《黑龍江科技學(xué)院通風(fēng)安全專業(yè)畢業(yè)設(shè)計說明書范例二(東榮一礦)》由會員分享，可在線閱讀，更多相關(guān)《黑龍江科技學(xué)院通風(fēng)安全專業(yè)畢業(yè)設(shè)計說明書范例二(東榮一礦)（82頁珍藏版）》請在裝配圖網(wǎng)上搜索。

1、 摘 要 本設(shè)計為雙鴨山礦業(yè)有限公司東榮一礦礦井通風(fēng)系統(tǒng)設(shè)計，東榮一礦共有12層可采煤層，本設(shè)計取其中條件較好的12和16煤層，煤層厚度合計約為為3.50m。設(shè)計井田的可采儲量120.75Mt，服務(wù)年限為95.8年。 礦井通風(fēng)系統(tǒng)是組成礦井生產(chǎn)的一個重要環(huán)節(jié)。開發(fā)與生產(chǎn)相適應(yīng)的合理的通風(fēng)設(shè)計，可以更好的保證生產(chǎn)所需的充足、穩(wěn)定的風(fēng)量；且在較好的經(jīng)濟效果基礎(chǔ)上，具備較強的抗災(zāi)能力，達到技術(shù)上的先進、合理、可靠 本設(shè)計中采用立井開拓方式。結(jié)合東榮一礦的地質(zhì)條件、煤層賦存情況、以及整個礦井的瓦斯涌出情況，確定了東榮一礦的礦井通風(fēng)系統(tǒng)，并計算出礦井的最大通風(fēng)阻力，然后根據(jù)這些計算數(shù)據(jù)選出合適

2、的通風(fēng)機。 根據(jù)設(shè)計礦井的基本情況和通風(fēng)系統(tǒng)，初步確定了瓦斯、火災(zāi)、頂板、熱害等災(zāi)害的預(yù)防治理措施。 關(guān)鍵詞 ：通風(fēng)系統(tǒng); 通風(fēng)阻力; 通風(fēng)機; 通風(fēng)費用 Abstract This design is for the Dongrongyi Coal Mine of Shuangyashan Mining Limited Company about ventilation system, and Dongrongyi Coal Mine has 12 to be possible to mine coal the level, this design

3、 takes the condition good 12 and 16 coal bed, coal bed thickness is3.5m, design well fields recoverable resources 120.75M ton , the service life is95.8 years. The mine ventilation system is an important part of the production. The ventilation design which is the reasonable combination of developmen

4、t and production could ensure adequate and stable air flow to produce better. Based on a better economic effect, it has the strong ability to resist disaster, and achieves advance, reasonableness and reliability on technique. This design mine pit selects the double vertical shaft development method

5、. Unifies the Dongrong one ore the geological condition, the coal bed tax saves the situation, the mine pit production system as well as the entire mine pit gas discharge situation, had determined the Dongrong two ores mine ventilation systems, calculate the mine pit initial period and the later per

6、iod always need the amount of wind, extracts the mine pit through network resolving the most greatly flowing resistance, acts according to these parameters to select the appropriate main ventilator again. Based on the fundamental state and ventilation system of the designed coal mine, the prelimina

7、ry prevention and control measures of some disasters, suchas gas, fire and roof disaster, are presented in this design. Key word：Ventilation system；Ventilation Resistance； Ventilator；Ventilation Expenses 71 目 錄 摘要 Ⅰ Abstract Ⅱ 第一章 礦區(qū)及安全概況 1 1.1礦區(qū)概況 1 1.1.1交通位置 1 1.1.2地形地勢 1 1.1.3水文情

8、況 1 1.1.4氣象情況 1 1.1.5煤田生產(chǎn)情況 2 1.1.6礦區(qū)經(jīng)濟情況 2 1.1.7水源及電源 2 1.2井田地質(zhì)特征 2 1.2.1地質(zhì)構(gòu)造 3 1.2.2煤系地層走向、傾向及傾角 4 1.2.3斷層和褶曲情況 4 1.2.4火成巖侵入情況 4 1.2.5 煤層及煤質(zhì) 5 1.3礦井安全概況 5 1.3.1水文地質(zhì)特征 6 1.3.2瓦斯賦存情況 7 1.3.3煤的自燃與井下火區(qū) 8 1.3.4井下高溫的處理措施 9 第二章 礦井儲量與生產(chǎn)能力 10 2.1井田境界及儲量 10 2.1.1井田境界 10 2.1.2井田儲量 10 2.2礦

9、井生產(chǎn)能力及服務(wù)年限 11 2.2.1礦井工作制度 11 2.2.2礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限 11 第三章 井田開拓及采區(qū)通風(fēng) 13 3.1井田開拓方案 13 3.1.1井田開拓方式 13 3.1.2井口位置選擇 13 3.1.3開采水平劃分及主要巷道布置 14 3.1.4編制礦井采區(qū)接續(xù)表 15 3.2礦井主要巷道 16 3.2.1主副井 16 3.2.2運輸大巷及上下山 16 3.3采區(qū)通風(fēng) 17 3.3.1采區(qū)概況 17 3.3.2采區(qū)通風(fēng)設(shè)計原則及要求 18 3.3.3采區(qū)參數(shù) 18 3.4掘進通風(fēng) 20 3.4.1掘進通風(fēng)系統(tǒng)設(shè)計原則 20 3.

10、4.2局部通風(fēng)方法 20 3.4.3風(fēng)筒的選擇 21 3.4.4局部通風(fēng)機選擇 23 3.5通風(fēng)構(gòu)筑物的設(shè)置與主要通風(fēng)機附屬設(shè)備 24 3.5.1通風(fēng)構(gòu)筑物設(shè)置 24 3.5.2主要通風(fēng)機附屬設(shè)備設(shè)置與要求 26 第四章 礦井通風(fēng)設(shè)計 28 4.1井田安全生產(chǎn)概況 28 4.2礦井通風(fēng)系統(tǒng)的選擇 28 4.2.1確定礦井主要通風(fēng)機的工作方法 28 4.2.2選擇礦井的通風(fēng)方式 30 4.2.3通風(fēng)系統(tǒng)的確定 30 4.3計算和分配礦井總風(fēng)量 30 4.3.1風(fēng)量計算的原則 30 4.3.2礦井前期需風(fēng)量的計算 32 4.3.3礦井后期需風(fēng)量的計算 39 4.3.

11、4風(fēng)量分配與調(diào)節(jié) 45 4.4礦井通風(fēng)總阻力計算 47 4.4.1井巷阻力計算方法 47 4.4.2繪制通風(fēng)容易時期和困難時期的網(wǎng)絡(luò)圖 48 4.5選擇礦井通風(fēng)設(shè)備 50 4.5.1基本要求 51 4.5.2基本數(shù)據(jù)的確定 52 4.6電動機的選擇 55 4.7礦井通風(fēng)費用概算 56 第五章 安全設(shè)施及災(zāi)害預(yù)防處理計劃 58 5.1除塵系統(tǒng)及其布置 58 5.1.1主要粉塵來源 58 5.1.2噴水除塵措施 58 5.2防滅火灌漿系統(tǒng) 59 5.2.1煤層自燃預(yù)防措施 59 5.2.2預(yù)防性灌漿 59 5.2.3阻化劑防滅火 60 5.3事故預(yù)防及避災(zāi)路線 6

12、1 5.3.1事故預(yù)防措施 61 5.3.2避災(zāi)路線 61 結(jié) 論 63 致 謝 64 參考文獻 65 附錄 66  CONTENTS Abstract Ⅰ Abstract Ⅱ Chapter 1 Mine Profile 1 1.1 Mine Profile 1 1.1.1 Traffic position 1 1.1.2 Topography 1 1.1.3 Hydrological conditions 1 1.1.4 Meteorological conditions 1 1.1.5 Coal production 2 1.1.6 Loc

13、al economy conditions 2 1.1.7 Water and power 2 1.2 Mine geological features 2 1.2.1 Geological structure 3 1.2.2 Angle of dip of coal 4 1.2.3 Case faults and folds 4 1.2.4 Igneous intrusion case 4 1.2.5 Coal seams and coal 5 1.3 Mine Safety Profile 5 1.3.1 Hydrogeological characteristics 6

14、 1.3.2Gas occurrence conditions 7 1.3.3 Spontaneous combustionof coalandunderground fire 8 1.3.4Measures to deal with underground heat 9 Chapter 2 Mine reserves and production capacity 10 2.1 Ida realm and reserves 10 2.1.1 Ida realm 10 2.1.2Mine reserves 10 2.2 Production capacity and servi

15、ce life of mine 11 2.2.1 Mine work system 11 2.2.2Minedesign and productioncapacity andservice life 11 Chapter 3 Minedevelopand mining area ventilation 13 3.1 Mine development Scheme 13 3.1.1 Mine development way 13 3.1.2 Wellhead location choice 13 3.1.3 level of division and exploitation o

16、f major tunnel arrangement 14 3.1.4Mine mining area connection table preparation 15 3.2main mine tunnel 16 3.2.1 Main auxiliary 16 3.2.2Transportation Roadway and down the mountain 16 3.3 Mining Ventilation 17 3.3.1 Profile mining area 17 3.3.2 mining area ventilation design principles and re

17、quirements 18 3.3.3 Parameters of mining area 18 3.4 Tunneling ventilation 20 3.4.1Tunneling ventilation system design principles 20 3.4.2 Local ventilation 20 3.4.3 Duct selection 21 3.4.4 local fan selection 23 3.5 Set of structures with main ventilation fan ancillary equipment 24 3.5.1 V

18、entilation structures set 24 3.5.2 Main Fan ancillary equipment and requirements set 26 Chapter 4 Design of mine ventilation 28 4.1 Mine Safety Profile 28 4.2choice of mine ventilation system 28 4.2.1Determine working methods of mine main ventilator 28 4.2.2 Select the mine ventilation 30 4.

19、2.3 Determination of the ventilation system 30 4.3 Calculatethe total air volumeand distribution ofmine 30 4.3.1 The principle of calculating the wind 30 4.3.2 Mine pre-calculation of air volume required 32 4.3.3 Mine the calculation of air volume to be late 39 4.3.4 Distribution and regulation

20、 of air volume 45 4.4Calculation oftotal resistance ofmine ventilation 47 4.4.1 Roadway resistance calculation method 47 4.4.2 Ventilation network diagram during easyand difficulttimes 48 4.5mine ventilation equipment selection 50 4.5.1 Basic requirements 51 4.5.2 Determination of basic data 5

21、2 4.6Motor selection 55 4.7Cost estimates for mine ventilation 56 Chapter 5 Safety and disaster prevention management plan 58 5.1Dust removal system and its layout 58 5.1.1 Main source of dust 58 5.1.2 Water spray dust measures 58 5.2 Fire Grouting System 59 5.2.1 Coal fire prevention measu

22、res 59 5.2.2 Preventive filling 59 5.2.3 Fire retardant 60 5.3Road of accident prevention and disaster prevention 61 5.3.1 Accident prevention measures 61 5.3.2 Escaping Route 61 Conclusions 63 Acknowledgements 64 References 65 Appendix 66 第一章 礦區(qū)及安全概況 1.1 礦區(qū)概況 1.1.1 交通位置 東榮一礦位于黑

23、龍江省集賢縣境內(nèi)，地理坐標為東經(jīng)13120′～13130′，北緯4645′～4655′，行政區(qū)劃隸屬集賢縣腰屯鄉(xiāng)。井田西南距集賢縣縣城福利屯32km，經(jīng)福利屯到雙鴨山市40km。重建后的同（江）三（亞）公路于井田北部邊界外3.2km處通過，國鐵福前鐵路于井田南部邊緣外2km處通過，交通較為方便， 1.1.2 地形地勢 本井田位于三江平原的西南部，煤系地層均被第四系松散層覆蓋，地形平坦，地面標高為+66～+68m。井田東北部有雙山子，標高+154m；西部有索利崗山，標高為+207.9m；南部鄰近完達山，北面平坦開闊。 1.1.3水文情況 井田內(nèi)無較大河流，只有二道河子在井田北部邊界外穿過

24、。近年來，隨著農(nóng)業(yè)生產(chǎn)發(fā)展，修筑了一些排水溝渠，濕地面積稍有縮小。松花江在井田北約45km處流過，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位為+67.51m，枯水期水位為+55.02m。 1.1.4氣象情況 本區(qū)屬寒溫帶大陸性氣候，冬季嚴寒，夏季溫熱，年平均最高氣溫為20.1～23.7℃，年平均最低氣溫為-17.4～-23.9℃，極端最低氣溫-35℃。年降水量325.7～692.3mm，年蒸發(fā)量1095.5～1430.6mm，年平均相對濕度61～70%，年平均風(fēng)速為4.1～4.7m/s，最大風(fēng)速可達24m/s，風(fēng)向多偏西風(fēng)。每年十月至翌年五月為凍結(jié)期，最大凍結(jié)深度為1.55～2.08

25、m。 1.1.5 煤田生產(chǎn)情況 東榮一礦是黑龍江省“十一五”重點建設(shè)項目，于2004年5月10日破土動工，累計完成投資9.96億元。開工建設(shè)以來，東榮一礦先后經(jīng)歷了由于資金緊張與亞泰集團聯(lián)合開發(fā)、礦井設(shè)計先天不足致使工程受阻、合作方投資不足導(dǎo)致工程時開時停、自然條件惡劣、生產(chǎn)環(huán)境艱苦等困難。2007年5月，龍煤集團出資全額回購亞泰股權(quán)后，礦井建設(shè)逐漸步入良性發(fā)展軌道。2010年12月18日，東榮一礦開始進入試生產(chǎn)階段。 1.1.6 礦區(qū)經(jīng)濟情況 礦區(qū)內(nèi)以農(nóng)業(yè)為主要經(jīng)濟形式，主要農(nóng)作物有小麥、大豆、玉米等。除煤礦以外，礦區(qū)內(nèi)還有機修廠、木材廠、磚瓦廠、糧食加工廠等可為農(nóng)業(yè)生產(chǎn)服務(wù)的工廠。

26、 1.1.7 水源及電源 礦井飲用水源取自第四系含水層；生產(chǎn)、井下消防灑水及部分生活用水（非飲用水）取自礦井水處理站；工業(yè)場地廢水經(jīng)過處理達標排到二道河子。礦區(qū)供電，設(shè)計礦井2回60kv電源，均引自東榮二礦區(qū)域變電所。礦井在工業(yè)場地內(nèi)設(shè)有1座63kv地面變電所，裝備2臺SFZ7-10000/63變壓器。井下供電采用6kv電壓等級。 1.2 井田地質(zhì)特征 1.2.1 地質(zhì)構(gòu)造 1.煤田和井田地質(zhì)構(gòu)造 1）區(qū)域地質(zhì) 本區(qū)位于集賢煤田的東南部，為一全隱蔽區(qū)。區(qū)內(nèi)地層系統(tǒng)簡單，發(fā)育有元古界麻山群、古生界泥盆系中統(tǒng)、中生界侏羅系上統(tǒng)、新生界第三系上新統(tǒng)和第四系。其中侏羅系上繞（雞西群）最大

27、地層厚度大于2400m。 本區(qū)位于新華夏系第二隆起帶北端的三江盆地西部。由于受東西向壓應(yīng)力的作用及新華夏系構(gòu)造應(yīng)力場作用，該盆地形成了一系列的軸向北北東的富錦、綏濱—集賢、佳木斯等隆拗相間排列的隆起帶與拗陷帶，同時產(chǎn)生了不同序次和不同方向的斷裂構(gòu)造。 2）井田地質(zhì) 井田內(nèi)地層有元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏羅系、新生界第三系和第四系。 本井田位于綏濱—集賢拗陷帶的東榮向斜東翼的南段，井田內(nèi)以弧形斷裂為主，并由此而派生兩組褶曲構(gòu)造。井田內(nèi)地層走向近南北，傾角一般為15～25，局部地段由于斷裂影響形成急傾斜帶。 井田內(nèi)斷層按走向可分為三組，共有斷層26條，其中北北西到南北向組有4條

28、，北東向組12條，北西向組10條。斷層多為壓扭性斷裂，導(dǎo)水性差。 井田內(nèi)主要褶皺有F8牽引褶曲和F7派生褶曲兩組。F8牽引褶曲位于F8斷層兩側(cè)，由F8斷層兩盤相互扭動產(chǎn)生。斷層北側(cè)為背斜，南側(cè)為西斜。F7派生褶曲位于F7斷層?xùn)|段的北側(cè)，屬F7派生構(gòu)造，軸向北東60，向南西傾伏，延展甚短，與 F7斷層斜交。 2.地質(zhì)年代，地層層序 本區(qū)位于集賢煤田的東南部，為全隱蔽區(qū)。區(qū)內(nèi)地層系統(tǒng)簡單，發(fā)育有元古界麻山群、古生界泥盆系中統(tǒng)、中生界侏羅系上統(tǒng)、新生界第三系上新統(tǒng)和第四系。其中侏羅系上繞（雞西群）最大地層厚度大于2400m。 1.2.2 煤系地層走向、傾向及傾角 本井田位于綏濱—集賢拗陷帶

29、的東榮向斜東翼的南段，井田內(nèi)以弧形斷裂為主，并由此而派生兩組褶曲構(gòu)造。 井田內(nèi)地層走向近南北，傾角一般為15～25，局部地段由于斷裂影響形成急傾斜帶。 1.2.3 斷層和褶曲情況 1.斷裂構(gòu)造 井田內(nèi)斷層按走向可分為三組，共有斷層26條，其中北北西到南北向組有4條，北東向組12條，北西向組10條。斷層多為壓扭性斷裂，導(dǎo)水性差。 2.褶皺構(gòu)造 井田內(nèi)主要褶皺有F8牽引褶曲和F7派生褶曲兩組。F8牽引褶曲位于F8斷層兩側(cè)，由F8斷層兩盤相互扭動產(chǎn)生。斷層北側(cè)為背斜，南側(cè)為西斜。F7派生褶曲位于F7斷層?xùn)|段的北側(cè)，屬F7派生構(gòu)造，軸向北東60，向南西傾伏，延展甚短，與 F7斷層斜交。

30、1.2.4火成巖侵入情況 井田內(nèi)巖漿巖活動微弱，無大的侵入巖體和噴出巖，僅于鉆孔中見有厚度不大的淺層侵入巖體，巖性為輝長—閃長玢巖，呈巖脈侵入于煤系下部層位的裂隙中，對煤層無影響。 1.2.5 煤層及煤質(zhì) 1.煤層情況 本井田具有經(jīng)濟價值的可采煤層均集中于侏羅系雞西群城子河組，該含煤組地層總厚度為930m，含煤50余層，煤層平均總厚36.29m，其中大部分為不可采煤層?？刹杉熬植靠刹傻拿簩幼陨隙路謩e為5、9、12、14、16、17、18、20、20下、22、23、24、26、29-1b號共14個煤層。各煤層平均總厚15.39m，傾角一般為15～25，只有F7斷層附近煤層傾角達40左

31、右。 井田內(nèi)各可采煤層，按其在縱向剖面的分布規(guī)律及組合特征，可分為上、中、下三個煤層群。其中中層群含有9、12、14、16、17、18、20、20下、22、23、24、26號共12個可采及局部可采煤層，而上層群和下層群分別有5號煤層和29-1b號煤層可采。 井田內(nèi)煤層屬穩(wěn)定～不穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)簡單～復(fù)雜，一般含1～2層夾矸，局部達3～4層。 井田內(nèi)各煤層頂?shù)装逡苑凵皫r、細砂巖和粉細礦巖互層為主，部分為中、粗砂巖。單向抗壓強度范圍為57.5～150.5Mpa。煤層露頭部位，煤層頂?shù)装鍘r層的單向抗壓強度值降低。 2.煤質(zhì)特征 全井田煤層屬低～中灰、特低硫、中～低磷、高發(fā)熱量、易選～中等可選、

32、弱粘結(jié)～中等粘結(jié)性、低變質(zhì)階段的氣煤和長焰煤，以長焰煤為主，氣煤次之，可作為動力用煤和煉焦配煤。 全井田煤的揮發(fā)份（Vadf）一般大于40%，各煤層平均Y值為4.7～8.9mm，灰分含量(Ad)一般為11.23～22.81%，原煤全硫(Sd)為0.17～0.28%,磷(Pd)的平均含量為0.007～0.05%，各煤層平均發(fā)熱量為24.72～29.26MJ/kg。 1.3 礦井安全概況 1.3.1 水文地質(zhì)特征 1 .第四系含水層 全區(qū)廣泛分布，直接覆蓋于第三系或煤系（天窗處）地層之上，由各粒級的砂、礫砂和礫石等組成。由南向北逐漸增厚，厚度120～150m。根據(jù)第四系地層的劃分，又分

33、為上部含水層和下部含水層。 1) 上部含水層：全區(qū)發(fā)育，厚度100～110m，上部以中，粗砂及礫砂等組成，含水性和透水性好，單位涌水量3.833L/sm，滲透系數(shù)10.134m/d，是本區(qū)間接主要含水層。下部以細砂和中砂為主，粗、礫砂次之。單位涌水量0.544～0,593L/sm，滲透系數(shù)1.273～1.569m/d，均為孔隙承壓水。 2) 下部含水層：以細砂、礫砂組成，厚度20～40m，含泥質(zhì)較多。單位涌水量0.107～0.554L/sm，滲透系數(shù)0.522～2.839m/d，該層局部與上部含水層有水力聯(lián)系，在天窗處補給煤系風(fēng)化裂隙含水帶。 2.煤系裂隙含水帶 煤系裂隙含水帶，根據(jù)裂

34、隙發(fā)育程度，埋藏深度、含水性、透水性等因素，可分為風(fēng)化裂隙含水帶、亞風(fēng)化裂隙含水帶和弱裂隙含水帶。 1) 風(fēng)化裂隙含水帶：巖性為粉砂和細、中砂巖為主，厚度60～120m，單位涌水量一般為0.018～0.315L/sm。天窗部位風(fēng)化裂隙含水帶富水性強，單位涌水量最大為1.141L/sm。 2) 亞風(fēng)化裂隙含水帶：位于風(fēng)化裂隙含水帶之下，厚度100m，裂隙不發(fā)育，單位涌水量0.0028～0.0398L/sm，滲透系數(shù)0.004～0.0291m/d。 3) 弱風(fēng)化裂隙含水帶：位于亞風(fēng)化裂隙含水帶之下，裂隙不發(fā)育，僅局部受構(gòu)造影響，裂隙含水，但很微弱。 3.預(yù)計礦井涌水量 根據(jù)地質(zhì)報告提供的

35、涌水量數(shù)據(jù)，設(shè)計預(yù)計礦井先期開采地段內(nèi)正常涌水量為462m3/h，最大涌水量為721m3/h。 1.3.2瓦斯賦存情況 1.瓦斯賦存情況 根據(jù)地質(zhì)報告提供的采樣資料，井田內(nèi)瓦斯含量為0.07～3.38ml/g，-500m以上瓦斯含量均低于2ml/g，取最大值即為3.38m3/t，屬于低瓦斯礦井。 2.預(yù)防瓦斯爆炸的措施 1) 防止瓦斯積聚 主要措施包括以下方面: (1) 搞好通風(fēng)。 (2) 及時處理局部積存的瓦斯。 ① 采面上隅角瓦斯積聚處理； ② 綜采面處理； ③ 頂板附近層狀積聚處理； ④ 頂板冒落孔洞內(nèi)積聚處理； ⑤ 恢復(fù)有大量瓦斯積存盲巷或打開

36、封閉 (3) 抽放瓦斯 (4) 經(jīng)常檢查瓦斯?jié)舛群屯L(fēng)狀況 2) 防止瓦斯引燃 防止瓦斯引燃的原則，是對一切非生產(chǎn)必需的熱源，要堅決禁絕。生產(chǎn)中可能發(fā)生的熱源，必須嚴加管理和控制，防止它的發(fā)生或限定其引燃瓦斯的能力。 3) 防止瓦斯爆炸災(zāi)害事故擴大的措施 萬一發(fā)生爆炸，應(yīng)使災(zāi)害波及范圍局限在盡可能小的區(qū)域內(nèi)，以減少損失。 3.煤塵爆炸危險性，預(yù)防煤塵爆炸措施 根據(jù)地質(zhì)報告及東榮二、三礦實際開采情況，礦井煤塵有爆炸危險。 1.3.3 煤的自燃與井下火區(qū) 1.根據(jù)地質(zhì)報告及東榮二、三礦實際開采情況，煤無自燃發(fā)火。 2.井下火區(qū)分布情況 1) 采空區(qū) 采空區(qū)火災(zāi)占50％以

37、上。自燃火源主要分布在有碎煤堆積和漏風(fēng)同時存在、時間大于自然發(fā)火期的地方。 2) 煤柱 尺寸偏小、服務(wù)期較長、受采動壓力影響的煤柱，容易壓酥碎裂，其內(nèi)部產(chǎn)生自燃火源。 3) 巷道頂煤 采區(qū)石門、綜采放頂煤工作面沿底掘進的進回風(fēng)巷等，巷道頂煤受壓時間長，壓酥破碎，風(fēng)流滲透和擴散至內(nèi)部深處，便會發(fā)熱自燃。總裁房頂煤開采時上下巷頂煤發(fā)火較嚴重。 4) 斷層和地質(zhì)構(gòu)造附近。 3.火區(qū)處理措施： (1) 提高回采率; (2) 限制或阻止空氣流入疏松煤體，消除供氧(減少漏風(fēng)、減小壓差); (3) 漏風(fēng)風(fēng)速小于自燃風(fēng)速 (4) 合理地進行巷道布置； (5) 選擇合理的采

38、煤方法和先進的回采工藝，提高回采率，加快回采進度； (6) 選擇合理的通風(fēng)系統(tǒng)； (7) 堅持自上而下的開采順序； (8) 合理確定近距離相鄰煤層和厚煤層分層同采時兩工作面之間的錯距，防止上、下之間采空區(qū)連通。 1.3.4 井下高溫的處理措施 本區(qū)恒溫帶深度為20m，恒溫帶溫度為+5.6℃，每百米地溫梯度為2.8℃。本區(qū)地溫變化隨深度增加而增高，影響地溫變化的主要因素是自然增溫率。因此，初步認為本地區(qū)地溫為正常區(qū)，對礦井生產(chǎn)影響不大。 第二章 礦井儲量與生產(chǎn)能力 2.1 井田境界及儲量 2.1.1 井田境界 根據(jù)東榮礦區(qū)總體設(shè)計，本礦井的井田境界為：

39、 北部邊界：以F2斷層為界； 南部邊界：以F1斷層為界； 東部邊界：以各煤層露頭及F55、F7斷層為界； 西部邊界：以16號煤層-900m等高線垂直投影為界。 井田南北走向長2.5～10.0km，平均7.0km，東西傾斜寬2.0～5.0km，平均4.0km，井田面積約為28.0km2。 因本井田淺部為各煤層露頭，深部為16號煤層-900m等高線垂直投影。而井田走向兩翼的F1、F2斷層均為落差大于100m以上的斷裂構(gòu)造，屬自然境界。因此，設(shè)計認為本礦井井田境界確定合理。 2.1.2井田儲量 本礦井工業(yè)儲量A+B+C級合計為194.251Mt，其中一水平-450m

40、以上工業(yè)儲量為72.974Mt，-450～-700m工業(yè)儲量為67.461Mt。扣除開采困難的呆滯煤量、防水煤柱、斷層煤柱、工業(yè)場地煤柱和井筒煤柱，以及開采損失煤量后，全礦井設(shè)計可采儲量為120.746Mt，其中一水平-450m以上設(shè)計可采儲量為42.452Mt，-450～-700m設(shè)計可采儲量為50.585Mt。 對于本礦區(qū)防水煤柱計算，由于在本井田范圍內(nèi)，第四系含水層與煤系地層之間大部分被第三系隔水層所阻隔，但在8～12勘探線的煤層露頭部位第三系缺失，形成“天窗”。根據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》規(guī)定，計算出本礦井“天窗”部位最大防水煤柱高度為70.2m，其底界

41、標高最大達-170m,非“天窗”部位最大防水煤柱高度均小于各煤層風(fēng)氧化帶高度（垂高30m）。另外，從井田內(nèi)第三系地層底面標高看，一般為-100～-140m，再加上30m風(fēng)氧化帶，開采上限標高為-130～-170m，因此，設(shè)計考慮風(fēng)氧化帶底界面標高的變化較大，為便于巷道布置與回采，將開采上限與防水煤柱綜合考慮，暫定本井田開采上限標高為-175m，其-175m以上工業(yè)儲量3.373Mt。但由于初期移交的南一上采區(qū)位于“天窗”之下，結(jié)合東榮二礦實際開采情況，為確保安全，設(shè)計首采區(qū)開采回風(fēng)水平標高為-190m。同時，也可探明礦井實際涌水情況，為更為合理的確定開采上限標高提供依據(jù)。 2.2 礦井生產(chǎn)能

42、力及服務(wù)年限 2.2.1 礦井工作制度 本礦井設(shè)計年工作日330天，每日四班作業(yè)，邊采邊準。每班工作6小時，每天凈提升時間為14小時。 2.2.2 礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限 1.設(shè)計礦井的年生產(chǎn)能力和日生產(chǎn)能力 1） 一采區(qū)日生產(chǎn)能力計算 煤層厚度1.44m，循環(huán)進尺1.0m，日推進3個循環(huán)，工作面長度195m。 （1） 工作面日生產(chǎn)能力計算： （2-1） 式中：L —— 采煤工作面長度，m; V0 ——工作面推進速度，m/d; M ——煤層厚度回采高度，m; R

43、——煤的密度，t/m3; C0——采煤工作面采出率，一般取 0.93～0.97。 所以，T=195(13)1.441.310.95=1048.4t/d； （2）一采區(qū)日生產(chǎn)能力計算 （2-2） 式中：n——同時生產(chǎn)的采煤工作面數(shù)； k1——采區(qū)掘進出煤系數(shù)，取1.1左右； k2——工作面之間出煤影響系數(shù)，n=2時取0.95，n=3時取0.9。 所以一采區(qū)的日生產(chǎn)能力為，A1=1.10.95（1048.4+1048.4）=2190.3t/d； 2） 二采區(qū)日生產(chǎn)能力計算 煤層厚度1.

44、44m，循環(huán)進尺1.0m，日推進3個循環(huán)。工作面長度140m。所以二采區(qū)日生產(chǎn)能力為，A2=140(13)1.441.310.95=752.7t/d； 3） 礦井年生產(chǎn)能力計算 A0=（A1+A2）330=(2190.3+752.7) 330=971190 t/d。 2.礦井及各水平服務(wù)年限 （2-3） 式中：T——礦井設(shè)計服務(wù)年限，年； Zk——礦井可采儲量，萬t; A——礦井設(shè)計生產(chǎn)能力，萬t/a； K——儲量備用系數(shù)，K＝1.3～1.5; 本礦井可采儲量為120.

45、746Mt，設(shè)計生產(chǎn)能力為0.9Mt/a，備用系數(shù)取1.4。則礦井和一水平上山部分（-450m以上）服務(wù)年限分別為95.8a和33.7a。 第三章 井田開拓及采區(qū)通風(fēng) 3.1 井田開拓方案 3.1.1 井田開拓方式 井田開拓方式應(yīng)根據(jù)礦井設(shè)計生產(chǎn)能力、地形地貌條件、井田地質(zhì)條件、煤層賦存條件、開采技術(shù)條件、裝備條件、地面外部條件等因素，通過多方案比較或系統(tǒng)優(yōu)化后確定。 根據(jù)采礦設(shè)計規(guī)范和井田的實際情況，經(jīng)過全面考慮，確定影響該井田的開拓方式選擇的主要因素包括以下幾個方面： 1.井田地質(zhì)和水文地質(zhì)條件； 2.煤層賦存和開采技術(shù)條件； 3.地形地貌和地面外部條件； 4.術(shù)裝備

46、和工藝系統(tǒng)條件； 5.施工技術(shù)和設(shè)備條件； 6.總體設(shè)計和礦井生產(chǎn)能力要求等。 綜合本礦井第三系地層及第四系沖積層較厚，煤層層數(shù)多、層間距較大等情況，本設(shè)計報告推薦采用立井、多水平、集中大巷、分組石門開拓方式。 3.1.2 井口位置選擇 結(jié)合井上下建井條件以及首采區(qū)布置，首采煤層選擇等，經(jīng)比選，認為將井口位置設(shè)在F8斷層右側(cè)約150m、9層煤-450標高附近較為適宜。該井位具有表土層薄、距首采區(qū)及首采煤層近，壓煤量小，而且首采區(qū)及首采煤層開采條件好，建井工期短，鐵路、公路連接順暢，且工程量較少等優(yōu)點。 3.1.3 開采水平劃分及主要巷道布置 1.水平劃分及標高 1) 開采上限及

47、回風(fēng)水平標高的確定 按防水煤柱高度計算的結(jié)果，并考慮煤層露頭處風(fēng)氧化帶對開采頂板的影響，以及“天窗”范圍及構(gòu)造情況，暫定本礦井各煤層開采上限為-175m。待礦井建設(shè)后可視實見圍巖條件及涌水情況作相應(yīng)調(diào)整。至于回風(fēng)水平標高的確定，設(shè)計根據(jù)東榮二、三礦回風(fēng)大巷實見圍巖條件及施工情況，將首采區(qū)回風(fēng)水平標高降至-190m，增加回風(fēng)大巷與風(fēng)氧化帶底界面的高度，使回風(fēng)大巷位于較好的圍巖條件下，以確保生產(chǎn)安全，同時也可探明實際地質(zhì)情況。 2) 運輸水平標高的確定 本井田呈一單斜構(gòu)造，各煤層傾角為15～25。井田開采下部邊界為-900m水平，從開采上限至井田下部邊界垂高725m，因此礦井至少以二個水平開

48、采。第一水平運輸巷道確定在-450m標高，垂高275m，一水平各采區(qū)全部采用上山開采；第二水平運輸巷道布置于-750m標高，垂高250m，二水平-750m以上采區(qū)全部采用上山開采，-750m～-900m標高煤層利用-750m水平運輸巷實行下山開采。 2.大巷布置 1) 主要運輸巷道布置 根據(jù)本井田的煤層賦存條件，井田內(nèi)14個可采煤層中共分上、中、下三個層群。其中，中層群含12個可采煤層，而上、下層群只分別有5號層和29～1b號層，并且與中層群間距較大，因此，設(shè)計主要對中層群的煤層分組情況進行了分析。 從中層群各煤層間距變化情況看，其主力開采煤層16與18號層間距和18與20號層間距均為

49、40～45m左右，煤層間距相差不大。因此，設(shè)計對中層群煤層分組主要從采區(qū)服務(wù)年限合理的角度來考慮，將9～18號層作為上層組，20～26號層作為下層組。 鑒于上述煤層分組情況，設(shè)計對主要運輸大巷布置方式曾提出集中大巷分區(qū)石門布置和集中石門分組大巷布置兩個方案。經(jīng)分析，一水平-450m以上共劃分6個采區(qū)，其中三采區(qū)和四采區(qū)沒有分層組劃分，只有一采區(qū)和二采區(qū)分上下層組劃分采區(qū)。因此，采用集中大巷分區(qū)石門布置較集中石門分組大巷布置可節(jié)省565m巷道。 通過上述分析比較，設(shè)計采用集中大巷分區(qū)石門布置方式。 2) 回風(fēng)水平巷道布置 根據(jù)前述回風(fēng)水平標高確定，設(shè)計為減少巷道壓煤，回風(fēng)大巷主要沿26號

50、煤層-175m標高布置。但首采區(qū)回風(fēng)石門底板標高為-190m。 3.1.4編制礦井采區(qū)接續(xù)表 設(shè)計依據(jù)不同裝備的工作面生產(chǎn)能力，在確保礦井經(jīng)濟效益最優(yōu)的情況下，對不同井型進行了工作面裝備和工作面?zhèn)€數(shù)的優(yōu)化組合，對不同井型確定了合理的工作面裝備和個數(shù)，依據(jù)上述原則配合采區(qū)規(guī)劃能力并根據(jù)不同井型進行采區(qū)接續(xù)安排，結(jié)果如下： (1)當井型為0.6Mt/a時：一水平前42a為一個采區(qū)生產(chǎn)，布置二個高檔工作面，第一水平生產(chǎn)42a以后需由兩個采區(qū)保證礦井產(chǎn)量，此時采區(qū)進入北部邊界采區(qū)和5號煤層及29-1b煤層。排定的礦井年平均生產(chǎn)能力為0.7Mt/a。 (2)當井型為0.9Mt/a時：，一水平前2

51、2.5a為一個采區(qū)生產(chǎn)，布置一個刨煤機綜采工作面。而后，當采區(qū)進入構(gòu)造較復(fù)雜的南北兩翼邊界塊段時，需由二個采區(qū)保證礦井產(chǎn)量，排定的礦井年平均生產(chǎn)能力為0.9Mt/a。 (3)當井型為1.2Mt/a時，工作面裝備采用綜采機組+高檔普采：一水平前22。5a為二個采區(qū)生產(chǎn)，布置一個刨煤機綜采工作面、一個高檔普采工作面，排定的礦井生產(chǎn)能力為1.2Mt/a。待一水平22.5a后的3.7a中，礦井生產(chǎn)采區(qū)個數(shù)雖仍為2個，但由于此時礦井已全部投入構(gòu)造較復(fù)雜的生產(chǎn)采區(qū)。因此，排定的礦井生產(chǎn)能力下降到0.6 Mt/a。 從上述一水平采區(qū)接續(xù)情況及達到礦井設(shè)計產(chǎn)量所需工作面?zhèn)€數(shù)和采區(qū)個數(shù)看，0.9Mt/a井型

52、接續(xù)情況好于0.6Mt/a和 1.2Mt/a井型。0.9Mt/a井型采用刨煤機綜采設(shè)備，達到礦井設(shè)計產(chǎn)量僅需一個采區(qū)一個面，井巷工程少，建井工期短，生產(chǎn)效率高，達到礦井高產(chǎn)高效的要求。而0.6Mt/a 與1.2Mt/a井型達到設(shè)計產(chǎn)量時，礦井初期即需投產(chǎn)1～2個采區(qū)及兩個工作面，尤其1.2Mt/a井型欲達到設(shè)計能力，初期即須投產(chǎn)構(gòu)造較復(fù)雜的南北兩翼邊界采區(qū)配采。由此，造成礦井初期投資過大，建井工期過長，同時由于配采采區(qū)地質(zhì)條件差，使得礦井的生產(chǎn)穩(wěn)定性差。 3.2礦井主要巷道 3.2.1 主副井 1.主井 主要特征見表3.1，剖面圖見附錄圖1。 表3.1 主井特征 井型 90萬噸/

53、年 井筒直徑 5.5m 井深 510m 2.副井 主要特征見表3.2，剖面圖見附錄圖2。 表3.2 副井特征表 井型 90萬噸/年 井筒直徑 6.5m 井深 515m 3.2.2 運輸大巷及上下山 1.運輸大巷 剖面圖見附錄圖3。 2.運輸上山 剖面圖見附錄圖4。 3.軌道上山 剖面圖見附錄圖5。 4.回風(fēng)上山 剖面圖見附錄圖6。 3.3 采區(qū)通風(fēng) 3.3.1 采區(qū)概況 1.采區(qū)在井田中的位置 采區(qū)位于井田的中部偏東，上部以-190m保護煤柱線為界，下部以-450m標高左右為界，左方以F18斷層為界，右方與其它采區(qū)相鄰。采區(qū)煤層賦存比較穩(wěn)定

54、，傾斜角度約17—25度，適合用走向長臂采煤法。 2.采區(qū)頂?shù)装鍘r性 采區(qū)內(nèi)各煤層頂?shù)装逡苑凵皫r、細砂巖和粉細礦巖互層為主，部分為中、粗砂巖。單向抗壓強度范圍為57.5～150.5Mpa。煤層露頭部位，煤層頂?shù)装鍘r層的單向抗壓強度值降低。 3.煤質(zhì) 采區(qū)煤層屬低～中灰、特低硫、中～低磷、高發(fā)熱量、易選～中等可選、弱粘結(jié)～中等粘結(jié)性、低變質(zhì)階段的氣煤和長焰煤，以長焰煤為主，氣煤次之，可作為動力用煤和煉焦配煤。全井田煤的揮發(fā)份一般大于40%，各煤層平均Y值為4.7～8.9mm，灰分含量一般為11.23～22.81%，原煤全硫為0.17～0.28%,磷的平均含量為0.007～0.05%，各煤

55、層平均發(fā)熱量為24.72～29.26MJ/kg。 4.煤層地質(zhì)條件 本含煤地層主要巖性由各種粒級的砂巖組成。直接充水含水層，以裂隙含水為主，為裂隙充水礦床。 井田煤系上覆有巨厚第四系和第三系，煤層位于當?shù)厍治g基準面以下，地表水位與煤系風(fēng)化裂隙含水帶水力聯(lián)系微弱。煤系風(fēng)化裂隙含水帶宿水性變化較大，煤系外圍巖層透水性很微弱。排泄條件良好。第四系與煤系風(fēng)化裂隙含水帶之間有第三系隔水層，隔水性能良好。唯有“天窗”部位第四系下部含水層與煤系風(fēng)化裂隙含水帶有水力聯(lián)系，補給較好，但第四系下部含水層含水性及透水性較弱。 綜上所述，本井田水文地質(zhì)條件類型根據(jù)直接充水含水后的富水性和補給條件，以及單位涌水

56、量的大小來劃分，屬以中等條件為主的裂隙充水礦床。 5.煤層爆炸性和發(fā)火 根據(jù)地質(zhì)報告及鄰近東榮二、三礦的實際開采情況，礦井煤塵有爆炸危險，無自燃發(fā)火傾向。 3.3.2 采區(qū)通風(fēng)設(shè)計原則及要求 1.每一個采區(qū)， 都必須布置回風(fēng)道，實行分區(qū)通風(fēng)。 2.采煤和掘進工作面應(yīng)獨立通風(fēng)系統(tǒng)。有特殊困難必須串聯(lián)通風(fēng)時應(yīng)符合有關(guān)規(guī)定。 3.煤層傾角大于12的采煤工作面采用下行通風(fēng)時，報礦總工程師批準， 4.采煤和掘進工作面的進風(fēng)和回風(fēng)，都不得經(jīng)過采空區(qū)或冒落區(qū)。 3.3.3 采區(qū)參數(shù) 1.礦井達到設(shè)計能力時的采區(qū)數(shù)

57、目及位置 礦井達到設(shè)計生產(chǎn)能力時，一采區(qū)和二采區(qū)同時生產(chǎn)，其中一采區(qū)有兩個工作面同時生產(chǎn)，二采區(qū)有一個工作面在生產(chǎn)。一采區(qū)位于本井田中部偏東，靠近各煤層露頭線，二采區(qū)位于一采區(qū)北部，與一采區(qū)以F8斷層為界。三個采煤工作面同時開采12煤層。 2.采區(qū)走向長度，區(qū)段傾斜長與數(shù)目 采區(qū)走向長度為2200m，傾長960m，考慮安全煤柱的設(shè)置和回采工藝以及煤層狀況等情況，將本采區(qū)劃分為5個區(qū)段，每個區(qū)段長約190m。 3.采區(qū)上(下)山及其它準備巷道的布置 本采區(qū)布置有三條傾斜上山，其中一條為運輸上山，一條軌道上山，一條回風(fēng)上山。采區(qū)回風(fēng)上山、軌道上山和運輸上山在同一水平面上。在回風(fēng)上山

58、相隔20m的巖層內(nèi)布置運輸上山。在運輸上山相隔20m的巖層內(nèi)布置軌道上山。采區(qū)內(nèi)所有上山都布置在16號煤層下部的巖層中，距煤層底板最近處垂高15m。新鮮風(fēng)流不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵污染及放熱影響，軌道上山的絞車房易于通風(fēng)，采用軌道上山進風(fēng)，回風(fēng)上山進行回風(fēng)；由于采煤工作面進風(fēng)巷道水平低于回風(fēng)巷道水平，采煤工作面的風(fēng)流沿傾斜向上流動，為上行風(fēng)。 采區(qū)軌道上山采用半圓拱錨噴巷道，斷面特征見表3.3。 表3—3 軌道上山斷面特征表 圍巖性質(zhì) 斷面(m2) 掘進尺寸(mm) 凈周長 (m) 凈 掘 寬 高 13.28 巖石 12.2 14.0 4200 3800 采

59、區(qū)運輸上山采用半圓拱錨噴支護，斷面特征見表3.4。 表3.4 運輸上山斷面特征表 圍巖 性質(zhì) 斷面(m2) 掘進尺寸(mm) 凈周長 (m) 凈 掘 寬 高 10.0 巖石 7.0 7.3 2900 2850 采區(qū)回風(fēng)上山采用半圓拱，斷面特征見表3.5。 表3.5 回風(fēng)上山斷面特征表 圍巖 性質(zhì) 斷面(m2) 掘進尺寸(mm) 凈周長 (m) 凈 掘 寬 高 12.25 巖石 10.1 11.3 3800 3400 4.回采工作面基本參數(shù) 工作面傾斜長度約為190米，走向長度約為1100米，采高平均約為1.44米?；夭晒?/p>

60、作面每日進尺三米，每年進尺990米。 5.同時生產(chǎn)煤層與回采工作面數(shù)目 12煤層與16煤層同時生產(chǎn)，當達到礦井設(shè)計生產(chǎn)能力時，需要三個回采工作面同時生產(chǎn)。 3.4 掘進通風(fēng) 3.4.1掘進通風(fēng)系統(tǒng)設(shè)計原則 1.礦井和采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)設(shè)計應(yīng)為局部通風(fēng)創(chuàng)造條件； 2.局部通風(fēng)系統(tǒng)要安全可靠、經(jīng)濟合理和技術(shù)先進。 3.盡量采用技術(shù)先進的低噪、高效型局部通風(fēng)機。 4.壓入式通風(fēng)宜用柔性風(fēng)筒，抽出式通風(fēng)宜用帶剛性骨架的可伸縮風(fēng)筒或完全剛性的風(fēng)筒。風(fēng)筒材質(zhì)應(yīng)選擇阻燃、抗靜電型。 5.一臺風(fēng)機不能滿足通風(fēng)要求時可考慮選用兩臺或多臺風(fēng)機聯(lián)合運行。 3.4.2 局部通風(fēng)方法 1.局部通風(fēng)

61、機通風(fēng)  利用局部通風(fēng)機作動力，通過風(fēng)筒導(dǎo)風(fēng)的通風(fēng)方法稱局部通風(fēng)機通風(fēng)，它是目前局部通風(fēng)最主要的方法。有以下幾種常用通風(fēng)方式： 1) 壓入式 2) 抽出式 3) 混合式通風(fēng) 混合式通風(fēng)是壓入式和抽出式兩種通風(fēng)方式的聯(lián)合運用,按局部通風(fēng)機和風(fēng)筒的布設(shè)位置，分為:長壓短抽、長抽短壓和長抽長壓。 4) 可控循環(huán)通風(fēng) 當局部通風(fēng)機的吸入風(fēng)量大于全風(fēng)壓供給設(shè)置通風(fēng)機巷道的風(fēng)量時，則部分由局部用風(fēng)地點排出的污濁風(fēng)流，會再次經(jīng)局部通風(fēng)機送往用風(fēng)地點，故稱其為循環(huán)風(fēng)。 循環(huán)通風(fēng)方式：循環(huán)通風(fēng)分為摻有適量外界新風(fēng)的循環(huán)通風(fēng)和不摻有外界新風(fēng)的循環(huán)通風(fēng)。前者即為可控制循環(huán)通風(fēng)，也稱為開路循

62、環(huán)通風(fēng)；后者稱為閉路循環(huán)通風(fēng)。 在煤礦掘進通風(fēng)中當使用閉路循環(huán)系統(tǒng)時，因既無任何出口，也無法除去這些氣體，在封閉的循環(huán)區(qū)域中的污染物濃度必然會越來越大。因此，《規(guī)程》嚴禁采用循環(huán)通風(fēng)。 如果循環(huán)通風(fēng)是在一個敞開的區(qū)域內(nèi)，且連續(xù)不斷地有適量的新鮮風(fēng)流摻入到循環(huán)風(fēng)流中,經(jīng)理論與實踐證明，這部分有控制的循環(huán)風(fēng)流中的污染物濃度僅僅取決于該地區(qū)內(nèi)污染物的產(chǎn)生率及流過該地區(qū)的新鮮風(fēng)量的大小，故循環(huán)區(qū)域中任何地點的污染物濃度，都不會無限制地增大，而是趨于某一限值。 可控循環(huán)局部通風(fēng)優(yōu)點: (1) 采用混合式可控循環(huán)通風(fēng)時,掘進巷道風(fēng)流循環(huán)區(qū)內(nèi)側(cè)的風(fēng)速較高，避免了瓦斯層狀積聚,同時也降低了等效溫度，

63、改善了掘進巷道中的氣候條件。 (2) 當在局部通風(fēng)機前配置除塵器時，可降低礦塵濃度。 (3) 在供給掘進工作面相同風(fēng)量條件下，可降低通風(fēng)能耗。 可控循環(huán)局部通風(fēng)缺點： (1)由于流經(jīng)局部通風(fēng)機的風(fēng)流中含有一定濃度的瓦斯與粉塵，因此，必須研制新型防爆除塵風(fēng)機。 (2)循環(huán)風(fēng)流通過運轉(zhuǎn)風(fēng)機的加熱,再返回掘進工作面，使風(fēng)溫上升。 (3)當工作面附近發(fā)生火災(zāi)時，煙流會返回掘進工作面，故安全性差，抗災(zāi)能力弱，災(zāi)變時有循環(huán)風(fēng)流通過的風(fēng)機應(yīng)立即進行控制,停止循環(huán)通風(fēng),恢復(fù)常規(guī)通風(fēng)。 2.礦井全風(fēng)壓通風(fēng) 全風(fēng)壓通風(fēng)是利用礦井主要通風(fēng)機的風(fēng)壓，借助導(dǎo)風(fēng)設(shè)施把主導(dǎo)風(fēng)流的新鮮空氣引入掘進工

64、作面。其通風(fēng)量取決于可利用的風(fēng)壓和風(fēng)路風(fēng)阻。 按其導(dǎo)風(fēng)設(shè)施不同可分為： 1) 風(fēng)筒導(dǎo)風(fēng) 在巷道內(nèi)設(shè)置擋風(fēng)墻截斷主導(dǎo)風(fēng)流，用風(fēng)筒把新鮮空氣引入掘進工作面，污濁空氣從獨頭掘進巷道中排出。 特點：此種方法輔助工程量小，風(fēng)筒安裝、拆卸比較方便，通常用于需風(fēng)量不大的短巷掘進通風(fēng)中。 2) 平行巷道導(dǎo)風(fēng) 在掘進主巷的同時，在附近與其平行掘一條配風(fēng)巷，每隔一定距離在主、配巷間開掘聯(lián)絡(luò)巷，形成貫穿風(fēng)流，當新的聯(lián)絡(luò)巷溝通后，舊聯(lián)絡(luò)巷即封閉。兩條平行巷道的獨頭部分可用風(fēng)幛或風(fēng)筒導(dǎo)風(fēng)，巷道的其余部分用主巷進風(fēng)，配巷回風(fēng)。 特點：此方法常用于煤巷掘進，尤其是厚煤層的采區(qū)巷道掘進中，當運輸、通風(fēng)

65、等需要開掘雙巷時。此法也常用于解決長巷掘進獨頭通風(fēng)的困難。 3) 鉆孔導(dǎo)風(fēng) 離地表或鄰近水平較近處掘進長巷反眼或上山時，可用鉆孔提前溝通掘進巷道，以便形成貫穿風(fēng)流。這種通風(fēng)方法曾被應(yīng)用于煤層上山的掘進通風(fēng)，取得了良好排瓦斯效果。 4) 風(fēng)幛導(dǎo)風(fēng) 在巷道內(nèi)設(shè)置縱向風(fēng)幛，把風(fēng)幛上游一側(cè)的新風(fēng)引入掘進工作面，清洗后的污風(fēng)從風(fēng)幛下游一側(cè)排出。這種導(dǎo)風(fēng)方法，構(gòu)筑和拆除風(fēng)幛的工程量大。適用于短距離或無其它好方法可用時采用。 3.引射器通風(fēng) 利用引射器產(chǎn)生的通風(fēng)負壓,通過風(fēng)筒導(dǎo)風(fēng)的通風(fēng)方法稱引射器通風(fēng)。引射器通風(fēng)一般都采用壓入式。 優(yōu)點：無電氣設(shè)備，無噪音;還具有降溫、降塵作用;在

66、煤與瓦斯突出嚴重的煤層掘進時，用它代替局部通風(fēng)機通風(fēng)，設(shè)備簡單，安全性較高。 缺點：風(fēng)壓低、風(fēng)量小、效率低，并存在巷道積水問題。 3.4.3 風(fēng)筒的選擇 風(fēng)筒是最常用的導(dǎo)風(fēng)裝置。在巷道斷面容許的情況下，盡可能選擇直徑較大的風(fēng)筒，以降低風(fēng)阻，減少漏風(fēng)，節(jié)約通風(fēng)電耗；一般來說，通風(fēng)長度在200m以內(nèi)，宜選用直徑為400mm的風(fēng)筒；通風(fēng)長度200~500m，宜選用直徑500mm的風(fēng)筒；通風(fēng)長度500~1000m,宜選用直徑800~1000mm的風(fēng)筒。 根據(jù)本采區(qū)的實際情況和風(fēng)筒的特點，本采區(qū)采用的是帆布風(fēng)筒。因為帆布風(fēng)筒應(yīng)用廣泛，最大的優(yōu)點時輕、拆裝方便，不通風(fēng)時可占空間小。根據(jù)實際情況和規(guī)程規(guī)定，選擇直徑為500mm的帆布風(fēng)筒30個(通風(fēng)距離300m)。 柔性風(fēng)筒的漏風(fēng)系數(shù)pq可以用下式計算 pq=1/(1-nηj) （3—1） 式中：n—接頭數(shù) ηj—每個接頭的漏風(fēng)率，插接ηj=0.01~0.02；螺旋反邊接頭ηj=0.005 3.4.4 局部通