《矿井通风与安全》课程设计

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1、矿井通风与安全课程设计中国矿业大学矿业工程学院矿井通风与安全课程设计小组成员：施佳泉01070111 龙周彪01070108王龙飞01070115设计题目 九龙矿150万t/a新井通风设计(一)班级 采矿07-4班 指导教师 方宗武成绩 日 期 2011年1月目 录1 矿井设计概况11.1 矿区概述及井田地质特征11.2 井田开拓11.3巷道布置与采煤方法32 矿井通风系统拟定52.1矿井通风系统基本要求52.2矿井通风方式的选择52.3矿井通风方案技术和经济比较72.4通风机的工作方法83 采区通风103.1采区上山通风系统103.2回采工作面通风方式104 掘进通风134.1 掘进方法的确

2、定134.2 掘进工作面通风方式134.3 煤巷掘进工作面需风量144.5 掘进通风机技术管理和安全措施175 矿井风量计算与分配185.1矿井总风量的计算185.2矿井风量分配226矿井通风阻力计算246.1矿井通风阻力计算原则246.2矿井通风容易时期和困难时期的确定246.3矿井通风阻力计算297矿井通风设备选型337.1选择主要通风机337.2电动机选型357.3矿井主要通风设备要求377.4通风附属装置及其安全技术377.5特殊灾害的防治措施388矿井通风费用概算408.1吨煤通风费408.2通风设备的折旧费和维修费418.3通风员工工资费用418.4专为通风服务的井巷工程折旧费和维

3、护费418.5吨煤通风成本419结论42参考文献431 矿井设计概况1.1 矿区概述及井田地质特征1）矿区概述九龙矿位于河北省邯郸市峰峰矿区东南部。九龙矿地处鼓山东麓。区内有公路与主干道相通，向北39.5公里到邯郸市与107国道和京深高速公路接壤，并向北32公里与309国道相连北起以F9-1 和F9-2断层，南以F26 断层，西以F8断层，东以二号煤层-900的等高线为边界。井内的气象参数按表1.1所列的平均值选取。表1.1 空气平均密度一览表季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.201.17夏1.1721.1532）井田地质特征南北走向长度约为 8km。东西倾斜宽大约大

4、约2.5km。井田面积约20 km2。3）煤层特征本矿井可采煤层有2#煤层，其煤层平均厚度为6.2m，具体参见图1.1 综合地质柱状图。根据精查地质报告的瓦斯地质资料，1985年，抚顺煤研所确定本矿井2#水平瓦斯相对涌出量为14 m3/t，属高瓦斯矿井。九龙矿煤类为烟煤，煤尘爆炸指数均大于15%，都具有爆炸危险性，在精查勘探与二水平补勘阶段井田内2、4、8、9#煤层进行了煤尘爆炸性实验，均有爆炸危险性。矿井投产以来，井下煤层及地表煤堆、矸石山未发生过自燃现象。经煤炭科学研究总院抚顺分院对九龙矿2、4#煤的自燃进行了鉴定，鉴定结果表明2号、4号煤为三类不易自燃。1.2 井田开拓1）井田境界与储量

5、矿井地质资源量：2#煤174.50（Mt），矿井工业储量164.50（Mt）， 矿井可采储量119.07（Mt），本矿井设计生产能力为150万t/年。工业广场的尺寸为450m400m的长方形，工业广场的煤柱量为1133 (万t)。2）矿井工作制度、设计生产能力及服务年限本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，“三八”工作制，即二班生产，一班准备，每班净工作时间为8个小时。净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为150万吨/年,矿井服务年限为61年。图1.1 综合地质柱状图3）井田开拓工业场地的位置选择在主、副井井口附近，了均衡矿井初期和后期的生产运输量，缩短通风网路，决定将井筒的位置设于

6、井田中央偏东的位置，风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井初步考虑采用两翼对角式通风，故将风井布置在边界。本矿井采用两个水平划分，一对立井二水平开拓，一水平标高为-650m( 采区布置)，二水平标高为-850m（采区布置），两水平之间通过斜井延伸。主要运输大巷沿煤层走向布置。井底车场为梭式车场，立井井口设在井田中央偏东，井口标高为+117m。本设计主要开拓巷道有运输大巷和轨道大巷均布置2号煤层底版岩中层。辅助运输大巷和胶带输送机大巷沿煤层底板布置，巷道坡度随煤层而起伏，一般为0-3左右。矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗提

7、升运到地面。物料经副立井罐笼运输到井底车场，然后架线电机车运到盘区。矸石由1.5t矿车经架线电机车运至井底车场经副井罐笼提升到地面1.3巷道布置与采煤方法1）采区巷道布置及生产系统2#煤层为单斜煤层，煤层走向NE，长8016m；倾向NW，倾斜长度平均为2496m；倾角13。煤层平均厚度6.2m，煤层较稳定。首采区为南一采区，采用走向长壁采煤法。采区走向长度为4000m，倾斜长度935m，双翼布置，上山开采。因此工作面长度设计为150m，采用综采放顶煤，所以把整个采区划分分5个区段，10个工作面。根据九龙矿2号煤层的赋存条件，适宜建设采用一矿一面达产。开采南翼采区时，在北翼同时开掘准备及回采巷道

8、，为工作面接替做好准备。待首采采区全部采完后，北采区一采区工作面已经准备出来，可以投入生产，依次类推。同理，设计首采采区的工作面接替顺序为两翼跳采。即：2201240622022407220324082204240922052410。2）采煤方法本矿采用综合机械化采煤的回采工艺（简称综采），放顶煤，全部垮落法管理顶板。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数，选用编号为ZC186ZZ38的配套设备：液压支架ZZPF4800/17/33、采煤机MXA300/3.5D、刮板输送机SGZ-764/400、 SZZ-764/160型转载机、SB1200型破碎机、SSJ1000/2160型带式

9、输送机。采煤机截深0.8m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。3）回采巷道布置本工作面采用综采放顶煤采煤工艺，回采巷道采用一般的“内错式U+L”型布置方式，即一条区段运输顺槽,一条区段回风顺槽和一条高顶排放瓦斯巷。该采区采用双巷布置，间留15m的煤柱，掘进通风简单，通风阻力小。回采巷道宽度为4.2m，高度为3.3m。高顶瓦斯排放巷为30002000mm。4）部分井巷特征参数表1.2部分井巷特征参数（其他井巷参数自行设计、计算或在相关图纸上提取）井巷名称长度(m)断面（m2）周长（m）副井44.1623.55井底车场及石门15.615轨道大巷

10、15.615采区下部车场14.313.85运输上山14.313.85运输石门14.313.85区段运输13.8615工作面1014区段回风13.8615高顶排放巷610回风石门14.313.85回风上山14.313.85回风大巷15.515风井19.619.5风硐1211.79412 矿井通风系统拟定2.1矿井通风系统基本要求选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪、不受粉尘有害集体的污染；（3）北方矿井，井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5

11、）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得兼作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。2.2矿井通风方式的选择1)选择通风方案的考虑因素选择任何通风方式都需要符合投产快、出煤较多、安全可靠和技术经济合理等原则。选择矿井通风方式时，应该考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。2）矿井通风方案矿井通风方式根据回风井的位置的

12、不同，可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、采区式和混合式通风中选择，以下为前四种方案的示意图。方案一：中央并列式风井主副井都位于中央工业广场上，副井进风，风井回风，如图2.1。图2.1 中央并列式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风大巷，5-回风石门方案二：中央分列式两回风井位于井田边界的两翼，副井进风、风井回风，如图2.2。图2.2 中央分列式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风大巷，5-回风石门方案三：两翼对角式进风井位于井田中央，回风井设在井田两翼的上部边界，如图2.3。图2.3 两翼对角式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风大巷，5-回风

13、石门方案四：采区式通风方式每一个分区内均设置进风井和回风井，构成独立的通风系统，如图2.4。图2.4 采区式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风石门3)矿井通风方式的选择下面对几种通风方式的特点及优缺点及适用条件列表进行比较，见表2.1。表2.1 通风方式的比较通风方式优点缺点适用条件中央并列式初期投资少，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，保护井筒的煤柱较少，构成矿井通风系统的时间短。风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自燃发火都不严重。中央分列式通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业场的保护煤柱小，保护井

14、筒的煤柱较少，构成矿井通风系统的时间短。建井期限略长，有时初期投资稍大。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。两翼对角式风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。建井期限略长，有时初期投资稍大。煤层走向较大（超过4Km），井型较大，煤层上部都距地表较浅，瓦斯和自燃发火严重的矿井。采区式通风方式通风线路短、几个分区域可以同时施工的优点外，更有利于处理矿井事故运送人员设备也方便。工业场地分散、占地面积大、井筒保护煤柱较多。井田面积较大，局部瓦斯含量大，采区离工业场地较远。2.3矿井通风方案技术和经济比较1）技术比较由于该矿为高瓦斯矿井，三类不以自燃，

15、并通过初步的技术比较，方案二和方案三比方案一和方案四有更明显的优势。2）经济比较方案二和方案三两通风方案的经济主要从巷道开拓工程量、费用及巷道维护费用、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑。巷道开拓及维护费用只比较两个方案中不同（或多出）巷道，相同巷道不再作经济比较，经济比较见表2.2至2.5。（1）进行工程掘进费用比较中央分列式，回风大巷工程量：3080m，回风井工程量：305m；两翼对角式，回风井工程量：3052=610m，回风大巷工程量：0m。表2.2 井巷掘进费用方案项目中央分列式两翼对角式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量(m)单价（元/m）费用（万元）回风大巷43

16、5630001306.80388.383000116.52回风井4328000345.60432*28000691.2合计1652.4万元924.24万元（2）井巷维护费用表2.3 井巷维护费用比较项目方案中央分列式两翼对角式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷435690*15588388.3890*1552.35回风井432120*1577.7432*2120*15155.55合计665.7万元207.9万元（3）通风设备购置费用矿井主通风、配套电机设备购置费按100万元计算，主要通风机房必须安装两套主要通风机机配套电机，一套工作，一

17、套备用，则共需要设备费用1002=200万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反风设施等通风设施的土建费按50万元计算，则建一风机房需要250万元。两方案的经济比较见表2.4。表2.4 通风设备购置费用方案项目中央分列式两翼对角式通风设备费280万元2802=560万元（4）通风总费用比较通风总费用见表2.5。表2.5 通风总费用比较方案项目中央分列式（万元）两翼对角式（万元）井巷掘进费1652.4924.24井巷维护费665.7207.9通风设备费280560总费用2598.11575.62由于本矿井设计为150万t的大型矿井，同时为高瓦斯突出矿井，对通风量要求较高，方案二和方案三进行粗略的经

18、济比较，方案二需要掘进回风大巷，同时矿井走向达到7.2Km，走向太长，掘进费用太多，综上可知，方案三投资少，因此本矿井通风方式为两翼对角式通风方式。2.4通风机的工作方法矿井通风机的工作方法有抽出式、压入式和压抽混合式三种，其适用条件和优缺点见表2.6。表2.6 通风方式的分类通风方式使用条件及优缺点抽出式优点：井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量少，通风管理较简单；与压入式相比，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：当地面有小窑塌陷区和采区沟通时，抽出式会使小窑存积的有害气体抽到井下使矿井有效风量减少

19、。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高差起伏，无法在高山上设置扇风机。总回风巷无法连通或维护苦难时期的条件下优缺点：（1）压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面；（2）进风线路漏风大，管理苦难；（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的困难；（5）通风机使井下风流处于负压状态，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。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，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。

20、（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风机电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，

21、有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还必须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。用抽出式通风，就没有这些缺点。正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压装填，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量少，通风管理较简单；与压入式相比，不存在过渡时到下水平时期通风系统和风量变化困难。本矿井地质构造较简单，为高瓦斯突出矿井，自燃发火危险性较大，走向较长，开采面积较大，因此选用抽出式通风方式。3 采区通风采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，也是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进、回风和工作面进、回风巷道的布置方式，采

22、区通风路线的链接形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容。它主要取决于采区巷道布置和采煤方法，同时要满足全矿井通风的特殊要求。采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。在通风系统中要能保证采区风流的稳定性，尽量避免角联风路，尽量减少采区漏风量，新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小，回采工作面和掘进工作面都应该独立通风，采区布置独立的回风道，实行分区通风，采区通风系统既要保证质量，安全可靠，又要经济合理。3.1采区上山通风系统采用轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，但输送机设备处

23、于回风流中，轨道上山的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多。采用运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中释放的瓦斯，可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，需在轨道上山的下部车场内安设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。本矿井的相对瓦斯涌出量为14m3/t，属于高瓦斯矿井，结合矿井的实际条件，确定在有一个采区布置三条上山，一条是运输上山，一条是轨道上山，一条是回风上山。采用轨道上山进风，回风上山回风的通风方式，运输上山仅进少量新风，供行人和维修使用。这样布置的优点是使运输

24、上山的风速较小，不致激起煤尘，也使轨道上山风速不致太大。车辆通过方便，上山绞车房便于得到新鲜风流，进风流污染少，工作面环境好。3.2回采工作面通风方式1）回采工作面通风系统工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“Y”、“W”、“Z”形，各通风系统示意图优缺点和适用条件（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只有考虑后退式），如下见表3.1。表3.1 回风工作面主要通风系统比较通风系统示意图优缺点及适用条件U型在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大。工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘

25、进，维护量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。Y型当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯，对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量。这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。Z型回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长度基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。W型当采用对拉式工作面时，可

26、以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产的需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装维护采煤设备等又良好的环境，同时，易于稀释工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于积聚，排放炮烟、煤尘速度快。2）回采工作面上下行通风回采工作面上行通风和下行通风的比较见下表3.2，由于2#煤层倾角为13，根据该矿的实际情况，确定回采工作面为上行通风。3）通风构筑物因为生产的需要，井下巷道是纵横交错彼此贯通。为了使井下各用风地点得到所需要的风量，保证风流按预定的通风路线，就必须在某些通风巷道的交叉口附近巷道设置通风设施，如风桥

27、、挡风墙、风门等，以控制风流，为了防止这些设施漏风或风流短路，要求对通风设施进行正确的设计，合理的选择形式及位置，保证通风设施的可靠性。（1）风桥在进风与回风流平面交叉的巷道处，必须设置风桥，风桥使两支相叉的风流隔开，使之构成立体交叉风路的通风设施。（2）挡风墙在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙，按其服务年限长短分为永久性和暂时性。（3）风门风门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道，而又不允许风流通过的巷道，按其规定要建两座风门，其间距要大于运输车辆的长度，以便一座风门启动时，另一座风门能够关闭，不至于形成风流短路。分为普通风门和自动启动风门两种。（4）调节风窗调节风窗用以增加巷道的局部

28、阻力，以调节用风地点的风量，本设计主要通风机采用抽出式工作方法，调节风窗全部设在回风道中。（5）测风站用以测量全矿井总进风量和总回风量以及各水平采掘区和回采工作面的进风量。测风站的位置一般在比较规整的巷道内。表3.2 回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点通风系统示意图适用条件及优缺点上行通风适用条件：在煤层倾角大于12度的回采工作面，应采用上下通风。优点：瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度。工作面平巷中的运输设备处于新鲜风流中，安全性好。缺点：风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面的进风流中煤尘浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作

29、面，增加了工作面的瓦斯浓度。运输设备运转时多产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。下行通风适用条件：在没有煤（岩）与沼气（二氧化碳）突出危险的、倾角小于12度的煤层中，可考虑采用下行通风。优点：工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，不易出现瓦斯分层流动和瓦斯积聚，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。缺点：采用下行风时，运输设备处于回风巷中，安全性较差，下行风发生瓦斯爆炸的可能性要比上行风可能性大。4 掘进通风掘进巷道时，为了稀释和排除自煤岩体内涌出量的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘，保持掘进头的良好气候条件，必须对掘进头进行独立

30、通风，即向掘进面进入新鲜风流，排出含有烟尘的污浊空气。本设计采区达产时，配备两个煤巷掘进头。4.1 掘进方法的确定本设计掘进头的供风既利用局部通风机，也利用矿井的总风压，此处只对局部通风机通风方法做具体分析。4.2 掘进工作面通风方式矿井新建、扩建或生产时，都要掘进巷道，在掘进工程中，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出量的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘，以及创造良好的气候条件，必须对独头掘进工作面进行通风。掘进通风总的可以分为总风压通风法和局部动力通风法。出于掘进面通风必须做到风质好，风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部动力通风，采用局部通风机进行掘进的通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘

31、进通风方法，局部通风机通风是由局部通风机和风筒组成一体进行通风，按其工作方式分为：压入式通风，抽出式通风和混合式通风。1）压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧，局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面，污风沿巷道排出。具体布置示意图如图4.1。图4.1 压入式通风2）抽出式通风这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入，污风通过铁风筒由局部通风机排出，抽出式通风见图4.2。图4.2 抽出式通风3）混合式通风混合式通风的布置如图4.3所示，其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度，抽出式风筒吸收风口与工作面的距离和压入

32、式局部通风机所在位置有关。压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动，与工作面距离保持在40-50米左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10米以上，同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度，一般为30米左右，混合式通风机见图4.3。图4.3 混合式通风由于混合式通风适用于大断面长距离的岩巷掘进通风的较好方式，由于采煤工作面属于普通断面，短距离岩巷掘进，因此本次设计只考虑压入式和抽出式两种方式。压入式通风与抽出式通风优缺点比较：（1）抽出式通风时，污浊风流必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜风流中，通过局部通风机的为新鲜风流，故安全性高。（2）抽

33、出式通风有效吸程小，排出工作面炮烟的能力较差；压入式通风风筒出口射流的有效射程达，排出工作面炮烟和瓦斯的能力强。（3）抽出式通风由于炮烟从风筒中排出，不污染巷道中的空气，故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出炮烟的时间长。（4）抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式通风可以使用柔性风筒。从以上比较可以看出，两种通风方式各有利弊，但压入式通风安全可靠性较好，故在煤矿中得到广泛应用。综合本井田的瓦斯浓度、掘进条件、粉尘浓度等因素，本次设计采用压入式掘进通风。4.3 煤巷掘进工作面需风量各掘进工作面所需风量计算如下：1）按压入式通风方式通风时 （4.

34、1）式中：Qy采用压入式通风时，稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量，m3/min；A为同时爆破的炸药量，Kg，最大为6.5Kg；S掘进巷道的净断面积，m3,14.3；L从工作面至炮烟浓度稀释至安全浓度的距离，可用下式计算：L=400A/S，则L=4006.5/14.3=182t掘进巷道的通风时间，一般取20-30min,取20min。2）按瓦斯涌出量计算 因为是高瓦斯矿井，对瓦斯进行提前抽采，以达到矿井安全规程规定的按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1%的要求。数值大概在1）中数值上下。 3)按人数计算按每人每分钟所需风量和掘进工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （4.3）式中：4每人每分钟供

35、给4 m3的规定风量，m3/min；N该掘进工作面同时工作的最多人数，取40人。故连采机掘进工作面风量：4）炸药量计算岩石大巷的掘进一般采用炮掘，所以风量计算要按照炸药量计算。 （4.4）式中：25使用一克炸药的供风量，m3/min；A该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取6.5。由以上四中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：5）按风速进行验算（1）按煤矿安全规程规定煤巷掘进工作面的风量满足：式中S为煤巷掘进巷道断面积，14.3m2；由风速验算可知，Q=360 m3/min符合风速要求。为保证风量的充足供应，根据配风经验取200 m3/min，经风速验算符合要求。（2）按照煤矿安全规程规定

36、岩巷掘进工作面的风量满足：式中S为岩巷掘进巷道断面积，15.6 m2；按照以上方法1、3、4（式中S取代为15.6m2）可以计算出岩巷掘进最大需风量为393m3/min，满足要求。对于岩巷掘进根据配风经验取200 m3/min，经风速验算符合要求。4.4 掘进通风设备选型1）风筒的选择掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于存储和搬运，连接和悬吊也较为方便，胶布和人造革风筒防水性能好，且适合于压入式通风。考虑到本设计掘进头距离较长，为经济起见，决定使用胶片风筒，其具体参数见表4.1。表4.1 风筒规格及接头形式风筒类型风筒直径（mm）接头方法百米风阻（N

37、S2/m8）节长（m）壁厚（mm）风筒质量（kg/m）胶片风筒1000双反边13.88301.24.0（1）风筒风阻风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻，风筒长度为1500m，由其百米风阻值得风筒总风阻为：（2）风筒的漏风率柔性风筒的漏风率风风量备用系数值可用下式计算： （4.5）式中：柔性风筒的漏风风量备用系数；Qf局部通风机的供风量，m3/min；Q0风筒末端的风量，m3/min；P风筒100m长度的漏风率，%,百米漏风率可从表4.2中查取；L风筒总长度，m。表4.2 柔性风筒百米漏风率p风筒接头类型风筒100m漏风率p/%胶接多反边多层反边3.05插接12.8带入数据，则柔性风筒的漏风风量备

38、用系数为：2）局部通风机选型（1）局部通风机工作风量Qa： （4.6）式中：风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.1；Qk煤巷掘进工作面所需风量，m3/min。则局部通风机工作风量Qa=1.09200=218 m3/min。（2）局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压Ht（Pa）为 （4.7）式中：Ht局部通风机工作全风压，Pa；R风筒总风阻，NS2/m8；Qa局部通风机工作风量，m3/s；Qk掘进工作面所需风量，m3/s；空气密度，kg/m3；带入已知数据得：（3）局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种，轴流式局部通风机具有体积小，便于安装和串联运转，效率等优点。本

39、设计根据局部通风机工作风量Qa和工作全风压Ht选取FD-No5/15型轴流式风机，其工作参数见表4.3。表4.3 局部通风机参数风机类型功率（KW）电压（V）转速（r/min）级数风量（m3/min）风压（Pa）FD-No5/1527.5380/66029002190-250200-32004.5 掘进通风机技术管理和安全措施1）保证工作面有足够的新鲜风流（1）局部通风机通风时，无论是工作和交接班都不准停风或减少风量。（2）提高有效风量。应减少导风设施的漏风，减低导风设施的风阻，要采用接头严密漏风小的反边接头法，及时修补风筒和堵补风筒针眼，选用大直径风筒，提高通风设备的安装质量。2）保证局部通

40、风机的安全运转（1）局部通风机必须有专人负责管理，局部通风机和启动装置必须装在进风道中，距回风口不小于10m，局部通风机吸收风量必须小于全风压供给该处的风量，以免发生循环风。（2）防止局部通风机电动机烧坏，采用QC83-80型磁力启动器。（3）局部通风机和机电设备必须配有延时风电闭锁装置。（4）安设瓦斯自动检测报警断电装置，局部通风机应采用双回路供电，以保证局部通风机连续运转。3）局部通风机的管理工作主要是保证局部通风机安全正常运转，减少漏风，降低风筒阻力，提高工作面的有效风量，加强局部通风机管理及检查。5 矿井风量计算与分配5.1矿井总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点有效风量和各条风路

41、上的漏风的总和。本设计采用按实际需要由里往外细致配风的计算方法。生产矿井总风量按以下要求风别计算，并取其中的最大值。1）按井下同时工作的最多人数计算 （4.1）式中：N井下同时工作的最多人数，700人；Kt矿井通风系数，一般可取1.2-1.25，本设计取1.25。本矿井下同时作业的最多人数为700人，则2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算 （4.2）式中：采煤工作面和备用工作面实际需要风量的总和，；掘进工作面实际需要风量的总和，；硐室实际需要风量的总和，；除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，。Kt采区风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=

42、1.21.25，取Kt =1.20；（1）综采工作面实际需要风量计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。 按瓦斯涌出量计算工作面布置有专用排瓦斯巷（俗称尾巷，且符合规程第一百三十七条的规定）的采煤工作面风量计算： qa 采煤工作面尾巷的风排瓦斯量；第个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2绝对涌出量按下式计算： q采=q相对*A工日/1440 （3-3）其中 q相对工作面瓦斯相对涌出量，m3/t;A工日工作面日产量.矿井的瓦斯相对涌出量为14m3/t， q采=14*4545.5/1440=44.19 m3/

43、min 因为： = =0.1217 m3/min m3/min m3/min 综上所述，回采工作面的风量： m3/min 按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表5.1。表4.1 采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度/1515181820202323262628工作面风速/ms-10.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5按下式计算： （5.4）式中：Vai第i个工作面风速，m/s；Sai第i个采煤工作面的平均断面积，m2。对于综采工作面，取温度为25，则风速为1.7m/s，采煤工作面面积为S=10m2，代

44、入上式可得：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （5.5）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/minNi第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人已知Ni=40，可得：按照以上三种计算风量的方法，选择计算的最大风量，所以综采工作面的风量为1920.2 m3/min。按风速进行验算： （5.6）式中：Sai第i个采煤工作面的平均断面积，m2综采工作面的面积为10m2，代入上式所以综采工作面的风量为1920.2 m3/min，满足风速要求。（2）备用工作面需要风量计算备用工作面需要风量取综采工作面所需风量的一半960.1 m3/min（3）掘进工作面需风量

45、计算每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：按瓦斯涌出量计算：根据煤矿安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即： （5.7）式中：qbi第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kbi第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般机掘工作面取1.52，炮掘工作面取1.82.0， Kbi取2。掘进工作面日出煤量按工作面日出煤量的10%计算，所以所以掘进工作面瓦斯涌出量可以计算为：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作

46、面所需风量。 （5.8）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Ni第i个采煤工作面同时工作的最多人数，取40人。由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：（4）硐室需风量计算井下火药库煤矿安全规程规定，大型爆破材料库风量不得小于100 m3/min，中小型不得小于60m3/min，本设计中取100m3/min。绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为6080m3/min，取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。采区变电所按煤炭安全规程要求，一般为80m3/min。充电硐室：150m3/min检修硐室：

47、120m3/min其它硐室：200m3/min综上所述，硐室总风量：（5）其他巷道所需风量计算其它巷道所需风量由下式计算： （5.9）式中：S其它巷道平均断面面积，取S=14.3m2；（6）Kt的确定Kt是矿井漏风系数，是反映井下通风构筑物及通风管理水平的一个综合性指标，矿井采用两翼对角式通风方式，由表5.2可以查出Kt=1.15。表5.2 矿井通风系数表通风方式Kt取值中央并列式1.201.25中央分列式或混合式1.151.20对角式或分区式通风1.101.15综上所述，按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算得矿井所需风量总和为：根据上述方法计算取较大者，得出矿井总风量为7171

48、.285m3/min。5.2矿井风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.15。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）采煤工作面，考虑到采煤工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，工作面进风侧平巷风量为：Q进=1920.21.15=2208.23 m3/min（2）备用面：Q备=960.11.15=1104.115 m3/min（2）掘进面：Q掘=2838.81.15=2032.74 m3/min（3）火药库

49、：Q火=1001.15=115m3/min（4）绞车房：Q绞车=801.15=92 m3/min（5）采区变电所：Q机电=801.15=92 m3/min（6）充电硐室：Q充电=1501.15=172.5 m3/min（7）检修硐室：Q检修=1201.15=138m3/min（8）其它硐室：Q检修=2001.15=230 m3/min（9）其它巷道：Q其它1=8581.15=986.7 m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕，具体风量分配见表5.3，井巷风速验算结果见表5.4。表5.3风量分配表用风地点采煤工作面平巷掘进工作面备用工作面充电硐室火 药 库绞 车 房采区变电所检修硐室其

50、它硐室其它巷道合计分配风量/m3min-12208.232032.741104.115172.51159292138230986.77171.285表5.4 井巷风速验算表井 巷限速/ms-1有效断面/m2风量/m3s-1实际风速/ms-1备注低高副井井筒1244.16119.522.71符合井底车场815.6119.527.66符合轨道运输大巷815.690.755.81符合运输大巷石门814.390.756.67符合轨道上山614.390.756.67符合区段运输平巷613.86322.31符合采煤工作面0.25410323.20符合区段回风平巷613.8622.861.65符合高位瓦斯巷

51、 669.141.52符合回风大巷815.5119.524.13符合风 井1519.6119.525.51符合6矿井通风阻力计算6.1矿井通风阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；（3）矿井通风网路中有很多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工

52、况合理。6.2矿井通风容易时期和困难时期的确定矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期（通常在达产初期），即容易时期矿井最大阻力路线。本设计在初期开采第一水平2号煤层时，南二采区前期上山开采，布置综放2201工作面；在南四采区右翼准备工作面2406；掘进头共两个。其通风容易时期的通风系统立体示意图和网络图如图6.1和图6.3所示。通风系统总阻力最大时称通风困难时期（通常在生产后期），即困难时期矿井最大阻力路线。本设计在开采2号煤层时，当南二采区快要采完时，是通风最困难的时期。此时在南二采区2204工作面开采，2409工作面备用，2205工作面准备煤巷掘进头两个，另外在北翼采区岩巷开拓掘进，两个岩

53、巷掘进头。其通风困难时期的通风系统立体示意图和网络图如图6.2和图6.4所示。矿井通风最容易和最困难时期都在主要通风机服务年限之内。图6.1矿井通风容易时期立体图图6.2矿井通风困难时期立体图6.3容易时期网络图6.4困难时期网络图6.3矿井通风阻力计算1）通风最容易时期为了计算通风最容易时期的风压，就首先要找到一条通风压力最大的通风路线。通风最容易时期的通风立体图如图6.1所示，可以知道通风阻力最小的风流路线为：新风路线：进风井（副井）井底车场及硐室运输大巷轨道上山区段运输平巷采煤工作面污风路线： 区段回风平巷 回风上山回风大巷回风井。高位瓦斯排放巷2）通风最困难时期通风最困难时期的通风立体

54、图如图6.2所示，可以知道通风阻力最大的风流路线为：新风路线：进风井（副井）井底车场及硐室运输大巷轨道上山区段运输平巷采煤工作面污风路线：区段回风平巷 回风上山回风石门回风井。 高位瓦斯排放巷3）矿井通风阻力计算矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算： （6.1）式中：摩擦阻力系数，Ns2/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；各井巷的摩擦阻力计算结果见表6.1，表6.2。表6.1 矿井通风最容易时期井巷通风

55、阻力计算表井巷区段序号井巷名称支护形式LSU104Qhfmm2mNs2/m4m3/sPa1-2副井混凝771.6144.16523.55410119.52123.54326662-3车场及硐室锚喷489.2715.61590119.52248.53624353-4轨道大巷锚喷2238.6015.6159098.66774.85188724-6轨道上山锚喷102014.313.858590.75338.18475486-8区段运输平巷锚网270013.86158032124.61068298-9综采工作面支架15010143303270.96329-10区段回风平巷锚网270013.861512022.8695.389161359-10瓦斯排放巷锚网