煤矿消防完整版-大学毕业设计论文

摘要矿井通风设计在整个矿井的设计内容中占有重要的地位，是保证井下安全生产和矿工生命安全的重要环节。矿井通风的主要任务是向井下持续输送新鲜空气，稀释并排除多种对人体有害的气体，为井下提供安全舒适的工作环境。此次设计根据煤矿煤田地质条件，当地气候条件，可采煤层构造等情况，设计最有利的通风系统，以最实用，可靠的方式向井下各工作地点提供新鲜稳定的风流，从而保证井下工作人员的身体健康和工作安全。本设计根据的是大同鹊山精煤有限责任公司，可开采侏罗系大同组3、4、7、8、11、12、14号煤层，井田面积10.9214km2，生产规模为110万吨/年。矿井采用3个井筒开拓，主斜井、副斜井和风井。矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风，矿井在容易时期和困难时期负压分别为931.01Pa和1331.50Pa。在风井口配备两台2K60型矿用防爆轴流式通风机两台，一台运转，一台备用，总回风量为68m3/s，选择Y-315L1-2电机，功率为160kw。关键词：矿井开拓；矿井通风设计；通风机

ABSTRACTMineventilationdesigninthedesignofthewholeminecontentoccupiesanimportantposition,istoensureminesafetyproductionandanimportantpartoftheminer'slifesafety.Toundergroundmineventilationisthemaintaskofthecontinuousconveyingfreshair,dilutionandruledoutavarietyofharmfulgas,forundergroundtoprovideasafeandcomfortableworkingenvironment.Thisdesignaccordingtothecoalminecoalfieldgeologicalconditions,thelocalclimateconditions,minableseamstructure,etc.,designthebestventilationsystem,inthemostpracticalandreliablemethodtominetheworksitetoprovidefreshandstablewindflow,soastoensurethehealthofundergroundworkersandjobsecurity.Thedesignonthebasisofdatongqueshanplantco.,LTD.,isrecoverableJurassicdatonggroup3,4,7,8,11,12,14#coalseam,miningfieldareaof10.9214km2andtheproductionscaleof1.1milliontons/year.Mineadoptsthreeshaft,themainslope,slopeandwindwell.Mineadoptscentralsuchventilationmethod,drawer-typeventilation,mineineasyanddifficulttimeduringtheperiodofnegativepressureofPaPa931.01and931.01respectively.Inwindwellequippedwithtwotype2k60mineexplosion-proofaxialflowfantwo,afunctioning,abackup,totalairvolumeof68m3/sback,choosel1Y-315-2motors,powerof160kw.Keywords:minedevelopment;Mineventilationdesign;Theventilator

目录TOC\o"1-3"\h\u121991矿井概况及井田地质特征 117271.1矿区概述 191361.1.1井田位置及交通条件 1267181.1.2自然地理 13231.1.3矿井生产建设情况 454901.1.4周边矿井情况 4167051.2煤系地层情况 6138111.2.1井田地质特征 671481.2.2煤层及煤质 6226601.2.3顶底板状况 10264011.2.4矿井瓦斯含量 12323271.2.5矿井煤尘 13325901.2.6煤的自燃倾向性 13149761.3井田储量 14227911.3.1井田面积 14113371.3.2井田储量计算 1421621.3.3服务年限 1427812井田开拓设计 15135342.1开拓方式的选择 153252.1.1开拓方式的分类 15251512.1.2开拓方式的选择 16154742.2井筒的特征 1618982.2.1井筒坐标 16263662.2.2井筒的数量、净断面积、用途 16243842.3大巷情况 17266722.4井底车场 1751652.4.1井底车场组成 17102362.4.2井底车场主要硐室 1783593采区布置及开采方法设计 19266393.1采区布置 19216443.1.1水平划分 195513.1.2采区划分 19119223.1.3采区巷道布置 1977533.1.4开采顺序与接替 19292303.1.5首采面位置及布置 20183253.2采煤方法 20259983.2.1采煤工作面的布置 20155593.2.2采煤工作面运输和回风顺槽 20165493.2.3采区煤炭运输、辅助运输、通风及防尘系统 214173.2.4工作面长度及采高 21238973.2.5采煤工作面设备选择 2284083.2.6工作面采量核定 24313124矿井通风设计 25190054.1通风系统 25115014.1.1矿井通风方式 2559294.1.2矿井通风方法 26175354.2矿井总风量计算及分配 26203614.2.1配分标准 26122174.2.2井下工作面人数及瓦斯涌出量 2671544.2.3井下各用风地点风量计算 27160894.2.4矿井风量分配 30137324.3通风网络图的编制 31123384.4矿井通风阻力的计算 32275014.5矿井主要通风机的选择 3686994.5.1矿井通风设备的要求 36191374.5.2主要通风机的选择 3670504.5.3主要通风机的电动机选择 3830348参考文献 4012642致谢 41

1矿井概况及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1井田位置及交通条件该矿位于大同煤田西北部、大同煤田侏罗系含煤地层剥蚀边界线附近，大同市左云县鹊儿山镇石墙框村、鹊儿山村、小破堡村及其以东一带，行政隶属左云县鹊儿山镇管辖，其地理坐标为：东经：112º48′50″~112º49′18″北纬：40º05′40″~40º08′24″井田东距大同市28km，西距左云县城22km，南距新高山煤炭集运站3km，本矿有运煤铁路专用线，左云县至大同市的公路沿十里河从井田南部通过，京包、北同蒲、大秦铁路线交汇于大同市铁路枢纽,井田交通便利。1.1.2自然地理表1—1矿井自然地理情况地形地貌特征本井田位于大同煤田西北部，为黄土丘陵区，井田内大部分为黄土覆盖，植被稀少，地形切割强烈，冲沟发育，沟内常年干涸无水，总体地势呈东北高西南低趋势，十里河从井田南部通过，支沟呈羽状分布。井田内最高点位于北部，标高1340m，最低点位于十里河河床1195m，最大相对高差145m。水文本区属海河流域，永定河水系，桑干河支系。井田内最大的河流为十里河，由西向东从井田南部通过，河床宽500-700m，河床最低标高1195m，十里河发源于井田西部左云县曹家堡一带，经左云县城进入大同平原，汇入御河，注入桑干河，河流全长89.3km，流域面积1304km2，上游河床宽约50m，中游宽约200-900m，下游宽达600m，坡度1-2‰，一般流量0.5-2.0m3/s，据观音堂水文站资料最大洪峰流量为2020m3/s（1967）。近几年，河流时有干枯；鹊儿山沟，位于井田西部，河床宽50-150m，河底标高约1205-1225m，流经小破堡、鹊儿山、石墙匡村等村庄，为季节性河流；井田共发育有冲沟9条，呈树枝状展布，流向鹊儿山河，平时干涸无水，雨季有短暂水溪。气象本区属黄土高原地带，半干旱大陆性季风气候，冬季严寒，夏季炎热，气候干燥，风沙严重，根据大同气象台及左云县气象台资料分述如下：①气温以年温差与日温差大为特点，年平均气温为5.1℃，极端最高温度在39.9℃，极端最底温度在-35℃。最冷月为1月，平均温度-14℃；最高气温月为7月，平均温度22℃。年最高最低温差可达60℃以上，一般日温差20℃。②降水量年降水量分配极不均匀，暴雨强度大，多集中在7、8、9三个月，约占年降水量的80%，年最大降水量为628.3mm，年最小降水量为259.3mm，最大日降水量为79.90mm，年平均降水量为389.43mm。③蒸发量全年日照时间为2880-3140h，平均为3011.4h。历年来蒸发量大大超过降水量，一般蒸发量为降水量的4-5倍，年蒸发量在1885.1-2386.3mm之间。④风大同地区一向以风沙多而著称，西北风几乎贯穿全年，多集中于冬春季节，年平均风速为3.2m/s，最大风速可达17m/s。⑤湿度历年平均相对湿度53%，最大相对湿度100%，最小相对湿度为0。⑥冻土历年冻土月份为11月至第二年4月，最大冻土深度1610mm。⑦最大积雪深度：历年积雪时间为11月份至第二年3月份，最大年积雪深度为1996年3月23日，积雪深度为9cm。⑧年霜冻期：历年年霜冻期为177-218天，一般为每年的9月至翌年的4月。⑨年结冰期：历年年结冰期为177-209天，一般为每年的10月至翌年的4月。1.1.3矿井生产建设情况大同鹊山精煤有限责任公司（原名左云县鹊儿山煤矿）在1958年前由社队开采，年产量3万吨，1958年后转为县营矿井。1964年进行改扩建，1968年建成投产，1969年达到5万吨设计能力，1974年该矿生产原煤13.6万吨，为设计能力的2.7倍。1980年根据省计委晋计煤基字（1980）第201号文和山西地方煤管局晋地煤基字（1980）第160号文件精神扩建为年产30万吨矿井，1982年建成投产，1983年生产原煤28万吨/年。1984年第三次改扩建，被列为山西省地方煤矿六十个重点改扩建矿井之一，经山西省计委以晋计基燃字（1984）第265号文批复，将扩建为生产能力60万吨/年的矿井，并委托沈阳煤矿设计院进行初步设计，此后的生产规模日益扩大，在上世纪90年代中期产量达到90万吨，2003年山西省煤炭工业局晋煤规发[2003]686号《关于2003年全省国有煤矿矿井、选煤厂生产能力核定的批复》核定本矿2003年生产能力为110万吨/年，2008年核实的煤炭生产许可证载明本矿生产能力为110万吨/年。1.1.4周边矿井情况矿井四邻：矿井东与大同煤矿集团四台沟煤矿相邻，南与大同煤矿集团燕子山煤矿相接，西与山煤集团左云草垛沟煤业有限公司相连，北界基本为侏罗系剥蚀边界eq\o\ac(○,1)大同煤矿集团有限责任公司四台矿四台矿为国有企业，采矿许可证号1000000220032，隶属大同煤矿集团有限责任公司，批准开采侏罗系大同组所有煤层，生产规模500万吨/年，井田面积65.4584km2。该矿井为生产矿井，采用斜井—竖井联合开拓，采煤方法为综合机械化开采方法，实际生产能力500万吨/年，现在本井田东部生产，对本矿生产无影响。eq\o\ac(○,2)大同煤矿集团有限责任公司燕子山矿燕子山矿为国有企业，采矿许可证号100000220032，隶属大同煤矿集团有限责任公司，批采开采侏罗系大同组所有煤层，生产规模400万吨/年，井田面积55.2936km2，该矿井为生产矿井，采用斜井—竖井联合开拓，采煤方法为综合机械化开采方法，实际生产能力450万吨/年，现在井田南部十里河以南开采，对本矿生产无影响。eq\o\ac(○,3)山煤集团左云草垛沟煤业有限公司为2009年兼并重组整合煤炭企业，经济类型为有限责任公司，批准开采侏罗系大同组5、8、11、14号煤层，生产规模60万吨/年，井田面积10.1028km2,该矿井现为整合基建矿井，采用斜井开拓，综合机械化采煤。对本矿生产无影响。该公司兼并重组整合的原矿井为左云县管家堡乡曹家沟煤矿、左云县鹊儿山镇小西沟煤矿和左云县鹊儿山镇小西沟二号井煤矿，见图1-3及表1-6。a原左云县管家堡乡曹家沟煤矿曹家沟煤矿采矿许可证号1400000020703，经济类型为集体企业，井田面积1.3805km2，批准开采侏罗系大同组11、14号煤层，生产规模21万吨/年，采用斜井开拓，房柱式采煤方法，开采11、14号煤层，未发现越层越界开采现象，有积水、有积气，为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤的自燃等级Ⅰ类，为容易自燃煤层，2009年12月参与兼并重组整合关闭。b原左云县小西沟煤矿小西沟煤矿采矿许可证号1400000731200，经济类型为国有企业，井田面积1.3603km2，批准开采侏罗系大同组11号煤层，生产规模9万吨/年，采用斜井开拓，房柱式采煤方法开采11号煤层，未发现越层越界开采现象，有积水、有积气，为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤的自燃等级Ⅰ类，为容易自燃煤层，2009年12月参与兼并重组整合关闭。c原左云县鹊儿山镇小西沟二号井煤矿小西沟二号井煤矿采矿许可证号1400000721199，经济类型为集体企业，井田面积0.3105km2，批准开采侏罗系大同组8、11号煤层，生产规模为9万吨/年，采用斜井开拓，房柱式采煤方法，开采8、11号煤层，未发现越层越界开采现象，有积水、有积气，为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤的自燃等级Ⅰ类，为容易自燃煤层，2009年12月参与兼并重组整合关闭。1.2煤系地层情况1.2.1井田地质特征井田位于大同煤田的西北部，大同矿区西北部，属黄土半掩盖区，基岩仅出露于沟谷两测。揭露地层由老到新为：寒武系中统徐庄组、石炭系中统本溪组、侏罗系下统永定庄组、中统大同组、云岗组、白垩系下统左云组、第四系中、上更新统和全新统.本井田内含煤地层为侏罗系中统大同组(J2d)。大同组共含煤13层。以11-3、7号煤层顶可将大同组分为下、中、上三部分，也即三个旋回。本井田位于大同煤田的北部，大同向斜北西翼。井田内总体地层走向NE，倾向SE，倾角2°-6°，井田内以次一级构造褶曲为主，由一系列倾角不大的背斜、向斜组成。各背、向斜两翼对称，倾角2°-6°。井田内断层不多，断距不大在开采11-3、14号煤层时普遍存在古河流冲刷现象。冲刷层为砂砾岩、粗粒砂岩，冲刷的深度、宽度、长度均不同。如11-3号煤层北二盘区11806工作面，由于冲刷，使11-3号煤层出现了150m×100m范围内无煤区。在14号煤层也发育有冲刷现象，这些冲刷使煤层局部变薄，给开采造成了很大的影响。井田内未发现有岩浆岩侵入。综上所述井田地质构造复杂程度为简单类型1.2.2煤层及煤质本井田大同组含煤地层平均厚182.40m。共含2-2、2-3、3、4、5、7、8、9、11-3、12、13、14、15号等13层煤，煤层总厚14.80m，含煤系数为8.1%。其中可采煤层7层，即3、4、7、8、11-3、12、14号，可采煤层总厚12.82m，含煤系数7%，采矿许可证批准开采3、4、7、8、11、12、14号煤层，和井田内开采煤层一致，井田内3、4号煤层基本采空，7、8、号煤层大部采空，11-3、（勘探区为11号煤层的分叉煤层）、12、14号煤层均有开采，现主要开采11-3、12、14号煤层。各主要可采煤层以弱玻璃光泽较多，油脂-沥青光泽较少。阶梯状或参差状断口，条带状结构，含有菱铁质结核，内生裂隙较发育，填充碳酸盐类矿物，节理发育中等，下部煤层可见黄铁矿结核。宏观煤岩成分以亮煤为主，其次为暗煤，镜煤呈细条带或线理状分布。宏观煤岩类型以半亮型煤为主，光亮型和半暗型煤为辅。显微煤岩有机组成，镜质组+半镜质组占50-70%，一般60%左右；丝质组一般在35-45%，稳定组在5%以下。无机组成主要是粘土类矿物。上部煤层硫化铁类矿物含量很少，下部11-3、12、14煤层的含量较高平均在1.5%左右。3号煤层：水分（Mad）原煤4.44%-9.01%，平均6.95%，浮煤8.93%，为特低-中等水分。灰分（Ad）原煤12.83%-28.11%，平均21.24%，浮煤7.55%，为低灰-中灰煤。挥发分（Vdaf）原煤30.38%-35.21%，平均32.08%，浮煤32.58%，为中高挥发分煤。硫分（St,d）原煤0.62%，浮煤0.30%，为低硫分煤。发热量（Qgr,v,d）原煤24.71MJ/kg-25.24MJ/kg，平均24.93MJ/kg，为中热值煤。胶质层厚度（y）：0mm。4号煤层：水分（Mad）原煤4.88%-7.05%，平均5.86%，浮煤6.92-7.20%，平均7.06%，为低水分。灰分（Ad）原煤4.99%-19.49%，平均10.90%，浮煤2.59%-6.74%，平均7.06%，为特低灰煤。挥发分（Vdaf）原煤26.21%-39.74%，平均33.55%，浮煤35.91%-36.13%，平均36.02%，为中高挥发分煤。硫分（St,d）原煤0.48%-0.99%，平均0.77%，浮煤0.20%-0.29%，平均0.25%，特低硫-中硫分煤。发热量（Qgr,v,d）原煤25.53MJ/kg-31.34MJ/kg，平均27.91MJ/kg，为高热值－特高热值煤。胶质层厚度（y）：0mm。7号煤层：水分（Mad）原煤3.05%-8.45%，平均6.30%，浮煤8.05%，为特低-中等水分。灰分（Ad）原煤8.92%-21.50%，平均14.69%，浮煤5.13%，为特低灰-中灰煤。挥发分（Vdaf）原煤21.76%-37.96%，平均32.29%，浮煤32.98%，为中等挥发分－高挥发分煤。硫分（St,d）原煤0.43%-0.72%，平均0.58%，浮煤0.26%，为特低硫－低硫分煤。发热量（Qgr,v,d）原煤22.14MJ/kg-28.12MJ/kg，平均25.65MJ/kg，为低热值－高热值煤。胶质层厚度（y）：0mm。8号煤层：水分（Mad）原煤4.31%-7.19%，平均5.36%，为特低-低水分。灰分（Ad）原煤5.13%-30.23%，平均12.37%，为特低灰-高灰煤。挥发分（Vdaf）原煤24.19%-29.40%，平均26.57%，为中等挥发分-中高挥发分煤。硫分（St,d）原煤0.63%，为低硫分煤。发热量（Qgr,v,d）原煤20.47MJ/kg-28.75MJ/kg，平均26.26MJ/kg，为低热值-高热值煤。胶质层厚度（y）：0mm。11-3号煤层：水分（Mad）原煤3.23%-11.06%，平均6.12%，浮煤5.36%-7.54%，平均6.45%，为特低－中等水分。灰分（Ad）原煤5.12%-31.31%，平均13.14%，浮煤3.74%-5.50%，平均4.62%，为特低灰－高灰煤。挥发分（Vdaf）原煤26.14%-32.44%，平均29.06%，浮煤27.17%-30.95%，平均29.06%，为中等挥发分－中高挥发分煤。硫分（St,d）原煤0.30%-3.85%，平均1.46%，浮煤0.32%-0.33%，平均0.33%，为特低硫-高硫分煤。发热量（Qgr,v,d）原煤20.26MJ/kg-30.36MJ/kg，平均26.10MJ/kg，为低热值－特高热值煤。胶质层厚度（y）：0mm。14号煤层：水分（Mad）原煤3.12%-8.17%，平均5.56%，浮煤4.44-6.96%，平均5.70%，为特低－中等水分。灰分（Ad）原煤7.80%-28.23%，平均17.65%，浮煤3.66%-3.71%，平均3.59%，为特低灰－中灰煤。挥发分（Vdaf）原煤26.22%-35.50%，平均30.83%，浮煤29.89%-36.29%，平均33.09%，为中等挥发分－中高挥发分煤。硫分（St,d）原煤1.76%-3.01%，平均2.42%，浮煤0.60%-0.75%，平均0.68%，为中高硫－高硫分煤。发热量（Qgr,v,d）原煤19.88MJ/kg-28.12MJ/kg，平均25.09MJ/kg，为低热值－高热值煤。胶质层厚度（y）：0mm。煤灰成分及灰熔融性：在此仅有4号煤层测试资料，煤灰成分以SiO2为主，含量58.50%，Al2O3含量为18.72%，Fe2O3含量较高为12.11%，其它氧化物含量较低。煤灰熔融性测定的软化温度低于1250C°，属于较低软化温度灰。有害元素：4号煤磷含量测定结果≤0.001%，为特低磷煤。1.2.3顶底板状况表1—2各层煤层顶底板状况煤层顶板伪顶老顶底板3号煤层：以伪顶为主，老顶次之除鹊12、台15钻孔为老顶外，其它均为伪顶，岩性为炭质泥岩，厚度0.20-0.50m，稳定性差分布在鹊12、台15两钻孔附近，岩性为中砂岩、粉砂岩，厚度分别为10.10m、8.50m砂质泥岩、粉砂岩4号煤层分布较稳定，岩性为粉砂岩、粉细砂岩互层，厚度1.90-8.31m，岩石致密坚硬，稳定性好仅云410号孔为厚度0.27m的炭质泥岩细砂岩、砂质泥岩，致密坚硬，属老底7号煤层老顶为主，直接顶次之分布在鹊9、鹊11、鹊12号孔，厚度1.70-6.00m，均为单层结构，岩性粉砂岩，岩石胶结致密，坚硬、稳定性较好，鹊8号孔有0.20m的炭质泥岩，稳定性差主要分布在井田南部，岩性为粗砂岩，厚度10-20m，巨厚层，胶结致密，稳定性好为砂质泥岩、细砂岩与砂质泥岩互层8号煤层直接顶为主，老顶次之鹊13号孔为0.40m的泥岩，性脆，易碎，稳定性差分布于鹊8、鹊9号孔，岩性为中砂岩、细砂岩，岩石胶结良好、致密、坚硬，稳定顶板细砂岩、砂质泥岩，岩石致密属老底11-3号煤层直接顶板为主全区分布，厚度0.60-5.60m，由北向南逐渐变厚，最厚处在云410号孔，最薄处在鹊8号孔均为复杂结构，为细砂岩、砂质泥岩互层，细砂岩与薄煤层互层，结构复杂，其强度视岩石的内部结构而定，随有机质含量的增加，且以煤线形式出现，岩石的强度降低，顶板稳定性较差砂质泥岩，细砂岩12号煤层分布在鹊3、鹊11、鹊12、鹊13、鹊9、鹊10号钻孔中，岩性为泥岩及砂质泥岩与细砂岩互层，厚度一般为1.20-6.14m，最厚处在鹊9号孔处，岩石胶结致密，稳定性较好有伪顶分布的钻孔有鹊7、鹊8、台15，岩性为炭质泥岩，厚度0.30-0.50m，性脆，易碎仅410、鹊6号钻孔分布老顶，岩性细砂岩、中粒粗砂岩，厚度1.12，8.33m，胶结致密，坚硬砂质泥岩同细砂岩互层为主14号煤层分布的钻孔有鹊4、鹊9、鹊10、台15，岩性为泥岩、砂质泥岩互层、粉砂岩，厚度1.80-4.70m，岩石胶结良好，属中等稳定顶板全区分布较稳定，岩性以粗砂岩、细砂岩为主，厚度一般为2.46-5.00m，最厚处在鹊7号孔，厚度为14.58m，最薄处在鹊2号孔，厚度为1.20m，岩石致密，胶结良好，坚硬属稳定顶板岩性以泥岩、砂质泥岩与细砂岩互层1.2.4矿井瓦斯含量大同鹊山精煤有限责任公司开采11-3、12、14号煤层，据2007年12月29日山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2007]2030号《关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，2007年度大同鹊山精煤有限责任公司瓦斯相对涌出量为3.25m3/t，绝对涌出量6.67m3/min，相对二氧化碳涌出量2.87m3/t，绝对二氧化碳涌出量5.90m3/min，批复等级为低瓦斯矿井。2008年12月16日山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2008]1116号文件《关于大同市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，2008年度大同鹊山精煤有限责任公司瓦斯相对涌出量3.2m3/t，绝对涌出量6.58m3/min,二氧化碳相对涌出量2.30m3/t。绝对涌出量4.73m3/min，鉴定结果为低瓦斯矿井。2010年6月11日山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2010]471号《关于大同市2009年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，2009年度大同鹊山精煤有限责任公司瓦斯相对涌出量1.94m3/t，绝对涌出量4.96m3/min，二氧化碳相对涌出量1.52m3/t，绝对涌出量3.89m3/min，鉴定结果为低瓦斯矿井。2011年2月17日山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2011]271号《关于大同2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，大同鹊山精煤有限责任公司2010年度瓦斯相对涌出量1.54m3/t，绝对涌出量3.39m3/min，二氧化碳相对涌出量1.4m3/t，绝对涌出量3.57m3/min，鉴定结果为低瓦斯。但随开采深度增加，瓦斯含量可能增加，局部瓦斯聚集可能性时刻存在，该矿1980年发生过两次局部瓦斯爆炸，虽然是低瓦斯矿井，但为保证安全生产，开采中要加强通风和瓦斯监测工作，防范瓦斯事故发生。日常工作中要加强瓦斯监测，以便加强对瓦斯的管理。1.2.5矿井煤尘山西省煤炭工业局综合测试中心2008年8月3日检验报告，大同鹊山精煤有限责任公司11号煤煤尘爆炸性火焰长度>400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西省煤炭工业局综合测试中心2008年8月3日鉴定报告14号煤层火焰长度>400mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%,煤尘有爆炸性。开采中要严格实行洒水除尘制度，防范煤尘爆炸事故发生。1.2.6煤的自燃倾向性据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年8月3日检验报告，大同鹊山精煤有限责任公司11号煤层自燃倾向性吸氧量0.78cm3/g，自燃等级I级，为容易自燃煤层。山西省煤炭工业局综合测试中心2009年8月3日鉴定报告14号煤吸氧量0.77cm3/g,自然倾向性等级为I级,属于容易自然煤层。煤层自燃最短发火期为3-6个月，煤层在开采和堆放时要注意防范。开采容易自燃和自燃煤层的矿井，必须采取综合预防煤层自然发生的措施。如发生火区必须注明所有火区及曾经发火的地点。每一处火区都要按形成的先后顺序进行编号，并建立火区管理卡片。火区位置关系图和火区管理卡必须永久保存。1.3井田储量1.3.1井田面积2006年12月22日山西省国土资源厅颁发采矿许可证，证号为1400000633082，批准井田面积10.9124km2。1.3.2井田储量计算本井田地层平缓，约为3º-6º左右，故采用地质块段法估算资源/储量，即采用煤层伪厚及水平投影面积估算，资源/储量估算以Kt为单位，不保留小数，计算公式为：Q=S×M×D式中：Q—资源/储量（Kt）S—块段面积k（m2）M—块段内平均煤厚(m)D—视密度（t/m3）1.3.3服务年限本矿井现生产规模110万吨/年。根据矿井服务年限=可采储量/生产能力×1.4（储量备用系数）=27392/1100×1.4=18年矿井服务年限为18年。

2井田开拓设计2.1开拓方式的选择2.1.1开拓方式的分类井田开拓方式按井筒形式可以分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和综合开拓四类；按开采水平数目可分为单水平开拓和多水平开拓两类；按阶段内的布置方式可分为采区式、分段式和带区式三类。井田开拓方式的概念是井筒形式、开采水平数目和阶段内的布置方式的组合。如“立井一单水平一采区式”、“斜井一多水平一分段式”及“平硐一单水平一带区式”等。在开拓方式的构成因素中，井筒形式占有着突出的地位，因此常以井筒形式为依据，把井田开拓分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和综合开拓等几种方式。表2—1各类开拓方式特点：斜井开拓主、副井筒均为斜井的开拓方式称为斜井开拓。斜井开拓方式在我国煤矿中应用较广，半数以上的矿井是斜井开拓。随着技术和设备水平的发展，尤其是长距离、大运量、大倾角带式输送机的应用，使斜井开拓方式的应用更加广泛立井开拓主、副井均为立井的开拓方式称为立井开拓。由于煤层赋存条件和开采技术水平的不同，立井开拓分为立井单水平采区式开拓、立井多水平采区式开拓等.平硐开拓利用水平巷道从地面进入煤体的开拓方式称为平硐开拓。井田内的划分及巷道布置等与斜井、立井开拓方式基本相同。根据地形条件与煤层赋存状态的不同。按平硐与煤层走向的相对位置不同，平硐分为走向平硐、垂直平硐和斜交平硐；按平硐所在标高不同，平硐分为单平硐和阶梯平硐综合开拓采用立井、斜井、平硐等任何两种或两种以上井筒形式开拓的方式称为综合开拓2.1.2开拓方式的选择根据本矿的现有条件，本矿井生产能力，井田范围，确定井田开拓方式为斜井单水平分区式，共有3个井筒为生产服务，开采最大深矿度142m。2.2井筒的特征2.2.1井筒坐标表2—2井筒坐标详情井筒名称井口坐标西安80坐标（6°）矿区独立坐标北京54坐标（6°）HYXYXYX主井1217.23副井1216.67风井1250.322.2.2井筒的数量、净断面积、用途

表2—3井筒详情井筒名称方位角(º)斜长(m)倾角(º)井筒宽度(m)净高（m）井筒净断面积（m2）砌壁井筒用途厚度(m)材料主井72º47′00″385224.203.011.310.35砌碹主提升、进风副井172º47′00″325253.522.548.00.30砌碹进风、行人进料风井69º30′00″335254.03.011.08砌碹回风2.3大巷情况根据矿井开拓图，主井和副井分别连接两条井底大巷，在采区下部车场连接三条轨道上山分别是轨道上山、运输上山、回风大巷等。2.4井底车场2.4.1井底车场组成井底车场是联接井筒和井下主要运输大巷的一组巷道和硐室的总称，是联接井下运输和井筒提升的枢纽，担负着煤炭、矸石、物料和人员的转运及为全矿井通风、排水、供电服务的任务。2.4.2井底车场主要硐室表2—4井底车场硐室按其所在位置分为：主井系统硐室有翻车机硐室、井底煤仓、箕斗装载硐室、撒煤清理硐室等；副井系统硐室有马头门、井下主变电硐室与主排水泵房、水仓、等候室等；其他硐室有调度室、电机车库及机车修理硐室、防火门硐室、爆炸材料库、消防材料库、人车场、工具库、医疗室等井底车场硐室的布置要符合《煤矿安全规程》及《煤炭工业设计规范》的规定，满足技术经济合理的要求，尽量减少工程量和适应各种硐室工艺上的要求，根据硐室的用途，地质条件、施工安装和生产使用方便等因素确定各种硐室的布置方法。

3采区布置及开采方法设计3.1采区布置3.1.1水平划分根据各可采煤层赋存情况及煤层间距，现主要开采14号煤层。井下布置一个开采水平，不布置开采上下山。3.1.2采区划分全井田按开采水平划分了六个采区。3.1.3采区巷道布置本井田位于大同煤田北西部，大同煤田侏罗系剥蚀边界附近，属大同向斜北西翼，井田内主要为褶曲构造，地层倾角平缓，井田内可采煤层倾角在2º-6º左右，为近水平煤层，因此井下采用集中大巷布置方式，不布置采区上下山巷道，开拓巷道就是采区巷道。14号煤层主要巷道为南北向布置，两翼开采，盘区有三条主要大巷，即运输大巷、轨道大巷和回风大巷，三条巷平行布置，末端延伸至井田北部边界，运输大巷与中央正巷相连，轨道大巷与中央副巷相接，回风大巷与风机相接，开采顺序为盘区前进式。3.1.4开采顺序与接替采区开采顺序遵循由近至远，先开采离井筒近的煤层，然后逐渐向井田边界推进。根据井田开拓布置，井下按开采水平共划分六个采区。矿井达到生产能力时据井田开拓布置，矿井达到设计生产能力时布置一个回采工作面，从井田开拓部署可以看出，井田总体可分为南部采区、北部采区两大块，其中南部采区按开采水平包括一采区、二采区、三采区，北部采区按开采水平包括四采区、五采区、六采区。其采区接替顺序总体为：一采区→二采区→三采区→四采区→五采区→六采区。3.1.5首采面位置及布置根据矿井开拓部署，为减少初期井巷工程量，缩短建井工期，首采区就近布置在距离大巷最近的一采区。一采区位于井田的南部，西起于主斜井井筒，北至井田大巷边界，南到井田南部边界，东到井田东方边界，采区煤层赋存比较稳定，水文地质条件简单。首采面北侧顺槽为回风顺槽,沿煤层顶板布置，断面为矩形，锚杆锚索支护，巷道铺设轨道，主要用于该工作面的回风和辅助运料。南侧顺槽为运输顺槽,沿煤层顶板布置，断面为矩形，锚杆锚索支护，巷道铺设轨道，主要担负该工作面的提煤运输和进风任务。3.2采煤方法3.2.1采煤工作面的布置设计14号煤层采用综合机械化放顶煤采煤，鹊山精煤责任有限公司设计生产能力为110万吨/年。设计为了减少矿井初期投入，尽快取得经济效益，应尽量缩短建井工期，将一采区布置于大巷旁，剩余采区沿着轨道上山依次布置。3.2.2采煤工作面运输和回风顺槽根据矿井现有开采条件，采区综采工作面北侧顺槽为回风顺槽,沿煤层顶板布置，断面为矩形，锚杆锚索支护，巷道铺设轨道，主要用于该工作面的回风和辅助运料。顺槽内布置有防尘管路和排水管路各一趟。采工作面南侧顺槽为运输顺槽,沿煤层顶板布置，主要用于该工作面的进风和运煤。断面为矩形，锚杆锚索支护，巷道铺设皮带运输机、转载机和轨道，主要用于该工作面的进风、运输煤炭及移动变电站、乳化液泵站等设备的移动。轨道顺槽内布置有供水管路和排水管路各一趟，另外布置有电缆、高压液管等。3.2.3采区煤炭运输、辅助运输、通风及防尘系统工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面输送机前移配合装煤落煤由工作面输送机→转载机→带式输送机→运输大巷皮带巷带式输送机。工作面机头、机尾溢出的浮煤由人工装入输送机内。辅助运输设备及运输方式：工作面需要的材料，通过副井由绞车下放到坑底，再由轨道大巷通过JD-11.4绞车运送至采煤工作面。矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风为保证防尘用水的清洁,在供水管路进入顺槽的地点给每条支管路安设一过滤器。超前工作面,由两顺槽每隔10～15m向煤壁打深孔注水。钻孔直径φ65mm，钻孔长度60～8Om,钻孔沿煤层打，终孔点距一分层假顶1.5～2.Om。采用静压注水,水压不小于2MPa。要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于1.5MPa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。3.2.4工作面长度及采高1.工作面长度确定综采工作面长度应充分考虑矿井地质条件与工作面技术装备水平，还应考虑顶板情况、煤层瓦斯含量以及工作面通风等因素，条件受限时，工作面长度不宜过大。根据鹊山精煤有限公司矿井可采煤层赋存条件综合确定14号煤层开采工作面长度为120m。2.工作面采高14号煤层的厚度由0.70~7.60m,中西部较厚，多超过3.00m，其余地方小于3.00m，平均3.22m，煤层顶板多为中粒砂岩，底板多为砂质泥岩。结构简单，含夹石0-2层，一般0-1层。为稳定煤层，全部可采，该煤层为矿井主要可采煤层。3.放煤方式和放煤步距根据我国放顶煤工作面的实际情况，确定放顶煤步距时可以借鉴以下经验公式：L=（0.15～2.0）h式中：L——放煤步距，m；h——放煤口至煤层顶部的垂高，m。另据，国内放顶煤生产经验，当回采工作面采放比为1：1左右时，宜采用割1刀放1次顶煤的“一采一放”采煤工艺，此时放煤步距与采煤机截深相等；当回采工作面采放比为1：2左右或更大时，宜采用“两采一放”采煤工艺，此时放煤步距为两倍的采煤机截深。鹊山精煤有限公司矿井14号煤层采放比均小于1:2，宜采用“一采一放”采煤工艺。综合上述分析，设计暂确定放煤步距为0.6m，即“一采一放”。3.2.5采煤工作面设备选择1.采煤机的选择本矿井煤层夹矸较少，采煤机械设备选择力求运量合理、寿命长、安全可靠、技术先进，其次各设备间相互配套，保证运输畅通、采运能力平衡。1）采煤机截割功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率为：式中：——采煤机截割功率，kW；——备用系数，取1.5；——采煤机割煤单位能耗=0.55～0.85kWh/m3，，取0.65kWh/m3。工作面采煤机一般割煤速度O7.2m/min，取7m/min，则：N=60×1.5×0.6×3.2×7×0.65=786.24kW2）采煤机型号及主要技术参数根据上述计算，所选采煤机装机功率应大于计算功率，结合本矿井14号煤层的采高、硬度及产量要求等，设计选用MG2-100型采煤机。2.部刮板输送机考虑到工作面运煤设备统一配套，设计选用SGB-764型刮板输送机，中间槽尺寸:1500×764×220mm，运输能力:800t/h，链速:1.2m/s。3.转载机和破碎机1)转载机选用与工作面生产能力相适应的SGB-764型刮板转载机，中间槽尺寸:1500×764×220mm输送能力800t/h，链速:1.2m/s2)破碎机破碎机选用PCM110型破碎机，破碎能力800t/h。4.带式输送机根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用DP-1063型胶带输送机，运输能力：630t/h，带宽：1000mm，带速：3.15m/s5.工作面支护设备工作面顶板采用全部垮落法管理。根据矿方提供的资料及邻近煤矿实测的矿压数据，设计采用“老顶周期来压步距法”和“估算法”计算液压支架工作阻力。在采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒3-5架（不得超过6架）支架移架，再移运输机，即割煤—移架—移运输机，移架步距0.8m。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3--5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的挡煤板伸出护顶。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3～5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。4、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。考虑到14号煤层顶板岩性，并结合高产高效综采工作面的要求，设计综采工作面液压支架工作阻力宜适当提高。设计选用ZY5200-10型低位放顶煤液压支架，支撑高度:1.0-2.3m，初撑力：4200KN，工作阻力:5200KN。3.2.6工作面采量核定1.采煤工作面年推进度采煤工作面采煤机截深为0.6m，设计采用“一采一放”的作业方式，采煤、放煤平行作业。即采煤机割一刀进0.6m，放顶煤液压支架放一次顶煤，工作面每个循环进一刀，放一次顶煤，循环进度为0.6m，采区日循环次数均为9次，回收率0.97，则日循环进度为0.6×9=5.4m。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率采煤工作面年推进度=5.4×330×0.97=1728.54m2.采煤工作面生产能力计算=3.3*120*1728.54*0.97*1.42=942832.83t/a3.掘井工作面生产能力计算矿井移交生产及达到设计产量时，井下共装备四个综掘工作面，掘进断面平均10.5m2，掘进工作面年总推进度为6000m，则掘进工作面掘进煤量计算如下：=6000×10.5×1.42=89460/a4.矿井生产能力计算全矿井生采能力=1032292.83t/a，能够满足该矿井110万t/a设计生产能力的要求。

4矿井通风设计4.1通风系统矿井通风系统包括：通风方式，即为进风井和出风井的布置方式分为中央式、对角式、混合式；通风方法，即为矿井主扇的工作方法。4.1.1矿井通风方式

表4—1各种通风方式的适用条件及优缺点分析见表类别通风方式解释优缺点及使用条件中央式中央并列式出风井和进风井大致并列位于井田走向中央节约场地，生产集中，便于管理，但进出风井风路长风阻大。适用于煤层倾角较大，走向不长的矿井中央分列式进风井位于走向中央，出风井位于井田浅部边界沿走向中央风阻小，漏风小，便于对煤矿瓦斯、自然发火管理，但多一个场地多，适用于煤层倾角小，走向长不大的矿井对角式两翼对角式进风井位于走向中央，两出风井位于沿倾斜浅部走向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，不如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分区对角式进风井位于井田走向中央，在每个采区设一个小的回风井混合式以上各种的组合进出风井筒由三个以上井筒按上述各种方式混合组成在大型矿井、煤层构造复杂矿井，以及为了缩短生产周期和压缩投资金额的情况下使用4.1.2矿井通风方法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，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：煤层倾角较小,瓦斯含量低，设计确定该矿井采用机械抽出式通风方式。4.2矿井总风量计算及分配4.2.1配分标准供给矿井下工作面风地点的新鲜风量需要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.在该地点人数最多的情况下，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浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的各项规定要求并分别计算，然后取其最大值。3.风量计算原则按“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。4.2.2井下工作面人数及瓦斯涌出量1.工作面人数根据综采工作面人员配备要求，每班需要人数如下表，表4—2项目采煤司机支架工三机司机电工泵站工班长正副队长其他合计人数2322112114所以单个工作面每班每天需要14人，每天四班，所以单个工作面一天共需五十六人；共一个工作面同时开采，交接班时人数最多，共28人。2.瓦斯涌出量开采矿井14号煤层时，对于各工作面的最大绝对瓦斯涌出量，单个回采工作面为3.42m3/min，单个掘进工作面为0.82m3/min。4.2.3井下各用风地点风量计算采区实际需风量按下式计算：式中：——矿井通风总量，m3/min；——采煤工作面需风量，m3/min；——掘进工作面需风量，m3/min；——独立通风硐室需风量，m3/min；——除采掘硐室外其它需风量，m3/min。——矿井通风需风系数(抽出式取1.15-1.20)，矿井为低瓦斯矿井，采用抽出式通风方式因此取1.2。1.采煤工作面需风量计算1）按瓦斯涌出量计算式中：——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，矿井14号煤层开采时，单个回采工作面最大绝对瓦斯涌出3.42m3/min；——瓦斯涌出不均匀备用风量系数，通常，机采工作面可取1.2～1.6；本设计取1.3。=100×3.42m3/min×1.3=444.6m3/min2）按工作面温度计算采煤工作面应有良好的温度条件，以满足通风要求。表4—3工作面气温与风速对照表工作面气温|℃，＜1515—2020—2222—2424—26工作面风速m3/s0.3—0.50.5—1.01.0—1.21.2—1.51.5—2.0式中：——采煤工作面风速，按采煤工作面进风流的温度小于20℃设计，按试行办法查得其风速为1.0m/s。——采煤工作面的平均有效断面积，S=12.6m2；——工作面长度系数，本设计取1.4。=60×1.0×12.6×1.4=1058.4m3/min3）按工作人员数量和炸药需要量计算式中：——采煤工作面同时工作的最多人数,按交接班时28人考虑。=4×28=112m3/min4)按CO2涌出量计算工作面CO2涌出量远小于瓦斯涌出量，在此不作计算。5)按炸药使用量计算采煤工作面不使用炸药，因此无需进行此项计算。6）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4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量需要满足要求：60×0.25×11.7660×4×11.7660×0.25×11.76=176.4≤=(1058.4)≤60×4×11.76=2822.4所以，=17.64m3/s=1058.4m3/min。井下共布置一个综采放顶煤工作面，Q采=17.64m3/s备用工作面按采煤工作面实际需风量50%取，Q备==8.82m3/s则工作面总风量为Σ=Q采+Q备=26.46m3/s2.掘进工作面需风量计算1）按瓦斯涌出量计算式中：——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，矿井14号煤层开采时，单个掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量0.82m3/min；——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，综掘工作面取1.5。=100×0.82×1.5=123m3/min=2.05m3/s2）按工作面最多人数计算式中：——掘进工作面同时工作的最多人数，取28人；=4×28=112m3/min3）从前面计算可知，掘进工作面瓦斯涌出量较小，因此，掘进风量按局扇实际吸风量计算：式中：K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取K=1.2。——局扇铭牌额定风量。根据矿方提供资料，设计综掘选用KDF－6.3型局扇额定风量450~230m3/min，风压450~4950Pa，功率11×2kW。则：Q掘=1.2×350×2=840m3/min=14.0m3/s4）风速验算按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：60×0.25×60×4×式中：——掘进工作面巷道过风断面，m2，取14.0m3；即：0.25×10≤≤4.0×10，满足Q掘=5.0～79.2m3/s的要求。经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。取最大计算值并经风速校验，确定综掘工作面需风量为14.0m3/s，取Q掘=14.0m3/s。3.硐室需风量计算按矿井各个独立通风硐室实际需风量的总和计算，即；根据该矿实际情况，硐室设计为一个消防材料库、一个中央变电所、一个井底水仓两个采区绞车房、一个炸药库、两个采区变电所、一个避难硐室。可按经验值确定需风量每个硐室需风量都为120m3/s，则=120×6=720m3/min=12m3/s(4)其他地点需要风量的计算其它风量取采煤工作面和掘进工作面需风总量的10%，＝(19.76+14.0)×10%=3.376m3/s(5)矿井总进风量=（26.46+14.0+12+3.376）×1.20=67.0032m3/s，所以矿井总需风量为67.0032m3/s。4.2.4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需要分配到各用风点，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）分配方法首先按照矿井开拓及采区布置图给各采掘工作面和硐室分配用风量；从总风量中减去以上分配的风量，余下的风量按按各采区条件分配到各采区，按一定比例将这部分风量分配到其他用风点用来稀释瓦斯浓度，维护巷道并保证行人安全。2.风量分配将矿井总进风量分配到井下各用风地点，其中主斜井进风量24m3/s，副斜井进风量44m3/s，中央回风立井回风量68m3/s。表4—4矿井通风用风地点风量分配顺序用风地点数量（个）单位配量总配风量m3/minm3/sm3/minm3/s1综采工作面11587.626.461587.626.462综掘工作面184014840143采区绞车房2180332064变电所2180332065炸药库1180318036井底水仓1180318037中央变电所1180318038其它212.43.54212.43.549总计4048684.3通风网络图的编制矿井通风阻力包括摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力是矿井通风设计、选择扇风机的重要参数。1.图纸和编制依据1）根据矿井开拓及采区布置图作出通风容易和困难两个时期的通风系统图和立体示意图；2）根据通风系统图绘制矿井通风网络图，并酌情简化；3）对通风系统的分支和节点以整数编号，做出表格进行风量分配和风速、风压计算。4）在图上标注各个分支的风量和风流方向。2.通风网络图的编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。绘制风网图的方法如下：1）以矿井通风系统图为依据，沿风流方向在各个分支节点处顺序编号；2）按照风流方向，按节点的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）对通地表的井口，标高一样可编为同一号码，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）尽量以回采工作面作为图的中心，各采面排布在一条直线上；9）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、风量以及各工作面的位置。4.4矿井通风阻力的计算1.矿井摩擦阻力为了保证主要通风机在整个服务期限内均能在合理的效率范围内进行运转，所以在选择主要通风机时就定考虑到矿井整个服务期内最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，对于局部阻力一般取摩擦阻力10%。详见下表。其中摩擦阻力计算公式如下：h=α·L·U·Q2/S3式中：h摩—摩擦阻力，Pa；α—摩擦阻力系数，N.s2/m4；L—井巷长度，m；U—井巷净断面周长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2。表4—5容易时期风量分配及摩擦阻力表起点井巷名称支护形式α×104(N•s2/m4)L(m)U(m)S(m2)R×104(ku)Q(m3/s)h摩(Pa)V(m/s)1副井砌碹3501490.513.814.72266.440362.622.022辅助大巷锚喷150120514.314.3883.9540141.432.083胶带顺槽锚喷1602057.514.314.31609.8719.9263.881.394回风顺槽锚喷1502108.914.314.31546.9519.9261.381.395回采工作面液压支架22015015.812.6260.719.7610.341.006回风大巷锚喷150616.814.314.3452.461.08158.713.767回风石门锚喷15072.814.314.353.461.0819.923.768回风井锚喷300360.018.828.389.5861.0833.421.909小计841.3610局部阻力90.1411总计931.50表4—6困难时期风量分配及摩擦阻力表起点井巷名称支护形式α×104(N•s2/m4)L(m)U(m)S(m2)R×104(ku)Q(m3/s)h摩(Pa)V(m/s)1副井砌碹3501490.513.814.72266.440362.622.022辅助大巷锚喷1502511.514.314.31842.340294.772.083胶带顺槽锚喷1603372.314.314.32638.719.9297.271.394回风顺槽锚喷150347814.314.31700.819.9267.491.395回采工作面液压支架22015015.812.6260.719.9210.341.006回风大巷锚喷1501434.714.314.31052.461.08329.633.767回风石门锚喷15072.814.314.353.461.0819.923.768回风井锚喷300360.018.828.389.5861.0833.421.909小计1215.4610局部阻力115.5511总计1331.01即可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：hr.min=931.50hr.ma