摘 要本设计为新久煤矿二井0.9Mt/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2.65m设计井田的可采储量64.54Mt，设计服务年限为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97.96m/s，矿井通风总阻力为555.181Pa，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102.05m/s，矿井通风总阻力为1837.429Pa，矿井等积孔为2.83m2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ABSTRACTThis design for the xinjiu coal mine two well 0.9Mt/a new mine design, with a total of minable seam layer 2, 6 and 10 coal seam, the total thickness of coal seam is 5.3m. Design field recoverable reserves of 64.54Mt, length of service for 52a, the average Angle of coal seam as 5°, the coal mining method for inclined longwall mining method, mining technique for comprehensive mechanized coal mining technology, adopt tunneling faces pressure ventilation, selects the FBD-NO.6.0/37 partial ventilator and the canvas with a diameter of 1000mm ram, treatment method for all across the fall of roof. Mine belongs to the gas of the mine, ventilation mode for the side-by-side, ventilation methods draw-out, zone ventilation design, the working face ventilation way for U, upward ventilation.The design of mine ventilation resistance also easy and difficult period of air volume was calculated and the distribution. By computing: easy for east region area during the period of mine production, air volume of 97.96m/s, total resistance of mine ventilation is 555.181Pa, mine product such as hole of 4.95m2; Mine hard times for west two belt region and put into production,Total air volume of 102.05m/s, total resistance of mine ventilation is 1837.429Pa, mine product such as hole is 2.83m2.At the same time set the ventilation facilities and formulate disaster prevention and control measures. Finally choose main ventilator, models for axial FBCDZ-8- No28A; Motor model for YBFe355M2-8.Key words: ventilation mode; Ventilation system; Air distribution; Disaster prevention and control目 录摘 要 IABSTRACT II1 矿区及安全概况井田地质特征 11.1 矿区概况 11.1.1 交通位置 11.1.2 地形地势 11.1.3 河流 21.1.4 气象 21.1.5 矿区经济概况 21.1.6 水源及电源 21.1.7 当地环境保护现状 21.2 井田地质特征 31.2.1 地质构造 31.2.2 煤层及煤质 41.2.3 地质勘探程度 51.3 矿区安全概况 51.3.1 水文地质特征 51.3.2 瓦斯 61.3.3 煤尘爆炸危险性 61.3.4 煤的自燃性 61.3.5 井下高温情况 62 矿井储量与生产能力 72.1 井田境界及储量 72.1.1 井田境界 72.1.2 储量 72.2 矿井生产能力及服务年限 82.2.1 矿井工作制度 82.2.2 矿井设计生产能力及服务年限 93 井田开拓 113.1 井田开拓 113.1.1 开拓方式 113.1.2 井筒的数目位置用途及装备 113.2 水平划分 123.2.1 水平划分 123.2.2 开采水平的主要开拓巷道 123.3 矿井带区接续 213.3.1 带区划分 213.3.2 带区开采顺序和接续计划 224 带区通风设计 234.1 带区通风 234.1.1 带区概况 234.1.2 带区通风设计原则及要求 234.1.3 采取参数 234.1.4 带区准备巷道布置形式 244.1.5 带区内煤层开采顺序 244.1.6 采煤工作面通风系统 254.1.7 带区生产能力 254.2 局部通风设计 264.2.1 局部通风系统设计原则 264.2.2局部通风方法 264.2.3风筒的选择 274.2.4 局部通风机选择 284.2.5 局部通风的安全措施 315 矿井通风设计 335.1 瓦斯煤尘自燃发火情况 335.2 拟定矿井通风系统 335.2.1 矿井通风系统的要求 335.2.2 矿井通风系统的选择 345.2.3 确定矿井反风方式 375.3 计算和分配矿井总风量 385.3.1 风量计算 385.3.2 风量分配与调节 465.3.3 风速验算 475.4 计算井巷通风总阻力 505.4.1绘制通风容易时期和困难时期的网络图 505.4.2 矿井通风阻力计算表 545.4.3 矿井自然风压的测算 605.5 计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔 635.6 选择矿井通风设备 645.6.1选择矿井通风设备的要求 645.6.2选主要通风机的选择 645.7 概算矿井通风电费 706 通风构筑物的设置与主要通风机附属装置 716.1 通风构筑物的设置与要求 716.1.1 风门 风桥 风窗数目及位置 716.1.2 风窗 风门通风构筑物的施工要求 716.2 主要通风机附属设备设置与要求 726.2.1 反风装置设置与要求 726.2.2 防爆门设置与要求 726.2.3 风硐设置与要求 726.2.4 扩散器设置与要求 736.2.5 消音装置设置与要求 737 灾害预防措施 757.1 瓦斯防治 757.2 粉尘防治 757.3 井下火灾防治 767.4 井下水灾防治 767.5 井下煤尘爆炸防治 777.5.1 煤尘爆炸的原因 777.5.2 煤尘爆炸防治 77结 论 79致 谢 80参考文献 81CONTENTSAbstract IAbstract II1 Mining Geological Features and security situation of mine field 11.1 Survey of mining area 11.1.1 Traffic location 11.1.2 The topography of the terrain 1 Rivers 2 Meteorology 21.1.5 Mining economy 21.1.6 Water and Power 21.1.7 Current Situation of the local environmental protection 21.2 Geological Characteristics of the Coal Field 31.2.1 Geological structure 31.2.2 Coal bed and coal quality 41.2.3 Degree of geological exploration 51.3 Mine safety profile 51.3.1 Hydro - geological characteristics 51.3.2 Gas storage conditions 61.3.3 Coal dust explosion hazards and coal explosion prevention measures 61.3.4 Nature of coal 71.3.5 Treatment of underground high temperature 72 Mine reserves and production capacity 82.1 Mine field level and reserves 82.1.1 State Of Mine 82.1.2 Reserves 82.2 Mine production capacity and service life 82.2.1 Mine system 82.2.2 Mine production capacity and service life 93 Mine development 113.1 Mine development 113.1.1 Open up the way 113.1.2 The number of locations use of the wellbore and equipment 113.2 High level and phase of the vertical 123.2.1 Level 123.2.2 Mining level of the main open up roadways 123.3 Mine band connection 21 Striped partition 213.3.2 Order and continue in stripe mining plan 224 Ventilation design for the band 234.1 Striped ventilation 234.1.1 Overview of the band 234.1.2 Ventilation design principles and requirements of the band 234.1.3 Striping parameters 234.1.4 Preparation roadway layout of the band 244.1.5 With a production capacity of the region 244.1.6 The ventilation system in coal mining face 254.1.7 belt region production capacity 254.2 Design of local ventilation 264.2.1 Local ventilation system design principles 264.2.2 Local ventilation methods 264.2.3 Selection of air duct 274.2.4 Selection of auxiliary fan 284.2.5 Local ventilation safety measures 315 Design of mine ventilation 335.1 Gas cases of spontaneous combustion of coal dust 335.2 Development of mine ventilation system 335.2.1 Mine Ventilation System Requirements 335.2.2 Selection of mine ventilation system 345.2.3 Determine how the mine air 375.3 Calculate the total air flow and distribution of the mine 385.3.1 Calculation of air flow 385.3.2 Air distribution and regulation 405.3.3 Wind speed calculation 475.4 Calculate the total resistance underground ventilation 50 Draw a network diagram of ventilation during the period of easy and difficult 505.4.2 Calculation of Mine Ventilation resistance table 54 Measurement of natural wind pressure in mine 605.5 Calculated two periods of mine total wind resistance and total conductance, etc 635.6 Select the mine ventilation equipment 645.6.1 Select the request of mine ventilation equipment 645.6.2 Choose selection of Main Fan 645.7 Estimates for mine ventilation electricity 706 Set of ventilation structures 716.1 Settings and Requirements of ventilation structures 71 Ventilation structures 71 Cross Section calculation of ventilation structures in key locations 716.2 Subsidiary of main ventilator Device Settings and Requirements 716.2.1 against the wind device settings and Requirements 726.2.2 explosion door set and requirements 726.2.3 the wind adit setup and requirements 726.2.4 diffuser set and requirements 736.2.5 quieter setup and requirements 737 Disaster prevention measures 757.1 Gas prevention and control 757.2 Dust prevention and control 757.3 Underground fire prevention 767.4 Underground flood prevention 767.5 Underground coal dust explosion prevention 77 7.5.1 The cause of the coal dust explosion 77 7.5.2 Coal dust explosion prevention 77The conclusions 80Acknowledgement 81Reference 821 矿区及安全概况井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1 交通位置新久煤矿二井位于友谊县境内，距双鸭山发电站4km，距双鸭山矿业集团新安煤矿3.5km，福绕公路3.5km，矿区交通十分方便。
详见新久煤矿二井交通位置示意图1.1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部分为丘陵地形，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，有部分森林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2.0 m，一般在1.6～1.8 m，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，但是以煤矿为主要发展方向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。
1.1.7 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下列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/m³3）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《工业企业噪规范》(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，提高了吨煤成本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较频繁，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～15 mF10断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差70m～100 mF11断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差70m～100 m3）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2.65m，单一结构详见可采煤层特征表1.1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102.650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）基本查明了主要可采煤层的结构、层位及厚度2）基本查明了可采煤层的煤质、煤岩特征，确定了煤的种类 3）基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1.3 矿区安全概况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30 m³/h1.3.2 瓦斯本矿采煤工作面瓦斯涌出量为3.2m³/min，掘进工作面瓦斯涌出量为1.9m³/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2.8℃/100m, 平均地热增温率为40m/℃，地温梯度小于3℃本区基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2.1 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2） 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4.5km，平均长度为4.75km。
井田的倾斜最大长度为3.5km，最小长度为2.75km，平均长度为3.13km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则井田的水平面积为：S=4.75×3.13=14.87km2 2.1.2 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2） 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=14.87km2 ； S10=14.9km2,则：Zc=(14.87+14.9)×2.65×1.35/0.99=107.58Mt3） 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，按规范要求确定采区采出率为0.8计算得：Z=(107.58－26.90)×0.8=64.54Mt2.2 矿井生产能力及服务年限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服务年限1）根据《煤矿安全规程》，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较本矿井已查明的工业储量为107.58Mt,，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，按矿井设计规范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64.54Mt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0.6Mt/a，0.9Mt/a和1.2Mt/a三个方案，分析如下： (2-4)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：； ； 。
经与《煤矿安全规程》相核对，第一开采水平设计服务年限必须满足表2.1新建矿井服务年限的要求表2.1 新建矿井服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角<25°煤层倾角25°~45°煤层倾角>45°6.0及以上7035----3.0~5.06030----1.2~2.4502520150.45~0.940201515经与《煤矿安全规程》相核对，根据我国设计规范规定，大型矿井服务年限不低于50a，中型矿井服务年限不低于40a，选择0.6Mt/a，开采年限过长不合理；选择1.2Mt/a，开采年限过短不合理，所以本矿设计生产能力为0.9Mt/a较为合理且第一水平设计服务年限26.4a，大于25a,符合新建矿井服务年限的规定3 井田开拓3.1 井田开拓3.1.1 开拓方式井田基本特点：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°2）走向长度约为4.75km，倾向长度约为3.13km，井田面积约14.87km2，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30 m，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，提高了成本。
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）运输水平标高的确定矿井设计为多水平开采，运输大巷在-100m2） 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39 m左右开采水平布置在-100m2）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，斜巷为带区的运输服务，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3.12）副井断面：副井断面见图3.23）风井断面：风井断面见图3.34）运输大巷断面：运输大巷断面选择见图3.45）回风大巷断面：带区工作面回风巷断面选择见图3.56）带区工作面回风巷断面：带区工作面回风巷断面选择见图3.67）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3.1 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23.717.27砌碹图3.2 副井断面图表3.2 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33.220.4砌碹图3.3 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19.615.7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11.414锚杆图3.7 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11.414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较后确定， 结合带区划分原则，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计划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）带区接续计划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 带区接续计划表采区名称可采储量(Mt/a)生产能力(Mt/a)服务年限(a) 10 20 30 40 50 60东一带区10.30.98.2西一带区10.30.910西二带区12.60.98.9东三带区12.50.99.9东二带区6.90.98.2东四带区11.20.96.94 带区通风设计4.1 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2.65m，6号煤层10号煤层平均层间距为39m3）设计带区瓦斯绝对涌出量为3.2 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30 m³/h。
本矿井煤层自燃发火鉴定为不容易自燃4.1.2 带区通风设计原则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下列要求：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：1100 m，带区斜长：1518m2）回采工作面参数：6号回采工作面长度180m，高度2.65m，10号回采工作面长度180m，高度2.65m，一次进度0.8m，本采区回采工艺为倾斜长壁采煤法3）一次进度0.8m，一天进6刀，日进尺数为4.8m，工作面推进速度为1584m，工作面参数见表4.1表4.1 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2.65m作业方式三八工作制制度一次进度0.8m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一排0.8m最大控顶距5排5.2m最小控顶距4排4.4m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，其后的带区接续则为由近到远，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0.95。
则A0=180×1584×2.65×1.35×0.95=0.96Mt/a经计算，能够满足矿井的产量要求4.2 局部通风设计4.2.1 局部通风系统设计原则局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，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）局部通风系统要安全可靠、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4.2.2局部通风方法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。
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4.2.3风筒的选择风筒是最常用的导风装置对风筒的最基本要求：漏风小、风阻小，使用方便，成本低廉，安全（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 局部通风机选择已知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合适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合适的一种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——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；应按照实际检测而定，一般可取1.5～2.0； 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 则Qhf≥171m3/min，Qhf≤2736m3/min经验算171m3/min≤285 m3/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=0.005。
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31节风筒，选择风筒接头的漏风率为0.005由于风机为工作面实际提供的风量为Qh =285m³/min 所以 Pq=1/(1-30×0.005)=1.176 Qa= QhPq =285×1.176=335.16m³/min压入式通风时，设风筒出口的动能损失为hvo，则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 =4.75m3/s ，Qa=5.6m3/s ，ρ=1.2kg/m3，D=1m 所以 =0.811×1.2×4.752/14+31×4.75×5.6=846.56Pa表4.2 风筒百米风阻风筒直径/mm3004005006001000141231494342.0表4.3 FBD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2×5.5240～157311～3070≥802×7.5300～180340～3500≥802×11400～200350～4000≥802×15470～160440～5030≥802×18.5500～250450～5500≥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=846.56Pa，在表4.3中选取型号为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 局部通风的安全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，并应严格执行下列管理制度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，必须保证供给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。
在井下每一个都应爱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、人身安全和安全生产，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。