目录
第一章采区概论 (1)
1采区地质条件 (1)
2开采条件 (1)
3安全条件 (1)
第二章采区通风 (1)
1采区通风系统要求 (1)
2采区通风系统的选择 (2)
3工作面通风方式的选择确定 (2)
第三章采区风量计算 (3)
1采掘工作面风量计算原则 (3)
2回采工作面的风量计算 (3)
3掘进工作面风量计算 (4)
4采区硐室需风量计算 (6)
5采区总需风量计算 (7)
6采区总风量的分配 (7)
第四章摩擦阻力计算 (7)
1摩擦阻力系数计算原则 (8)
2采区通风总阻力的计算 (8)
第五章掘进通风 (10)
2局部通风设备的选择 (10)
第六章采区安全专题综述 (11)
1防止瓦斯积聚的技术措施 (11)
3预防瓦斯爆炸的安全技术措施 (12)
4煤的自燃预防措施 (13)
5矿井水的预防措施 (14)
6组织措施 (15)
第一章采区概论
1采区地质条件
本采区为准备采区，采区布置在-150m水平#1与#2煤层中，在#1煤层中沿煤层的走向布置一个采煤工作面和两个掘进工作面，采煤工作面长度设计为189m，走向长度为983m，采煤作面采用走向长臂采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤。采区运输上山、轨道上山均布置在#2煤层中，两条上山相距25m，长度均为728m,轨道上山采为金属横梁支护的梯形巷道，平均宽度4m，高2.5m，断面积10m2，运输上山为金属横梁支护的梯形巷道，平均宽度4.5m，高2.7m，断面积为12m2。采区总进风巷布置在煤层底板中位于-450m等高线，距#2煤层底板垂直距离30m，采区总回风巷布置在#2煤层垂直距离30m位于-150m等高线。采区下部车场为斜式，绕道位置为顶板绕道。
#1煤层厚度2.2m，#2煤层厚度为2.4m，均属稳定型中厚煤层，煤层结构单一，#1煤层顶板岩性为砂岩，底板为砂质页岩。煤层赋存角度平均约为20°。
2开采条件
采区西边界相临一采区，东边界相邻三采区，走向长度为2100m，倾斜长度为840m，采区上、下部各留设30m宽保护煤柱。采用多煤层联合准备方式，分为4个区段大扒皮式开采。工业储量820.44万t，可采储量563.642万t，服务年限为5年。
3安全条件
采区为瓦斯矿井，工作面绝对瓦斯涌出量为5m3/t，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为3m3/t，煤层为不易自然发火煤层，无煤与瓦斯突出危险。各煤层爆炸危险性低，所有开采煤层都有自然发火期长。采区内对水灾、火灾的避灾路线见采区巷道布置图。
第二章采区通风
1采区通风系统要求
1）没一生产和采区都必须实行分区通风，即把井下各个水平、各个采区以及各个采煤工作面、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。
2）准备采区，必须在采区内构成通风系统后，方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。每个上、下山、盘曲或采区都必须配置至少一条专门的回风道。采区进、回风道必须贯穿整个采
区，严谨一段为进风巷，一段为回风巷。
3）高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少一条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置一条专用的回风巷。
4）采掘工作面应实行独立通风，同一采区内、同一煤层上下相连的两个采煤工作面、工作面总长度不超过400m，采煤工作面和与之相连接的掘进工作面，掘进工作面和与之相邻的掘进工作面，布置独立通风有困难时，都可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过一次。在地质构造极为复杂，或残采地区，采煤工作面确需串联通风时，应采取安全措施。
5）有煤与瓦斯突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。
6）采掘工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。
7）井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m，入口宽度不小于1.5m时，可采取扩散通风。
8）采空区必须及时封闭，从巷道通至采空区的风眼必须随着采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区向连接的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。
9）倾斜运输巷道不应设置风门，如果必须设置风门时，应安设自动封门或设专人管理，并防止矿车与风门碰撞人员以及矿车碰撞风门的安全措施。
10）改变一个采区的通风系统时，应报矿总工程师批准，掘进巷道与其他巷道贯通时，在贯通相距15m时，地质测量部门必须向矿总工程师报告，并通知通风部门，通风部门事先必须做好调整风流的准备工作；贯通时，通风部门必须派干部在现场统一指挥；贯通后必须立即调整通风系统，防止瓦斯积聚，必须待系统调整后的风流稳定，才可恢复工作。
2采区通风系统的选择
采区采用抽出式通风方式，利用轨道上山进风，运输上山回风，两条上山均布置在煤层中，两条上山都可以行人。新鲜风流从采区总进风巷经过轨道上山供给采、掘进工作面，污风流入采区总回风巷中。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风，工作面采用上行通风。
3工作面通风方式的选择确定
因采区同时只有一个回采工作面工作，故不考虑E形通风与W形通风，只对以下三种工作面通风方式进行选择。
1）U形通风方式
U形通风漏风率较少，但存在两大缺点：1、煤炭的自燃威胁较大。2、上隅角瓦斯浓度高。U形后退式通风方式多适用于瓦斯涌出量不大且不易自然发火的煤层开采中。
2）Z形通风方式
Z形通风的优点：
a、与前进式U形相比，巷道的采掘工程量小；
b、进回风巷只需在一侧采空的条件下维护；
c、采区内进回风巷道的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改进通风。
但当采空区涌出的瓦斯量较大时，易出现回风巷瓦斯超限。
3）Y 形通风方式
Y 形通风方式的优点为：
a 、解决了上隅角瓦斯超限的隐患；
b 、由于工作面山下端均处于进风流中，故改善了作业环境；
c 、实行岩空留巷、可提高采区回收率。
适合使用于瓦斯涌出量特大的煤层开采中。
根据本采区实际情况，选用U 形后退式开采，由于工作面瓦斯涌出量低，
煤层无自燃倾向性，顾采区内不留保护煤柱。
第三章 采区风量计算
1采掘工作面风量计算原则
采区供风量的计算，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算依据，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，在考虑一定的备用风量洗漱后，作为该地区的供风量。及由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算的总风量。
2回采工作面的风量计算
1）按瓦斯涌出量计算工作面风量
根据《规程》规定，按采煤工作面回风流中瓦斯不超过1%的要求计算：
ai Q =100a q ai K =100×5×1.8=900m 3／min
式中 ai Q ——采煤工作面所需风量，m 3／min ；
a q ——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m 3／min ；
ai K ——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般实测获得，无实测
取1.2~2.1。
2）按工作人员数量计算
ai Q =4i N =4×35=140 m 3／min
式中 i N ——第i 个工作面同时工作的最多人数，人。
3）按工作面气温计算
采煤工作面应有良好的气候条件，它的气温与风速应符合表1的对应关系。
ai Q =60ai v ai S ali K =60×1.5×6.2×1.1=613.8 m 3／min
式中 ai v ——采煤工作面适宜风速，m 3／min ；
ai S ——采煤工作面平均有效断面积，m 2，按最大和最小控顶有效断面
的平均值计算，取6.52m ；
a l i
K ——采煤工作面长度风量系数，按表1选取。 表1 K 温——采煤工作面温度与对应风速调整系数 采煤工作面空气温度（℃）
采煤工作面风速（m/s ） 配风调整系数K 温 <18
0.3～0.8 0.90 18～20
0.8～1.0 1.00 20～23
1.0～1.5 1.00～1.10 23～26
1.5～1.8 1.10～1.25 26～28
1.8～
2.5 1.25～1.4 28～30
2.5～
3.0 1.4～1.6
5）按风速进行验算
①按《规程》规定最低风速0.25m ／s 验算各个采煤工作面的最小风量： ai Q ≥60×0.25×ai S =60×0.25×6.5
=97.5 m 3
／min
②按最高风速4m ／s 验算各个采煤工作面的最大风量： ai Q ≤60×4 ai S =60×4×6.5
=1560 m 3
／min
所以该工作面的供风量为900m 3／min 。
3掘进工作面风量计算
掘进工作面实际需风量，应按采区各个需要独立通风掘进工作面实际需风量
的综合（b Q ）计算：
bi n
i b Q Q ∑==1
式中 bi Q ——第i 个掘进工作面实际需风量，m 3
／min 。 每个独立通风的掘进工作面实际需风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部
通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采区其中最大值。
1）按瓦斯涌出量计算：
bi Q =100×bi q ×bi K =100×0.5×1.5=75 m 3／min
式中 bi q ——第i 个掘进工作面风流种的瓦斯绝对涌出量，m 3／min ；
bi K ——第i 个掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，机掘一般取1.5~2。
2）按炸药量计算掘进工作面实际需风量（bi Q ）
i bi A Q ?≥25=25×7.08=177 m 3／min
式中 i A ——第i 个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，kg 。根据岩石坚固性
系数f=4，断面积为12m 2，取i A 为（59kg/100m 2）×12m 2
=7.08kg 。
3) 按工作人员数量计算：
di di n Q ?=4=4×30=120m 3／min
式中 di n ——第i 个掘进工作面同时工作的最多人数人。
4）按局部通风机实际吸风量，计算掘进工作面实际需要的风量（bi Q ）：
按表2初选局部通风机为NO.5 150-280 bi Q =bs Q i I bfi K =150×1×1.3=195 m 3／min
式中 bi Q ——掘进工作面局部通风机额定风量，m 3／min ；
i I ——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；
b f i
K ——为保证局部通风机不产生循环风的系数，一般取1.2～ 1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
表2 FD 系列局部通风机技术指标表 风号 直径
（m m ）
风量 （m 3／min ） 风压
Pa 效率
% 比A 声 级/dB （A ）
电机功率 （kw ） 风筒直径（mm ）
NO.4
400 120-260 2600-300 80 <10 2*4 450(400) NO.5 500 150-280
3000-350 82 <10 2*5.5 500(450) 170-300
3550-400 82 <10 2*7.5 NO.5.6
560 220-380 4000-450
83 <10 2*11 600(500) 235-390 5000-550 85.7 <12 2*15 600
5）按风速进行验算
①按《规程》规定最低风速0.25m ／s 验算各个采煤工作面的最小风量：
有瓦斯涌出的半煤岩巷：
di Q ≥60×0.25×di S =60×0.25×13.5
=202.5 m 3／min
②按最高风速4m ／s 验算各个采煤工作面的最大风量：
ai Q ≤60×4 ×ai S =60×4×13.5
=3240m 3／min
式中 ai S ——第i 个掘进工作面的断面积。
所以一个掘进工作面的风量取205m 3／min 。
掘进工作面总需风量bi n
i b Q Q ∑==1=2×205=410m 3／min 。
4采区硐室需风量计算
采区硐室实际需风量，应按矿井哥哥独立通风硐室实际需风量的总和（c Q ）计算：
∑==n
i ci c Q Q 1
式中 ci Q ——各个独立通风硐室实际需风量，m 3/min 。
1）爆炸材料库需风量
惊吓爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量：
cl Q =4V/60=0.07V=0.07×60=4.2m 3/min
式中 cl Q ——惊吓爆破材料库需要风量，m 3/min ；
V ——井下爆炸材料库的体积，m 3。
2）其他硐室需风量
采区绞车房（绞车的直径D ≤1.2m )的供风量一般为60～120m 3／min 。
所以，总采区总需风量ci Q 为：
ci Q =4.2+120=124.2m 3／min
5采区总需风量计算
p p r i pdi pai p k Q Q Q Q ?++=∑∑∑)(
=（900+410+124.2）×1.1=1584.5 m 3／min
式中p Q ——采区所需总风量
pai Q ——采区内各采煤工作面所需风量之和；
pdi Q ——采区内各掘进工作面所需风量之和；
pri Q ——采区内各硐室所需风量之和。
p k ——包括采区漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。一般取1.1~1.2。
6采区总风量的分配
1）分配原则
采区总风量确定后，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，应保证采区内各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的要求。
2）分配的方法
先将以上计算得出的矿井总风量p Q 中减去独立回风的硐室风量pri Q ，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：
re Q =p Q -（∑mdi Q +∑mri Q ）
=1584.5-（410+124.2）=1050.3 m 3
／min
式中 re Q ——矿井中减去独立回风的掘进风量和硐室风量后的剩余风量，m 3／min ； p Q ——采区总风量，m 3／min ；
∑m d i Q ——个掘进工作面所需风量之和，m 3／min ； ∑m r i Q ——各硐室所需风量之和，m 3／min 。
剩余风量re Q 奉陪方法是：先用下式计算回采工作面日产1t 煤所需配给的风量q ，即：
)
2/('a a re T T Q q += )
2/6.17126.1712(1050.3+==0.212 d t m /min 3 式中 q ——回采工作面日产1t 煤所需配给的风量，d
t m /min 3； a T ——各个回采工作面的日产量，t/d ；
'
a T ——各个备用工作面的计划日产量之和，t/d 。
分配给各个回踩工作面的风量为： ai Q =a qT =0.212×3305.8=700.2 m 3／min
分配给备用工作面的风量为：
ai Q =2/'
a qT =0.212×3305.8/2=350.1 m 3／min 第四章摩擦阻力计算
1摩擦阻力系数计算原则
（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa 。
（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井则宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
（3）矿井通风网路中若有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据。
（4）应计算出通风困难时期的最大阻力和通风容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机即满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。
2采区通风总阻力的计算
采区通风阻力是新采区并入矿井通风系统后，对矿井主要通风机工况点进行
调整的重要参数之一，也是采区通风系统设计的主要内容之一。采区通风阻力，
可以根据采区通风系统的网路结构，选择其中一条通风量最大、路线最长的串联风路进行计算。
1）计算摩擦阻力
23Q S LU α=摩h ，Pa
式中 h 摩——计算风路中某断巷道的摩擦阻力，Pa ；
α——巷道摩擦阻力系数，㎏／m 3或N ·s 2／m 4；
L ——巷道的长度，m ；
U ——巷道的周长，m(梯形巷道S 4.16U =)；
S ——巷道的断面积，m 2；
Q ——巷道中的风量，m 3／s 。
计算时，应将计算的参数的计算结果填入表6中，将整个通风路线中各段巷
道的摩擦阻力加起来即得采区的摩擦总阻力∑h 摩。 表3 摩擦阻力计算表
节点
序号 井巷名称 支架种类 α ／
N ·s 2m -4 L ／m U ／m S ／m 2 S 3 R 摩 ／ Ns 2·m -8 Q ／ m 3·s -1 Q 2 ／ (m 3·s -1)2
h 摩 ／Pa υ ／
m ·s -1 2-4 轨道上山 金属横梁 0.02646 363 13.5 10 1000 0.130 26.24 688.63 89.2921 2.62 2-3 运输大巷 锚喷支护 0.01274 120 16.45 18.8 6644.7 0.002 0.17
0.028 0.0001 0.009 3-5 运输上山 金属横梁 0.02646 360 14.9 12 1728 0.040 0.17 0.028 0.0023 0.014
4-5 掘进面 金属横梁 0.02646 809 17.1 13.5 2460.4 0.149 6.83 46.69 6.9469 0.51
4-6 轨道上山 金属横梁 0.02646 180 13.5 10 1000 0.064 19.41 376.68 24.2199 1.94
6-11 轨道上山 金属横梁 0.02646 210 13.5 10 1000 0.022 4.41 19.43 1.4578 0.44
6-7 集中运输石门 金属横梁 0.02646
70 14.9 12 1728 0.016 15 225 3.5935
1.25 7-8 区段运输顺槽 金属横梁 0.02646 100
0 14.9 12 1728 0.228 15
225 51.3352 1.25 8-9 工作面 液压支架 0.054 180 9.5 6.2 238.3 0.387 15
225 87.1863 2.42 9-10 区段回风顺槽 金属横梁 0.02646 100
0 14.9 12 1728 0.228 15 225 51.3352
1.25 10-12 区段回风石门
金属横梁 0.02646 40 14.9 12 1728 0.004 15 225 2.0534 1.25 11-12 采区上部金属横梁 0.02646 16 13.5 10 1000 0.003 2.41 5.80 0.0331
0.24
车场
11-13 绞车房 锚喷支护 0.01274 40 19.8 23.8 13481.
3 0.0003 2
4 0.0030 0.08
12-14 区段回风石门
金属横梁 0.02646 30 17.1 13.5 2460.4 0.003 17.41 303.05 1.6719 1.29 13-14 回风大巷 锚喷支护 0.01274 10 13.9 13.5 2460.4 0.0007 2 4 0.0029 0.15
14-15 回风大巷 锚喷支护 0.01274 10 13.9 13.5 2460.4 0.0007 19.41 376.68 0.2711 1.44
5-15 运输上山 金属横梁 0.01274 451 14.9 12 1728 0.050 7 49 2.4276
0.58
2）采区总阻力
最大通风阻力路线为2—3—5—7—8—9（以通风网路图为准） h=89.2921+24.2199+51.3352+87.1863+51.3352+2.0534+1.6719+0.2711=311 Pa m a x h =h +局h =311+311×10%=342.1 Pa
max R =2max Q
h =0.49Ns 2／m 8 max A =1.19
max h Q =1.7 m 2 第五章 掘进通风
1掘进通风方式的选择
因为所掘巷道为半煤岩巷，考虑到抽出式通风，风机产生火花可能引发
瓦斯、煤尘爆炸，安全性差。故选用压入式通风。
压入式通风的优点是局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，不易引
起瓦斯与煤尘爆炸；风筒出口风流的有效射程长，排烟能力强，工作面通风
时间短；既可用硬质风筒，也可用柔性风筒，适应性强。缺点是污风沿巷道
排出，污染范围大；炮烟从掘进巷道排出的速度慢，需要的通风时间长。适
用于以排出瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。
2局部通风设备的选择
1）风筒的选择
我国煤矿的局部风机通风，目前一般都采用柔性风筒。风筒直径应根
据通风距离和通过的风量来考虑。风筒内的风速一般以10m/s~20m/s 为宜。
为减少阻力，应尽可能采用较大直径的风筒。一般长度在1000m 一次的单
行掘进，可选直径为500mm 一下的风筒。
2）局部通风机工作风量计算：
局Q = 漏
P Q ai 1 式中 局Q ——局部通风机工作风量，m 3／s ；
漏p ——风筒的漏风率。
漏p =（540/100）×p
式中 P ——风筒百米漏风率，多反边取0.4%
局Q = 210/（1-3.05%×540/10）=267.9 m 3／min
表2 FD 系列局部通风机技术指标表 风号 直径
（m m ） 风量 （m 3／min ） 风压
Pa 效率
%
比A 声 级/dB （A ）
电机功率 （kw ） 风筒直径（mm ） NO.4 400 120-260
2600-300 80 <10 2*4 450(400) NO.5 500 150-280 3000-350
82 <10 2*5.5 500(450) 170-300 3550-400
82 <10 2*7.5 NO.5.6 560 220-380 4000-450
83 <10 2*11 600(500) 235-390
5000-550 85.7 <12 2*15 600 根据局Q 为267.9 m 3／min ，以及直径为500mm ，从表2中确定所选风机型
号为DF2 NO.5。
第六章采区安全专题综述
本采区主要安全隐患为瓦斯、煤尘爆炸，煤层自燃，以及井下透水。针对这些问题制定了以下措施
1防止瓦斯积聚的技术措施
1）加强通风管理，严格通风管理制度：⑴加强掘进工作面的通风管理，启动第二路供风系统。⑵加强采煤工作面的通风管理。
2）加强局部通风管理，确保供电系统稳定可靠。每台局部通风机都必须实行专人挂牌管理，其他人员严禁随意停开风机。确需停风时，必须先制定专门安全技术措施，井矿技术负责人审批后，按措施执行。
3）加强瓦斯检测与检查管理。
4）采煤工作面上隅角处瓦斯积聚的处理方法：⑴引导风流法。⑵沿流空巷法。
⑶瓦斯抽放法。⑷充填置换法。⑸风压调节法。⑹调整通风方式法。
（7）、风机吹排法。
5）巷道冒落空洞内瓦斯聚集的处理的方法
⑴导风板引风法。在巷道冒顶空间下的支架顶梁上钉挡风板，把一部分风
流引导高冒处，吹散聚集瓦斯。
⑵充填置换法。在棚梁上铺设一定厚度的木板或荆笆，再在上面冒落的空
洞内填满黄土或砂子，从而将聚集的瓦斯置换排除。
⑶风筒分支排放法。巷道内若有风筒，可在冒顶处附近的风筒上加三通或
安设一段小直径的分支风筒，向冒顶空洞内送风，排除聚集的瓦斯。
⑷压风排除法。在有压风管通过的巷道，可在管路上接出分支，并在支管
上设若干个喷嘴，利用压风将聚集的瓦斯排除。
6）巷道顶部层状赋予的瓦斯处理方法。
⑴加大巷道内的风流速度，使风速大于0.5～1.0m/s，让瓦斯与风流充分混
合而排出。
⑵加大顶板附近的风流速度，如在顶梁下设置导风板，将风流引向顶板附
近等；也可沿顶板铺设铁风筒，每隔一段距离接出一短管，或沿顶板铺设钻有小孔的压风管等，这样都可以将聚集的层状瓦斯吹散。
⑶隔绝瓦斯来源。如果顶板裂隙发现有大量瓦斯涌出，可用木板和粘土将
其背严、填实。
⑷钻孔抽放瓦斯。如果顶板有集中的瓦斯来源，可向顶板打钻接管抽放瓦
斯。
7）采煤机附近瓦斯聚集的方法
根据瓦斯聚集形成的不同原因，应采取相应的处理方法：
⑴加大风量。在采取煤层注水湿润煤体和采煤机喷雾降尘措施后，经矿总
工程师批准，可适当加大风速，但不得超过5m/s。
⑵降低瓦斯涌出量和减少瓦斯涌出量的不均衡性。可延长采煤机在生产班
中的工作时间或每昼夜增加一个生产班次，使采煤机以较小的速度和截深采煤。
⑶当采煤机、综掘机附近（或工作面中其它部位）出现局部瓦斯聚集时，
可安装局部小型通风机或水力引射器，措施排出聚集的瓦斯。
⑷抽放瓦斯。即采取煤层开采前预抽或开采过程中边采边抽的方法降低瓦
斯涌出量。
3预防瓦斯爆炸的安全技术措施
1）防止明火
⑴禁止在井口房、通风机房周围20 m以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。
⑵严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井；严禁携带易燃品入井，必
须带入井的易燃品要经矿总工程师批准。
⑶井下禁止使用电炉或灯泡取暖。
⑷不得在井下和井口房内从事焊接作业，如必须在井下主要硐室、主要进
风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时，每次都必须制定安全措施，报矿长批准，并遵守《规程》有关规定。回风巷不准进行焊接作业。
⑸严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的棉纱、布头、润
滑油等，必须放在有盖的铁桶内，严禁乱扔乱放和抛洒在巷道、硐室或采空区内。
⑹防止煤炭氧化自然，加强火区检查与管理，定期采样分析，防止复燃。2）防止出现爆破火焰
⑴严格火药、爆破管理，井下严禁使用生产火焰的爆破器材和爆破工艺。
⑵瓦斯矿井要使用安全炸药，不合格或变质的炸药不准使用。
⑶炮眼深度和装药量要符合作业规程规定；炮眼黄泥装填满、要实，防止
爆破打筒，坚持使用水泡泥。
⑷禁止使用明接头或裸露的爆破母线；爆破母线与发爆器的连接要牢固，
防止产生电火花；爆破工尽量在入风流中启动发爆器。
⑸禁止放明炮、糊炮。
⑹严格执行“一炮三检”和“三人连锁换牌放炮”制度。
3）防止出现电火花
⑴瓦斯矿井必须采用矿用安全型、防爆型和安全火花型的电气设备。对
电气设备的防爆性能定期、经常检查，不符合要求的要及时更换和修理；
否则，不准使用。
⑵井口和井下电气设备必须有防雷和防短路保护装置；采取有效措施防
治井下杂散电流。
⑶所有电缆接头不准有“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头。
⑷修理开关、接线盒等不准带电作业。]
⑸局部通风机开关要设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置、检漏装置等。
⑹发放的矿灯要符合要求，严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头灯盒。4）其他引火源的治理
⑴矿井中使用的高分子材料制品（塑料、橡胶、树脂）等，其表面电
阻应低于规定的值，抽放瓦斯用的管壁表面电阻应小于106欧母，以防止产生静电火花。
⑵要在摩擦发热的部件上安设过热保护装置。
4煤的自燃预防措施
1）预防煤层自燃发火措施
矿井开采时，对采面运输、回风巷采用金属支护，使之隔绝空气，防止氧化，随时观察，加强自燃征兆早期识别工作。回采工作中，采煤工作面凡可采的煤层尽量采空收净，保证工作面煤壁直、支架直、上下安全出口畅通，浮煤收净，不得丢顶底煤，加强顶板监控，早期预防和控制矿山压力，减少煤柱破裂，合理布置采区加快工作面推进度，尽量避免过份破碎煤体，使采空区自燃源难于形成，及时密闭采空区和废弃的旧巷，不使采区回风巷过份受压或长时间维护在煤柱里。
（1）所有煤层应一次性采全高，不实行分层开采，回采时，浮煤必须清扫干净。
（2）封闭采空区时，其上下平巷的密闭必须设置夹层密闭，中间充填不小于500mm的水泥浆，按质量标准化要求施工，密闭内必须留观测管和放水管，每星期测定一次密闭内的气体成份、空气温度，若密闭内一氧化碳浓度升高，氧气浓度减少，温度升高，就要查明原因，采取措施处理。
（3）工作面在回采生产过中，必须对回风巷上隅角加强瓦斯管理，上隅
角挂风障控制新鲜风流进入采空区，不得漏风，防止新鲜风流进入采空
区增加氧化或带出其它有害气体。掘进巷道或其它辅助巷道需报废的必
须立即作永久性封闭。
（4）采用凝胶浆移动灌浆站对采空区进行预注浆处理。
2）通风管理
（1）采区进、回风巷的风量，必须按作业规程规定配风，保证工作面的
供风量，随时检查上、下两巷及采空区，煤柱和裂隙漏风，防止向这些
地方供氧，促使煤的氧化自燃。工作面必须为独立通风的U形通风方式，后退式开采，使之有良好的通风系统控制自燃倾向性火灾的发生。
（2）布置通风系统要合理，对有火区的地方，要采取“均压”通风，防
止火区内复燃。
3）其它措施
（1）完善矿井防灭火系统，一是在采煤工作面进风巷配备足够数量的黄
泥和灭火器材，二是进、回风巷的水管必须保证24小时供水、井上、下
还得有储水池，定期冲洗巷道。随时检查水管管路闸阀是否灵活及管网
的维护。
（2）井口房，通风机房附近20m范围内不得有烟火或用火炉取暧，在瓦
斯抽放期间经常检查主要通风机出口及瓦斯抽放管20m内的瓦斯浓度，
严禁下井人员携带烟草、点火物品和穿化纤衣服下井。
（3）向井下供电的变压器或发电机严禁直接接地，井下所有电气设备的
金属外壳都进行接地，矿用防爆开关均设有“三大保护”，井下爆破必须
严格按《煤矿安全规程》进行装填，减少放炮期间煤尘飞扬，人工攉煤，清除浮煤，降低粉末，采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久
性密闭。
（4）管理人员要经常深入井下现场，发现有自然发火预兆，必须立即组
织撤出所有人员,查明原因，采取措施处理。
（5）现场瓦检员、安全员必须清楚自然发火预兆，若发现有任何预兆立即汇报调度室，听从指令。
5矿井水的预防措施
1) 含水层的观测。了解含水层水位、水量、富水性变化的原因, 找出与前期
水文地质成果资料的差异, 提出对含水层水文地质特征的新认识。
2) 裂隙的发育调查及观测。了解裂隙的发育层位、形成原因、规模及导水情
况, 提出防治的办法。
3) 断裂构造的观测。了解断裂构造的位置与平面断裂构造分布的联系。一般
而言, 在断裂束收敛部位、大断层分叉处、断裂尖灭点附近、断层交汇处或断裂弯曲剧烈部位都可能突水。要依据断裂附近隔水层厚度与井巷所受到的水压、矿压关系曲线图,预测出将要开掘的井巷是处在安全区还是处在可能的突水区, 从而预测出可能突水的危险地段。
4) 出水点的观测。了解出水点的位置, 水的流出形态、水量、水质, 预测水
源和出水点的涌出发展趋势, 提出初步的防治方案。
5) 出水特征的观测。根据出水点水压、水量的变化及流水的途径分析水的来
源, 采取应急治理措施。
通过观测分析, 若发现矿井水与地表河流( 溪沟) 有关, 而河流( 溪沟) 又不能改道时, 须对渗漏段进行堵漏或对河流( 溪沟) 谷底清理后铺设不透水层; 同时在井下进行探放水, 查明水源和水量( 包括积水量和流量) , 然后进行疏排水。必要时也可施行灌浆堵水, 达到减少矿井充水的目的。
6组织措施
矿井必须按要求成立矿井灾害处理领导组织机构，并制定完善的制度和措施，明确部门、人员的分工、通知顺序、方法和行动原则及步骤等。
1）矿调度室值班人员：
（1）负责接到瓦超后必须先做出处理并通知矿领导,落实通知处理意见,并做好记录。
（2）利用考勤机,清点记录超限工作面的所有人员各单、超量情况。
2）通防工区：
（1）负责监控中心超限瓦斯时的监控工作和自动断电工作。
(2)负责将超限情况上报矿调度室并通知当班瓦检员做好现场处理工作。
(3)负责加强通风的监督工作。
(4)负责压风自救系统指挥使用工作。
(5)负责撤人监督工作。
(6)负责严格填写瓦斯超限报表和瓦斯超限处理卡。
3）瓦检员职责：
(1)当班瓦检员应随时监测超限气体情况,并及时上报矿调度和工区。
(2)有权制止作业人员施工,有权没收放炮员钥匙禁止放炮。
(3)负责组织指挥井下人员佩戴自救器和撤人工作。
4）各生产单位值班领导：
(1)负责通知井下作业人员停止工作、断电工作。
(2)清点当班入井、升井的人员数量.各单工种记录并核对井口检身情况及时
上报矿调度室。
5）机电工区：
（1）负责瓦斯超限工作面的断电监督工作。
（2）负责启动第二路供风风机系统工作。
（3）负责安排灯房核实记录升井人员工作。
6）安监处：
（1）负责井下人员撤人的监督工作,统计升井人员各单数量工作。
（2）负责井下人员撤人时的安全秩序工作。
7）安监员：
(1)负责井下停止工作的监督工作。
(2)负责撤离人员的安全秩序工作。
(3)负责撤离升井人员的名单记录工作。
8）施工单位副区长、班组长：
(1)负责安排人员停止施工,断电源工作。
(2)负责组织清点撤离人员及组织指挥人员撤离安全秩序工作。
斯派尔煤矿预防瓦斯爆炸指挥领导小组：（办公室设在调度室）
弘利煤矿东采区设计说明书 前言 国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿位于阿克地区拜城县城北24km处。距阿克市163km，距库车县城116km，距南疆铁路库车站110km，矿井有柏油路与拜城县城直接相连，交通便利。 国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿为煤炭工业结构调整“十五”规划9万吨/年生产能力改扩建矿井，2005年1月矿井委托煤炭设计研究院有限责任公司编制完成了初步设计、安全专篇，并通过专家审查。目前矿井已通过验收，为证照齐全的合法生产矿井。 矿井采用混合斜井开拓，目前矿井生产水平为一水平，井底水平标高为+1915m，生产采区为中央采区，共布置有两条井筒，即混合斜井和中央采区回风斜井。混合斜井采用单钩串车提升，主要承担煤炭、矸石提升、运送设备、材料和人员任务，作矿井进风井，并兼作矿井一个安全出口。中央采区回风斜井作矿井回风井，并兼作矿井一个安全出口。目前矿井各大生产系统完善，中央采区即将回采完毕，为保证矿井采掘接续，决定委托有资质的单位编制东采区设计。 受国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿委托，我院承担该矿东采区设计的编制工作，严格按照《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型矿井设计规定》及相关法律法律要求进行本次采区设计。设计要求矿井合理安排东采区工程施工进度，以保证采区接续要求；中央采区回采完毕后，东采区方可进行回采，严禁矿井两个采区同时生产，严禁矿井超通风能力生产。
一、编制设计的依据 1、维吾尔自治区地质矿产局第八地质大队2002年6月编制的《拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》及国土资源厅新国土资储认[2002]116号对该报告矿产资源储量认定书、维吾尔自治区矿产资源储量评审中心新国土资储评审[2002]060号对该报告评审意见书； 2、维吾尔自治区矿产资源储量评审中心2005年1月18日对《拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》资源储量重新分割的说明； 3、《国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿改扩建初步设计（代可研）》、《安全专篇》、《设计变更》； 4、煤炭科学研究总院分院2007年8月编制完成的《国际煤焦化有限责任公司弘利煤矿开采煤层瓦斯抽放设计》； 5、维吾尔自治区国土资源厅下发的采矿许可证； 6、《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型煤矿设计规定》； 7、现场收集的有关资料。 二、设计的指导思想 1、认真贯彻执行国家安全生产的方针，提高矿井机械化开采水平，改善井下工人的工作环境，降低工人的劳动强度。 2、为保障煤矿的安全生产和煤矿职工的人身安全，减少煤矿安全事故的发生，设计针对井下煤层开采条件及不安全因素，采取有效的防治措施。 3、依靠科技进步，积极推广各项行之有效的先进技术和经验。 4、贯彻改革精神，在公共设施方面，本着高能低耗，有利生产，方便生活，环保的原则。 5、优化井下开拓布署，减少井巷工程量，多做煤巷，少做岩巷。力求低投入高产出。 6、尽量利用矿井现有生产、生活系统及设施。
辽源职业技术学院 毕业综合实训报告 题目：矿井通风设计 专业班级: 设计人: 指导人: 20XX年X月XX日
目录一、矿井通风设计的内容与要求 5 （一）矿井基建时期的通风 5 （二）矿井生产时期的通风 5 （三）矿井通风设计的内容 6 （四）矿井通风设计的要求7 二、优选矿井通风系统7 （一）矿井通风系统的要求7 （二）确定矿井通风系统8 三、矿井风量计算8 （一）矿井风量计算原则8 （二）矿井需风量的计算8 1.采煤工作面需风量的计算8 2.掘进工作面需风量的计算11 3.硐室需风量计算13 4.其他用风巷道的需风量计算机14 四、矿井通风总阻力计算15 （一）矿井通风总阻力计算原则15 （二）矿井通风总阻力计算15 五、矿井通风设备的选择16
（一）主要通风机的选择17 六、概算矿井通风费用21
前言 通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定.
矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。 第一章矿井通风设计的内容与要求 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通
风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。 矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 第一节矿井基建时期的通风 矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 第二节矿井生产时期的通风 矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况： （1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。 （2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 矿井通风设计所需要的基础资料如下：
第七章 矿井通风系统与通风设计 本章主要内容 1、矿井通风系统----类型、适应条件、主要通风机工作方式 、安装地点、通风系统的选择 2、采区通风----基本要求、进回风上山选择、采煤工作面通风系统 3、通风构筑物及漏风----风门、风桥、密闭、导风板；矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少漏风措施 4、矿井通风设计----内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择 5、可控循环通风 第一节 矿井通风系统 矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路、通风动力和通风控制设施的总称。 一、矿井通风系统的类型及其适用条件 按进、回井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。 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）。 2、对角式 1）两翼对角式 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。 2）分区对角式
进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。 在井田的每一个生产区域开凿进、回风井， 分别构成独立的通风系统。如图。 4、混合式 由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。 二、主要通风机的工作方式与安装地点 主要通风机的工作方式有三种：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力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。 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，压入式通风矿井采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。 3、压抽混合式 在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设一风机作抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。 三、矿井通风系统的选择 根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。 中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。因此，矿井初期宜优先采 用。
目录 1 矿井通风与安全 (2) 1.1 矿井通风系统的选择 (2) 1.1.1 选择矿井通风系统 (2) 1.1.2 选择矿井主要通风机的工作方法 (3) 1.1.3 选择矿井通风方式 (4) 1.2 全矿所需风量的计算及其分配 (5) 1.2.1 矿井风量计算原则 (5) 1.2.2 矿井风量计算方法 (5) 1.2.3 风量分配 (10) 1.2.3 风速验算 (10) 1.3 全矿通风阻力计算 (11) 1.3.1 矿井通风总阻力计算原则 (11) 1.3.3 井总风阻及总等积孔计算 (15) 1.4 矿井通风设备的选择 (16) 1.4.1 矿井通风设备的要求 (16) 1.4.2 选择主要通风机 (16) 1.4.3 选择电动机 (18) 1.5 矿井灾害防治技术 (18) 1.5.1 预防瓦斯事故措施 (18) 1.5.2 火灾防治措施 (19) 1.5.3 预防煤尘事故措施 (19) 1.5.4矿井水害防治措施 (19)
1 矿井通风与安全 1.1 矿井通风系统的选择 1.1.1 选择矿井通风系统 选择矿井通风系统，要结合井田开拓方式和采区巷道布置及生产系统，要符合安全可靠，技术先进、合理、经济，投产快等总原则。 矿井通风系统的要求： 1）每个生产矿井，必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口。各个出口之间的距离不得小于30m。如果采用中央并列式通风系统，还要有井田边界附近设置安全出口。当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤退时，必须掘进井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和各个采区，至少都要有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通，要保证有一个井筒进新鲜空气，另一个井筒排出污浊空气。 2）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方。进风井筒冬季结冰对工人身体健康、提升和其他设施有危害时，必须设置暖风设备，保持进风井以下的空气温度经常在2℃以上。进风井与出风井的设置地点必须地层稳定，施工地质条件比较简单，占地少，压煤少而且要在当地历年来洪水位的最高标高以下。 3）箕斗提升井或装有带式输送机的井筒，若兼作风井使用，必须遵守下列规定： （1）箕斗提升井兼作回风井时，井上下装、卸载装置和井塔架都必须有完善的封闭措施漏风率不得超过15％，并应有可靠的防尘措施。装有带式输送机的井筒兼作回风井时，井筒中的风速不得超过6m/s，且必须装设甲烷断电仪。 （2）箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s，装有带式输送机的井筒中的风速不得超过4m/s，并都应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。井筒中必须装设自动报警灭火装置和铺设消防管路。 4）所有矿井都必须采用机械通风。主要通风机（供全矿、一翼或一个分区使用）必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5％，有提升设备时不得超过15％；必须保证主要通风机连续
地下室通风及防排烟系统设计 【摘要】随着我国经济飞速发展,城市土地利用率也越来越少。为了能够更好,更充分发挥土地的作用,摩天高楼早已是屡见不鲜,地下土地的利用花样也越来越繁杂。地下室通风问题早已成为地下土地利用中的难题和难关，虽然随着技术的进步，地下室通风以及防排烟设计有了长足的进步，但是需要改进的地方还有很多。本文就主要围绕地下室通风及防排烟系统设计作了简单的探讨。 【关键词】地下室；通风设计；防排烟系统；系统设计 一.引言 随着城市化进程的加快，城市用地已经十分拥挤，用地紧张已经成为了城市开发建设的阻碍因素，开发利用地下空间已经成为了缓解城市用地紧张的重要途径之一。地下室的通风以及防排烟设计是保证地下室安全使用的重要条件之一，所以加强地下室的通风以及防排烟设计十分必要。 二．建筑地下室的特点 大型地下室是当今建筑的一大特征，住宅建筑地下室主要功能区域有：汽车库、自行车库、电气设备用房、水泵房、柴油发电机房等。其主要特点是建筑面积较大，一旦发生火灾，疏散扑救工作较地上建筑困难。同时地下室水电通风等管线多而且复杂，位于塔楼下的区域结构异形柱较多，影响管道走向，且要保证汽车库等的层高要求等。因此需要设置经济合理的通风及防排烟系统，以保证地下室各功能区平时使用要求及火灾时人员疏散及消防扑救的要求。 三．地下室通风设计的要求 随着《中华人民共和国人民防空法》的颁布和实施，大多数民用建筑都要求设计带人防工事的地下室，汽车库和设备用房，战时转换成人防工事，且大多数为五、六级二等人员掩蔽所。对于平战结合的防空地下室，通风系统的设计通常包括以下三个方面的系统:平时的送风、排风系统；消防时的防烟、排烟系统；战时的送风、排风系统。其中送风系统有清洁式通风、滤毒式通风、隔绝式通风。通风系统较多，相互转换复杂，设计人员在设计时，应做好各通风系统的相互转换，以简化系统，节约投资，并减少平战转换工作量。 四．各功能区通风及防排烟设计 1.汽车库 根据规定，面积超过2000m2的地下汽车库应设置机械排烟系统。机械排烟系统可与人防、卫生等排气、通风系统合用。住宅建筑地下室一般根据使用功能和建筑面积划分为不同的防火分区，汽车库被划分为多个单独的防火分区，每个防火分区面积大约为4000m2。因此，在设置有直通室外的汽车道和采光天井且
**工业高等专科学校毕业设计****煤矿首采区开采设计 作者：*** 系别： 专业班级： 指导教师： 完成日期：
目录 前言 (2) 第一章概述 (3) 第一节矿井自然状况及资源条件 (4) 第二节矿井设计及生产概况 (7) 第二章采区概况及地质特征 (10) 第一节采区概况 (10) 第二节采区地质情况 (10) 第三节采区煤层特征及储量 (12) 第四节采区水文地质情况 (13) 第三章采区设计方案 (16) 第一节采区设计方案 (16) 第二节采区巷道布置 (16) 第四章采区开拓 (19) 第一节采区生产能力、服务年限及采区工作面个数 (19) 第二节采区准备与回采 (19) 第五章采区各生产系统及主要设备 (25) 第一节采区运输与提升系统 (25) 第二节采区通风与降温系统 (32) 第三节采区排水系统 (37) 第四节采区供水、注浆及压风、注氮系统 (39) 第五节采区供电系统 (49) 第六节采区监测监控与通信 (51) 第七节避灾路线 (53) 第六章采区主要技术经济指标 (54) 第七章采区主要安全技术措施 (55) 第八章采区矿压及冲击地压观测设计方案 (60) 第九章劳动定员及劳动生产率 (64) 第一节劳动定员 (64) 第二节劳动生产率 (68)
前言 ****煤矿西约30km处，行政区划属新疆维吾尔自治区**县**镇管辖，是设计年产120万吨的大型现代化矿井，矿井与2009年9月1日动工建设，预计2011年9月1日正式投产，建设工期24个月。井田内含有可采煤层一层，即A1煤层，A1煤层平均厚度，南北走向，矿井共分两个水平，六个采区，即+1200m水平和+750m水平， 11、12、13、14、21、23采区，11采区是矿井首采区，首采区分南、北翼生产，片盘斜井开拓，主斜井、副斜井、回风斜井均可作为首采区内的三条上山使用，系统简单，投产快。 一、设计基础资料及依据 1、**煤矿首采区地质说明书及附图。 2、**煤矿勘探地质报告及三维地震地质报告。 3、**煤矿初步设计。 4、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿安全规程》等国家有关煤矿设计和建设的规程规范文件。 二、设计指导思想 结合**煤矿周边现有煤矿的生产状况，在对矿井现有资料充分调研的基础上,并结合实际地质情况,采用行之有效的新技术、新工艺、新设备，力求实现采区高产、高效，体现良好的经济效益，为矿井将来稳定高产高效打好基础。
矿井通风设计施工时的基本原则和要求
通风系统合理可靠的含义
通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》第一百零三条：“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次”，要求，根据《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），结合本矿开采的实际情况，制定本办法。 一、全矿井需要风量的计算 全矿井总进风量按以下两种方式分别计算，并且必须取其最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量： Q 矿进=4×N×K 矿通 （m3/min） 式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，m3/min.人； N——井下同时工作的最多人数，人； K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式取K 矿通 =～）。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： Q 矿进=（∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 ）×K 矿通 （m3/min） 式中：∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式K 矿通 取～）。 二、采煤工作面需要风量 按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i （m3/min） 式中：∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。 每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和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。有符合规定的串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 （m3/min）
课程设计说明书 设计题目: 矿井通风系统设计 助学院校: 理工大学 自考助学专业: 采矿工程 姓名: 自考助学学号: 成绩: 指导教师签名: 理工大学成人高等教育 2O 年月日
前言 矿井通风指借助于机械或自然风压，向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气，供给人员呼吸，降低井下工作面的温度，稀释并排出各种粉尘及有毒有害气体，创造良好的气候条件，为井下作业人员提供安全舒适的工作环境。随着浅部矿产资源的日渐枯竭，矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势。随着开采深度的增加，矿井必将出现岩温增高、风路延长、阻力增大、风流压缩放热、风量调节困难、漏风突出、有毒有害物质和热湿排除受阻等问题。因此，矿井通风与安全的意义将更加重大。 80年代以来，随着煤矿机械化水平的提高，采煤方法和巷道布置及支护的改革，电子和计算机技术的发展，我国矿井通风技术有了长足的进步。通风管理日益规化、系列化、制度化，通风新技术和新装备越来越多地投入应用，以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施，使矿井通风更好地为高产、高效、安全的集约化生产提高安全保障。 近年来，为适应综合机械化采煤的要求，原煤炭工业部在总结建设经验、借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》，作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。为适应生产集中化，开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况，以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想，对数百座国有煤矿进行通风系统优化改造，配合一批有条件的生产矿井通过合并井田、扩大开采围、增加储量进行改扩建的任务。
摘要 工业通风是通风工程的重要部分，其主要任务是，控制生产过程中产生的粉尘、有害气体、高温、高湿，创造良好的生产环境和保护大气。做好工业通风工作，一方面能够改善生产车间及其周围的空气条件，防止职业病的产生、保护人民健康、提高劳动生产率；另一方面可以保证生产正常运行，提高产品质量。随着工业的不断发展，散发的工业有害物的种类和数量日益增加，大气污染已经成为了一个全球性的问题。如何做好工业通风，职业安全健康管理以及环境保护是我们安全工作人员的一项重要职责。 本设计是对长春某电镀车间进行排风与送风系统设计，从而达到工作环境和排放浓度的要求。厂房分为发电机室、电镀车间、除锈车间及喷砂室。设计中通过对车间得失热量的计算、选择局部排风设备、计算局部排风量从确定最适合该厂的排风及送风方案，从而设计了合理的系统；然后，通过对风量的计算以及水力计算确定风机等各设备的型号规格；最后，总结以上的计算和系统设计完成了四张图纸的绘制，分别为设计说明、车间送风系统图、车间送风平面图、车间排风平面图和车间排风系统图。本文通过对各个槽的计算，对各个槽安装条缝式排风罩进行排风以及对各个车间进行系统送风的过程，以减少车间内的有害污染物，保证工作人员健康舒适的工作环境。 关键词：工业通风高温排风机械通风
目录 第一章原始资料 (3) 1.1气象条件 (3) 1.2 室外气象参数、土建资料 (3) 1.3 车间组成及生产设备布置 (4) 1.4 工艺资料 (5) 第二章排风罩设计及风量计算 (6) 2.1 喷砂部 (6) 2.2 除锈部和电镀部 (6) 2.3 发电机部 (11) 第三章排风系统设计 (13) 3.1 排风方案的确定 (13) 3.2 电镀部 (13) 3.2.1 水力计算 (13) 3.2.2 其他管路计算 (15) 3.2.3 选定风机型号和配套电机 (16) 3.3 除锈部 (16) 3.3.1 水力计算 (16) 3.3.2 其他管路计算 (18) 3.3.3 选定风机型号和配套电机 (19) 3.4 喷砂室 (19) 3.4.1 水力计算 (19) 3.4.2 选择风机 (19) 3.4.3 除尘器选择 (20) 3.5 发电部 (20) 3.5.1 水力计算 (20) 3.5.2 选定风机型号和配套电机 (22) 第四章送风系统设计 (23) 4.1 送风方案的确定 (23) 4.2 进风量的计算 (23) 4.3 管道水力计算 (24) 4.4 风机的选择 (25) 4.5 过滤器、加热器及消音器的选择 (25) 总结 (26) 参考文献 (27)
防排烟系统施工方案 通风管道制作 1. 选料 风管和部件的板材应按设计要求选用，各系统的板材厚度应符合设计要求，制作前，首先检查所用材料必须有产品合格证明材质证明，若无上述文件，不得使用。 钢板应为优质板，不得有锈斑；外观上无氧化物和针孔、麻点、起皮等缺陷。 其他辅材不能因具有缺陷导致产品强度的降低或影响使用效能。 接到加工单后，负责加工制作的责任师必须预先计算分析所需材料的数量，材料部门严格把关，确保节约材料。 2. 下料 严格遵守设计图纸及国标相应的规定。板材在下科前必须进行校平。弯头、 异径管等零部件必须采用联合角咬口。做好材料的节约工作，做到大料不小用，整料不零用，利用边角料加工小的零部件。 3. 剪切 剪切前进行下料复核，以免有误。复核后，接线形状采用机械剪板机，电 动手剪及手动手剪进行剪切。剪切过程中要仔细、认真、不得跑线。剪切后，在咬口前进行剪口倒角，倒角必须用专用倒角工具，以免出现误差。
4. 咬口 风管的咬口需按规定进行，圆形风管采用单平咬口，圆形风管部件采用单立咬口，矩形风管角咬口采用联合角咬口及接扣式咬口，拒形风管弯头、异径管等部件必须采用联合角咬口。咬口不得出现半咬口及胀裂等清况，以免成型后的风管漏风。对管径大的风管，需进行拼接，拼接缝要求平整，单节风管尽量减少拼接缝。 5. 折方 咬口后的板料进行折方，首先需核对折方线，确认无误后进行折方，折方的关键是位置正确、角度准确，尤其对变径弯头及变径三通等零部件的折方角度必须准确以免影响管径。 6. 成型 风管成型前，应检查下料、咬口折方等工序是否无误，核对下料的几何尺寸是否正 确。风管合口必须用木制榔头及木制打板，以免损坏镀锌层。风管合口必 须打实、打严以免漏风，且四边平齐 7. 铆接 风管与角钢法兰连接，管壁厚度< 1.5mm ，采用翻边柳接；铆接部位应在法兰外侧，管壁厚度>1.5mm ，采用沿风管周边将法兰满焊。矩形风管边长大于等于630mm
采区设计（矿井通风系统）课程设计任务书 1、设计依据 给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图，矿井概况及生产情况，以及采区生产能力（产量）、瓦斯涌出量等条件，进行采区巷道布置及采区通风系统设计。 设计题目及资料来源 由具体指导老师确定。 2、设计内容 1）采区设计：采区巷道布置（采区上下山、主要进回风、运输巷道），回采巷道布置，回采工作面布置，明确巷道之间的联接关系；简单进行采煤方法、回采工艺设计； 2）采区（或矿井）通风系统设计：采区通风系统确定（要有相应的通风构筑物）、用风地点风量计算与分配（采用由内向外四算一校核的方法），计算采区巷道通风阻力。进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）。 3）安全工程设计【推荐选作】：瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。 3、设计要求 完成采区通风系统设计说明书一份，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、网络图。（说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成） 4、提交材料 采区设计及通风系统设计说明书，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、通风网络图。（包括草稿、电子文档） 5、指导要求 设计主要分为两个内容：采区巷道布置和矿井（采区）通风设计。 本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计，毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计，加强学生能力培养”的教学计划改革探索，也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求，使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法，及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容，本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）； 在制定设计题目时，原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置
空调通风系统设计说明 第一部分：新风系统 一、设计依据： 1、甲方提供的相关资料及现场情况； 2、暖通空调设计标准，设计手册。 二、工程概况： 本工程为办公用会议室，建筑面积为220平方米，层高为3.20米，人数约105人。 三、新风量确定： 按照采暖通风和设计规范并参照实用供热空调设计手册，将需要新风量计算如下： 1、按每平米地板面积新风量指标计算：20X220=4400m3/h； 2、按每人最小新风量计算（考虑有一些吸烟状况）： 105X40=4200m3/h； 3、按保证室内环境换气次数计（考虑有一些吸烟状况）： 220X3.2X6=4224m3/h； 四、设备选型及说明 以本工程实际情况及上述计算结果为依据，综合考虑确定总新风量为4000m3/h—4500m3/h满足要求，根据现场尺寸，选用一台或两台新风换气机。这样既可以保证向室内提供经过过滤的新鲜空气，同时将等量的室内烟雾等污浊空气排到室外，双向换气还可以减少室内冷热量损失，起到明显的节能效果。
第二部分：空调系统 一、设计参数 （一）、室外计算参数 1、冬季空调计算温度：-12℃ 空调计算相对湿度：45% 2、夏季空调计算干球温度：33.2℃ 空调计算相对湿度：60% （二）、室内计算参数 夏季：温度：25±2℃相对湿度：55% 冬季：温度：18±2℃相对湿度：45% 二、负荷的确定 1、本工程空调负荷包括建筑负荷、人体负荷、照明负荷、新 风负荷及其他符合： 其中：建筑负荷为50w/m2，人体负荷为65w/m2，灯光负荷为40w/m2，新风和其他负荷为150w/m2； 2、根据以上单位面积负荷计算出总空调负荷为： 230X305=70150w。 三、空调设备选型 1、根据现场情况，可以安装11台风机盘管； 2、根据上述空调负荷计算结果，每台风机盘管负担6.3KW， 因此选用11台型号为FP-12(008型)的风机盘管，单台参数 为：冷量约6.2KW/台，风量约1350m3/h。
吕沟煤矿采区设计说 明
河南煤化集团 河南永锦能源有限公司吕沟矿 81采区设计说明书 编制人：曹远锋 总工程师：赵少亭 矿长：郭金旺
吕沟矿81采区设计审批审批意见
目录 第一章设计依据 (1) 第二章矿井概况 (2) 1、矿井现生产采区情况 2、新采区、新水平情况 3、开采81采区的必要性 第三章 81采区概况 (3) 第一节采区位置及范围、储量 (3) 1、采区位置及范围 2、地面情况及受生产影响程度 3、采区储量 第二节地质勘探情况 (4) 第三节地层及标志层 (4) 1、地层 2、主要标志层 第四节地质构造 (3) 第五节水文地质特征及充水因素 (3) 1、81采区水文特征 2、81采区主要充水因素 第六节煤层赋存特征 (6) 1、煤层赋存特征 2、瓦斯 3、煤尘 4、煤层自燃 5、地温 第七节地表特征 (7) 第八节煤质 (7) 第九节采区存在问题及建议 (7) 第四章采区设计方案的确定 (7) 第一节方案的提出、确定 (7)
1、设计方案 2、方案对比与确定 第二节设计方案 (13) １、设计原则 2、巷道布置 3、主要巷道设计 第三节工程量、工期及初期投入预算 (17) 1、工程量 2、工期 3、初期投入预算 第五章采煤方法及工艺、设计能力、服务年限 (16) 1、采煤方法 2、采煤工艺 3、采区设计能力 第六章采区安全生产系统 (19) 第一节主运输系统 (19) 1、主运输路线 2、采区运煤设备选型： 第二节辅助运输系统 (24) 1、巷道原始参数 2、基本参数选择： 3、选型计算 第三节排水系统 (25) 第四节通风系统 (25) 1、矿井通风现状 2、通风线路、风量配备 3、81采区通风容易时期 4、81采区通风困难时期 第五节供电系统 (37) 1、采区基本情况
4 矿井通风 4.1 通风系统 4.1.1 通风系统 4.1.1.1 通风方式和通风方法 根据煤层赋存条件，矿井采用平硐开拓，根据矿井开拓方式，本矿井走向较短，只有一个采区的走向长度，采用分列式通风方式，抽出式通风方法，采煤工作面利用全矿井负压通风，采用“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 4.1.1.2 通风系统 根据矿井开拓部署，该矿为平硐开拓方式，主平硐、副平硐和后期排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。 矿井初期主要通风线路为： 主平硐/副平硐→+1690m水平运输巷/+1690m双龙炭运输巷 /+1728m运输巷/+1728m双龙炭运输巷→+1690m运输石门/+1728m运输石门→一采区轨道上山/一采区行人上山→+1756m运输石门→11011工作面运输巷→11011采煤工作面→11011工作面回风巷→回风石门 →+1798m正炭回风巷→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→ 地面。 矿井后期主要通风线路为： 主平硐/副平硐/排水进风行人平硐→+1690m水平运输大巷/+1728m运输巷和通风行人斜巷/+1630m排水行人巷→二采区轨道上山/二采区行人上山→+1548m水平运输巷→三采区轨道上山/三采区行人上山→区段运输石门→23013工作面运输巷→23013采煤工作面→23013工作面回风巷→区段回风石门→三采区回风上山→回风暗斜井→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。
矿井初期开采一采区时为通风容易时期，后期二、三采区同采时为通风困难时期。通风系统图（初、后期）和通风网络图（初、后期）详见图C1795-171-1（修改）、C1795-171-2（修改）。 4.1.1.3 井筒数目、位置、服务范围及时间 矿井开采一采区时有3个井筒，即：主平硐、副平硐和回风平硐，主平硐、副平硐进风，回风平硐回风。矿井二、三采区开采时4个井筒，即主平硐、副平硐、排水进风行人平硐和回风平硐。主平硐、副平硐和排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。各井筒均位于井田东部。主平硐为改造利用原基地一号井主平硐；副平硐为改造利用原基地一号井副主平硐；回风平硐为改造利用原基地一号井回风平硐；排水进风行人平硐为改造利用原顺风煤矿主平硐。矿井回风平硐井口坐标为：X=3278284，Y=18267648，Z=+1788.867，服务于全矿井生产期间。 通风系统（初、后期）详见图4-1-1、4-1-2； 通风网络（初、后期）详见图4-1-3、4-1-4。
目录 前言3 第一章矿井基本简况5 第一节矿井简况4 一、井田简况4 二、煤层地质简况4 三、瓦斯简况5 四、水文简况5 五、煤尘、煤炭自燃简况5 六、通风简况5 第二章通风系统设计可行性论证8 第一节矿井通风系统优化背景8 一、矿井目前通风及生产能力情况8 二、矿井生产能力发展前景8 第二节通风系统改造的必要性分析、论证9 第三节通风系统改造的主要手段10
第四节通风系统改造总体技术方案的选择10 第三章矿井通风参数计算14 第一节通风系统改造后矿井需要风量的计算14 一、矿井风量计算原则14 二、矿井需风量的计算14 第二节通风系统改造后矿井通风阻力的计算19 一、矿井通风总阻力计算原则19 二、矿井通风总阻力计算19 第三节通风系统改造技术方案比较33 第四章矿井通风设备的选择35 第一节主要通风机选型35 一、设计依据35 二、通风设备选型35 第二节矿井主要通风设备的配置要求38 第五章通风费用概算40 第六章矿井安全技术措施43
第一节粉尘灾害防治43 一、防尘措施43 二、防爆措施43 三、隔爆措施43 第二节瓦斯灾害防治44 第三节防灭火44 一、煤的自燃预防措施44 二、外因火灾防治44 第四节矿井防治水45 第五节井下其它灾害预防45 一、顶板灾害防治45 二、机电运输事故防治45 前言 矿井通风是一个运用多种技术手段输送、调度空气在井下流动，维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。在生产期间其任务是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点供给质优量足的新鲜空气，保证工作人员
的呼吸，稀释并排除瓦斯、粉尘等各种有害物质，降低热害，给井下创造良好的劳动环境；在发生灾变时，能有效、及时地控制风向及风量，并与其它措施结合，防止灾害的扩大，最大限度地减少事故损失。 剖析历次煤矿重大灾害事故发生及扩大的原因，无不与矿井通风系统有着密切的关系。因此，建立一个既能满足日常生产需风，保证风向稳定、风质合格，在灾害时期又能保持通风设备运行可靠、稳定、能快速实现风流控制的通风系统是至关重要的。 本设计基于郑兴义兴（新密）煤矿的现状，本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力进行的矿井通风系统改造。总设计技术方案：维修扩大矿井东回风巷的断面，回收矿井西回风巷，对皮带巷进行扩修增大通风断面减小阻力，并经过矿井通风设施改造。通过风量、风阻等计算，选择出主要通风机以及配套的电机型号。通过各种论证，本设计可靠可行，提高矿井的抗灾能力，提高了矿井的经济效益。
第一章井田自然概况 第一节井田自然概况 一、交通位置 教场坪集团玉岭煤业位于右玉县东南元堡子乡红寺洼村 南，行政区划属右玉县元堡子乡所辖。地理位置为： 东经112°37′30″-112°38′56″； 北纬39°44′01″-39°49′50″。 井田东南距北同蒲铁路（岱岳站)约43公里，西北距右玉县城（油坊)约32公里，山（阴)－和（蒙和林)公路距矿区2.5公里，公路、铁路均可运输，交通较为方便。 详见交通位置图1-1-1。 二、地形地貌 井田位于盆地西缘，洪涛山以北，属山前丘陵区，地势 平缓，井田总体表现为南高北低，最高点位于井田东部土梁，海拔为1527.80m，最低点位于西北部的大沙沟河漫滩上，海拔为1427.0m，相对高差100.80m。 三、河流水系 井田属海河流域永定河水系，桑干河支系。区无常年性 河流，只在井田中部分布一条较大沟谷－大沙沟，平时一般 干涸无水，仅雨季时有短暂洪水排泄，向西北汇入元子河。 元子河雨季最大流量达980m3/h,河床宽度为300～500m，于井田西北侧由北向南流过，为井田附近主要河流。 四、气象及地震情况
本区属暖温带大陆性气候，春季干旱多风沙，冬季长而 寒冷，夏季甚短，降水多集中在夏末秋初，全年气温变化剧 烈。年均气温 4.5℃，最高气温和昼夜温差显著。极端最高 温度33.4℃，极端最低温度－34.1℃，平均日温差为15℃左右。降水量主要集中于7－9月，年均降水量为450m。年蒸发量为1556.7－1926.7mm，其中4－8月蒸发量大。蒸发 量是降水量的3－4倍。每年结冰期从10月上旬至翌年4月下旬，最大冻土深度163cm，一般为138cm。西北风几乎贯 穿全年，5月份风力最大，风速在14.0－22.0m/s。 根据《建筑抗震设计规》(GB50011-2001)（2008年版）和《中国地震动峰值加速度区划图》（GB18306-2001图A1），本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10。 五、四邻关系 教场坪集团玉岭煤业西北为右玉玉龙煤业，东部为右玉 县高山煤矿，北部和东部为坡煤矿，南部为右玉教场坪煤业。 1.右玉玉龙煤业 该矿属兼并重组矿井，是由原右玉坡西煤业和右玉吐儿 水煤业重组而成，整合后井田面积 5.5597km2，批准开采9、11号煤层，设计生产能力120万t/a。 1)右玉坡西煤业 坡西煤矿于1990年6月动工兴建，1996年1月投产，属乡办煤矿，批准开采9、11号煤层。设计生产能力15万
萍乡市青山朝阳煤矿东441采区设计说明书 编制：廖水萍 总工程师：邹元江 矿长：邱灿群 编制日期：2017年3月
目录 第一章采区概况与地址特征 (3) 第一节采区概况 (3) 第二节采区煤层及其顶底板特征 (3) 第三节采区地质构造 (4) 第四节煤质、瓦斯、煤尘 (4) 第五节水文地质条件 (5) 第六节采区储量计算 (6) 第二章采区生产能力及服务年限 (7) 第一节矿井工作制度 (7) 第二节采区生产能力及服务年限 (7) 第三章采煤方法及采区参数的确定 (8) 第一节采煤方法选择 (8) 第二节采区参数的确定 (9) 第四章采区巷道布置 (10) 第一节采区巷道布置初选及可行性方案确定 (10) 第二节采区工作面配备及生产能力验算 (11) 第五章采区运输系统 (12) 第一节采区运输系统 (12) 第二节通风系统 (12) 第三节供电系统 (14) 第四节排水系统 (14) 第六章安全技术措施 (15) 第七章采区技术经济指标 (17)
第一章 采区概况与地址特征 第一节采区概况 采区位置与邻近关系 本采区位于-240m（四水平）顶板运输大巷以东穿层石门处，西起本矿老塘边界，东至保安煤柱线，上至-200m（老四层）老塘区边界，下至-240水平（煤层大巷底板）。本采区走向长72米，倾向长40米。开采四煤层，煤层走向NE，倾向SE，倾角70°，采区四邻关系：采区西翼为本矿回采区，再其上（-75）为长旺煤矿已采区。东翼为铁路保安煤柱，-72以上为已采区，下部为未开拓区。采区地面状况： 地面为山岭地带，植被茂盛，地面标高+105至+150m,采区以东50米处有萍乡西站至青山矿铁路专用线，由东向西穿过，紧挨专用线，（位于柑子坡东段）有一小河由西向东南流入萍水河。 第二节采区煤层及其顶底板特征 一、煤层 采区主采四煤层，煤层黑色半亮型、半金属光泽、硬度中等，块煤断口呈阶梯状断口，并见呈丝状原生构造，煤层结构较简单，主要夹1-3层0.10~0.35米粉砂岩或泥岩夹矸，局部可见含菱铁质砂岩夹矸，厚0.15~0.25米，夹矸多呈层状分布，有时透镜状，连续性不强。
胶东煤矿矿井通风系统设计 1矿井概况及井田地质条件 1.1自然地理概况 1.1.1交通位置 胶东矿井位于胶莱谷地或胶潍平原以东，倾斜的山前冲洪积平原之中。胶东矿位于省平度市西部约50km。新潍高速公路和潍莱高速公路、309国道由矿区西北及西南侧通过，工业广场至宋庄车站10km，距田庄车站10km，运煤专用铁路在潍坊车站与铁路接轨，储煤场与309国道有公路相连，矿区与平度市有公共汽车往返，交通方便（1-1）。 图1-1 胶东煤矿地理位置 1.1.2 自然地理地形 胶东矿井位于胶东半岛，半岛上丘陵起伏，海拔多在500米以下，主要由花岗岩组成，最高峰崂山海拔1130米。矿井所在地地势相对平坦，无明显起伏。
1.1.3矿井气象，水文及地震条件 据多年气象资料，矿区多年平均气温14℃左右，最高气温40.7℃，一般出现在七月份，最低气温一般出现在12月或翌年1月份。多年平均降水量为500mm 左右，降水主要集中在每年的7、8、9三个月，一般占全年降水总量的60%左右。冻结期从11月至翌年2月，最大冻结深度为0.44m，年风向多为西北风，历年最大风速为16.7m/s。 井田共发育有一条季节性河流，河流流向自南向北。上游修建水库蓄水影响，河床平时干枯无水或存有少量污水，仅在持续降雨期间或上游水库放水时出现短暂水流。 根据2001年颁布的《国家建筑抗震设计》划分，本地区地震基本烈度为四级，历史上最大震级为四级，100年未发生过四级以上地震。 1.2井田开发概况 1.2.1井田围、走向长、倾斜长、上下标高 胶东井田，东西长约5km，南北宽约2.6km，呈不规则菱形，井田面积13km2。胶东井田位于倾斜的山前冲洪积平原之中。地形西高东低，标高+70~+130m，西部山区山脉走向北北东，最高点标高+400m左右。东部为广袤平原，最低标高约+70m，地势平坦。 1.2.2矿井的开发历史 胶东矿井自1977年2月开始建设至1983年12月建成投产，设计与核实生产能力为240万t，服务年限60年。目前主采3#煤层。 1.2.3相邻井田（矿区）的情况 根据省政府统一安排部署，从2008年11月起，所有小煤矿一律停产整顿，整合资源，兼并重组。截止2009年底这些小煤矿仍然没有生产。据调查了解，小煤矿的开采深度一般在110—230m不等，井田外围的小煤矿虽有较大的断层