禹州神火圃晟源煤矿通风安全的设计学位论文.doc

郑州工业安全职业学院
毕业论文（设计）

题目：关于禹州神火圃晟源煤矿通风安全的设计

毕业论文（设计）成绩评定表
学生
姓名

学号

班级名称
矿井通风与安全10-1
毕业论文（设计）
课题名称
关于禹州神火圃晟源煤矿通风安全的设计
指导教师评语（应包括选题是否恰当、是否理论联系实际、论点是否正确、论证是否充分、语言是否通顺、结构是否合理、行文是否规范）：

成 绩：

指导教师签名：
年 月 日
系学术委员会意见（同意给优、良、及格、不及格等次）

系主任签名：
年 月 日

摘 要
近年来，煤炭行业的发展势头一直很好，越来越多的人力和资金投入到了煤矿的建设和生产中。本设计就是在这样的前提下对神火集团圃晟源煤矿进行实地考察和实习，经过认真而详细的分析、计算后撰写的。
本矿井设计采用立井单水平下山的开拓方式，中央并列式负压抽出分区通风。由于本矿井型为技改小型矿井，计划于今年9月份正式投产，设计生产能力为15万t/年，对连续运输要求较高，主要采用箕斗提升运输。瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井。
关键词：技改 立井　分区式　低瓦斯

目 录
内容摘要
前 言
第一章 矿区概况及井田地质特征
第一节 矿区概况
一 地理位置、交通情况
二 煤系地层特征，煤的牌号、用途、煤质
三 矿井开拓方式、巷道设计
第二节 井田地质、气象、地理特征
第三节 周边居民、矿山开采情况
第二章 矿井通风系统
第一节 通风系统概述
第二节 采面通风设计
第三节 硐室通风设计
第四节 掘进工作面通风设计
第五节 矿井负压、等积孔计算
第六节 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
第七节 通风系统可行性评价
第八节 系统应急预案
第九节 系统管理设计
第三章 矿井压风自救系统设计
第一节 压风自救系统概述
第二节 系统设备安装设计
第三节 系统管理检修责任制
第四节 系统可行性评价
第五节 系统应急预案
第六节 关于增设压风自救设施的设计
第四章 矿井防尘、供水施救系统设计
第一节 防尘、供水施救系统概述
第二节 系统供水示意图
第三节 系统设备安装设计
第三节 系统管理检修及岗位责任制
第四节 系统可行性评价
第五节 系统应急预案
第六节 关于增设防尘、供水施救设施的设计
第五章 矿井隔爆系统设计
第一节 隔爆系统概述
第二节 隔爆设施设计标准
第三节 隔爆设施管理、维护
第六章 矿井监测监控系统
第一节 监控系统概述
第二节 矿井现存基本问题
第三节 设计装备的原则、依据
第四节 设备选型
第五节 机房设计
第六节 机构设置及人员配备
第七章 总 结
参考文献

前 言
（一）概述
圃晟源矿是永城神火煤电股份有限公司整合的中小型煤矿之一，现为技改矿井。圃晟源矿区位于著名的钧瓷之乡--河南省禹州市神垕镇东部，距神垕镇1.5Km，交通便利。
圃晟源矿井田面积15.8Km2，已探明储量125万吨，开采储量为106万吨。
（二）编制设计的主要依据
由圃晟源矿提供的以下资料，作为本设计的依据：
1、 采矿许可证（证号：4100000431340）确定的禹州市神垕镇河清三矿的井田范围；
2、许昌市企业发展服务局：许市企发【2006】220号《关于禹州市神垕镇河清三矿技术改造初步设计》的批复；
3、2001年12月河南省地质矿产勘查开发局第二地质勘查院编制的《河南省禹州神垕镇河清三矿二1煤层储量报告》 ；
4、2004年禹州市煤安矿用仪器检测中心对禹州市神垕镇河清三矿鉴定的瓦斯报告；
6、2004年8月30日神火集团公司通风实验室煤尘爆炸危险性鉴定报告；
7、2004年8月30日神火集团公司通风实验室煤层自燃倾向等级鉴定报告；
8、禹州市神后镇河清三矿修改设计委托书；
9、建设单位提供的有关矿井开采技术资料、图纸、机电设备资料等；
10、2004年河南省煤田地质局地质四队《河南省禹州市神垕镇河清三矿煤炭资源储量核查报告》 ；
11、2009年河南省煤田地质勘探院《河南省禹州市神垕镇河清三矿瞬变电磁勘查报告》 ；
12、 禹州市神垕镇河清三矿技改工程设计说明书及施工图；
13、 禹州市神垕镇河清三矿技改工程施工、竣工资料。
（三）设计的指导思想
1、以“投资省、见效快、环节配套、安全生产”为基本原则，力求使井上、下各通风安全系统简单实用，便于管理，成本低。把煤矿改造成为安全性高、经济效益好的矿井。
2、 因地制宜，优化矿井开拓部署，做到布局合理，生产集中，系统完善，环节流畅
3、 坚持经济效益和社会效益并重的原则，注重生态保护和水土保持。

第一章 矿区概况及井田地质特征
第一节 矿区概况
一 地理位置、交通情况
禹州神火圃晟源矿业有限公司位于禹州市神垕镇清岗涧村一带，属禹州市神垕镇管辖，东北距禹州市20km，本矿西部有简易柏油公路通过，有矿区公路与之相通，交通条件较为便利。区内交通以公路为主，以禹州市区为起点，东南距许昌市37km，南距平顶山市62km，东北距郑州市80km，西经登封市距洛阳市160km。禹州市到以上各省辖市均为省一级以上公路，车辆通畅，交通方便。
井田范围二1煤层由河南省国土资源厅划定的8个坐标点依次连接圈定，矿区边界各拐点坐标见“矿区边界拐点坐标”表。地理坐标：东经113º13´46"～113°14´52"，北纬34°06´58"～34°07´56"。长0.6～1.26km，宽0.31～1.0km，面积1.0987km2。

表： 矿区边界拐点坐标
序号
坐标

X
Y

1
3778400.00
38429682.00

2
3777912.00
38429685.00

3
3777867.00
38429352.00

4
3777376.00
38429454.00

5
3777156.00
38428910.00

6
3776860.00
38428992.00

7
3777230.00
38429923.00

8
3778646.00
38430607.00

二 煤系地层特征，煤的牌号、用途、煤质
矿区范围内地质构造较简单，地层为一单斜形态，地层走向66°，倾向156°，倾角12～29°。本矿位于景家洼向斜北东翼，白家沟正断层上盘块段，区内断裂构造发育断层有三条：清岗涧正断层，位于本矿原主井以北，走向80°，倾向170°，倾角60°左右，地层落差15～60m；清岗涧支断层，位于本矿原主井以南，走向50～110°，倾向140～200°，倾角62°左右，地层落差20m左右；白家沟正断层，走向26°，倾向296°，倾角80°左右，地层落差150m左右。
矿井属半隐伏型，矿井北部被第四系掩盖。南部山坡出露上石河子组、石千峰组地层。根据钻孔、井筒揭露和区域地层资料，以地层沉积时序和接触关系，由老至新有：上寒武统崮山组、长山组、凤山组、上石炭组本溪组、下二叠统太原组、山西组、下石盒子组、上二叠统上石盒子组、石千峰组、第四系。其中含煤地层为下二叠系太原组、山西组、下石盒子组和上二叠统上石盒子组。
见：地层简表：

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地 层 简 表
地层单位
代号
地层厚度（m）
主 要 岩 性 特 征
界
系
统
组
最小—最大
平均
新
生
界
第
四
系

Q
0—5
3
上部为褐色粘土夹钙质结核，下部为浅灰色砾石层。
古
生
界
二
叠
系
上统
石千峰组
P2sh
320—385
340
俗称平顶山砂岩，浅灰～灰白色厚～巨厚层状中，粗粒长石石英砂岩，中、下部夹薄层灰～深灰色泥岩、粉砂岩，底部含石英砾及泥砾，具大型板状交错层理和韵律分选层理。本段砂岩坚硬 ，常形成单面山地形，为煤炭地层上履的良好标志层。
上石盒子组
P2s
271.4
自田家沟砂岩至平顶山砂岩，包括七、八、九三个煤段。为灰白～浅灰色中料砂石，深灰～绿灰色泥岩、砂质泥岩组成，主要可采煤层六4煤位于该组下部。
下统
下石盒子组
P1x
299.2
下起砂锅窑砂岩（标6）底界面，上止于田家沟砂岩（标12）底界面，包括三、四、五、六四个煤段。由灰色细粒砂岩、深灰色砂质泥岩及紫斑泥岩组成，砂锅窑砂岩位于本组底部，为浅灰色中粗粒砂岩，含石英细砾，为矿区一主要标志层。
山西组
P1s
81.7
顶部以浅灰色含紫斑或暗斑的泥岩为主，夹砂质泥岩和砂岩；中下部为灰黑色泥、深灰色细粒砂岩及煤层组成。其中大占砂岩为区域内二1煤层顶板标志，泥岩中常含植物化石。
太原组
C1t
67.2
由灰色、深灰色、灰黑色、黑色石灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，自上而下为上部灰岩段、中部砂泥岩段和下部灰岩段，主要由L1～L99层灰岩组成。
石
炭
系
上统
本溪组
C2b
10～20
为青灰～灰白色铝土质泥岩，含铁质、硅质，具鲕状豆状结构，底部见不稳定铁矿层。
寒
武
系

上统
凤山组
∈3f
52.1
浅黄色薄～中厚层状白云质灰岩夹白云岩，以含灰白色燧石团块及不规则燧石条带为主要特征。
长山组
∈3c
45.7
为兰灰色中厚层状白云质结晶灰岩，具鲕状结构，层理发育，局部夹灰黄色薄层状泥质条带，含燧石团块。
崮山组
∈3g
135.4
浅灰～灰白色白云质灰岩，显晶质，巨厚层状，夹鲕状白云岩及泥质白云岩或白云质灰岩，为含煤地层的沉积基底。

(1)煤层
据《河南省禹县煤田三峰山～米托寺勘探区地质报告书》，本区含煤地层属二叠系太原组、山西组与上、下石盒子组，煤系地层总厚度719.50m，含煤76层，煤层总厚度11.90m，含煤系数1.7%。可采或局部可采煤层数4个(二1、五4、六2、七2)，总厚度8.23m，可采含煤系数1.14%。
二1煤层直接顶板大部为深灰色砂质泥岩，厚0.20m～1.00m，老顶(局部为直接顶板)为浅灰～灰色细～粗粒砂岩，含菱铁质颗粒，层面含大量白云母片和丰富的炭质(俗称大占砂岩)。煤层底板为深灰色泥岩、砂质泥岩，局部炭质泥岩，砂质泥岩具波状及透镜层理(标3)。二1煤层上距砂锅窑砂岩(标6)70m左右，标6之上是含大量鲕粒的紫斑泥岩(标7)。煤层顶底板特征和标志层标6、标7都是本区对比二1煤的重要依据。
河清三矿现开采二1煤层，煤层倾角为12～29°，地层沿走向、倾向有一定变化。

二1煤层厚度有一定变化，钻孔及本矿井筒、巷道揭露煤层真厚度0～3.99m，不可采点分布于矿区深部，煤层结构简单，无夹矸，应属较稳定煤层。煤层资源储量估算地段埋深80～520m，底板标高-165.00～+165.00m。
(2)煤质
二1煤层呈黑色，条痕灰黑色，强玻璃光泽，粉状煤为主，粒状次之，少量碎块状，硬度小，易碎，偶含黄铁矿结核。视密度为1.40t/m3。
宏观煤岩类型为半亮型煤，显微煤岩类型为丝质亮暗煤。显微煤岩组分特征：有机组分以镜质组为主，半镜质组、半丝质组和丝质组次之，具条带状结构。无机组分以粘土矿物为主，多呈浸染型分布。硫化物和碳酸盐储量甚少。
根据煤质化验资料，二1煤：灰分(Ad)15.05%，挥发分(Vdaf)14.45，硫分(St.d)0.26%，水分(Mad)15.05%，磷(P)0.02%，发热量(Qb.d)：28.62MJ/kg。
本区二1煤属低中灰、特低硫、特高热值的可选性中等的贫瘦煤，适用于工业用煤或民用煤。
以钙质结核和砂、砾石层为主，厚2.0～6.0m，平均4.0m含水性与大气降水密切相关，受大气降水直接渗入补给，地下水动态随季节而变化．富水性较弱，为孔隙潜水。矿井范围内厚度较小．地形坡度较大，排泄条件较好．对矿井生产影响不大。
本矿区水文地质构造条件中等，矿井充水水源以底板进水为主的岩溶充水矿床．水源补给条件一般．含水层富水生也较弱．依据煤炭资源地质勘探规范．该矿属第三类第二亚类第二型的水文地质类型。
供水水源采用矿井排水，经净化处理作为矿井生产生活用水。
三 矿井开拓方式、巷道设计
1、该矿原采用一对立井井筒开拓，设计生产能力0.06Mt/a。主井井口标高+287.65m，井筒深213.0m，井筒直径Φ=3.6m；副立井井口标高+288.328m，井筒深218.0m，井筒直径Φ=2.6m。主、副井井筒均采用料石砌碹，主井装备0.75t非标准罐笼双码提升，担负全矿井煤炭和矸石的提升任务，并兼作矿井的进风井；副井井筒作矿井的回风井及升降人员使用，井筒落底于二1煤层底板。在用巷道均沿二1煤层顶板施工。两立井井口相距53m，井筒内安设了钢性爬梯。
2、用一个水平下山开采，水平标高为-95m；水平车场及主要硐室布置在煤层顶板岩层中；中央皮带下山沿煤层顶板掘进。本次修改初步设计将首采工作面布置在井田中上部的11采区。以一个炮采工作面和一个掘进工作面，保证矿井的设计生产能力。中央皮带下山运输设备选用SQD-90型带式输送机；回采工作面运输设备选用SGD-22B型可弯曲刮板输送机，工作面运输巷运输设备选用SGD-22B刮板运输机和SSJ-650型胶带输送机。
3、大巷材料车、矸石车运输，采用人力推车运输。
4、原有工业场地仍为矿井管理、生活居住的场地。主井工业场地只设生产车间生产场所，并与原有工业场地沟通。
5、主井地面设储煤场，出井原煤在去储煤场胶带输送机上进行人工拣矸后，不分级混煤进入储煤场，装汽车外运。

巷 道 布 置 图

第二节 井田地质，气象、地理特征
矿区范围内地质构造较简单，地层为一单斜形态，地层走向66°，倾向156°，倾角12～29°。本矿位于景家洼向斜北东翼，白家沟正断层上盘块段，区内断裂构造发育断层有三条：清岗涧正断层，位于本矿原主井以北，走向80°，倾向170°，倾角60°左右，地层落差15～60m；清岗涧支断层，位于本矿原主井以南，走向50～110°，倾向140～200°，倾角62°左右，地层落差20m左右；白家沟正断层，走向26°，倾向296°，倾角80°左右，地层落差150m左右。
主要含水层和隔水层:
1、二1煤层顶板含水层
矿山内主要有山西组大占砂岩段，香炭砂岩段，下石盒子组砂锅窑砂岩组成，厚17.4～74.39m，平均厚52.54m。多为中～粗粒砂岩，泥硅质胶结，裂隙不发育，富水性及透水性较弱。属孔隙裂隙承压水。其中大占砂岩和香炭砂岩经常合并为一层，是二1煤层顶板直接充水含水层；砂锅窑砂岩是二1煤层的间接充水含水层。煤层采动后，易造成裂隙淋水，易疏干，对二1煤层的开采影响不大。
2、二1煤层底板含水层
（1）太原组上段灰岩含水层
由L7～L11层灰岩组成，平均厚13.34m，上距二1煤层8.0m左右，是二1煤层底板直接充分水含水层。该含水层岩溶裂隙发育程度随着由北向南含水层埋深的增加而减弱，富水性也随之减弱，水位标高随着降低。属弱富水的岩溶裂隙承压水，对二1煤层开采有直接影响。
（2）太原组下段灰岩含水层
由L1～L4层灰岩组成，其中L1、L4灰岩相对稳定，较发育，平均厚13.28m，由北向南埋深增大，岩溶裂隙发育程度随之减弱，属弱富水的岩溶裂隙承压水，为二1煤层底板间接充水含水层。
（3）凤山组白云质灰岩含水层
该含水层平均厚52.10m，由北向南埋深增大，岩溶裂隙的发育程度和富水性也随之减弱。属于弱富水的岩溶裂隙承压水，是二1煤层底板的间接充水含水层。
3、第四系含水层
以钙质结核和砂、砾石层为主，厚2.0～6.0m，平均4.0m，含水性与大气降水密切相关，受大气降水直接渗入补给，地下水动态随季节而变化，富水性较弱，为孔隙潜水。矿井范围内厚度较小，地形坡度较大，排泄条件较好，对矿井生产影响不大。
4、二1煤层顶板隔水层
由二1煤层顶至砂锅窑砂岩底间的泥岩、砂质泥岩组成，与各砂岩含水层交互沉积，层位稳定，厚度大，为良好阻隔水层，可有效阻隔上部砂岩含水层对二1煤层开采的危害。但在构造破坏情况下将失去隔水作用。
5、二1煤层底板隔水层
由泥岩、砂质泥岩及细砂岩组成，厚约8m。一般情况下可阻隔太原组灰岩水进入二1煤层矿井，但在断裂切割、采掘等引起压裂、震动情况下，此隔水层可能失去隔水作用，诱发淹井事故。
充水因素:
1、地表水
矿区范围内无河流和地表水体，一般不会对矿区煤层开采产生不利影响。
2、大气降水
本区大气降水多集中在7、8、9月份，其降水量占全年的70%左右。大气降水对地表水、地下水、老窑水等具有补充作用。
3、地下水
进入开采二1煤层矿井的地下水主要为顶、底板直接充水含水层。二1煤层底板直接充水含水层含水性一般较弱，一般情况下不会对煤层开采产生大的影响，但遇底板变薄或地质构造，水就可能涌出，对煤层开采产生不利的影响。
4、断层导水性
开采过程中遇断层可能出水但属裂隙水，水量不大。
地形、地貌:
矿区地势属低山丘陵地貌，南高北低，区内最高海拔+490m，最低海拔+220m，相对高差270m，矿区范围内有苗家门、李家门民用住宅，冲沟发育，泄洪条件较好。
水系:
本区地处淮河水系颖河流域，矿区内无河流和地表水体。
气象：
本区地处华北南部，属暖温带大陆性半干燥气候，气温适中，四季分明。解放后年最大降水量为1076.0mm（1964年），年最小降水量为439.9mm（1968年），年平均降水量719mm；降水多集中在每年的6～9月份，其降水量占全年的70％；最大年蒸发量为1327.99mm（1966年）。最高气温42.9℃，最低气温-13.9℃，年平均气温14.4℃。年风向变化季节性强，夏、秋季多东南风和南风，冬、春季多南北风和北风，历年最大风速24～40m/s（1955年），风力一般1～5级，阵风达5级以上；霜冻期为11月到翌年3月，历年最长霜冻期132天；12月到翌年2月为降雪期，最大积雪深度为20cm，最大冻土深度为25cm。
地震：
据河南省地震局资料，本区属六度地震烈度区。据禹县县志记载，公元前5年至1949年共发生地震13次，其中大地震3次。解放后，成立了禹州市地震观测台，1966年～1980年先后观测到地震10次，其中2级以上地震6次。根据国家质量技术监督局发布的“中华人民共和国国家标准GB18306—2001《中国地震动参数区划图》（河南省部分），本区地震动峰值加速度为0.06g，相应的基本烈度为Ⅵ～Ⅶ度，地震动峰值加速度分区与地震基本烈度对照表（见地震动峰值加速度分区与地震基本烈度对照表）。
气象：
本区属暖温带大陆性半干旱气候，气温适中，四季分明。降水多集中在每年的6～9月份，其降水量占全年的70%。最高气温43.3℃，最低气温-13.9℃，年平均气温14.4℃。年风向变化季节性强，夏、秋季多东南风和南风，冬、春季多南北风和北风。

地震动峰值加速度分区与地震基本烈度对照表
地震动峰值加速度
＜0.05 g
0.05 g
0.1 g
0.15 g
0.2 g
0.3 g
≥0.4 g
地震基本烈度值
＜Ⅵ
Ⅵ
Ⅶ
Ⅶ
Ⅷ
Ⅷ
≥Ⅸ

中 国 河 南 地 震 动 峰 值 加 速 度 区 划 图

第三节 周边居民、矿山开采情况
本区粮食作物主要有小麦、玉米、红薯等，经济作物主要有烟叶、花生、棉花、油菜等；主要工业以采矿业为主，水、电能满足采矿需求，工业较发达。
整改前矿井情况：
在2004年的煤炭铝土矿资源整合中，按照禹煤资源整合[2004]026号文件和经禹州市煤炭铝土矿资源领导小组批复，该矿被列为独立块段，仍采二1煤层，随着国家经济形势的发展，市场对煤炭的需求，煤炭逐步成为紧俏产品，基于上述原因建设单位确定对矿井进行技术改造，把生产能力从目前实际的0.06Mt/a扩大到0.15Mt/a；在井田中上部新打一立井，作为主井，作为煤炭提升井；原主井作为副井，用于上、下物料和人员；原副井作为回风井。
依据豫国土资储备（小）字（2004）199号文件关于《河南省禹州市神后镇河清三矿二1煤层储量》的认证，矿井地质储量为203.4万t,其中111b为150.5万t、333资源储量为52.9万t。动用111b储量35.9万t，保有资源储量为167.5万t，其中111b为114.6万t、333为52.9万t。另据禹州市国土局出据的证明和2008年禹煤（2008）83号文04年换证时可采储量6312万t，动用可采储量10560t,则动用111b储量为1.4万t 。保有可采储量为62.06万t。现矿井因村庄搬迁解放111b资源储量48.1万t，解放可采储量40.9万t。截至目前剩余可采储量为102.96万t。
周边矿山开采情况：
本区北部边界外为二1煤层露头，东部以白家沟正断层为界，周边开采二1煤层的生产矿井主要有禹州神火隆源矿业有限公司（见矿井位置关系图）。
矿 井 位 置 关 系 图

矿井于2007年正式投产，原名为李楼煤矿，2010年采矿权人更名为禹州神火隆源矿业有限公司，生产能力为21万吨/年，服务年限为24年。。井下现有3个采区，其中II采区有12011采面正常生产，I采区11031采面为接替采面。III采区为开拓工程。
目前矿井正常涌水量为40m3/h，预算-225m水平正常涌水量99m3/h、最大涌水量为197m3/h。矿井属低瓦斯矿井，二1煤有煤尘爆炸危险性，不易自燃。

第二章 矿井通风系统
第一节 通风系统概述
禹州神火圃晟源矿业有限公司属于中小型技改矿井，开采方式、巷道布置、较简单，相应的通风系统设计也简单易行且安全有效。据禹州市煤安矿用仪器检测中心2004年鉴定报告：该矿煤层瓦斯绝对涌出量0.92m3/min，瓦斯相对涌出量为4.8m3/t·d，属低瓦斯矿井。同时根据河南省煤炭工业局豫煤安 [2005]455号文《河南省煤炭工业局关于2004年度禹州市乡镇煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》知该矿煤层瓦斯绝对涌出量0.92m3/min，瓦斯相对涌出量为4.84m3/t·d；二氧化碳绝对涌出量为1.25m3/min，相对涌出量为6.58m3/t·d，属瓦斯矿井。
矿井现有FBCDZ No.14/2×45型风机两台作为主要通风机，一台工作、一台备用，风量：18.9—43.1M3/S,功率：45×2Kw，BKB-45GB低压配电柜一台，通风能力经测算可以满足生产要求。
该风机可以通过反转实现反风，故不设反风装置。
本矿采用中央并列抽出式通风，“两进一出”。矿井原有井筒两条，技改后新凿矿井一条作为主井，负责全矿提煤任务，原主井改为副井，与新建主井用作进风井，原回风井仍做回风井。
通 风 系 统 平 面 示 意 图

各井服务年限表
风井名称
服务性质
服务范围
服务年限（年）
备注
主井
进风
全矿井
5.3
1.5t非标箕斗、梯子间
副井
进风
全矿井
5.3
0.75t非标双罐笼
风井
回风
全矿井
5.3
梯子间
通风系统选择依据：
（1）矿井通风系统应尽可能简单，便于调节，并保证风流的稳定性，适应灾变能力强。
（2）在保证安全及通风要求的前提下尽可能减少风井数目。
（3）风井位置的选择应尽可能扩大其服务范围和服务年限，有利于缩短工期。
（4）少迁村、少占地、少压煤，尽可能利用资源整合后的工程和土地
煤尘
据平煤集团公司通风实验室2004年8月30日为该矿所做的煤尘爆炸危险性鉴定报告知：该矿所采的二1煤层尘爆炸指数为20.48%，有爆炸危险性。本次设计按煤尘具有爆炸危险性设计。
煤的自燃性
据平煤集团公司通风实验室2004年8月30日对该矿煤层自燃倾向等级鉴定报告知：该矿二1煤层为Ⅱ类，属自燃煤层。
地温
根据《河南省禹县煤田三峰山～米托寺勘探区详查地质报告》资料，垂深25m以浅地温为平均17.2℃，地温梯度2.64℃/百米，属地温正常区，不存在地热灾害。
第二节 采面通风设计
按下列要求分别计算，并且取其中最大值作为采面需风量。
（1）按工作面最多人数计算
Q采=4nc=4×70=280m3/min=4.67m3/s
式中：nc－采煤工作面最多人数，70人；
（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
根据河南省煤炭工业局豫煤安 [2005]455号文《河南省煤炭工业局关于2004年度禹州市乡镇煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》知，煤层瓦斯绝对涌出量0.92m3/min，瓦斯相对涌出量为4.84m3/t·d，属低瓦斯矿井。
回采工作面需风量按瓦斯涌出量进行计算。
Q采=100×q采×kc=100×1×1.3=130m3/min=2.2m3/s
式中：q采－采煤工作面瓦斯绝对涌出量，本次设计参考邻近矿井资料，取1m3/min；
kc －因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.3；
（3）按工作面温度选择适宜的风速计算
Q采=60•Vc•Sc •Ki=60×1.2×6.2×1=447m3/min
式中：Vc－回采工作面适宜风速，取1.2m/s；
Sc－回采工作面平均有效断面，按最大和最小有效断面的平均值计算，m2；
Ki-工作面长度系数，取1.0。
（4）按回采工作面一次爆破的炸药量计算
Q掘=25×A=25×12
=300m3/min
式中：A—回采工作面一次掘进爆破的最大炸药量，取12kg；
（5）按风速验算
15×Sc≦Q采≦240×Sc
15×6.2≦447≦240×6.2
通过验算，所取风量值447m3/min满足《煤矿安全规程》有关采煤工作面风速的规定。但由于本矿今后向深部开采，根据邻近的生产矿井和本矿以往生产经验，工作面供风量取Q采=450m3/min。
第三节 掘进工作面通风设计
按下列要求分别计算，并且取其中最大值作为掘进工作面需风量。
（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×k掘通
=100×1.0×1.4
=140m3/min

式中：q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，参考临近矿井资料，取1.0 m3/min
k掘—掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用系数，取1.4。
（2）按掘进工作面一次爆破的炸药量计算
Q掘=25×A=25×6
=150m3/min
式中：A—掘进工作面一次掘进爆破的最大炸药量，取6kg；
（3）按工作人数计算掘进工作面实际需风量
Q掘=4×N=4×15
=60m3/min
式中：n—掘进工作面同时工作的最多人数，取15人。
（4）按局扇的吸风量进行计算
Q掘=N Q扇+60×0.25S
=1×200+15×6.38
=295.7m3/min≈300m3/min
式中：N—通风机台数，取1；
Q掘—通风机的实际吸风量，取200m3/min；
S—巷道断面，取6.38 m2。
经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按通风机的实际吸风量取300m3/min。
（5）风速验算
V= Q掘÷S掘=300m3/min÷6.38㎡
=0.78m/s
0.25
本设计矿井在生产过程中有1个掘进工作面，掘进工作面配风5m3/s。
第四节 硐室通风设计
通风容易时期硐室为：11采区上部变电所需风量2m3/s，轨道下山绞车房需风量1m3/s。通风困难时期硐室为11采区上部变电所，11采区下部泵房、变电所，需风量各2m3/s，轨道下山绞车房和11采区轨道下山绞车房，需风量各1m3/s。
第五节 矿井负压、等积孔计算
选出矿井通风困难和通风容易时期的通风路线，按公式h摩=αLPQ2/S3，算出各巷道的负压，最后算出矿井的最大负压和最小负压，计算过程见表5-3-1、5-3-2。根据矿井开拓布置，矿井通风容易和困难时期的示意图见附图。
1、矿井摩擦阻力计算公式如下：
h摩=αLPQ2/S3＝RQ2
式中：h摩----------摩擦阻力， Pa；
α----------摩擦阻力系数，N.s2/m4；
L----------井巷长度，m；
P----------井巷净断面周长，m；
Q----------通过井巷的风量，m3/s；
S----------井巷净断面积，m2；
R----------井巷摩擦风阻，N.s2/m8；
2、井巷通风总阻力计算公式如下：
h通= h摩＋h局＋Hn
式中：h通----------矿井通风总阻力，Pa；
h局----------局部阻力，Pa；
Hn ------自然风压，Pa；
h局＝0.15 h摩
根据《煤炭工业矿井设计规范》，由于主要进风井和回风井之间高差小于150m，可以不考虑自然风压。
根据矿井通风系统井巷断面和风量分配，计算矿井的摩擦阻力为：矿井最小摩擦阻力h摩小＝413.82Pa，最大摩擦阻力h摩大＝728.78Pa，考虑到局部阻力系数，得矿井通风阻力为：h摩小=475.89Pa,h摩大＝838.10Pa。
3、矿井等积孔
A总min==1.25
A总max==1.09
通过以上计算，全矿井通风容易时期的等积孔为1.21m2，矿井通风困难时期的等积孔为1.09m2，矿井通风难易程度属于中等。
矿 井 通 风 困 难 时 期 负 压 计 算 表
序号
巷道名称
支护方式
α
P（m）
L（m）
Q（m3/s）
Q2
S（m2）
S3
H摩（Pa）
备注
1
副井
混凝土砌碹
0.045
11.3
213
22
484.00
10.2
1061.21
49.40

2
副井底
锚喷
0.02
11.6
16.5
22
484.00
8
512.00
3.62

3
轨道下山
料石砌碹
0.016
11.4
186
21
441.00
8.62
640.50
23.36

4
轨道下山
料石砌碹
0.015
11.4
235
23
529.00
8.62
640.50
33.19

5
轨道下山
料石砌碹
0.015
11.4
107
21
441.00
8.62
640.50
12.60

6
水平运输巷
料石砌碹
0.015
11.4
200
20
400.00
8.62
640.50
21.36

7
11轨道下山
料石砌碹
0.015
11.4
200
19
361.00
8.62
640.50
19.28

8
11轨道下山
料石砌碹
0.015
11.4
145
14
196.00
8.62
640.50
7.59

9
11031工作面下副巷
矿工钢
0.025
9.6
500
12
144.00
5.72
187.15
92.33

10
11031工作面
单体液压支柱
0.035
8.8
80
12
144.00
5.4
157.46
22.53

11
11031工作面上副巷
矿工钢
0.025
9.6
475
12
144.00
5.72
187.15
87.72

12
11运输下山
矿工钢
0.015
9.6
27
14
196.00
5.72
187.15
4.07

13
11运输下山
矿工钢
0.015
9.6
329
19
361.00
5.72
187.15
91.39

14
回风巷
矿工钢
0.015
9.6
230
20
400.00
5.72
187.15
70.79

15
回风下山
料石砌碹
0.015
11.4
28
23.5
552.25
8.62
640.50
4.13

16
回风下山
料石砌碹
0.015
11.4
323
25.5
650.25
8.62
640.50
56.07

17
总回风巷
料石砌碹

0.025
11.4
20
25.5
650.25
8.62
640.50
5.79

18
风井
混凝土砌碹
0.01
8.2
208
26.5
702.25
5.3
148.88
80.45

19
风硐
混凝土砌碹
0.035
6.5
20
26.5
702.25
4.2
74.09
43.13

20
合计

728.78

21
加15%的局部摩擦阻力

109.32

22
总计

838.10

矿 井 通 风 容 易 时 期 负 压 计 算 表
序号
巷道名称
支护方式
α
P（m）
L（m）
Q（m3/s）
Q2
S（m2）
S3
H摩（Pa）
备注
1
副井
混凝土砌碹
0.045
11.3
213
19
361.00
10.2
1061.21
36.84

2
副井底
锚喷
0.02
11.6
16.5
19
361.00
8
512.00
2.70

3
轨道下山
料石砌碹
0.016
11.4
320
17
289
8.62
640.50
26.34

4
轨道下山
料石砌碹

0.016
11.4
120
12
144
8.62
640.50
4.92

8
11031工作面下副巷
矿工钢
0.03
9.6
380
12
144.00
5.72
187.15
84.21

9
11031采面
单体液压柱
0.035
8.8
80
12
144.00
5.4
157.46
22.53

10
11031工作面上副巷
矿工钢
0.03
9.6
364
12
144.00
5.72
187.15
80.66

11
11031工作面回风联巷
矿工钢
0.015
9.6
1