俏皮女神_经
范文一：矿井通风系统设计
矿井通风系统设计
第一章：概述
1、矿井概况
新城煤矿于2002年5月9日接手于司法局煤矿，成立筹备处，10月17日正式成立新城煤矿。该矿隶属于鸡西矿业集团，地理位置在城子河西采区二太堡车站以北一公里处，矿区范围：东部以F 48断层与城子河矿机邻，西部以F 31米标高。东西走向约4.5公里，南北宽约4公里，面积约为18平方公里，其拐点座标如下： 点号 X Y
1 5023680 44415650
2 5023826 44418123
3 5025500 44420410
4 5019920 44418485
5 5019840 44418454
6 5019730 44417700
开采深度：由－250米～－900米标高。
本矿区内有城子河、正阳等矿的运煤专用铁路通过，并与国铁林密线西鸡西车站相接，距离约为6公里，此外，沿有公路西至滴道、麻山、林口。东达鸡西、城子河、密山等地，交通极为方便。 新城煤矿现开采3、4、24、25、27、29、六个煤层。现有工作面为138采煤工作面（24）、139采煤工作面（4）、102掘进工作面（3下巷）、105掘进工作面（3上巷）、106掘进工作面（29＃＃＃＃＃＃＃＃＃＃
＃上巷）、101掘进工作面（29下巷）、103掘进工作面（穿层岩石）
2、矿井通风系统概况
主扇型号：70-B 2-21-24# 功率475kw
备扇型号：70-B 2-21-24# 功率570kw
通风方式：抽出式
通风方法：中央并列抽出式
总入风量：2310m 3/min
总排风量：2610m 3/min
新城煤矿与城子河煤矿九采区一井相联。矿井负压240mmH 2O 。 A ＝0. 38?Q
h ＃＝0. 38?2610/60
254. 97＝1.03米2
由于1﹤1.03﹤2故通风难易程度为中等。
新城煤矿与城子河煤矿九采区一井采用隔绝密闭已将两井隔离。
3、该矿井为煤与瓦斯突出矿井，矿井的绝对瓦斯涌出量为14m /min，相对瓦斯涌出量为65.9m /min。
第二章：矿井通风系统技术可靠性分析
1、新城矿共5个掘进队，两个采煤队，其中：105掘进队、102掘进队、103掘进队、106掘进队、139采煤队均为独立的通风系统。101掘进队回风串138采煤队，按保安规程规定已在138采煤工作面入风处安设探头，CH 4浓度不得超过0.5%，否则停止作业，进行处理。矿井主扇及备扇均具有反风及闭锁装置，主扇运行情况良好。
2、附矿井通风网路图
3、该矿井没有不合理的通风现象，没有风速超过规定的地点。 33
4、矿井的风量分配如下：
总入：2310m /min 102掘进队：264m /min 总排：3149m /min 105掘进队：270m /min 东主运：1440m /min 101掘进队：240m /min 二段绞车道：330m /min 106掘进队：210m /min 二段皮带道：400m /min 103掘进队：200m /min 138采煤队：260m /min 硐室：520m /min 139采煤队：240m /min
通风能力核定：（按煤与瓦斯突出矿井公式）
P =Q ?350
0. 0926?q 2?K ?1043333333333333=2310?3500. 0926?14?1. 5?10
44=41万吨/年 式中：P —通风能力（×10t/a）（万吨/年）
Q —总进风量（m 3/min）
q 2—瓦斯涌出量（m 3/d.t）（立方米）
K —矿井通风系数 K ＝1.5～1.9
根据通风能力核定：该矿井的风量能够满足生产需求
7、矿井等积孔 A=0. 38?Q
h =0. 38?2610
254. 97=1.03米2
式中：A_—等极孔（米2）
Q —风量（m 3/min）
H —风阻（mmH 2O ）
第三章：矿井通风系统经济合理性分析
1、主扇功率475kw ，效率86%
2、该矿井主扇运转的耗电量：
一年内主扇的耗电量：
I ＝（N 1＋N 2）×365×24/【2（η电×η变×η线×η传）】 千瓦. 小时/年 ＝475?365?24
2(0. 9?0. 8?0. 95?1. 0) ＝4161000
1. 368＝3041666千瓦. 小时/年
3、局扇选择型号
JBT －52 风压50－240 风量145－225 电机功率11kw JBT-62 风压70－320 风量245－350 电机功率28kw
4、瓦斯抽放情况
瓦斯抽放量：40m /min×60×24×365×8%=1681920m3/年 3
吨煤抽放电费：75×24×365×0.35/4000＝5.75元/年
5、瓦斯巷工程情况及投资
新城矿瓦斯巷工程预计4000米，投资16万元。现已完成工程量3000米，还有1000米有待施工。
6、吨煤全部通风费用情况分析
一年内主扇的耗电量：I 主扇＝3041666千瓦. 小时/年
一年内局扇的耗电量：I 局扇＝
每吨煤的耗电量：I ＝I 总
T 11?4?365?241. 8＝214135千瓦. 小时/年 ＝
范文二：矿井通风系统设计
课程设计说明书
设计题目: 矿井通风系统设计
助学院校: 河南理工大学
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:
河南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。通风管理日益规范化、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、扩大开采范围、增加储量进行改扩建的任务。
目 录
摘 要 .............................................................................................................................................. 4
第1章 矿井基本概况 . .................................................................................................................... 5
1.1 井田境界及资源/储量 .................................................................................................... 5
1.1.1井田境界 . ................................................................................................................. 5
1.1.2资源/储量 ................................................................................................................ 6
1.2 矿井设计生产能力及服务年限 . ..................................................................................... 8
1.2.1矿井工作制度 . ......................................................................................................... 8
1.2.2矿井设计生产能力及服务年限 . ............................................................................. 8
1.2.3同时生产的水平数目的确定 . ................................................................................. 9
1.2.4矿井及水平服务年限的计算 . ................................................................................. 9
第2章 矿井通风与安全 . ............................................................................................................ 10
2.1 矿井通风条件概况 . ....................................................................................................... 10
2.1.1瓦斯........................................................................................................................ 10
2.2 矿井通风概况 . ................................................................................................................. 10
2.2.1通风方式及通风系统 . ........................................................................................... 10
2.2.2掘进通风和硐室通风 . ........................................................................................... 11
2.2.3矿井风排瓦斯量预测 . ........................................................................................... 11
2.2.4矿井通风 . ............................................................................................................... 12
2.2.5 风量分配 . .............................................................................................................. 19
2.2.6矿井通风负压及等积孔计算 . ............................................................................... 19
第3章 通风管理及安全措施 . ...................................................................................................... 21
3.1 矿井通风管理 . ................................................................................................................. 21
3.1.1回采工作面通风方式及合理性分析 . ................................................................... 21
3.1.2回采工作面的瓦斯涌出量 . ................................................................................... 21
3.2 风机设备选型及管理 . ..................................................................................................... 22
3.2.1通风设备 . ............................................................................................................... 22
3.3 矿井通风安全措施 . ....................................................................................................... 25
3.3.1减少工作面漏风措施 . ........................................................................................... 25
3.3.2工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施 . ................................................... 25
3.3.3通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 . ........................................................... 26
4 课程设计的收获 . ........................................................................................................................ 27
参考文献......................................................................................................................................... 28
摘 要 随着煤矿工业的发展，安全生产已经成为其中重要的部分。为确保煤矿的安全生产，对煤矿的安全设计十分重要。根据北岭煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对北岭煤矿进行了安全设计。设计针对煤矿常见的安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。根据北岭煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计。
针对北岭煤矿的粉尘灾害，从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。对于瓦斯灾害防治，设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。在火灾防治方面，分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。
通过对北岭煤矿水文地质资料的分析，设计了相应的水灾防治安全措施。同时建立一套完善的安全监测与监控体系，对各种灾害形式进行严密的监控，在灾害发生前将事故处理，确保生产能够安全高效的进行，同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。同时还设计了顶板灾害、电气事故灾害等的安全措施。
第1章 矿井基本概况
1.1 井田境界及资源/储量
1.1.1井田境界 山西中煤平朔北岭煤业有限公司井田位于平鲁区（井坪镇）N85°E ，直距约13km ，即榆林乡北岭村西１km 处。地理坐标为东经112°23′45″—112°25′09″；北纬39°31′45″—39°32′27″。全井田面积为2.0168km 2，采矿许可证证号为C1400002010051220066630，批准开采４号煤层，井田范围由以8个拐点坐标连线圈定见表1-1-1。
表1-1 拐点坐标表井田
井田为一“梯形”形状，位于宁武煤田西北部东露天煤矿井田范围内，东西长2km ，南北宽1.26km ，井田面积为2.0168km 2。
1.1.2资源/储量 1.1.2.1资源/储量估算范围
本次资源/储量估算范围，以山西省国土资源厅批准的矿区范围拐点坐标连线圈定，总面积为2.0168km 2。4 号煤层为批采煤层，估算范围为剔除采空区范围的面积。另外井田范围内西北角断层下降盘为弧立块段，对于设计和生产实际意义不大，而且勘查程度较低，本次也作了估算。
1.1.2.2资源/储量估算结果
经估算，井田内批准的4 号煤层，保有资源/储量总计为24.59Mt ，其中探明的经济基础储量(111b)为23.83Mt ，推断的内蕴经济资源量(333)为0.76Mt ，111b 和111b+122b 分别占总资源/储量的96.91%和96.91%，
1.1.2.3设计可采储量
（1）矿井工业资源/储量=111b+122b+333k
式中：K ——可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征，K 值取0.9。
（2）矿井设计资源/储量计算
矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失
永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构) 筑物、村庄、断层煤柱、采空区煤柱、河流煤柱、铁路煤柱等永久性煤柱损失。
（3）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量按下式计算：
Zk=(Zs-P)?C
式中：Zk ——矿井设计可采储量，kt ；
Zs ——矿井设计资源/储量，kt ；
P —— 开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有：工业场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。
其中：一采区设计资源/储量：13.598Mt ，设计可采储量9.171 Mt ，服务年限7.28a ；
二采区设计资源/储量：6.939Mt ，设计可采储量2.534Mt ，服务年限2.01a 。
1.2 矿井设计生产能力及服务年限
1.2.1矿井工作制度
矿井设计年工作日330d ，每天四班作业(其中三班生产，一班准备) 每天净提升时间16h 。
1.2.2矿井设计生产能力及服务年限 根据设计委托要求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a，其理由如下：
（1）根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，晋煤重组办发[2009]132号“关于山西朔州平鲁区兰花永胜煤业有限公司等三处煤矿企业兼并重组整合方案的批复”，中煤平朔北岭煤业有限公司为单独保留矿井，批准开采煤层4号煤层，生产能力为0.9Mt/a，因此确定本矿整合后能力为900kt/a，是有政策依据的。
（2）井田内煤层储量较丰富，全井田设计可采储量11.705Mt ，矿井服务年限9.29a ，单从资源量来讲，生产能力不宜过大。
（3）从工作面装备水平来看，井型为0.9Mt/a时，只需装备一个综合机械化放顶煤工作面，管理方便。
（4）井田地质构造简单，水文地质条件中等，煤层倾角平缓，开采技术条件较好，适合机械化开采。
（5）从市场需求因素看，本矿井4号煤为低灰-高灰、特低硫、低热值-高热值的长焰煤（42）、弱粘煤（32），为动力用煤和气化用煤。完全可以满足各大电厂的需求，向平铁二站、木瓜界煤站及神头一、二电厂供煤，具有得天独厚的区域优势和资源优势，市场条件是非常有利的，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。 （6）从运输条件来看，矿井原煤外运依托汽车运输，可以满足矿井0.9Mt/a生产能力，井型不宜过大，因此，目前井型确定为0.9Mt/a较为合理。
综上所述，矿井设计生产能力确定为0.9Mt/a。
1.2.3同时生产的水平数目的确定
尽管本井田主要可采为4、6、8、9、11号共5层煤层，但兼并重组批复文件和新换发的采矿许可证均只批准开采4号煤层，因此设计考虑采用单水平开拓开采，即设+1165m一个水平开采全井田4号煤层。水平服务年限为9.29a 。
1.2.4矿井及水平服务年限的计算
矿井及水平服务年限均按下式计算：
T=Z/(A?K)
式中：
T —服务年限，a ；
Z —设计可采储量，Mt ；
A —设计生产能力，Mt/a；
K —储量备用系数，取1.4。
则：矿井服务年限T=11.705/（0.9×1.4）≈9.29a
第2章 矿井通风与安全
2.1 矿井通风条件概况
2.1.1瓦斯 根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发[2010]176 号文“关于朔州市2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对山西朔州新都煤业有限公司（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m 3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m 3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54 m3/min，相对涌出量1.80m 3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m 3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m 3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m 3/min，相对涌出量2.51m 3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。
2.2 矿井通风概况
2.2.1通风方式及通风系统
依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。在已有的工业场地新布置副斜井，将原副斜井刷扩改造为回风斜井担负全矿井回风任务并兼做安全出口。其中主斜井、副斜井进风，回风斜井（原副斜井刷扩）回风。刷扩改造后的回风斜井服务范围为全井田。
2.2.2掘进通风和硐室通风
矿井达到设计生产能力时，共配备2个综掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。
井下主变电所、主排水泵房、等候硐室及医务室、采区变电所等硐室采用独立通风。
消防材料库等硐室利用主通风机负压通风。
2.2.3矿井风排瓦斯量预测
根据瓦斯鉴定资料，2009年、2008年矿井瓦斯涌出量如下：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m 3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m 3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m 3/min，相对涌出量1.80m 3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55 m 3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m 3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m 3/min，相对涌出量2.51m 3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。设计采用2008年瓦斯用量作为设计依据，即矿井相对瓦斯涌出量为1.84m /t，则矿井达到设计0.9Mt/a规模时，矿井绝对瓦斯涌出量为 q绝=1.84×900000÷330÷24÷60=3.49m3/min；矿井二氧化碳绝对涌出量为4.75m 3/min。
根据本矿以往生产经验，回采工作面（含本煤层、邻近层、采空区等）瓦斯涌出量约占矿井瓦斯涌出量的70%，掘进工作面瓦斯涌出量约占20%，采空区（已采工作面）及其它地点瓦斯涌出量约占10%。综上可知，
回采工作面瓦斯涌出量为：q 采=3.49×70%=2.45m3/min 掘进工作面瓦斯涌出量为：q 掘=3.49×20%=0.70m3/min
采空区及其它地点瓦斯涌出量为：q 其它=3.49×10%=0.34m3/min。 综上可知，矿井为低瓦斯矿井，本次通风设计根据矿井瓦斯鉴定资料中相对瓦斯涌出量进行预测计算。
11
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2.2.4矿井通风
(一) 矿井总风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井总进风量按如下要求分别计算，并选取其中的最大值：
1. 按井下同时工作的最多人数计算 Q 矿进=4?N ?K 矿通 式中：
N —井下同时工作的最多人数，160人； K 矿通—矿井通风系数，取1.20；
则：Q 矿进=4×160×1.20=768m3/min=12.8m3/s
2．按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要风量的总和计算 根据国家安全生产监督管理总局颁布的《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）“矿井需要风量计算方法按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。”其计算公式如下：
式中：
—矿井需要风量,m 3/min；
—采煤工作面实际需要风量，m 3/min； —掘进工作面实际需要风量，m 3/min； —硐室实际需要风量，m 3/min；
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—备用工作面实际需要风量，m 3/min； —其他用风巷道实际需要风量，m 3/min；
—矿井通风需风系数(抽出式 取1.15-1.20，压入式 取1.25-1.30) ，北岭矿为低瓦斯矿井，采用抽出式通风方式因此取 =1.15。
（1）采煤工作面实际需风量的计算
每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、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。
a ．按气象条件计算 式中:
—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度小于20℃取为 =1.0m/s；
—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算， =14.70m3；
—采煤工作面采高调整系数，工作面采高为3.0m ，取 =1.2； —采煤工作面长度调整系数，工作面长度为180m ，取 =1.2； 70%—有效通风断面系数； 60—为单位换算产生的系数。
带入各参数计算得 =60×70%×14.7×1.2×1.2=889m3/min=14.82m3/s。 b ．按照瓦斯涌出量计算 式中：
—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,=2.45m3/min； —采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,=1.25；
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。 则 =100×2.45×1.25=306m3/min=5.10m3/s。
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c ．按照二氧化碳涌出量计算
—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m 3/min； =2.51×(900000÷330÷24÷60)=4.75m3/min
—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
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。 根据矿井瓦斯鉴定资料，矿井达到设计0.9Mt/a生产能力时CO2绝对涌出量为4.75m 3/min，相对涌出量为2.51m 3/t。
=67×4.75×1.20=570m3/min=9.5m3/s。 d ．按工作面温度计算 Qcf ＝60×Vc ×Sc ×Ki
式中：Qcf ——工作面需风量，m 3/min；
Vc ——工作面适宜风速，依据《煤矿通风能力核定办法》回采工作面温度与风速的对应关系取1.5m/s；
Sc ——回采工作面平均有效断面，工作面取10.29m 2； Ki ——工作面长度系数，取1.2。
Qcf ＝60×1.5×10.29×1.2＝1111.32m 3/min＝18.52m 3/s。 e ．按炸药使用量计算
采煤工作面不使用炸药，因此无需进行此项计算。 f ．按工作人员数量验算 Qcf ≥4×ncf
式中：Qcf ——工作面供风量,m 3/min；
4——每人每分钟应供给的最低风量，m 3/min；
ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班时40人考虑。 Qcf ≥4×40=160m3/min=2.67m3/s g ．按风速验算 公式如下：
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验算最小风量
Qcf ≥60×0.25Scb=60×0.25×10.92=164m3/min=2.73m3/s Scb=lcb×hcf ×70%=10.92m2 验算最大风量
Qcf ≤60×4.0Scs=60×4.0×9.66=2318m3/min=38.64m3/s 式中：
Scb —采煤工作面最大控顶有效断面积，10.92m 2； lcb —采煤工作面最大控顶距，5.2m ； hcf —采煤工作面实际采高，3.0m ；
Scs —采煤工作面最小控顶有效断面积，9.66m 2； lcs —采煤工作面最小控顶距，4.6m ； 0.25—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—综合机械化采煤工作面，允许的最大风速，m/s。
综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定采煤工作面需风量为18.52 m 3/s。
（2）综掘工作面实际需风量的计算
A 、按瓦斯涌出量计算 Q 掘=100×q 综掘×K 掘通 式中：
Q 掘——掘进工作面实际需要的风量，m 3/s； q 综掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.70m/min； K 掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。 则Q 综掘=100×0.70×1.8=126m3/min=2.10m3/s， B 、按局部通风机吸风量计算 Q 掘＝Qf ×I+0.25Shd
15
Qf ——掘进面局部通风机实际吸风量，m 3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；综掘面配2台型号FDB No6.3/2×15局部通风机，额定吸风量：Qf ＝390m 3/min＝6.5m 3/s。
I ——掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台； 0.25——为防止局部通风机吸循环风允许的最低风速。
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。 Q 综掘=6.5×1+0.25×18.20= 11.05m3/s C 、按人数计算 Q 综掘＝4×Nj
式中：4——每人每分钟供给的风量不得小于4m 3； Nj ——工作面同时工作的最多人数，综掘面取9人。 Q 综掘＝4×9=36m3/min=0.6m3/s D 、按风速进行验算
按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 0.25×Sj ≤Q 掘≤4×Sj
式中：Sj ——掘进工作面巷道过风断面m 2。取18.20m 2。 条件：0.25×S 掘≤Q 掘≤4.0×S 掘，m 3/s 即：0.25×18.20≤Q 综掘≤4.0×18.20
16
满足 Q综掘=4.55～72.8m 3/s
经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。
确定综掘工作面配风量为11.05 m 3/s，另需要考虑一个停掘不停风工作面的需风量，停掘不停风综掘工作面需风量按11.05m 3/s考虑，则：
ΣQ 综掘=2×11.05+11.05=33.15m3/s。 （3）硐室实际需要风量 主变电所：3m 3/s； 主水泵房：2m 3/s； 等候硐室及医务室：3m 3/s； 采区变电所：2m 3/s。 则ΣQ 硐=2+3+2+3=10m3/s （4）其他地点用风量 回采备用工作面：10m 3/s 大巷联络巷等地点：15m 3/s 防爆无轨胶轮车需要风量的计算
井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车，为了稀释排放的尾气需要一定的风量，按下式计算所需风量：
Qd l=5.44×Nd l×Pd l×kd l 式中：
17
Qdl —该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m 3/min； Ndl —该地点地点矿用防爆柴油机车的台数，台； Pdl —该地点地点矿用防爆柴油机车的功率，kW ；
kdl —配风系数，该地点使用1 台矿用防爆柴油机车运输时，k 为1.0。该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时k ，为0.75。该地点使用3 台及以上矿用防爆柴油机车运输时k ，为0.50；
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m 3/min。
无轨胶轮车需风量按照工作面搬家倒面时考虑，矿井井下同时共有2台型号为W8型胶轮车同时工作，胶轮车功率为85kW ，另有WC40Y 型支架搬运车2台和WC40EJ 型铲板式支架搬运车2台，其功率分别为200kW 和172kW 。因此无轨胶轮车需风量计算如下：
ΣQ 车=5.44×85×1+5.44×85×0.75×1+5.44×(2×85+2×200+2×172) ×0.5
=5.44×（85×2+2×200+2×172）×0.5 =2486.08m3/min=41.43m3/s 则ΣQ 其它=10+15+41.43=66.43m3/s 矿井总风量
则：Q 矿进=（18.52+33.15+10+66.43）×1.15=147.32≈147m 3/s 综合以上计算结果，矿井总进风量取150m 3/s。
矿井总需风量为150m 3/s。其中：副斜井进风量为110m 3/s，主斜井进风量为40m 3/s，回风斜井回风量为150m 3/s。
18
2.2.5 风量分配
矿井移交生产及达到设计生产能力时，风量分配如见表2-1。
表2-1 矿井通风用风点风量分配表
井下各巷道负风速符合《煤矿安全规程》要求，4号煤东回风大巷回风量为102m 3/s，风速5.83m/s，瓦斯浓度为3.49×1.15÷60÷102=0.066%<><>
2.2.6矿井通风负压及等积孔计算
1、矿井通风阻力计算
19
选择矿井达到设计产量后，根据回风斜井服务的区域，并考虑风机的合理使用年限，对矿井通风最容易及最困难时期的风阻最大路线进行负压计算，负压计算按下式计算。 h=23QSPLa
式中：
h —矿井通风负压，mmH2O ；
α—井巷通风摩擦阻力系数，N ?s2/m4； L —井巷通风线路长度，m ； P —井巷通风断面周长，m ； S —井巷通风净断面，m 2； Q —通过井巷的风量，m 3/s；
在此基础上再考虑15%的局部阻力，经计算矿井通风容易时期负压为1541Pa(157.73mmH2O)，通风困难时期负压为1959Pa(204.40mmH2O)。矿井通风容易时期回采工作面位于二采区采区北侧首采工作面，矿井困难时期位于一采区405工作面。
2、等积孔
矿井通风等积孔按下式计算。 A=1.19Q h-1/2 式中：
A —矿井通风等积孔，m 2； Q —矿井总进风量，m 3/s；
20
h —矿井通风负压，Pa 。
经计算，矿井通风容易时期等积孔为4.18m2，通风困难时期等积孔为3.71
m 2，矿井通风属小阻力矿井，矿井通风属容易矿井。
第3章 通风管理及安全措施
3.1 矿井通风管理
3.1.1回采工作面通风方式及合理性分析
矿井目前采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。
综放工作面为全负压通风系统，目前采用“一进一回U 型”通风方式，回采
工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。
3.1.2回采工作面的瓦斯涌出量 根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发[2010]176 号文“关于朔州市2009年
度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对山西朔州新都煤业有限公司（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45 m 3/min，相对瓦斯涌出量为1.50 m 3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m 3/min，相对涌出量1.80 m 3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为
21
0.55m 3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m 3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m 3/min，相对涌出量2.51m 3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。
3.2 风机设备选型及管理
3.2.1通风设备 矿井采用机械抽出式通风方式。矿井现有两台FBCDZ-№24型矿用防爆对旋
通风机，配套2×132kW 防爆电动机。现有通风设备已不能满足矿井资源整合后的通风需求，设计需重新选择通风设备。
(一) 、设计依据
矿井回风量： QＫ=150m3/s
通风容易时期负压：HKmin=1541Pa
通风困难时期负压：HKmax =1959 Pa
(二) 选型
1、风机所需风量及负压的计算
风机所需风量： QF＝KL ?QK =157.5m3/s
式中：KL —— 漏风系数，取1.05；
风机所必需的负压：
HFmin=Ｈkmin +△H =1841 Pa
HFmax=Ｈkmax +△H =2259 Pa
式中：△h —— 通风设备阻力损失，取300 Pa
22
(2)及电动机选择
根据前述计算求得的风机所需风量及负压，可选择FBCDZ-8-№30B
（n=740r/min）型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，来满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要，两台风机，一台工作，一台备用，通风机配套YBP ，8极，10kV ，2×450kW 隔爆变频电动机。
确定风机工况点：
回风井标高： +1260.3m
换算为标况下的性能参数：
Q0=Q
H0=H*ρ0／ρ
ρ0／ρ=1.107
容易时期：H0=2038 Pa
困难时期：H0=2501 Pa
管网阻力曲线方程：Hmin=0.0822Q2 ，Hmax=0.1008Q2
通风机通过变频器调速运行调节工况点参数见下表：
表3-1 风机运行工况点参数
电动机功率计算：
23
电动机计算功率
式中： Q—— 风机工况点风量 (m3/s）；
H —— 风机工况点风压 (Pa）；
η—— 风机工况点效率(%)；
ηm —— 传动效率；取ηm ＝0.98
K—— 富余系数；取K ＝1.3
通风容易时期： N＝517.9kW
通风困难时期： N＝702.2kW
通风机配套YBP 系列，8级，10kV ，2×450kW 隔爆型变频电动机。
(3)方式
采用通风机反转反风方式。
通风机可以在10min 内实现反风，反风量大于正常供风量的40%。符合《煤矿安全规程》的要求。
反风工况点主要参数如下：通风机反风曲线见附图 7-2-3。
通风容易时期：Q=96.0m3/s；H=757.2 Pa；η=45℅；β=42°/34°；
通风困难时期：Q=96.0m3/s；H=929.1 Pa；η=53℅；β=43°/35°；
反风时电动机容量校验：
通风容易时期：P=214.5kW＜2×450 kW
通风困难时期：P=223.3kW＜ 2×450 kW
24
3.3 矿井通风安全措施
3.3.1减少工作面漏风措施 （1）人、车穿过风门时, 严禁同时打开两道风门，防止风流短路，使工作面瓦斯集聚。
（2）各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
（3）尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
（4）采煤工作面回采结束后，必须在45d 内进行永久性密闭。
（5）工作面采空区放顶采取每循环放顶一次，对未能及时垮落的悬顶采取强制放顶，以确保采空区不积存瓦斯。
（6）工作面前、后端头采空区采取强制放顶有困难时，及时用沙袋将其充填，确保采空区空间不得超过0.5m3。保证瓦斯不积聚。
3.3.2工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施
（1）工作面通风设施要有专人管理，保证经常处于良好的状态，并能够正常使用。
（2）工作面必须配备专职瓦斯检查员，按照要求对瓦斯进行检查，并分地点挂牌，说明检测的结果和时间。
（3）各种防尘、防瓦斯设施必须按照要求配备齐全。
（4）个人防护必须严格执行有关规定，工作面及回风流中所有工作人员必须佩戴防尘口罩，否则不得作业。
25
（5）及时排除巷道内的污水和杂物，保证通风系统的正常运行。
（6）通风科每旬进行一次测风工作，并将结果通知综采队。
（7）任何人都不得以任何理由拆除或破坏通风设施。
3.3.3通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1．矿井通风主要设施
①．主要进、回风巷道之间的联络巷中两道联锁的正向风门和两道反向风门，以免风流短路。
②．沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。
③．在独立通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。
④．在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。
2．防止漏风和降低风阻的措施
①．回风立井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。
②．各进、回风联络巷中的风门、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
③．尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
26
4 课程设计的收获
这次生产实习是为毕业前的顶岗生产实习的一个铺垫，也无疑是对我们课程上理论知识的一次实际训练。这次亲临煤矿的机会来这次亲临煤矿的机会来之不易啊，因此倍感珍惜这次外出的实习！
我深知煤矿是一个高危行业，但从未置身面对过它。心里有一丝的喜悦也有几分担忧啊。现在国家的矿难事故层出不穷，到底是什么样的情况，煤矿都是这样的吗，难道真的没有好的煤矿吗，带着这一系列的疑问，我们班全体同学来到澄河矿务局生产实习，希望竜够感受到更多的东西，找到更多的答案，希望从中学到我们祖国煤矿将来的出路问题。
矿上参观由矿方组织的各项活动很多，包括听讲座、地面生产系统设施参观、安全报告、地面运输系统参观、地面变电所、绞车房和主要通风机的参观等。我们严格遵守矿井有关规章制度及安全作业规程，尊重矿上一切人员，虚心学习，认真提问，不怕脏，不怕累，常动脑，大家一切行动听指挥，团结互助，密切协作，保障了实践锻炼的安全顺利进行。
在实习的这段日子里，总的说来，很有收获。我学习到了从课本上学习不到的东西，见到了一些不曾遇到的场面，也感触良多。这次实习带给我的不仅仅是一种社会经验，更是我人生的一笔财富。我深刻地体会到，我们不能在纷繁的社会生活中磨掉我们弥足珍贵的品质，包括我们的善良、正直、虚心和刻苦耐劳等等，这些品质将是我们未来立足社会和在群体中脱颖而出的基石和筹码!
时间一晃而过，转眼间实习就结束了。回顾实习生活，感触很深，收获颇多。这是我人生中弥足珍贵的经历，也给我留下了精彩而美好的回忆。在这段时间里您们给予了我足够的宽容、支持和帮助，让我充分感受到了领导们“海纳百川”的胸襟，感受到了“不经历风雨，怎能见彩虹”的豪气，也体会到了煤矿工人的艰难和坚定。
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参考文献 1.. 梁秀荣．矿井安全监测系统使用中1. 黄元平. 矿井通风. 中国矿业大学出版社,1986: (24-35)
2. 煤矿安全规程. 中国法制出版社, 2005:
3. 陈炎光， 徐永圻. 中国采煤方法. 中国矿业大学出版社，1991:
4. 陈锐．煤与瓦斯突出的防治与管理．煤炭工程师．1987:
5. 张铁岗. 矿井瓦斯综合治理技术. 煤炭工业出版社, 2001: (46-49)
6. 张国枢. 通风安全学. 中国矿业大学出版社, 2000:
7. 朱银昌， 侯贤文. 煤矿安全工程设计. 煤炭工业出版社， 1994:
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9. 吴中立. 矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社,1989:
10. 张国框. 通风安全学. 中国矿业大学出版社,2000:
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范文三：矿井矿井通风系统课程设计
《通矿安全学》矿程矿矿
安全班B104
矿健 201010044414
目 矿矿定矿井的矿采范矿和矿采、矿拓系矿 ............................................................................................. 3
前 言
《矿井通矿》矿矿是完《通矿安全》矿程后矿行～是生理矿矿系矿矿学学学
的重要矿矿矿～是矿生矿行的一次矿合性矿矿矿矿矿矿。通矿矿程矿矿使践教学学
学几个生矿得以下方面能力～矿矿矿矿矿打下基矿。
,矿一步固和加深我矿所矿井通矿理矿知矿～培矿我矿矿矿矿算、巩学1
工程矿矿、矿算机矿用、文矿矿、用矿准矿范、矿告撰等基本技能。献运与写
,培矿生矿矿手能力及立分析和解工程矿矿的能力。学践独决2
,培矿生矿新意矿、矿矿矿的治矿度和理矿矿系矿矿的工作作矿。学真学3
依照老矿精心矿矿的矿目～按照大矿的要求矿行～要求我矿在矿定的
矿矿立完成矿算～矿矿及矿矿明矿等全部工作。内独写
2
矿矿中要求矿格遵守和矿矿矿《煤炭工矿矿矿政策》、《煤矿安全矿程》、真
《煤矿工矿矿井矿矿矿范》以及家制定的其有矿煤炭工矿的方矿政策～国它
矿矿力做到分析矿矿楚～矿据矿～矿矿采用切矿可行的先矿技矿争清确并极
力使自己的矿矿到矿高水平～但由于本人水平有限～矿免有疏争达
漏和矿矿之矿～敬矿老矿指正。
矿定矿井的矿采范矿和矿采、矿拓系矿
摘要
1,煤矿地矿～矿只有一矿煤可全矿采～煤矿平均矿角概况区内区10?～相矿
3瓦斯涌出量矿13.84 m/min,矿低瓦斯矿井～煤矿无爆炸危矿。
2,井田范矿～走向矿度4.7km～矿向矿度3.7km。
93,矿井生矿任矿～年矿量矿0.9Mt～本井田可采矿量矿内～服矿年1.821×10t限矿155.5a。
4,矿井矿拓方式及采分～矿井采用立井多水平矿拓。～矿一煤矿上山矿采区划～大巷采用矿矿料、矿矿送机煤。采煤方法矿走向矿壁采煤法～采煤工矿矿大全运胶运
高一次全厚采煤法。矿井矿拓系矿如附矿所示。主、副井布置在井田的中央～通矿主要石矿矿西向的矿大巷相矿通。矿回矿巷布置在井田中央的上部矿界～回矿与运
井分矿布置在上山采区No.1、No.2的上部矿界中央～形成中央列式通矿系矿并。
5,采布置矿如下、巷道布置矿矿矿井通矿系矿示意矿、井巷尺寸矿下表。区
3
1-1上山采分示意矿区划
1 矿述及井田地矿特征区概
1.1 井田概况
1.1.1 地理位置和交通件条
矿集矿位于河南省永夏矿矿南部～行政于永城矿茴村、高庄及候矿三矿。区区属个
地理坐矿矿,矿矿116?30′～北矿33?57′。
??×?êD?áìòì?????íí????é?????á????Yí?é?????ò???éì?eêDóY????Dì?YêDéì?e???áá???????ò?????é??á?o??D?????oóá????μ????óà?????eμê????êD矿?óí?×????a??集oé????
井?T?YêD田???á??????
矿1-1 矿集矿交通位置矿
4
井田中心西距永城矿15km～北距矿海矿路夏邑矿站77km～矿距;矿山,阜青青;阜,矿路百善矿站阳15km～矿南距矿矿矿路接矿点矿町矿站区划青35km;直矿距,～距矿矿矿路客矿站离区划运8.5km。通往徐州市及宿矿的主干公两条路～分矿井田北部和南部通矿～由新庄矿井至永城矿的公路工矿矿矿从从广
前穿矿～交通非常方便。
5
1.1.2 河流
井田地表水系不矿育～矿有淮河支流河井田南部由西向矿流矿～季矿性内沱从属
3河流～最高洪水位矿高+34.79m～年平均水位+30.39m。年平均流量2,3m/s～最
3大流量380 m/s。
1.1.3 矿候件区气条
本季矿区属湿湿气暖矿～矿半矿半干燥的大矿性候。年最大降雨量1518.6mm～年平均降雨量861mm～最大月降雨量792.8mm～最大日降雨量207mm。年平均气温14.4?～日最低气温-23.4?～日最高气温-41.5?～年蒸矿量1809.9mm。
夏季多矿南矿～冬季多西北矿～平均矿速3.4m/s～最大矿速20 m/s。
降雪期和矿冰期矿11月至翌年3月。矿土深度一般10cm左右～最大19cm。1.1.4 地震
永城矿城属郯——响芦江地震矿影范矿～地震烈度小于6度。矿河南省地矿局建矿～矿于特矿重要的工程和建筑物～可提高一度矿防。
1.1.5 水源矿源
井田内丰第三、第四系含水量比矿富～可作矿矿井供水水源。
矿矿有永城矿矿～机区内厂装容量1.5万kW～供本矿工矿矿用矿。
在建的永城矿140kV矿矿站～是由地方集矿矿建的～矿夏邑、虞城到商丘～主要供地方用矿。
矿永区久矿源由商丘220kV矿矿站供矿。
1.2 井田地矿特征
1.2.1 井田地形及煤系地矿述概
本井田位于淮河矿平冲原北部～地面自然矿高在+31,+34m之矿。地形微向矿南矿斜～地矿平坦。
精矿地矿矿告基本矿明了井田的煤矿矿存情况构况条、造情、煤矿以及水文地矿件。
本井田矿北上属区沉古生界聚煤～矿新生界矿物所掩盖。据矿孔揭露下伏地矿由老至新有,中下奥陶矿;O,、中上石炭矿;C,及二叠系;P,。;柱状矿矿附矿,。1-22-3
;1,中下奥陶矿;O,1-2
本地矿主要由灰色厚矿石状状状灰岩、矿石灰岩、豹皮石灰岩以及白云矿灰岩所矿成。灰岩主要特征是矿矿而致密～具多矿矿矿育的极脉填裂隙～被方解石岩充。在井田内数只有少矿孔揭露本地矿～揭露最大厚度矿117.6m。
;2,石炭系;C,
?中石炭矿本溪矿;C,,本矿地矿下部主要矿灰色矿土矿泥岩～厚度一般矿6m。上2
部主要矿深灰色,灰色矿土矿泥岩～灰色砂矿泥岩以及一矿不矿定的石灰岩～厚度6
,20m～一般厚14m。
?上石炭矿太原矿;C,,本矿矿一套典型的海矿交互沉矿岩系。主要由12,15矿3
薄,中厚石灰岩、泥岩、砂矿泥岩、矿土矿泥岩、砂岩以及4,5矿薄煤矿交互沉矿而成
厚度130,147m～一般137m。
;3,二叠系;P,
?下二叠矿山西矿;P,,本矿主要由砂岩、砂矿泥岩～泥岩以及1,3矿煤;二煤1
矿,所矿成。厚度82,120m～平均厚度96m。
?下二叠矿下石盒子矿;P,,本矿主要由深灰色,灰色泥岩、矿土矿泥岩、砂矿泥2
岩、砂岩及4,6矿煤;三煤矿,矿成～厚度45,95m～平均厚度84m。
1?上二叠矿上石盒子矿;P,,本矿地矿厚矿729m～主要由灰色砂矿泥岩、矿土矿泥2
岩、砂岩以及6,9矿薄煤矿交互而成。
2?上二叠矿石千峰矿;P,,本矿地矿主要由平矿山砂岩段～泥灰岩性和石膏矿核2
段矿成～矿度矿706m。井田矿有内数几个少矿孔揭露～此地矿矿不矿矿地矿。;4,上第三系;N,,本地矿河属沉湖相矿
?中新矿,本矿厚度30,145m～平均厚度101m。主要由米,褐色黄黄中矿砂岩、
粉砂、粘土矿砂及砂矿粘土矿成。
?上新矿;N,,本矿厚37,88m～平均厚70m。主要由砂矿粘土矿褐黄矿砂、粉砂2
及粘土矿砂矿成。
;5,第四系
?更新矿,本矿厚度22,48m～平均厚度33m。主要有粉,矿砂、粘土～局部矿粘
土。
?全新矿,本矿厚度14,32m～平均厚度21m。上部矿黄色粘土矿砂矿主～下部矿土
黄黄,褐粉矿砂。
1.2.2 井田地矿构造
矿集井田位于永夏矿式背斜中段矿翼～新生界覆盖矿厚矿180m～矿全矿伏的矿斜构造～走向矿北北矿～于永夏矿式背斜矿向基本一致～矿的构造明矿受永夏矿式背斜控制。
井田以内断近南北向、北北向和北矿向的正矿矿主。
井田构属造于中等矿型。
1.2.3 井田水文地矿
;1,含水矿、隔水矿及其特征
井田主要有内9个含水矿矿～4个隔水矿矿。其中～新生界4个含水矿矿～1个隔水矿矿～二叠系石盒子矿1个含水矿矿～1个叠隔水矿矿～二系山西矿1个含水矿矿～1个隔水矿段～石炭系太原群2个含水矿矿～1个奥隔水矿段～陶系中下矿1个含水矿矿。
?第四系全新矿松散孔隙潜水含水矿,此矿厚21m左右～砂岩矿矿育～矿位涌水量
-30.152,4.167×10/s.m2～渗透系数0.654,23.06m/d～水位受大气响降水影～
属强含水矿。
7
?第四系全新矿松散孔隙承矿水含水矿,此矿厚33m左右～中砂矿厚21m～矿位涌
-32水量0.594×10/s.m～中等属含水矿。
?上第三系上部松散孔隙承矿水含水矿,此矿厚70m左右～矿位涌水量0.198,0.468×10-3/s.m2～渗透系矿数0.476,0.87m/d～中等属含水矿。?新生界底部隔水矿,此矿厚31m左右～其中粘土矿厚25m～可塑性好～分布广泛且矿定～矿一良好隔水矿。在16矿以北矿薄～起不到隔水作用。?下石盒子矿三煤矿矿板砂岩裂隙承矿水含水矿,此矿厚45m左右～含水矿矿中、矿砂
-32岩～矿位涌水量0.000431,0.0399×10/s.m～渗透系矿数0.00616,0.361m/d～属弱等含水矿。
?山西矿二煤矿矿板砂岩裂隙承矿水含水矿,此矿厚52m左右～含水矿矿中、矿砂岩～2
-32矿位涌水量0.000367,0.0804×10/s.m～渗透系矿数0.00172,0.0338m/d～属弱等含水矿。
?石盒子与山西矿矿隔水矿,下石盒子矿三煤矿矿板砂岩含水矿 山西矿二煤矿矿板砂2岩含水矿之矿有厚38m的泥岩、砂矿泥岩、矿土岩～且分布矿定～起到了良好的隔水作用。
?山西矿与太原群矿隔水段,二煤矿底板太原矿之矿有50m左右的矿、粉砂岩和泥2
岩～岩石致密～矿良好的隔水矿。
?太原矿上段灰岩岩溶裂隙承矿水含水矿,此矿厚32m左右。全井田矿育矿定～岩溶
-32裂隙最矿矿育～矿位涌水量0.125,0.793×10/s.m～渗透系矿数0.801,4.904m/d～水量相矿丰条属富～但不急件不良～中等含水矿。
?太原矿下段灰岩岩溶裂隙承矿水含水矿,此矿厚24m左右。矿位涌水量0.121,
-321.216×10/s.m～渗透系矿数0.703,7.473m/d～水量大～中等属含水矿。太原矿上段与与下段矿隔水矿段,太原矿上段灰岩含水矿下段灰岩含水矿之矿主要由泥岩、砂矿泥岩及粉砂岩矿成～矿良好的隔水矿。
奥陶系灰岩岩溶裂隙承矿水含水矿,此矿厚度不矿。矿位涌水量0.00843,
-320.704×10/s.m～渗透系矿数0.0561,1.878m/d～岩溶裂隙矿育不均～富水性明矿差异属～中等,强含水矿。
;2,矿井涌水量
3地矿矿告中矿矿矿井涌水量,正常727m/h
3 最大923m/h
;3,井田水文地矿矿型
本井田主要矿采下石盒子矿三煤矿和山西矿二煤矿。三煤矿以岩矿裂隙水矿主～水文2
地矿件矿矿条～二 煤以底板岩溶裂隙水矿主～水文地矿件中等。条2
1.3 井田煤矿特征
1.3.1 煤矿埋藏条件及矿岩性矿
8
1,煤矿的埋藏条件,本井田主要含煤地矿矿下二叠矿山西矿;含三煤,及下石盒子矿;含煤4,6矿,。矿地矿平均矿厚两177m～含煤7,9矿。煤矿矿平均厚度10.82m。
2主要可采煤矿矿二、三、三、和三煤矿。2234
煤矿矿氧化矿深度～通矿煤芯煤矿化矿、分析定矿由基岩矿界向下垂深20m。
2,走向、矿向及矿角,全井田煤系地矿走向大致呈反“S”形展布～地矿矿向南矿～矿角一般矿5?,20?。
3,本井田石炭系、内叠体二系均矿含煤地矿。各可采煤矿具埋藏特性如下,;1,二煤矿,位于山西矿中下部～可采厚度矿0.8,8.86m～平均厚度3.5m。煤2
矿矿矿矿～矿有一矿厚度构小于0.41m的矿～煤矿矿矸存矿定～煤矿矿板多矿砂矿泥岩及中矿
2砂岩～底板多矿砂矿泥岩及矿砂岩。砂岩抗矿强度316,1063kg/cm～泥岩抗矿强度
2433,612kg/cm。
2;2,三煤矿,位于下石盒子矿中部的三煤矿中～可采厚度矿0.8,3.13m～平均2
厚度1.6m。矿矿矿矿～构矸含矿1,2矿～煤矿比矿矿存矿定～煤矿矿板多矿砂矿泥岩及粉砂岩～底板多矿炭矿泥岩及砂矿泥岩。砂矿泥岩抗矿强度222,314kg/cm2。砂岩抗矿强度312,859kg/cm2。
;3,三煤矿,位于下石盒子矿中部的三煤矿上部～可采厚度矿0.8,3.16m～平3
均厚度1.62m。矿构比矿矿矿～矿矿矿定煤矿～煤矿矿板多矿泥岩及砂矿泥岩～底板多矿砂矿泥岩。泥岩抗矿强度386kg/cm2。砂岩抗矿强度498kg/cm2。
;4,三煤矿,位于下石盒子矿中部的三煤矿矿部～可采厚度矿0.8,0.99m～平均4
厚度0.94m。矿构比矿矿矿～矿局部可采煤矿～煤矿矿板多矿泥岩及砂矿泥岩～底板多矿砂矿泥岩。
具体矿集矿可采煤矿特征矿表1-2。
表1-2 矿集煤矿可采煤矿特征表
煤矿名煤矿厚度/m与下煤矿定程煤矿矿构矿板底板称矿矿距/m度(最小-最大)/平均
三(0.8-0.99)/0.948不矿定泥岩矿矸0,1泥岩及炭矿砂矿泥岩4矿泥岩
三(0.8-3.16) /1.628-10比矿矿局部有1矿泥泥岩及砂矿砂矿泥岩3定岩矿矸泥岩2三(0.8-3.13) /1.68-10比矿矿1,2矿泥岩矿粉砂岩或砂炭矿泥岩或2定矸矿泥岩泥岩二(0.8-8.86) /3.58比矿矿局部有1矿泥粉沙岩局部粉沙岩及2定岩矿矸石灰岩沙岩1.3.2 煤矿特征
;1,煤的容重
323煤的矿体容重二煤1.6t/m～三、三、和三煤1.5 t/m。2234
;2,煤的工矿分析及用途
本井田各可采煤矿均以高矿矿程度的年矿无烟煤矿主～其次矿天然焦～矿煤矿有个少量矿煤点。
9
ff2二煤矿矿矿量Q,7400cal/g～Q,8400 cal/g～灰分在10,15,之矿。三、2DrDT2
ff三煤矿矿矿量Q,6600 cal/g～Q,83 cal/g～灰分在15,25,之矿。各煤矿含硫量3DrDT
均小于1,～一般在0.4,0.7,之矿～含磷量一般在0.0003,左右。低属,中灰分、特低硫、特低、高矿矿量无磷烟煤。
;3,瓦斯、煤矿及自燃
?瓦斯,井田瓦斯内含量不高。矿向省煤炭矿矿矿～矿矿“可能有瓦斯突出”的根据
不足～定矿矿按低瓦斯矿井确考矿。
?煤矿,矿矿定～本井田矿矿矿采二2煤矿无烟煤～一般无煤矿爆炸危矿。矿矿按无煤矿爆
炸危矿考矿。
?自燃,井田各煤矿矿原矿燃点之差?T一般均小于20?～矿不自燃煤矿。
10
2 井田境界矿量与
2.1 井田境界
2.1.1 井田境界分的划原矿
在煤田分矿井田矿～要划保矿各井田有合理的尺寸和境界～使煤田各部分都能得到合理的矿矿。煤田范矿分矿井田的划原矿有,
;1,井田的矿量～煤矿矿存情况条与及矿采件要矿井生矿能力相适矿～
;2,保矿井田有合理尺寸～
;3,充分利用自然条划构断件矿行分～如地矿造;矿,等～
;4,合理矿矿井矿采范矿～矿理划好相矿矿井矿的矿系。2.1.2 井田境界
根据以上分划体划原矿以及永夏煤田的整矿以及矿集煤矿的矿矿况情矿～四周矿界矿,
南,河矿界沱～
矿,各煤矿-1000m等高矿矿界～
北,26勘探矿～
西,各煤矿露矿～
矿井矿矿生矿能力矿0.9Mt/a～根据以上矿准和矿采技矿水平定井田南北走向矿度矿矿确2.2 矿井工矿矿量
2.2.1 井田勘探矿型
精矿地矿矿告矿明了本井田的煤矿矿存情况构条、造形矿、煤矿及水文地矿件。井田勘探矿
型矿中等。
2.2.2 矿井工矿矿量的矿算及矿量等矿的圈定
本矿井矿矿中只矿二煤矿矿行矿采矿矿～ 2
本次矿量矿算～是在由精矿地矿矿告提供的,煤矿底板等高矿上矿算的～矿量矿算矿110000
果可。靠
井田范矿的煤炭矿量是矿井矿矿的基本依据～煤炭工矿矿量由煤矿面矿、厚度及内容重相乘所得～其矿算公式一般矿,
Q=S×M×γ
式中, 矿井田工矿矿量～25026.78万～Q——t
42煤矿的矿斜面矿～10m～S?????4469.0679*
煤矿平均厚度～～M——3.5
煤的容重～γ——1.6
11
矿,25026.78万tQ =
地矿矿源矿量中探明的矿源量331和控制的矿源量332～矿分矿得出的矿矿的基矿矿量111b和112b、矿矿矿矿的基矿矿量2M11和2M22～矿同地矿矿源量中推断的矿源量333的大部。矿井工矿矿源/矿量按下式矿算,
Z g = Z111b + Z112b + Z2M11 + Z2M22 + Z333k式中
g —Z 矿井工矿矿源/矿量～
Z111b —探明的矿源量中矿矿的基矿矿量～
Z112b —探明的矿源量中矿矿的基矿矿量～
Z2M11 —探明的矿源量中矿矿矿矿的基矿矿量～
Z2M22 —控制的矿源量中矿矿矿矿的基矿矿量～
Z333 —推断的矿源量～
K—可信度系～数取0.7~0.9～地矿构造矿矿、煤矿矿存矿定取0.9～地矿构造矿矿、煤矿矿存不矿定取0.7
矿量等矿,原有的矿量分矿采用、、、等矿分矿矿准～其中～矿矿量矿平衡表ABCDA+B+C内矿量～矿矿量矿矿景矿量。D
2.3 矿井可采
2.3.1 矿算可采矿量矿～必矿要考矿以下矿量矿失
;1,工矿矿广保矿煤柱～
;2,井田矿界煤柱矿失～
;3,采煤方法所矿生煤柱矿失和矿煤断柱矿失～
;4,建筑物、河流、矿路等矿煤矿失～
;5,其它各矿矿失。
2.3.2 各矿煤柱矿失矿算
;1,工矿矿广保矿煤柱
本矿井矿矿年生矿能力矿0.9Mt/a～按《煤矿矿矿工矿矿范》～占地面矿指矿矿在;0.7~0.8,
42公矿/10万吨之矿小井取大矿～故取0.8。占地面矿矿24×0.8,19.2×10m。故矿矿工矿矿广
2422的尺寸矿400×500m的矿方形～面矿矿,20×10m～尺寸矿400×500m的矿方形。
工矿矿位置矿的煤矿的平均矿角矿广7?～工矿矿的中心矿广在井田走向中央～矿向中央偏于煤矿中上部～其坐矿矿,矿矿表土矿厚度矿200m。主井、副井、地面建筑物均在工矿广内广矿。工矿矿矿按大型矿井?矿保矿～留矿矿矿矿度矿15m。
本矿的地矿件及矿矿和基条冲岩矿移矿角矿表2-1,
表2-1 矿井地矿件及矿矿和基条冲岩矿移矿角
广矿中心煤 矿 煤矿冲矿矿厚冲矿矿移走向移下山移上山移
厚度煤矿深度矿 角度矿角Φ矿角矿角矿角
12
δγβα
m?mm????
-71071020040707065.8
由此根据上述已知件～出如矿条画2-1所示的工矿矿广并保安煤柱的尺寸～由矿得出保矿煤柱的尺寸矿,
???qhnkm+250ψψψψq1m1γδδk1n1βk2q2n2?600?650k3q3m2
???
?矿2-1 工矿矿广保矿煤柱示意矿A(q3)B(q2)qaba'b'
S=梯形面矿??mn2m2n=1/2×(上矿
c'd'×下矿) ×cdkD(k2)C(k3)?高
?650?600=1/2×(1376.69，
1524.57) ×1402.75
42=203.49×10m
(2-1)矿工矿矿矿煤矿,广Q,S×M×r/cosα 1
,203.48712325×3.5×1.6/ cos7?
,1150.68万t
;2,井田矿界煤柱矿失
根据《煤矿安全矿程》矿定～矿界煤柱留矿30,50 m的矿界煤柱～本矿矿留40m。由于本矿的露矿有一矿矿氧另断化矿～外矿界有大矿～所以可把此作矿井田的矿界煤柱。Q矿=L*b*M*R= 28939.485 *40*3.5*1.6=648.24446万t
;3,矿煤断柱
断矿煤柱留矿～本井田保留条断断矿～其矿占煤量断40m4Q
矿井田的矿界矿煤断柱矿,
断;, cosα=(1260+1089+1130+598)*40*3.5*Q=L1+L2+L3+L4*b*M*R/
1.6/ cos7?=365.29万t
13
;4,村庄、公路保矿煤柱
井田范矿～有新庄到永城的公路～内从考矿到采深矿大～表土矿矿厚～公路等矿不高～不留保矿煤柱。村庄只有矿集村不搬迁与广～要留矿保矿煤柱～留矿方法工矿矿保矿煤柱留矿方法一矿。因矿矿集村位置所矿的工矿矿位置与广靠将广挨近～故工矿矿布置在矿矿集村庄矿工矿矿广与并保矿煤柱矿集村庄保矿煤柱合。
(2-3)矿集村庄面矿矿, S,梯形面矿=1/2×(上矿×下矿)×高
,1/2×(1361.88，1546.83) ×1753.05
42,254.95×10m
矿矿集村矿煤矿,Q,S×M×r/cosα 4
,2549557.03275×3.5×1.6/ cos7?
,1441.80万t
矿集村庄和工矿矿重部分广叠
42面矿,;786.624+934.56,×1402.75/2=120.72×10m
重部分煤量矿,叠Q,682.68万t0
;5,防水煤柱的留矿
由于基岩上面普遍矿育着一矿隔水性能良好的灰色及深灰色粘土、砂矿粘土～厚矿30m左右～隔水性能良好。而煤矿露矿的矿板岩性一般矿砂矿泥岩、泥岩或被矿化了的砂矿泥岩、泥岩～是矿井部矿采的主要浅突水水源～因此～必矿留矿合适的防水煤柱防止矿井突水。
矿水断裂矿的高度一般矿,
H=100?m/;1.6?m，3.6,?5.6
(2-4)
m——各矿采煤矿的厚度～m～
矿于本矿矿,H=100×3.5/;1.6×3.5，3.6,?5.6=39.3?5.6
由于煤矿露矿矿煤矿矿角矿小～完全按照垂高留矿煤柱～矿煤柱矿失太大;近250m,～矿合矿井矿矿件～条留矿防水煤柱的矿度矿50m～矿即斜矿度矿50m。
矿上矿界留矿防隔水煤柱量=1512*50*3.5*1.6*2=84.7万t
;,河流煤柱6
井田地表水系不矿育～矿有淮河支流河井田南部由西向矿流矿～季矿性河流内沱从属～所以不留矿煤柱。
2.3.3 井田的可采矿量
井田的可采矿量Z按下式矿算,
(2-5)Z=(Q,P) ×C
式中,Q——矿井工矿矿量～
P——各矿永久煤柱的矿量之和～
C——采回采区率～厚煤矿不低于0.75～中厚煤矿不低于0.80。薄煤矿不低
于0.85～矿矿矿采的二煤矿中厚煤矿～采回采属区率取矿0.80。2
14
P ——矿井煤柱煤量～万吨～
P=Q矿+Q断+Q广+村庄+Q防水
= + + 1150.68万t + =2263.15万t
矿矿算可采矿量矿,
Z=(Q,P) ×C=18210.904万t
8由此可得本矿井的可采矿量矿1.821×10t。
在矿用矿量中～矿矿矿估50%矿回采率矿底和受未知地矿破影坏响所矿失的矿量。井田矿矿
采出矿量用下式矿算,
(2-6) Z=Z,Z×;K,1,×50%/K 矿矿
式中,Z——井田矿矿采出煤量～万t～矿矿
Z——矿井的可采矿量～18210.904万t～
K——矿井矿量矿用系～数取1.3～
由23—式～得,
Z=18210.904 ,18210.904×;1.3,1,×50%/1.3=16109.646万t矿矿
即本矿矿矿井矿矿采出煤量矿16109.646
矿井工矿矿量及各水平矿量矿表2-2。
表2-2 矿井矿量矿矿表煤水工矿矿量永久煤柱矿失可采矿量/
/万t矿平万t工矿矿广防水断/矿万t矿界煤柱/合矿/名序万t和村庄/万t称号万t/万t
二第166841272.756.3243.3215.91788.212140.6
一2
水
平
第8342636.328.4121.7432.11218.56070.4
二
水
平
小25026.781909.884.7365.29648.244463006.71
18210.904矿万t万t
15
、矿定矿井通矿系矿2
矿井矿拓采用立井矿拓方式～矿井通矿采用中央分列式通矿方式。矿井主要矿矿井矿位于井田中央的副井～矿回矿巷布置在井田上部矿界～回矿井布置在上山采区No.1、No.2上部矿界中央～形成中央分列式通矿系矿。
1,采工作面通矿系矿,区
新矿矿流地面矿副井矿从运运区入井下～矿井底矿矿、主要矿石矿和主要矿大巷、采下部矿矿、矿上山、运区运清区段矿矿槽、上矿采煤工作面。洗工作面后～矿矿矿段回矿平巷、回矿石矿、主要回矿巷道、回矿井排入大。气
2,火矿矿通矿系矿,
新矿矿流地面矿副井矿从运入井下～矿井底矿矿、主要矿石矿、火矿矿、矿道上山、回矿石矿、主要回矿巷道回矿井排入大。气
3.掘矿工作面通矿系矿,
新矿矿流地面矿副井矿从运运区入井下～矿井底矿矿、主要矿石矿、主要矿大巷、采下部矿矿、矿上山、运清掘矿工作面。洗工作面后～矿矿流入矿道上山、回矿石矿、主要回矿巷道、回矿井排入大。气
三、矿井矿矿量矿算分与配
16
;一,矿井需矿量矿算原矿
矿井需矿量矿按照“由里往外”的矿算原矿～由采、掘工作面、矿室和其他用矿地点的矿矿最大需矿量矿和～再考矿一定的矿用矿量系后～矿算出矿井矿矿量。数
1,按矿用矿地点同矿工作的最多人矿算～数每人每分矿供矿矿量不得少于4 m3。
2,按矿用矿地点矿流中的瓦斯、二化氧碳气体温和其他有害矿度、矿速以及度等都符合《矿程》的有矿矿定分矿矿算～取其最大矿。
;二,矿井需矿量的矿算方法
矿井需矿量按以下方法矿算～并取其中最大矿。
1,按矿下同矿工作的最多人矿算数
Q矿=4NK
=4×120×1.10
=528m3/min
式中Q矿矿井矿——需矿量～m3/min
N——井下同矿工作的最多人～人数～
4——矿井通矿系～数内包括矿井部漏矿和分配不均等因素。采用矿入式和中央并列式通矿矿～可取1.20~1.25;采用矿角式或区域式通矿矿～可取1.10~1.15。上述矿用系在矿井矿量数T?0.90Mt/a矿取大矿。
2,按采煤、掘矿、矿室等矿矿矿需矿量矿算
1,采煤工作面需矿量矿算
采煤工作面的需矿量矿按下列因素分矿矿算～并取其中最大矿。
;1,按瓦斯;二化氧碳,涌出量矿算,
根据矿井矿矿量算出矿井每分矿矿煤量矿,1.71t～瓦斯矿矿涌出量矿,1.73×8=13.84 m3/min
Q采=100Q瓦K瓦
=100×13.84×1.6
17
=2214.4m3/min
式中Q采采煤工作——需要矿量～m3/min～
Q瓦采煤工作面瓦斯;——氧碳二化,矿矿涌出量～m3/min～K瓦采煤工作面——氧碳匀数即因瓦斯;二化,涌出量不均的矿用矿量系～矿工作
面采工作面可炮取1.4~2.0;水采工作面可取2.0~3.0。生矿矿井可根据各个工作面正
常生矿件矿～至条昼个少矿行五夜的矿矿～得出五比矿～取其最大矿。;2,按工作面矿矿流度矿算温气条温～采煤工作面矿有良好的候件～其矿矿流度可
根据矿流度矿矿方法矿行矿算。其矿温气温与速矿符合表1的要求
表采煤工作面空气温与度矿速矿矿表3?1
采煤工作面矿矿流气温/?采煤工作面矿速/;m/s,
,150.3~0.5
15~180.5~0.8
18~200.8~1.0
20~231.0~1.5
23~261.5~1.8采煤工作面的需矿量按下式矿算,
Q采=60v采S采K采～m3/min
=60×1.0×8.14×1.2
=586.08 m3/min
式中v采采煤工作面——适宜矿速～m/s
S采采煤工作面平均有——断断效面矿～?～按最大和最小控矿有效面矿的
平均矿矿算～
K采采煤工作面矿度矿最系～按表——数2先取
表采煤工作面矿度矿量系表数3?2
工作面矿度矿量系数采煤工作面矿度/m
18
矿500.8
50~800.9
80~1201.0
120~1501.1
150~1801.2
矿1801.30~1.40;3,按炸矿使用量矿算,
Q采=25A采～m3/min
=25×10
=250 m3/min
式中25——每使用1kg炸矿的供矿量～m3/minA采采煤工作面一次爆——破使用的最大炸矿量～kg;4,按工作人矿量矿算,数
Q采=4n采～m3/min
=4×26=104 m3/min
式中4——每人每分矿供矿的最低矿量～m3/minn采采煤工作面——数同矿工作的最多人～人。
;5,按矿速矿算,
按最低矿速矿算各个采煤工作面的最小矿量,
Q采?60×0.25S采～m3/min
=60×0.25×8.14
=122.1m3/min
按最高矿速矿算各个采煤工作面的最大矿量,
Q采?60×4S采～m3/min
=60×4×8.14
=1953.6 m3/min
2,掘矿工作面需矿量矿算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘矿工作面的需矿量～矿按下列因素分矿矿算～取其最大矿。
;1,按瓦斯;二化氧碳,涌出量矿算,
Q掘=100Q瓦K瓦
19
=100×0.42×1.5
=60 m3/min
;2,按炸矿量使用最矿算,
Q掘=25A掘～m3/min
=25×10
=250 m3/min
;3,按局部通矿机吸矿量矿算,
Q掘=Q通IK通～m3/min
=200×1×1.2
=240 m3/min
式中Q通——掘矿工作面局部通矿机矿定矿量;表3,～I——掘矿工作面同矿矿的运数局部通矿机台～台,
K通——数防止局部通矿机吸循球矿的矿量矿用系～一般取1.2~1.3,矿矿巷中无瓦斯涌
出矿取1.2～有瓦斯涌出矿取1.3。
表局部通矿机矿定矿量3?3 Q通
3矿机型号矿定矿量/;m/min,
JBT?51;5.5KW,150
JBT?52(11KW)200
JBT?61(14KW)250
JBT?62(28KW)300;4,按工作人矿量矿算,数
Q掘=4n掘～m3/min
=4×10
=40 m3/min
;5,按矿速矿行矿算～
岩巷掘矿工作面的矿量矿矿足,
60×0.15×S掘?Q掘?60×4×S掘
由上式得43.2 m3/min?Q掘?1152 m3/min煤巷、半煤岩巷掘矿工作面的矿量矿矿足,
20
60×0.25×S掘?Q掘?60×4×S掘
=72 m3/min?Q掘?1152 m3/min根据上面的矿算掘矿工作面的矿量矿取其最大矿。Q掘=250 m3/min
72 m3/min?Q掘?1152 m3/min
所以～Q掘=250 m3/min符合上述要求。
3,矿室需矿量
各个独立通矿的矿室供矿量～矿根据不同的矿室分矿矿算。;1,井下爆破材料矿
按矿矿矿矿算～小型矿井一般80~100m3/min～大型矿井一般100~150m3/min。
;2,充矿矿室
通常充矿矿室的供矿量不得小于100m3/min。;3,机矿矿室
采区确小型机矿矿室～可按矿矿矿定矿量～一般矿60~80m3/min。表3-4 机矿矿室矿矿系表数
机矿矿室名称θ矿矿系;数,空气矿矿机房0.15~0.23水矿房0.01~0.04矿矿所、矿矿房0.02~0.04;4,其巷道它需矿量矿算
新建矿井～其他用矿巷道的矿矿量矿以矿算矿～也可按采煤～掘矿～矿室的需矿量矿和的
3%~5%估算。
;5,矿井矿矿量矿算～
()Q=Q+Q+Q+Q×K????矿矿掘其他采
=(2214.4×2+250×4+285+82.5) ×1.1
=6375.9 m3/min。
通矿矿算所得～矿井矿矿量矿6375.9 m3/min
21
3,矿矿矿矿量的分配
1,分配原矿
矿井矿矿量定后～分确配到各用矿地点的矿量～矿不得低于其矿算的需矿量～所有巷道都矿分配一定的矿量～分配后的矿量～矿保矿井下各矿瓦斯及有害气体矿度、矿速等矿足《矿程》的各矿要求。
2,分配的方法
首先按照采布置矿～矿区独各采煤、掘矿工作面、立回矿矿室按其需矿量配矿矿量～余下的矿量按采矿量、采区数数区掘工作面目、矿室目等分配到各采～再按一定比例分配到其用矿地点～用以矿矿巷道和它保矿行人安全。矿量分配后～矿矿井下各通矿巷道的矿速矿行矿算～使其符合《矿程》矿矿速的要求。
四、矿井通矿矿阻力矿算
;一,矿井通矿矿阻力的矿算原矿
1,如果矿井服矿年限不矿;10~20年,～矿矿到矿矿矿量后通矿达两个容易和困矿矿期分矿矿算其通矿阻力～若矿井服矿年限矿矿;30~50年,～只矿算前15~25年通矿容易和困矿矿两个两个网期的通矿阻力。矿此～必矿先矿出矿矿期的通矿矿矿。
2,通矿容易和通矿困矿矿两个两个期矿阻力的矿算～矿沿着矿矿期的最大通矿阻力矿路～分矿矿算各段井巷的通矿阻力～然后累加起来两个～作矿矿矿期的矿井通矿矿阻力。最大通矿阻力矿路可根据矿量和巷道;面矿、矿度等,直接参数断断确确判定～不能直接定矿～矿矿可能最大的路矿矿行矿算几条比矿。
3,矿井通矿矿阻力不矿超矿2940Pa
4,矿井井巷的局部阻力～新建矿井;包括矿建矿井立通矿的矿独区建,宜按井巷摩擦阻力的10%矿算～矿建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%矿算。
;二,矿井通矿矿阻力的矿算方法
沿矿井通矿容易和困矿矿两个期通矿阻力最大的矿路;入不敷出
22
矿井口到矿矿之前,～分矿用下式矿算各段井巷的磨擦阻力～
LUα2h=Q,Pa摩3S
将并数即两个各段井巷的磨擦阻力累加后乘以考矿局部阻力的系矿矿矿矿期的井巷
通矿矿阻力。即
()h=1.1~1.15h,Pa?阻矿摩矿
()h=1.1~1.15h,Pa?阻易摩易
两个矿期的摩擦阻力可按表4-1矿行矿算。
23
表4-1 矿井通矿;容易,矿期井巷磨擦阻力矿算表2363262区段井巷断面形支矿形α/L/mU/mS/mS/mR//s)h/Pav/Q/(m/s)Q/(m摩28名称状式(Ns2/m(Ns/m)(m/s)4)1-2副井矿形混凝土0.04532015.719.6384.160.03701493.64900矿
2-3矿矿矿半矿拱料石矿0.00455012.1469.794.090.00370157.34900道3-4矿矿矿半矿拱料石矿0.00457012.1469.794.090.00470217.34900道
4-5主石半矿拱料石矿0.00428012.935111210.00370166.44900矿
5-6煤矿半矿拱料石矿0.004256712.935111210.02336303.21296运矿大巷
6-7煤矿半矿拱料石矿0.004213512.935111210.123573.11225运矿大巷
7-8采区半矿拱矿矿0.00728510.8927.860.840.01435174.51225下部矿矿
8-9采区梯形工字矿0.028550010.4426.339.690.595357185.51225矿道上山
9-10采区梯形工字矿0.028526910.4426.339.690.3217972.8289矿道上山
10-11下区梯形工字矿0.0285309.7565.530.250.0517453.2289段回矿平巷
11-12矿矿巷梯形木支矿0.0158109.3955.126.010.0111222.84
12-13区段梯形工字矿0.02856759.7565.530.251.128121522.123104运矿平巷
13-14采煤矩形矿体住矿0.0513511.88.1466.260.14812201.4400工作接梁面
14-15区段 工字矿0.02856759.7565.530.251.128121522.123104回矿平巷
15-16矿道梯形木支矿0.0185509.3955.126.010.0561282.164
16-17区段梯形工字矿0.0285309.7565.530.250.0517153.2225回矿平巷
17-18矿运半矿梯形料石矿0.00421510.5376.339.690.0023624.94上山工字矿
18-19矿运半矿梯形料石0.00421510.5376.339.690.0023624.94上山工字矿
19-20矿井矿半矿拱料石矿0.042280010.9827.860.840.27363454.6119025回矿巷
20-21矿井矿形料石矿0.0429212.5612.56157.750.02436312.8961
25
1,矿算矿井通矿容易矿期的通矿矿阻力=h1.15h
?阻易摩易=×1.15623.07
=2116.20Pa
2,矿井通矿困矿矿期通矿矿阻力=×h1.15h?摩矿摩矿=×1.15636.20
=2600Pa
;三,矿制矿井通矿矿矿,网
矿附矿
五、矿矿矿井通矿矿矿
;一,矿矿矿井通矿矿矿的基本要求
1,矿井每个装装两矿主要通矿机的矿井～均要在地面矿矿套同等能力的通矿矿矿～其中一套工作～一套矿用～交替工作。
2,矿矿的通矿矿矿矿能矿足第一矿采水平各个况并运矿期的工矿化～使通矿矿矿矿期高效行。工矿当况况化矿大矿～矿根据矿井分期矿矿及矿牟情～分期矿矿矿矿机矿。
3,通矿机能力矿留有一定的余量。矿流式、矿旋式通矿机在最大矿矿矿矿和矿量矿～矿叶叶运片的矿角度矿比允矿范矿小5?～离心式通矿机的矿型矿矿矿速不宜大于允矿最高矿速的90%。
4,矿、出井井口的高差在150m以上～或矿、出矿井口矿高相同～但井深400米
以上矿～宜矿算矿井的自然矿矿。
;二,主要通矿机的矿矿
1,矿算通矿机的矿量Q通
3Q=K?Q,m/s通矿
4066=×1.2 2×60
=40.66m3/s
2,矿算通矿机的矿矿H通全;或H通,静
矿流式通矿机～
H=h+h?H矿阻易容易矿期 通静小自
=1058+120
=1178Pa
H=h+h+H矿阻矿困矿矿期 通大静自
=1300+120
=1420Pa
3,矿矿通矿机
根据矿算的矿井通矿容易矿期通矿机的Q通、H通静小和困矿矿期通矿机的Q通、H
通大～在通矿机的特性矿表上矿矿合静个体适的主要通矿机。根据Q通=40.66m3/s H通静小=1178Pa H通大静=1420Pa
可矿定通矿机型号矿2k60型矿流式通矿机。
矿定通矿机后～可得出矿两个号径叶装期主要通矿机的型、矿矿直、矿矿片安角、矿速、
内数并矿、矿量、效率和矿入功率等技矿系～列表整理。
27
4,矿矿矿矿机
;1,矿算通矿机矿入功率。按通矿容易和困矿矿期～分矿矿算通矿机矿入功率P通小、
P矿大,
QH通通静小P=,KW 通小1000η通静
×40.661178=
×10000.6
=80KW
QH通通静小P=,KW通大1000η通静
×40.661420=
×10000.6
=83KW
;2,矿矿矿矿机
当P矿小?0.6P通大矿～矿两个期可矿一台矿矿机～矿矿机功率矿
28
=PKP,KW通大矿矿ηη矿矿×831.1=
×0.921
=99KW
矿矿机功率在400KW~500KW以上矿～宜矿用同步矿矿机其矿点是低矿荷矿矿矿～可用来网数装改善矿功率因～使矿井矿矿用矿～其缺点是矿矿矿矿机的矿置和安矿矿高。
29
范文四：矿井矿井通风系统课程设计
矿井通风系统设计
《通风安全学》课程设计
安全B104班 陈健 201010044414
目 录
一、 拟定矿井的开采范围和开采、开拓系统 ...... 3 1 矿区概述及井田地质特征 ................... 4 2 井田境界与储量 .......................... 5 二、 拟定矿井通风系统 ..................... 11 三、矿井总风量计算与分配 ................... 12 四、矿井通风总阻力计算 .................... 18 五、选择矿井通风设备 ....................... 1
前 言
《矿井通风》设计是学完《通风安全学》课程后进行，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。
1．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。
2．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。
3．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《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有
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，力争使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。
一、拟定矿井的开采范围和开采、开拓系统
摘要
1．煤层地质概况，矿区内只有一层煤可全区开采，煤层平均倾角10°，相对瓦斯涌出量为13.84 m/min,为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。
2．井田范围，走向长度4.7km，倾向长度3.7km。
3．矿井生产任务，年产量为0.9Mt，本井田内可采储量为1.821×109t，服务年限为155.5a。
4．矿井开拓方式及采区划分，矿井采用立井多水平开拓。，单一煤层上山开采，大巷采用矿车运料、胶带输送机运煤。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为大全高一次全厚采煤法。矿井开拓系统如附图所示。主、副井布置在井田的中央，通过主要石门与东西向的运输大巷相连通。总回风巷布置在井田中央的上部边界，回风井分别布置在上山采区No.1、No.2的上部边界中央，形成中央并列式通风系统。
3
5．采区布置图如下、巷道布置图见矿井通风系统示意图、井巷尺寸见下表。
1-1上山采区划分示意图
1 矿区概述及井田地质特征
1.1 井田概况
1.1.1 地理位置和交通条件
车集矿位于河南省永夏矿区东南部，行政区属于永城县茴村、高庄及候岭三个乡。地理坐标为：东经116°30′，北纬33°57′。
井田中心西距永城县15km，北距陇海铁路夏邑车站77km，东距青（青龙山）
阜（阜阳）铁路百善车站15km，东南距矿区规划铁路接轨点青町车站35km（直线距离），距矿区规划铁路客运站8.5km。通往徐州市及宿县的两条主干公路，分别从井田北部和南部通过，由新庄矿井至永城县的公路从工业广场门前穿过，交通非常方便。
图1-1 车集矿交通位置图
1.1.2 河流
井田内地表水系不发育，仅有淮河支流沱河从井田南部由西向东流过，属季节性河流，最高洪水位标高+34.79m，年平均水位+30.39m。年平均流量2～3m3/s，最大流量380 m3/s。 1.1.3 矿区气候条件
本区属季风湿暖带，为半湿润半干燥的大陆性气候。年最大降雨量1518.6mm，年平均降雨量861mm，最大月降雨量792.8mm，最大日降雨量207mm。年平均气温14.4℃，日最低气温-23.4℃，日最高气温-41.5℃，年蒸发量1809.9mm。
夏季多东南风，冬季多西北风，平均风速3.4m/s，最大风速20 m/s。
降雪期和冰冻期为11月至翌年3月。冻土深度一般10cm左右，最大19cm。 1.1.4 地震
永城县属郯城——芦江地震带影响范围，地震烈度小于6度。经河南省地质局建议，对于特别重要的工程和建筑物，可提高一度设防。 1.1.5 水源电源
井田内第三、第四系含水量比较丰富，可作为矿井供水水源。 矿区内现有永城县电厂，装机容量1.5万kW，供本县工农业用电。 在建的永城县140kV变电站，是由地方集资兴建的，经夏邑、虞城到商丘，主要供地方用电。
矿区永久电源由商丘220kV变电站供给。
1.2 井田地质特征
1.2.1 井田地形及煤系地层概述
本井田位于淮河冲积平原北部，地面自然标高在+31～+34m之间。地形微向东南倾斜，地势平坦。
精查地质报告基本查明了井田的煤层赋存情况、构造情况、煤质以及水文地质条件。
本井田属华北上古生界聚煤区，为新生界沉积物所掩盖。据钻孔揭露下伏地层由老至新有：中下奥陶统（O1-2）、中上石炭统（C2-3）及二叠系（P）。（柱状图见附图）。 （1）中下奥陶统（O1-2）
本地层主要由灰色厚层状石灰岩、砾状石灰岩、豹皮状石灰岩以及白云质灰岩所组成。灰岩主要特征是质纯而致密，具多组极为发育的裂隙，被方解石岩脉
充填。在井田内只有少数钻孔揭露本地层，揭露最大厚度为117.6m。 （2）石炭系（C）
①中石炭统本溪组（C2）：本组地层下部主要为灰色铝土质泥岩，厚度一般为6m。上部主要为深灰色～灰色铝土质泥岩，灰色砂质泥岩以及一层不稳定的石灰岩，厚度6～20m，一般厚14m。
②上石炭统太原组（C3）：本组为一套典型的海陆交互沉积岩系。主要由12～15层薄～中厚石灰岩、泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩、砂岩以及4～5层薄煤线交互沉积而成，厚度130～147m，一般137m。 （3）二叠系（P）
①下二叠统山西组（P1）：本组主要由砂岩、砂质泥岩，泥岩以及1～3层煤（二煤组）所组成。厚度82～120m，平均厚度96m。
②下二叠统下石盒子组（P2）：本组主要由深灰色～灰色泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩、砂岩及4～6层煤（三煤组）组成，厚度45～95m，平均厚度84m。 ③上二叠统上石盒子组（P21）：本组地层厚约729m，主要由灰色砂质泥岩、铝土质泥岩、砂岩以及6～9层薄煤线交互而成。
④上二叠统石千峰组（P22）：本组地层主要由平顶山砂岩段，泥灰岩性和石膏钙核段组成，欢度为706m。井田内仅有少数几个钻孔揭露，此地层为不连续地层。
（4）上第三系（N）：本地层属河湖相沉积
①中新统：本组厚度30～145m，平均厚度101m。主要由米黄～褐黄色中细砂岩、粉砂、粘土质砂及砂质粘土组成。
②上新统（N2）：本统厚37～88m，平均厚70m。主要由砂质粘土夹褐黄细砂、粉砂及粘土质砂组成。 （5）第四系
①更新统：本组厚度22～48m，平均厚度33m。主要有粉～细砂、粘土，局部为粘土。
②全新统：本组厚度14～32m，平均厚度21m。上部为黄色粘土质砂为主，下部为土黄～褐黄粉细砂。 1.2.2 井田地质构造
车集井田位于永夏复式背斜中段东翼，新生界覆盖层厚约180m，为全隐伏的单斜构造，走向为北北东，于永夏复式背斜轴向基本一致，总的构造明显受永夏
复式背斜控制。
井田内以近南北向、北北向和北东向的正断层为主。 井田构造属于中等类型。 1.2.3 井田水文地质
（1）含水层、隔水层及其特征
井田内主要有9个含水层组，4个隔水层组。其中，新生界4个含水层组，1个隔水层组；二叠系石盒子组1个含水层组，1个隔水层组；二叠系山西组1个含水层组，1个隔水层段；石炭系太原群2个含水层组，1个隔水层段；奥陶系中下统1个含水层组。
①第四系全新统松散孔隙潜水含水层：此层厚21m左右，砂岩较发育，单位涌水量0.152～4.167×10/s.m2，渗透系数0.654～23.06m/d，水位受大气降水影响，属强含水层。
②第四系全新统松散孔隙承压水含水层：此层厚33m左右，中砂层厚21m，单位涌水量0.594×10-3/s.m2，属中等含水层。
③上第三系上部松散孔隙承压水含水层：此层厚70m左右，单位涌水量0.198～0.468×10-3/s.m2，渗透系数为0.476～0.87m/d，属中等含水层。 ④新生界底部隔水层：此层厚31m左右，其中粘土层厚25m，可塑性好，分布广泛且稳定，为一良好隔水层。在16线以北变薄，起不到隔水作用。 ⑤下石盒子组三煤组顶板砂岩裂隙承压水含水组：此组厚45m左右，含水层为中、细砂岩，单位涌水量0.000431～0.0399×10/s.m，渗透系数为0.00616～0.361m/d，属弱等含水层。
⑥山西组二2煤层顶板砂岩裂隙承压水含水组：此组厚52m左右，含水层为中、细砂岩，单位涌水量0.000367～0.0804×10-3/s.m2，渗透系数为0.00172～0.0338m/d，属弱等含水层。
⑦石盒子与山西组间隔水层：下石盒子组三煤组顶板砂岩含水层 山西组二起到了良好的隔水作用。
⑧山西组与太原群间隔水段：二2煤层底板太原组之间有50m左右的细、粉砂岩和泥岩，岩石致密，为良好的隔水层。
⑨太原组上段灰岩岩溶裂隙承压水含水组：此组厚32m左右。全井田发育稳定，岩溶裂隙最为发育，单位涌水量0.125～0.793×10/s.m，渗透系数为0.801～4.904m/d，水量相对丰富，但不急条件不良，属中等含水层。
⑩太原组下段灰岩岩溶裂隙承压水含水组：此组厚24m左右。单位涌水量
-3
2
2
-3
2
-3
煤层顶板砂岩含水层之间有厚38m的泥岩、砂质泥岩、铝土岩，且分布稳定，
0.121～1.216×10-3/s.m2，渗透系数为0.703～7.473m/d，水量大，属中等含水层。
11太原组上段与下段间隔水层段：○太原组上段灰岩含水组与下段灰岩含水组之间主要由泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成，为良好的隔水层。
12奥陶系灰岩岩溶裂隙承压水含水组：此组厚度不详。单位涌水量0.00843～○
0.704×10-3/s.m2，渗透系数为0.0561～1.878m/d，岩溶裂隙发育不均，富水性明显差异，属中等～强含水层。 （2）矿井涌水量
地质报告中预计矿井涌水量：正常727m3/h
最大923m3/h
（3）井田水文地质类型
本井田主要开采下石盒子组三煤组和山西组二2煤层。三煤组以岩层裂隙水为主，水文地质条件简单；二2 煤以底板岩溶裂隙水为主，水文地质条件中等。
1.3 井田煤层特征
1.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质
1）煤层的埋藏条件：本井田主要含煤地层为下二叠统山西组（含三煤）及下石盒子组（含煤4～6层）。两组地层平均总厚177m，含煤7～9层。煤层总平均厚度10.82m。主要可采煤层为二2、三22、三3、和三4煤层。
煤层风氧化带深度，通过煤芯煤样化验、分析定为由基岩顶界向下垂深20m。 2）走向、倾向及倾角：全井田煤系地层走向大致呈反“S”形展布，地层倾向南东，倾角一般为5°～20°。
3）本井田内石炭系、二叠系均为含煤地层。各可采煤层具体埋藏特性如下： （1）二2煤层：位于山西组中下部，可采厚度为0.8～8.86m，平均厚度3.5m。煤层结构简单，仅有一层厚度小于0.41m的夹矸，煤层赋存稳定，煤层顶板多为砂质泥岩及中细砂岩，底板多为砂质泥岩及细砂岩。砂岩抗压强度316～1063kg/cm，泥岩抗压强度433～612kg/cm。
（2）三22煤层：位于下石盒子组中部的三煤组中，可采厚度为0.8～3.13m，平均厚度1.6m。结构较简单，含夹矸1～2层，煤层比较赋存稳定，煤层顶板多为砂质泥岩及粉砂岩，底板多为炭质泥岩及砂质泥岩。砂质泥岩抗压强度222～314kg/cm2。砂岩抗压强度312～859kg/cm2。
（3）三3煤层：位于下石盒子组中部的三煤组上部，可采厚度为0.8～3.16m，平均厚度1.62m。结构比较简单，为较稳定煤层，煤层顶板多为泥岩及砂质泥
2
2
岩，底板多为砂质泥岩。泥岩抗压强度386kg/cm2。砂岩抗压强度498kg/cm2。 （4）三4煤层：位于下石盒子组中部的三煤组顶部，可采厚度为0.8～0.99m，平均厚度0.94m。结构比较简单，为局部可采煤层，煤层顶板多为泥岩及砂质泥岩，底板多为砂质泥岩。
具体车集矿可采煤层特征见表1-2。
1.3.2 煤层特征 （1）煤的容重
煤的实体容重二2煤1.6t/m3，三22、三3、和三4煤1.5 t/m3。 （2）煤的工业分析及用途
本井田各可采煤层均以高变质程度的年轻无烟煤为主，其次为天然焦，个别
煤层有少量贫煤点。
二2煤层发热量QDfr＝7400cal/g，QDfT＝8400 cal/g；灰分在10～15％之间。三2、三3煤层发热量QDr＝6600 cal/g，QDT＝83 cal/g；灰分在15～25％之间。各煤层含硫量均小于1％，一般在0.4～0.7％之间；磷含量一般在0.0003％左右。属低～中灰分、特低硫、特低磷、高发热量无烟煤。 （3）瓦斯、煤尘及自燃
①瓦斯：井田内瓦斯含量不高。经向省煤炭厅汇报，认为“可能有瓦斯突出”的根据不足，确定设计按低瓦斯矿井考虑。
②煤尘：经鉴定，本井田设计开采二2煤为无烟煤，一般无煤尘爆炸危险。设计按无煤尘爆炸危险考虑。
③自燃：井田各煤层还原样燃点之差△T一般均小于20℃，为不自燃煤层。
2
f
f
2 井田境界与储量
2.1 井田境界
2.1.1 井田境界划分的原则
在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：
（1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应； （2）保证井田有合理尺寸；
（3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； （4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。 2.1.2 井田境界
根据以上划分原则以及永夏煤田的整体规划以及车集煤矿的实际情况，四周边界为：
南：沱河为界；
东：各煤层-1000m等高线为界； 北：26勘探线；
西：各煤层露头；
矿井设计生产能力为0.9Mt/a，根据以上标准和开采技术水平确定井田南北走向长度约为
2.2 矿井工业储量
2.2.1 井田勘探类型
精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。
2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定 本矿井设计中只对二2煤层进行开采设计，
本次储量计算，是在由精查地质报告提供的1：10000煤层底板等高图上计算的，储量计算结果可靠。
井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为： Q=S×M×γ
式中： Q——为井田工业储量，25026.78万t； S-----煤层的倾斜面积，4469.0679*104m2； M——煤层平均厚度，3.5； γ——煤的容重，1.6 则：Q =25026.78万t
地质资源储量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和112b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部。
矿井工业资源/储量按下式计算：
Z g = Z111b + Z112b + Z2M11 + Z2M22 + Z333k 式中
Z g — 矿井工业资源/储量；
Z111b —探明的资源量中经济的基础储量； Z112b —探明的资源量中经济的基础储量； Z2M11 —探明的资源量中边际经济的基础储量； Z2M22 —控制的资源量中边际经济的基础储量； Z333 —推断的资源量；
K—可信度系数，取0.7~0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7
储量等级：原有的储量分类采用A、B、C、D等级分类标准，其中，A+B+C级储量为平衡表内储量，D级储量为远景储量。
2.3 矿井可采
2.3.1 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失
（1）工业广场保护煤柱； （2）井田边界煤柱损失；
（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失； （4）建筑物、河流、铁路等压煤损失； （5）其它各种损失。
2.3.2 各种煤柱损失计算
（1）工业广场保护煤柱
本矿井设计年生产能力为0.9Mt/a，按《煤矿设计工业规范》，占地面积指标应在（0.7~0.8）公顷/10万吨之间小井取大值，故取0.8。占地面积为24×0.8
＝19.2×104m2。故设计工业广场的尺寸为400×500m2的长方形，面积为：20×104m2，尺寸为400×500m2的长方形。
工业广场位置处的煤层的平均倾角为7°，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，其坐标为：该处表土层厚度为200m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井Ⅱ级保护，留围护带宽度为15m。
本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1：
由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：
-650
S=梯形面积=1/2×(上宽×下宽) ×高
=1/2×(1376.69＋1524.57) ×1402.75
=203.49×10m
则工业广场压煤为：Q1＝S×M×r/cosα (2-1)
＝203.48712325×3.5×1.6/ cos7° ＝1150.68万t
42
（2）井田边界煤柱损失
根据《煤矿安全规程》规定，边界煤柱留设30～50 m的边界煤柱，本设计留40m。由于本矿的露头有一层风氧化带，另外边界有大断层，所以可把此作为井田的边界煤柱。
Q边=L*b*M*R= 28939.485 *40*3.5*1.6=648.24446万t
（3）断层煤柱
断层煤柱留设40m，本井田保留4条断层，其断层占煤量Q断 则井田的边界断层煤柱为：
Q断=（L1+L2+L3+L4）*b*M*R/ cosα=(1260+1089+1130+598)*40*3.5* 1.6/ cos7°=365.29万t
（4）村庄、公路保护煤柱
井田范围内，有从新庄到永城的公路，考虑到采深较大，表土层较厚，公路等级不高，不留保护煤柱。村庄只有车集村不搬迁，要留设保护煤柱，留设方法与工业广场保护煤柱留设方法一样。因为车集村位置与所选的工业广场位置靠近，故将工业广场布置在紧挨车集村庄处工业广场保护煤柱与车集村庄保护煤柱合并。
车集村庄面积为： S＝梯形面积=1/2×(上宽×下宽)×高 (2-3)
＝1/2×(1361.88＋1546.83) ×1753.05
＝254.95×10m
则车集村压煤为：Q4＝S×M×r/cosα
＝2549557.03275×3.5×1.6/ cos7°
＝1441.80万t
车集村庄和工业广场重叠部分
面积：（786.624+934.56）×1402.75/2=120.72×104m2 重叠部分煤量为：Q0＝682.68万t （5）防水煤柱的留设
由于基岩上面普遍发育着一层隔水性能良好的灰色及深灰色粘土、砂质粘土，厚约30m左右，隔水性能良好。而煤层露头的顶板岩性一般为砂质泥岩、泥岩或被风化了的砂质泥岩、泥岩，是矿井浅部开采的主要突水水源，因此，必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。
导水断裂带的高度一般为：
H=100∑m/（1.6∑m＋3.6）±5.6
(2-4)
4
2
m——各开采煤层的厚度，m；
对于本矿则：H=100×3.5/（1.6×3.5＋3.6）±5.6=39.3±5.6
由于煤层露头处煤层倾角较小，完全按照垂高留设煤柱，则煤柱损失太大（近250m），结合矿井实际条件，留设防水煤柱的宽度为50m，即倾斜长度为50m。
则上边界留设防隔水煤柱量=1512*50*3.5*1.6*2=84.7万t
（6）河流煤柱
井田内地表水系不发育，仅有淮河支流沱河从井田南部由西向东流过，属季节性河流，所以不留设煤柱。
2.3.3 井田的可采储量
井田的可采储量Z按下式计算：
Z=(Q－P) ×C (2-5)
式中：Q——矿井工业储量，
P——各种永久煤柱的储量之和，
C——采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80。薄煤
层不低于0.85；设计开采的二2煤层属中厚煤层，采区回采率取为0.80。
P ——矿井煤柱煤量，万吨，
P=Q边+Q断+Q广+村庄+Q防水
= + + 1150.68万t + =2263.15万t
则计算可采储量为：
Z=(Q－P) ×C=18210.904万t
由此可得本矿井的可采储量为1.821×10t。
在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储
8
量。井田实际采出储量用下式计算：
Z实际=Z－Z×（K－1）×50%/K (2-6)
式中：Z实际 ——井田实际采出煤量，万t；
Z——矿井的可采储量，18210.904万t； K——矿井储量备用系数，取1.3； 由2—3式，得：
Z实际=18210.904 －18210.904×（1.3－1）×50%/1.3=16109.646万t
即本设计矿井实际采出煤量为16109.646 矿井工业储量及各水平储量见表2-2。
二、拟定矿井通风系统
矿井开拓采用立井开拓方式，矿井通风采用中央分列式通风方式。矿井主要进风井为位于井田中央的副井，总回风巷布置在井田上部边界，回风井布置在上山采区No.1、No.2上部边界中央，形成中央分列式通风系统。
1．采区工作面通风系统：
新鲜风流从地面经副井进入井下，经井底车场、主要运输石门和主要运输大巷、采区下部车场、运输上山、区段运输顺槽、上层采煤工作面。清洗工作面后，污风经区段回风平巷、回风石门、主要回风巷道、回风井排入大气。
2．火药库通风系统：
新鲜风流从地面经副井进入井下，经井底车场、主要运输石门、火药库、轨道上山、回风石门、主要回风巷道回风井排入大气。
3.掘进工作面通风系统：
新鲜风流从地面经副井进入井下，经井底车场、主要运输石门、主要运输大巷、采区下部车场、运输上山、掘进工作面。清洗工作面后，污风流入轨道上山、回风石门、主要回风巷道、回风井排入大气。
三、矿井总风量计算与分配
（一）矿井需风量计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。
1．按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4 m3。
2．按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算，取其最大值。
（二）矿井需风量的计算方法
矿井需风量按以下方法计算，并取其中最大值。
1．按进下同时工作的最多人数计算 Q矿=4NK =4×120×1.10 =528m3/min
式中Q矿——矿井总需风量，m3/min N——井下同时工作的最多人数，人；
4——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时，可取1.10~1.15。上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。
2．按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
1）采煤工作面需风量计算
采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。 （1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
根据矿井总产量算出矿井每分钟产煤量为：1.71t，瓦斯绝对涌出量为：1.73×8=13.84 m3/min
Q采=100Q瓦K瓦 =100×13.84×1.6 =2214.4m3/min
式中Q采——采煤工作需要风量，m3/min；
Q瓦——采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min； K瓦——采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面炮采工作面可取1.4~2.0;水采工作面可取2.0~3.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。
（2）按工作面进风流温度计算；采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求
表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面的需风量按下式计算： Q采=60v采S采K采，m3/min =60×1.0×8.14×1.2 =586.08 m3/min
式中v采——采煤工作面适宜风速，m/s
S采——采煤工作面平均有效断面积，㎡，按最大和最小控顶有效断面
积的平均值计算；
K采——采煤工作面长度风最系数，按表2先取
表3-2 采煤工作面长度风量系数表
（3）按炸药使用量计算： Q采=25A采，m3/min =25×10 =250 m3/min
式中25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg （4）按工作人员数量计算： Q采=4n采，m3/min =4×26=104 m3/min
式中4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min n采——采煤工作面同时工作的最多人数，人。 （5）按风速验算：
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量： Q采≧60×0.25S采，m3/min
=60×0.25×8.14 =122.1m3/min
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Q采≦60×4S采，m3/min =60×4×8.14 =1953.6 m3/min
2）掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q掘=100Q瓦K瓦 =100×0.42×1.5 =60 m3/min
（2）按炸药量使用最计算： Q掘=25A掘，m3/min =25×10 =250 m3/min
（3）按局部通风机吸风量计算： Q掘=Q通IK通，m3/min =200×1×1.2 =240 m3/min
式中Q通——掘进工作面局部通风机额定风量（表3）， I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台：
K通——防止局部通风机吸循球风的风量备用系数，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3-3 局部通风机额定风量Q通
（4）按工作人员数量计算： Q掘=4n掘，m3/min =4×10 =40 m3/min
（5）按风速进行验算； 岩巷掘进工作面的风量应满足： 60×0.15×S掘≦Q掘≦60×4×S掘 由上式得43.2 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足： 60×0.25×S掘≦Q掘≦60×4×S掘 =72 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min 根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。 Q掘=250 m3/min
72 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min 所以，Q掘=250 m3/min符合上述要求。
3）硐室需风量
各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。 （1）井下爆破材料库
按经验值计算，小型矿井一般80~100m3/min，大型矿井一般100~150m3/min。 （2）充电硐室
通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。 （3）机电硐室
采区小型机电硐室，可按经验值确定风量，一般为60~80m3/min。 表3-4 机电硐室发热系数表
（4）其它巷道需风量计算
新建矿井，其他用风巷道的总风量难以计算时，也可按采煤，掘进，硐室的需风量总和的3%~5%估算。
（5）矿井总风量计算；
Q矿?
??Q
采
?
?Q
掘
?
?Q
硐
?
?Q
其他
??K
=(2214.4×2+250×4+285+82.5) ×1.1 =6375.9 m3/min。
通过计算所得；矿井总风量为6375.9 m3/min
3．矿进总风量的分配
1）分配原则
矿井总风量确定后，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，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。
2）分配的方法
首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《规程》对风速的要求。
四、矿井通风总阻力计算
（一）矿井通风总阻力的计算原则
1．如果矿井服务年限不长（10~20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30~50年），只计算前15~25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。
2．通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。
3．矿井通风总阻力不应超过2940Pa
4．矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
（二）矿井通风总阻力的计算方法
沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入不敷出 风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；
h摩?
?LU
S
3
Q,Pa
2
将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即
h阻难??1.1~1.15??h摩难，Pah阻易??1.1~1.15??h摩易，Pa
两个时期的摩擦阻力可按表4-1进行计算。
1
2
1．计算矿井通风容易时期的通风总阻力
h阻易?1.15?h摩易
?1.15?623.07?2116.20Pa
2．矿井通风困难时期通风总阻力
h摩难?1.15?
?h
摩难
?1.15?636.20?2600Pa
（三）绘制矿井通风网络图： 见附图
五、选择矿井通风设备
（一）选择矿井通风设备的基本要求
1．矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。
2．选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节牟情况，分期选择电动机动。
3．通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。
4．进、出井井口的高差在150m以上，或进、出风井口标高相同，但井深400米以上时，宜计算矿井的自然风压。
（二）主要通风机的选择 1．计算通风机的风量Q通
Q通?K?Q矿，m
?1.2?
3
/s
40662?60
=40.66m3/s
2．计算通风机的风压H通全（或H通静） 轴流式通风机； 容易时期
H通静小?h阻易?h硐?H自
=1058+120 =1178Pa 困难时期
H通静大?h阻难?h硐?H自
=1300+120
=1420Pa
3．选择通风机
根据计算的矿井通风容易时期通风机的Q通、H通静小和困难时期通风机的Q通、H通静大，在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。
根据Q通=40.66m3/s H通静小=1178Pa H通静大=1420Pa
可选定通风机型号为2k60型轴流式通风机。
选定通风机后，可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角、转速、内压、风量、效率和输入功率等技术系数，并列表整理。
4．选择电动机
（1）计算通风机输入功率。按通风容易和困难时期，分别计算通风机输入功率P通小、P电大：
P通小?Q通H通静小1000?通静，KW
2
?40.66?1178
1000?0.6
?80KW
P通大?Q通H通静小1000?通静，KW ?40.66?1420
1000?0.6
?83KW
（2）选择电动机
当P电小≧0.6P通大时，两个时期可选一台电动机，电动机功率为 P电?
?P通大K电?电?传83?1.1
0.92?1，KW
?99KW
电动机功率在400KW~500KW以上时，宜选用同步电动机其优点是低负荷动转时，可用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；其缺点是这种电动机的购置和安装费较高。
3
范文五：矿井通风报警系统设计
矿井通风报警系统设计
摘要：采用B ／S 模式设计了矿井通风信息的预警系统，对该系统的系统原理、功能模块以及关键技术作了详细的说明，系统将完成数据采集、分析和处理，实现远程监测和故障诊断、告警，具有很强的实际应用价值。
关键词：监控系统；预警系统；矿井通风
1系统原理
该系统主要由传感器、数据采集器、分站、通信接口、监控终端、Web 服务器、客户机等构成。数据采集器和传感器安装在井下，数据采集器采集N0。浓度、H ：浓度、NH 。浓度、C0。浓度、Co 浓度、CH 。浓度、温度、风门开启状态、风机开关等传感器信号，通过井下分站、通信电缆、地面通信接口和监控终端，把采集到的实时数据保存到web 服务器上，即可实现报表显示、查询、统计、打印及图形分析、预警提示等功能。数据采集器。数据采集器的主要功能，是通过几个不同的传感器，实时采集CH 。浓度、CO ：浓度、CO 体浓度、CH 浓度、温度等参数。数据采集器电路由数据采集电路、A ／D 转换电路、显示电路和通信电路组成。数据传送。监控系统传感器采集的数据，通过传输系统进入监控主机，由监控主机生成实时监控数据库，达到报警条件时，系统立即进行报警，同时，将警情在企业局域网进行分发、传递。体系结构与技术支持。本系统采用ASP ．NET 和WEBGIS 技术开发，平台选择Windows 平台，数据库选择Microsoft SQL Server ，系统采用JavaScript 和VBScript 脚本语言开发；在体系结构上，采用B ／S 模式，系统服务器端采用C ／S 架构，服务端完成数据库的生成、维护及客户端请求的响应，客户端完成数据浏览，监控中，t,ll 艮务器完成报警及实时监控功能。
2系统功能分析
系统采用B ／S 结构，支持多用户并发访问，通过区分用户权限，提供不同的功能模块。系统主要分为以下几个模块，如图1
所示。
安全管理模块。权限管理将用户等级分为3个，即普通用户等级、一般管理员等级和高级用户等级。用户需要身份登录来确定管理等级：普通用户等级能够通过网络浏览数据(包括实时数据和历史记录) 进行查看、浏览；一般管理员等级能够对报警参数进行修改，能够浏览数据(包括实时数据和历史记录) ，能够对突发情况进行手动指挥控制；高级用户等级能够通
过网络浏览数据(包括实时数据和历史记录) ，能够向管理员发出控制指令，具有对数据库修改的权限[3]。实时数据查看。具有单矿、多矿多点定位监测功能，能够直接在矿道图上显示传感器及控制设备的位置，实时显示各监控设备状态；能够查看各监控点实时的测量数据(如瓦斯浓度、温度、风速、有毒有害气体浓度，风门开启状态等) ，可以对同一种传感器实时数据进行比较，同时可查看当天每一个传感器测量数据的走势情况，可以为管理层决策提供依据。查看数据报表，信息查询。查询过去某一时间段的某一传感器的走势情况；具有数据汇总、分类查询、报警查询的功能；可以形成以年、月、日为时间单位的矿井数据监测报表。在线分析。“在线分析”是根据监测的数据自动生成的“趋势图”、“比较图”等，它包括历史数据趋势图、历史数据柱状图、实时数据趋势图、实时数据柱状图、异常数据趋势图、异常数据柱状图等，并为相关人员提供决策支持。阈值编辑。可编辑设置每一个传感器的预警值，包括红、橙、黄、绿4种预警等级。实时数据根据报警参数的数值改变显示的颜色，并可以提供声音，图像同步表示。基础数据模块。主要负责基础信息的采集和处理，将实时数据库中的数据进行筛选、整理，分析出异常数据，为实时数据显示和预警模块构建做准备。
3系统核心技术
实时数据库负责整个系统实时数据的搜集、处理、存储，负责历史数据统计分析、报警管理、数据分析等需求。地面监控室将传感器采集到的数据处理并存储在分散的数据服务器中，应用服务器与数据库服务器之间进行通讯，经过处理分析后，通过网络将实时监测数据、数据处理结果显示给用户。因而，实时数据库为监控系统提供了基础数据和基础信息保证，它的安全性、准确性、快速性直接影响到整个煤矿安全实时监测系统的功能。本系统对于监测数据的显示包括3种：一种是在矿图上显示每个监测点的实时数据；第二种是用柱状图显示同一类传感器在同一时间所监测到的数据对比，红色代表报警；第三种显示方法是某一个传感器随时间变化的曲线图，红色直线代表报警线。报表查询、统计。报表查询可以通过点击矿图传感器随时间变化的曲线图，红色直线代表报警线。报表查询、统计。报表查询可以通过点击矿图上的空间位置和时间，查询该测点的历史数据，可实现日报表、月报表、年报表和任意所需数据的打印统计每一个传感器在这段时间内的最大值、最小值、平均值，可与正常值进行比较，报警查询能够根据监测设备地理位置、时间段来查看报警记录。气性较大，煤体中的瓦斯放散速度较快，煤体中的瓦斯能较小。由于开采的持续进行，煤体上部形成集中的剪切应力，使煤体发生剪切破坏，由于瓦斯压力较小，没有足够大的瓦斯膨胀能使煤体抛出，煤体只发生倾出或挤出，未形成瓦斯突出。此时，在瓦斯突出过程中，地应力起主导作用，瓦斯膨胀能使煤体被抛出，当瓦斯膨胀能较低时，煤体则发生倾出或挤出。通过观察渗透性系数为lm2／(MPa2-d)的瓦斯压力分布图可以发现，此模型在开采初期，即开挖3步后，煤体发生破裂并形成突出。此时，煤体中的应力较开采初期增大，存在一定的瓦斯压力，煤体发生拉伸破坏，瓦斯突出在瓦斯压力和地应力共同作用下发生。随着开采的进行，瓦斯压力逐渐减小，小到已经不能使煤体产生破碎并被抛出，煤体中应力集中程度逐渐变大，使煤体最终形成剪切破坏。
3结论
(1)煤体的透气性对瓦斯压力的分布有明显的影响。透气性较小时，工作面前方形成较大的瓦斯压力，由于启动压力梯度较大，并未形成瓦斯流动，在瓦斯突出及开采过程中，一直保持着较高的瓦斯压力；透气性较大时，启动压力梯度减小，瓦斯扩散速度变快，工作面前方形成明显的瓦斯压力梯度。
(2)当透气性较小时，煤体发生拉伸破坏，瓦斯突出发生在整个采高的中部，此时，瓦斯在瓦斯突出中起主导作用；当煤体透气性较大时，煤体发生剪切破坏，初始破坏及瓦斯突出从整个采高的上部开始，地应力在瓦斯突出中起主导作用。
(3)煤体透气性不同，突出形成的煤体破坏形状也不同。透气性较小时，突出煤体形成圆锥形的突出孔洞；透气性较大时，煤体的最终破坏形状为剪切破坏，煤体发生倾出后挤出，并未发生真正的瓦斯突出。
