/min一絞車房；一變電所后期時期iWmin一絞車房；一變電所東風井前期時期m3/min一絞車房；一變電所；一炸藥庫；一整流硐室后期時期ms/min兩絞車房；兩變電所；一炸藥庫；一整流硐室備注井底車場的需風量由東風井承擔其它井巷實際需風量：按瓦斯涌出量計算Q?=133XQ ?XK式中 -1第I個采煤工作面需要的風量，:m3/min米iQ ---第I個其他用風巷道瓦斯絕對涌出量，；巷道的絕對瓦斯涌出CH4采i量為1.2m3/min；西一采區為0.8ms/minK---第I個其他用風巷道瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，一般可取iKi=1.2~1.3按最低風速驗算：Q20.25X60XS采i 采i式中： S---工作面平均斷面積，取12m2采i其他巷道的所需風量見下表3-5：表3-5其他巷道需風量采區西一西二、東一、二瓦斯絕對涌出量m^/min0.81.2西風井前期時期后期時期東風井前期時期后期時期礦井實際總體需風量：按采煤、備用面、硐室，其它地點實際需風量的總和計算：Q—(EQ+EQ+工Q+Q)XK

礦 采 硐 掘其它 漏式中EQ―-采煤工作面風量之和，ms/min采EQ---各個硐室風量之和，m3/min硐EQ---掘進工作面實際需要風量的總和,m3/min；掘EQ—礦井其他井巷需要進行通風風量的總和,m3/min其K 礦井通風系數，取1.2。礦井實際總體需風量見下表3-6：表3-6礦井實際總體需風量西風井前期時期后期時期東風井前期時期后期時期3.2.2礦井風量分配風量分配原則：各硐室按礦井硐室實際配風；獨立通風掘進頭按Q掘XK配風（K=1.2）；其它巷道按實際所需風量分配；礦井總進風量減去上述三種風量后，剩下風量按瓦斯涌出量分配至各采煤面備用面按工作面所需風量的一半配風。東風井通風風量分配見下表3-7表3-7東風井通風風量分配前期通風后期通風東一東一東二總風量m3/min井底車場硐室m3/min米區變電所絞車房m3/min掘進工作面m3/min其他巷道m3/min采區備用工作面m3/min采區回采工作面m3/min備注井底車場的需風流經東一米區礦井西風井通風風量分配見下表3-8表3-8礦井西風井通風風量分配前期通風后期通風西一西二西二總風量井底車場硐室米區變電所絞車房掘進工作面其他巷道采區備用工作面采區回采工作面備注井底車場的需風不流經西部采區3.3通風阻力計算及風速校核3.3.1風速校核為了保證所設計的井巷、硐室的風量、風速符合《規程》要求，不致發生風速超限必須進行風速校核。由各采區通風阻力計算表中數值可知，各個巷道風速均滿足要求，說明風量分配合理。根據風量分配結果結合通風網絡系統圖各選擇一條風量最大的路線，可計算出其阻力，從而確定其最大阻力路線。3.3.2礦井通風時期的最大阻力計算原則：1） 進行礦井通風總阻力計算，應考慮主要通風機服務年限，在達到設計產量時，既能克服礦井的最大阻力，又能保證礦井在最小阻力的情況下通風機的效率不低于0.7故必須計算兩個時期的總阻力。2） 計算阻力路線的確定。根據所繪出的通風系統圖，憑直觀和經驗選擇一條風量最大，巷道總長度最長的線路計算最大阻力，不必計算所有巷道的阻力。計算時先在選定的路線上，從進風井口到回風井口逐段編號，然后對各段巷道進行阻力計算，再將各段計算結果累加起來，便得出通風井巷通風阻力hf。3） 為經濟、合理、安全的使用通風機，必須使礦井總阻力不能太大，礦井總阻力一般不應超過3000Pa，必要時應采用降阻措施。4） 為計算風硐的阻力，必須先計算主要通風機的風量Q。因為有外部漏風，通過f主要通風機的風量Q必須大于礦井總排風量。f計算方法：確定出通風路線后，沿著風流路線依次計算各段的摩擦阻力和局部阻力。1） 摩擦阻力H的計算fH=RQ2f式中 H---摩擦阻力，pafR---摩擦風阻，Ns2/m8Q---風量，m3/s其中摩擦風阻R=aLU/S3式中 a---摩擦阻力系數，Ns2/m4L---巷道長度，mU---濕周，m；S―-巷道斷面，m2其中U=CXVSC---斷面形狀系數梯形斷面： C=4.16； 半圓拱：C=3.90；三心拱： C=3.85； 圓斷面：C=3.54；2） 局部阻力Hj為了簡化計算，局部阻力取為摩擦阻力的0.1~0.2倍。即H=0.2XHjf3）總阻力計算EH=EH+EH=1.1XEHjf f

各個地點的摩擦阻力詳細計算見通風阻力計算表3-9,3-10,3-11,3T2。表3-9西風井前期（西二采區）巷道名稱支護形式斷面形狀a/Ns2/m4L/mU/mS/m2R/Nsz/msQ/ms/minHf/PaV/m/s副井砌碹圓形西翼軌道大巷錨噴半圓拱軌道上山至采區變電所錨噴半圓拱采區變電所至局扇錨噴半圓拱局扇至下順槽錨噴半圓拱14113下順槽U型鋼梯形14113工作面液壓支架梯形14113上順槽U型鋼梯形回風上山錨噴半圓拱回風巷錨噴半圓拱回風大巷錨噴半圓拱回風井砌碹圓形總風阻Hf=表3-10西風井后期（西二采區）巷道名稱支護形式斷面形狀a/Ns2/m4L/mU/mS/m2R/Nsz/msQ/ma/minHf/PaV/m/s副井砌碹圓形西翼軌道大巷錨噴半圓拱軌道上山至局扇錨噴半圓拱局扇至下順槽錨噴半圓拱14313下順槽U型鋼梯形14313工作面液壓支柱梯形14313上順槽U型鋼梯形回風上山錨噴半圓拱回風巷錨噴半圓拱回風大巷錨噴半圓拱回風井砌碹圓形總風阻Hf=

表3-11東風井前期（東一采區）巷道名稱支護形式斷面形狀a/Ns2/m4L/mU/mS/m2R/Nsz/msQ/m3/minHf/PaV/m/s副井砌碹圓形東翼軌道大巷錨噴半圓拱上山至變電所錨噴半圓拱變電所至局扇錨噴半圓拱局扇至下順槽錨噴半圓拱11113下順槽U型鋼梯形11113工作面液壓支柱梯形11113上順槽U型鋼梯形回風上山錨噴半圓拱回風巷錨噴半圓拱回風大巷錨噴半圓拱回風井砌碹圓形總風阻Hf=表3-12東風井后期（東二采區）巷道名稱支護形式斷面形狀a/Ns2/m4L/mU/mS/m2R/Ns2/m8Q/ms/minHf/PaV/m/s副井砌碹圓形東軌道大巷錨噴半圓拱東軌道大巷錨噴半圓拱上山-變電所錨噴半圓拱變電所-局扇錨噴半圓拱局扇-備用面錨噴半圓拱備用面-工作面錨噴半圓拱13113下順槽U型鋼梯形13113工作面液壓支柱梯形13113上順槽U型鋼梯形回風上山錨噴半圓拱回風巷錨噴半圓拱回風大巷錨噴半圓拱回風井砌碹圓形總風阻Hf=3?由通風阻力計算表可知，各個時期的總阻力分別為：西風井前期（西二采區）EH=EH+EH=1.1XEH= Paj f f 后期（西二采區）EH=EH+EH=1.1XEH= Paj f f 東風井前期EH=EH+EH=1.1XEH= Paj f f 后期EH=EH+EH=1.1XEH= Paj f f 3.4選擇礦井通風設備礦井通風設備的選型主要任務是在已有的風機系列產品中，選擇適合礦井需要的通風機型號，轉速和與之配套的電動機，若選用離心式風機，還需根據布置方式，同時確定其風流出口方向。所選用的通風機必須具有安全可靠，技術先進，經濟指標良好等優點，根據《煤炭工業設計規范》等有關規定，進行礦井通風設備選型時，應符合以下要求：1．選擇的通風機一般應滿足第一水平各個時期的阻力變化的要求，并適當照顧下一水平的的通風需要，當阻力變化較大時，可考慮分期選擇電動機，但初裝電機的使用年限不宜少于5年。2．應留有一定的余額，軸流式通風機在最大設計風壓和風量時，葉片的安裝角度一般比最大允許使用值小5°3．風機的服務年限內，其在礦井最大和最小阻力時期的工況點均應在合理的工作范圍內。4．考慮風量調節時，應盡量避免采用風硐閘門來調節。5．進出風井的井口的高差在150m以上或進出井井口的標高相同，但井深400m以上時，宜計算礦井的自然風壓。計算通風機的工作風量Qf=K-Qm式中 Qf—主要通風機的工作風量mXsQm——礦井需風量K漏風損失系數（1.05 1.10）,風井不做提升設備時取1.05。則通風機的工作風量為西風井前期Q二fm3/s后期Q二m3/s東風井f前期Q二fm3/s后期Q二m3/sf計算風機的工作風壓根據通風機廠提供的風機特性曲線的類別，計算風機的相應工作風壓計算抽出式通風軸流式風機的靜壓：h=h+h±hfsrmatn式中h---抽出式通風方式軸流式通風機的靜壓，mm；fsH2Oh---礦井通風時