新久煤矿二井09Mta通风设计设计说明讲课讲稿.doc

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摘 要
本设计为新久煤矿二井0.9Mt/a通风设计，共有可采煤层2层，分别为6、10煤层，煤层厚度均为2.65m。设计井田的可采储量64.54Mt，设计服务年限为52a，煤层平均倾角为5°，采用的采煤方法为倾斜长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺，掘进工作面采用压入式通风，选用FBD-NO.6.0/37局部通风机和直径1000mm的帆布风筒，顶板处理方法为全部跨落法。矿井通风方式为中央并列式，通风方法采用抽出式，带区通风设计中，回采工作面通风方式为U型。
本设计还对矿井通风阻力容易时期和困难时期的需风量进行了计算与分配。经计算：矿井容易时期为东一带区投产，总需风量为97.96m/s，矿井通风总阻力为555.181Pa，矿井等积孔为4.95m2；矿井困难时期为西二带区投产，
总需风量为102.05m/s，矿井通风总阻力为1837.429Pa，矿井等积孔为2.83m2。
同时设置通风设施，并制定灾害防治措施。最后选择主要通风机，型号为轴流式FBCDZ-8-No28A；电动机型号为YBFe355M2-8。
关键词：通风方式；通风系统；风量分配；灾害防治

ABSTRACT
This design for the xinjiu coal mine two well 0.9Mt/a new mine design, with a total of minable seam layer 2, 6 and 10 coal seam, the total thickness of coal seam is 5.3m. Design field recoverable reserves of 64.54Mt, length of service for 52a, the average Angle of coal seam as 5°, the coal mining method for inclined longwall mining method, mining technique for comprehensive mechanized coal mining technology, adopt tunneling faces pressure ventilation, selects the FBD-NO.6.0/37 partial ventilator and the canvas with a diameter of 1000mm ram, treatment method for all across the fall of roof. Mine belongs to the gas of the mine, ventilation mode for the side-by-side, ventilation methods draw-out, zone ventilation design, the working face ventilation way for U, upward ventilation.
The design of mine ventilation resistance also easy and difficult period of air volume was calculated and the distribution. By computing: easy for east region area during the period of mine production, air volume of 97.96m/s, total resistance of mine ventilation is 555.181Pa, mine product such as hole of 4.95m2; Mine hard times for west two belt region and put into production,Total air volume of 102.05m/s, total resistance of mine ventilation is 1837.429Pa, mine product such as hole is 2.83m2.
At the same time set the ventilation facilities and formulate disaster prevention and control measures. Finally choose main ventilator, models for axial FBCDZ-8- No28A; Motor model for YBFe355M2-8.
Key words: ventilation mode; Ventilation system; Air distribution; Disaster prevention and control

目 录
摘 要 I
ABSTRACT II
1 矿区及安全概况井田地质特征 1
1.1 矿区概况 1
1.1.1 交通位置 1
1.1.2 地形地势 1
1.1.3 河流 2
1.1.4 气象 2
1.1.5 矿区经济概况 2
1.1.6 水源及电源 2
1.1.7 当地环境保护现状 2
1.2 井田地质特征 3
1.2.1 地质构造 3
1.2.2 煤层及煤质 4
1.2.3 地质勘探程度 5
1.3 矿区安全概况 5
1.3.1 水文地质特征 5
1.3.2 瓦斯 6
1.3.3 煤尘爆炸危险性 6
1.3.4 煤的自燃性 6
1.3.5 井下高温情况 6
2 矿井储量与生产能力 7
2.1 井田境界及储量 7
2.1.1 井田境界 7
2.1.2 储量 7
2.2 矿井生产能力及服务年限 8
2.2.1 矿井工作制度 8
2.2.2 矿井设计生产能力及服务年限 9
3 井田开拓 11
3.1 井田开拓 11
3.1.1 开拓方式 11
3.1.2 井筒的数目位置用途及装备 11
3.2 水平划分 12
3.2.1 水平划分 12
3.2.2 开采水平的主要开拓巷道 12
3.3 矿井带区接续 21
3.3.1 带区划分 21
3.3.2 带区开采顺序和接续计划 22
4 带区通风设计 23
4.1 带区通风 23
4.1.1 带区概况 23
4.1.2 带区通风设计原则及要求 23
4.1.3 采取参数 23
4.1.4 带区准备巷道布置形式 24
4.1.5 带区内煤层开采顺序 24
4.1.6 采煤工作面通风系统 25
4.1.7 带区生产能力 25
4.2 局部通风设计 26
4.2.1 局部通风系统设计原则 26
4.2.2局部通风方法 26
4.2.3风筒的选择 27
4.2.4 局部通风机选择 28
4.2.5 局部通风的安全措施 31
5 矿井通风设计 33
5.1 瓦斯煤尘自燃发火情况 33
5.2 拟定矿井通风系统 33
5.2.1 矿井通风系统的要求 33
5.2.2 矿井通风系统的选择 34
5.2.3 确定矿井反风方式 37
5.3 计算和分配矿井总风量 38
5.3.1 风量计算 38
5.3.2 风量分配与调节 46
5.3.3 风速验算 47
5.4 计算井巷通风总阻力 50
5.4.1绘制通风容易时期和困难时期的网络图 50
5.4.2 矿井通风阻力计算表 54
5.4.3 矿井自然风压的测算 60
5.5 计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔 63
5.6 选择矿井通风设备 64
5.6.1选择矿井通风设备的要求 64
5.6.2选主要通风机的选择 64
5.7 概算矿井通风电费 70
6 通风构筑物的设置与主要通风机附属装置 71
6.1 通风构筑物的设置与要求 71
6.1.1 风门 风桥 风窗数目及位置 71
6.1.2 风窗 风门通风构筑物的施工要求 71
6.2 主要通风机附属设备设置与要求 72
6.2.1 反风装置设置与要求 72
6.2.2 防爆门设置与要求 72
6.2.3 风硐设置与要求 72
6.2.4 扩散器设置与要求 73
6.2.5 消音装置设置与要求 73
7 灾害预防措施 75
7.1 瓦斯防治 75
7.2 粉尘防治 75
7.3 井下火灾防治 76
7.4 井下水灾防治 76
7.5 井下煤尘爆炸防治 77
7.5.1 煤尘爆炸的原因 77
7.5.2 煤尘爆炸防治 77
结 论 79
致 谢 80
参考文献 81

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CONTENTS
Abstract I
Abstract II
1 Mining Geological Features and security situation of mine field 1
1.1 Survey of mining area 1
1.1.1 Traffic location 1
1.1.2 The topography of the terrain 1
1.1.3 Rivers 2
1.1.4 Meteorology 2
1.1.5 Mining economy 2
1.1.6 Water and Power 2
1.1.7 Current Situation of the local environmental protection 2
1.2 Geological Characteristics of the Coal Field 3
1.2.1 Geological structure 3
1.2.2 Coal bed and coal quality 4
1.2.3 Degree of geological exploration 5
1.3 Mine safety profile 5
1.3.1 Hydro - geological characteristics 5
1.3.2 Gas storage conditions 6
1.3.3 Coal dust explosion hazards and coal explosion prevention measures 6
1.3.4 Nature of coal 7
1.3.5 Treatment of underground high temperature 7
2 Mine reserves and production capacity 8
2.1 Mine field level and reserves 8
2.1.1 State Of Mine 8
2.1.2 Reserves 8
2.2 Mine production capacity and service life 8
2.2.1 Mine system 8
2.2.2 Mine production capacity and service life 9
3 Mine development 11
3.1 Mine development 11
3.1.1 Open up the way 11
3.1.2 The number of locations use of the wellbore and equipment 11
3.2 High level and phase of the vertical 12
3.2.1 Level 12
3.2.2 Mining level of the main open up roadways 12
3.3 Mine band connection 21
3.3.1 Striped partition 21
3.3.2 Order and continue in stripe mining plan 22
4 Ventilation design for the band 23
4.1 Striped ventilation 23
4.1.1 Overview of the band 23
4.1.2 Ventilation design principles and requirements of the band 23
4.1.3 Striping parameters 23
4.1.4 Preparation roadway layout of the band 24
4.1.5 With a production capacity of the region 24
4.1.6 The ventilation system in coal mining face 25
4.1.7 belt region production capacity 25
4.2 Design of local ventilation 26
4.2.1 Local ventilation system design principles 26
4.2.2 Local ventilation methods 26
4.2.3 Selection of air duct 27
4.2.4 Selection of auxiliary fan 28
4.2.5 Local ventilation safety measures 31
5 Design of mine ventilation 33
5.1 Gas cases of spontaneous combustion of coal dust 33
5.2 Development of mine ventilation system 33
5.2.1 Mine Ventilation System Requirements 33
5.2.2 Selection of mine ventilation system 34
5.2.3 Determine how the mine air 37
5.3 Calculate the total air flow and distribution of the mine 38
5.3.1 Calculation of air flow 38
5.3.2 Air distribution and regulation 40
5.3.3 Wind speed calculation 47
5.4 Calculate the total resistance underground ventilation 50
5.4.1 Draw a network diagram of ventilation during the period of easy and difficult 50
5.4.2 Calculation of Mine Ventilation resistance table 54
5.4.3 Measurement of natural wind pressure in mine 60
5.5 Calculated two periods of mine total wind resistance and total conductance, etc 63
5.6 Select the mine ventilation equipment 64
5.6.1 Select the request of mine ventilation equipment 64
5.6.2 Choose selection of Main Fan 64
5.7 Estimates for mine ventilation electricity 70
6 Set of ventilation structures 71
6.1 Settings and Requirements of ventilation structures 71
6.1.1 Ventilation structures 71
6.1.2 Cross Section calculation of ventilation structures in key locations 71
6.2 Subsidiary of main ventilator Device Settings and Requirements 71
6.2.1 against the wind device settings and Requirements 72
6.2.2 explosion door set and requirements 72
6.2.3 the wind adit setup and requirements 72
6.2.4 diffuser set and requirements 73
6.2.5 quieter setup and requirements 73
7 Disaster prevention measures 75
7.1 Gas prevention and control 75
7.2 Dust prevention and control 75
7.3 Underground fire prevention 76
7.4 Underground flood prevention 76
7.5 Underground coal dust explosion prevention 77
7.5.1 The cause of the coal dust explosion 77
7.5.2 Coal dust explosion prevention 77
The conclusions 80
Acknowledgement 81

Reference 82

1 矿区及安全概况井田地质特征
1.1 矿区概况
1.1.1 交通位置
新久煤矿二井位于友谊县境内，距双鸭山发电站4km，距双鸭山矿业集团新安煤矿3.5km，福绕公路3.5km，矿区交通十分方便。详见新久煤矿二井交通位置示意图1.1。

图1.1 新久煤矿二井交通位置示意图
1.1.2 地形地势
井田内地形大部分为丘陵地形，地形差异不大，地面为农场耕地，地面平缓，海拔标高在+450～+550m之间，有部分森林。
1.1.3 河流
本地面没有积水区、湖泊等，只有一条由西向东的自然排水沟，用于雨季排水。
1.1.4 气象
本矿区处于寒温带，属大陆性气候，冬夏温差大，冬季最低温度达-37℃，夏季最高温度37℃,年平均气温5℃，无霜期一般在100～120d。每年的7、8、9三个月是雨季，年降水量一般年份在550mm左右。每年的10月下旬开始封冻，到翌年的4月下旬解冻，封冻期达6个月，冻土层最大厚度2.0 m，一般在1.6～1.8 m，无冰冻层。每年的4～10月期间以东—东南风为主，风力一般在1—2级，有时有5级以上大风天，冬夏以西—西北风为主，风力一般在2级以上。
1.1.5 矿区经济概况
区内以农业为主，但是以煤矿为主要发展方向。
1.1.6 水源及电源
本矿井电源为双电源，分别引自新安煤矿变电所和友谊八分场变电所，架空线至矿井地面，电压等级为6kv，井下低压配电采用380v。
农场有水源井，可满足生活用水需要，井下洒水、消防等生产用水由本井井下水解决。
1.1.7 当地环境保护现状
本地区自然环境良好，大气环境质量符合国家一级标准，当地农作物和树木及自然植被长势良好，当地没有发现地方病。由于本井的开采，将引起大面积的农田塌陷形成积水，使生态植被受到破坏，影响农作物的生长，减少粮食的产量。由于耕地形成内涝，变成记水坑，而使生态发生变化。矿井开发对环境有影响的污染源主要有：矿井排水、生活污水、矿井工业场地各种车间的工业废水、锅炉烟尘、矸石山的扬尘、煤炭加工运输过程中产生的粉尘及绞车房、扇风机房、坑木加工房等各种车间的强噪声设备。采用下列环境保护标准保护当地环境：
1）大气：执行《大气质量标准》(GB3095-82)中的二级标准。
2）声控制设计、烟尘浓度排放：执行《锅炉大气污染物排放标准》(GB1327-91)中的二类区 250mg/m³。
3）地面水：执行《松花江水系环境质量标准》中的III级水质标准，并根据各纳污水体的功能分别采用有关的国家或地方标准。
4）噪声：矿井工业场地边界执行《工业企业厂界噪声标准》(GB1234B-90）中III类标准，各作业场所噪声控制按《工业企业噪规范》(GBJ87-25)进行设计。
5）污染物排放分别采用《污水综合排放标准》(GB897B-88)中的“新扩改”二级标准。
1.2 井田地质特征
1.2.1 地质构造
1）新久煤矿二井的含煤岩系为早白垩系城子河组陆相沉积，据西保卫勘探区资料，煤系地层从老至新有远古界麻山群、中生界上侏罗纪和下白垩纪，以及新生界第三、四纪层，中生界最发育，地层厚度可达600m，有工业开采价值的煤层赋存于此曾段，新久煤矿二井煤系地层之上的第四系沉积了较厚的冲积层，多为细粒及中硬质砂岩组成，该冲积层厚度可达30m，对矿井的建立及开采起到了一定的破坏作用，增加了生产的投入，提高了吨煤成本。
2）新久煤矿二井位于双鸭山煤田所处大地构造位置为煤田东端，经过燕山期构造变动，断裂较发育，并且该区受岩浆侵入比较频繁，可采煤层局部火成岩侵入，对开采用一定影响。
本区内发育较大的断层有三条，F9、F10、F11，其中F9、F11为边界断层。
F9断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差0m～15 m。
F10断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差70m～100 m。
F11断层走向北西，倾向北东，倾角75°，落差70m～100 m。
3）本区岩浆岩活动频繁，对煤层破坏程度较大主要以基性辉绿岩为主，闪长斑及煌岩次之，多呈岩墙、岩脉等产状产于煤系地层中。
1.2.2 煤层及煤质
1）本区含煤地层为下白垩统城子河组，本矿井开采煤层为6号、10号煤层，倾角4°～6°，平均倾角5°，6层平均煤厚2.65m，单一结构。10号层平均煤厚2.65m，单一结构。详见可采煤层特征表1.1。
表1.1 可采煤层特征表
煤层编号

煤层平均
厚度(m)

平局层
间距(m)

夹矸

稳定性

可采性

顶板岩性

底板岩性
6
2.65
39
0
稳定
全区可采
细砂岩
粉砂岩
10
2.65
0
稳定
全区可采
细砂岩
粉砂岩
2）煤质
（1）物理性质
新久煤矿二井批准开采煤层为6号层、10号层，肉眼观测为由亮煤与暗煤区互层形成的半亮煤，呈条带状结构，层状构造，黑褐色玻璃光泽。
（2）化学性质
根据双鸭山市质量技术监督局化验室随机取样化验，得到新久煤矿二井煤的化学性质（原煤）如下：
灰份：11.02%～24.27%；
挥发份：23.54%～35.8%；
硫份：S200.27～0.21%；
磷含量：0.001～0.068%。
是高发热量、灰熔点较高，粘结性较强的气煤。
3）工业用途
综合分析本矿井煤质特征为低硫、低磷、高发热量，可做炼焦配煤，炼油用煤及动力用煤。
1.2.3 地质勘探程度
1）基本查明了主要可采煤层的结构、层位及厚度。
2）基本查明了可采煤层的煤质、煤岩特征，确定了煤的种类。
3）基本查明了井田主要的地质构造及地层沉积特征。
4）初步评价了主要可采煤层顶、底板岩层的工程地质特征，了解了煤层自燃、煤尘爆炸及矿井瓦斯含量。
本矿区地质报告中未对矿井瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数等作出详细的分析，建议补测。
1.3 矿区安全概况
1.3.1 水文地质特征
本矿区水文地质条件简单，矿井水主要以岩石裂隙水为主，矿井正常涌水量为15m³/h，最大涌水量预计30 m³/h。
1.3.2 瓦斯
本矿采煤工作面瓦斯涌出量为3.2m³/min，掘进工作面瓦斯涌出量为1.9m³/min，且该矿井邻近的各煤井历年来未发现有瓦斯突出事故。
1.3.3 煤尘爆炸危险性
根据双鸭山矿业集团救护中心实测，本矿井煤层爆炸指数39.69，煤层有爆炸危险性。
1.3.4 煤的自燃性
经过双鸭山矿业集团救护中心测试，本矿煤层自然发火期为14个月，危险性小。
1.3.5 井下高温情况
本区平均地温梯度为2.8℃/100m, 平均地热增温率为40m/℃，地温梯度小于3℃。本区基本属于地温正常区。但随着开采深度的增加，地温将有所升高。

2 矿井储量与生产能力
2.1 井田境界及储量
2.1.1 井田境界
1）井田范围
东部边界：以断层F9为界。
西部边界：以断层F11为界。
南部边界：以新安煤矿为界。
北部边界：以煤柱保护线线为界。
2） 井田尺寸
煤层的平均倾角为5°。
井田的走向最大长度为5km，最小长度为4.5km，平均长度为4.75km。
井田的倾斜最大长度为3.5km，最小长度为2.75km，平均长度为3.13km。
井田的水平面积按下式计算：
(2-1)
式中：S——井田的水平面积，m2；
H——井田的平均倾斜长度，m；
L——井田的平均走向长度，m。
则井田的水平面积为：S=4.75×3.13=14.87km2
2.1.2 储量
1）矿井初步设计应计算以下储量
根据区域地质报告和井田地质精查报告计算井田地质储量（能利用储量和暂不能利用储量）、矿井工业储量（精查中的“A、B、C”三级储量）、矿井设计储量和矿井设计可采储量等。
2） 井田工业储量应按储量块段法进行计算
(2-2)
式中：Zc——井田工业储量，Mt；
S——块段面积，m2；
H——块段总厚度，m；
r——煤的容重，t/m³；
θ——为煤层平均倾角，。
由图计算各煤层面积分别为：
S6=14.87km2 ； S10=14.9km2,
则：Zc=(14.87+14.9)×2.65×1.35/0.99=107.58Mt
3） 矿井可采储量的计算
(2-3)
式中：Z——可采储量，Mt；
Zc——工业储量，Mt；
P——永久煤柱损失，Mt；
C——采区回采率,厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。
估算煤柱损失为工业储量的1/4，按规范要求确定采区采出率为0.8。
计算得：Z=(107.58－26.90)×0.8=64.54Mt
2.2 矿井生产能力及服务年限
2.2.1 矿井工作制度
本设计矿井确定年工作日为330d，矿井每日净提升16h，工人采用三八工作制制度。
2.2.2 矿井设计生产能力及服务年限
1）根据《煤矿安全规程》，矿井的设计生产能力应为
大型矿井：1.2、1.5、1.8、2.4、3、4及以上（Mt/a）；
中型矿井：0.45、0.6、0.9（Mt/a）；
小型矿井：0.09、0.15、0.21、0.3（Mt/a）；
除上述井型以外，不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。
2）矿井设计生产能力方案比较
本矿井已查明的工业储量为107.58Mt,，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的25%左右，各可采层均为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿的采区区采出率为80%，由此计算确定本井田的可采储量为64.54Mt。
根据井田地质精查报告的资料描述，初步决定采用中型矿井设计。并设计确定三个方案，即矿井生产能力为0.6Mt/a，0.9Mt/a和1.2Mt/a三个方案，分析如下：
(2-4)
式中：P——为矿井设计服务年限，a；
Z——井田的可采储量，Mt；
A——为矿井生产能力，Mt/a；
K——为矿井储量备用系数，一般取1.4；
计算得：；
；
。
经与《煤矿安全规程》相核对，第一开采水平设计服务年限必须满足表2.1新建矿井服务年限的要求。

表2.1 新建矿井服务年限
矿井设计生
产能力(Mt/a)
矿井设计
服务年限
(a)
第一开采水平设计服务年限(a)
煤层倾角
<25°
煤层倾角
25°~45°
煤层倾角
>45°
6.0及以上
70
35
--
--
3.0~5.0
60
30
--
--
1.2~2.4
50
25
20
15
0.45~0.9
40
20
15
15
经与《煤矿安全规程》相核对，根据我国设计规范规定，大型矿井服务年限不低于50a，中型矿井服务年限不低于40a，选择0.6Mt/a，开采年限过长不合理；选择1.2Mt/a，开采年限过短不合理，所以本矿设计生产能力为0.9Mt/a较为合理且第一水平设计服务年限26.4a，大于25a,符合新建矿井服务年限的规定。
3 井田开拓
3.1 井田开拓
3.1.1 开拓方式
井田基本特点：
1）该井田内共有2个可采煤层，分别为6号和10号，煤层间隔约39m，煤层倾角大约5°。
2）走向长度约为4.75km，倾向长度约为3.13km，井田面积约14.87km2，属于中型矿井。
3）本矿属于瓦斯矿井，地层之上的第四系沉积了较厚的冲积层，多为细粒及中硬质砂岩组成，该冲积层厚度可达30 m，对矿井的建立及开采起到了一定的破坏作用，增加了生产的投入，提高了成本。
针对这些原因，采用立井开拓的方式，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，通风阻力小。故本井田适合采用立井开括方式，采用立井、多水平、集中大巷的开拓方式，实行两煤层一起开采。
立井，集中大巷开拓。
1）井筒形式
立井开拓。
2）开拓的合理性
立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，通风阻力小。
3.1.2 井筒的数目位置用途及装备
1）数目
一主立井，一副立井，一风井立井。
2）位置
主井、副井、风井布置于井田中央。
3）用途
主井用于提煤，副井负责人员、设备、材料、矸石等辅助提升，风井用于通风。
4）装备
井筒装备包括：罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。
3.2 水平划分
3.2.1 水平划分
1）运输水平标高的确定
矿井设计为多水平开采，运输大巷在-100m。
2） 开采顺序
由于设计矿井的煤层分布属于近水平煤层，又根据带区含有4到6个分带，所以采用井田仰俯斜开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾斜长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。
3.2.2 开采水平的主要开拓巷道
1）巷道布置
本矿井主采煤层为6号和10号，两煤层层间距为39 m左右开采水平布置在-100m。
2）井壁结构
本设计矿井选择集中大巷运输方式，双轨布置；采用反倾斜斜巷布置，实现分带与带区之间的联系，斜巷为带区的运输服务，运输能力要求大。
3）巷道断面选择
（1）主井断面：主井断面见图3.1。
（2）副井断面：副井断面见图3.2。
（3）风井断面：风井断面见图3.3。
（4）运输大巷断面：运输大巷断面选择见图3.4。
（5）回风大巷断面：带区工作面回风巷断面选择见图3.5。
（6）带区工作面回风巷断面：带区工作面回风巷断面选择见图3.6。
（7）带区工作面进风巷断面：带区工作面进风巷断面选择见图3.7。

图3.1 主井断面图
表3.1 主井断面特征表
主井断面特征表
断面净面积S(m²)
断面周长U(m)
支护形式
23.7
17.27
砌碹

图3.2 副井断面图
表3.2 副井断面特征表
副井断面特征表
断面净面积S(m²)
断面周长U(m)
支护形式
33.2
20.4
砌碹

图3.3 风井断面图
表3.3 风井断面断面特征表
风井断面特征表
断面净面积S(m²)
断面周长U(m)
支护形式
19.6
15.7
砌碹

图3.4 运输大巷断面图

图3.5 回风大巷断面示意图

图3.6 带区工作面回风巷道断面图
表3.6 带区工作面回风巷断面特征表
带区工作面回风巷断面特征表
断面净面积S(m²)
断面周长U(m)
支护形式
11.4
14
锚杆

图3.7 带区工作面进风巷道断面图
表3.7 带区工作面进风巷断面特征表
带区工作面进风巷断面特征表
断面净面积S(m²)
断面周长U(m)
支护形式
11.4
14
锚杆
3.3 矿井带区接续
3.3.1 带区划分
带区划分应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件及装备水平等经综合分析比较后确定， 结合带区划分原则，本设计矿井划分为6个带区。详细见带区划分示意图3.8。

图3.8 带区划分示意图

3.3.2 带区开采顺序和接续计划
1）开采顺序
开采顺序为东一带区，西一带区，西二带区，东三带区，东二带区，东四带区。
2）带区接续计划
根据井田的地质条件，以自然断层和阶段垂高为界，将该井田划分为6个带区，接续如表3.8所示。
表3.8 带区接续计划表
采区
名称
可采
储量
(Mt/a)
生产
能力
(Mt/a)
服务
年限
(a)

10 20 30 40 50 60
东一带区
10.3
0.9
8.2

西一带区
10.3
0.9
10

西二带区
12.6
0.9
8.9

东三带区
12.5
0.9
9.9

东二带区
6.9
0.9
8.2

东四带区
11.2
0.9
6.9

4 带区通风设计
4.1 带区通风
4.1.1 带区概况
1）本设计带区为东一带区，位于井田中部偏上位置，北部以煤层露头标高为界，南部以标高-100m为界，东部、西部均以断层F9和F10为边界。
2）设计带区煤层发育稳定，地质构造简单，倾角在5º左右。煤层顶板为细砂岩底板为粉砂岩，顶底板条件稳定。煤层平均厚度为2.65m，6号煤层10号煤层平均层间距为39m。
3）设计带区瓦斯绝对涌出量为3.2 m³/min，水文地质条件简单，矿井水主要以岩石裂隙水为主，矿井正常涌水量为15m³/h，最大涌水量预计30 m³/h。本矿井煤层自燃发火鉴定为不容易自燃。
4.1.2 带区通风设计原则及要求
带区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此，带区通风设计应满足下列要求：
1）每一个带区，都必须布置回风巷，