焦煤集团白云煤业有限公司白庄煤矿实习报告-毕业论文.doc

概述
第一章 矿井概况 3
第一节 地理概况 3
第二节 地质条件 4
第三节 矿井简况 6
第四节 矿井现有问题及整改方法 9
第二章 工业广场 10
第一节 地面煤炭生采系统 10
第二节 主要机器设备 11
第三节 工业广场及各环节生产能力 12
第三章 井田开拓方式及主要生产系统 13
第一节 井田开拓方式 13
第二节 矿井储量及服务年限 14
第三节 主、副井提升系统 15
第四节 矿井通风系统 18
第五节 供电系统 26
第六节 井下排水系统 28
第七节 井下运输系统 31
第四章 工作面施工及回采工艺 33
第一节 采煤概况 33
第二节 采面施工系统 34
第三节 采面通风与放炮及机电管理 41
第四节 采面支护及液压系统管理 48
第五节 采面安全措施 51
第六节 劳动组织及主要经济技术指标 55
第五章 井巷工程技术 55
第一节 井巷施工 55
第二节 施工过程中的安全措施 60
第三节 劳动组织及主要经济技术指标 69
第四节 规格质量标准及机电管理 70
第六章 总结 71
第六章 附图 71
一、采面施工
1、采煤系统图
2、工作面每班开工前施工图
3、四对八根长梁超前支护图
4、爆破说明书
5、劳动组织与经济技术指标
6、供电系统图
二、井巷施工
1、施工系统图
2、巷道支护断面图
3、巷道施工爆破说明书
4、劳动组织图表

概述
一、 实习地点
本次实习地点为焦煤集团白云煤业有限公司白庄煤矿
二、实习目的
煤矿开采与掘进实习是在学该课程一段时间后、后续课程学习之前进行的一个承上启下的重要教学环节。通过实习，了解煤矿的生产技术状况及发展情况，树立为煤炭工业现代化做出奉献得专业思想。熟悉实习煤矿井上、井下概貌以及煤炭的生产过程及矿井各主要生产环节，掌握煤矿生产基专业技能和生产工艺组织过程，争强社会责任感、使命感和树立企业精神。全面认识所学专业的工作岗位生产技能要求和特点。并将所学的专业理论知识与实践相结合，进一步加深对煤矿开采与掘进技术理论知识的理解与运用能力。同时这次实习，也是一次接触社会、了解煤矿，向工人和工程技术人员学习的好机会。

第一章 矿井概况
第一节 地理情况
一、矿区地理位置，地形地貌，交通情况
焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿位于河南省、焦作市、修武县、方庄镇境内，西距焦作市区25公里，南距修武县城15公里，地理坐标为：东经：113o 24′58″～113o 26′58″；北纬：35o 20′22″～35o 21′31″。
本区属山前冲洪积平原，地势呈北高南低，西高东低；全区被新生界掩盖，有少量黄土冲沟。海拔标高105.90—119.99m，相对高差14.09m。
本区西部边界距焦作市约20km，南距焦(作)～新(乡)铁路修武车站约12km，修武～云台山旅游区公路从矿区西约600m处通过。区内有简易公路与之相连，交通便利。
二、井田位置，边界范围，井田面积，相邻矿井关系
白庄煤矿井田位于焦作煤田东部，西起界碑断层,东与吴村煤矿相邻,南至魏村断层,北到九里山断层和煤层露头,面积2.6平方公里。

第二节 地质条件
一、井田地质情况，地层，含煤地层，构造
地层：区内基岩全部被新生界所覆盖，据钻孔和矿井工程揭露资料，地层由老至新为：中奥陶统马家沟组、中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二叠统山西组和下石盒子组、上二叠统上石盒子组和第三、四系。含煤地层为石炭二叠系含煤地层。
构造：本区东段为一单斜构造，地层走向北东，倾向150o，倾角15o；西段为白庄背斜，地层走向北东，倾向南西和北西，倾角15～26o；全区共发现落差10m以上的断层14条，10m以下的断层15条，采掘中发现2m以下的小小断层14条。构造复杂程度属中等类型。
二、主要可采煤层情况，煤层赋存条件，煤层层数，厚度，资源储量，煤质，煤种
矿井开采煤层为二1煤层，位于山西组下部，层位稳定，全区可采，煤层厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m，煤层结构简单，仅局部含厚0．05～0．25m的炭质泥岩或泥岩夹矸1～2层。
本区含煤地层为太原组、山西组和下、上石盒子组，含煤地层总厚度约550.73m，共含煤13层，煤层总厚9.30m，含煤系数1.69％，可采煤层厚度7.21m，可采含煤系数1.3 1％
矿井开采二1煤层，2005年底保有资源储量为918万吨，其中（111b）275万吨，可采储量182万吨。
二1煤为黑色，以块状为主，少量粉粒状，似金属光泽，煤岩组分以亮煤为主，次为镜煤和暗煤，煤岩类型属半亮～光亮型煤。煤的视密度为1．47t／m3，真视密度为1.56t／m3。原煤灰分为7.02~19.0%，平均13.5%；硫分为0.27~1.0%，平均0.5%；全水分为1.44~6.64%，平均3.46%；发热量为29MJ/kg。为低水、低灰、特低硫，抗碎强度高，热稳定性好，高熔灰分，中高发热量无烟煤三号。
三、水文地质情况，开采技术条件
本区二1煤层顶板直接充水含水层为砂岩裂隙孔隙含水层，底板直接充水含水层为太原组上段灰岩岩溶裂隙含水层，因本区构造复杂程度东西有所差异，其水文地质勘查类型东部应划为第三类第二亚类第二型，西部则应划为第三类第二亚类第二型偏三型。总体来看，本区属以底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件中等偏复杂的矿床类型。
二1煤层伪顶岩性以泥岩、砂质泥岩和炭质泥岩为主，随采随落。老顶多直接压煤或与伪顶直接相连，岩性以厚层状中细粒砂岩为主，致密坚硬，稳定性好。煤层直接底板岩性为泥岩和砂质泥岩，稳定性较好。
矿井经瓦斯等级鉴定，最大绝对瓦斯涌出量为2.9m³/min，最大相对瓦斯涌出量为5.97m³/t, 目前矿井绝对瓦斯涌出量为2.73m³/min，相对瓦斯涌出量为5.52m³/t，属低瓦斯矿井。按低瓦斯矿井管理；二1煤层无煤尘爆炸危险性；自燃发火倾向等级为三类，属不易自燃煤层；地震动峰值加速度值为0.15，对应的地震设防烈度为Ⅶ度；地温属正常区，无高温影响。

第三节 矿井简况
一、 矿井建设情况
白庄煤矿是在1970年封丘、修武两县合办的小煤窑基础上发展起来的，没有进行正规的开采设计。
1979年12月，白庄煤矿自行设计，对矿井进行了技术改造，由于当时为地方煤矿，没有进行立项、开竣工和投产验收。
二、煤矿生产现状
1、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法，水平、采区划分
矿井运输提升：回采工作面、下山均采用SGW—17型和SGW—20型刮板输送机运输，水平运输大巷采用7吨电机车运煤；主井采用2.5米绞车提升，主要提升原煤和材料；付井采用2.0米绞车提升，主要提升人员。
矿井通风方式为中央并列抽出式机械通风。
井下排水系统为各出水点通过水沟或水泵流入采区临时水仓，采区泵房分别排至水平运输大巷，经水沟流入中央水仓，再由中央泵房排至地面，为两极排水。
矿井供电采用3.5KW双回路双电源供电。
2、通风方式
矿井通风方式为中央并列式。主井进风，副井回风，主扇型号均为K70-NO18型轴流式通风机，一台工作，一台备用。
3、现主要生产煤层、采区、工作面情况
矿井生产煤层为二1煤，煤层层位稳定，全区可采，煤层厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m。生产采区为11采区和12采区，各布置一个回采工作面和一个掘进工作面生产。14采区正在进行开拓，因出水现正在封堵。

4、近几年生产完成情况

2003年—2005年产量如下 单位：（万吨）
年 度
2003
2004
2005
原煤产量
32.5
26.2
25.5
其中回采产量
29.2
23.6
22.9
其中掘进产量
3.3
2.6
2.6

5、今后三年的生产接续安排

2007年～2009年采煤工作面接续表
采煤队
工作面编号
工作面可采储量（万吨）
接续起止日期
后一年
后二年
后三年
采 一 队
1103煤柱上分层
4.3
06.12.5 — 07.3.15
3.1

1103煤柱下分层
4.3
07.3.16 — 07.6.30
4.3

1101煤柱上分层
7.1
07.7.1 — 07.12.20
7.1

1101煤柱下分层
7.1
07.12.21 — 08.6.10
0.5
6.6

东大巷下煤柱上分层
12.6
08.6.11 — 09.4.10

8.4
4.2
东大巷上煤柱上分层
11.3
09.4.11 — 10.1.10

10.8
合计
46.7

15
15
15
采 二 队
1203煤柱上分层
3.1
06.12.1 — 07.2.20
2.0

1203煤柱下分层
3.1
07.2.21 — 07.5.10
2.1

1201煤柱上分层
4.8
07.5.11 — 07.9.20
4.8

1201煤柱下分层
4.8
07.9.21 — 08.2.10
3.1
1.7

1200煤柱上分层
7.8
08.2.11 — 08.9.15

7.8

1200煤柱下分层
7.8
08.9.16 — 09.4.20

3.5
4.3
12142工作面
8.9
09.4.21 — 10.1.10

8.7
合 计
40.3

13
13
13
全矿
总 计
87

28
28
28

第四节 矿井现有问题及整改方法
一、各生产系统（环节）存在的主要问题
1、矿主井提升系统存在的主要问题是：主井绞车为上世纪60年代仿苏产品，服役时间较长。
2、矿副井提升系统存在的主要问题是：主井绞车为上世纪60年代仿苏产品，服役时间较长。
3、矿井排水系统存在的主要问题是：排水管路使用时间长，老化易被腐蚀。
4、矿井运输系统存在的主要问题是：水平大巷采用架线式电机车运输，设备老化，东、西区斜巷运煤均采用刮板输送机运输，运输线路长。
5、矿井采掘工作面存在的主要问题是：回收下山煤柱，工作面走向长度较短，搬家频繁，影响生产。
6、矿井通风系统存在的主要问题是：矿井生产已到后期，正在回收煤柱和拾边角残留煤工作，井下部分巷道受采动的影响，出现裂缝、支架变形，顶板破碎，采空区逐渐扩大，废巷、老巷逐渐增多。
二、采取的整改措施
1、主井绞车运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护装置的试验和对关键部位的探伤，强化日常管理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。
2、副井绞车运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护装置的试验和对关键部位的探伤，角移式制动器更要认真维护检测。作好钢丝绳的防锈蚀处理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。
3、排水管路应定期进行防腐处理，应加强对水泵性能的定期检测和日常维护。以保证水泵的正常运行
4、应加强对电机车和刮板输送机的日常检查维护，强化制度管理，最大限度的服务好原煤的安全生产。
5、加快14采区勘探、开拓，保证正常生产。
6、瓦斯治理方面需采取以下措施：
①、临时的施工地点多为残采，距离近，但巷道多、压力大，通风难度增加，容易出现瓦斯死角，是当前瓦斯管理的重中之重。要求检查员必须严格交接班，坚守工作岗位，认真检查瓦斯，重点排查局部瓦斯，彻底消除瓦斯超限隐患。
②、局扇供风地点增多，回收煤柱地点增多，通风条件受到限制，加强局部通风也是当前瓦斯管理工作的重点。要求各地点瓦检员配合通风工、电工抓好局扇管理，做好双风机、双电源、自动换台、自动分风。实现风电、瓦斯电闭锁。加强风筒管理，保证掘进头供风量，消除瓦斯隐患。
③、认真做好井下所有通风巷道和通风设施的检查工作，特别是采空区周围的巷道，要重点检查，防止出现漏风、瓦斯盲区，发现问题及时处理。
④、所有作业地点，均设专职瓦检员，严格按照规定检查瓦斯、执行“一炮三检”和“三人连锁”等放炮管理制度。做到牌板、记录、报表三对照，当天瓦斯日报表和监测报表送总工程师和总经理签字审阅，对重大的通风、瓦斯问题，制定措施，进行处理。

第二章 工业广场
第一节 地面煤炭生产系统
一、概况
地面建有40万吨/年选煤厂和20万吨/年洗煤厂，井下原煤经矿车提至地面，再经翻箩进入大炭筛，滤出大炭后进入给煤机，给入带式输送机，进入选煤系统分级振动筛，从选煤厂出来的块煤经胶带输送机进入洗煤系统，从选煤厂出来的沫煤和从洗煤厂出来的块煤全部地销，无外送。地面贮煤厂面积40000平方米可贮存原煤10万吨，工业广场露天存放。
二、地面生产系统各环节主要设备及能力计算
（一）原煤给煤、筛分环节：
k—2往复式给煤机一台,处理能力200t/h；
TD75型(B=800mm)皮带机一部,输送能力为280 t/h,
振动筛型号为2ZD—1530型一台，筛板层数2层，处理能力150 t/h。
最小设备年处理能力：
A = 330×16×150/（104×1.2）=66万t/a。
A — 年处理能力，万t/a。
1.2 — 系统中各环节设备的处理能力不均衡系数。
（二）地面运输环节：靠铲车装运，装车能力能满足矿井生产配套能力。
（三）铁路运输能力：无外运。
（四）汽车运输能力：全部地销，可以满足矿井生产需要。
综上所述，地面生产系统的核定能力取其系统中的最小环节能力，即为66万t/a。上年度为28万t/a，能力变更主要原因是震动筛处理能力变更。
三、由于地面系统较长，环节多，任一环节出现问题，都影响到原煤的正常生产，因此，要加强对地面系统每个环节设备的日常维护检查，强化责任管理，尤其皮带机的综合安全保护功能要加以完善，坚持正常使用。
第二节 主要机器设备
一、主井提升机
提升机型号2бM2500/1220型缠绕式双滚筒绞车，该绞车为六十年代仿苏产品，抚顺产。绞车提升最大速度为4.2m/s，提升井口标高+115.8，井底标高-66.2米，提升高度182米，提升容器为一吨单层罐笼，矿车采用1吨U型矿车，矿车载重1吨，电机型号：功率200KW，6KV两回电源线路，电控采用TKD型。提升一次循环时间50S。
二、副井提升机
提升机规格型号2бM2000/1020缠绕式双滚筒提升机，井口标高+114.5，井底标高-58，提升高度172米,井筒直径4.2米。用一台角移式制动器，绞车为六十年代仿苏产品，提升容器为一吨单层罐笼，徐州产，有MA标志。楔型连接装置，提升钢丝绳直径为Ø24.5mm，钢丝绳罐道，电机型号为JR125-6.功率130KW，电压380V，串电阻调速，TKD电控系统，保护装置齐全、可靠，装有BF-111型防坠器2台。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为70s、70s、80s。
三、通风机
主扇型号均为K70-NO18型轴流式通风机，一台工作，一台备用。主扇排风量为15～75m³/s，负压范围50～250mmH2O，风机叶片安装角400，配套电机两台均为JR2355-8型95kw，电压380V、转速720r /min。主扇于2004年12月底进行风机性能检验，均符合规定，能满足矿井通风需要。目前运转的Ⅱ号主扇抽风量为2968.1 m³/min，风压490Pa，等积孔2.66m2，通风阻力515 Pa，电流125A，电压360V，前轴温19℃，后轴温22℃。

第三节 工业广场及各环节生产能力
一、地面建有40万吨/年选煤厂和20万吨/年洗煤厂，井下原煤经矿车提至地面，再经翻罗进入大炭筛，滤出大炭后进入给煤机，经带式输送机，送入选煤系统分级振动筛，从选煤厂出来的块煤一部分经胶带输送机进入洗煤系统，另一部分进入煤仓或落地。从选煤厂出来的沫煤和从洗煤厂出来的块煤全部地销，无外送。2003-2005年共生产原煤85 万t，入洗三炭20 万t，洗精煤16 万t。地面储煤仓3个，总容量为1.2万t ，是矿井日产量1500t的8倍。贮煤厂面积40000平方米可贮存原煤10万吨，工业广场露天存放。
二、各环节生产能力
矿井主提升系统核定能力为34万t，取值合理，计算准确；
矿井主提升系统核定能力为51万t，取值合理，计算准确；
矿井排水系统核定能力为60万t，取值合理，计算准确；
矿井供电系统核定能力为51万t，取值合理，计算准确；
矿井运输系统核定能力为30万t，取值合理，计算准确；
矿井采掘工作面核定能力为28万t，取值合理，计算准确；
矿井通风系统核定能力为30万t，取值合理，计算准确；
矿井地面生产系统核定能力为66万t，取值合理，计算准确；
选煤厂生产核定能力为66万t，取值合理，计算准确；
以最薄弱的生产系统能力为最终的核定生产能力，即28万t/a。

第三章 井田开拓方式及主要生产系统
第一节 井田开拓方式
一、井田范围
白庄煤矿位于焦作煤田东部，井田西起界碑断层,东与吴村煤矿相邻,南至魏村断层,北到九里山断层和煤层露头。井田东西长2.6公里，南北宽1公里，面积约2.6平方公里，计算开采深度为+30～-560米。
矿井开采煤层为二1煤层，位于山西组下部，层位稳定，全区可采，煤层厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m，煤层结构简单，仅局部含厚0．05～0．25m的炭质泥岩或泥岩夹矸1～2层；煤层走向北东，倾向150o，倾角15o；煤层埋藏深度为130～660m。
二、开拓方式
矿井为立井单水平下山分区式开拓井下分东西两翼开采，生产水平为-66水平，整个矿井共三个采区，现11、12两个采区进行生产；14采区进行开拓，因14采区地质构造较复杂，开拓过程中断层出水，现正在封堵。

第二节 矿井储量及服务年限
矿井保有资源储量918万吨；其中：（111b）275万吨，（333）643万吨，可采储量182万吨；14采区开拓后，可采储量将增加100万吨左右；矿井资源储量能满足矿井生产的需要。
以最薄弱的生产系统能力为最终的核定生产能力，即28万t/a。
一、2005年末资源储量核查结果为：
（111）为182万吨，（11lb）为275万吨，（333）为643万吨
开拓煤量为182万吨，可回采5年。
准备煤量为182万吨，可回采60月。
回采煤量为11.5万吨，可回采4.6月。
二、服务年限
白庄煤矿矿截止2005年末可采储量182万吨，上次核定生产能力24万t／a，本次拟调整核定生产能力为28万t／a。
矿井剩余服务年限为：
a = G/kB·A = 182/（1.3×28）= 5.0 a
式中：a — 矿井剩余服务年限；
G — 2005年末可采储量，182万吨；
A — 矿井拟调整的核定生产能力28万t／a：
KB — 储量备用系数，矿井地质构造较简单；煤层赋存较稳定，开采技术条件较好，取1.3
矿井剩余服务年限5a，资源储量满足生产服务年限的要求，经核算，核定生产能力为28万t／a。

第三节 主、副井提升系统
一、主井提升系统
（一）主井提升（运输）方式
主井为立井提升，采用单层罐笼1吨矿车提升，主要担负主井原煤提升任务。
（二）主要技术参数
提升机型号2бM2500/1220型缠绕式双滚筒绞车，该绞车为六十年代仿苏产品，抚顺产。绞车提升最大速度为4.2m/s，提升井口标高+115.8，井底标高-66.2米，提升高度182米，提升容器为一吨单层罐笼，矿车采用1吨U型矿车，矿车载重1吨，电机型号：功率200KW，6KV两回电源线路，电控采用TKD型。提升一次循环时间50S。
（三）检测时间及结论
2004年7月由河南省安全产品检测中心里进行了绞车性能测试，结论合格，目前绞车运行正常。
（四）主井提升能力核定计算：
由公式：A= 3600×b×t×pm×k
104×k1×k2×T
3600×330×16×1×1
= 104×1.2×1.1×50

= 34.8 (万t/a)
式中：b-年工作日（330d）;
t-日提升时间（16h）;
p m -每次提升煤炭量（1t/次）;
k-装满系数，立井提升取1;
k1-提升不均匀系数，井下无缓冲煤仓（1.2）；
k2-提升能力富余系数（1.1）；
T-提升一次循环时间，现场实测（50S）
由以上计算，该矿主井提升核定能力为34 万t/a。上年度为28万t/a，能力变更主要原因是电控系统改造，更换了高压换向器，加装了动力制动，井口井底状况进行改善，提升循环由60s缩短为50s 。
二、副井提升系统
（一）副井提升方式和任务
副井为立井提升，主要用于升降人员及材料。
（二）提升机主要技术参数
提升机规格型号2бM2000/1020缠绕式双滚筒提升机，井口标高+114.5，井底标高-58，提升高度172米,井筒直径4.2米。用一台角移式制动器，绞车为六十年代仿苏产品，提升容器为一吨单层罐笼，徐州产，有MA标志。楔型连接装置，提升钢丝绳直径为Ø24.5mm，钢丝绳罐道，电机型号为JR125-6.功率130KW，电压380V，串电阻调速，TKD电控系统，保护装置齐全、可靠，装有BF-111型防坠器2台。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为70s、70s、80s。
（三）检测结果及结论
2006年4月进行了绞车性能测试，结论合格。
（四）副井提升能力核定计算：

5×3600-TR-DTQ
A = 330×3× R M
104（ — TG + — TC）
PG PC

5×3600—3780—5×80
= 330×3× 0.1 0.26
104（ — ×70 + — ×70）
1.1 0.9
= 51.46 （万t/a）
式中：TR：每班上下人总时间3780S/班
其中： 实测工人每班下井时间为35min，则升降工人时间为35×1.5=52.5min，升降其他人员时间为52.5×0.2=10.5min，因此每班人员上下井总时间为52.5+10.5=63min=3780s
D：下其它料次数5次
R：出矸率
2005年提升矸石22750 车，原煤产量25.5 万t，则
R = 22750×1.1×100％ = 9.8％
255000
设计出矸率为10％，实际出矸率为9.8％，故取10％。
PG：每次提矸石重量1.1吨
M：每吨煤用材料比重2.6%
2005年提升各类材料7280车，原煤产量 25.2万t，
则M = 7280×0.9×100％ = 2.6%
255000
TG：提矸一次循环时间70s/次（实测）
TC：提升材料一次循环时间70s/次（实测）
TQ：下其他材料每次循环时间80 s/次
PC：每次提升材料重量0.9 t
由以上计算，该矿副井提升核定能力为51万t/a。上年度为25万t/a，能力变更主要原因是上下井时间缩短，提升机性能改善。

第四节 矿井通风系统
一、矿井通风概况
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式机械通风。两个进风井筒，一个回风井筒，主井进风1843.9m³/min、斜井进风777.9 m³/min，副井回风2689.8 m³/min，矿井总需要风量2000 m³/min，实际进风量2621.8 m³/min，有效风量2250.1 m³/min。
2005年度矿井瓦斯等级鉴定报告中, 矿井最大绝对瓦斯涌出量为2.9m³/min，最大相对瓦斯涌出量为5.97m³/t, 目前矿井绝对瓦斯涌出量为2.73m³/min，相对瓦斯涌出量为5.52m³/t，属低瓦斯矿井。
主扇型号均为K70-NO18型轴流式通风机，一台工作，一台备用。主扇排风量为15～75m³/s，负压范围50～250mmH2O，风机叶片安装角400，配套电机两台均为JR2355-8型95kw，电压380V、转速720r /min。主扇于2004年12月底进行风机性能检验，均符合规定，能满足矿井通风需要。目前运转的Ⅱ号主扇抽风量为2968.1 m³/min，风压490Pa，等积孔2.66m2，通风阻力515 Pa，电流125A，电压360V，前轴温19℃，后轴温22℃。
井下实行分区通风：东、西区进风和回风，具有独立完善的通风系统，不存在串联、扩散、老塘通风，东区进风1326.6 m³/min，回风1368.9 m³/min；西区进风1295.2 m³/min，回风1320.9 m³/min。用风地点分布情况：东区1105煤柱工作面、1105辅助巷掘进工作面、11022联络巷掘进工作面，西区12012回采工作面。其中，1105辅助巷、11022联络巷掘进工作面均8月份开始掘进，局扇及开关安装符合《规程》要求，均实现双风机、双电源、自动换台、自动分风、风电和瓦斯电闭锁，保证其掘进不停风、瓦斯不超限、不违章，1105煤柱工作面与12012工作面为负压通风，均具备独立、完善的通风系统。(7月份无掘进工作面)。
二、计算过程及结果
（一）矿井需要风量计算
1、矿井风量计算原则：
生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室（独立通风）及其它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风量（我矿暂无备用工作面）。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
Q矿≥（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通
式中：ΣQ采——采煤工作面实际需要风量总和，m³/min
ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量总和，m³/min
ΣQ硐——硐室实际需要风量的总和，m³/min
ΣQ其它——其它巷道实际需要风量的总和，m³/min
K矿通——矿井通风系数，取1.15
2、采煤工作面的需要风量：
回采工作面实际需要风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，取其中最大值。
⑴、1105煤柱工作面需要风量
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件公式计算需要风量，其计算公式为：
Q采1=Q基本×K采高×K采长×K温=277.2×1.1×1×1=304.9 m³/min
式中：Q采1——采煤工作面需要风量m³/min；
Q基本——工作面所需的基本风量m³/min；
Q基本=60×工作面平均控顶距×工作面采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1.0m/s）
=60×3×2.2×0.7×1=277.2m³/min，
工作面平均控顶距=（最大控顶距+最小控顶距）÷2=（3.6+2.4）÷2=3ｍ，
工作面采高为2.2ｍ；
K采高——回采工作面采高调整系数取1.1;
K采长——回采工作面长度调整系数取1.0;
K温——回采工作面温度调整系数取1.0。
②、按工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采2=60×V采×S采=60×0.8×6.6=316.8m³/min
式中：V采——采煤工作面风速m/s，取0.8
S采——采煤工作面平均断面积m²，
（3.6+2.4）×2.2÷2=6.6 m²
最大控顶距为3.6ｍ,最小控顶距为2.4ｍ,采高为2.2ｍ;
③、按回采工作面同时工作人数计算：
Q采3=4×N=4×80=320m³/min
式中：N——工作面同时工作最多人数取80人。
我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。
④、经计算比较取Q采3作为需要风量，按风速进行验算：
15S采<Q采3<240S采
得99<320<1584 m³/min。
⑵、12012回采工作面需要风量
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件公式计算需要风量，其计算公式为：
Q采1=Q基本×K采高×K采长×K温=277.2×1.1×1×1=304.9 m³/min
式中：Q采1——采煤工作面需要风量m³/min；
Q基本——工作面所需的基本风量m³/min；
Q基本=60×工作面平均控顶距×工作面采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1.0m/s）
= 60×3×2.2×0.7×1=277.2m³/min，
工作面平均控顶距=（最大控顶距+最小控顶距）÷2=（3.6+2.4）÷2=3ｍ，
工作面采高为2.2ｍ；
K采高——回采工作面采高调整系数取1.1;
K采长——回采工作面长度调整系数取1.0;
K温——回采工作面温度调整系数取1.0。
②、按工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采2=60×V采×S采=60×0.8×6.6=316.8m³/min
式中：V采——采煤工作面风速m/s，取0.8
S采——采煤工作面平均断面积m²，
（3.6+2.4）×2.2÷2=6.6 m²
最大控顶距为3.6ｍ,最小控顶距为2.4ｍ,采高为2.2ｍ;
③、按回采工作面同时工作人数计算：
Q采3=4×N=4×70=280 m³/min
式中：N——工作面同时工作最多人数取70人。
我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。
④、经计算比较取Q采2作为需要风量，按风速进行验算：
15S采<Q采2<240S采
得99<316.8<1584 m³/min。
井下采煤工作面需要风量：ΣQ采=320+316.8=636.8 m³/min。
3、掘进工作面的需要风量：
和采煤工作面所需风量的计算方法相同，取其最大值。
⑴、1105辅助巷掘进工作面需要风量
①、按瓦斯涌出量计算：
Q掘1=100×q掘×K掘通=100×0.4×1.3=52 m³/min
式中:Q掘1——单个掘进工作面需要风量m³/min；
q掘——掘进工作面回风流中平均瓦斯绝对涌出量0.4m³/min；
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数,8月份日最大瓦斯绝对涌出量0.4 m³/min，平均日瓦斯绝对涌出量0.3 m³/min，比值取1.3。
②、按局部通风机实际吸入风量计算：
Q掘2=Q扇×I+15×S=150×1+15×4=210 m³/min
式中：Q扇——局部通风机实际吸入风量m³/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台；
S——煤巷断面积4m²。
③、按掘进工作面同时工作的最多人数计算：
Q掘3=4×N=4×32=128 m³/min
式中：N——掘进工作面工作最多人数，取32人。
我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。
④、经计算比较取Q掘2为需要风量。按风速进行验算煤巷掘进风量：
Q掘2>15S掘=15×4 =60 即：210>60 m³/min
式中：S掘——掘进工作面的断面积，4m²。
⑵、11022联络巷掘进工作面需要风量
①、按瓦斯涌出量计算：
Q掘1=100×q掘×K掘通=100×0.4×1.3=52m³/min
式中:Q掘1——单个掘进工作面需要风量m³/min；
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量0.4m³/min；
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数,8月份日最大瓦斯绝对涌出量0.4 m³/min，平均日瓦斯绝对涌出量0.3m³/min，比值取1.3。
②、按局部通风机实际吸入风量计算：
Q掘2=Q扇×I+15×S=150×1+15×4=210 m³/min
式中：Q扇——局部通风机实际吸入风量m³/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台；
S——煤巷断面积4m²。
③、按掘进工作面同时工作的最多人数计算：
Q掘3=4×N=4×32=128 m³/min
式中：N——掘进工作面工作最多人数，取32人。
我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。
④、经计算比较取Q掘2为需要风量。按风速进行验算煤巷掘进风量：
Q掘2>15S掘=15×4 =60 即：210>60 m³/min
式中：S掘——掘进工作面的断面积，4m²。
井下共有2个掘进工作面，需风量均选择210 m³/min，掘进工作面需要风量：ΣQ掘=210+210=420 m³/min。
4、井下硐室需要风量，按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算：
ΣQ硐=Q硐1+Q硐2 +Q硐3+Q硐4+ Q硐5+Q硐6+ Q硐7+ Q硐8
=80+60+60+60+60+60+60+60
=500 m³/min
式中：Q硐——所有独立通风硐室需要风量总和，m³/min
Q硐1——炸药库，m³/min
Q硐2——东1.6m变电所, m³/min
Q硐3——东022泵房， m³/min
Q硐4——东液压泵站，m³/min
Q硐5——西大巷变电所，m³/min
Q硐6——西0.8m变电所，m³/min
Q硐7——西下山泵房，m³/min
Q硐8——西开拓变电所。m³/min
根据硐室配风原则：爆炸材料库风量为60～100 m³/min。由于我矿的爆炸材料库比较小，距井底较近，瓦斯含量低，通风良好的情况下，选择风量值为80 m³/min。
机电硐室需要风量按照设备的降温要求，硐室内最高温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃的原则，结合我矿的实际情况，瓦斯浓度不超过0.5%的基础上，风量选择60 m³/min。
5、其它井巷实际需要风量：
⑴、按瓦斯涌出量计算：
Q其1=100×qCH4×Ｋ其它=100×0.4×1.3=52 m³/min
式中:Q其1——西开拓大巷需要风量，m³/min
qCH4——最大瓦斯绝对涌出量，0.4m³/min
K其它——瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。
⑵、按风速进行验算：
Q其1>9×S其1 52>45 m³/min
式中：S其1——西开拓大巷断面积5m²
西区开拓属于临时排水巷道,瓦斯绝对涌出量较低，按瓦斯涌出量计算该井巷实际需要风量不符合我公司井下实际情况。因西区开拓排水安装并使用一台工作局扇和一台备用局扇，选取风量为210 m³/min。
6、矿井总需要风量：
Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通
=（636.8+420