61114掘进工作面局部通风设计
一、概况
61114掘进工作面布置在6号煤层中，本煤层为低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸性。综掘队将要掘进61114掘进工作面，为了保证掘进期间安全生产，编制通风设计如下：
二、巷道布置
1、巷道断面规格：
61114掘进工作面为矩形断面，巷道规格：巷（净）宽5.2m、高3.5m，断面积为18.2m2。根据掘进队提供的设计，61114掘进工作面设计长度为：1044m。
2、施工顺序：
施工方向为：61114胶运联巷至61114胶运顺槽；61114辅运联巷至61114辅运顺槽。
三、系统风量分配及设备选型
1、依据：
（1）瓦斯：掘进工作面风流和回风流中瓦斯浓度＜1.0%（二氧化碳浓度＜1.5%）。
（2）温度：掘进工作面≤26℃。
（3）风速：掘进中的煤巷0.25m/s≤V≤4m/s。
（4）无循环风：供给局部通风机的全风压风量必须大于该风机的吸风量。
（5）计算依据：AQ1056—2008煤矿通风能力核定标准。
2、掘进工作面需风量计算：
每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌
出量、人员、有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
3、61114胶带巷掘进面需风量计算： ①按瓦斯涌出量计算
hf hg hg
Q 100q k =??=100×0.23×1.2= 27.6m 3
/min
式中：
qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.23m 3
/min ； khg ——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 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 按二氧化碳涌出量计算
hf hg hg
Q 67q k =??=67×0.66×1.2=53.1m 3
/min
式中：
qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.66m 3
/min ；
khg ——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。
③ 按局部通风机实际吸风量计算：
Qhf=Qaf ×I+60×0.25Shd=500×1+60×0.25×19=773m 3
/min 式中：
Qaf ——局部通风机实际吸风量，500m 3
/min I ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.25——有瓦斯涌出的煤巷，半煤岩巷允许的最低风速； Shd ——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m 2
； ④ 按掘进作业人数验算
cf cf Q 4N ≥=4×13=52 m 3/min
式中：
Ncf ——掘进工作面同时工作的最多人数，13人； 4——每人需风量，m 3
/min ； （2）按风速进行验算 a 、验算最小风量
af hf Q 600.25S ≥?=60×0.25×18.2=273m 3/min
b 、验算最大风量
cf cs Q 60 4.0S ≤?=60×4×18.2=4368m 3/min
式中：Shf ——掘进工作面巷道的净断面积，m 2
；
经验算273m 3
/min ＜773m 3
/min ＜4368m 3
/min ，符合《煤矿安全规程》第138条的要求。
c 、矿用防爆胶轮车需要风量的验算： Qrli ≥5.44Ndli 〃Pdli 〃kdli （m 3
/min ） =5.44×1×26×1=141.4m 3
/min
式中 Ndli —第i 个地点矿用防爆柴油机车的台数，1台； Pdli —第i 个地点矿用防爆柴油机车的功率，26kW ； kdli —配风系数。第i 个地点使用1台矿用防爆柴油机车运输时kdli 为1.0；
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m 3
/min 。
掘进工作面最小需风量为:273 m3/min
4、局部通风机工作风压计算
根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值：hft =RpQ扇Q掘， Pa (1)
式中：
Rp—压入式风筒的总风阻，N.S2/m8；风筒风阻是由摩擦风阻、局部风阻组成，其大小取决于风筒的直径、接头方式、风筒总长度、风压、单节风筒长度、风筒的材质等，当无实测资料时，应按公式（2）计算或参考表1中的百米风阻值。
hft—压入式局部通风机全风压，Pa；
Rp＝6.5α×L/（d5）+（n×ζj0+∑ζbei＋ζin）×［ρ/（2s2）］ (2)
=2159.3pa
α—风筒摩擦阻力系数（无实测资料时可参用表1），N.S2/m4；
L—风筒长度，m（1200m）；
d—风筒直径，m；
ρ—空气密度，kg/m3；
s—风筒断面积，m2；
n—风筒接头个数；
ζj0—风筒接头局部阻力系数（参用表1）；
ζbei—风筒拐弯局部阻力系数（参用表2）；
ζin—风筒入口局部阻力系数，
当入口处完全修圆时，取ζin＝0.1；
不加修圆的直角入口时，取ζin＝0.5～0.6。
表1 胶质风筒α、ζj0选用范围参考表
表2 胶质风筒拐弯局部阻力系数参考表
部分局部通风机选型表
综上所述确定选用FBD6.3/2×30局部通风机，根据以上风机选型，掘进巷道选用直径为800mm的抗阻燃柔性风筒。
综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~1132米，盖山厚441~492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6=720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6=480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾=1200m3/min（含采外配风300 m3/min） 通过工作面的风量为：1200－300=900 m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s； S采——工作面断面 6.06m2。 3、按工作面人数计算 Q采＝4N＝4×60＝240m3/min 其中:4——每人所供给风量不得少于4 m3/min； N——采煤工作面同时工作最多人数。 4、风速验算： 依照《煤矿安全规程》第101条规定，12#煤****综采工作面在采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为0.25m/s，最高风速不得高于 5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。 0.25×60×S大≤Q采≤5×60×S小 0.25×60×6.69≤900≤5×60×5.43（不含采外配风） 100.35≤900≤1629
编号：AQ-JS-09405 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 掘进工作面恢复通风排放瓦斯 安全技术措施 Safety technical measures for recovery ventilation and gas discharge in heading face
掘进工作面恢复通风排放瓦斯安全 技术措施 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科 学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 因反风期间，矿井停止了井下采掘作业，停止了5104回风巷、5104运输巷的局部供风，造成个别工作面瓦斯积聚，现需恢复各掘进工作面通风，在恢复通风前必须进行瓦斯排放工作，按照《煤矿安全规程》规定，特编制排放瓦斯专项措施。请有关单位严格执行。 一、瓦斯排放时间 2014年3月5日09时至11时。 二、瓦斯排放执行单位 通防区、安检科、机电部等有关人员及各区队电钳工、风筒工。 三、瓦斯排放组织方案 调度室由吴宏生同志负责指挥，地面由王建国负责停送电指挥工作，现场由郝志红负责指挥，安全监督由张彦群负责。
四、排放前的准备 （1）、必须落实三个责任和三个原则，即落实撤人和设警戒线的责任，落实断电范围和电器设备完好检查责任，落实排放瓦斯现场指挥责任。执行三个原则：①撤人：受瓦斯排放影响范围内所有人员全部撤出。②断电：受瓦斯排放影响范围内所有电器设备全部断电。③瓦斯排放必须限量排放，回风流中瓦斯浓不超过《规程》规定，严禁一风吹。 （2）、参加人员必须携带各种检测设备，且保证完好。 （3）、在全风压处进行全面消尘。 （4）、反风结束后，测风员对矿井风量进行一次全面测量，确保排放系统全风压风量大于1218∕min。 （5）、检查局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5﹪，风机必须有专人管理。 （6）、排出风流与全风压汇合处不大于10m的位置按规定悬挂瓦斯传感器。 （7）、回风路线必须停电撤人，达不到要求，不予排放。
优秀文档，无限精彩！ 12101工作面设计说明书
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第一章概况 第一节概述 一、巷道名称、位置及相邻关系 12101工作面，位于12采区轨道下山的北部，上边（西部）为12061工作面采空区，下边（东部）为F101大断层（未开采），北面为14采区。 二、巷道用途 12101工作面上顺槽主要承担12101工作面回采期间的回风、运料等任务。 12101工作面下顺槽主要承担12101工作面回采期间的进风、运输、行人等任务。 三、巷道性质及工程量 1、12101工作面上顺槽为回采巷道，从12061下顺槽运料斜巷口开始扩修约30m，后225.8m沿原12061下顺槽下部的煤层顶板掘进，大部分为煤巷，不留保护煤柱，局部（由于按中线掘进，局部穿过12061采空区）为半煤岩巷。 从12101上顺槽运料斜巷口到12101上顺槽切眼位置，总工程量为255.8m。前400m方位角为34046′，坡度随煤层顶板起伏，在-9—00之间，大部分为-30左右。 2、12101工作面下顺槽为煤巷，局部会遇到构造带为半煤岩巷。设计长度（从12101下顺槽进风巷里口至12101切眼位置）共360.2m，沿煤层顶板掘
进，坡度随煤层顶板起伏，在-6—30之间，一般为-30左右，方位角为18017′。 3、12101工作面切眼设计长度（从12101上顺槽设计位置到12101下顺槽设计位置）48.7m，沿煤层顶板掘进，切眼坡度随煤层顶板起伏，在-8—-180之间，一般为-100左右，方位角156°。 详细情况可参照12101工作面设计平面图 4、开工时间：预计为2012年7月25日开始掘进。 竣工时间：预计2012年12月底竣工。 四、巷道服务年限 服务年限：服务年限为3年（包括掘进与回采期间）。 附：12101工作面设计平面图。 第二章地面位置及地质情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 12101工作面相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系见表1。 表1 12101工作面井上下关系对照表
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）
通风设计 第一节工作面通风瓦斯概况 1、预测工作面瓦斯涌出量（由通风区提供工作面绝对瓦斯涌出量，单位为m3/min）。 2、煤尘爆炸性（由通风区提供本煤层煤尘爆炸指数，单位%）。 3、煤层自然发火期（由通风区提供本煤层自燃发火情况，林西矿煤层自燃发火期为12个月）。 第二节储量及服务年限 在本节要计算工作面的服务年限，主要是判定工作面服务年限是否超过自然发火期。 第三节通风系统 1、工作面的通风系统。 描述工作面的进风和回风路线，（附本生产区域通风系统图） 2、工作面风量计算 （1）按气象条件计算工作面需风量： Q采 = Q基本×K采高×K采面长×K温 式中 Q采——采煤工作面需要风量，m3/min； Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min； Q基本——60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速适宜风速取 m/s K采高——回采工作面采高调整系数取 K采面长——回采工作面长度调整系数取 K温——回采工作面温度与对应风速调整系数取
注：K采高、K采面长、K温等系数依照《开滦集团公司矿井风量计算方法》选取。 （2）按照瓦斯涌出量计算工作面需风量。 根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%的要求计算 Q采=100×q采×K CH4/(C-C O) （m3/min） 式中 Q采—回采工作面实际总需要风量，m3/min; q采—采煤工作面回风流中瓦斯的绝对平均量，瓦斯涌出量取 m3/min （通风瓦斯概况中已经提供） K CH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数。取。（正常生产条件下，连续观测1个月，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）。 C：回风流瓦斯允许浓度。取1 C O：进风流瓦斯浓度。取0 （3）按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见表3）Q采= 60×V采×S采（m3/min） 式中 V采——采煤工作面风速，m/s； S采——采煤工作面的平均断面积，m2。 （4）按采煤工作面同时作业人数计算 Q采=4×N ×K （m3/min） 式中 N——工作面同时作业人数。（取循环作业劳动组织设计人数，为人） K：备用系数。取1.25
第一章概述 29202 运输顺槽为二采区29202 回采工作面运输顺槽，担负9202 回采工作面出煤、运输、通风、行人、管线敷设等任务。设计长度 840m,开口位置二采区运输巷，距29201运输顺槽往北34 米，方位角118° 00’ 00〃。29202运输顺槽断面为矩形，净断面：宽 4500mn￥ 高3000mm 第二章风量计算 一、按瓦斯涌出量计算： Q=100qk 式中：Q 掘进工作面实际需要风量，n l/min ; 100——按掘进工作面回风流瓦斯浓度不超 1.0%的换算系数； q――掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为矿井瓦斯涌出量的15%，为0.17m3/min ； k――掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取1.6 ; 因此：Q=100qk=100X 0.17 X 1.6=27.2 m 3/min ;
二、按照CO涌出量计算
Q=67qk 式中：67——以掘进工作面回风流中CO2 浓度不超过 1.5%的换算系数； q――掘进工作面回风流中平均绝对CQ涌出量，根据本矿瓦 斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CO2 涌出量为矿井CO2 涌出量的15%，为0.23m3/min ； k――掘进工作面因CO涌出不均匀的备用风量系数，取 1.6 ； 3 因此：Q=67qk=67X 0.23 X 1.6=25 m /min ; 三、按工作人员数量计算： Q> 4N 式中：Q ---- 掘进工作面实际需要风量，m/min ; 4 ---- 每人每分钟供给的最低风量，m/min ; N――掘进工作面同时工作的最多人数；取20; 因此：Q> 5.44N=4 X 20=80 m3/min ; 四、稀释无轨胶轮车排放尾气需风量 Q>4NPK 式中：Q ---- 掘进工作面实际需要风量，m/min ; 5.44 ――每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min ； N――掘进工作面矿用防爆柴油机车的数量，1台； P――掘进工作面矿用防爆柴油机车的功率，75KW 1; K――配风系数，使用一台矿用防爆柴油机车运输时，取
****综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段 位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~ 1132米，盖山 厚441~ 492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。 工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和 尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联 络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风 机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒 出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工 作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6= 720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6= 480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾= 1200m3/min（含采外配风300 m3/min）通过工作面的风量为：1200－300=900m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量 m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、 K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s；
文件编号：TP-AR-L7933 In Terms Of Organization Management, It Is Necessary To Form A Certain Guiding And Planning Executable Plan, So As To Help Decision-Makers To Carry Out Better Production And Management From Multiple Perspectives. （示范文本） 编制：_______________ 审核：_______________ 单位：_______________ 掘进工作面通风及有害气体防治安全技术措施正 式样本
掘进工作面通风及有害气体防治安全技术措施正式样本 使用注意：该解决方案资料可用在组织/机构/单位管理上，形成一定的具有指导性，规划性的可执行计划，从而实现多角度地帮助决策人员进行更好的生产与管理。材料内容可根据实际情况作相应修改，请在使用时认真阅读。 由于 21052上付巷掘进工作面在原21051工作 面空区内施工，并沿21031工作面空区边缘掘进,且 掘进范围内存在原小井越界巷道废巷，对21052工作 面的安全掘进造成了一定的影响，为保证21052上付 巷掘进面的安全掘进，防止漏风和有害气体伤人事故 发生，特制定如下安全技术措施，相关单位必须认真 贯彻并严格执行。 一、由信息中心负责在21052上付巷掘进工作面 及其风机30米内各安装一部电话，并加强电话、线 路维护，今后随掘进由岩巷队负责将工作面电话向里
挪移，确保通讯畅通。 二、掘进科、通风科、地测科、安全科等部门经常派人检查21052上付巷掘进面的安全隐患，作到早发现早处理，及时消除隐患，实现安全生产。 三、由地测科科长负责做好以下工作: 1、负责加强21052工作面周边小窑采掘活动调查，防止越界开采，发现越界开采立即向矿汇报并协调处理。 2、及时准确预测小井废巷位置，及时向通风科、安质科、岩巷队等单位通报预测情况，以便采取相应的治理措施。 3、若21052上付巷掘进面出现小井漏风地测科立即派人对附近小井进行督查处理，确保我矿安全生产。 四、由通风队队长负责做好以下工作：
. 大理州双河煤矿有限责任公司 井下巷道掘进 爆破设计 编制单位:大理州双河煤矿有限责任公司 编制部门:矿井小型机械化项目办公室 编制日期: 2016 年 11 月 25 日
编制人员名单表 审核人员
目录 矿井基本情况 井下巷道爆破环境描述掘进爆破设计目的及要求爆破参数的确定 凿岩工作
一、矿井基本情况 (一)项目名称、所在位置及隶属关系 1、项目名称：大理州双河煤矿有限责任公司双河煤矿机械化改造。 2、所在位置：大理州双河煤矿有限责任公司双河河煤矿（以下简称“双河煤矿）位于大理州剑川县城北西330°方向，直距约10km。地处剑川县东岭区石菜江村境内。 3、隶属关系：该机械化改造工程项目法人为大理州双河煤矿有限责任公司，属民营企业。 (二)项目背景 双河煤矿为大理州双河煤矿有限责任公司的子公司。 双河煤矿为一小型矿山企业，主要经营煤炭开采和销售，现在册职工125人。矿山始建于1965年，前身为国有煤矿，年产量1万吨左右。2006年以后，矿井通过技术改造，逐步完善了生产系统，矿井产量逐年增加，近年产量在4.5万吨左右，云煤行管[2008]23号文件核定生产能力5万t/a，在大理州“十一.五”煤炭资源整合中属单独保留型矿井，拟整合规模9万t/a。双河煤矿于2009年1月申请延续办理了采矿许可证，证号：C03120，有效期十年，自2009年1月至2019年1月。 根据《云南省大理州双河煤矿有限公司双河煤矿资源储量核实报
告》，双河煤矿截至2008年12月，矿界范围内共获资源总量386万吨。保有资源储量218万吨。为进一步规范采掘部署，改进采煤工艺，优化施工组织，充分合理地开发利用资源，确保矿井持续稳定发展，并为认真落实安监总煤行【2010】178号、云工信煤技【2012】614号精神，按照“大力推行小型煤矿机械化改造，淘汰落后生产工艺，提高技术装备水平，提升安全保障能力”的要求，双河煤矿拟在对矿井采掘运系统进行机械化改造。目前项目已经取得开工备案并与2015年6月正式开工建设。 二、井下巷道爆破环境描述 1、工作面位置范围：该掘进工作面位于四平硐下部，距四平硐硐口300m，南以16上山二级的上出口为界，北以四平硐运输平巷为界，西以原16上山二级上部的采空区为界，东以五平硐北三运上部的待采掘区域为界。 工作面走向长度为240m，倾向长度为76m，该煤层属双河南井田C1煤层，含矸1～2层，为简单结构煤层，煤层厚度稳定，变化不大，上层煤在1.2～1.6m，（可采煤层），中间夹矸为0.2～0.8m，下层煤0.2～0.5m，（一般不可采），即：1.4～1.8m，平均厚度1.6m；煤层倾角9～13°，平均倾角11°，为进水平煤层，该煤层属长焰煤，煤质中硬，硬度系数f：2～5、岩石硬度系数f：7～11。 2、掘进目的用途：主要为探明一采区的资源及地质构造情况，解决一采区采掘工作面的通风线路（主要是回风）过长等问题。详见
国投昔阳能源有限责任公司 技术创新成果申报表 项目名称：掘进工作面长距离通风技术研究与应用起止时间：2007.10.22—10.29 应用时间：2007.10.29—至今 鉴定时间：2007.11.30 完成单位：通防科 协作单位：安监科 鉴定单位：国投昔阳公司生产安全部 申报单位：单位负责人：（盖章）（签字） 报出日期： 2008.1.10
附 掘进工作面长距离通风技术研究与应用 一、概述 国投昔阳黄岩汇煤矿隶属于国投昔阳能源有限责任公司，属国有煤矿。于2005年由省煤炭工业局批准开工，进行改扩建，设计生产能力0.9Mt/a，主要开采15号煤层，煤层瓦斯含量为12.05-19.11m3/t.r。随采掘工作面机械化程度的提高、煤层开采深度的增加，矿井瓦斯含量和瓦斯涌出量随之增大，瓦斯已对矿井安全生产构成威胁。 一采区15101工作面走向长度为1530m，工作面内富含断层、
陷落柱等地质构造，15101胶带顺槽掘进工作面实际单台局部通风机供风最远距离将达到1500m，工作面掘进前期经常出现迎头风量不足，瓦斯超限等现象。如何做好局部通风技术工作，保证掘进面有充足的风量，成为制约快速安全掘进的关键。 为了确保15101胶带顺槽综掘工作面有效风量，切实保障综掘工作面快速掘进需要，通防科通过风量精确计算，在尽可能使用原有设备设施的基础上，引进了国内先进的风筒快速软接头，并通过加强制度化管理，狠抓现场管理，落实自动化监测监控，使我矿在最小投资、最经济运行费用的同时，保证了综掘高效掘进工作面的安全供风。 根据《15101胶带顺槽掘进工作面作业规程》，工作面有效风量设计为300m3/min，我矿通过采用一系列先进通风技术，并通过严格的通风管理，在不更换大功率风机的条件下，仍延用工作面目前使用的FBD-6.3/2×15型局部通风机（功率为2×15KW），成功实现了长距离快速掘进通风要求。 二、实现长距离通风主要技术手段 （一）加强局部通风管理、提高有效供风量 1、减少漏风 1.1我矿在风筒联接方面采用先进的风筒快速接头软带（如图），该风筒快速接头器,依据MT 165-2007标准中风筒连接软带规定生产制造,以PVG为材质,采用挤出成型工艺制造,主要用于风筒端口与端口连接,预防风筒连接处漏风;具有操作方便,连接牢固,可循环利用等特点。在保证风筒联接强度的同时，最大限度减少了风筒接头漏风。
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。
批准人：谭海滨 编制日期：2012年8月31 日 执行日期： 2012年月日 矸石仓通道设计长度86米，施工过程中，采用局部通风机压入式通风，局部通风机安设七采十一层轨道下山上车场新鲜风流中，最长供风距离600米。 1、掘进工作面风量计算： 迎头实际需要风量，按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、炸药量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，取其中最大值作为工作面迎头的需要风量。 ⑴按瓦斯涌出量计算： Ｑ1=100×q瓦×K=100×1.3×0.04%×198×100=10.3m3/min q瓦—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； K—瓦斯涌出不均衡的风量系数,取1.3。 ⑵按二氧化碳涌出量计算: Ｑ2＝67·q·K=67×1.4×0.06%×198×100=11m3/min q—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min； K—二氧化碳涌出不均衡的风量系数,取1.4。 ⑶按一次爆破使用炸药量计算： Ｑ3＝10A＝10×14.85＝148.5 m3/min A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。 以上风量计算最大值为149m3／min。 2、掘进工作面迎头风量验算： ①按工作人员数量验算：Ｑ≥4N=4×12=48 m3/min，符合要求 式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，人。 ②按风速进行验算： 验算最小风量：Ｑ≥60×0.25×S=160≥60×0.15×7.13=107m3/min 验算最大风量：Ｑ≤60×4×S=160≤60×4×7.13=1711.2m3/min 107m3/min≤149m3/min≤1711.2m3/min，符合要求 式中：S—掘进工作面巷道的净断面积，m2。 3、掘进工作面局部通风机实际吸风量计算 Ｑ6=Ｑ局吸×I+60×0.25×S=246×1+15×11=411 m3/min 式中：Ｑ局吸—局部通风机实际吸风量，m3/min； I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数； S—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。 所以矸石仓通道掘进工作面迎头需要风量不小于149m3/min，局部通风机前巷道需要风量不小于411m3/min。 4、局部通风机及风筒选型： 局扇工作全压Ht＝RQaQh+hv＝468.35×2.5×2.17+73.5＝2614Pa 其中：Qa＝PQ h＝1.15×2.17＝2.5m3/s Q h：工作面风量，2.17m3/s P：风量比，取1.15 hv：风筒出口动压 hv ＝ρQh2/（2So2）＝1.2×2.172/（2×0.1962）=73.5 ρ-空气密度取1.2kg/m3 So－￠500mm风筒出口断面取0.196m2
61114掘进工作面局部通风设计 一、概况 61114掘进工作面布置在6号煤层中，本煤层为低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸性。综掘队将要掘进61114掘进工作面，为了保证掘进期间安全生产，编制通风设计如下： 二、巷道布置 1、巷道断面规格： 61114掘进工作面为矩形断面，巷道规格：巷（净）宽5.2m、高3.5m，断面积为18.2m2。根据掘进队提供的设计，61114掘进工作面设计长度为：1044m。 2、施工顺序： 施工方向为：61114胶运联巷至61114胶运顺槽；61114辅运联巷至61114辅运顺槽。 三、系统风量分配及设备选型 1、依据： （1）瓦斯：掘进工作面风流和回风流中瓦斯浓度＜1.0%（二氧化碳浓度＜1.5%）。 （2）温度：掘进工作面≤26℃。 （3）风速：掘进中的煤巷0.25m/s≤V≤4m/s。 （4）无循环风：供给局部通风机的全风压风量必须大于该风机的吸风量。 （5）计算依据：AQ1056—2008煤矿通风能力核定标准。 2、掘进工作面需风量计算： 每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌
出量、人员、有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
3、61114胶带巷掘进面需风量计算： ①按瓦斯涌出量计算 hf hg hg Q 100q k =??=100×0.23×1.2= 27.6m 3 /min 式中： qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.23m 3 /min ； khg ——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 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 按二氧化碳涌出量计算 hf hg hg Q 67q k =??=67×0.66×1.2=53.1m 3 /min 式中： qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.66m 3 /min ； khg ——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。 ③ 按局部通风机实际吸风量计算： Qhf=Qaf ×I+60×0.25Shd=500×1+60×0.25×19=773m 3 /min 式中：
矿井与采区通风设计 矿井通风设计内容与要求 矿井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。它的基本任务是结合矿井开拓、开采设计，建立其安全可靠、经济合理、管理方便的通风系统。 一、矿井通风设计的依据 矿井通风设计的依据主要有：矿井自然条件和生产条件。 1、矿井自然条件 （1）矿井地质图、地形图。 （2）煤层瓦斯含量、瓦斯压力，瓦斯及CO2涌出量，煤（岩）与瓦斯（CO2）突出危险性。 （3）煤的自燃倾向性及自然发火期。 （4）煤尘爆炸性。 （5）矿区地面气候条件，包括年最高气温、最低气温及平均气温，地温及地温增深率等。 2、矿井生产条件 （1）矿井年产量及服务年限。 （2）矿井开拓系统、开采系统、运输系统。 （3）采区储量、采煤工作面位置及产量。 （4）同时开采煤层数、采区数、采掘工作面数。 （5）井下同时工作的最多人数，采掘爆破的炸药最大消耗量，井巷支护方式和断面。
（6）邻近生产矿井与通风设计有关的经验数据、风量计算方法。 （7）通风设备的产品目录、价格，矿区电费。 二、矿井通风设计的内容和要求 矿井设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进和经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建、改扩建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况作出详细的调查，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，在原有的通风系统基础上提出更完善、更切合实际的通风系统设计。 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。 1、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的通风。这个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，安装主要通风机，此时利用主要通风机对已开凿的井巷实行全风压通风，缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 2、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，包括全矿井开拓、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，可分为两中情况： （1）矿井服务年限不长时（15～20年），只做一次通风设计。设计中以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通风困
掘进工作面串联通风安全技术措施
郑州嵘昌集团宏鑫煤业有限公司 21071上副巷掘进串联通风安全技术措施 编制单位：通风科 编制时间：2016年5月10日
21071上副巷掘进串联通风安全技术措施 一、概况 目前即将施工的21071上副巷掘进工作面由于受现场条件限制，实行独立通风有困难，回风流乏风串入了21091采煤工作面，为确保安全生产，特编制该措施。 二、串联地点 21071上副巷作业地点回风→21091采煤工作面 三、串联情况 串联时间约30天；掘进工作面安装2×22kw风机；风筒 Φ800mm，配备风量380 m3/min，回风流瓦斯0.04%。 四、安全技术措施 （一）局部通风管理 1、局部通风机设专人管理，风机安装在21轨道下山进风流中，距21071上副巷开口不得小于10米，并同时吊高或垫高，距巷道底板不小于0.3米，并保持局部通风机部件完好，高压部位严禁跑风，破口及时修补，确保迎头风量达到设计风量。 2、掘进供风严格使用双风机自动倒台装置、严格执行风电闭锁和瓦斯电闭锁，风机设专人挂牌管理。 3、风筒要吊挂平直，不拐死弯，接头严密不漏风，逢环必吊，破口及时缝补，出风口距迎头不超过5米。 4、停电停风时，人员必须迅速撤到全风压进风流中去。每天应进行一次通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。 （二）瓦斯管理 工作面及回风流瓦斯每班检查不少于3次，特殊情况相应增加检查次数，出现瓦斯异常情况串与被串工作面均应立即停止工作，撤出人员、切断电源，查明原因，及时汇报矿调度室，制定相应措
施，及时处理，当瓦斯不超过规定时，方可恢复工作；其它按作业规程相关规定执行，严禁瓦斯超限作业；按规定在被串21091采煤工作面前安设瓦斯断电仪，报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围应符合《煤矿安全规程》有关规定（甲烷断电仪位置、报警值、断电值、复电值如下： ①. 掘进工作面迎头断电仪，安装位置：探头距掘进工作面迎头≤5米，报警值≥1.0%、断电值≥1.5%、复电值＜1.0%。断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电器设备； ②. 掘进工作面回风巷断电仪，安装位置：探头距掘进工作面出口往里10~15米，报警值≥1.0%、断电值≥1.5%、复电值＜1.0%。断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电器设备； ③. 被串21091工作面断电仪，安装位置：21091运输巷探头距掘进工作面出口往里10~15米，报警值≥0.5%、断电值≥0.5%、复电值＜0.5%。断电范围：进风巷、工作面和回风巷内的全部非本质安全型电器设备； （三）安装甲烷传感器标准 1、甲烷传感器必须用标准气样和空气气样进行报警浓度、断电浓度、复电浓度和零点的调校，保证传感器灵敏可靠。 2、甲烷传感器应吊挂在巷道顶板上，甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，悬挂处应顶板完好、避开淋水、无其他机械碰撞地点。
一、工程概况 (一)、采区设计说明书及批准时间 1、《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。 2、掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输的需要。 、皮带顺槽及切眼总工程量为1890m（平距）。巷道坡度为1°～9°，平均5°。 （二）、水文地质条件： 1、地面相对位置及邻近采区开采情况 该面位于工业广场以北，矿铁路专用线以东。工作面中部有孙刘庄村、西南有曹铺村；东北有北张村和梁宝寺二中、胶带厂；东南有邴庄村；以东有高庄村。另有2条高压线、一条通信线在该面上方穿过。 该工作面井下位于采区西翼轨道大巷北翼。以南为西翼集中轨道、西翼集中皮带、西翼集中回风大巷；北至F7断层上盘防水煤柱线；以西250m为正在掘进的16工作面皮带顺槽；以东为正在掘进的北翼集中轨道巷。 该面大部分位于孙刘庄村和高庄村保护煤柱内，小部分位于曹铺村、邴庄村、北张村、梁宝寺二中和胶带厂以及工业广场保护煤柱内。 2、煤（岩）层赋存特征 该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。煤层普氏硬度系数f=1.8。 、地质构造 据物探资料，该工作面位于南宋庄背斜西部，煤岩层主要为向东北倾伏的褶曲构造，煤
层走向变化较大。该面煤岩层倾角1～9°，平均5°。依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。断层情况详见下表： 断层情况表 4、水文地质 （1）水文地质情况 影响该面掘进的含水层主要有煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和３上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。 ①、煤层顶、底板砂岩裂隙含水层 根据附近L4-2、L4-6等钻孔资料，煤层顶板砂岩裂隙含水层厚度为2.1m；由细砂岩和中砂岩组成；煤层底板砂岩裂隙含水层，厚度为17.9m，由中砂岩组成。据地质报
《矿井通风与安全》课程设计 课程代码：10105009 专业班级：煤矿开采技术1301班 学生姓名：徐石强 指导教师：刘殿武 设计时间：2015年01月9日~13日 湖南安全技术职业学院安全技术系
前言 《矿井通风与安全课程设计》是学完《矿井通风与安全》课堂学习任务后，为增加感性认识，加深动手能力，紧密理论联系实际而进行的课程设计。是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力，为毕业设计打下基础。 进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。 培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。 培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算、绘图及编写说明书等全部工作。 设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤矿安全规程》以及国家制定的其他有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。
目录 第一章概述 (1) 一、设计题目 (1) 二、原始资料 (1) 三、设计目的 (1) 第二章掘进通风方法确定 (2) 一、局部通风机通风 (2) 二、掘进通风方法确定 (2) 第三章掘进工作面所需风量设计 (3) 一、按炸药使用量计算 (3) 二、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 (4) 三、按除尘风量计算 (4) 四、按工作人员数量计算 (5) 五、按风速进行验算风量 (5) 第四章局部通风机风量设计 (5) 第五章风筒选择 (7) 一、风筒的类型 (7) 二、风筒接头 (8) 三、风筒的漏风 (8) 1、漏风系数的计算 (8) 2、风筒的有效风率 (9) 3、漏风率 (9) 4、风筒的阻力 (9)
xxxxx掘进设计说明书编号：号 编制单位：xxxxxxx 编制日期：2017年10月
设计会审记录
目录 1. 概况........................................................... - 1 - 1.1概述 - 1 - 1.2编写依据 - 1 - 2. 地面相对位置及地质情况........................................... - 2 - 2.1 井上下对照关系表............................................ - 2 - 2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造................................ - 3 - 2.3 地质构造.................................................... - 5 - 2.4 水文地质.................................................... - 5 - 2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性........................................ - 5 - 2.6 煤质指标.................................................... - 5 -3．巷道布置及支护设计.............................................. - 6 - 3.1 巷道布置.................................................... - 6 - 3.2支护设计 - 8 - 3.3支护工艺设计 - 13 - 3.4工程质量验收标准 - 14 - 3.5 矿压观测设计............................................... - 14 - 4. 施工方法及工艺设计.............................................. - 16 - 4.1 施工方法................................................... - 16 - 4.2 设备配备及技术特征......................................... - 17 - 5. 生产系统设计.................................................... - 20 -