安全工程专业课程设计设计题目： 新兴煤矿三井二采区通风设计学生姓名： 学 号： 年 级： 安全2012级 指导教师：安全工程学院2016 年 3 月 15 日本科生课程设计（论文）任务书2016 年2 月28日 至 2016 年3月18 日设计题目：新兴煤矿三井二采区通风设计学生姓名： 所在班级：学 号： 指导教师：（签名）教研室主任：（签名）安全工程学院2016 年2月28日课程设计（论文）任务书一、设计题目新兴煤矿三井二采区通风设计二、 设计内容根据新兴煤矿三井二采区的地质条件、煤层赋存特征、瓦斯涌出情况、煤层 自燃发火情况、煤尘爆炸危险程度等，确定采区巷道布置，然后进行采区通风系 统和掘进通风设计，并绘制采区通风系统平面图和剖面图，最后进行采区风量计 算与分配三、 进度安排第一周：整理分析地质资料，完成采区概况、采区巷道布置等内容、确定采 区通风系统第二周：绘制采区通风系统平面图及通风网路图，完成掘进通风设计第三周：完成采区风量计算、采区风量分配、设置通风构筑物，并修改完善 说明书和图纸四、 参考文献[1] 中国煤炭建设协会•煤炭工业矿井设计规范•中国计划出版社.2005[2] 国家安全生产监督管理总局•国家煤矿安全监察局•煤矿安全规程•煤炭 工业出版社.2011[3] 张荣立等•采矿工程设计手册（上、下）•煤炭工业出版社.2003[4] 张国枢•通风安全学（修订版）•中国矿业大学出版社.2007[5] 国家安全生产监督管理总局•国家煤矿安全监察局•煤矿通风能力核定标 准.2009[6] 徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.1999五、 成果形式（1） 新兴煤矿三井二采区通风设计通风系统平面图、剖面图（A1图纸各一 份）；.（2） 新兴煤矿三井二采区通风设计课程设计说明书一份。
安全工程学院课程设计成绩评定表安全工程教研室指 导 教 师 评 语成 绩答 辩 评 语成 绩总 成 绩目录摘 要 I1 采区概况 11.1 采区位置 11.2 地质构造情况 11.3 煤层赋存情况 21.4 顶底板岩性 21.5 水文地质情况 31.5.1 含水层分析 31.5.1 矿井涌水量规律，排水情况 31.6 回采的其它地质情况 41.7 工作面情况 42 采区通风系统选择 62.1 采区通风系统的基本要求 62.2 采区通风系统选择 62.2.1 采煤工作面通风系统 73 掘进通风 93.1 局部通风系统的设计原则 93.2 掘进通风方法 93.3 风筒的选择 103.4 局部通风机的选型 103.3 采区通风系统平图和采区通风系统网络图 133.3.1 主要用风地点设计 133.3.2 通风系统网路图绘制 134 采区风量计算 154.1 采区内各巷道断面选择 154.1.1 采区回风上山巷道断面 154.1.3 采区运输上山断面 174.1.4 采区轨道上山断面 184.1.5 采区石门巷道断面 194.1.6 采区平巷断面 204.2 采煤工作面风量计算 214.2.1 按气象条件计算 214.2.2 按照瓦斯涌出量计算 224.2.3 按工作面人员数量计算 224.2.4 按风速进行验算 224.3 掘进工作面 234.3.1 按照瓦斯涌出量计算 234.3.2 按局部通风机实际吸风量计算 234.3.3 按风速进行验算 244.4 硐室及其它地点需风量 244.5 井下其它巷道需风量计算 254.6 采区总风量 255 通风构筑物设施的设置与要求 285.1 设施的设置情况 285.2 通风构筑物的施工要求 286 采区风量分配 316.1 风量分配原则 错误！未定义书签。
6.2 风量分配方法 276.3 瓦斯防治 316.3.1 矿井瓦斯喷出及其预防 316.3.2 煤与瓦斯突出及其预防 316.4 水棚布置 336.4.1 隔爆措施 336.4.2 隔爆水槽棚的设计 336.5 防灭火灌浆系统 346.5.1 煤层自燃预防措施 346.5.2 预防性灌浆 356.5.3 阻化剂防灭火 35结 论 36参考文献 37摘要本设计采区为黑龙江省鸡西新兴煤矿三井二采区设计，本采区范围内的主要 地质构造简单，采区内共有可采煤层2 层，煤层平均倾角15°，煤层平均厚度为 3.3m回采工作面长度为130m,回采工作面通风方式为U型，采用上行风通风， 掘进工作面采用压入式通风，局部风机选用NO.6.0/37型号局部风机，选择柔性 风筒，直径为1000mm布置一个回采工作面，一个掘进工作面计算出回采工 作面风量 630m3/min ， 掘进工作面风量为 993m3/min ， 整个采区需风量 1488.2m3/min,采区通风总阻力为73.10Pa关键词：回风上山；通风系统；工作面风量；掘进工作面风量1 采区概况1.1 采区位置本采区工作面位于一水平东部2区，西自断层F1开始，东至断层F5结束，北从设计停采边界开始，南至标高-50米，工作面走向长 750 米，倾斜长207 米 平面积 155250 平方米。
表一采区境界、范围走 向倾 斜左 部右部上 部下 部F1断层F5断层设计停采线-250米标高1.2地质构造情况新兴煤矿三井二采区位于鸡西煤田南部含煤条带的中部，鸡西复向斜的南翼， 它北临平阳—麻山大逆断层，南部有北东向和北西向的较大正断层，形成构造三 角地带，因而使井田内的构造比较发育根据多年开采的实际资料，就整个井田 来说，属于一倾向南东的单斜构造，倾角较缓慢，一般在8—25 度井田内的主 要构造是断层，仅在深部和浅部存在有小向背斜，小向背斜都比较宽缓井田内 的区域一级构造较少，而多数都是次级的中、小构造断裂构造井田内的主要构 造为断层，区内共计47条编号断层，且以正断层为主，除平一麻逆掩断层F34 外，矿内最大断层的落差为120米其中落差大于100米的较大断层4条，落差 在100米至50米的断层3条， 50米至30米的断层35条（详见表6）断层的总 体展布方向为近南北向，近东西向，北西向和北东向特别是北西向的一组断层 比较发育，这些断层的落差较大，延伸较远，把整个井田切割成许多条带，部分 较大断层就成了采区的自然境界褶皱矿内的褶皱不甚发育，仅在浅部和深部存在小向斜，褶皱比较宽缓，近东西 向展布，褶皱被较大断裂所错断，使向、背斜轴成不连续状.井田北部的一组背 斜构造，其轴向近于东西，贯穿全区，在东部已由地区小井的巷道所控制，褶皱 非常宽缓，两翼的岩层近于水平，倾角 3—6，延伸较远。
深部的两组向背斜构造一直延伸到相邻的张新和小恒山井田我矿十号层的 绞车道以接近轴部，与钻孔控制的位置差别不大向、背斜轴间距较近，褶皱比 较宽缓褶皱的两翼基本对称，岩层的倾角一般在 15—30.延伸不远就变为正常褶皱在构造形迹中属于压性结构面的代表体，与逆断层相同，是在区域受到 很大水平挤压时，最初形成的构造形式通过分析矿内的各种构造形式，可以认为，它们基本上是一次大地构造运动 的产物，它们的生成不是偶然的巧合，而是南北向构造应力长期作用的必然结果1.3 煤层赋存情况我矿煤系地层属城子河含煤层，总厚 600—800米，含煤系数 2.10—2.38% 煤系地层的总体特点是：含煤层数多，煤层厚度薄，煤层倾角，层间距变化小， 煤层厚度变化大根据我矿勘探资料，除了 10号层和 3号层为中厚煤层外，其 余大部分为薄煤层煤层一般倾角为 5—20 度，仅在浅部露头或深部向、背斜轴 部遇见 20—35 度的倾角煤层属稳定和较稳定型，其间距除 3、7、8 号层自浅 部 13 — 15 米的间距，到深部变为 5 — 6 米外，其他各层均无大的变化除个别层 外，煤层厚度的总体变化规律是，从西向东逐渐变厚，从上到下逐渐变薄。
表 2 采区煤层特征表序号煤层名称煤层厚度倾角煤层间距顶板岩性底板岩性19号煤层415°60细砂岩细砂岩210号煤层2.615°59细砂岩细砂岩1.4顶底板岩性煤层顶底板的厚度一般都大于8m,多为砂岩表3 岩石的物理性质指标岩石类型颗粒密度(g/cm3)块体密度(g/cm3)空隙率n(%)吸水率(%)软化系数KR凝灰岩2.56-2.782.29-2.501.5-7.50.5-7.50.52-0.86砂岩2.60-2.752.20-2.711.6-28.00.2-9.00.65-0.97泥灰岩2.70-2.802.10-2.701.0-10.00.5-3.00.44-0.54表4 岩石力学强度指标岩石名称抗压强度O (MPa)c抗拉强度O (MPa)t摩擦角Q (° )内聚力C(MPa)砂岩20-2004-2535-508-40泥灰岩10-1002-1015-303-201.5 水文地质情况1.5.1 含水层分析(1) 主要含水层是：目前我矿开采的是二水平，离地表较深，所以在一般 情况下，影响矿井充水的因素，以裂隙水为主2) 本矿区的地层，是由泥岩，粉砂，细砂等细粒物质组成，岩石胶结较 好，致密坚硬，孔隙度小，地下水主要赋存于岩石的裂缝中，以裂隙充水层为主。
3) 边界水文地质条件简单至中等，不存在大的水害威胁1.5.1采区涌水量规律，排水情况采区涌水规律：涌水量与开采深度有关，开采越深，涌水量越小，当巷道接近地表时，淋水， 涌水较大涌水量与开采的位置有关，当巷道送至河流下部时，淋水较大，如立井四区 二斜风道，涌水量可达每小时 30—80立方米涌水量与构造有关，巷道遇到张性断层时，涌水较大，或巷道进入裂隙发育 区，淋水也会增大如立井三区 8 号层左四大巷，见断层后涌水量达 190—300 立方米每小时涌水量与冒落裂隙带高度有关，采空区的导水裂隙带波及到老顶含水层时， 涌水量也很大，如五井一斜 10层左八，冒落裂隙带较高，涌水量达 100 立方米 每小时涌水量与降雨量有关，随着降雨量的增加而增加，详见涌水量与降雨量关系 曲线采区的总涌水量随着开采面积的扩大而增大采区排水情况 我矿现在各区的涌水，都集中于立井排出地面，包括三区和五区（原五井） 的来水，目前我矿排水设备如下：立井一水平，水仓容积1470m3, —条8时排水管路，垂深142米，有6DA8 X7水泵三台，电机型号为JS115—4容量为135千瓦，电压380伏立井二水平，水仓容积3000m3，两条8时排水管路，垂深304米，有200D8 X9水泵三台，电机型号为JS115—4型，容量为440千瓦，电压为6000伏。
五区二段的涌水原来直接排到地面，集中生产后，排到二水平南石门入立井 水仓，二斜左十九井底水仓容积为200m3, —条4时排水管路，有6DA8 X 9水泵 一台，电机为JR117—5 型,电机容量为200千瓦，电压660伏，排水能力为144m3/ 小时，一斜涌水流入二斜左七水仓，水仓容量400m3,排水设备与井底水仓相同1.6回采的其它地质情况表 6 影响回采的其它地质情况表瓦斯低瓦斯，瓦斯涌出量为4.54 m3/min煤尘煤尘具有爆炸危险性，指数为25.3-52.7%煤的自燃硫煤层，不易自燃，着火点温度为356-370°C地温属于地温正常区地压大地静压力场型1.7 工作面情况表 7 工作面情况米煤方法走向长壁倾斜后退式落煤方式机米工作面长130米倾 角15°米 高3.3米作业方式三八制一次进度0.8米顶板管理全部垮落法支护形式单体与铰接梁配套一次放顶步距一排0.6米最大控顶距五排4.8米最小控顶距四排4.0米排 距0.8米戗柱走向戗柱柱 距0.5米斜戗柱1.0米/根靠帮柱1.5米/根倾斜戗柱1.0米/根2采区通风系统选择2.1采区通风系统的基本要求(1) 在采区通风系统中，保证风流流动的稳定性，尽可能避免对角风路， 尽量减少采区漏风量，并有利于采区瓦斯的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的程度最小。
2) 回采工作面和掘进工作面都应采取独立通风3) 煤层倾角大于12的回采工作面都应采取上行通风,如采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定：① 回采工作面的风速不得低于lm/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 应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流的安全措施在有煤和瓦 斯突出的危险的、倾角大于12的煤层中，严禁采用下行通风；④ 开采有煤尘爆炸危险的矿井，在井下的两翼、相邻的采区和相邻的煤层， 都必须用水棚隔开，在所有运输巷道和回风巷道中，必须散布岩粉或冲洗巷道 4)必须保证通风设施规格质量要求5) 要保证风量按需分配，尽量使用通风阻力小而且风流畅通6) 机电硐室必须在进风流中7) 采空区必须及时封闭 8)要设置管线、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统2.2 采区通风系统选择结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区根 据技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条运输上山采区通 风方式主要有三种：输送机上山进风，轨道上山回风；轨道上山进风，输送机上 山回风；轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风。
通过对采区通风方式的比 较(见表 8)输送机上山进风，轨道上山回 2条风轨道上山进风，2条输送机上山回风轨道上山、输送机上山进风，回3条风上山回风适用条件及优缺点1. 输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所 以风门较少.比较容易控制风流；2. 由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增2条加， 造成大量的煤尘飞扬;同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯. 使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；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1. 轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便；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、运料用的各区段中部 车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大 采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段 同时生产是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；避免了 上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条 上山，工程量较大通过表8 可知三种通风方式的优缺点，鉴于本采区实际情况，避免两条上山 通风的缺点，同时从管理的角度考虑，所以本采区选用轨道上山、运输机上山进 风，回风上山回风的采区通风系统。
2.2.1采煤工作面通风系统（1） 回采工作面通风系统的基本要求：① 回采工作面与掘进工作面都应独立通风；② 风流稳定回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分 支上；③ 当无法避免时，应有保证风流稳定的措施④ 漏风小应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向 回采工作面的漏风⑤ 回采工作面的调风设施可靠⑥ 保证风流畅通2） 回采工作面的通风系统选择按回采工作面的回风方向选择，通过对上行通风和下行通风优缺点的比较表9表9回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点通风系统适用条件及优缺点上行通风在煤层倾角大于12回采工作面，都应采用上行通风优缺点如下：1.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度； 2•风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤 尘的浓度；冋时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加 了工作面的瓦斯浓度；3.运输设备运转时所产生的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）突出危险的、倾角小于12°的煤层中，可考虑 采用下行通风；工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外， 还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面 的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。
根据本采区的实际情况，本采区煤层倾角均12大于，因此采用上行通风3 掘进通风3.1 局部通风系统的设计原则局部通风机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的低噪、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的可伸缩风 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3.2 掘进通风方法掘进通风方法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。
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所以本采区掘 进通风采用压入式如图 1图 1 压入式通风3.3风筒的选择（1）选择原则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；一般来说，选用600~1000mm的风筒；风筒长度在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的风筒本采区掘进工作 面选用直径为1000 mm的风筒2）风筒的确定根据本采区得实际情况和风筒的特点，本采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由于掘进巷 道的长度为800 m,所以，本采区选择直径为1000mm的帆布风筒20个通风 距离柔性风筒的 Pq 值可以用下式计算：1p =q 1 一 nq=1/（1-19x0.005）=1.10式中：n 接头数;每个接头的漏风率，插接"j=0.01〜0.02；螺旋反接"j =0.005o3.4 局部通风机的选型掘进工作面风量计算办法的确定是以现场实际通风能力和自然条件为依据， 以科学合理供风为准绳而进行的。
每个独立通风的掘进工作面实际需风量应按：（1） CH或CO的绝对涌出量；42（2） 工作面最多出勤人数和风速等因素分别计算，取其中最大值作为掘进工 作面的需风量根据需风量选择合适的局部通风机，再按局部通风机吸风量确定 全风压供风量①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算公式：Q =100Xq XK ，m3/min掘 掘 掘通式中：Q ——单个掘进工作面需要风量， m3/min掘q ——掘进工作面回风流中瓦斯 （或二氧化碳）的绝对涌出量，本掘进工作 掘面q =1.5 ms/min掘K ——瓦斯涌出不均衡的通风系数，（ 正常生产条件下，连续检测 1 个月， 掘通 日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）应按照实际检测而定，一般可取1.5〜2.0在本采区k=1.5Q =100Xq XK掘 掘 掘通=100X1.5X1.5=225 m3/min②按工作面最多出勤人数计算风量 按工作面最多出勤人数计算风量公式 ：Q = 4N 掘式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数，该掘进工作面同时工作最多人数为22 人Q = 4N掘= 4X 22= 88m3/min取上述三项中最大值然后用下式计算检验：对掘进中煤巷、半煤巷：240S三Q 215S掘对掘进中的岩巷：240S三Q 29S掘根据本采区实际情况可知，本采区掘进工作面为煤巷、半煤巷，故采用风速 校验公式为：对掘进中煤巷、半煤巷：240S三Q 215S，该掘进巷道断面形状为 掘梯形，可知 S=14.2m2。
240S 三Q 215S掘240XS 三 Q ±15X14.2掘3408±300±213根据上述计算可知，本掘进工作面风量为300ms/min即为Q = 300m3/min = 5.0m3/s掘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： Q =Q XIi+9S掘全 扇煤巷、半煤巷掘进： Q =Q XIi+15S掘全 扇因本采区掘进工作面掘进情况为煤巷、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，Q =Q XIi+15S，其中S =掘全 扇14.2m2 即：Q =Q XIi+15S掘全 扇= 300X1+15X14.2= 513 m3/minQ=PQah式中 Q —局部通风机风量， m3/min；aQ —风筒出口风量， m3/min；hP—风筒风量比；Q=PQah=513X1=513 m3/min所以 Q=8.55 m3/sa(2)确定局部通风机全压 HtHt=RQ Q +ha h v式中H —局部通风机全压；tQ —局部通风机风量， m3/s；aQ —风筒出口风量， m3/s；hR =(L/100)XR100；摩=(500/100)XR100=39N.s2/m-7L—供风距离，m；R=R +R +R + R摩 接头 弯头 0=(L/100)XR + n (E /2S2)+R100 bp 0= 39N.s2/m-7E —弯头局部阻力系数，无弯头E =0,拐90°时，E =1.3；b b bp —空气密度，一般取1.2 kg/m3。
风筒断面取值为1m2R —局部通风阻力，无风筒分岔，变径，取 0；0h=(1/D4)XQ2va=(1/1)X8.552=73.10pah —风筒出口动压，vD—风筒出口直径，m；Ht=RQ Q +ha h v=39X8.55X8.55+73.10=2924 pah —风筒出口动压，vD—风筒出口直径，m；R—风筒风阻；根据局部通风机风量 Q 和全压 H 选择通风机，经过计算求得 Q=a t a513m3/min;H=2934Pa,为满足要求根据表，本采区可选用N0.6.3/60/2X 30型号t局部风机表10 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NO.4.5/112X5.5240〜157311〜3070三80NO.5.0/152X7.5300〜180340〜3500三80NO.5.6/222X11400〜200350〜4000三80NO.6.0/302X15447〜160440〜5030三80NO.6.0/372X18.5500〜250450〜5500三80NO.6.0/442X22550〜250450〜6000三80NO.6.3/602X30630〜260360〜6300三803.3 采区通风系统平图和采区通风系统网络图3.3.1 主要用风地点设计附采区通风系统平面图。
3.3.2 通风系统网路图绘制1）通风系统网络图绘制一般以满足如下原则为宜：（1） 用风地点并排布置在网络图中部，进风节点位于其下边（进风井口节 点位于最下部），回风节点在网络图的上部，风机出口节点在最上部；（2） 分支方向（初地面伪分支外）基本都应由下至上；（3） 分支间的交叉尽可能的少；（4） 节点与节点之间应有一定的距离；（5）网络图的轮廓形状基本为“椭圆”形2）通风系统网络图根据采区通风系统图，按上述原则绘制通风系统网路图见图 3.1）图 3.1 矿井通风系统网络图4采区风量计算采区通风风量计算根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、 国家发展和改革委员会联合下发的安监总煤矿《煤矿通风能力核定办法》，所提 供方法对采区需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别 进行计算4.1 采区内各巷道断面选择4.1.1 采区回风上山巷道断面巷 道 断 面 特 征 表围岩断面(m )分类净掘7.07.3掘进宽度掘进高度壁厚 (mm)2900(mm)2850(mm)50-直径(m间距(m锚深(mm)(p168001600净周长m1o70每米巷道工程量及材料消耗量表围岩 分类掘进体积(m)砼(m )锚杆数铺轨水沟(m)备注巷道基础拱墙基础小计量0根)(m)7.30.220.150.3711.11图 5 采区回风上山断面4.1.3 采区运输上山断面巷 道 断 面 特 征 表围岩 分类断面(m )掘进宽£(mm)瑚进高占(mm)饉厚(mm)锚 杆净周长n) m净掘直径(m间距(m锚深(m7.07.32900285050(p16800160010.0每米巷道工程量及材料消耗量表围岩 分类掘进体积(m) 砼 (m )锚杆数 量(根〔铺轨 )(m)水沟(m)备注巷道基础拱墙基础小计7.30.220.150.3711.11图34.1.4 采区轨道上山断面I：T05050105050039003800巷 道 断 面 特 征 表围岩断面(m )掘进宽E(mm)1掘进咼度(mm)壁厚(mm)锚 杆净周长n) m分类净掘直径(m:间距(m:锚深(m:10.811.83900345050(p16800200012.5每米巷道工程量及材料消耗量表围岩 分类掘进体积(m)砼(m )锚杆数 量(根］〔铺轨'(m)水沟(m)备注巷道基础拱墙基础小计11.80.570.300.160.571.0313.611图44.1.5 采区石门巷道断面巷 道 断 面 特 征 表-断面(m )［净掘11.011.43900围 分掘进宽丿 (mm)度掘进高度壁厚(mm：(mm)3350直径(m间距(m锚深(mm)净周长m(p16800200012.6每米巷道工程量及材料消耗量表围岩 分类-掘进体积(I1 ) 砼 3(m )锚杆数 量(根歸轨 )(m)冰沟(m)备纶［巷道「基础!拱墙基础小计11.40.300.150.4513.31图54.1.6 采区平巷断面巷 道 断 面 特 征 表围岩 分类断面(he )掘进宽度掘进中高壁厚1田杆净周长净掘(mm)(mm)(mm)直径（mm【间距（mm锚深（mm：m6.56.526002500(P16800160010.2每米巷道工程量及材料消耗量表围岩 分类掘进体积（H3 ）砼(H3 )锚杆数 量（根）铺轨（m）水沟（m）备注巷道基础拱墙基础小计6.512.811图64.2采煤工作面风量计算(1) 回采工作面通风系统的基本要求：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 复杂网络的内联结上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；③ 漏风小，应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向 回采工作面的漏风；④ 回采工作面的调风设施可靠；⑤ 证风流畅通。
采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值4.2.1 按气象条件计算Q =60X70%Xv XS ・ k ・ kcf cf cf ch cl式中:v —采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表中选取， m/s； cfS —采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计 cf算， m2；k —采煤工作面采高调整系数；chk —采煤工作面长度调整系数；cl70%—有效通风断面系数；60—为单位换算产生的系数表 11采煤工作面进风流气温/° C采煤工作面风速/m • s-1<20120 〜231.0 〜1.523 〜261.5 〜1.8表12采煤工作面长度/ m工作面长度风量系数kwi〈150.815 〜800.8 〜0.980 〜1201.0120〜1501.1150〜1801.2>1801.3 0 〜1.40米咼m<0.22.0 〜2.5>2.5及放顶煤面系数1.01.11.2Q=60 X 70% X 1.5 X 10 X 1 X 1.2=756m3/min4.2.2按照瓦斯涌出量计算Q =100 • q • kcf c g c g 式中：q —采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。
抽放矿井的瓦 cg斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；k —采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1 c g个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值； 100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数Q 一 = 100X2X 1 6 = 320m3/min采4.2.3按工作面人员数量计算Q =4X nwi wi式中 4—— 每人每分钟应供给的最低风量， m3/min；n —— 第i个采煤工作面同时工作的最多人数，22个；wiQ = 4X 22= 88m3/min采4.2.4 按风速进行验算a） 验算最小风量 Q 260XO.25S Scb=l Xh X70%cf cb cb cfb） 验算最大风量 Q W60X4.0S Scs=l Xh X70%cf cs cs cfc） 综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Q W60X5.0Scf cs式中：S —采煤工作面最大控顶有效断面积， m2 ；cbl —采煤工作面最大控顶距 , m ；cb h —采煤工作面实际采高 , m ；cfS —采煤工作面最小控顶有效断面积， m2 ；csl —采煤工作面最小控顶距 , m ；cs0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%—有效通风断面系数；4.0—采煤工作面允许的最大风速， m/s；5.0—采煤工作面允许的最大风速， m/s。
S =4X 1.8X 70%=5.04 630 ms/min 260X0.25S =75.6 ms/mincb cbS =3.4X1.8X70%=4.284 630ms/min<60 X 4.0S =1028.16 ms/mincs cs630ms/min=Q W60X5.0S =1285.2 ms/mincf cs采煤工作面Q=630 ms/min4.3掘进工作面4.3.1 按照瓦斯涌出量计算Q =100 • q • kh f hg hg式中:q —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 hg量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；k —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 hg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；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Q=100X2.3X2 = 460m3/min4.3.2按局部通风机实际吸风量计算a) 无瓦斯涌出的岩巷Q =Q ・ I +60X0.15Shf af hdb) 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Q =Q ・ I +60X0.25Shf af hd式中：Q —局部通风机实际吸风量， m3/min ；afI—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；S —局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。
hdQ =450 X 1+60X0.15 X 13=451.95m3/minaQ=450X1+60X0.25X13=465 m3/minb4.3.3 按风速进行验算a) 验算最小风量—无瓦斯涌出的岩巷：Q 260X0.15Sa f hf—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Q W60X0.25Sa f hfb )验算最大风量Q W60X4.0Sa f hf式中：S —掘进工作面巷道的净断面积， m2hfQ=60X0.15X10=90 m3/minaQ=60X4X10=2400 m3/minb90 m3/minW496.5m3/minW2400 ms/min掘进工作面Q为496.5 m3/min4.4硐室及其它地点需风量根据井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小0. 5%计算风量，但不得小100 m3/min机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风选取硐 室风量，须保证机电硐室温度不超过30°C，其它硐室温度不超过26°C的原则及 矿井井下不同硐室配风原则，绞车房风量为70 m3/min，变电所的风量为65 ms/min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的总和来计算Q =Q +Q硐 绞 变式中：Q ——所有独立通风硐室风量总和， m3/min硐Q ——绞车房通风量， m3/min绞Q ——变电所通风量， m3/min变根据上述可知；Q =70 ms/min, Q =65 ms/min 贝U： 绞变Q = Q +Q硐 绞 变= 70+65= 1s5 ms/min根据上述可知，井下硐室所需总风量为135ms/min，即风量为2.25m3/s。
表13井下硐室配风标准表类型名称大型小型充电房2100 m3/min260 m3/min米区变电所、绞车房、一般硐室260 m3/min4.5井下其它巷道需风量计算按采煤、掘进、硐室风量总和的 5％计算：Q =(10.5+16.5+2.25) x 5%其他= 1.46m3/s4.6 采区总风量按上述方法分别计算出各用风地点所需风量后,按下式计算采区总风量：刀Q =(刀Q +刀Q +刀Q +Q ) xKm采区 采 掘 硐 其他式中：EQ —采煤工作面(包括备用工作面)实际用风量之和，本采区采煤工作 采面实际用风量之和为 10.5m3/s；EQ —掘进工作面实际用风量之和，本采区掘进工作面实际用风量之和为 掘16.5m3/s；EQ —峒室实际用风量之和，本采区峒室实际用风量之和为2.25ms/s；硐Q —其他用风地点实际用风量之和，本采区其他用风地点实际用风量之和 其他为 1.46m3/s；Km—采区通风系数，包括采区内部漏风和配风不均匀等因素本采区总用风量按下述要求确定，采区通风系数取Km =1.20E Q = (E Q +E Q +E Q +Q ) x Km采区 采 掘 硐 其他= (10.5+16.5+2.25+1.46) 1.2= 36.85m3/s4.7 采区风量分配4.7.1 风量分配原则1）分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不小于 各用风地点设计计算的风量；2）为维护巷道，防止坑木腐烂、金属腐蚀、以及行人安全等，所有巷道都 应分配一定的风量；3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度、风速等满足《煤 矿安全规程》的各项要求，井下巷道的适宜风速见表 4-5，井下巷道允许风速见 表 4-6 。
表 4-5 井下巷道的适宜风速表序号巷道名称适宜风速1运输大巷、主石门、井底车场4.5 〜5.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.5 〜6.53采区进风巷、进风上山3.5 〜4.54采区回风巷、回风上山4.5 〜5.55米区运输机巷、胶带输送机巷3.0 〜3.56采煤工作面1.5 〜2.5表 4-6 井下巷道允许风速表井巷名称允许风速（m/s）最低最咼无绳提升设备的风井和风硐一15专为升降物料的井筒一12风桥一10升降人员和物料的井筒一8主要进、回风巷一8架线电机车巷道1.08运输机巷道、采区进、回风道0.256回采工作面、掘进机的煤巷和半 煤岩巷0.254掘进中岩巷0.1544.7.2风量分配方法① 采煤工作面分配风量为 630m3/min；② 掘进工作面分配风量为 993m3/min；③ 采区绞车房分配风量为70 ms/min；变电所为65 ms/min；④ 其它井巷需风量为 87.6 m3/min5 通风构筑物设施的设置与要求5.1 设施的设置情况为了保证风流按拟定路线流动，就必须在某些巷道中设置相应的通风构筑物 对风流进行控制在生产矿井中，通风的好坏，与矿井通风构筑物的建造质量、 数量以及安设位置有着密切的联系，因此合理的安设通风构筑物，并保证其建造 质量，是矿井通风管理的重要工作之一。
根据采区巷道布置和用风地点设置情况， 本采区设置风门3 对，设置调节风窗 3 个1) 风门 在运输下山的下端与轨道下山的上部、中部车场等处，如有风 流通过，将造成风流短路，采区及矿井有效风量将大幅度降低因此，凡不允许 风流通过，但需行人或行车的巷道中，必须安设风门2) 调节风窗在运输机上山的下端与轨道上山的上部，中部车场等处，允许风流通过，同 时不能让人通行本采区在绞车房、变电所等处设置 3个调节风窗，以满足不同 地点的供风要求风窗应尽量安设在回风巷道中，一面妨碍运输，当非安设在运 输巷道不可时，则可采取多段调节，即用若干个面积较大的风窗，来代替一个面 积较小的风窗5.2 通风构筑物的施工要求(1) 构筑通风设施时，必须严格按照安全质量标准化要求执行2) 主要进回风巷做风门时必须构筑永久风门不少于两组正反向，通车风门 间距不小于一列矿车长度，人行风门间距不小于5m,风门能自动关闭，有闭锁 装置，不能同时敞开3) 门框要沿口包边，有衬垫四周接触严密，门扇平整不漏风，门框与门扇 不歪曲，调节风窗调节位置要设置在门墙上方，并能调节4) 构筑风门密闭等设施时必须掏槽① 掏槽时一般按先上后下的原则进行，掏出的煤、岩等物质及时运走，拉底 拉到实底、硬底，巷道应清理干净。
② 掏槽深度和宽度必须符合规定要求③ 砌碹巷道密闭、做风门时要拆碹掏槽，并按专门安全措施施工5) 密闭内有积水时，必须打混凝土底座，高度根据积水的大小而定，并在 下部设返水管，既能保持水流畅通，又不能漏风按照 1：3的灰、砂比例配置 砂浆砌墙时必须拉线，墙面要垒平整（1米长度内凹凸不大于10mm，料石勾缝 除外）无裂缝（雷管的脚线不能插入），无重缝和空缝、墙面内充填黄土，木锤 捣实，墙体净土厚度±500mm四周接触严密不漏风，厚度符合标准，黄土的湿度 不宜过大砌墙到上部时要预留观测孔及措施孔、铁管孔口应伸入密闭内，外距 离闭墙至少0.2—0.5米，外口要设阀门，不用时保持关闭密闭封顶要顶帮结 实，当顶板破碎时，原支护应随砌墙进度逐渐拆下，应除去浮煤、矸石后再掏槽 砌墙，如果最后的剩余空间不足一砖的厚度应用片石或片砖，再施工至顶部，不 得留有空隙密闭墙砌好要勾缝或抹面，墙四周要抹裙边，其宽度不少于0.1m 要求抹平，打光压实凹凸不大于10mm，无缝隙6） 永久风门的施工 安放门框时应按以下规定进行：① 先安下门坎，下坎上平面要稍高于轨面，下坎设好后再安装门框及上坎横 梁，要求门框与门坎成直角，上、下坎应互相平行。
② 根据风压大小，门框应朝顺风倾斜一定角度，一般以85度左右为宜，调 整好门框倾斜角后，用棍棒、铁丝将门框稳固③ 若需要在风门墙垛中通过电缆、管等线路，在砌墙时要预留孔口、孔位， 无需通过电缆时，可将孔堵住④ 反风风门与正向风门同时施工，除门框倾斜角度、开关方向与正向风门相 反外，其余要求与正向风门相同⑤ 风门调节风窗要求留在风门墙上方，调节风窗应按设调节插板7） 风桥施工1） 卧底时应先在附近支护，维护好顶板2） 风桥的砌筑：① 根据风桥上、下巷的断面和风桥形式进行施工② 桥面用不燃性皮带或铁皮，垫黄土并用木锤打实，墙面用水泥砂浆勾缝， 严密不漏风3） 风桥施工完毕后，要将管路、电缆悬挂整齐，现场清理干净4） 施工时，现场负责人应经常检查附近巷道支护、顶板的情况，发现问题及 时解决，并及时汇报5） 风桥建成后，要将内墙全面整修勾缝抹面8） 设施周围5m范围内支护良好，无片帮，无冒顶，无杂物、积水、淤泥9） 临时密闭不漏风，木板设施要鱼鳞搭接，表面要用灰泥满抹密闭前设 栅栏警标10) 矿井必须构筑可靠的控制风流的风门、风桥、密闭、风窗等通风设施， 严禁擅自拆除通风设施或者改变通风设施的状态。
通风设施工程质量要符合标准 并建立台帐11) 不得在倾斜运输巷中设置风门，如果必须设置风门，应安设自动风门或 设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施12) 进回风井之间和主要进回风巷之间的每个联络巷，必须砌筑永久风墙； 需要使用的联络巷必须安设 2 道连锁的正向风门和 2 道反向风门6 采区安全措施6.1 瓦斯防治6.1.1 矿井瓦斯喷出及其预防定义：斯喷出是指大量承压状态下的瓦斯从煤、岩裂缝中快速喷出的现象它 是瓦斯特殊涌出中的一种形式1）始洞缝中瓦斯喷出的防治（1）加强地质工作施工前一定要通过前探钻孔探明采掘区域与岩巷（井）前 方的地质构造，溶洞裂缝的位置分布以及瓦斯的储量预先制订好防治喷出的设 计与安全措施 2）利用封堵、引排、抽放等综合方法处理瓦斯如果通风方法解决不了喷 出的瓦斯，则可用罩子或其它设施将喷出裂隙封盖好，并利用管路把瓦斯引排到 回风巷或地面或设置引排罩，利用管路将瓦斯排出或抽出不能使用引排罩时， 可以打钻孔抽放当瓦斯喷出十分强烈不能采用上述方法时，必须把喷出瓦斯巷 道密闭3）搞好通风和严格瓦斯检查制度、防止瓦斯超限2）采掘地压形成裂缝中瓦斯喷出的防治定义：离煤层时，必须防止被解放层初期卸压的瓦斯突然涌入解放层的采掘 工作面。
1） 搞好地质工作，掌握层间岩石性质与厚度的变化，了解邻近层的瓦斯压 力和瓦斯含量，地压的大小等2） 据初期卸压面积计算卸压瓦斯量确定预排初期卸压瓦斯钻孔的数量及 孔位尽可能提高抽放瓦斯负压，以求增大预排瓦斯量3） 加强职工安全教育，人人掌握瓦斯喷出预兆，配备隔绝式自救器, 熟悉避 灾路线（4） 搞好顶板管理，加强支架质量检查，必要时采取人工卸压措施，以防面 积突然卸压5） 搞好工作面通风，加强瓦斯检查，掌握瓦斯涌出动态与抽放动态，以便 预报瓦斯喷出6.1.2 煤与瓦斯突出及其预防1）区域性防突(1) 松动爆破：在进行普通放炮时，同时爆破几个 7 — 10 m 以上的深炮孔， 使深部煤体破裂与松动，应力集中带和高压瓦斯带移向深部，以便在工作面前方 造成较长的卸压和排放瓦斯区，从而预防突出的发生2) 钻孔排放瓦斯：石门揭煤前，由岩巷或煤巷向突出危险煤层打钻，将煤 层中的瓦斯经过钻孔自然排放出来，待瓦斯压力降到安全压力以下时，再进行采 掘工作钻孔数和钻孔布置应根据断面。