XX矿南二采区通风设计说明书.doc

XX矿南二采区通风设计说明书

———————————————————————————————— 作者：
———————————————————————————————— 日期：

2

个人收集整理 勿做商业用途
目 录
1采区概况 1
2采区通风设计原则及要求 2
2。1在确定采区通风系统时应满足的条件 2
2.2采区下山通风系统选择 2
2。3回采工作面通风系统 3
2.4 局部通风系统 4
2.4。1 局部通风系统的设计原则 4
2.4。2 局部通风机设计 5
2。4。3 局部通风机的选型 6
3。矿井通风系统立体示意图和矿井通风系统网络图 13
4采区风量计算 14
4。1采煤工作面风量计算。 14
4。2掘进工作面风量计算 19
4.3硐室及其它地点需风量 22
4。4设施的设置情况 24
5采区阻力计算 24
6结 论 28
7设计体会及今后改进意见 28

28

1采区概况
1.1 采区位置
XXX矿业精煤（集团）有限责任公司XX煤矿南二采区。
1.2 采区范围:本采区煤层上边界为F18，下边界为F19,左边界为F114，右边界为F49。
1.3 本采区共有煤层数三层，分别为44＃、46＃、48＃、。各煤层间距、倾角、厚度、顶底板等特征见南二采区煤层特征表如表1。
1。4 瓦斯情况：本采区瓦斯等级为低瓦斯,采区相对瓦斯涌出量为2.5m３∕t.
1。5 自燃发火：有自燃发火危险,发火期为5—8个月.
1。6 开拓方式：本采区采用下山开拓,开拓水平在—100m，回风水平在—400m，布置采用三条下山，一条轨道下山负担采区进风，一条皮带运输机下山负担采区煤炭运输,一条回风下山负担采区回风。
1.7 工作面设置情况：本采区布置两个采煤工作面，分别位于44＃层右一回采工作面，46#层右一回采工作面。两个采煤工作面均采用炮采采煤法，采用单体液压支柱支护。工作面最大拉顶距为4。4m，最小拉顶距为3。6m。顶板管理方式为全部垮落法管理顶板。
本采区还布置了四个掘进工作面，分别位于48#层右零片顺槽,48＃层右零片顺槽, 46＃层左零片顺槽,46#层左零片顺槽。另外，本采区设置了一个蓄电池电机车修理间、一个充电室和一个变流室,位于南翼主运输巷上.一个采区上部变电所，一个水仓,位于轨道下山的下部车场。
南二采区煤层特征表 表1
序号
煤层名称
煤层厚度（m）
煤层间距（m）
倾角(º）
顶板岩性
底板岩性
1
44#、
2
49.08
66。5
砂岩
砂岩
2
46#、
2
63.5
砂岩
砂岩
24。6
3
48#
2
65。2
砂岩
砂岩

2采区通风设计原则及要求
采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分。它主要取决于采区巷道和采煤方法,同时要满足通风的特殊要求。如高瓦斯或地温很高，有时是决定采区通风系统的主要条件。
2。1在确定采区通风系统时应满足的条件
（1）在采区通风系统中，保证风流流动的稳定性，尽可能避免对角风路,尽量减少采区漏风量,并有利于采区瓦斯的合理排放及采空区浮煤自燃，使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。
（2）回采工作面和掘进工作面都应采取独立通风。
（3)煤层倾角大于的回采工作面都应采取上行通风，如采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定:
①回采工作面的风速不得低于1m/s;
②机电设备设在风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1％，并应装瓦斯自动检测报警断电器；
③应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流的安全措施。在有煤和瓦斯突出的危险的、倾角大于的煤层中，严禁采用下行通风;
④开采有煤尘爆炸危险的矿井，在井下的两翼、相邻的采区和相邻的煤层，都必须用水棚隔开，在所有运输巷道和回风巷道中，必须散布岩粉或冲洗巷道.
(4）必须保证通风设施规格质量要求.
（5）要保证风量按需分配,尽量使用通风阻力小而且风流畅通。
(6）机电硐室必须在进风流中。
（7）采空区必须及时封闭.
（8）要设置管线、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。
2。2采区下山通风系统选择
结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区根据技术条件做如下布置，一条回风下山，一条轨道下山，一条输送机下山.采区通风方式主要有三种：输送机下山进风，轨道下山回风；轨道下山进风，输送机下山回风;轨道下山、运输机下山进风,回风上山回风。通过对采区通风方式的比较,见表2。
采区上山通风系统比较 表2
通风系统
下山数目
适用条件及优缺点
输送机上山进风，轨道上山回风
2 条
1.输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少.比较容易控制风流;
2.由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增2条加，造成大量的煤尘飞扬；同时,煤在运输过程中不断涌出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；
3。输送机上山电器设备散热，使进风温度增高；
4。轨道上山下部车场需安设进风门，不易管理。
轨道上山进风，输送机上山回风
2 条
1。轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便;
2。上山绞车房便于得到新鲜风流；
3.进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少;
4。当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大.
轨道上山、输送机上山进风,回风上山回风
3 条
采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大,上、下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系统;避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条上山，工程量较大。
通过表2可知三种通风方式的优缺点,鉴于本采区实际情况，避免两条上山通风的缺点，同时从管理的角度考虑，所以本采区选用轨道下山、运输机下山进风,回风下山回风的采区通风系统.
2.3回采工作面通风系统
（1）回采工作面通风系统的基本要求：
1、回采工作面与掘进工作面都应独立通风；
2、风流稳定。回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；
3、当无法避免时,应有保证风流稳定的措施。
4、漏风小。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风.
5、回采工作面的调风设施可靠。
6、保证风流畅通.
（2）回采工作面的通风系统选择
按回采工作面的回风方向选择，通过对上行通风和下行通风优缺点的比较(表3）。
回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点 表3
通风系统
适用条件及优缺点
上行通风
在煤层倾角大于回采工作面，都应采用上行通风。优缺点如下:
1.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度；
2.风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘的浓度;同时,煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；
3。运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。
下行通风
在没有煤（岩)与瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角小于12º的煤层中，可考虑采用下行通风;工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外,还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。
根据本采区的实际情况,本采区煤层倾角均大于，因此采用上行通风.
2.4 局部通风系统
根据开拓、开采航道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。
2.4。1 局部通风系统的设计原则
局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分,其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可以归纳如下：
(1） 矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；
（2) 局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；
（3） 尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；
(4) 压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型;
(5) 当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。
2.4。2 局部通风机设计
（1）掘进通风方法
掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法.当总风压不能满足掘进通风的要求时，必须借助专门的动力设备对掘进巷道进行局部通风，其中按动力源分为引射器和局部通风机通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,是由局部通风机和风筒组成一体进行通风.按工作方式分为,压入式通风如图1与抽出式通风如图2。

图1 压入式通风 　图2 抽出式通风
压入式通风的局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中,运转较为安全。风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，有利于巷道排烟.抽出式有效吸程短，通风效果差，且局部通风及布置在回风流中.所以本采区掘进通风采用压入式.
采区掘进巷道局部通风系统布置如图3;

图3 采区掘进巷道局部通风系统布置

（2）风筒的选择
① 风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求；
② 在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风,节约通风电耗；一般来说，选用600～1000mm的铁风筒或玻璃钢风筒；风筒长度在200m以内，宜选用直径为400mm的风筒；通风长度200～500m，宜选用直径500mm的风筒；通风长度500～1000m，宜选用直径800～1000mm的风筒。本采区掘进工作面选用直径为800 mm的风筒。
2。4.3 局部通风机的选型
已知井巷掘进所需风量和所选用的风筒,即可求算风筒的通风阻力。根据风量和风筒的通风阻力,在可供选择的各种通风动力设备中先用合适的设备。根据本采区实际情况,选取型号为FBD-NO.6.0/2×22的局部通风机，一个掘进工作面2台。表4为FBD系列风机主要技术参数.
FBD系列风机主要技术参数 表4
FBD系列风机主要技术参数
机号
电机功率
风量
全压
最高气压效率
NO。4.5/11
2×5.5
240～157
311～3070
≥80
NO.5。0/15
2×7.5
300～180
340～3500
≥80
NO。5.6/22
2×11
400~200
350～4000
≥80
NO.6.0/30
2×15
447~160
440～5030
≥80
NO。6.0/37
2×18.5
500～250
450~5500
≥80
NO。6.0/44
2×22
550~250
450~6000
≥80
NO。6.3/60
2×30
630·260
360～6300
≥80

2.5 采区内各巷道断面选择
1、运输大巷巷道断面见图4；
2、采区回风下山巷道断面见图5；
3、采区运输上山断面见图6;
4、采区轨道上山断面见图7；
5、采区石门巷道断面见图8;
6、采区平巷断面见图9；

图4 运输大巷巷道断面
图5 采区回风下山巷道断面

图6 采区运输上山断面

图7 采区轨道上山断面

图8 采区石门巷道断面

图9 采区平巷断面

3。矿井通风系统立体示意图和矿井通风系统网络图
根据XX矿南二采区巷道布置,其采区通风系统网络图和通风系统立体示意图见图10和图11。

图10 通风系统网络图
图11 通风系统立体示意图
4采区风量计算
采区通风风量计算根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会联合下发的安监总煤矿字［2006]819号文《煤矿通风能力核定办法》，所提供的方法二(由里向外核算法）对采区需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。
按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算。
4.1采煤工作面风量计算。
(1）44＃层回采工作面需风量计算
本采面为炮采工作面,采用全部垮落法管理顶板，顶板管理方式为三、五排控顶，柱距1。8ｍ，排距0。6ｍ，其最大控顶距为3ｍ，最小控顶距为1.8ｍ.
①根据实际情况，可知本采区为低瓦斯矿区，采高2m，采区温度27.C,工作方式为炮采，查表可知；；；

式中：
Q采1-—44＃工作面风量，m3/min;
K采高——回采工作面采高调整系数，见表5;
Q基本——采煤工作面基本配风量,见表6;
K采面长——回采工作面长度调整系数，见表7；
K温——回采工作面温度调整系数，见表8。

②根据工作面温度选择的适宜风速进行计算
采煤工作面应有良好的劳动气象条件,其温度和风速应符合回采工作面温度调整系数表（表7）要求。
长壁工作面实际需要风量计算,由工作面的气温t而确定工作面风速v,按下式计算：

式中：
—-采煤工作面风速，由表7可知当回采工作面温度为27。C时V采=1。73m/s；
——采煤工作面的平均断面积,本采区S采=(3+1.8）×2/2=4。8ｍ2。

③按采场出勤最多人数计算风量
公式
式中:
N——工作面最多人数，根据实际情况本采场最多人数为27人。

④按同时放炮最多炸药量计算风量
公式　　
式中:
A——一次爆破炸药最大用量,根据实际情况本采场同时最多炸药量为16Kg。

⑤风速校验
取上述计算中的最大值，由风速校验即：

化简得：
…
式中:
S小、S大——采场最小、最大控顶距时的断面积， 由此可知S小=1。8×2=3.6；S大 =3×2=6m2

240×1。8×2≥≥15×3×2
864≥569。8≥90
根据上述计算可知，本回采工作面=569。8m3/min= 9。5m3/s.
（2)46＃层回采工作面需风量计算
本采面为炮采工作面，采用全部垮落法管理顶板，顶板管理方式为三、五排控顶，柱距1.8m，排距0.6m，其最大控顶距为3m，最小控顶距为 1.8m。
①根据实际情况，可知本采区为低瓦斯矿区，采高2。0m，采区温度27.C，工作方式为炮采,查表可知；;；

式中:
Q采1—-46#工作面风量，m3/min；
K采高——回采工作面采高调整系数，见表5；
Q基本——采煤工作面基本配风量，见表6;
K采面长-—回采工作面长度调整系数，见表7；
K温——回采工作面温度调整系数，见表8。
②根据工作面温度选择的适宜风速进行计算
采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合回采工作面温度调整系数表（表8)要求.
长壁工作面实际需要风量计算，由工作面的气温t而确定工作面风速v，按下式计算：

式中：
—-采煤工作面风速，由表7可知当回采工作面温度为27℃时V采=1。73m/s;
-—采煤工作面的平均断面积，本采区S采=（3+1.8）×2/2=4.8m2

③按采场出勤最多人数计算风量：
公式
式中:
N——工作面最多人数，根据实际情况本采场最多人数为27人.

④按同时放炮最多炸药量计算风量：
公式
式中:
A-—一次爆破炸药最大用量，根据实际情况本采场同时最多炸药量为16Kg。

⑤风速校验
取上述计算中的最大值,由风速校验即：

化简得：
…
式中：
S小、S大——采场最小、最大控顶距时的断面积， 由下可知S小=1.8×2=3。6；S大=3×2=6m2

240×1.8×2≥≥15×3×2
864≥554。4≥90
根据上述计算可知，所以本回采工作面=554。4 =9.24。
则本采区回采工作面风量为=9.24+9.5=18.74。

采煤工作面基本配风量表 表5
采煤方法
综 采
高档普采
中厚煤层长壁法
薄煤层
机采
炮采
基本
风量
m3/min
>4。5m
3。2～4.5m
<3.2m
≥500
≥450
≥350
≥300
≥650
≥500
≥450
—-回采工作面采高调整系数 表6
采高
<2。0
2。0～2。5
2.5～5。0及放顶煤
系数（K采高)
1。0
1。1
1。5
——回采工作面长度调整系数 表7
回采工作面长度(m)
80~150
150～200
>200
长度调整系数（)
0。9~1.0
1.0～1.3
1.3～1.5
——回采工作面温度调整系数表 表8
回采工作面空气温度℃
采煤工作面风速m/s
配风调整系数K温
〈18
0。3~0。8
0。9
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
4.2掘进工作面风量计算
掘进工作面风量计算办法的确定是以现场实际通风能力和自然条件为依据，以科学合理供风为准绳而进行的。每个独立通风的掘进工作面实际需风量应按:
（1）或的绝对涌出量；
(2)同时爆破的最多火药量；
(3)工作面最多出勤人数和风速等因素分别计算,取其中最大值作为掘进工作面的需风量。根据需风量选择合适的局部通风机，再按局部通风机吸风量确定全风压供风量。
①按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算：
，
式中:
——单个掘进工作面需要风量，;
——掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳）的绝对涌出量，本掘进工作面;
——瓦斯涌出不均衡的通风系数，（正常生产条件下，连续检测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。应按照实际检测而定，一般可取1.5～2.0。在本采区k=2.0。

②按同时放炮最多炸药量计算风量：
Q掘=25A
式中:
A--掘进工作面一次爆破的最大炸药量,根据情况本掘进工作面最大炸药量为12Kg。

③按工作面最多出勤人数计算风量
式中:
N——掘进工作面同时工作的最多人数，该掘进工作面同时工作最多人数为17人。

④按局部通风机的实际风量计算
根据上述三项确定出掘进工作面风筒末端风量，最大风量为500 ，再考虑掘进工作面的长度和风筒漏风情况确定掘进工作面的供风量,按局部通风机的实际风量计算

⑤按风速校验
取上述四项中最大值然后用下式计算检验：
对掘进中煤巷、半煤巷：
对掘进中的岩巷:
根据本采区实际情况可知,本采区掘进工作面为煤巷、半煤巷，故采用风速校验公式为:对掘进中煤巷、半煤巷：，该掘进巷道断面形状为梯形,巷道中高为2米,下底宽度为3米，上底宽度为2米，巷道中宽宽度为2。5米。
所以采用公式为： S=（B1+B2)×h /2=B×h =5m2，
式中：
h—梯形巷道的中高，m；
B1、B2-—巷道上、下底宽度，m；
B-—巷道中宽宽度，m。
即：

240×5≥≥15×5
1200≥500≥75
根据上述计算可知，本掘进工作面风量为500 m3/min。即为
⑥掘进巷道全风压供风量
按局部通风机实际吸风量计算掘进巷道全风压供风量。
岩巷掘进：
煤巷、半煤巷掘进:
因本采区掘进工作面掘进情况为煤巷、半煤巷掘进,故局部通风机实际吸风量计算掘进巷道全风压供风量应采用公式为，其中S=6.5m2即:

由采区实际情况可知，本采区由4个掘进工作面,且各个掘进工作面掘进方式和巷道形状相同，即各个风量相同，因此掘进工作面实际总风量为：

=4×597.5
=2390m3/min
即掘进工作面总风量为。
4。3硐室及其它地点需风量
矿井井下不同硐室配风原则：
井下硐室配风标准表 表９
类型
名称
大型
小型
充电房
≥100
≥60
采区变电所、绞车房、一般硐室
≥60
根据井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小0。5％计算风量，但不得小100 。机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃的原则及矿井井下不同硐室配风原则，绞车房风量为90，变电所的风量为90,充电室的风量为100,水泵房的风量为90。
井下硐室需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算：
Q硐=Q绞+Q变+Q充+Q泵
式中：
Q硐--所有独立通风硐室风量总和，；
Q绞—-绞车房通风量，;
Q变——变电所通风量，;
Q充——充电室通风量, ；
Q泵-—水泵房通风量，；
根据上述可知；Q绞=90，Q变=90, Q充=100， Q泵=90，则：
Q硐=Q绞+Q变+Q充+Q泵
=90+90+100+90=370
根据上述可知，井下硐室所需总风量为370即风量为6.2.
③井下其它巷道需风量计算：
按采煤、掘进、硐室风量总和的5％计算：
Q其他=(18。74+39。84+6.2)5%
=3。32
④采区总风量
本采区总用风量按下述要求确定，采区通风系数取Km=1。20

4。4设施的设置情况
为了保证风流按拟定路线流动，就必须在某些巷道中设置相应的通风构筑物对风流进行控制。在生产矿井中，通风的好坏，与矿井通风构筑物的建造质量、数量以及安设位置有着密切的联系，因此合理的安设通风构筑物,并保证其建造质量，是矿井通风管理的重要工作之一。根据采区巷道布置和用风地点设置情况，北一下采区设置风门14个，设置调节风窗9个。
1.风门 在运输下山的下端与轨道下山的上部、中部车场等处，如有风流通过，将造成风流短路，采区及矿井有效风量将大幅度降低.因此,凡不允许风流通过,但需行人或行车的巷道中，必须安设风门。本采区在左零、一、二片石门等处为防止风流短路共安设14个风门。
2.调节风窗
在运输机上山的下端与轨道上山的上部，中部车场等处，允许风流通过，同时不能让人通行。本采区在绞车房、变电所等处设置9个调节风窗，以满足不同地点的供风要求。风窗应尽量安设在回风巷道中，一面妨碍运输,当非安设在运输巷道不可时，则可采取多段调节，即用若干个面积较大的风窗，来代替一个面积较小的风窗（这些大面积风窗的阻力之和，应等于小面积风窗的阻力），此时则可使大面积的风窗让运输设备通过.
5采区阻力计算
1、节点选取：见附图1XX南二采区通风系统图;
2、采区阻力计算
⑴参数选取：
①α值根据巷道用途和支护形式按井巷摩擦阻力系数值α表选；
②巷道的周长、断面面积的选取根据矿井设计巷道断面取值；
③巷道长度根据采区平面图、剖面图设计图量取；
④巷道风量根据采区总需风量和用风地点风量计算值推算。
（2)计算方法：
①通风阻力公式：
hf=RQ2
式中：R——局部风阻,Ns2/m8；
Q—-风量， 。
②风速公式：
V=Q/S
式中：Q——风量, ;
S-—井巷断面积,m2.
③风速阻力公式：
R=αLU/S
式中：α——摩擦阻力系数
L——巷道长度，m；
S-—巷道断面面积，m2。
④巷道断面周长公式：
U=C
式中：U-井巷断面周长，m；
C—断面形状系数：梯形C=4.16；三心拱C=3.85；半圆拱C=3.90；
S—井巷断面积，m2。
根据上述阻力计算,采区通风阻力计算情况见表10。
（3）本采区通风阻力路线为：
① 44＃层采区通风阻力 -⑴—⑵-⑶—⑸—⑹-⑻—⑾（44#）—⒀—⒁-⒂—⒃-⒄
采区通风阻力为：h =513.57(Pa)
② 46＃层采区通风阻力 -⑴-⑵-⑶-⑸-⑹—⑻-⑾(46#）-⒀—⒁-⒂—⒃-⒄
采区通风阻力为：h =539。51(Pa)
比较以上两采区的通风阻力,选择较大的作为采区通风阻力计算路线
采区通风总阻力为H=（1+15%）×h =620.44（Pa）
整个采区的总需风量为79。48 .其中44＃层回采工作面需风量为 9.24 ，46＃层回采工作面需风量为 9.5 ,煤巷掘进用风量为 39。84，变电所等硐室用风量为6.2,其他用风量为 3.32,采区通风总阻力为620。44（Pa）。

采区通风阻力计算表 表10
序号
起点
终点
井巷名称
断面形状
与支护形式
α*104 (N·s2∕m4）
Ｌ
（m）
Ｕ
（m)
Ｓ （m２）
Ｓ３
（m２）３
Ｒ
(N·s2/m8）
Ｑ
（m３∕s）
Ｑ２
（m３∕s)
h摩
（Pa）
v
(m/s)
备注
1
1
2
运输大巷
三心拱锚喷
117
62
14.67
16。7
4657.46
0。002
79.48
6317.07
12。63
4。76

2
2
3
运输大巷
三心拱锚喷
117
147
14。67
16.7
4657。46
0。005
77.9
6068.41
30。34
4。66

3
2
13
回风下山上部联络巷
半圆拱锚喷
103
225
10
7。3
389.02
0。06
1.59
2。53
0.15
0。22
调节
4
3
4
上部车场
半圆拱锚喷
103
152
14。67
16.7
4657。46
0。005
1.59
2.53
0。01
0。1

5
3
5
上部车场
半圆拱锚喷
103
97
14.67
16.7
4657。46
0.003
71。55
5119。4
15.36
4.28

6
3
13
采区上部变电所
梯形铁棚锚杆
77
106
14。67
16.7
4657.46
0。003
1.42
2.02
0.01
0。09
调节、变电所
7
3
13
机修车间、变流室
梯形铁棚锚杆
77
103
14.67
16.7
4657。46
0.002
1.76
3.1
0.01
0.11
调节、蓄电室
8
3
13
联络巷
半圆拱锚喷
103
98。5
10
7。3
389.02
0。026
1。59
2。53
0。07
0.22
漏风
9
4
16
带式输送机下山
半圆拱锚喷
174
963.3
10。9
8.7
658.5
0。277
2.99
8.94
2。48
0.34

10
5
4
轨道下山
半圆拱锚喷
121
226.8
12。5
11.8
1643.03
0。021
1.42
2.02
0。04
0。12
调节
11
5
6
轨道下山
半圆拱锚喷
121
80。2
12.5
11。8
1643.03
0。007
55.97
3132.64
21。93
4。74

12
5
7
零片轨道石门
三心拱锚喷
103
270。7
10
7.3
389。02
0。072
14。18
201.07
14。48
1。94
调节
13
6
8
一片轨道石门
三心拱锚喷
103
188。3
12。5
11。8
1643.03
0.015
43。38
1881.82
28.23
3.68

14
6
10
轨道下山
半圆拱锚喷
121
126
12.5
11.8
1643。03
0。012
12.59
158.51
1。9
1.07

15
7
9
零片回风石门
三心拱锚喷
97
76。2
10
7.3
389。02
0.019
1。59
2。53
0。05
0.22

16
7
11
48＃右零片顺槽
梯形铁棚锚杆
103
65。4
10.2
6.5
274.63
0.025
11。01
121.22
3。03
1.69
掘进面、调节
17
7
11
零片回风石门
三心拱锚喷
103
193.2
10
7.3
389.02
0。051
1。59
2.53
0.13
0。22
漏风
18
8
11
区段运输平巷
梯形铁棚锚杆
77
2152
10.2
6。5
274.63
0。615
9.75
95。06
58.46
1。5
44#煤采面
19
8
11
区段运输平巷
梯形铁棚锚杆
103
2194
10。2
6。5
274.63
0.839
10.03
100.6
84。4
1.54
46＃煤采面
20
8
9
46＃左零片联络巷
半圆拱锚喷
110
56。3
10
7。3
389。02
0。016
11.01
121.22
1.94
1。51
掘进面
21
8
12
回风联络巷
半圆拱锚喷
103
69.8
10
7。3
389.02
0。018
11。01
121.22
2。18
1。51
掘进面、调节
22
8
12
一片回风石门
三心拱锚喷
103
201。5
10
7。3
389.02
0。053
1。59
2.53
0.13
0.22
漏风
23
9
11
零片回风石门
三心拱锚喷
103
155.6
10
7。3
389。02
0.041
12。59
158。51
6.5
1。72

24
10
16
轨道下山
半圆拱锚喷
121
539
12.5
11.8
1643。03
0。05
1。59
2。53
0.13
0。13
调节
25
10
15
二片轨道石门
三心拱锚喷
103
108.4
10
7。3
389.02
0。029
11。01
121。22
3。52
1.51
掘进面
26
11
13
零片回风石门
三心拱锚喷
103
257。4
10
7。3
389.02
0。068
44。96
2021。4
137.46
6.16

27
12
14
一片回风石门
三心拱锚喷
103
171.6
10
7.3
389。02
0.045
12。59
158.51
7。13
1.72

28
13
14
回风下山
半圆拱锚喷
121
132.8
12.6
11。4
1481.54
0.014
51。31
2632.72
36。86
4。5

29
14
15
回风下山
半圆拱锚喷
121
130.2
12。6
11。4
1481.54
0。013
63。9
4083.21
53.08
5。61

30
15
16
回风下山
半圆拱锚喷
121
493
14。67
16。7
4657.46
0.019
74。9
5610.01
106。59
4.49

31
16
17
南二采区回风石门
三心拱锚喷
117
59.84
14。67
16。7
4657.46
0。002
79。48
6317。07
12.63
4。76

6结 论
综上所述，XXX矿业集团XX煤矿南二采区为低瓦斯采区，本采区设置两个采煤工作面，均采用放炮落煤采煤法,四个煤巷掘进工作面，采区设置一条轨道下山,一条输送机下山，一条回风下山.整个采区的总需风量为79。48 m3∕min.采区通风总阻力为 620。44Pa。
7设计体会及今后改进意见
通过近一个月的设计，在老师的讲解和指导下，对四年来课本上的知识有了系统的回顾，以前很多自己没有注意的东西,在本次课程设计中暴露出来，同时也发现自己的绘图能力不够，对矿井的平剖面图的看图方法不够了解,导致在设计当中走了很多的弯路，比如说前期的通风系统图的绘制,完全的错误,在立体图的绘制过程中，逐渐的搞清楚了整个通风系统的整体布局，同时能清楚风流的流向,以及各种设施的安设位置等,因为对各种通风设施和构筑物的性质和作用不够了解，因此，在安设通风设施中存在很多的不确定，这次采区设计的内容有老师给的资料，才勉强弄清楚,到现场以后,对于复杂的地质条件，我们什么时候才能搞清楚呢。因此，在在校的最后半年时间里，要更多的学习现场实际应用的知识，例如绘图、看图，同时对井下通风设施和各种构筑物的作用以及种类等进行细致的学习，同时希望老师能够为我们讲解更多现场实际的知识，让我们开阔眼界，在最后的半年里使自己有所提高，适应现场的环境，使自己真正达到一个合格的安全管理者的水平，课程设计对于学生素质的提高有很大的作用，有时候会觉得这四年里学的东西全在这里了，老师为我们的课程设计费心了，毕业设计的时候希望自己能够真正的熟练矿井的通风设计，在工作中能够熟练的完成。个人收集整理，勿做商业用途文档为个人收集整理，来源于网络
参考文献
［1］吴中立. 矿井通风与安全.江苏。1989；
［2］张国枢.通风安全学。江苏.中国矿业大学出版社，2004；
［3]编写组。煤矿通风与安全。煤炭工业出版社.1979;
［4］朱银昌。煤矿安全工程设计。北京.煤炭工业出版社，1995；
[5］王汉青.通风工程。北京。机械工业出版社，2007；
[6］刘过兵。采矿设计指导。煤炭工业出版社,2003;
[7］编写组.，煤矿安全规程及相关法规。中国言实出版社，2005