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中国矿业大学安全工程专业通风毕业设计

		点击数：	更新时间： 2021年02月24日
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摘 要
本设计矿井为鹤岗矿业集团峻德煤矿240万吨/年新矿井设计，共有2层可采煤层17#、21#。煤层工业牌号为1/3焦煤，设计井田的可采储量20700Mt，服务年限为61a。设计采用以双立井为主的联合开拓方式，划分两个水平，六个采区。达产时采区为一采区和二采区，各布置一个工作面，联合布置， 17#、21#层单独开采。采煤方法为走向长壁下行垮落采煤法，采煤工艺为综合机械化放顶煤工艺，顶板处理方法为全部垮落法。
矿井通风方式为分区式，通风方法为抽出式，采区通风系统为轨道上山和运输上山进风，回风上山回风，采煤工作面采用“U”型上行式通风，掘进工作面采用压入式通风，矿井容易时期设计需风量为139 m3/s，困难时期设计需风量为146m3/s。进而选出矿井主要通风机型号为BD NO-22，电动机型号为YB355M2-8，且对矿井所需通风构筑物进行布置。
关键词：通风设计 矿井通风系统 通风阻力

Abstract 
The design of mine for Hegang Junde Coal Mining Group 2,400,000 tons / year of new mine design, a total of 2 coal seam layer 17 #, 21 #. Industrial grade coal is 1 / 3 coking coal, the design of mine recoverable reserves of 20700Mt, length of service for the 61a double shaft design combined to open up the way, divided into two levels, six mining area. Mining area at the middle of a mining area and the second mining area, the layout of a face, a joint arrangement, 17 #, 21 # layers separate mining. Mining methods to falling down a long wall coal mining law, mining technology for integrated mechanized top coal caving technology approach for the entire roof falling Act.
Mine ventilation for partition type, the method of taking the type of ventilation, ventilation systems for the mining area and transport up the mountain track up the mountain into the wind, to wind up the mountain back to the wind, coal face using "U"-type upstream ventilation, the use of heading face pressure-in ventilation, mine design to be easy to time the wind was 139 m3 / s, designed to be a difficult time for the air flow 146m3 / s. Elected to the main mine fan model BD NO-22, the motor model YB35M2-8, and the structure of the mine ventilation required to set up their equipment.
Key words ：ventilation design  mine ventilation system  ventilation resistance

目 录
摘 要	I
Abstract	II
目 录	III
第1章  井田概况及地质特征	1
1.1   井田概况	1
1.1.1 井田位置及范围	1
1.1.2 交通位置	1
1.1.3 地形地势	1
1.1.4 气候 雨量 风向 风速	1
1.1.5 河流	2
1.2   地质特征	3
1.2.1 矿区范围内的地层情况	3
1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造	3
1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征	3
1.2.4 井田内水文地质情况	4
1.2.5 瓦斯 煤尘 煤的自燃性	5
1.2.6 煤质、牌号及用途	5
第2章   井田境界 储量 服务年限	6
2.1  井田境界	6
2.1.1 井田周边状况	6
2.1.2 井田境界确定的依据	6
2.1.3 井田未来发展情况	6
2.2  井田储量	6
2.2.1 井田储量的计算	6
2.2.2 保安煤柱	7
2.2.3 储量计算方法	7
2.2.4 储量计算的评价	8
2.3  矿井工业制度、生产能力、服务年限	8
2.3.1 矿井工作制度	8
2.3.2 矿井生产能力的确定	8
2.3.3 矿井服务年限的确定	9
第3章   井田开拓	10
3.1  选定开拓方案的系统描述	10
3.1.1 井硐形式和数目	10
3.1.2 井硐位置及坐标	10
3.1.3 水平数目及高度	11
3.1.4 石门、大巷数目及布置	11
3.1.5 采区划分	13
3.2  井硐布置和施工	14
3.2.1 井硐穿过的岩层性质及井筒支护	14
3.2.2 井硐布置及装备	14
3.2.3 井筒延深的初步意见	17
3.3  开采顺序	17
3.3.1 沿井田走向的开采顺序	17
3.3.2 沿井田倾向的开采顺序	17
3.4  矿井提升系统	17
第4章   采区通风	19
4.1  采区设计概述	19
4.1.1 设计采区的位,置 边界 范围 采区煤柱	19
4.1.2 采区的地质和煤层情况	19
4.1.3 采区的生产能力 储量及服务年限	19
4.1.4 采区巷道布置	20
4.2  采煤方法及采煤工艺	23
4.2.1 采煤方法选择	23
4.2.2 回采工艺	23
4.3 采区通风	26
4.3.1 采区概况	26
4.3.2 采区通风设计原则及要求	26
4.3.3 采区上山通风系统选择	27
4.3.4 回采工作面通风系统	27
4.4 掘进通风	30
4.4.1 局部通风系统的设计原则	30
4.4.2 局部通风方法	31
4.4.3 风筒及局部通风机选择	31
第5章   矿井通风系统	33
5.1   矿井通风系统的选择	33
5.1.1 选择矿井通风系统的原则	33
5.1.2 矿井通风系统的选择	34
5.1.3 矿井通风方式的选择	36
5.2   矿井需风量的计算	38
5.2.1 风量计算的标准和原则	38
5.2.2 矿井风量计算	40
5.2.3 矿井总风量计算	44
5.2.4 矿井风量分配	45
5.2.4 风量分配后的风速校核	46
5.3   矿井通风阻力的计算	48
5.3.1 图纸和编制数据	48
5.3.2 风网图的绘制	51
5.3.3 摩擦阻力的计算	51
5.3.4 局部阻力的计算	58
5.3.5 自然风压	58
5.3.6 矿井通风总阻力	61
5.3.7 矿井等积孔	61
5.4   扇风机的选择	63
5.4.1 选择原则及步骤	63
5.4.2 扇风机的选择	64
5.4.3 主扇工况点	65
5.4.5 选择电动机	68
5.5 概算矿井通风费用	69
5.5.1 计算主扇运转耗电量	69
5.5.2 吨煤通风电费计算	70
5.6 通风构筑物	70
5.6.1 通风构筑物	70
5.6.2 主要通风机附属设备	71
结论	73
致 谢 辞	74
参考文献	75
附录1	76
附录2	81

第1章  井田概况及地质特征
1.1   井田概况
1.1.1 井田位置及范围
峻德煤矿位于黑龙江省鹤岗市。为鹤岗煤田最南部的一个井田。其地理坐标为：东经 ，北纬 。井田的北部边界与兴安煤矿相邻。其界限为：纬线 为界。纬线两端分别与 断层和第十三层勘探线相交。由它们的连线的垂直截面组成北部的人文边界。南止煤系地层与上复第三系地层的 标高不整合接触线。西起煤系地层基盘。东止 号煤层的 标高铅直截面。全区走向长 ，宽 ,面积 。
1.1.2 交通位置
矿区西部有鹤岗市至佳木斯和双鸭山的鹤大公路，并且与矿区公路相连均是白色的二，三级水泥路面，东部也有哈萝公路最后与鹤大公路相连，矿区铁路与至鹤岗的国有铁路在集配站接轨，交通十分便利。详见交通位置图1-1：
1.1.3 地形地势
本区属于丘陵地形，峻德煤矿井田的地势东高西洼，洼地面积占三分之二左右，中部原受鹤立河的侵蚀地势较低洼，区内最高标高 ，一般在 之间。
1.1.4 气候 雨量 风向 风速
矿区属于大陆性气候，年最高气温 ，最低气温零下 ，年降水量 左右，冻结期由 月至次年 月末，冻结深度一般在 左右，风向多西风，最大风速为 。

图1-1 交通位置图
1.1.5 河流
区内只有鹤立河在井田上方流过后经人工改造从西部边界通过。最高洪水位 。最大流最为 。地下水原始流向与地表河流流向一致。水力坡度2‰左右。年平均降雨量为 左右，雨季集中在六，七，八三个月。
1.2   地质特征
1.2.1 矿区范围内的地层情况
本区地层基本与鹤岗区域性地层一致。根据1975年东北地区区域地层表的统一对比，区内自下而上有：前古生界，上侏罗统：石头河子组石头庙子组。下白垩统东山组，第三系和第四系地层。为本矿井的主要含煤地层，煤层总厚度51.37M，含煤率4.7%。煤层厚度总趋势为由北向南增厚，煤层层间距由北向南变薄，同时出现合并和尖灭。矿区主要含煤层有23层，划归给本设计矿井的可采煤层共二层。
1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造
本井田位于鹤岗煤田中生代石头河子组中，峻德井田褶皱简单，煤系地层走向呈北北东，向东倾斜的单斜构造。倾角 ，一般 沿局部有波状起伏。然而断裂则相当复杂，反映本区构造形迹是以断裂为主。因受井田中部大断层F5的作用影响将井田划分为两部分，井田四周也是以较大的断层为边界的。各个断层的具体情况见表 ： 
经过详细的地质勘探及综合分析，本井田有 条大断裂，都为正断层。
1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征
本井田内的所有煤层都富集在石头河子组地层之中，本设计矿井在该组内共有可采煤层 层，以下将各煤层的厚度、结构、煤容重和煤层顶底板情况说明如下(附煤层特征表)：
1. 号煤层：煤层厚度 ，平均煤层厚度 ，煤层结构为单斜构造，煤层平均倾角为 ，赋存稳定，有夹矸，煤层能够发育到地面露头，容重 ，顶板为中细砂岩，伪顶为 的煤泥岩或含炭泥岩，底板为细砂岩。
2. 号煤层：煤层厚度 ，平均煤层厚度 ，平均倾角 ，煤层发育到地面露头，贮存稳定的煤层，单斜结构，容重 ，顶板为细砂岩，底板为粉砂岩。
详细情况可见煤层特征表1-2：
表1-1 主要断裂构造断层特征
序
号	断层
编号	断层
性质	
方向
	落差
（m）	断距（m）	查明
程度
 
 
正	南北	20	212	可靠
 
 
正	西北-东南	150	98	可靠
 
 
正	东西	100	140	可靠
 
 
正	西北-东南	343	230	可靠
 
 
正	东西	100	50	可靠

表1-2 煤层特征

层
次	煤厚（m）	层平均间距
（m）	
稳定性	
顶板	
底板
	最小	最大	平均				
 
 
 
 
 
较稳定	细砂岩	粉砂岩
 
 
 
 
	稳定	粉砂岩	细砂岩
1.2.4 井田内水文地质情况
1.鹤岗煤田处于小兴安岭山地与松花江下游合江平原之间的丘陵区，峻德井田位于丘陵区最南端。井田大部分处于鹤立河河谷区，地下水的静储量，动储量都较大。
2.本区地层无完整的隔水层。主要含水层为第四系孔隙含水层和白垩系，侏罗系，前古生界地层风化带含水层。峻德矿属于水文地质条件复杂矿井。主要表现是：矿井涌水量 。采掘工程受水害威胁，防治水工程量大，难度大，经济技术效果差。
本矿于1981年补充进行了抽水实验，施工了两个抽水孔，两个抽水观测孔，进行的是两主孔分别单孔抽水，两孔同时干扰抽水实验。根据上述两种方法所得资料，稳定流K值：34.49M/日～41.9M/日，非稳定流K值34.76 M/日～34.36 M/日，给水度S=18.7%。水质经数次化验到目前仍基本符合国家饮水标准。水质类型为重碳酸钙钠型。
1.2.5 瓦斯 煤尘 煤的自燃性
峻德煤矿只开采了四个煤层，其中11号层只局部开采，就3、9、17号煤层经历年来瓦斯鉴定，该井为高瓦斯矿井。
峻德煤矿对以开采的3、9、17煤层分别做了煤尘爆炸性鉴定，结论是三个煤层均存在爆炸性。爆炸试验中其火焰长为：3号层300～400㎜、9号层320～530㎜、17号层20～500㎜。
煤层自然发火期，3号层为18个月、9号层无发火史、17号层为9个月。
煤层自然倾向性分类：11、17、21号煤层为Ⅰ类，其余煤层均为Ⅲ类。本矿自建井到现在无瓦斯、煤尘等重大灾害发生。
1.2.6 煤质、牌号及用途
1.煤种情况：本矿井范围内主要是主焦煤，还有少量的无烟煤，贫煤和瘦煤。
2.灰份变化：本区内煤层的灰份值是中部较上部和下部低，灰份值大约在 之间，属于中灰份煤，上部和下部煤层的灰份较高，都在 以上，属于富灰煤。
3.主要用途：本设计矿井所生产出的煤炭，以冶金为主，电厂发电做动力用煤次之。

第2章   井田境界 储量 服务年限
2.1  井田境界
2.1.1  井田周边状况
本区属于丘陵地形，峻德煤矿井田的地势东高西洼。区内原有鹤立河河流，因此井田中部受鹤立河侵蚀地势较低洼。井田南北均由落差很大的断层为边界，与临近的矿井没有采动影响。峻德煤矿仅北部与兴安煤矿相邻。该矿同我矿接壤处。峻德矿仅浅部4个层进行了开采。
2.1.2  井田境界确定的依据
1.以井田内的地理地形和地质条件作为划分井田境界的依据；
2.边界所确定的井田范围要有利于对井筒位置的选择．安排地面生产系统和各建筑物；
3.划分的井田境界要尽量为矿井发展留有一定的空间；
4.如果地质条件可以，井田要有合理的走向长度，以利于井型的扩大和机械化程度的不断提高；
根据以上原则，结合峻德矿井田的实际地质情况可知：          
井田走向长度： m左右，倾向长度： m左右。
2.1.3  井田未来发展情况
本设计矿井为设计生产能力 的矿井，由勘探精查报告资料可知，井田内的煤层发育较好，煤层均为单斜构造，并且倾角都在 左右，预计达产后不久的核定生产能力会大于设计生产能力，随着科学技术尤其是煤炭开采技术的进步和勘探水平的提高，可以采出和探测出埋藏较深的煤炭。从而保证矿井的服务年限。
2.2  井田储量
2.2.1 井田储量的计算
在峻德矿井田范围内，参加储量计算的煤层有 ，和 共2层，各煤层储量计算边界与井田境界大致相同，矿井储量可分为矿井地质储量，矿井工业储量和矿井可采储量。
矿井储量计算的标准以《储量管理规程》和《煤炭资源地质勘探规范》的规定和我国能源政策，资源状况及目前煤矿开采技术条件为依据。
本设计矿井井田内绝大部分为炼焦用煤，和少量的优质动力煤。 
2.2.2  保安煤柱
    为了保证矿井的安全生产且依据《规程》的有关规定，本设计矿井所留设的保安煤柱的宽度如下【1】：
1.各煤层在地面的露头处留设 的保安煤柱；
2.井田边界的断层留设 保安煤柱；
3.井田内部的断层和采区边界留设 保安煤柱；
4.河流的保安煤柱要根据各煤层的埋藏深度的不同，而有变化；
2.2.3  储量计算方法
    矿井储量的计算标准要以《储量管理规程》为依据，计算的方法这里采用底板等高线水平投影分水平块段法。   
1.工业储量的计算方法
计算公式如下【2】：
块段储量＝块段水平投影的面积/ 平均倾角余切×块段平均厚度×容重
根据矿井煤层储量计算图，结合以上公式计算出本设计矿井的工业储量大约为 万吨。各个煤层的工业储量见表 可采煤层储量计算总表。
2.可采储量的计算
公式如下：
                    （2-1）
 式中： —可采储量， 
           —工业储量， 
　　　　   —永久煤柱损失， ；
           —采区回采率。
表2－1 可采煤层储量表
煤层	17#	21#
工业储量	21439	8647
煤柱损失	2143.9	864.7
可采储量	14471.33	6225.84
回采率％	0.75	0.8
对回采率的要求：中厚煤层不应小于 ，薄煤层不应小于 。经过对各个煤层的可采储量进行计算，得出本井田可采储量为 。
2.2.4  储量计算的评价
    该设计矿井所有的储量计算过程，均是严格按照有关规定进行的。由于技术水平有限和资料的不很全面，所以各种储量的结果可能与实际有点误差。
2.3  矿井工业制度、生产能力、服务年限
2.3.1  矿井工作制度
本设计矿井采用年工作 a，采煤工作面选用“四六”制，即三个班采煤一个班检修，采煤机日进六刀，往返一次进两刀。矿井每日净提升时间为 。
2.3.2  矿井生产能力的确定
井田的储量、煤层赋存的状况、地质条件和开采技术等因素是确定矿井设计生产能力大小的依据，除此之外还应考虑到今后市场对煤炭的需求量。根据以上各因素结合本设计矿井的实际情况，确定本设计矿井为年设计生产能力 。
2.3.3  矿井服务年限的确定
矿井服务年限的确定和矿井生产能力的确定是息息相关的，受很多相同因素的影响，根据本设计矿井的实际情况和矿井服务年限的计算公式，
                     （2-2）
式中： —矿井设计可采储量， 
              —生产能力，  
           —矿井储量备用系数，   K值取 
1.当矿井的设计生产能力为3.0Mt/a时，
 
2.当矿井的生产能力为2.4Mt/a时，
 
3.当矿井的设计生产能力为1.5Mt/a时，
 
参照《煤矿工业矿井设计规范》，再通过以上计算可知，矿井的设计生产能力为2.4Mt/a比较合理。服务年限 ，符合要求。

第3章   井田开拓
1.井田内外及附近生产矿井开拓方式概述
峻德矿周边有些小井和小窑，都是片盘斜井，他们的生产情况和开采状况都已经基本查明。呈单斜构造，属高瓦斯矿井。
本设计矿井采用双立井两水平开拓，井田范围内只有中部有一个大的正断层，煤层的倾角在33°左右，煤层都呈单斜构造，通风方式为分区式通风。 
2.影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况
由勘探的精查报告所描述的煤层自然产状，构造困素，煤层顶底板的条件，冲积层结构，地形及水文地质条件等，其中井田内煤层的赋存深度和冲积层水文地质的条件对开拓方式的影响是最大的。
峻德矿的所有设计建设的基本程序必须严格按照有关国家法规，设计规程，规范来进行，选取开拓方式的时候要及时的查阅和学习现有的最先进的开拓方式方法，对现有的最先进的机械化设备也要有一定的了解。先进的煤炭开采技术对矿井开拓开采方式的选择有很大影响。
3.1  选定开拓方案的系统描述
3.1.1  井硐形式和数目
根据井田范围内的地形地势，煤层赋存情况和地质构造等自然因素，经过上面对井筒的形式确定方案的技术分析和经济比较，该矿井采用双立井两水平开拓，上山开采，共有两个风井。
3.1.2  井硐位置及坐标
井筒在井田中位置的选择，就是确定井筒距离矿井储量中心的尺寸，并用经纬线来表示它的具体位置，选择井筒位置的条件：
1.地面条件
(1)地面工业广场的占地面积尽量小。
(2)要考虑地形与工程地质的条件。
(3)地面煤仓与外运铁路的连接
(4)矿井的工业广场与生活区的位置
2.井下条件
(1)如果自然条件较好，地质构造不是很复杂，尽量把井筒布置在井田储量的中央。
(2)如果布置井筒的位置有较大的断层，就把井筒布置在断层的下盘。
(3)井筒的位置尽量选在压煤量少的地方，也可以让断层，河流和井筒使用同样的保安煤柱，同时保证河流和井筒之间要有一定的安全距离。
(4)根据勘探程度的不同，应该将井筒布置在勘探的比较明了的地方，降低矿井的基建投资，最好是等出来煤炭以后，有一定的收益以后再投资井田的另一半。
根据本矿井所在井田的实际情况，并考虑到上述的一些条件，本设计矿井井筒的位置详见开拓平面图，其井筒井口坐标为：
主井：       （102303.95，115607.9）
副井：       （102303.95，115702.1）
一采区风井： （101060.45，114528.9）
一采区风井： （102768.75，114167.85）
3.1.3  水平数目及高度
根据本井田的煤层赋存深度，角度和地质构造等自然条件，再经过全面的技术经济比较后，合理的对井田开采水平进行了划分，该设计矿井在－300m水平标高处划分第一个水平，阶段垂高500m，在－300m水平标高上布置生产所必须的水平运输大巷，井底车场及各类硐室．井田范围内在垂直方向上，各个煤层以－300m开采水平为界，采用上山开采。二水平设在－600m标高，也是采用上山开采。
3.1.4  石门、大巷数目及布置
根据本设计矿井的所有客观条件再比较现有的先进的运输机械设备和开拓巷道布置方案的技术经济比较，确定本设计矿井采用集中运输大巷采区石门的布置方式。
由于本设计矿井采区接续的原因，使得大巷和石门的服务年限不是很长，但是运输通过能力较大，所以运输大巷和石门的断面和支护方式设计在本矿井中相同，其内部设施也相同。主要运输巷道的断面设计合理与否，将直接影响矿井的生产经济效果和生产的安全条件，大巷断面设计的基本原则是在满足通风安全与技术要求的前提下，争取提高巷道断面的利用率，降低断面造价，并有利于加快开拓速度。本设计矿井运输大巷断面图如图3—1所示、石门断面图如图3—2所示。
 图3-1 运输大巷断面图

图3—2 石门断面图
3.1.5  采区划分
本设计矿井是有三部分组成的，南半部分的走向长度不大，可以布置一个单翼采区进行回采，中部和北部大部分的走向长度较大，需要划分为一个双翼采区进行回采，布置单翼采区的目的是为了增加工作面的推进长度，从而减少了工作面的搬家次数，提高生产效率。
根据采区的划分原则，再结合本设计矿井的具体情况，本设计矿井将井田的第一水平划分为6个采区。 
3.2  井硐布置和施工
3.2.1  井硐穿过的岩层性质及井筒支护
本井硐穿过的岩层的基底为元古界的花岗岩及花岗片麻岩，穿过的地层为中生界侏罗纪中上统石头河子组地层，岩层多为粉砂岩和细砂岩，主要含煤地层处于城子河组中部。
根据主副井所穿过岩层的围岩性质，并按《规程》规定，可以确定主副井筒支护方式为：
1.主井井筒
表土段：钢筋混凝土砌碹，表面抹灰浆；
煤层段：料石砌碹；
2.副井井筒
表土段：钢筋混凝土砌碹，表面抹灰浆；
煤层段：料石砌碹；
3.2.2  井硐布置及装备
1.井筒断面布置
井筒端面尺寸的确定，要根据提升和安全的要求，选择能够适应本设计矿井的地质条件和井型的需要，尽量增大井筒断面的利用率。
根据该设计矿井的井型和提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置的运输设施和辅助设施详见图3—3主井井筒断面图，图3—4副井井筒断面图。

图 3—3 主井筒断面图
主井井筒特征：井筒直径6.5m，净断面面积33.2m2，掘进断面面积42m2，井筒深度320m。井筒内装备两套16t单箕斗带平衡锤（JDG16/150×4Y），采用球扁钢组合罐道，端面布置采用锚杆固定拖架。

图3—4 副井井筒断面图
副井井筒：井筒直径7.2m，净断面面积41m2，掘进断面积47m2。井筒深度300m，井筒装备一对1.5t，900mm轨距的固定式矿车双层四车罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。采用球扁钢组合罐道，端面采用锚杆固定拖架。井筒内设有复合材料梯子间，作为本矿井的一个安全出口和井筒检修之用，并铺设有排水管路三趟（一趟预备），井下消防洒水管路。另外，井筒还铺设有向井下中央变电所输送电源的电缆、用于通讯的讯号电缆等。
3.2.3  井筒延深的初步意见
    根据本设计矿井水平划分为两开采水平的方案，该设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后，当一水平的煤炭快要采完的时候。井筒要及时的延深，保证矿井生产采区的正常接续，根据详细的技术经济比较后，确定本设计矿井的井筒直接立井延伸是最优的方案。
3.3  开采顺序
开采顺序是指对划分的采区进行回采的顺序，矿井的采掘接续工作要有计划、按步骤进行，保证采掘关系的平衡，因此，要研究掌握采煤和掘进的关系特点，了解有关法规政策和规程、规范的有关规定。
3.3.1  沿井田走向的开采顺序
    根据该设计矿井的地质煤层分布及采区划分的具体情况可知，在走向方向上先把南部的西半部分开采完毕后，再对井田的东部和北部进行回采，这样就减少了建井的初期工程量和基建投资，并且投产快，可以投资少，采出煤炭后，用矿井的净收益去开拓另外的大巷和上山。
3.3.2  沿井田倾向的开采顺序
本设计矿井共有二层可采煤层，即17#，21#煤层，由于本矿井煤层贮存的条件可以进行上行式开采，在煤层的倾斜方向上绝大部分是下行开采，只有局部有上行式开采。
3.4  矿井提升系统
矿井提升设备的选择是否合理对于保证矿井持续的稳产，高产是至关重要的，通常大型矿井的提升任务比较繁重，必要的时候主井可以采用两套提升设备，副井除了配备一套罐笼提升以外，还设置一套带平衡锤的单容器提升【4】。矿井的提升系统主要包括主井提升系统和副井提升系统，设备选型过程以及各种特性如下：
1.  主井提升
主井采用一对16t多绳摩擦式箕斗提升，型号为如表3—1所示。
表3—1 多绳摩擦式箕斗参数表
型号	JDG16/150×4Y	载重量	箕斗自重
有效容积	17.6m3	16t	17.8t
２．副井提升
本设计矿井的副井井筒安装的提升设备是一对能够容纳1.5t矿车的双层四车的罐笼，型号为GDS1/6/2/4.提升机选用和主井一样型号的提升机，但电动机功率只需要选择1200kw就可以满足副井的提升任务。

第4章   采区通风
4.1  采区设计概述
本设计为一采区的 煤层工作面的布置及开采方式。本章的主要内容有采煤方法的选择，采煤工作面各参数的确定，运输与回风平巷的顶板管理和工作面生产设备的选择等内容。
本采区 煤层的自然状况为：煤层的平均倾角为 ，煤厚平均 ，煤质中硬，容重 ，峻德煤矿只开采了四个煤层，其中 层只局部开采，就 、 、 号煤层经历年来瓦斯鉴定，该井为高沼气矿井，瓦斯含量 年测定为绝对瓦斯涌出量64.8 ,相对瓦斯涌出量 12.3 ,煤层瓦斯含量 0.6～11 ，属于高瓦斯煤层，煤层的煤尘无爆炸危险，自然发火期在 个月左右。
4.1.1  设计采区的位,置 边界 范围 采区煤柱
本设计采区为一采区，位于井田的西部，采区的煤层在地面有露头，东西面以井田内的大断层为界，走向长在 之间，南北倾向长在 之间，面积大约为 。
4.1.2  采区的地质和煤层情况
本采区位于鹤立的南部，采区地面标高在 标高左右。采区范围内没有断层，除边界之外，地质构造比较简单，煤层呈单斜构造，采区内的地层整体向南倾斜，有三层可采煤层， 、 、煤质以焦煤和瘦煤为主，煤层的倾角大致在 左右。平均 ，本区沉积地层的基底为侏罗纪上统城元古界的花岗岩及花岗片麻岩。采区内所有煤层均无岩浆岩侵入，煤层都处在石头庙组。
煤层顶底板为砂岩，为中等坚硬程度，巷道支护比较容易。
4.1.3  采区的生产能力 储量及服务年限
本采区内可采煤层就是17#号煤层，通过计算本设计采区工业储量为31.95Mt,可采储量28.76Mt。本采区为一个综合机械化放顶煤工作面达到设计的1.2 Mt/a，采区服务年限为24a。
4.1.4  采区巷道布置
1.区段划分
因为本采区选用综采放顶煤采煤法，所以在区段划分的时候尽量以工作面的长度为标准。本采区采用分区式通风，运输大巷设在-300m水平，将采区划分为9个区段。本采区内所有煤层的厚度在8.57—14.13m之间。
工作面长度的确定
工作面长度要受到地质、技术、设备、管理和安全等因素的限制，其长度确定的合理否，直接影响到采区回采率、掘进率、巷道维修量、材料消耗、吨煤成本等经济技术指标。综合考虑所有因素，并直接通过现场实践，一般认为后煤层综采放顶煤工作面的长度确定在150m左右时较为合理，此时可以获得最佳的技术经济效益。但就目前的整个鹤岗的综采放顶煤情况来看，多数放顶煤工作面的面长在100-130m之间，实践证明该长度使得效益得到了最大发挥。目前国内综采放顶煤工作面的放煤步距由于受到支架放煤速度和采煤机截深的制约，一般为0.8-1.2m，工作面日推进度一般在3.6-4.8m之间，可按下式估算工作面长度：
                  （4-1）
式中： ——工作面要求的日产量；
 ——工作面日推进度， ，一般取 ；
 ——一次采厚， ， ；
 ——工作面回采率，一般为 ；
 ——所采煤的视密度， 。
该一个采区设计产量为1.2Mt/a，一个综放工作面达产，考虑掘进煤量一般为10%，则工作面年产量1.08Mt/a，日产煤量为3272t。
由以下公式可确定工作面的长度：
 
2．采区上山布置
根据采区生产服务年限的长短，可以将上山布置在煤层中或者是煤层底板岩层中，由于本采区是单层煤开采，生产服务年限较长，所以上山布置在本煤中最下面一层的底板岩层中。双翼开采，上山位置在采区走向的中央。
3．采区车场布置
根据采区车场设计的有关依据和相关规程规范的要求，本矿井采区的车场设计如下：
采区上部车场选用平车场，中部选用甩车场，下部车场采用大巷式装车的布置方式。
（1）采区下部装煤车场设计
本设计采区选用尽头式大巷装车式。
（2）辅助提升车场设计
辅助提升车场和轨道上山连接是在竖曲线后以31º坡度跨越大巷，然后直接和轨道上山相连。
4．工作面切眼 运输巷 回风巷
（1）切眼
切眼沿煤层底板布置，采用2600“W”钢带配10#菱形铁丝网（2800×1000），φ22×200Omm全螺纹等强锚杆支护顶板，锚杆排距1000mm；锚杆间距800mm。切眼为梯形断面，断面积5.6m2。剥帮后切眼断面：净宽5.1m，净高2.4m，断面积12.5m2。
（2）运输巷 回风巷
工作面运输巷及回风巷均沿煤层顶板布置，采用锚带网支护。
巷道断面形状为梯形，净宽2.6m，净高2.5m，净断面6.5m2。采用3500×275×2.75mm“W”钢带配10#菱形铁丝网（3800×1000mm），φ22×220Omm全螺纹等强锚杆支护顶板。
5．煤仓形式 支护
（1）形式
根据煤仓仓体倾角的不同，把煤仓分为垂直式，倾斜式和垂直倾斜式，若煤仓的容积和断面确定了，且煤仓的高度不受限制，这时宜选用垂直式，反之当高度受到限制的时候应该选用倾斜式或垂直倾斜式。
本设计采区是二层煤联合布置，上山布置在最下层煤的底板岩层中，对煤仓高度的要求能够满足，所以这里选用的煤仓形式为圆形断面垂直煤仓，圆形断面利用率高，不容易卡煤堵塞，便于维护，施工也方便。
（2）煤仓结构及支护方式
煤仓的结构是由以下部分组成的:煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。
上部收口的要求：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。
仓身：采用锚喷支护
下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑成圆台体形收口，收口斗仓可做成曲面圆台体形状以解决起拱堵仓的问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。
6．采区硐室简介
采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所。
采区绞车房设在围岩稳定、无淋水、地压小和容易维护的煤层底板岩层中。在保证安全易于检修的前提下，尽可能的布置紧凑些，以减少硐室的施工量，宽度，长度和高度的确定要根据采区的生产能力和所选用的绞车的型号有关。绞车房设两个安全出口，有钢丝绳通道和绞车房通道。
采区变电所是整个采区供电的中心，布置在低压小，无淋水的底板岩层中，硐室宽度在3.6m左右，高度为2.5—3m之间，人行道宽1.4m，采用阻燃的材料支护。硐室与通道联接处，装设向外开的防火栅栏两用门。
4.2  采煤方法及采煤工艺
采煤方法是采煤系统与回采工艺的总称。选择怎样的采煤方法与设计矿井的具体地质条件和现有的煤炭开采技术是密切相关的，还应该综合考虑材料的消耗、建设成本、管理集中等因素。设计时，应尽量采用行之有效事半功倍的先进技术，积极提高机械化水平，解放劳动力，设计建设高产高效的现代化矿井【5】。
4.2.1  采煤方法选择
本采区内煤层的平均走向长度为 ，倾向长度 左右，采区下部车场布置在开采水平-300标高处，该采区除边界断层外无其他明显的地质构造，采区内的煤层为低涌水量、高瓦斯煤层。
根据本采区实际的自然地质情况，可以确定采煤方法选用单一走向长壁采煤法。
4.2.2  回采工艺
1.回采工艺【6】
回采工艺主要包括采煤工作面的落煤、装煤、运煤、工作面支护、采空区处理方法等五个方面，根据本采区所选用的采煤方法，再结合矿井的生产系统，安排回采工作面的回采方式如下：
（1）落煤，采用单一走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，进刀方式选用，工作面端头割三角煤斜切进刀，双向割煤往返一次进两刀，日进8刀，截深0.6m。
（2）装煤，采煤机落煤以后割下的煤直接落入工作面的刮板运输机中，落在刮板运输机外的浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。
（3）运煤, 从刮板输送机经转载机胶带输送机运到采区上山，再到采区煤仓，然后由五吨底卸矿车经大巷装车站运于井底车场，最后由主井提至地面。
（4）工作面支护,工作面内用支撑掩护式液压支架支护顶板，工作面端头选用端头支架，由于采煤工作面的超前支撑压力和平巷位置的侧向支撑压力的作用，在超前工作面 的上下顺槽中采用单体加铰接顶梁进行加强支护。
（5）采空区处理,由于地表没有什么重要的建筑物和铁路，所以采空区的处理方法采用全部垮落法管理顶板。
2．回采过程中防止机械设备倒滑的方法措施【7】
由于本采区所开采的煤层的倾角平均在 左右，所以要对工作面的刮板输送机和液压支架采取一些防滑措施。
（1）刮板输送机下滑的主要原因是重力的分力大于设备和底板的摩擦力和刮板链带煤进入刮板底部，刮板向上运动和底板摩擦产生向下的力，其次对刮板推移方式不得当、推移次数过多也是导致设备下滑的主要原因。液压支架下滑的主要原因有：重力的分力大于支架和底板之间的摩擦力、煤层顶板向煤层倾斜方向运动、支架顶底所受力的合力偏移了中心对支架产生倾倒的力矩等都是支架下滑和倾倒的主要原因。
（2）防止设备下滑的主要措施有：
防止输送机下滑的主要措施有：防止煤矸等进入到溜槽的底部、工作面伪倾斜方向布置，即工作面的下部超前于上部，使支架上移的量和下滑量相互抵消，安装防滑千斤顶。
防止液压支架下滑的主要方法措施有：
移架的时候总是先从工作面最底端的支架开始、间隔移架、各个支架用导轨滑槽连在一起，可以相互的导向和防滑。
本采煤工作面采用防滑千斤顶和导轨-滑槽来防止工作面的设备下滑和倾倒。
3.回采工艺中使用的机械设备
回采工作面中使用的主要机械设备有采煤机，刮板输送机，液压支架，单体支柱，胶带输送机等，主要设备型号【8】见下表4—1所示。
3．选择采面循环方式和劳动组织形式
采煤工作面采用“四六”工作制，三个班生产，一班个检修。工作面劳动组织表如4—2所示。

序号	设备名称	规格型号	单位	数量
1	采煤机	MG2×300	台	1
2	液压支架	ZFSB-3600/16/28	个	80
3	刮板输送机	SGZ－764/400	台	1
4	转载机	SZB－730/132	台	1
5	乳化液泵	XRB2B－80/35	台	2
6	水泵	200D65×8	台	1
7	单体液压支柱	QDZ－20/35	个	100
8	胶带输送机	DSP-1080/1000	台	1
9	喷雾泵	XPB－250/55	台	2
10	运料绞车	JD－25	个	2
11	煤电钻	GMZ－12	台	2
12	移动变电站	KSGZY－500/600	台	1

表4-1 主要设备表
表4-2 劳动组织表
工种	一班	二班	三班	检修班	合计
班长	2	2	2	2	8
采煤机司机	2	2	2		6
支架工	3	3	3	2	11
运输及转载机司机	2	2	2		6
端头移架工	4	4	4		12
巷道维修工	2	2	2	8	14
机电维修工	2	2	2	4	10
泵站司机	1	1	1	1	4
其他	2	2	2	2	8
小计	20	20	20	19	79
4.3 采区通风
4.3.1 采区概况
本采区为鹤岗矿业集团峻德矿一采区。本采区煤层上边界为+200水平，下边界为-300水平。采区共有煤层数两层，分别为17#、21#。各煤层间距、倾角、厚度、顶底板等特征见一采区煤层特征表如表4-3。本采区瓦斯等级为高瓦斯，采区采区瓦斯抽放后绝对瓦斯涌出量为9.375m３∕min。有自燃发火危险，发火期为9个月。本采区采用上山开拓，开拓水平在-300m，布置采用三条上山山，一条轨道上山负担采区进风，一条皮带运输机上山负担采区煤炭运输，一条回风上山负担采区回风。
本采区布置1个采煤工作面，分别位于17#层左一回采工作面，两个采煤工作面均采用综合机械化放顶煤采煤法，采用液压支架支护。工作面最大拉顶距为4.51m，最小拉顶距为3.98m。顶板管理方式为全部垮落法管理顶板。
本采区还布置了两个掘进工作面，分别位于17#层右零片顺槽，17#层右零片顺槽。
表4-3 一采区煤层特征表
序
号	煤层
名称	煤层厚度
（m）	煤层间距
（m）	倾角
（º）	顶板
岩性	底板
岩性
1	17#	9.57	118	33	砂岩	砂岩
2	21#	3.86		33	砂岩	砂岩

4.3.2 采区通风设计原则及要求
采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分。它主要取决于采区巷道和采煤方法，同时要满足通风的特殊要求。如高瓦斯或地温很高，有时是决定采区通风系统的主要条件，在确定采区通风系统时应满足的条件如下：
1.在采区通风系统中，保证风流流动的稳定性，尽可能避免对角风路，尽量减少采区漏风量，并有利于采区瓦斯的合理排放及采空区浮煤自燃，使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。
2.回采工作面和掘进工作面都应采取独立通风。
3.煤层倾角大于12º的回采工作面都应采取上行通风，如采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定：
（1）回采工作面的风速不得低于1m/s；
（2）机电设备设在风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1%，并应装瓦斯自动检测报警断电器；
（3）应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流的安全措施。在有煤和瓦斯突出的危险的、倾角大于12º的煤层中，严禁采用下行通风；
（4）开采有煤尘爆炸危险的矿井，在井下的两翼、相邻的采区和相邻的煤层，都必须用水棚隔开，在所有运输巷道和回风巷道中，必须散布岩粉或冲洗巷道。
（5）必须保证通风设施规格质量要求。
（6）要保证风量按需分配，尽量使用通风阻力小而且风流畅通。
（7）机电硐室必须在进风流中。
（8）采空区必须及时封闭。
（9）要设置管线、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。
4.3.3 采区上山通风系统选择
结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区根据技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条输送机上山。采区通风方式主要有三种：输送机下山进风，轨道下山回风;轨道下山进风，输送机下山回风;轨道下山、运输机下山进风，回风上山回风。采区通风方式的比较见表4-4。
4.3.4 回采工作面通风系统
1. 回采工作面通风系统的基本要求
（1）回采工作面与掘进工作面都应独立通风；
（2）风流稳定。回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；
（3）当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；
（4）漏风小。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风；
（5）回采工作面的调风设施可靠；
（6）保证风流畅通。
2. 回采工作面的通风系统选择
按回采工作面的回风方向进行选择，对上、下行通风的优缺点进行比较。上、下行风比较见表4-5。

表4-4 采区上山通风系统比较 
通风系统	下山数目	适用条件及优缺点
输送机上山进风，轨道上山回风	2 条	1.输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少.比较容易控制风流；
2.由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增2条加，造成大量的煤尘飞扬;同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；
3.输送机上山电器设备散热，使进风温度增高；
4.轨道上山下部车场需安设进风门，不易管理。
轨道上山进风，输送机上山回风	2 条	1.轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便；
2.上山绞车房便于得到新鲜风流；
3.进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；
4.当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大。
轨道上山、输送机上山进风，回风上山回风	3 条	采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条上山，工程量较大。
表4-5 回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点
通风系统	适用条件及优缺点
上行通风	在煤层倾角大于12º回采工作面，都应采用上行通风。优缺点如下：
1.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度；
2.风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘的浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；
3.运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。
下行通风	在没有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的、倾角小于12º的煤层中，可考虑采用下行通风；工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。
根据本采区的实际情况，本采区煤层倾角均大于12°，因此采用上行通风。
4.4 掘进通风
根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。
4.4.1 局部通风系统的设计原则
局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可以归纳如下：
(1) 矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；
(2) 局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；
(3) 尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；
(4) 压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；
(5) 当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行[5]。
4.4.2 局部通风方法
掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法。当总风压不能满足掘进通风的要求时，必须借助专门的动力设备对掘进巷道进行局部通风，其中按动力源分为引射器和局部通风机通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，是由局部通风机和风筒组成一体进行通风。按工作方式分为，压入式通风与抽出式通风。
压入式通风的局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全。风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，有利于巷道排烟。抽出式有效吸程短，通风效果差，且局部通风及布置在回风流中。所以本采区掘进通风采用压入式。采区掘进巷道局部通风系统布置如图4-1；
 
图4-1 采区掘进巷道局部通风系统布置
4.4.3 风筒及局部通风机选择
1.风筒选择
根据本采区得实际情况和风筒的特点，本采区采用的是帆布风筒。因为帆布风筒应用广泛，最大的优点时轻、拆装方便，不通风时可占空间小。根据实际情况和规程规定，选择直径为400mm的帆布风筒30个(通风距离300m)。
柔性风筒的Pq值可以用下式计算
                 （4-2）
式中：n——接头数；
 ——每个接头的漏风率，插接 =0.01～0.02；螺旋反接 =0.005。掘进长度按最长的算由图可量出来1200m,换算可得n为
 =1/(1-40×0.005)=1.25
2.局部通风机的选型
根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算风机的工作风量：
 
本矿井采用压入式通风，设风筒出口动压损失为hvo，则局部通风机全风压Ht(Pa)；
       （4-3）
根据需要的Qa、Ht值在各类局部通风机特性曲线上，结合本采区实际情况,选取型号为YBT-30/2×22的局部通风机，一个掘进工作面2台。FBD系列风机主要技术参数见表4-6。
表4-6 YBT系列风机主要技术参数
风机型号	额定风量(m3/min)
YBT-11	130-24
YBT-18.5	195-300
YBT-22	240-370
YBT-30	250-425

第5章   矿井通风系统
5.1   矿井通风系统的选择
5.1.1  选择矿井通风系统的原则
1必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定：
（1）每个矿井必须有完整的独立通风系统。
（2）应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统。
（3）箕斗提升井或胶带运输井不应兼作进风井，如果兼作进风井使用时，必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定：当箕斗或胶带运输井兼作进风井时，箕斗井风速不得大于6m/s、胶带井风速不得大于4m/s，应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合卫生标准，胶带井还应设有消防设施。当采用箕斗井回风时，井上、下卸载装置和井塔必须有完善的封闭设施，其漏风率不得大于15%，应有可靠的降尘设施，胶带井不得兼作回风井。
2通风系统的选择应有利于加快矿井建设速度，有利于矿井高产高效、安全生产，整个系统技术经济合理。
3还应综合考虑以下因素：
（1）风井位置要在洪水位标高以上(大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井考虑50年一遇)，进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500m。
（2）井口工程地质及井筒施工地质条件简单。
（3）占地少，压煤少，交通方便，便于施工。
（4）通风系统简单，风流稳定，易于管理。
（5）发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每个采区至少要有两个通往地面的安全出口，以便于人员撤出。
（6）使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。
（7）尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物，以免引起大量漏风。
（8）多风机抽出式通风时，为了保证风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻(一般要求公共区段的负压不超过任何一个通风机负压的30%)。
（9）新设计矿井不宜在同一井口采用多台主要通风机串、并联运转。
（10）井下爆破材料库必须有单独的进风流，回风必须直接引入矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风可引入采区回风道；
（11）应满足防治瓦斯、煤层自燃、煤尘爆炸及火灾对矿井通风系统的特殊要求。
（12）后期通风合理。
5.1.2  矿井通风系统的选择
按进、回风井的相对位置分为中央式(包括中央并列与中央分列)、对角式、混合式(包括中央并列与对角、中央分列与对角、中央并列与分列式等)，以及分区式(分区进风和回风的独立通风系统) 【9】。
1选择通分系统主要考虑因素：
（1）自然因素：煤层赋存状态、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、煤层爆炸性、煤层自然发火性、矿井地形条件、井田尺寸及矿井年生产能力等。
（2）经济因素：井巷工程量大、通风运营费、设备运转、维修和管理条件等。另外根据开采技术条件，要考虑灌浆、注水以及瓦斯抽放等要求。
（3）各种通风系统的适用条件及优缺点分析见表5-1。

表5-1 各种通风系统的适用条件及优缺点分析
分类	通风系统	适用条件及优缺点
中
央
式	中
央
并
列
式	出风井与进风 井大致并列于 井田中央	适用于煤层倾角较大，走向不长(一般小于 4km 左右)，投产初期暂未设置边界安全出口。且自然发火不严重的矿井
1．初期投资少，采区生产集中，并便于管理；
2．节省风井工业场地，占地少，比在井田内打边界风
井压煤少；
3.进出风井之间的漏风较大，风路较长，阻力较大
4.工业场地有噪音影响
	中
央
分
列
式	进风井与出风 井大致位于井田走向的中央，沿井田倾斜方向有一定的距离	适用于煤层倾角小，走向长不大的矿井
1.比中央并列式安全性要好；
2.矿井通风阻力较小，内部漏风少，有利于对瓦斯、
自然发火的管理；
3.工业场地没有噪音影响；
4.多一个风井场地、压煤较多
对角式	进风井大致位 于井田走向的中央出风井位 于沿倾 斜 浅 部走向的两翼	一般适用于煤走向长(超过 4km)、井田面积大，产量较大的矿井。其优缺点与中央并列式相反，不中央分列式安全性要好，但初期投资大，建井期较长
对于瓦斯喷出或有煤与瓦斯突出的矿井，应采用对角式的通风系统
混合式	进风井与出风井由三个以上井筒按中央式与对角式混合组成。其中有中央分列与对角混合式，中央并列与对角混合以及中央并列与中央分列混合等

混合式是前几种的发展，适用于：
1.矿井走向距离很长以及老矿井的改扩建和深部开采；
2.多煤层多井筒的矿井。有利于矿井分区分期投产；
3.大型矿井井田面积大，产量大或采用分区开拓的矿井
分
区
式	分
区
回
风	进风井大致位 于井田走向的中央，在采区开掘回风井，并分别安设通风 机分区抽出	适用于煤层距地表较浅，或因地表高低起伏较大，无法开凿浅部的总回风道。在开采第一水平时，能采用这种分区回风方式。另外矿井走向长，多煤层开采，高温矿井，亦有采用次方式对有瓦斯瓦斯喷出或有煤与瓦斯突出的矿井应采用分区通风系统，除适用于上述条件外，还适用于高瓦斯矿井和具备一定条件的大型矿井
	分区通风	各分区有独立的进回风系统。但与中央进风系统大巷没有通风设施隔绝	1.各分区有独立的通风路线，互不影响是此方法的优点，便于管理；
2.建井工期短；
3.安全生产好；
4.分区进风井多，需增加风井场地，通风机管理分散
经对表5-1中的各种通风系统的对比，结合本设计矿井实际情况，根据本矿地质报告，并参照相邻矿井实际资料，可知本矿井为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险及煤层自燃发火倾向。同时结合矿井开拓布置及首采区位置，设计初期采用分区式通风系统，后期采用中央并列与对角式混合通风系统。
5.1.3  矿井通风方式的选择 
主要通风机的工作方法有压入式、抽出式和压抽混合式三种，三种通风方法的优缺点比较见表5-2。
表5-2 三种通风方式的比较
通风方式	适用条件及优缺点
抽出式	是当前通风方式中的主要形式,适应性较广泛,尤其对高瓦斯矿井,更有利于对瓦斯的管理,也适用于矿井走向长,开采面积大的矿井
优点:
①井下风流处于负压状态，一旦主扇因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；
②漏风量小，通风管理较简单；
③与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难;
缺点:
当地面有小窖塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，会把小窖积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少
压入式	低瓦斯矿井的第一水平,矿井地面地形复杂高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下
优缺点：
①压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把把小窖塌陷区的有害气体带到地面；
②进风线路漏风大，管理困难；
③风阻大、风量调节困难；
④由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难；
⑤通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加
抽压混合式	可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井
通过对三种通风方法优缺点的比较，并结合本矿井的地质条件：倾角较小（平均33°）煤层瓦斯含量高，煤层埋藏深度大。设计确定该矿井采用抽出式通风。
5.2   矿井需风量的计算
  本设计采用由里往外计算风量的计算方法，即先算矿井总风量后算井下用风点的需风量。将根据基本原则：以采、掘、开工作面为计算单位，备用工作面按同样要求满足瓦斯、二氧化碳、风流温度等规定计算需风量，而且不低于其回采时需风量的50%，取各种计算方法的风量的最大值。
5.2.1  风量计算的标准和原则 
1风量计算的标准
供给煤矿井下任何工作面风地点的新鲜风量，必须依据下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该工作用风地点的供风量。
（1）按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于 4m3。
（2）按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算，取其最大值。

表 5-3 回风巷类型比较
类型	适用条件及优缺点
一
进
一
回
	U 型后退式：应用普遍，优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。但上隅角瓦斯容易超限，工作面、回风巷要提前掘进。适用于低瓦斯矿井。
U 型前进式：可缓和采、掘紧张关系，采空区瓦斯不涌相工作面而涌相回风顺槽。缺点是采空区漏风不易管理，且需沿空护巷。这种通风系统适用于推进距离短、低瓦斯、自燃倾向性弱的煤层。
Z 型前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于 U 型前进式和 U型后退式之间，但需沿空护巷和控制经过采空区的漏风，其难度较小
一
进
两
回	Y 型在 U 型的基础上增设了一条尾巷，改变了采空区瓦斯在上隅角处流动方向，使上隅角瓦斯不易超限，但需沿空护巷并做边界会风上山。应用广泛。
U 型+尾巷排放，优点同上，不需边界回风上山，但要另作一条专用回风顺槽
二
进
一
回

二
进
二
回
	双 Z 型后退式通风系统，工作面风量较U型可增加一倍；漏风带涌出的瓦斯不进入工作面，比较安全，但工作面漏风较大，需沿空护巷和设置边界回风上山双 Z 型前进式通风系统，工作面风量较 U 型可增加一倍；工作面漏风较大，需在采空区同时维护两条巷道
W 型后退式：是高瓦斯矿井综采工作面的主要通风系统。工作面的风量较 U 型通风可增加一倍，产量可显著提高，缺点是巷道工程量较大，且中间巷和工作面联结处支护较困难。
W 型前进式：较后退式可缓和采、掘紧张关系，但巷道均维护在采空区内，不易保证巷道有足够的断面积，且漏风大，采空区的瓦斯涌出量也较大。
H 型后退式：采空区内瓦斯不涌相工作面，上隅角瓦斯不易超限，增加了工作面安全出口，机电设备均在进风巷汇总，通风阻力小，缺点是有两条巷道需沿空维护且可能影响风流的稳定性，管理复杂
三
进
二
回	此型通风系统风排瓦斯能力大，上隅角瓦斯不易超限，机电设备均进风巷中，风流稳定，适合于高产高效的矿井，但巷道工程量较大，维护巷道多
（3）风量计算原则
无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个地点的实际最大需风量 ，从而求出该地区风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算出各采区风量，最后求出全矿井总风量。
5.2.2  矿井风量计算
采区实际需风量按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算，最后总和【10】。即：
 m3/min       （5-1）
式中：∑Q采——采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；
∑Q其它——除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min；                      
1采煤工作面需风量计算：
采煤工作面应按瓦斯（或者二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并验算风速。
（1）	按瓦斯（或者二氧化碳）涌出量计算：
Q采=100q采Kc                       （5-2）
式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，9.375m3/min；
Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取 1.2～1.6；炮采工作面可取1.4～2.0；水平工作面可取2.0～3.0；本设计取1.2。
这里的q采为9.375m3/min，这个值是根据峻德矿原来采17层煤时，采区采取瓦斯抽放之后工作面的绝对瓦斯涌出量的经验数据。
  工作面风量：
Q采=100×9.375×1.2=1500 m3/min
（2）按工作面温度计算：
采煤工作面应有良好的气候条件，其进风气流温度和风速符合表5-6要求。采煤工作面的需要风量可按下式计算：
         Q采=60×Vc× Sc× Ki                     （5-3）
式中：V采——采煤工作面风速，工作面实测温度为25°，按试行办法查得其风速为1.7m/s。
S采——采煤工作面的平均断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，根据工作选取的ZFSB-3600/16/28型液压支架相关数据：最小控顶距为支架顶梁长3710+端面距270=3980mm，最大控顶距为最小控顶距3980+截深630=4610mm，高度2500-5000mm,本设计取平均控顶S采=12.5m2。
Ki——工作面长度系数。
Q采=60×1.7×12.5×1.0 =1275m3/min
表5-4 采煤工作面气温、风速表
采煤工作面进风流气温(0C)	采煤工作面风速(m/s)
＜15	0.3～0.5
15～18	0.5～0.8
18～20	0.8～1.0
20～23	1.0～1.5
23～26	1.5～1.8

表 5-5   采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面长度（m）	工作面长度风量系数
＜50	0.8
50--80	0.9
80--120	1.0
120--150	1.0
150--180	1.0
＞180	1.30--1.40

（3）按工作人员数量和炸药需要量计算
       Q采=4nc                            （5-4）
式中：4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nc——采煤工作面同时工作的最多人数。
在这里nc取40人，根据前面第4章里的4.2.2工作面劳动组织表可知一班20人，在交接班时人最多，所以取40人
Q采=4×40=160m3/min
（4）按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为 0.25m/s，最高风速为 4 m/s 的要求进行验算。即回采工作面风量满足要求：
                    15× Sc≤ Q采 ≤240× Sc                        （5-5）
式中：Sc——回采工作面平均有效断面，12.5m² ；
15×12.5=187.2≤ Q采 (1875)≤240×12.5=3000
即:Q采 =1500 m3/min
2掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按下列因素分别
计算，取其最大值。
（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算
Q掘=100×q掘×kd =100×1.9×1.6 =304m3/min     （5-6）
式中：Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min；
       q掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，1.9m3/min；
       kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。即掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.5～2.0；炮掘工作面取1.8～2.0。本设计取2。
（2）按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不超过1%的要求计算：
Q掘=100×q掘×K掘通                 （5-7）
            =100×0.5×0.3
  =150 m3/min 
式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min
q掘—掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3/min
K掘通—二氧化碳涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大二氧化碳绝对涌出量与月平均日二氧化碳涌出量的比值，取0.5）
（3）按工作面人员数量计算
Q采=4nc                                （5-9）
式中：4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nc——采煤工作面同时工作的最多人数。
Q采=4×5=20m3/min
（4）按局扇的吸风量计算
根据上述三项确定出掘进工作面风筒末端风量，再考虑掘进工作面的长度和风筒漏风情况确定掘进工作面的供风量Q掘。按据局部通风机的实际风量Q掘计算：
                    （5-10）
式中：  -掘进工作面同时通风的局部风机台数，1台；
 -局部通风机实际吸风量，425m3/min，
 -为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2-1.3，进风巷中无瓦斯涌出事取1.2，有瓦斯涌出取1.3。
表 5-6 YBT系列局扇
风机型号	额定风量(m3/min)
YBT-11 	130-24
YBT-18.5	195-300
YBT-22	240-370
YBT-30	250-425
 =395.2 m3/min
因而取局扇为FBT-30。
（5）按风速进行验算
按《煤矿安全规程》规定的岩巷掘进工作面的风量应满足：
9× Sj≤ Q掘 ≤240× Sj              （5-11） 
煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：
15× Sj≤ Q掘 ≤240× Sj             （5-12）
式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，6.3 m2；
9×6.3=56.7 m3/min≤ Q掘≤240×6.3=1512 m3/min
15×6.3=94.5 m3/min≤Q掘≤240×6.3=1512 m3/min
所以：Q掘=395.2m3/min
3硐室需风量计算
（1）各个独立通风硐室实际需风量的总和
按矿井各个独立通风硐室实际需风量的总和计算，即
                （5-13）
式中：Q硐——为第i个独立通风的硐室的实际需要风量，m3/min；
根据经验，井下变电所取120m3/min，爆破材料库取150m3/min充电室取150m3/min，水泵房取120m3/min，采（带）区变电所、采区车场及绞车房配风各为80m3/ min
并装设瓦斯监测报警自动断电仪器，加强瓦斯监控保证安全生产。
则：  Q 硐=120+150+150++120+80×6=1020m3/min
（2）其他井巷实际需要风量
按矿井其他用风量的总和计算
                   （5-15）
式中：Q其它——其他井巷的用风量，m3/min。
新矿井设计其他用风巷道所需风量难以计算时，也可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的3%～5%进行考虑。
则Q其它=0.05×（1500×2+1500×0.5+395.2×6+1170）=306.06m3/min
5.2.3  矿井总风量计算
∑Q总=Ka（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）   （5-15）
式中： Ka为考虑矿井通风系数，包括内部漏风和分配不均匀等因素。
根据《采矿工程设计手册》可知：
当采用压入式或中央并列式通风时	  Ka=1.20～1.25
当采用中央分列式或混合式通风时	  Ka=1.15～1.20
当采用对角式或分区式通风时         Ka=1.10～1.15
Ka的取值在矿井产量 T≥0.9Mt/a 时，取小值；在 T≤0.9Mt/a 时，取大值。本矿井设计产量 2.4Mt/a，且采用分区式通风，取1.1； 
容易时期：
∑Q总=1.1×(1500×2+1500×0.5+395.2×6+1170+306.06)
=8357m3/min=139 m3/s
困难时期：
∑Q总=1.15×(1500×2+1500×0.5+395.2×6+1170+306.06)
= 8747m3/min=146m3/s
5.2.4  矿井风量分配
1分配原则及方法
（1）分配原则
矿井总风量确定后，应将其分配到各用风点，其主要分配原则是：
分配到各用风地点(包括回采面、掘进面、硐室)的风量，应不低于上面所计算出的风量；
风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求.
（2）分配方法
当矿井总风量确定后，首先按照采区布置图给各回采工作面、掘进面、硐室分配用风量；
从总风量中减去各回采工作面、掘进面、硐室用的风量，余下的风量按按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采区。再按一定比例将这部分风量分配到其他用风点。用于维护巷道和保证行人安全。
（3）风量分配
本设计在风量按需分配时运用了矿井通风仿真系统，根据上述风速不超限，不低于下限的原则，将总风量分配各巷道，即将各个巷道固定风量，从而求得南北两翼最大阻力路线，根据最大阻力路线，进行增阻调节，将巷道内的增加的阻力有构筑物的加在构筑物上，没有构筑物的加在巷道的阻力上，从而使整个风网达到平衡。经过调节后使整个网络自然分风满足人们的意愿。并且经过仿真系统模拟后，可以肯定实际生产中的风量就是这样分配的，对实际生产具有重要的指导意义。
具体风量分配容易期巷道参数表5-12、困难巷道参数表5-13。
5.2.4  风量分配后的风速校核
1.规程要求
根据《煤矿安全规程》供给井下空气的质量主要有一下要求：
(1) 采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，瓦斯或二氧化碳浓度不超过0.5%。每人每分钟供风量不少于4m3。 
(2) 有害气体的浓度不超过表(5—7)规定。
表5—7  矿井有害气体最高允许浓度
名称	最高允许浓度(%)
一氧化碳	0.0024
氧化氮(换算成二氧化氮NO2¬)	0.00025
二氧化硫SO2	0.0005
硫化氢H2S	0.00066
氨NH3	0.004
注:矿井中所有气体的浓度均按体积的百分比计算。
(3) 作业场所空气中粉尘(总粉尘、呼吸性粉尘)浓度应符合表5—8要求。 
(4) 进风井口以下的空气的温度(干球温度，下同)必须在2℃ 以上。
(5) 生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃，机电设备硐室得空气温的不得超过30℃、机电设备硐室得空气温度超过34℃时必须停止作业。
(6) 井巷中的风流速度应符合表5—9要求。

表5—8 粉尘最高允许浓度
粉尘中游离含量	最高允许浓度(mg/m3)
	总粉尘	呼吸性粉尘
<10	10	3.5
10～〈50	2	1
50～〈80	2	0.5
≥80	2	0.3

表5—10  井巷中的允许风流速度
	允许风速(m/s)
	最低	最高
无提升设备的风井和风硐		15
专为升降物料的井筒		12
风桥		10
升降人员和物料得井筒		8
主要进、回风巷		8
架线电机车巷道	1.0	8
运输机巷，采区进、回风巷	0.25	6
采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷	0.25	4
掘进中的岩巷	0.15	4
其他同分人行巷道	0.15	
注：设有梯子间得井筒或修理中的井巷中的井筒，风速不得超过8m/s；梯子间四周经封闭后，井筒中的最高允许风速可按上表定执行。
无瓦斯涌出得架线电机车巷道的最低风速可低于上表得规定值，但不得低于0.5m/s。
综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速可高于表的规定值，但不得超过5m/s。
2.风速检验 
当风量分配到各个用风地点，应结合运输条件选择经济断面，防止巷道内风速过大或过小，尽量使巷道内风速处于适宜风速范围内，如果有困难，也需要满足煤矿安全规程对风速的要求[16]。见各种巷道和采煤工作面适宜风速表5—11。根据演算风速符合要求，具体风速看表：
表5—11 各种巷道和采煤工作面适宜风速表
序号	巷道名称	适宜风速(m/s)
1	运输大巷、主石门、井底车场	4.5～5.0
2	回风大巷、回风石门、回风平硐	5.5～6.5
3	采区回风巷、回风上山	3.5～4.5
4	采区进风巷、进风上山	4.5～5.5
5	采区运输机巷、胶带输送机巷	3.0～3.5
6	采煤工作面	1.5～2.5
经过检验各个巷道硐室的风速均符合要求，具体风速见表5-13 、5-14。
5.3   矿井通风阻力的计算
矿井通风阻力包括摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力是风流与井巷周壁以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失。摩擦阻力一般占矿井通风阻力90%左右，它是矿井通风设计、选择扇风机的主要参数。
5.3.1  图纸和编制数据
1.根据矿井开拓开采设计提供的开拓开采工程平面图，绘制矿井通风系统前、后期通风系统图，见附图1前期矿井通风系统图，附图2后期矿井通风系统立体示意图。
2.根据通风系统图绘制矿井通风网络图，并按照要求酌情简化，见前期通风网络图5-1，后期通风网络图5-2。
 
图5-1 前期通风网络图
 
图5-2 后期通风网络图
3.根据风网图对通风系统的分支和节点以整数编号，并编制Xcel表格，进行风量分配和风速、阻力计算，前期见表5-13，后期见表5-14。分支编号的次序是先固定风量分支，再风机分支，最后一般分支。各个节点编号不能重复和遗漏，但可以不连续[11]。
4.在图上标注各个分支的风阻，自然风压和固定风量的数据，标明风流方向。
5.3.2  风网图的绘制
风网图是点与线的组合图，仅表示风网中各分支的风流方向的联结形式，用不按比例表示空间关系的单线条绘制[12]。绘制风网图的方法如下：
1.以开拓开采工程平面图或通风系统图为依据，沿风流方向在各个分支节点处顺序编号；
2.按照风流方向，一般由下而上或由左而右按节点的编号顺序和井巷的联结形式绘出单线条的连接关系图；
3.按风流系统先绘制主干线后绘支线尽量减少风路的交叉；
4.在不影响解算要求的情况下可以适当简化；
5.对通地表的进、回风井口，只要标高一样均可编为同一号码，视为一个通大气的节点；
6.完成风网图的雏形后，可以按具体情况适当简化美化，尽量绘成光滑弧状的对称形；
7.主要的漏风通路应以虚线标记，画在风网图中；
8.风网图应该以回采工作面的位置作为图的中心，各采面排布在一条直线上；
9.绘制风网图过程中不可随意改变节点编号，以利于与原图相对照；
10.最后在风网图上表明风流方向及有关参数、通风设备和设施以及工作面的位置。
5.3.3  摩擦阻力的计算
1.容易通风阻力
一采区风井容易风井最大阻力路线由进到出：1—2—3—4—5—8—9—10—11—13—15—1，通风摩擦阻力为：
H1=h1-2+h2-3+h3-4+h4-5+h5-8+h8-9+h9-10++h10-11+h11-13+h13-15+h15-1
=373.18+159.21+97.67+71.63+58.10+213.19+19.08+216.46+9.63+6.65+41.53=1266.33Pa
二采区风井容易风井最大阻力路线由进到出：1—2—3—16—17—20—21—22—23—25—27—1，通风摩擦阻力为：
H2=h1-2+h2-3+h3-16+h16-17+h17-20+h20-21+h21-22++h22-23+h23-25+h25-27+h27-1
=373.18+159.21+68.04+66.13+49.05+213.19+19.08+213.19+9.63+6.65+17.01=1194.36Pa
2.困难通风阻力
一采区风井困难风井最大阻力路线由进到出：1—2—3—4—5—6—7—8—9—10—12—13—15—1，通风摩擦阻力为：
H3=h1-2+h2-3+h3-4+h4-5+h5-6+h6-7+h7-8++h8-9+h9-10+h10-12+h12-13+h13-15+ h15-1
=355.82+161.51+107.75+26.63+12.96+240.03+19.08+240.03++20.14+68.85+15.58+45.81=1314.19Pa
二采区风井困难风井最大阻力路线由进到出：1—2—3—16—17—19—20—21—22—24—25—27—1，通风摩擦阻力为：
H4=h1-2+h2-3+h3-16+h16-17+h17-19+h19-20+h20-21+h21-22+h22-24+h24-25+h25-27+h27-1
=355.82+161.51+75.07+26.63+11.74+320.33+19.08+313.56+5.16+70.86+16.05+18.77=1394.58Pa

表5-12 容易时期风量分配及摩擦阻力表
起
点	终
点	井巷
名称	支护
形式	α*104(N•s2/m4)	L
(m)	U
(m)	S
(m2)	Q
(m3/s)	h摩
(Pa)	 V
(m/s)
1	2	主井	混凝土	0.049	500	20.42	33.2	54	39.8653	1.626506
1	2	副井	混凝土	0.049	500	145.3	41	85	373.1797	2.073171
2	3	井底车场	锚喷	0.009	220	15.8	15.6	139	159.2128	8.910256
3	4	运输大巷	锚喷	0.005	910	14.7	14.9	69.5	97.66513	4.66443
3	16	运输大巷	锚喷	0.005	634	14.7	14.9	69.5	68.04362	4.66443
4	5	轨道上山	锚喷	0.0081	482	12.5	10.8	43	71.63211	3.981481
4	6	回风上山	锚喷	0.0067	482	12.6	11	11.5	4.043058	1.045455
4	12	运输上山	锚喷	0.0085	1000	14.7	14.9	15	8.498846	1.006711
5	6	采区变电所	锚喷	0.007	38	9.43	5.9	2	0.048854	0.338983
5	8	轨道上山	锚喷	0.0081	430	12.5	10.8	41	58.09783	3.796296
6	7	回风上山	锚喷	0.0067	430	12.6	11	13.5	4.970537	1.227273
7	12	回风上山	锚喷	0.0067	83	12.6	11	18.5	1.801726	1.681818
8	7	掘进工作面	金属网	0.0094	260	10.2	6.5	5	2.269349	0.769231
8	9	区段运输巷	金属网	0.0094	977	10.2	6.5	25	213.1879	3.846154
8	14	轨道上山	锚喷	0.0081	156	12.5	10.8	11	1.517168	1.018519
9	10	采煤工作面	液压支架	0.032	115	16.2	12.5	25	19.07712	2
10	11	区段回风巷	金属网	0.0094	992	10.2	6.5	25	216.461	3.846154
11	13	采区回风石门	锚喷	0.007	72	10	6.89	25	9.63059	3.628447
12	13	回风上山	锚喷	0.0067	38	12.6	11	33.5	2.704833	3.045455
13	15	回风上山	锚喷	0.0067	26	12.6	11	63.5	6.649486	5.772727
14	13	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	251	10.2	6.5	5	2.190795	0.769231
14	15	绞车房	锚喷	0.007	34	8.86	8.43	6	0.126716	0.711744
15	1	回风井	锚喷	0.007	166	14.8	12.6	69.5	41.52655	5.515873
16	17	轨道上山	锚喷	0.0081	445	12.5	10.8	43	66.13338	3.981481
16	18	回风上山	锚喷	0.0067	445	12.6	11	11.5	3.732699	1.045455
16	24	运输上山	锚喷	0.0085	884	14.7	14.9	15	7.51298	1.006711
17	18	采区变电所	锚喷	0.007	38	9.43	5.9	2	0.048854	0.338983
17	20	轨道上山	锚喷	0.0081	363	12.5	10.8	41	49.04538	3.796296
18	19	回风上山	锚喷	0.0067	363	12.6	11	13.5	4.196058	1.227273
19	24	回风上山	锚喷	0.0067	82	12.6	11	18.5	1.780019	1.681818
20	19	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	260	10.2	6.5	5	2.269349	0.769231
20	21	区段运输巷	锚杆金属网	0.0094	977	10.2	6.5	25	213.1879	3.846154
20	26	轨道上山	锚喷	0.0081	146	12.5	10.8	11	1.419914	1.018519
21	22	采煤工作面	液压支架	0.032	115	16.2	12.5	25	19.07712	2
22	23	区段回风巷	锚杆金属网	0.0094	977	10.2	6.5	25	213.1879	3.846154
23	25	采区回风石门	锚喷	0.007	72	10	6.89	25	9.63059	3.628447
24	25	回风上山	锚喷	0.0067	38	12.6	11	33.5	2.704833	3.045455
25	27	回风上山	锚喷	0.0067	26	12.6	11	63.5	6.649486	5.772727
26	25	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	251	10.2	6.5	5	2.190795	0.769231
26	27	绞车房	锚喷	0.007	34	8.86	8.43	6	0.126716	0.711744
27	1	回风井	锚喷	0.007	68	14.8	12.6	69.5	17.01087	5.515873
表5-13 困难时期风量分配及摩擦阻力表
起
点	终
点	井巷
名称	支护
形式	α*104(N•s2/m4)	L
(m)	U
(m)	S
(m2)	Q
(m3/s)	h摩
(Pa)	 V
(m/s)
1	2	主井	混凝土	0.049	500	20.42	33.2	63	54.26111	1.89759
1	2	副井	混凝土	0.049	500	145.3	41	83	355.8249	2.02439
2	3	井底车场	锚喷	0.009	220	15.8	15.6	140	161.5119	8.974359
3	4	运输大巷	锚喷	0.005	910	14.7	14.9	73	107.7496	4.899329
3	16	运输大巷	锚喷	0.005	634	14.7	14.9	73	75.0695	4.899329
4	5	轨道上山	锚喷	0.0081	138	12.5	10.8	49	26.63146	4.537037
4	6	回风上山	锚喷	0.0067	138	12.6	11	9	0.708976	1.818182
4	13	运输上山	锚喷	0.0085	1000	14.7	14.9	15	8.498846	1.006711
5	6	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	205	10.2	6.5	5	1.789294	0.769231
5	6	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	205	10.2	6.5	5	1.789294	0.769231
5	7	轨道上山	锚喷	0.0081	106	12.5	10.8	39	12.95862	3.611111
6	10	回风上山	锚喷	0.0067	217	12.6	11	19	4.968602	1.727273
7	8	区段运输巷	锚杆金属网	0.0094	1100	10.2	6.5	25	240.0273	3.846154
7	11	轨道上山	锚喷	0.0081	276	12.5	10.8	14	4.347994	1.296296
8	9	采煤工作面	液压支架	0.032	115	16.2	12.5	25	19.07712	2
9	10	区段回风巷	锚杆金属网	0.0094	1100	10.2	6.5	25	240.0273	3.846154
10	12	回风上山	锚喷	0.0067	164	12.6	11	44	20.13801	4
11	12	采区变电所	锚喷	0.007	38	9.43	5.9	2	0.048854	0.338983
11	14	轨道上山	锚喷	0.0081	590	12.5	10.8	12	6.828704	1.111111
12	13	回风上山	锚喷	0.0067	513	12.6	11	46	68.84943	4.181818
13	15	回风上山	锚喷	0.0067	66	12.6	11	61	15.57654	5.545455
14	15	绞车房	锚喷	0.007	6	8.86	8.43	6	0.022362	0.711744
14	15	联络巷	锚喷	0.007	34	10	6.89	6	0.261952	0.870827
15	1	回风井	锚喷	0.007	166	14.8	12.6	73	45.81439	5.793651
16	17	轨道上山	锚喷	0.0081	138	12.5	10.8	49	26.63146	4.537037
16	18	回风上山	锚喷	0.0067	138	12.6	11	9	0.708976	1.818182
16	25	运输上山	锚喷	0.0085	848	14.7	14.9	15	7.207022	1.006711
17	18	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	205	10.2	6.5	5	1.789294	0.769231
17	18	掘进工作面	锚杆金属网	0.0094	205	10.2	6.5	5	1.789294	0.769231
17	19	轨道上山	锚喷	0.0081	96	12.5	10.8	39	11.73611	3.611111
18	22	回风上山	锚喷	0.0067	225	12.6	11	19	5.151776	1.727273
19	20	区段运输巷	锚杆金属网	0.0094	1468	10.2	6.5	25	320.3274	3.846154
19	23	轨道上山	锚喷	0.0081	155	12.5	10.8	14	2.441808	1.296296
20	21	采煤工作面	液压支架	0.032	115	16.2	12.5	25	19.07712	2
21	22	区段回风巷	锚杆金属网	0.0094	1437	10.2	6.5	25	313.5629	3.846154
22	24	回风上山	锚喷	0.0067	42	12.6	11	44	5.157295	4
23	24	采区变电所	锚喷	0.007	38	9.43	5.9	2	0.048854	0.338983
23	26	轨道上山	锚喷	0.0081	590	12.5	10.8	12	6.828704	1.111111
24	25	回风上山	锚喷	0.0067	528	12.6	11	46	70.86257	4.181818
25	27	回风上山	锚喷	0.0067	68	12.6	11	61	16.04855	5.545455
26	27	绞车房	锚喷	0.007	6	8.86	8.43	6	0.022362	0.711744
26	27	联络巷	锚喷	0.007	34	10	6.89	6	0.261952	0.870827
27	1	回风井	锚喷	0.007	68	14.8	12.6	73	18.76734	5.793651
 
5.3.4   局部阻力的计算
风流经过井巷的一些局部地点,如井巷突然扩大或缩小、转弯、交叉以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生突然的变化，导致风流本身产生剧烈的冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即局部阻力，由这种阻力所产生的风压损失就叫局部阻力损失。
由于井下造成局部损失的地点多，各种情况复杂多样，而且《煤矿设计规范》中指出矿井局部阻力一般占整个矿井通风阻力的10%。
容易时期一采区∑ h局=10%∑h摩=1266.33×10%=126.63pa;
二采区∑ h局=10%∑h摩=1194.36×10%=119.44pa;
困难时期一采区∑ h局=10%∑h摩=1314.19×10%=131.42pa;
二采区∑ h局=10%∑h 摩=1394.58×10%=139.46pa;
5.3.5   自然风压
1自然风压的产生
在矿井通风系统中，由于进风井和出风井空气温度以及地形高差不同，进出风井空气柱密度也不同，从而造成进出风井两侧空气柱重量的不同而产生压差即自然风压。
2响自然风压的产生因素
(1)空气密度
影响矿井自然风压的决定性因素是进回风两侧空气柱的密度差，密度差愈大，自然风压愈大，反之愈小。影响空气密度的因素有气温、气压、相对湿度、空气成分、地形地貌等。
气温
进回风两侧空气柱的气温差是造成密度差的主要原因。入风流气温受地面气温影响较大，回风流气温常年保持稳定。在冬季，地面温度低，自然风压大；在夏季，地面温度高，自然风压低，甚至反向；相同条件的矿井，在北方，冬夏季温度均比南方低，产生的自然风压大，风流反向时间短，影响小。在南方，气温高，产生的自然风压比北方小，风流反向时间长，影响较大。如图 5-3：
 
图5-3 气温与自然风压的关系
大气压力
大气压力对自然风压有一定的影响。同一地点大气压力变化幅度不大，对自然风压影响较小；条件相同的矿井海拔愈高，大气压力愈小，自然风压愈小；海拔愈低，大气压力愈大，自然风压愈大。
地形地貌
矿井进回风井口的标高差对自然风压值有较大的影响。在其他条件相同的情况下，高山地区矿井自然风压大，平原地区自然风压小。
相对湿度和空气成分
相对湿度和空气成分影响空气密度，对自然风压也有一定影响，但影响较小可以忽略。
(2）开采深度
开采深度是影响矿井自然风压的另一个主要因素。开采深度愈大，自然风压愈大；反之，自然风压愈小。另外，开采深度对自然风压变化趋势也有一定的影响，对于浅矿井，围岩与入风流的热交换作用弱，受地表气温影响大，一年之间的风压都有明显的变化，但对于深井，围岩与入风流的热交换充分，受地表气温的影响小，一年之间自然风压变化小。
3自然风压的计算
(1）一般公式
                Hn=∑hipig-∑hjpjg                   （5-15）
式中：Hn——矿井自然风压，Pa；
hi——进风侧某分段垂高，m；
pi——进风侧某分段平均密度，kg/m3；
hj——回风侧某分段垂高，m；
pj——回风侧某分段平均密度，kg/m3；
g——重力加速度，m/s2；
井下空气密度ρ可用下式计算：
         ρ=0.003484×（P/T）×（1-0.378 /Psat）      （5-16）
式中：ρ——井内空气平均密度，kg/m3；
P ——大气压，Pa；
T ——温度，K；
 ——相对湿度，%；
Psat-——对应于温度 T 时的饱和水蒸气压力，Pa。
进行近似计算时，可以使用下式：
ρ=(0.003458～0.003473)P/T              (5-17)
本设计矿井所在地地面大气压力为750mmHg，在通风容易时期(夏季)，进风平均温度为20℃,出风井温度为25℃；通风困难时：进风平均温度为5℃，出风井温度为10℃。设计井深500m。
由一般公式5-17计算得：
通风容易时期：
进风流平均密度：
ρ1=0.003458P/T
                            =0.003484×750×13.6×9.8/(273+20)
= 1.1797kg/m3
 回风流平均密度：
ρ2=0.003458P/T
=0.003484×750×13.6×9.8/(273+25)
=1.1687 kg/m3
故自然风压为：                                    
Hn=∑hiρig-∑hjρj g
                     =500×9.8×（1.1797-1.1687）
=53.9pa
通风困难时：
进风流平均密度：
ρ1=0.003484P/T
=0.003484×750×13.6×9.8/（273+5）
=1.2527 kg/m3
回风流平均密度：
ρ2=0.003484P/T 
=0.003484×750×13.6×9.8/（273+10）
=1.2306 kg/m3
自然风压为：    
Hn=∑hiρig-∑hjρjg
= 500×9.8(1.2527-1.2306)
=119.1pa
5.3.6   矿井通风总阻力
井巷通风总阻力计算计算方法：
              =∑ + +hn                   （5-18）
容易时期：
一采区风井风阻       =∑ + +hn
                           =1266.33+126.63+53.9=1446.86pa;
二采区风井风阻       =∑ + +hn
                           =1194.36+119.44+53.9=1367.7pa;
困难时期：
一采区风井风阻       =∑ + +hn
                     =1314.19+131.42+119.1=1564.71pa;
二采区风井 风阻      =∑ + +hn
=1394.58+139.46+119.1=1653.14pa;
所以，满足《煤炭工业矿井设计规范》中的规定：矿井通风的设计正(负)压，不应超过 2940pa。
5.3.7   矿井等积孔
等积孔就是用一个与井巷或矿井风阻相当的理想孔的面积值来衡量井巷通风的难易程度的抽象概念。它是反映井巷或矿井通风阻力和风量依存关系的数值。等积孔越大，表示其通风越容易，反之，等积孔越小，表示通风越困难。矿井等积孔计算公式见表5-14。
由表5-15，可知矿井通风难易程度：通风容易时期为易和通风困难时期为中。
表 5-14 矿井等积孔计算
矿井种类	计算公式	符号注释
单台通风机矿井	A=1.19Q/ 
A-等积孔，m2；
Q-风量，m3/s；
h-风压，Pa
双台通风机矿井	A1=1.19 Q1/ 
A2=1.19 Q2/ 
A总=1.19 （Q1+ Q2）/  
A1、A2-两风机之间的等积孔，m2；
Q1、Q2-两风机之间的风量，m3/s；
h1、h2-两风机之间的风压，Pa；
多台通风机矿井	An=1.19Qn/

A总=1.19  / 
An-风机 n 之间等积孔，
Qn-风机 n 之间风量，m3/s；
hn-风机 n 之间风压，Pa；
A 总-矿井总等积孔，m2；
Q 总-矿井总风量，m3/s；
Q-多风机矿井中每台风机的风量，m3/s；
hi-多太风机中每台的风压，Pa；

因为本矿井选择的是两台通风机，所以选择A1=1.19 Q1/ 公式
容易时期一采区：A 总　=1.19×69.5/  
=2.2m2
二采区：A 总　=1.19×69.5/  
=2.2m2
困难时期一采区：A 总　=1.19×73/  
=2.2m２
二采区：A 总　=1.19×73/  
=2.1m２
表5-15 矿井通风阻力等级分类
等积孔	风阻(N×s²/m8)	矿井通风阻力等级	通风难易程度
＜1	＞1.416	大阻力矿井	难
1～2	1.416～0.354	中阻力矿井	中
＞2	＜0.354	小阻力矿井	易
5.4   扇风机的选择
5.4.1  选择原则及步骤
计算矿井在服务年限内通风容易时期和困难时期通风总阻力的基础上，同时考虑进回风之间自然风压的作用，计算主扇在通风容易时期和困难时期所需要的静风压 hfsmin 和 hfsmax 或全风压 hftmin	和 hftmax(压入式通风)。
hfsmin =hrmin± hne                       （5-19）
式中： hrmin ——通风容易时期总阻力，Pa；
hne——通风容易时期帮助主扇风压的矿井自然风压，Pa；
hfsmax= hrmax±hn0                          （5-20）
式中： hfsmax ——通风困难时期总阻力，Pa；
hn0——通风困难时期反对主扇风压的矿井自然风压，Pa；
通风容易时期为使自然风压与通风机作用相同时，通风机有较高的效率，因此从通风系统阻力中减去自然风压 hne；通风困难时期，为使自然风压与在通风机风压作用反向时，能满足风机能力的要求，因此通风系统阻力中加上自然风压。
服务年限内，通风容易时期和困难时期所需风量的基础上，同时考虑风机房附属装置的外部漏风系数，计算风机在通风容易和困难时期所需要的总风量 Qfmax 和 Qfmin。
Qfmax=(1.05～1.10)Qrmax                          （5-21）
Qfmin=(1.05～1.10)Qrmin                          （5-22）
式中：Qrmin	、Qrmax-分别为通风容易、困难时期总回风量，m3/s；在抽出式且风井有提升任务时， K=1.10；在抽出式且风井无提升任务时，K=1.05；
根据以上计算所得两组数据，在同一台风机的特性曲线上，确定风机在矿井通风容易和困难时期的计算工况点是否满足：η min>0.6， hfmax<0.9Hmax。如果满足这两项要求，该风机可作为侯选扇风机。按以上步骤确定若干侯选风机，进行比较计算，选出效率最高、运转最平稳的扇风机。
5.4.2  扇风机的选择
本设计是在煤田地质勘探的基础上，进行2.40mt/a新大型矿井，通过开拓开采设计和通风阻力计算和风量计算，确定本井田一水平开采年限为30 年，采用抽出式分区式通风，一采区通风容易和困难时期的通风阻力分为1446.86 pa、1564.71pa，所需要的风量分别为69.5m3/s、73m3/s；二采区通风的通风阻力分为1367.7 pa、1653.14pa所需要的风量分别为69.5 m3/s、73 m3/s，自然风压分别为53.9pa、119.1pa。
第一步：计算风机在矿井服务年限内通风容易时期和困难时期所需要的静风压 hfsmin 和 hfsmax。
hfsmin =hrmin－hne
式中： hrmin-通风容易时期总阻力，Pa；
hne-通风容易时期帮助主扇风压的矿井自然风压，Pa；
hfsmax = hrmax +hn0
式中：hrmax -通风困难时期总阻力，Pa；
hn0-通风困难时期反对主扇风压的矿井自然风压，Pa
一采：hfsmin =1446.86－53.9=1392.96 Pa
hfsmax =1564.71+119.1=1683.81 Pa
二采：hfsmin =1367.7－53.9 =1313.8 Pa
hfsmax =1653.14+119.1=1772.24 Pa
第二步：计算风机在矿井20年服务年限内通风容易时期和困难时期所需总风量Qfmin和Qfmax。由于本矿井是采取抽出式通风且风井无提升任务时，因而取K=1.05；
一采：Qfmin=1.05Qrmin=1.05×69.5=72.98m3/s;
Qfmax=1.05Qrmax =1.05×73=76.65m3/s;
二采：Qfmin=1.05Qrmin=1.05×69.5=72.98m3/s;
Qfmax=1.05Qrmax =1.05×73=76.65m3/s;
其中：Qfmin 为通风容易困难时期总回风量，m3/s；
Qfmax 困难时期总回风量。
第三步：根据以上计算所得的四组数据，在同一台风机的特性曲线上进行选择，一采区和二采区都选用BD-8-NO（18-26）系列风机中的BDNO-22型通风机，其风量为55-133 m3/s，静压为1206-3317 Pa；其性能曲线见图 5-4BDNO-22 装置性能曲线。
5.4.3  主扇工况点
风机风压和风量的关系：
容易时期：hfsmin = Rfsmin× fsmin                                          （5-23）
困难时期：hfsmax = Rfsmax× fsmax                                          （5-24）
可知：一采区的实际工况点为：
容易时期：Rfsmin= hfsmin/  fsmin =1392.96/72.982= 0.262NS2/m8
困难时期：Rfsmax= hfsmax/ fsmax= 1683.81/76.652= 0.287NS2/m8
二采区的实际工况点为：
容易时期：Rfsmin= hfsmin/  fsmin =1313.8/72.982=0.247 NS2/m8
困难时期：Rfsmax= hfsmax/ fsmax= 1772.24/76.652=0.302NS2/m8
根据上述计算的风阻在风机的特性曲线图中坐通风机的风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。
 
图5-4 BDNO-22-740r/min 风机性能曲线

图5-5 BDNO-22-740r/min 风机性能曲线

5.4.5  选择电动机
根据最后选择风机的实际工况点（H、Q和 ）按下式计算所匹配电机的功率：
              （5-25）
             （5-26）
式中   —— 通风阻力最大（最小）时期所配电机功率，kW；
  —— 通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，m3/s;
 —— 风机实际最大（最小）工作风压，Pa；
 —— 通风机工作效率（用全压时为 ，用静压时为 ），%；
 —— 传动效率，直联传动时 =1，皮带传动时 =0.95～0.9，连轴传动时 =0.98；
 —— 电机容量备用系数， =1.1～1.2。
1.一采区风井风机配套电机功率
通风容易时期： 
                       =69.5×1446.86×1.1/1000×0.75×1
                       =147.48kw
通风困难时期： 
                       =73×1564.71×1.1/1000×0.75×1
                       =167.53 kw
2.二采区风井风机配套电机功率
通风容易时期： 
                       =69.5×1367.7×1.1/1000×0.75×1
                       =139.41 kw
通风困难时期： 
                       =73×1653.14×1.1/1000×0.75×1
                       =177.0 kw
3.选择电动机
根据实际情况，本矿井选用异步电动机，选用异步电动机时，当Nmmin/Nmmax 0.6时可选一台电机，功率为Nmmax；当Nmmin/Nmmax 0.6时选两台电机，后期电机功率为Nmax，前期电机功率按下式计算：
                  （5-27）
由一采区风机在通风容易时期和困难时期主扇的输出功率计算：
Nmmin/Nmmax=147.48/167.53=0.88>0.6
由二采区风机在通风容易时期和困难时期主扇的输出功率计算：
Nmmin/Nmmax=139.41/177.0=0.79>0.6
即一采区风机、二采区风机各选一台电机，即，
前期电机功率为：167.53 kw
后期电机功率为：177.0  kw
根据上述计算，本矿选取型号为YB355M2-8的电动机，转数为：740r/min，功率为250×2kw，一台工作,一台备用。
5.5 概算矿井通风费用
5.5.1 计算主扇运转耗电量
主要通风机的耗电量If（kW•h/a）用下式计算：
           （5-28）
式中   ——一年内最大与最小的主要通风机输入功率，kW；
           ——主要通风机电机效率，取0.9~0.95；
 ——变压器效率，取0.8；
 ——电线输电效率，取0.95；
 ——传动效率，直接传动取1，间接传动取0.95。
由上述条件得：
容易时期： 
            =（147.48+139.41）×365×24/2×0.9×0.8×0.95×1
            = 1837102.63Kw•h/a
困难时期：  
             =（167.53+177.0）×365×24/2×0.9×0.8×0.95×1
             =2206200.88 kW•h/a
5.5.2 吨煤通风电费计算
1.吨煤的耗电量E1（kW•h/t）
                                                             （5-29）
式中  E1——每吨煤的耗电量，kW•h/t;
       If——通风机的耗电量，kW•h/a;
       T——年产量，t/a。
本矿井设计产量2.4Mt，由上述得：
容易时期： 
= 1837102.63/2400000
= 0.77 kW•h/t
困难时期： 
= 2206200.88/2400000
= 0.92 kW•h/t
2.吨煤通风电费E2（元/t）
                     （5-30）
式中：D——工业用电电价，取0.9元/（kW•h）。
前期：  
=0.9×0.77
=0.693元/t
后期： 
=0.9×0.92
=0.828元/t
5.6 通风构筑物
5.6.1  通风构筑物
1.风门设置要求[14]
（1）每组风门不少于两道，入排风巷道之间需要设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道；
（2）风门能自动关闭；通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置；风门不能同时敞开（包括反风门）；
（3）门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°；
（4）风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m，严密不漏风；墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝；
（5）风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严；风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。
2.风门
在人员和车辆可以通行、风流不能通过的巷道中，至少要建立两道风门，间距要大于运输工具的长度，以便一道风门开启时，另一道风门是关闭的。
本矿井在回风上山、采区石门等地点设置了风门，具体位置和个数见附图1（峻德煤矿矿井通风系统图），附图2（峻德煤矿后期矿井通风系统立体示意图）。
3.风窗的个数和位置
本矿井在绞车房和变电所等地各设置了风窗，以调节各地区的风量。
风窗，风门面积可用如下公式进行计算：
                 （5-30）
式中：Q——通过风门、风窗面积，m3/s；
      S——风门、风窗所在巷道面积；
      hr——风门、风窗两面压差。
前期布置风窗数量为8个，后期布置风门数量也为8个。
5.6.2  主要通风机附属设备
1.风硐
风硐是矿井主要通风机和风井之间的联络巷道，因风硐内风量较大，风硐内外的压差也较大所以对风硐的设计和施工质量要求较高起技术要求是：
（1） 风硐断面应保证其内风速不大于15m2∕s；
（2） 风硐不宜过长，断面形状一圆形为最佳，内壁应光滑、拐弯要平缓，保持风硐内无堆积粉尘。风硐的通风阻力不超过100－200 Pa；
（3） 风硐与风井的连接处要平缓避免突然扩大和缩小；
（4） 风硐及风硐内的闸门等装置，结构要严密，一防止大量漏风。
2.防爆门
防爆门是防止瓦斯、煤尘爆炸时毁坏通风机的安全设施，《规程》规定：装有主要通风机或分区通风机的出风井口必须安装防爆门。防爆门的技术要求：
（1） 防爆门的面积不小于井口的面积；
（2） 防爆门必须正对出风井的风流方向，保证在井下发生爆炸时，高压气浪将其冲开；
（3） 防爆门的结构应坚固严密，水封槽中应经常保持足够的水位，以防漏风；
（4） 防爆门上要挂平衡捶配重。
3.扩散器
通风机出风口外接的一定长度、断面逐渐扩大的建筑物即为扩散器。其功能是将通风机出口的速压更多地转化为静压，以减少通风机出口的速压损失，提高通风机装置的静压。
4.反风措施
《规程》规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施。反风设施的技术要求：
（1）结构简单，坚固可靠；
（2）启动灵活，司机一个人可以操作反风；
（3）反风操作时间从下令反风开始，在10min内必须改变巷道中的风流方向；
（4）反风设备反风时供给的风量不应小于正常风量的40%。
当井下发火时，利用反风设备和设施改变火灾烟流方向，以使火源下风侧的人员处于火源的“上风侧”的新鲜风流中。具体措施为：风机反转反风，通过风机反转来完成，全矿井反风通过主要通风机即附属设施实现[15]。

结论
经过三个多月的时间我们终于完成了毕业设计，在这忙碌而又收获的日子里感觉最深刻的就是充实。
通过本设计使我进一步了解和掌握了采煤方法、通风安全、采煤工艺、岩石力学以及CAD制图等方面的知识。采矿专业的知识体系更新很是很快，还需要健全和完善。充分利用这段时间,通过学习来提升我们的自身素质，弥补大学四年来对专业知识的不足,努力向老师请教,同时也给自己创新的机会.
通过本设计掌握了绘制矿井的各种图纸，进行矿井的优化设计，这其中文字部分包括大量的计算、方案比较、能使设计更加的合理、完美。在设计中，我学到了很多的采矿专业知识，巩固我们的所学，所知，并且能够灵活的运用他们，也为我以后的工作打下良好的基础，同时也积累了一定量的经验。

致 谢 辞
转眼间，在大学的生活随着设计的完成也即将结束，我也将踏上新的征途，迎接新的挑战。蓦然回首我才发现，在大学度过的这几年时间，才是我人生最宝贵的财富。
历时近四个月的时间，在张老师的精心指导和系领导老师的耐心讲解下，我认真的完成了我的毕业设计。回想起这些天的设计学习生活，在过完繁忙和充实的毕业设计生活之后收获了许多喜悦，对自己专业知识的掌握更加的深刻。把以前上课所学的知识又重新的巩固一遍，把大学所学的所有科目都联系在一起，形成了系统的思想。通过这次的毕业设计，使得我对所学的专业知识有了一个升华，使我对矿井有了一个全面，系统的了解。 
在这里我要感谢我的母校给我提供了一个很宽松愉快的学习环境，让我在这个美丽的校园里愉快的度过了我的大学四年生活；还有我要衷心的感谢张锦鹏老师精心的指导，同时也要感谢孙建华、魏春荣、秦宪礼、张迎新等各位老师对我不明白之处认真细致的解说。还有我的同学们，也给予了我极大的帮助。在这里我要再一次的感谢所有帮助过我的老师和同学们。
这次设计的完成，也意味着我的大学生活即将结束。我大学的深造也就到此结束了，在大学的四年里我得到了老师的热心帮助和支持。从我的班主任到我的辅导员老师，他们都很关心我，在这里我也向他们表示由衷的敬意。
时光荏苒，光阴如梭，四年的大学生活马上就要结束了，回忆这美好的四年，真的有些不舍，有些眷恋。
最后，祝愿我的老师工作顺利、身体健康。希望我的同学工作顺心、步步高升。
沈宏亮
2009年6月8日

参考文献
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[7]倾斜煤层综采工作面设备防倒防滑措施. 赵新汶. 山东煤炭科技. 2006/06  
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[20] 范天吉.煤矿监测监控综合技术手册 第1卷.吉林电子出版社．2004

附录1 
煤形成环境及其与斯蒂芬期聚煤盆地的构造活动
Dennis L. Nielson Gamma
法国南部的塞文山脉煤盆地位于东南部法国山岳的中心，以前的研究主要针对于它的地层，岩石学，煤的化学成份，煤炭岩石学和地质构造。这项研究的目标将强调位于山脉之间的法国山岳的中心盆地在构造形式和煤炭形成晚期沉淀环境之间的关系, 在中国类似第三纪煤炭盆地形成，煤炭缝厚度和范围基本上由早期的构造活动控制。 
1.塞文山脉煤炭盆地区域性的结构
盆地北部的煤系露头厚度达到2500米。盆地南部的覆盖了一系列的中世纪地层.两个主要的断层中间夹有50 公里宽煤盆地。 
盆地被划分成西部(研究区域)和 一个东部次级盆地。 西部次级盆地在这项调查研究中被划分为三个部分，从北到南分别为：地堑，由于断层而形成的鄂图曼地垒和洛杉矶巨大的深谷地堑。 
本文重点研究位于塞文山脉盆地西北部的煤的特征和范围和碎屑物的范围，和他们的与早期的构造活动的关系。 
2.地层学结构
在斯蒂芬期的一系列盆地—沉积的顺序由岩屑组成的岩石决定，包括：砾岩或角砾岩，粗砂岩，粉砂岩，泥岩和煤缝合线。
沉积的序列从底部到顶部可以分为六个地层单位地层学的结构是除了边缘断层以外的各种不同沉淀的环境和他们的相互关系的分布范围的结果。盆地腹部断层例如： 断层也影响了个体的地理分布和不对称地堑的发育。大型的地堑和煤缝合线的范围，以及早期和后期的层序都与边缘和盆地腹部的断层有关。 重要煤层在序列的中间部分被集中。
3.塞文山脉煤盆地煤的层序
目前分析的煤的层序是以大量的地质区域钻芯和老的矿层补充日志为基础。从薄的部分观察和统计处理获得的沉积学数据来完成古地理学和史前环境的解释。有不充足的图解数据和地层学的起源的相互作用来归纳地层层序。
3.1  第一阶段：单位沉积物 
单位形成于在早期的次级盆地。主要冲积扇系统以洛杉矶巨大深谷地堑为中心。近扇形和中扇形的沉积由角砾岩聚结和粗砂岩控制，包含的片麻岩和石英的碎片最大直径达到40cm。近扇形和中扇形沉积主要集中在研究区域的西部，接近维勒福尔断层并进一步向东延伸。巨大的扇形由沙质和泥质的沉积物组成。除了接近佩特努断层，一些小扇形聚集物被沉积了下来，在东部盆地冲积扇发育不足，并且包括细颗粒的沉积，。在这个阶段期间， 佩特努断层和与西部边缘断层一起控制了各种沉积的范围。  
3.2  第二阶段：理查得单位的沉积物 
沉积还发生在洛杉矶巨大深谷地堑，并向东部和西部延伸。扇形的沉积延伸着西部的边缘延伸，又回到维勒福尔断层，以减少连续沉积物的区域和厚度。巨大的冲积扇，由沙质沉积物组成，在洛杉矶巨大深谷地堑东部和西部边缘发育并沿着NE-SE方向加宽了。在洛杉矶巨大深谷地堑的中心，沼泽在冲积扇平原前面位置开育，泥煤富集在沼泽的中央部分。泥煤富集区域下面覆盖了单位的厚实的冲积扇聚集物。对应的厚实煤层迅速地沿佩特努断层向东西方向分裂，并控制了煤炭富集区域的发育。 
3.3第三阶段：整个盆地的沉积
在这个阶段，沉积发生在整个盆地，反映了增加的范围和下陷的比例。沿着西部边缘到盆地的东部边缘冲积扇控制了南部的地堑，佩特努断层形成了巨大的扇形沉积。泥炭沼泽在扇形平原的前缘沉积下来。而泥炭的沉积物被暂时的分开，形成了一些侧面变化的薄煤层。一些小型的沼泽在扇形和昌普斯村之间发育，形成了非常薄的煤层，而巨大的扇形砂质沉积控制了北部的地堑北部盆地。
在拉维多地堑的北部，古地层成为冲积扇体系的标志层，沉积物暗示了出现在超级盆地西部的扇形沉积，而古河流的方向暗示了三角洲向中东部迁移，也暗示了东部边际碎屑的来源。砂质沉积物都出现在巨大三角洲的中部地区。沼泽在东部超级盆地的恰莫和昌普斯断层之间的冲积扇平原上广泛发育。在拉维多地堑的西部边际的保罗因断层非常活跃，从而形成了半地堑构造。
    在鄂图曼地垒，大颗粒的碎屑体也发育在西部，而且向东部逐渐变薄，在地垒的东部，沉积物和砂质沉积物形成了次级砂岩。
3.4  第四个阶段：巨大的波美单位沉积
在洛杉矶巨大的深谷地堑，冲积扇只发育在次级盆地的东北部分，碎屑物来源于东部，在特努和墨菲斯特断层之间，发育了广阔的河流沼泽体系，泥煤在洪水冲积平原被积累起来。形成了邻近和平行于活跃的墨菲斯特断层的煤炭富集区域。
在拉维多地堑，扇体被限制在北和西部，与先的阶段相比较扇体的范围和组成物的颗粒粒度都减小了。形成的大面积的沼泽代替了冲积扇平原中的扇形砂质沉积，从而形成了几个煤系地层。
在鄂图曼地垒，冲积扇也被限制在东西部地区，并沿着鄂图曼村发育。在东部的泥煤沼泽，发育了一些薄煤系地层。  
3.5  第五个阶段：陆明特单位的沉积物
洛杉矶巨大的深谷地堑冲积扇发育在东北部边缘，受到特努和墨菲斯特断层的构造控制，在扇体中主要由粗大的砂岩和碎石组成的，但没有大的鹅卵石。在地堑的中央，埋藏着两个大的富煤区域，周围是由分选良好的花岗质砂岩组成。沼泽和花岗质砂岩区域从西南向东北方向移动。在狭窄的墨菲斯特和帕鲁贝断层的凹陷区域，发育了一些煤系地层，每一层的平均厚度不到1米。在洛杉矶闻密得地堑，扇体的中心和附近区域主要分布在北部边缘，沿着构造运动形成的保罗因和帕鲁贝断层西部边际由扇体颗粒状含砂沉积和次级粗糙沉积物组成。泥炭沼泽发育在中心和东部地带，周围是黑色鱼鳞状含钙质或铁的油页岩浅湖沉积物。沿着湖的西岸发育了一个小的完整的三角洲体系。碎屑物来自洛杉矶保罗因地堑的西部边缘。沼泽沿着浅湖的冲积平原延伸，在那里形成了薄的煤系地层，一些小型的冲积扇沿着西部边缘发育。
3.6  第六个阶段：理查德单位的沉积物 
巨大的洛杉矶深谷地堑沉积只发生在昌普斯北部，而冲蚀发生在南部，小型的冲积扇沿着东北部的边缘发育，在其它的地区主要由粗糙的沉积物组成，与第五阶段相比，泥炭沼泽和煤富集区域向东北方向移动。拉维多地堑的西部上升，且没有沉积物形成。在第五阶段形成的三角形的湖变成狭长型区域并且由大颗粒的长石砂岩沉积形成。沿着西部边缘，一个被淹没的扇开三角洲被合并成一个中央湖。这个复合体大约有100米厚，并且表现为完全的反向分级的矿床。河岸由粗糙的岩石组成，在这个阶段期间，当保罗因断层的活动减少时，卡马斯断层的活动却非常频繁，从而形成了一个向东的急倾斜的和一个向西的缓慢倾斜的半分离的地堑构造，鄂图曼地垒主要是由分类良好的长石砂岩沉积形成。
在第六个阶段的结束时，文塞山脉盆地的西部和北部上升而且沉积结束了。 
4.塞文山脉盆地的构造活动
像其它的被断开的盆地一样，盆地腹部的强度和样式的变化程度以及塞文山脉盆地边缘断层影响和控制成煤环境。以洛杉矶巨大的深谷地堑北部的盆地做为的例子和基础来研究洛杉矶巨大的深谷地堑南部盆地的断层，我们谈论结构框架的演变， 盆地腹部的构造运动和它对沉积物变化特征及煤的形成的影响。
可以看到在中早期的斯蒂芬期，换言之，也就是在斯蒂芬期的第三沉积阶段和第四个盛大波美单位在盆地演变期间，在西部边缘的防水断层的剧烈运并且控制了粗糙碎屑体的空间分布。在东部的边缘没有断层发育。盆地的构造是一个半地堑形式，这个含有砂岩和聚集的粗糙的碎屑沉积物的南部断层发育。
这种粗糙的碎屑体呈透镜状，使断层加厚并且与维班克断层平行所以显然它受到断层的控制。这种大块的粗糙碎屑体由粗糙变为光滑，这种岩石从沉积的砂岩变成粗粉砂岩、泥岩和煤层。这个断层的北部断盘是由粗砂岩，粉砂岩，泥岩和煤层组成。在斯蒂芬期的中晚期，也就是第五个沉积阶段，扇体主要分布在变成了拉维多地堑的北部边缘，并且被保罗因和卡马斯断层贯穿。在这个时期，东部和西部的边缘断层控制着地层结构并形成了结构上对称的拉维多地堑。在斯蒂芬期的晚期，也就是第六个沉积阶段，由粗糙的沉积物形成的扇形三角洲的圆形突出部分在卡马斯断层和斯诺丁断层区域有良好的发育,古老河流方向暗示了扇形三角洲的叶部来源于东部，在这个阶段，卡马斯断层北部边缘构造运动剧烈，而保罗因断层西部的构造运动缓慢，从而使拉维多地堑东部下滑，西部剧烈下滑的半地堑。
5.结论 
在上文中对斯蒂芬期煤炭盆地的详细的结构和沉积地层的研究解释了盆地的环境演变并且叙述了煤炭的形成过程。在斯蒂芬期塞文山脉盆地的东北部地区，泥煤沼泽形成了在冲积扇系统的末端部分，并被限制在与边缘断层有关的盆地边缘。
由于剧烈的盆地外的构造运动导致了轻微的下陷和后来碎屑物的快速的填充，泥煤发展和不保护开采是罕见的。构造运动的暂时停止能使泥炭发育，并能使沉积物广泛的覆盖河系。 
在洛杉矶巨大的深谷地堑，煤炭形成环境经历了从早期和晚期的斯蒂芬期阶段沼泽冲积扇系统到进入中期的沼泽冲积湖上的系统阶段，连接与对应盆地发展和消失的三个构造阶段的演变。 
煤炭沼泽范围转变，富集煤炭区域和冲积层是由盆地腹部和边缘断层控制的。冲积扇聚成团身体发行和极限准许容易地重建少量的缺点的活动和提高来源地区。
另一方面，碎屑物和沉积的有机物之间线性和严格的限制暗示了盆地腹部断层活动的改造。从沉积特征推断的构造的说明与以构造分析为基础的构造演变是一致的，并且通过盆地的空间和时间推断的古应力场和他变化。

附录2
Coal forming environments and their relationship to tectonic activity in the Cevennes Stephanian coal basin
Dennis L. Nielson Gamma
The Stephanian C6vennes coal basin is located in the southeastern part of the French Massif centra1．Previous 
studies focused on its stratigraphy，sedimentary petrology，coal chemistry ， coal petrology and structural geology.
 The aim of this study is to highlight the relationships between the tectonic patterns and the sedimentary environments of coal formations in the late Hercynian interm ontane basins of the Massif central in France , resemble the Tertiary coal basins in China where the occurrence, distribution and the thickness of the coal seams are essentially controlled by early tectonic activity． 
1.Regional framework of Cevennes coal basin 
The coal measures are up to 2500 m thick and outcrop in the northern part of the basin．Mesozoic strata cover the stephanian series in the southern basin．The two main faults Villefort and Crvennes borde the 50km2 wide coal basin．The basin is divided into a western (study area)and an eastern subbasins．The western subbasin was investigated in this study is divided with three areas，respectively from north to south：La Vernarede graben， Portes horst and La Grand—Combe graben，by the Paulin and Chamarit faults．
This paper focuses on the characteristics and distribution of the coal and clastics distribution in the north—western part of the Crvennes coal basin，their palaeoenVimnmentale setting and their relationships with the early tectonic activity． 
2.Stratigraphic famework 
The Stephanian series of the basin—fill sequence are dominated by detrital rocks including conglomerates or breccias，coarse and fine grained sandstones，sihstones，mudstones and coal seams The depositional sequence canbe divided into six lithostratigraphic units from bottom to top ：① Strriles inf．de La ForSt unit；② Ricard unit； ③ Strriles sup．de La Foret unit； ④ Grand—Baume unit； ⑤ Luminieres unit；⑥ Champclauson unit．The stratigraphic framework is a result of the distribution of various depositional environments and their mutual relationships  Besides the marginal faults，intrabasinal faults such as the Peyraube fault and Malperthus fault also controlled the distribution of units，and the development of asymmetric graben．Th at the distribution of the coarse—grained bodies an d coal seams，in both the lower and the upper parts of the sequence are related to the marginal and intrabasinal faulting．The important mineable coal seams are concentrated in the middle part of the sequence． 
3.Coal bearing sequences in the Cevennes basin 
The analysis of coal bearing sequences presented here is based on a large amount of geologiical field sections  drill cores and well logs complemented by sections in ancient mining galeries．The paleogeographical and paleoen vironmental interpretations were performed using farther inform ation derived from thin section observations and statistical processing of sedimentological data．Correlations within the basin are discussed using poor biostrati graphical data and genetic stratigraphy induced sequences.
3．1  The first stage：deposition of the Strriles inf．de la Foret unit 
The Strriles inf．de la Forget unit form ed at the beginning of the opening of the sub-basin．Mainly alluvial fan systems started at the center of the La Grand-Combe graben．The near-fan and middle-fan deposits are dominated by breccias，conglomerates and coarse—grained sandstones，containing gneiss and quartz fragments with a max．diameter up to 40 cm．Near-and middle—fan mainly developed in the west part of the study area，close to the marginal Villefort fault and advanced eastward．The far-fan was dominated by sandy and muddy sediments．In the eastern basin alluvial fans are poorly developed，and consist of fine—grained sediments，except close to the Peyraube fault where some small fan conglomerate bodies were deposited．During this stage，the Peyraube fault and together with the western marginal faults，controlled the distribution of the various sediments． 
3．2  The second stage：deposition of the Ricard unit 
The deposition still occurred in the La Grand-Combe graben，but extended both towards eastwards and west-mentward．The fan conglomerate，well-developed along the western margin，drew back to the Villefort fault，with decreasing of both deposition area and thickness of the series．The far—fan，composed of sandy sediments，developed at the eastern and western margins of the La Grand-Combe graben and widened along a NE—SE direction．In the central part of La Grand-Combe graben，swamps developed in fore—fan plain position，with peat enrichment in the central part of the swamp．The peat enrichment zone is just covering the underlying extra-thick fan-conglomerate of the Strriles inf．de la Foret unit．The corresponding thick coal seams thin rapidly an d pinch out both eastwards and westwards and also split westwards，along the Peyraube fault, which controlled the development of the coal enrichment zone． 
3．3  The third stage：deposition of the Strriles sup 
During this stage，deposition occurred throughout the whole basin，reflecting the increased extent and rate of subsidence．Alluvial fans dominated in the southern La Grand-Combe graben，from the western bo rder and along the eastern margin of the basin，where large fan conglomerates were controlled by the Peyraube fault．Peat swamps settled in the forefan plain．The accumulation of peat，however，was episodically interrupted，resulting in the formation of several thin coal seams with lateral variations in thickness．Some short•lived swamps developed between fans to the south of Champclauson Village，in which very thin coal seams and streaks formed ，while wide-spread deposition of farfan sandy sediments dominated the northern basin of La Grand-Combe graben． 
To the north in the La Vernarede graben，distinct lithostratigraphic units are recognizable as part of alluvial fan systems．Breccias and conglomerates indicate the near—and middle-fan facies occur in the western part of the sub- basin．The paleocurrent directions indicate that the fans moved towards the central and eastern parts，implying a source of clastics in the western margin．Sandy sediments are representative of the far-fan central part．Swamps developed acrl0ss alluvial fan plains between the Comas and Chamafit faults in the eastern sub-basin．The great number 0f thin coal seams interbedded with clastic bands and pinching out laterally is significant of rapid variations in depositional environment．The Paulin fault at the western margin was active in the La Vemarede graben，and controlled the spatial distribution of coarse．grmned clastic bodies．The Com as fault at the eastern margin is much less active．1eading to a semi．graben structure.
In the Portes horst,Cofirse-grained clastic bodies also developed in the westem part，and thined eastwards．To the east of Portes village．conglomerates and sandy conglomerates dominated with subordinate sandstones．
3．4 The fourth stage：deposition of the Grand-Baume unit
In the La Grand-Combe grabent the alluvial fans are confined to the northeastern part of the sub-basin，with clastics originating from the east.Between the Thrrond and Malperthus faults, extensive river／swamp systems developed．Peat mainly accumulated in alluvial flood plains．The coal enrichment zones formed close to and parallel to the active Malperthus fault．
In the La Vemarede graben，the fan bodies are confined to the northern and western parts，while their extent and the grain size of their constituent were reduced，in comparision with the preceding stage． Widely developed swamps mainly replaced far-fan sandy sediments over the alluvial fan plains，leading to a few mineable coal seams． 
In the Portes horst，alluvial fan bodies are also confined to the northwestem part，and far-fans developed close to the Portes village．In the peat swamps to the east，some minor thin seams developed． 
3．5  The fifth stage：deposition of the Luminieres unit 
In the La Grand-Combe graben alluvial fan bodies，tectonically controlled by the Th6rond and the Malperthus faults，developed at the northeastem margin. Conglomerates and gravelly coarse-grained sandstones without large pebbles are dominant in these bodies．In the central part of the graben，swamps with two coal enrichment zones are dominant，surrounded by well sorted arkoses．The swamp and arkose areas(① and② in moved from the southwest to the northeast．In the narrow trough between the Malperthus and Peyraube faults， several mineable coal seams developed．each having an average thickness of less than 1 m． In the La Vemarede graben，near and middle fan bodies are mainly distributed at the northern margin，along the tectonically active Paulin and Com as faults．The western margin was dominated by far—fan fine-grained sandy sediments，with subordinate coarse sediments．Peat swamps developed in the central and eastem parts，enclosing shallow lacustrine black oil shales with fish fragments and calcareous or ferruginous concretions．Along the western shore of the lake a small but complete delta system developed．Clastics originated from the western margin of the La Vemariede graben．Swamps spread over the alluvial plain in a shallow lake，in which poor minable coal seams formed.
The western margin of the Portes horst was uplifted and emerged，while sandy sedimentation dominated in the central part，and wide swamps in the eastern part，leading to the formation of several thin mineable coal seams． Small alluvial fan groups grew along the eastern margin． 
3．6  The sixth stage：deposition of the Ricard unit 
In the La Grand-Combe graben deposition occurred only north to Champclauson．While erosion took place to the south．Small alluvial fans developed along the northeastern margin，and fine grained sediments dominated the other depositional regions．Compared with the fifth stage，peatswamps and coal enrichment zones shifted towards the northeast． 
The western part of the La Vemarede graben uplifted and no deposits form ed．The triangular shape of the lake formed in the fifth stage changed into an elongated area in which fine-grained arkoses were deposited．Along the western margin，a submerged fan-delta complex prograded into the central lake．This complex is about 100 m thick，and shows a complete reverse-graded bedding．Th e coarser part is composed of coarse．grained sandstones，gravel-bearing coarse-grained sandstones and rounded conglomerates． During this stage，Comas fault was very active while along the Paulin fault activity decreased，resulting in a semi-graben structure，with a steep eastward slope and a gentle westward slope .Well-sorted arkose deposition dominated in the Portes horst．  
At the end of the sixth stage，the north-western part of the Crvennes basin uplifted and Stephanian deposition ended 
4.Tectonic activity of C6vennes basin 
As in other faulted basin．the variations in the intensity and style of the intrabasinal and marginal faults of the Crvennes basin influenced and controlled the coa1．forming envomments. Taking the La Vemarede graben in the northern basin as an example and based on the study of faults in the La Grand-Combe graben in the southern basin，farther we discuss the evolution of structural framework，the activity of the intrabasin faults and their iniluence on the sedimentary regime and formation of coa1． 
It can be seen that during early-middle Stephanian the third deposition stage of the Stieriles sup．de La Foret unit and the fourth deposition stage of the Grand-Baume unit during basin evolution，the Paulin fault at the western margin moved intensely and controlled the spatial distribution of the coarse clastic bodies． At the eastern margin no fault was developed．The structural framework of the basin is a half-graben pattern，with W erbrouck fault having a strike of N125。．dip of N35。and dip angle of about 80。．In the south wall of this fault coarse clastic sediments consisting of sandstone and conglomerate developed．This coarse clastic body shows a lenticular shape thickening towards this fault and runs horizontally parallel to the Werbrouck fault，so clearly it was controlled by the fault．The grain size of this coarse calstic body changed from coarse to fine towards the south，and its rocks from conglomates，sandstones to fine•grained sihstone，mudstone and coal seams．The north wall of this fauh is composed of fine-grained sandstone，sihstone，mudstone and coal seams．
At the end of middle Stephanian and during late Stephanian，i．e．the fifth deposition stage of the Luminieres unit，the near．and middle．fan bodies were distributed on the northern margin of the La Vemarede graben，where the Paulin fault and the Comas fault intersected．During this stage，both east and west marginal faults controlled the stratigraphic framework and resulted in the nearly symmetrical structural framework in the La Vemarede graben．
At the end of Stephanian ，i． e．the sixth deposition of the Champclauson unit，fan-delta lobes constructed by coarse sediments were well developed at the region where the Comas fault and the The rond fault．The paleocurrent directions indicate that the fan-delta lobe came from the east．During this stage，the eastern marginal Comas fault moved intensely and the western Paulin fault consumed，resulting in the transform ation of the stmctural framework of the La Vemarede graben into half-graben with a faulted east slope and a overlying west slope． 
5.Conclusions 
The detailed structural and sedimentological study of the Stephanian Cevennes coal basin revealed the environmental evolution of the basin and placed the coal forming processes in this context．In the northeastern domain of the Stephanian Cevennes basin，peat swamps developed over the distal part of alluvial fan systems，confined to the basin border in relation to margin faults．Because of relatively intense extra-and-intrabasinal tectonic movements inducing differential subsidence and subsequent rapid clastic supply，peat development and lbreservation were rare．Temporary cessation of the tectonic activity enabled peat development and accumulation over widely spread river systems． 
In the La Grand-Combe graben，coal-forming environments underwent an evolution from swamps over alluvial fan systems in the early and late Stephanian stages to swamps over alluvial-lacustrine systems in the middle stage，linked to corresponding three tectonic stages of the basin development and extinction． 
The distribution and shifting of peat swamps，coal enrichment zones and alluvial deposits were controlled by intrabasinal and marginal faults．The distribution and limits of alluvial fan conglomerate bodies allow to reconstruct easily both the activity of the marginal faults and uplifting of the source regions．On the other hand，reconstruction of intrabasinal fault motion is suggested from the linear and sharp limit between clastic and organic deposits．The tectonic interpretations inferred from depositional characteristics are consistent with structural evolution based on tectonic analyses and the inferred paleo-stress fields and their variations through the basin in space and time．

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