矿井煤矿安全工程通风毕业设计.doc

摘 要
红阳四矿位于辽宁省辽阳市境内，属红阳煤田的一部分。行政隶属辽阳市灯塔县西马峰乡。本矿井采用立井开拓，矿井通风方式为中央并列抽出式，设计生产能力150万t/a。矿井主采煤层为2层，平均厚度为2.18m和2.35m。
本井田为高瓦斯矿井，因受断层影响，瓦斯有局部富集现象。按着火温度降低值划分煤的自燃倾向等级，12煤和13煤的T值均在45~25范围内，属于有可能自燃发火的煤层。本井煤尘无爆炸危险，但由于井田内瓦斯含量较大，煤质松软，以粉煤为主，所以煤尘可能有爆炸性。本着“预防为主、安全第一”的原则，红阳四矿按高瓦斯、有自燃倾向性和有煤尘爆炸性的矿井进行设计。本设计围绕矿井开采方法、矿井通风系统、矿井风量计算、矿井通风总阻力计算、选择矿井通风设备等五个方面进行设计，并提出矿井灾害预防和处理措施。

关键词：井田，矿井通风， 通风安全 ，安全措施

Abstract
Hongyang Mine in Liaoning Province, Liaoyang City, in the territory is part of Hong Yang coal.Lighthouses in Liaoyang City, county executive under the peak rural West Malaysia. The mine shaft opening up by the mine ventilation out of the central parallel-type, design capacity of 1.5 million t / a. Mine the main coal seam 2 layer, the average thickness of 2.18m and 2.35m.
The mine field for the high gas, due to the fault effects of a partial enrichment of gas.  in the context of spontaneous combustion is likely to seam.45-25 T ? coal and the value of all coal 3 1 2 1) division of spontaneous combustion of coal rank, T gnition temperature by reducing the value of Well no danger of explosion of the dust, but large gas content Ida, soft coal to coal-based, so dust may be explosive. The spirit of "prevention first, safety first" principle, Hong Yang Mine in accordance with high gas, there is a tendency of spontaneous combustion and coal dust explosion in mine design. The design around the underground mining methods, mine ventilation, mine air volume calculation, the total resistance calculated mine ventilation, mine ventilation equipment selected five aspects of design and the mine disaster prevention and treatment measures.

Keywords: Mine, mine ventilation, ventilation and safety, safety measures

目录

摘 要 I
Abstract II
第1章 矿井开拓与开采 1
1.1 矿井概况 1
1.1.1井田地理位置 1
1.1.22交通情况 1
1.133井田地区地势（附交通位置图） 2
1.1.44井田主要地质的构造 2
1.1.55水文地质条件 2
1.1.6 井田境界、尺寸和开采面积。 3
1.1.7煤层及煤质 3
1.1.8可采煤层特征 3
1.1.9瓦斯含量、煤尘爆炸的可能性和煤的自燃性 4
1.1.10矿井地质储量和可采储量 4
1.1.122矿井工作制度 6
1.22井田开拓 6
1.2.1井田开拓方式 6
1.2.22井筒用途、布置及装备 9
1.2.3开采水平数目和位置 11
1.2.4井底车场形式 11
1.2.5水平运输大巷的位置和总回风巷的位置 12
1.2.6主要下山的位置、长度和数量 14
1.23矿井开采方向 14
1.3.1矿井采区形式，尺寸及巷道布置 14
1.3.2采区生产能力、同时生产的工作面数、采煤方法和回采工艺的主要类型 14
1.3.3 采煤方法和回采工艺的主要类型 14
第2章 矿井通风系统 15
2.1 通风方式的选择 15
2.1.1 选择通风方式的主要依据和因素 15
2.1.2 通风方式方案确定 15
2.2 矿井通风机工作方法 18
2.2.1 选择主要通风机工作方法依据与主要考虑的因素 18
2.2.2 通风机的附属装置及有关规定 19
第3章 矿井风量计算及根本 21
3.1 矿井总风量的计算 21
3.1.1采煤工作面需风量计算 21
3.1.2掘进工作面需风量计算 23
3.1.3峒室需风量计算 即∑Q峒 24
3.1.4其它风量 25
3.2矿井总风量计算 25
3.3 风量分配后的风速校核 26
第4章 矿井通风总阻力计算 30
4.1 矿井通风的最大、最小总阻力的计算系统 30
4.2 矿井通风总阻力计算 30
4.2.1 计算矿井通风摩擦 30
4.2.3 计算通风机峒阻力后的矿井通风阻力 39
4.3 矿井自然风压 40
第5章 选择矿井主要通风机 41
5.1 抽出式通风 42
5.1.1 计算主要通风机风量和风压 42
5.1.2 计算矿井总风阻及等积孔 42
5.1.3 根据主要通风机体特性曲线选择主要能风机 43
5.1.4 根据选出风机类型的特征曲线选择主要通风机 45
5.2 选择电动机 47
5.2.1 计算通风容易时期和通风困难时期的主要通风机输入功率 47
5.2.2 计算电动机的输出功率和输入功率 47
5.2.3 选择电动机 48
6 矿井通风费用概算 49
6.1 主要通风机年电耗量 49
6.2 吨煤主要通风机运转电耗量 49
6.3 吨煤电力费 49
7 矿井灾害预防和处理计划 50
7.1 矿井灾害预防和处理措施 50
7.2 矿井灾害 50
7.3救灾组织机构 56
7.4 发生灾害事故的通知顺序和急救措施 58
致 谢 60
参考文献 61

第1章 矿井开拓与开采
1.1 矿井概况
1.1.1井田地理位置
红阳四井位于辽宁省辽阳市境内，属红阳煤田的一部分。行政隶属辽阳市灯塔县西马峰乡。地理位置为东经123°10′，北纬41°21′。见图1-1-1

1.1.22交通情况
红阳四井交通便利。哈（哈尔滨）——大（大连）公路在本井田中部穿过，长大铁路通过本井田的东侧，从工业场地北距沈阳约54.5km，南到辽阳11.5km，到鞍山41.5km，东距长大铁路张台子车站8.0km。本井交通情况见红阳四井交通位置图。
1.133井田地区地势（附交通位置图）
本井田处于下辽河平原东侧，自然地形海拔标高为15.6~21.4m形成东北部略高，西南部略低的平缓地势。
1.1.44井田主要地质的构造
本井田处于辽东隆起和下辽河平原断陷的过渡带内。为倾伏向斜构造，海陆交替相煤田。生成于石炭二迭系。煤田基底为奥陶系中统马家沟组灰岩。地层自下而上为：石炭系中统本溪组平均厚度134m，由杂色泥岩、泥岩、粉砂岩和灰岩组成石炭系上统太原组平均厚度103m，由粉砂岩、细砂岩、中、粗砂岩、泥岩和煤层组成。二叠系下统山西组平均厚度82m，由中、细砂岩，黑灰色粉砂岩、灰黑色泥岩、炭质泥岩、粘土岩和煤层组成。二叠系下统下石盒子组平均厚度242m，由砂岩及杂色黏土质泥岩组成。二叠系下统下石盒子组厚度大于200m，由砂岩、泥岩和粘土质泥岩组成。侏罗系上统厚度大于190m，由砾岩、花岗岩、石灰岩、砂岩、粉砂岩和泥岩组成。地表全被第四系冲击层所覆盖，其厚度为60~120m，由沙砾卵石、粘土、亚粘土及亚砂土组成。
本井田为-N30°~40°E向SW倾伏的不对称向斜构造，东缓西陡。东翼倾角为5°~25°，西翼倾角为30°~50°。
井田内查明有14条断层，其中断距大于30m的断层有6条，断距30m~10m的有5条，断距小于10m的有3条。这些断层分布在井田西南和东北部两处。
1.1.55水文地质条件
河流：太子河、沙河为矿区的主要河流。太子河位于本井田南部。频率为0.33%、洪峰流量为15000m³/s。太子河洪水泛滥，对本井田威胁最大。井田内有三条河流由东向西渐次交汇于井田西侧沙河中。沙河从北向南汇入太子河。井田中部，工业场地北侧地势低洼容易积水。
气象及地震：本区属大陆性气候，年平均温度为14.2℃，夏季最高温34.6℃，冬季最低温度-25.7℃.结冰期从十一月至翌年四月，冻结深度1.11m。常年以南和东南风为主。地震基本烈度属于VII度地震区。
1.1.6 井田境界、尺寸和开采面积。
红阳四井井田境界：北起后葛针泡，南至太子河北岸防洪堤，长7.5km，东起东马峰村，西至前葛针泡至乌大哈堡一线，宽4km。井田面积30k㎡，其中有效含煤面积25k㎡。
1.1.7煤层及煤质
本井田含煤地层共含有煤层14层。平均以4~30m的间距分布在185m厚的煤系地层中，其中1煤、2煤、4煤、5煤、6煤、7-1煤、7-2煤、8煤、9煤、11煤和14煤均因煤层沉积不稳定，厚度较薄为不可开采煤层，3煤为局部发育，结构单一，在井田的东北部有较小的可采范围，而且储量很少，该煤为极不稳定煤层。12煤为煤系下部主要可采复煤层，上距3煤89m。有1~8个分煤层组成。全层仅有5个不可采点，为稳定煤层。13煤为煤系最下部的局部可采煤层，上距12煤3.5~26m，由1~4个分煤层组成。
井田内煤质牌号为无烟煤。
1.1.8可采煤层特征
本井田含煤地层共含有煤层14层。平均以4~30m的间距分布在185m厚的煤系地层中，其中1煤、2煤、4煤、5煤、6煤、7-1煤、7-2煤、8煤、9煤、11煤和14煤均因煤层沉积不稳定，厚度较薄为不可采煤层，3煤为局部发育，结构单一，在井田的东北部有较小的开采范围，而且储量很少，该煤为极不稳定煤层。12煤为煤系下部主要可采复煤层，上距3煤89m。由1~8个分煤层组成，全层仅有5个不可采点，为稳定煤层。13煤为煤系最下部的局部可采煤层，上距12煤3.5~26m，由1~4个分煤层组成。
1.1.9瓦斯含量、煤尘爆炸的可能性和煤的自燃性
瓦斯含量：本井田为高沼气矿井，12煤和13煤在煤层的风化带以下，每吨可燃质的瓦斯含量在5~20m³之间。因本井田为不对称倾伏向斜构造，瓦斯的分布基本与构造形态相吻合，甲烷含量的值线随着煤层的埋藏深度而有规律的增加，向斜轴部是瓦斯含量最高地区，向斜两翼因倾角不同，其瓦斯梯度值的变化也各异。井田因受断层影响，瓦斯有局部富集现象。根据分区计算，矿井瓦斯相对涌出量按20m³/d·t进行设计。
煤尘爆炸的可能性：本井煤尘无爆炸危险，但又指出由于井田内瓦斯含量较大，煤质松软，以粉煤为主，所以煤尘可能有爆炸性。
煤的自燃性：
按着火温度降低值（△T）划分煤的自燃倾向等级，12煤和13煤的△T值均在45~25范围内，属于有可能自燃发火的煤层。
1.1.10矿井地质储量和可采储量

水平划分
煤

层
工业储量A+B+C
永 久 煤 柱 损 失
可 采
储 量
河堤煤柱
断层
防水煤柱
工业场地煤柱

—350 水平以上
3
179.80

52.74

101.65
12
2896.38
57.03
120.17
573.81
36.28

13
918.48
17.25
44.84
171.18
4.24

合计
399.466
74.28
165.01
797.73
40.52
2232.05

—500水平以上
3

12
2459.42
62.95
24.76
288.02
194.82

13
722.96
7.79
11.18
48.84
86.77

合计
3182.88
70.74
35.94
336.86
281.59
1965.80

—500水平以下
3

12
1424.45
122.10
139.79

13
274.77
23.63
28.52

合计
1699.22
145.74
168.31

1108.14
全矿总计

8876.26
290.75
369.26
1134.59
322.11
5407.64

1.1.11设计生产能力、服务年限
生产能力：年产150万t，日产4166t。
各水平储量及开采年限：
水平划分
—350水平上山
—500水平上山
—500水平下山
储量
27900.6kt
24572.5kt
13851.8kt
服务年限
21.2年
18.7年
10.6年
全矿总计服务年限
50.5年

1.1.122矿井工作制度
年工作日为300d；每天三班生产、一班准备，掘进三班作业，每班6h工作。
1.22井田开拓
1.2.1井田开拓方式
由于本井田煤层埋藏较深，第四系含水砂层厚约60~120m，采用一对竖井开拓，根据煤层埋藏深度（向斜轴部最深可达-700m），其产状为-N30°~40°E向SW倾状的不对称向斜构造。特点为东缓西陡。东翼倾角为5°~25°；西翼倾角为30°~50°。采用两个水平开拓全井田。综上所述，本井田的开拓方式选为立井多水平上下山混合开拓。见图1-2-1.
立井开拓的适应性很强。一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。其井筒短、提升快及能力大，对辅助提升特别又利。可扩大断面。满足大风量的要求。准备两套提升设备，由于井筒短，通风阻力较小，对深井更为有利.但是，立井开拓施工难度大、设备投资大、要求高。上、下山开采的比较。见
表1-2-1

图1-2-1
a.立井单水平上下山 b.立井多水平上下山
c.立井单水平上山 d.立井多水平上下山混合式

表1-2-1
开采方式
上山开采
下山开采
开拓工程
（井筒、井底车场、石门等）大
（井筒、井底车场、石门等）小
基建投资
大
小
水平垂高
Ha＝1/2Hb
Hb
水平服务年限及接替
T短，井筒延深多次；接替紧张
T长；井筒延深次数少；利于接替
运 输
煤（矸）下运，能力大，费用低；全矿有折返运输
煤（矸）上运，能力低，费用低；全矿无折返运输
掘进
工序简单，方便，成本低
工序复杂，装运困难，速度慢，成本高；
通风
新风、泛风均向上，线路短；漏风少；通风设施少；管理方便，费用低。

①两下山相距近，负压大，漏风大;② 通风线路长，最困难时期比上山采区长一倍; ③通风交叉点和设施多，④管理复杂,CH4大时，费用高。
排水

水自流入仓，系统简单
费用低

①每个区段设临时水窝，安小水泵排水至大巷— 水小时②将采区下山一次掘至终深，在采区下部设水仓及硐室，安泵排水.总工程量大，费用高
技术上
基建投资
生产经营费
优
高
低

可行
低
高

1.2.22井筒用途、布置及装备
井筒共有三种形式：平硐、斜井和立井。依据本井田的地质赋存条件选为立井，数目为三个，形式分别有主井、副井、东风井。
主井井筒作为提升煤炭只之用，不兼做进回风。径直径为5m，表土段部分为冻结法施工，壁厚为900mm，钢筋混凝土构造。基岩段，壁厚400mm，混凝土构造，井筒内设有一对6t统侧底卸式箕斗，采用钢筋绳罐道。
副井作为提升矸石、材料、设备、升降人员兼做进风之用。净直径6m，表土段部分为冻结法施工，壁厚为900mm，钢筋混凝土构造。基岩段，壁厚400mm，混凝土构造，井筒内设1.0t矿车双层双车，普通罐笼。
东风井作为排风兼作矿井安全出口。净直径5m，表土段部分为冻结法施工，壁厚为900mm，钢筋混凝土构造。基岩段，壁厚400mm，混凝土构造，井筒内设有梯子间、洒水管。井筒特征表见表1-2-2

表1-2-2
井筒名称
井口坐标
标高
（m）
提升方位角（度）
井筒深度（m）
经距
纬距
主井
41520510
4585450
23.21
15
433.4
副井
41520514.576
4585505.714
23.21
105
410.0
东风井
41522620
4584910
24.00
NW25
194.38

井筒 直径（m）
断 面（㎡）
砌 墙
井 筒 装备
净
掘进
净
掘进
厚度（m）
材料
5.0
5.8
19.6
26.4
0.4
混凝土
一对16t箕斗，钢丝绳罐道
6.0
6.8
28.3
363
0.4
混凝土
一对一吨矿车，双层，双车罐笼梯子间，槽钢组合罐道
5.0
5.8
19.6
26.4
0.4
混凝土
梯子间

1.2.3开采水平数目和位置
本井田为两个开采水平，第一水平标高为350m，开采井田东翼。第二水平标高为500 ，开采东翼350~500m及500m以下的煤层，同时通过石门开采井田西翼500m以上及500m以下至向斜轴的煤层。
根据通风及安全的要求，井田设有东风井，为竖井。第一水平开采期间，仅使用东风井排风，共分为五个采区：北一、北二、南一、南二、南三采区。第二采区本设计不考虑。
1.2.4井底车场形式
井底车场的形式分为环形式和折返式两大类。环形式又分为卧式、斜式和立式。
根据运输大巷、井口位置及地面生产系统等既定的原则，本矿井底车场的形式采用立式环形车场。用石门与主要运输大巷相连接。
立式环形井底车场如图1-2-4.相对其他形式的车场而言，当在空、重列在车场内不在同一轨道上做相同运行时，立式环形车场调度工作简单，通过能力较大，应用广泛。但是，其开拓工程量较大。

调车方式：机车牵引煤列车过卸载站，拉空车出井底车场。混合列车均采用顶车调车，主、副井重车线设有链式推车机。
1.2.5水平运输大巷的位置和总回风巷的位置
水平运输大巷和总回风巷的位置均在13煤底板岩巷石中，均为岩巷。运输大巷标高—350m，总回风巷标高—165m。
运输大巷作用：为开采上水平各煤层服务；为开采下水平煤层回风。
总回风巷是全矿井或矿井一翼服务的回风巷道
煤巷与岩巷的比较见表1-2-5

表1-2-5
项 目
煤层大巷
岩石大巷
掘进及
工期
施工、设备简单，速度快，工期短，费用低；超前勘探煤层变化。
岩石工程量大，速度慢，费用高；工期长。
维护
维护（大巷、管线、轨道、水沟等）工作量大，费用高；大巷维修频繁，影响生产。
维护条件好，费用低；少维修，对生产有利。

使用
地质构造复杂时，煤巷弯道多，对运输方式有限制，通过能力小；不利于采区煤仓布置。
能适应地质变化，可取直或分段取直，方向和坡度一定，对运输方式不限，通过能力大。利于布置采区煤仓。
煤损
大巷上下两侧各留煤柱30~40m或（40~50m），煤损大
不留或少留煤柱，丢煤少

安全
防火、安全不利，煤层自燃时，封闭大巷，导致停产。
对防火安全有利
岩石大巷与煤巷相比的优、缺点如下：
优点：巷道维护费用低，并可少留或不留煤柱，能较好地适应地质构造的变化，便于保持巷道的方向和坡度，利于列车行驶和保证运输能力，有利于预防火灾和安全生产，有利于设置采区煤仓和采区车场。
缺点；如果在煤层底板岩石中的位置选择不当仍然会使岩石大巷维护困难。
经果对比分析，岩巷更适合本矿井。
1.2.6主要下山的位置、长度和数量
三条岩石下山：在13号煤层底板中布置三条上山，如图1-2-6所示。它适用于开采煤层层数多、厚度大、储量丰富的采区，以及瓦斯大、通风系统复杂的采区。长度797.8
1.23矿井开采方向
1.3.1矿井采区形式，尺寸及巷道布置
矿井采区形式一般分为单翼采区和双翼采区。本井田为双翼采区。
采区尺寸： 南北走向 1175~1350m
东西倾向 744.7~1223.4m
巷道布置见图1-2-6
1.3.2采区生产能力、同时生产的工作面数、采煤方法和回采工艺的主要类型
采区生产能力即矿井生产能力为150万吨/年，同时生产工作面为两个。
1.3.3 采煤方法和回采工艺的主要类型
根据不同的矿山地质及技术条件，可有不同的采煤系统与采煤工艺相配合，从而构成多种多样的采煤方法。采煤方法分为壁式体系采煤法和柱式体系采煤法，本采区选用的是缓倾斜走向长壁采煤法。
综采具有高效、高产、安全、劳动生产条件好、劳动强度小、设备投资高、管理复杂等条件。适用条件：1.地质条件好、构造少、顶底板条件好；2.煤层中厚以上，赋存稳定的倾以下的煤层效果最好。
综上所述，本采区的回采工艺适合综采。
第2章 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、排出污浊空气的进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网路和风流控制设施的总称。
2.1 通风方式的选择
2.1.1 选择通风方式的主要依据和因素
本井田的煤层赋存较深，煤层埋藏较深，向斜轴部最深处可达-700m，第四系冲积层厚约60~120mm，冲击层厚度较厚，本井田为高沼气矿井，12煤和13煤在煤层的风化带以下，每吨煤的瓦斯含量在5~20m3之间。井田因受断层影响瓦斯有局部富集现象。本井田煤尘无爆炸危险，但由于井田内瓦斯含量较大，煤层松软，以粉煤为主，所以煤尘有可能有爆炸性。按着火温度降低值（△T）划分煤的自燃倾向等级，12煤和13煤的△T均在45-25°范围内，属于有可能自燃发火的煤层。本井田的自然地形海拔标高为15.6~21.4m，形成东北部略高，西南部略低的平缓地势。井田长7.5km，宽4km，井田面积30km2，有效含煤面积为25km2。本井田生产能力为150万吨每年。由于煤层埋藏较深，采用一对竖井开拓，井田开拓开采方法为立井多水平上下山混合开采。开采方法为走向长壁采煤法。
2.1.2 通风方式方案确定

通风方 式
中央式
对角式
区域式
混合式
中央并列式
中央边界式
两翼对角式
分区对角式
优点
进、回风井均布置在工业广场内，场地建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，井筒保护煤柱小。矿井反风容易
通风阻力小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风流的污染。
风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。内部漏风少。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和主要通风机的噪声污染。
每个采区都有独立的通风路线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快。
既可改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工期。风流线路短，阻力小。漏风少，通风网路简单，风流易于控制，便于通风机的选择。
回风井数量较多，通风能力大，布置较灵活，适应性强。
缺点
风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，风阻大；井底车场附近漏风大。工业广场受主要通风机噪声影响和回风风流的污染。
风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，风阻较大
井筒保护柱压煤较多，初期投资大，投产晚。
占用设备多，管理分散，矿井反风困难。
通风设备多，管理分散。
通风设备较多。
适用条件
适用于煤层倾角大、埋藏深、井田走向长度不大（小于4km），瓦斯与自然发火都不严重的矿井。
适用于煤层倾角较小，埋藏浅、井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井。
井田走向长度大于4km，井型较大；瓦斯与自然发火严重的矿井，或者低瓦斯矿井；煤层走向较长，产量较大的矿井。
煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷。
井田面积大、储量丰富或瓦斯含量大的大型矿井。
井田范围大，地质和地面地形复杂；或产量大，瓦斯涌出量大的矿井。
经对比分析，确定本矿井的通风方式最佳方案为中央并列式。
2 本矿的进风井为副井，排风井为东风井。
两个井均为立井。副井的坐标为41520514.576（经距）、4585505.714（纬距）。标高为23.21m。副井的服务区域为提升矸石、材料、设备、升降人员兼做进风井。
东风井的坐标为41522620（经距）、4584910（纬距）。标高为24m。东风井的服务区域为排风兼做安全出口。
2.2 矿井通风机工作方法
2.2.1 选择主要通风机工作方法依据与主要考虑的因素
主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽式混合式。
抽出式主要安装在回风井口，在抽出式的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压的负压状态。当主要通风机因故障停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。
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毒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。采用压入式通风机在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理困难，且漏风较大。当地形复杂、露头发育老窑多，采用多井通风有利时。适用于压入式通风。
压抽混合式在入风井口设一风机做压入式工作，回风井口设一风机做抽出式工作。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，采空区通过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。
根据综上所述，本矿明显不适用于压入式通风，而混合式也管理复杂，所以本矿选择抽出式通风做为主要通风机的通风方式。

2.2.2 通风机的附属装置及有关规定
1防爆盖
出风井的上口，必须安装防爆设施，在立井井口安设防爆盖，其作用是：当井下一旦发生瓦斯或煤尘爆炸时，受高压气浪的冲击作用，自动打开，以保护主要通风机免受损坏。在正常情况下，它是气密的，以防止风流短路。见图2-2-2

图2-2-2立井井口防爆盖示意图
1-防爆井盖 2-密封液草 3-滑轮 4-平衡重锤 5-压脚 6-风硐
防爆盖应设计合理，结构严密，维护良好，动作可靠。
2反风系统形式
反风装置时用来使井下风流反向的一种设施，以防止进风系统发生火灾时产生气体进入作业区；有时为了适应救护工作也需要进行反风。反风方法因风机的类型和结构不同而异。主要有：设专用反风道反风；利用备用风机做反风道反风；风机反转反风和调节动叶安装角反风。
反风装置应满足：1定期进行检修，确保反风装置处于良好状态；2动作灵敏可靠，能在10min内改变巷道中风流方向；3结构要严密漏风少；4反风量不应小于正常风量的40%；5每年至少进行1次反风演习。
3主要通风机的有关规定
主要通风机的安装和使用应符合下列要求：
（1）主要通风机必须安装在地面；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%。
（2）必须保证主要通风机连续运转。
（3）必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。在建井期间可安装1套通风机和1部备用电动机。生产矿井现有的2套不同能力的主要通风机，在满足生产要求时，可继续使用。
（4）严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。
（5）装有主要通风机的出风井口应安装防爆门，防爆门毎6个月检查维修1次。
（6）至少每月检查1次主要通风机。改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。
（7）新安装的主要通风机投入使用前，必须进行1次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年至少进行1次性能测定。

第3章 矿井风量计算及根本
3.1 矿井总风量的计算
采用分别计算法，确定矿井的总风量
其风量计算按下式 Q总=（+∑Q掘+∑Q峒）K矿 m3/min
3.1.1采煤工作面需风量计算
采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算并取最大值。
1 按瓦斯涌出量计算
根据下式计算：Qwi=100×Qgwi×kgwi
QW—采煤工作面需风量
Qgw—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量。回采工作面的Qg=13.38 m3/min，抽出率为71%。由Qgw＝Qg－（Qg×71%）得出Qgw＝3.88。
kgw —瓦斯涌出的不均匀的备用风量系数。它的取值范围为1.2~1.6. 取kgw =1.4
Qw1= Qw2=100×Qgwi×kgwi=100×3.88×1.4=543.2 m3/min
∑Q采= Qw1+ Qw2=1086.4 m3/min
2 按工作面进风温度计算
根据下式计算：Qw i=60×Vwi×Swi×kwi
Vwi—采煤工作面风速，按其进风流温度20℃得出范围0.8~1.0.本次取Vwi =0.9m/s
Swi—取最大和最小控顶时有效断面平均值。本次支护选用掩护式，经验公式：Sw=3×（M－0.3）又由M1=2.18 M2=2.35。经过计算得出Sw1=5.64m2，Sw2=6.15m2
kwi—第i个工作面的长度系数。第一个工作面的长度为165m，第二个工作面长度为175m。依表可选，得出kw1= kw2=1.2，由掩护式支架的公式所以
Qw 1=60×0.9×5.64×1.2=365.5 m3/min
Qw2=60×0.9×6.15×1.2=398.5m3/min
所以∑Q采= Qw1+ Qw2=365.5+398.5=764.0 m3/min
3按工作人员数量计算
根据下式计算：Qw i=4×nwi
4—每人每分钟供给的最低风量
nwi—第i个采煤工作面人数。由于第一个工作面比第2个工作面长，所以本次设定两个工作面的工作人数均为28.
Qw 1=4×nw1=4×28=112m3/min
Qw 2=4×nw2=4×28=112 m3/min
所以∑Q采= Qw1+ Qw2=4×28+4×28=224 m3/min
4按风速进行验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量
Qw 1≥60×0.25×5.64=84.6 m3/min
Qw 2≥60×0.25×6.15=92.25 m3/min
按最高风速速验算各个采煤工作面的最大风量
Qw 1≤60×4×5.64=1353.6 m3/min
Qw 2≤60×4×6.15=1476 m3/min
经过验算各个工作面的风量都在范围内
根据以上因素得出的计算结果，取最大值。即∑Q采=1008.8 m3/min
3.1.2掘进工作面需风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
根据下式计算：Qh i=100×Qgh i×k gh i
Qh i—第i个掘进工作面的需风量
Qgh i—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.1
kgh i—第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般取值范围为1.5~2.0.本次取kgh 1 =1.8，kgh 2 =1.7 。
Qh 1=100×Qgh ×k gh=100×2.1×1.8=378 m3/min
Qh 2=100×Qgh ×k gh=100×2.1×1.7=357 m3/min
∑Q掘= Qh 1+ Qh 2=378+357=735 m3/min
2、按炸药量计算
根据下式计算：Qh i=25×Ahi
25—使用1千克炸药的供风量
Ahi—第i个掘进工作面一次爆炸所用的最大炸药量
本次设计第一掘进工作面巷道断面面积为8.74m2，设计炮眼数为28个，每个炮眼的炸药量为150~600g，本次取400。即一次爆破的最大炸药量为28×400=11.2kg。
第二掘进工作面巷道断面面积为8.36m2，设计炮眼数为27个，每个炮眼的炸药量为150~600g，本次取400。即一次爆破的最大炸药量为27×400=10.8kg。
所以 ∑Qh= Qh 1+ Qh 2=25×11.2+25×10.8=550 m3/min
3、按局部通风机的吸风量计算
根据下式计算：Qh =∑Qhf×khf
∑Qhf—掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。本次设计为每个掘进工作面配置1台局部通风机，第一工作面选择JBT—52（11KW）型风机的额定风量为200 m3/min；第二工作面选择JBT—61（14KW）型风机的额定风量为250 m3/min
khf —为防止局部通风机吸循环风量的备用风量系数，本次取1.3
所以∑Q掘= Qh 1+ Qh 2=200×1.3+250×1.3=585 m3/min
4、按工作人员数量计算
Qh =4×nh
nh—掘进工作面同时工作的最多人数，根据规程，两面均设13人
Qh 1= Qh2=4×nh1=4×13=52 m3/min
∑Q掘= Qh 1+ Qh 2=52+52=104 m3/min
5、按风速进行验算
按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量
Qh 1≥60×0.25×8.74=131.1 m3/min
Qh 2≥60×0.25×8.36=125.4 m3/min
按最大风速验算，各个煤巷掘进工作面最大风量
Qh 1≤60×4×9.88=2371.2 m3/min
Qh 2≤60×4×9.88=2371.2 m3/min
根据以上因素，最后确定∑Q掘=735 m3/min
3.1.3峒室需风量计算 即∑Q峒
1、峒室
本采区峒室有三个峒室，分别为采区变电所、绞车房和水泵房。
可按经验值取值，范围为60~80 m3/min，变电所取 70 m3/min、绞车房取80 m3/min和水泵房取80 m3/min 。
即∑Q峒=Qr电+Qr绞+Qr泵=70+80+80=230 m3/min
2、炸药库
Qr =4×V/60
V—库房容积，m3 V=50×60×1.8=5400 m3
Qr =4×V/60=4×5400/60=360 m3/min
Q峒 =360+230=590 m3/min
3.1.4其它风量
Q其它 =5%（1008.8+735+590）=116.69 m3/min
3.2矿井总风量计算
根据以上计算结果，按风量计算公式代入