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：曹振兴02070823
曹 明03071319
蔡 鹏01070095
设计题目 新庄孜矿90万t/a新井通风设计 班级 采矿07-4班 指导教师 成绩 日 期 2011年1月
《矿井通风与安全》课程设计
目录
1矿井设计概况 ............................................................................................................................... 1
1.1矿区概述及井田地质特征 ............................................................................................... 1 1.2井田开拓 ........................................................................................................................... 1 1.3巷道布置与采煤方法 ....................................................................................................... 2 2矿井通风系统拟定 ....................................................................................................................... 4
2.1矿井通风系统基本要求 ................................................................................................... 4 2.2矿井通风方式的选择 ....................................................................................................... 4 2.3矿井通风方案技术和经济比较 ....................................................................................... 6 2.4通风机的工作方法 ........................................................................................................... 7 3采区通风....................................................................................................................................... 9
3.1采区上山通风系统 ........................................................................................................... 9 3.2回采工作面通风方式 ....................................................................................................... 9 4掘进通风..................................................................................................................................... 12
4.1掘进方法的确定 ............................................................................................................. 12 4.2掘进工作面通风方式 ..................................................................................................... 12 4.3煤巷掘进工作面需风量 ................................................................................................. 13 4.4掘进通风设备选型 ......................................................................................................... 15 5矿井风量计算与分配 ................................................................................................................. 18
5.1矿井总风量的计算 ......................................................................................................... 18 5.2矿井风量分配 ................................................................................................................. 21 6矿井通风阻力计算 ..................................................................................................................... 23
6.1矿井通风阻力计算原则 ................................................................................................. 23 6.2矿井通风容易时期和困难时期的确定 ......................................................................... 23 6.3矿井通风阻力计算 ......................................................................................................... 23 7矿井通风设备选型 ..................................................................................................................... 33
7.1选择主要通风机 ............................................................................................................. 33 7.2电动机选型 ..................................................................................................................... 35 7.3矿井主要通风设备要求 ................................................................................................. 37 7.4通风附属装置及其安全技术 ......................................................................................... 37 7.5特殊灾害的防治措施 ..................................................................................................... 38 8矿井通风费用概算 ..................................................................................................................... 40
8.1吨煤通风费 ..................................................................................................................... 40 8.2通风设备的折旧费和维修费 ......................................................................................... 41 8.3通风员工工资费用 ......................................................................................................... 41 8.4专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费 ................................................................. 41 8.5吨煤通风成本 ................................................................................................................. 41 9结论 ............................................................................................................................................ 42 参考文献........................................................................................................................................ 43
《矿井通风与安全》课程设计
1矿井设计概况
1.1矿区概述及井田地质特征
1）矿区概述
新庄孜矿位于安徽省淮南市八公山东麓，南与谢一矿相接，北与孔李公司为邻。地处东经116°4938″北纬32°35′41″，行政区划属淮南市八公山区。井内的气象参数按表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 冬 夏 进风井筒（kg/m3） 1.26 1.20 出风井筒（kg/m3） 1.22 1.25 2）井田地质特征 新庄孜井田东以第Ⅳ勘探线与李一矿井田毗邻，西以第Ⅸ勘探线及人定境界与新庄孜相接，北部Ⅳ－Ⅴ至Ⅵ勘探线间以八公山背斜轴、Ⅵ至Ⅸ勘探线，南至3-1煤层-650m底板等高线地面投影线，东西走向长约6.4~7.4km，平均7.2km；倾斜宽：最大约2.7km，最小2.54km，平均2.6km。井田的水平面积约18.72km2。
3）煤层特征
本井田第三含煤组平均总厚4.75m，含煤2余层；其中可采煤层3-1煤层，平均可采总厚4.25m，含煤系数为9.01%。具体参见图1 综合地质柱状图。具体参见图1 综合地质柱状图。本矿井达产时相对瓦斯涌出量为12.7m3/t。矿井东翼在开采3-1煤层时，其绝对瓦斯涌出量最大达到108.17m3/min，最大相对瓦斯涌出量为18.3m3/t，矿井瓦斯等级应定为高瓦斯矿井。煤层自燃倾向性等级鉴定为三级。依据《矿井防灭火规范》，矿井自燃危险等级划归为二级自燃矿井。
1.2井田开拓
1）井田境界及储量
矿井地质资源量：3－1煤79.01（Mt），矿井工业储量81.45（Mt）， 矿井可采储量68.17（Mt），本矿井设计生产能力为90万t/年。工业广场的尺寸为315m×400m的长方形，工业广场的煤柱量为5.7(Mt)。
2）矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
本矿井年工作日330天，每天净提升时间16小时。每天三班作业，其中两班采煤，一班检修，每班工作时间8小时。本矿井的设计生产能力为90万吨/年,矿井服务年限为57年。
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地 层主 要 煤 层其它各煤层名称5系 名界统称 厚度最小～最大 平均厚度及间距综 合 柱 状最小～最大1:500 平均0～1.570.310.98～8.183.770～3.220.470.44～10.204.920～3.510.385.02～20.1610.940～3.420.450～9.222.26主 要 特 征 简 述P21XS4-24-1上83.35～106.4792.311.33～7.183.203-2石3-120～7.632.780～1.480.55上部：以灰～深灰色砂质泥岩、粉砂岩为主，夹煤层，其中4-5煤为不可采薄煤层；3-1煤为较稳定型主采厚煤层，大部可见到1～3层夹矸，常见与3-2合并现象；在Ⅲ～Ⅳ-Ⅴ线常见3-1底有一薄煤分叉，且可见到与2煤合并现象；2煤仅在Ⅵ线以东有局部河采区；各煤层底板均可见到不稳定的鲕状泥岩，3-2顶板常可见到不稳定的粉细砂岩或中细砂岩。下部：由浅灰～灰白色中细砂岩、粉细砂岩、灰色砂质泥岩、泥质粉砂岩、鲕状泥岩、花斑泥岩组成。一般可见到1～3层花斑泥岩或鲕状花斑泥岩，局部质纯者成为铝质泥岩。产化石：Stigmatia ficaides Brongn鳞木根座Linguls sp舌形具 Cordaites科达Archacopteris sp古羊齿 Pecopteris sp栉羊齿Lobatannularia sp瓣轮叶盒40.58～62.9454.900～0.830.111.01～19.026.591.31～14.074.100～0.980.321-3子1-256.50～77.4364.920.49～3.281.83组1-1上部：主要由灰～深灰色砂质泥岩、粉砂岩组成，近顶部常见鲕状泥岩，在1-3煤底板有一层不稳定的粉细砂岩，中细砂岩较少见，1-2煤为稳定型主要可采中厚煤层。中部：以浅灰～灰白色长石石英中粒砂岩、中细砂岩、中粗砂岩为主，夹砂质泥岩、鲕状泥岩或泥岩；砂岩底部常见菱铁质泥岩团块，胶结物以硅质为主。下部：以灰～深灰色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩为主，夹一层不可采薄煤层或炭质泥岩。在10米底板一般可见到一层花斑泥岩或鲕状泥岩； 图1.1 地质综合柱状图
3）井田开拓
工业广场应布置在井田储量中央处，大致在井田走向中央，倾向略微偏下位置，主副井均位于工业广场内。风井井筒布置在井田外。
矿井为立井单水平开采，所以将大巷布置在煤层底板下方20m处的砂岩中。主要开拓巷道如运输大巷，轨道大巷均布置在底板砂岩中。
煤炭由采煤工作面→采区运输上山→采区煤仓→胶带运输大巷→井底煤仓→主井提升到地面；材料自井底车场→轨道运输大巷→采区下部车场→采区轨道上山→区段回风平巷→工作面。
1.3巷道布置与采煤方法
1）采区巷道布置及生产系统
首采的东翼采区走向长度为3650~4500m。西翼采区走向长度为2300~2700m。首采的东翼采区上山阶段斜长为1130m，下山阶段为1080m，为保证合理的工作面长度，故上山阶段区段长度确定为150m左右，下山阶段为170m左右，区段数目为上山6个，下山6个。
在同一采区内，先采上层，后采下层；沿倾斜方向，由上向下开采。本设计只布置一个采煤工作面达产，工作面的接替顺序为：在上山两翼进行左右跳采接替。
设计首采区（西二带区）位于井田南部，接近井底车场；由井底车场至大巷120 m处。根据西二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。西二带区走向长平均2357.8 m，
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倾向长平均1940.5 m。带区内划分为11个倾斜分带，分带平均长1757.6 m。
首采带区工作面长度取150 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5 m，高为3.2 m；回风斜巷宽5m，高3 .2m。
2）采煤方法
主采煤层选用综采开采工艺，走向长壁综采一次采全高采煤法。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：选用DZ40型液压支柱、选用MGTY750/1715-3.3D型双滚筒采煤机、SGEC-830/500型刮板运输机。采煤机截深0.8m，采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。
3）回采巷道布置
回采巷道采用一般的U型布置方式，即一条区段运输平巷和一条区段回风平巷。
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） 副井井筒 井底车场 轨道运输大巷 轨道上山 区段运输平巷 采煤工作面 区段回风平巷 回风石门 风井 运输大巷、石门 33.17 20 18 18 16.0 17.21 16.0 20 26.42 12.80 20.41 18.8 17.9 16 16 17.9 16 17.3 15.7 17.79 3
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2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）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。
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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3：两翼对角式
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-回风石门
方案4：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
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通风方式 中央并列式 中央分列式 优点 缺点 适用条件 初期投资少，工业场地布置集风路较长，风煤层倾角大、埋藏深，但走向中，管理方便，工业场地保护阻较大，采空长度并不大，而且瓦斯、自燃煤柱小，保护井筒的煤柱较少，区漏风较大。 发火都不严重。 构成矿井通风系统的时间短。 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，保护井筒的煤柱较少，构成矿井通风系统的时间短。 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。 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。 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 采区式通风方式 建井期限略长，有时初期投资稍大。 工业场地分散、占地面积大、井筒保护煤柱较多。 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。 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
由于该矿为高瓦斯及突出矿井，自燃发火严重，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：305×2=610m，回风大巷工程量：0m。
表2.2 井巷掘进费用 方案项目 工程项目 回风大巷 回风井 合计 （2）井巷维护费用
表2.3 井巷维护费用比较 项目方案 工程项目 回风大巷
中央分列式 工程量 （m） 3080 305 单价 （元/m） 4000 10000 1535万元 费用 （万元） 1232 305 工程量 (m) 0 610 两翼对角式 单价 （元/m） 4000 10000 610万元 费用 （万元） 0 610 中央分列式 工程量 （m） 3080 单价 （元/m） 90 费用 （万元） 27.72 工程量 （m） 0 两翼对角式 单价 （元/m） 90 费用 （万元） 0 6
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回风井 合计 305 120 31.38万元 3.66 610 120 7.32万元 7.32 （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，一套备用，则共需要设备费用100×2=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 通风设备费 （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 井巷掘进费 井巷维护费 通风设备费 总费用 中央分列式（万元） 1535 31.38 250 1816.38 两翼对角式（万元） 610 7.32 500 1117.32 中央分列式 250万元 两翼对角式 250×2=500万元 由于本矿井设计为90万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 抽 出 式 压 入 式 使用条件及优缺点 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。 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。
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（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，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。
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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12.7m3/t，属于高瓦斯突出矿井，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 U 型 示意图 优缺点及适用条件 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。 9
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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。 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增加了行道的维护和掘进费用。 备专用回风上山，当采用对拉式工作面时，可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。 Z 型 W 型 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3-1号煤层倾角为8o，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、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。
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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 上 行 通 风 示意图 适用条件及优缺点 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。 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。 下 行 通 风 11
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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。
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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
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Qy?7.8?3A(LS)2/t （4.1）
式中：
3
Qy—采用压入式通风时，稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量，m/min； A—为同时爆破的炸药量，Kg，最大为6.5Kg；
3
S—掘进巷道的净断面积，m,16；
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=400×6.5/16=162.5
t—掘进巷道的通风时间，一般取20-30min,取20min。
Qy?7.8?36.5(162.5?16)2/20?137.6m3min
2）按瓦斯涌出量计算
根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1%的要求计算，即：
Qb?100qb?Kb(1?Kg) （4.2）
式中：
3
Qb—掘进工作面实际需风量，m/min；
3
qb—该掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量，5.5 m/min；
Kb—该掘进工作面的瓦斯涌出量不均衡的风量系数，根据实际观测为1.5； Kg—矿井瓦斯抽放率，为80%。 工作面需风量：
Qb?100?5.5?1.5?(1?0.8)?165m3min 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。
Qb?4?N （4.3）
式中：
33
4—每人每分钟供给4 m的规定风量，m/min； N—该掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。 故连采机掘进工作面风量：
Qb?4?30?120m3min 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。
Qb?25?A （4.4）
式中：
3
25—使用一克炸药的供风量，m/min；
A—该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取6.5。
Qb?25?6.5?162.5m3min
由以上四中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：
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Qb?165m3min 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：
Qmin?15Sm3min
Qmax?240Sm3min
式中S为煤巷掘进巷道断面积，16m；
2
Qmin?15?16?240m3min
Qmax?240?16?3840m3min
3
3
由风速验算可知，Q=165 m/min不符合风速要求。根据配风经验取250 m/min，经风速验算符合要求。
（2）按照《煤矿安全规程》规定岩巷掘进工作面的风量满足：
Qmin?9Sm3min
Qmax?240Sm3min
式中S为岩巷掘进巷道断面积，18 m；
2
Qmin?9?18?162m3min
Qmax?240?18?4320m3min
2
按照以上方法1、2、3、4（式中S取代为18m）可以计算出岩巷掘进最大需风量为162.5 33
m/min，刚刚满足要求。对于岩巷掘进根据配风经验取200 m/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 胶片风筒 风筒直径 （mm） 1000 接头方法 双反边 百米风阻 28（NS/m） 13.88 节长 （m） 30 壁厚 （mm） 1.2 风筒质量 （kg/m） 4.0 （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，由于联络巷间距为200m，由其百米风阻值得风筒总风阻为：
Rp?200/100?13.88?27.76NS2/m8
（2）风筒的漏风率
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柔性风筒的漏风率风风量备用系数ψ值可用下式计算：
??QfQ0?1 （4.5）
pL1?10000
式中：
Φ—柔性风筒的漏风风量备用系数；
3
Qf—局部通风机的供风量，m/min；
3
Q0—风筒末端的风量，m/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 胶接 多反边 多层反边 插接 风筒100m漏风率p/% 0.1-0.4 0.4-0.6 3.05 12.8
带入数据，则柔性风筒的漏风风量备用系数为：
1?1.09
0.6?15001?100002）局部通风机选型 ??（1）局部通风机工作风量Qa：
Qa??Qk （4.6）
式中：
ψ—风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.1；
3
Qk—掘进工作面所需风量，m/min。
3
则局部通风机工作风量Qa=1.09×250=272.5 m/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
QHt?RQaQh?0.811?h4，Pa （4.7）
D式中：
Ht—局部通风机工作全风压，Pa；
28
R—风筒总风阻，N·S/m；
3
Qa—局部通风机工作风量，m/s；
3
Qk—掘进工作面所需风量，m/s；
3
ρ—空气密度，kg/m； 带入已知数据得：
22502/3600Ht?27.26?272.5/60?250/60?0.811?1.20??532.75Pa
1.04（3）局部通风机的选择
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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 FD-No5/15 功率 （KW） 2×7.5 电压 （V） 380/660 转速 （r/min） 2900 级数 2 风量 （m3/min） 190-250 风压 （Pa） 200-3200 4.5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。
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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
Q?4?N?Kt （5.1）
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
Q?4?700?1.25?3500(m3/min)
2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算
Q?(?Qa??Qb??Qc??Qd)?Kt m3/min （5.2） 式中：
3m/min； —采煤工作面和备用工作面实际需要风量的总和，Q?a?Qb—掘进工作面实际需要风量的总和，m/min；
33?Q—硐室实际需要风量的总和，mc/min；
3m/min。 —除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，Q?dKt—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=1.2~1.25，
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。 ①按瓦斯涌出量计算
根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即：
Qai?100?qai?Kai m3/min式中：
（5.3）
qai—第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，3101工作面qai= 10.65 m3/min； Kai—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝
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对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的
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观测，测出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取Kai=1.2~1.6；炮采工作面可取Kai=1.4~12。 3101工作面其按照瓦斯浓度涌出量计算：
Qai?100?10.65?1.4?1491 m3/min
②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5.1 采煤工作面空气温度与风速对应表 工作面温度/℃ 工作面风速/m·s-1
按下式计算：
<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 1.5~2.0 26~28 2.0~2.5 Qai?60?Vai?Saim3/min （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。 对于综采一次采全高工作面，取温度为25℃，则风速为1.7m/s，采煤工作面面积为S=17.21m2，代入上式可得：
Qai?60?1.7?17.21?1755.42m3/min
③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。
Qai?4Ni m3/min （5.5）
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，人 已知Ni=40，可得：
Qai?4?40?160m3/min
按照以上三种计算风量的方法，选择计算的最大风量，所以综采一次采全高工作面的风量为1755.42 m3/min。
④按风速进行验算：
15Sai?Qai?240Sai m3/min （5.6）
式中：
Sai—第i个采煤工作面的平均断面积，m2
综采一次采全高工作面的面积为17.21m2，代入上式
258.15?15?17.21?Qai?240?17.21?4130.4m3/min
所以综采工作面的风量为1755.42 m3/min，满足风速要求。 （2）备用工作面需要风量计算
根据矿井资料，本矿不设备用工作面。 （3）掘进工作面需风量计算
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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各掘进工作面所需风量计算如下： ①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。
要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。
即：
Qbi?100?qbi?Kbi m3/min （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，一掘进工作面日出煤量按工作面日出煤量的10%计算，所以
般机掘工作面取1.5~2，炮掘工作面取1.8~2.0， Kbi取2。
qbi?10.56?10%?1.056m3/min
所以掘进工作面瓦斯涌出量可以计算为：
Qbi?100?1.056?2?211.2m3/min
②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。
Qbi?4Ni m3/min （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，人，取40人。
Qbi?4?40?160 m3/min
由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：
Qbi?211.2m3/min
?Qb?2?211.2?422.4m3/min
（4）硐室需风量计算 ①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。
②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60~80m3/min，取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。
③采区变电所
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按《煤炭安全规程》要求，一般为80m3/min。 ⑤充电硐室：150m3/min ⑥检修硐室：120m3/min ⑦其它硐室：200m3/min 综上所述，硐室总风量：
Qd?100?80?80?150?120?200?730m3/min
（5）其他巷道所需风量计算 其它巷道所需风量由下式计算：
QBi?60?0.25?S?4 m3/min
式中：
（5.9）
S—其它巷道平均断面面积，取S=12.8 m2；
QBi?60?0.25?12.8?4?768m3/min
（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 中央并列式 中央分列式或混合式 对角式或分区式通风 Kt取值 1.20~1.25 1.15~1.20 1.10~1.15 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：
Q?(1755.42?422.4?730?768)?1.15? 4227.193m3/min
根据上述方法计算取较大者，得出矿井总风量为4227.2m3/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=1755.42×1.15=2018.73 m3/min
（2）掘进面：Q掘=2×211.2×1.15=485.76 m3/min （3）火药库：Q火=100×1.15=115m3/min （4）绞车房：Q绞车=80×1.15=92 m3/min （5）采区变电所：Q机电=80×1.15=92 m3/min （6）充电硐室：Q充电=150×1.15=172.5 m3/min
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（7）检修硐室：Q检修=120×1.15=138m3/min （8）其它硐室：Q检修=200×1.15=230 m3/min （9）其它巷道：Q其它1=768×1.15=883.2 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 采煤工用风地点 作面平巷 分配风量/m3·min-1 火 药 库 绞 车 房 92 采区变电所 92 检修硐室 138 其它硐室 230 883.2 4955.8 其它巷道 合计 掘进工作面 充电硐室 2018.73 242.88×5 172.5 115 表5.4 井巷风速验算表
井 巷 副井井筒 井底车场 轨道运输大巷 运输大巷石门 轨道上山 区段运输平巷 采煤工作面 区段回风平巷 回风主石门 风 井
限速/m·s-1 低 － － － － － － 0.25 － － － 高 12 8 8 8 6 6 4 6 8 15 有效断面/m 33.17 20 18 12.80 18 16.0 17.21 16.0 20 26.42 2风量/m3·s-1 实际风速/m·s -1备注 符合 符合 符合 符合 符合 符合 符合 符合 符合 符合 82.6 82.6 71.68 71.68 70.14 2.49 4.13 3.98 5.60 3.70 3.78 3.52 3.78 4.13 5.51 60.51 60.51 60.51 82.6 82.6 22
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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3号煤层时，当平巷掘进结束工作面采煤开始时为通风最容易时期，此时通风线路较短。东一采区前期上山开采，布置综采一次采全高首采面3101工作面；在东一采区右翼准备工作面3202；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3号煤层时，当东一采区快要采完时，是通风最困难的时期。此时在东一采区下山3121工作面开采，准备3222工作面。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。
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——区段污风路线：区段回风平巷——回风上山——回风石门——回风井。
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： 运输平巷——采煤工作面
2）通风最困难时期
通风最困难时期的通风立体图如图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——轨道下山——区段污风路线：区段回风平巷——回风下山——回风上山——回风石门——回风井。
运输平巷——采煤工作面
23
191581210131411623754
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图6.1 通风容易时期的通风系统立体图
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1171516132351049671112826
14
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图6.2 通风困难时期的通风系统立体图
27
1245678129111315图6.3 通风容易时期的通风网络图
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12144675910121517图6.4 通风困难时期的通风网络图
29
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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：
hf??LUQ2/S3,(Pa) （6.1）
式中：
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；
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阻力计算表 井巷名称 副井 车场及硐室 运输大巷 轨道上山 区段运输平巷 综采工作面 区段回风平巷 甩车道 回风上山 回风石门 回风井 支护形式 混凝 锚喷 锚喷 锚喷 锚网 支架 锚网 锚喷 锚喷 锚喷 混凝 L m 512 500 1540 1180 1700 150 1700 180 80 200 305 合计
表6.2 矿井通风最困难时期井巷通风阻力计算表
S m2 33.17 20 18 18 16 17.21 16 12.80 18 20 26.42 U m 20.41 18.8 17.9 16 16 17.9 16 17.79 16 17.3 15.7 α×104 N·s2/m4 410 90 90 85 80 330 120 210 120 90 90 Q m3/s 82.6 82.6 71.68 70.14 60.51 60.51 60.51 60.51 70.14 82.6 82.6 hf Pa 80.09778428 72.150687 218.5721072 135.3738946 194.5150678 63.64582565 291.7726017 117.4065009 12.95702281 26.5575933 15.94423387 1228.993319 井巷区段序号 1-2 2-3 3-4 4-6 6-8 8-9 9-10 10-11 11-13 13-14 14-15 井巷区段序号 1-2 2-3 3-4 4-8 8-9 9-10 10-11 11-12 11-15 15-16 16-17 井巷名称 副井 车场及硐室 运输大巷 轨道下山 区段运输平巷 综采工作面 区段回风平巷 甩车道 回风上、下山 回风石门 回风井 支护形式 混凝 锚喷 锚喷 锚喷 锚网 支架 锚网 锚喷 锚喷 锚喷 混凝 L m 512 500 3310 1050 2270 170 2270 180 2100 200 305 合计 S m2 33.17 20 18 18 16 17.21 16 12.80 18 20 26.42 U m 20.41 18.8 17.9 16 16 17.9 16 17.79 16 17.3 15.7 α×104 N·s2/m4 410 90 90 85 80 330 120 210 120 90 90 Q m3/s 82.6 82.6 71.68 51.44 hf Pa 80.09778428 72.150687 469.7881006 64.79069103 49.90666667 176.6822846 49.90666667 49.06710203 49.90666667 265.0234269 49.90666667 79.86471872 52.97333333 194.0070944 82.6 82.6 26.5575933 15.94423387 1493.973717 30
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4）矿井通风总阻力
沿着通风容易和困难时期的风流路线，依次计算各段路线的摩擦阻力hfi，然后分别累计得到容易
和困难时期的总阻力hfe和hfd，再加上局部阻力，因为初建矿井局部阻力取总摩擦阻力的10%，扩建矿井取总摩擦阻力的15%，得到两个时期的总阻力hme和hmd。
容易时期通风总阻力：
hme?1.1??hrfmin （6.2)
困难时期通风总阻力：
hmd?1.15??hrfmax （6.3）
式中：
1.1、1.15—为考虑风路上有局部阻力的系数； ∑hrfmin—矿井通风容易时期的阻力之和； ∑hrfmax—矿井通风困难时期的阻力之和。
由表6.3和表6.4计算出矿井不同时期的通风阻力代入式6.2、式6.3，求出两个时期的矿井通
风总阻力。
通风容易时期：
hme?1.1?1228.99?1351.89＜2940Pa
通风困难时期：
hmd?1.15?1493.97?1718.07＜2940Pa 5）矿井总风阻、等积孔的计算
（1）矿井风阻计算值如下：
R?h/Q2 （6.4）
式中：
R—矿井风阻，Ns/m； h—矿井总阻力，Pa； Q—矿井总风量，m/s； （2）等积孔的计算
等积孔是用一个与井巷或者矿井风阻值相当的理想孔的面积值来衡量井巷或矿井通风难易程度的概念，它是反映井巷或矿井通风阻力和风量依存关系的数值。
32
8
A?1.19?Q/h （6.5）
式中：
A—等积孔，m； H—风压，Pa； Q—风量，m/s；
等积孔越大说明通风越容易，值越小，通风越困难。根据《采矿设计手册》对矿井通风阻力等级
31
3
2
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分类标准判断各个时期的通风难易程度。通风容易时期和通风困难时期的通风难易程度评价见表6.3。
表6.3 矿井通风难易程度评价
等积孔/m2 <1 1~2 >2 风阻/N·s2·m-8 >1.416 0.354~1.416 <0.354 通风阻力等级 大阻力矿 中阻力矿 小阻力矿 难易程度评价 难 中 易 由式6.4、式6.5求出的R和A值见表6.4。
表6.4 通风难易程度计算表
时期 容易时期 困难时期 风量/m3·s-1 82.6 82.6 总阻力/Pa 1351.89 1718.07 风阻/N·s2·m-8 等积孔/m2 难易程度 容易 容易 0.192868 0.251815 2.709675 2.37141 32
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7矿井通风设备选型
7.1选择主要通风机
根据前面计算，用风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。
1）自然风压
为了简化计算，在自然风压计算中，井下各处的空气密度均认为是进风井和回风井的空气密度的平均值。
表7.1 空气平均密度一览表 夏季/kg·m-3） 冬季/kg·m-3） 副井 1.18 1.25 风井 1.16 1.20 如图7.1所示为本矿井的通风简易图。 冬季的自然风压为：
h?(?1?2z1?2??2?3z2?3??3?4z3?4)g
（7.1） 1.25?1.20?(1.25?512??207?1.20?305)?9.8Pa?200.16Pa2夏季的自然风压为：
h?(?1?2z1?2??2?3z2?3??3?4z3?4)g?(1.18?512?
（7.2） 1.18?1.16?207?1.16?305)?9.8Pa?80.066Pa21432图7.1 矿井通风简易图
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2）主要通风机工作风压
（1）通风容易时期
通风容易时期自然风压与通风机风压作用相同，通风机有较高功率，故从通风系统阻力中减去自然风压。通风容易时期主要通风机静风压为：
hrsmin?hrmin?h自然?h损失 （7.3）
式中：
hrmin—通风容易时期矿井通风总阻力，Pa； h自然—容易时期帮助通风的自然风压，Pa；
h损失—通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，取50 Pa。
hrsmin?1351.89?200.16?50?1201.73Pa
（2）通风困难时期
通风困难时期自然风压与通风机作用反向，故通风系统需加上自然风压。主要通风机静风压：
hrsmax?hrmax?h自然?h损失 （7.4）
式中：
hrmax—表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa； H自然—表示困难时期反对通风的自然风压，hn夏＝0 Pa； h损失—通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，取50 Pa。
hrsmax?1718.07?80.066?50?1848.136Pa
（3）主要通风机的实际通过风量Q
因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：
Qf?k?Qm （7.5）
式中：
Qf—主要通风机风量，m/s； Qm—矿井需风量，m/s；
k—漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1。 容易时期：
3
3
Qfmin?1.1?82.6?90.86m3/s
困难时期：
Qfmax?1.1?82.6?90.86m3/s
（4）选择主要通风机
主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表7.2。
表7.2 主要通风机工作参数一览表
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项 目 单位 矿井一水平 3容易时期 风量( m/s) 90.86 风压Pa 1201.73 3困难时期 风量(m/s) 90.86 风压Pa 1848.136 根据表7.2的数据，并结合当前的技术经济条件，在供选择的通风机特性曲线图上初选通风机。 矿井选择62A14-11-No24型轴流式风机型轴流式风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，由作图求出初选风机容易和困难时期的实际工况点，如图7.2所示。
从而求得62A14-11-No24型轴流式风机性能参数，见表7.3。
表7.3 FBCDZ-8-No.24B型轴流式风机性能参数 型号 时期 容易时期 困难时期 叶片安装角/ o 27.5 32.5 转速 r/min 750 750 风压 Pa 1430 1950 风量 m3/s 86 90 效率 % 85 83 输入功率/KW 148 213.5 FBCDZ-8-No.24B 7.2电动机选型
由于Nmin/Nmax＝148/213.5=0.69>0.6，可选一台电动机，故通风容易与困难时期均选用同一型号的电动机。电动机功率为：
Ne?Nmax?ke/(?e??tr) （7.5）
式中：
Ne—电动机功率，kW；
Nmax—通风机困难时期的输入功率，kW；
ke—电动机容量备用系数，取1.1~1.2，本矿取1.1；
ηe—电动机效率，可取0.9~0.94，本矿取0.93，大型电动机取高值；
ηtr—传动效率，电动机与通风机直联ηtr=1，皮带传动ηtr=0.95，本矿采用皮带传动。
Ne?213.5?1.1/(0.93?0.95)?265.82
根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速选择型号为Y355L1-2的异步电动机，其详细参数表7.4。
表7.4 Y355L1-2型电动机参数
型号 Y355L1-2
额定功率 额定电流 KW 280 A 499 转速 r/min 2985 效率 % 94.7 功率因数 最大转矩 额定转矩 cosФ 0.9 倍 2.2 Kg 1900 重量 35
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62A1411风机装置性能曲线WNo24型 n=750r/min 叶片数 16k/N°°°°°°°°°Q/m3·s1°°Hmax°°°°°°08°.0O2H57.0mm/0s7.f0hh=°°°°°°°Q/m3·s1图7.2 62A14-11-No24型轴流式风机实际工况点
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7.3矿井主要通风设备要求
（1）主要通风机必须安装在地面，装有同烦恼过机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提（2）主要通风机必须保证经常运转；
（3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通（4）装有主要通风机的出口井口，应安装防爆门；
（5）主要通风机至少每个月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报（6）进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，（7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合《煤炭安全规程》（8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低矿井控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；
风机和一部备用电机。备用通风机或备用电机和配套通风机，必须能在10min内开动。
矿总工程师批准；
对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备。 第117条规定；
要将其两顺槽就近连通井及时加以密闭，使采空区处于均压状态。
7.4通风附属装置及其安全技术
1）通风附属装置
矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向，控制灾害和灾情的发展的应变措施。为了
保证主扇运转的安全可靠，除扇风机机体外，任需要设置一系列附属装置，如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等。
（1）反风装置
反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为
了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。本设计选取了62A14-11-No24型轴流风机，这种风机反转后的风量仍较高。本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可以。
（2）防爆门为保护风机，在风井井口设置钟形防爆梦，防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。如图7.3所示。
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《矿井通风与安全》课程设计
图7.3 防爆盖示意图
1-防爆井盖，2-密封液槽，3-滑轮，4-平衡重锤，5-风脚，6-风硐
（3）扩散器
本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部风速压转变为静（4）风硐
风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要（5）消音装置
《规程》规定矿井主要通风机噪音不得超过90dB，本设计采用主动式消音装置，把部分噪音吸收
压，以减少风机出口的速压损失，提高风机静压。
特别注意减少风硐阻力和防止漏风。
掉。
7.5特殊灾害的防治措施
1）瓦斯管理措施
（1）严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节《煤矿安全规程》的有关规定。
（2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次，发现问题及时汇报处理，另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。
（3）在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含量，并将信息及时传递到地面控制室。
（4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。 （5）按井下在册人员配备隔离式自救器。
（6）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反风并达到规定风量。 （7）严禁在工作面两道再掘超过3m的硐室。 （8）采后按规定时间回收，密闭，注浆。
2）煤尘的防治
（1）掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器。 （2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度。
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（3）奖励防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。 （4）对于容易积存煤尘之处，应定期进行清理。
（5）井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼处漏风。 （6）相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚。 （7）采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘口罩。
3）井下火灾的预防措施
（1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源。
（2）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两平巷就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。
（3）对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机监控，及时掌握自燃征兆和情况及时采取措施。
（4）煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层，防止煤层的风化和自燃。 （5）井下设置完备的消防撒水系统，存放足够的消防器材。
4）防水措施
（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。
（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。
（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。
①接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时； ②接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时； ③接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时； ④打开隔离煤柱放水时； ⑤接近有出水可能的钻孔时； ⑥接近有水或稀泥的灌泥区时； ⑦底板原始导水裂隙有透水危险时； ⑧接近其它可能出水地区时。
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《矿井通风与安全》课程设计
8矿井通风费用概算
矿井通风费用包括：电费、设备折旧费、材料消耗费、通风员工工资费用、专为通风服务的
井巷工程折旧费和维护费。吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。
8.1吨煤通风费
1）主要通风机年耗电费，用下式计算：
C?N?e??24?365 （8.1）
式中：
C—每年的通风电费，元/年； N—电机容量，KW；
e—电费单价，取e=0.6元/(KW·h) 24—一天的天数，h/d； 365—一年的天数，a/d；
η—风机的效率和输电、变电、传动等总效率，风机与电机直接传动时取0.6 初期：
C1?280?0.6?24?365?2452800元/年 0.6后期：
280?0.6?24?365?2452800元/年 0.62）局部通风机的年耗电费： C2?
局部通风机单台额定功率为7.5KW，矿井通风容易时期有2个掘进工作面，困难时期有5个掘进工作面，每个工作局部通风需要两台局部通风机串联，故通风机容易时期所需局部通风机的功率为30KW，困难时期为75KW，则局部通风机的年耗电费为：
初期：
C3?30?0.6?24?365?262800元/年 0.675?0.6?24?365?657000元/年 0.6后期：
C4?所以吨煤通风费用为： 初期：
D1?(2452800?262800)/900000?3.0173元/吨
后期：
D2?(2452800?657000)/900000?3.4553元/吨
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8.2通风设备的折旧费和维修费
1）通风设备折旧费
查《煤矿》生产经营指标得，一全套风机房的所有通风设备造价共计40万元，起回收率为4%，
服务年限为25年，则年折旧费用为：
Zn?40?(1?4%)25?1.536万元
则吨煤通风设备的折旧费为：
Zd?1.536/45?0.0341元/吨 2）设备维护费
维护费是指大中小及日常维护所需要的主要配件，维护及材料的消耗等。查《生产经营指标》通
风设备的年维护费用为8万元/年，则通风设备的吨煤维护费用为：
D?8/45?0.1778元/吨
则通风设备的折旧费和维护费为：
F1?0.0341?0.1778?0.2119元/吨
8.3通风员工工资费用
根据工资制度及通风所需员工数计算得一年的工资支出约为1000万元。 在吨煤所需工资费用为：
G?1000/90?11.1111元/吨
8.4专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费
专为通风服务的井巷主要包括回风石门、回风大巷和回风井等，各井巷每年的维护费用为： 风井：120元/米，井深305米；回风大巷及回风石门：80元/米，长度0+200=200米 则专为通风服务的井巷工程吨煤折旧费和维护费：
F2?(120?305?80?200)/900000?0.0584元/吨
8.5吨煤通风成本
通过以上计算，矿井吨煤通风费用为： 初期：
S1?3.0173?0.2119?11.1111?0.0584?14.3987元/吨
后期：
S2?3.4553?0.2119?11.1111?0.0584?14.8367元/吨
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9结论
本矿井的开拓方式为两翼对角式开拓系统，采用抽出式通风，设计风井在整个服务年限内通风阻力较小，风机运转平稳，通风均比较容易；吨煤通风成本低，比较经济；所选用的轴流式风机效率高，耗电少；本矿采用注浆防灭火技术有利于防止自燃火灾，矿井抗灾能力强。在工作面，通过预抽采瓦斯大大降低了瓦斯浓度，提高了通风系统的安全性。
通风安全设施主要有：风门、调节风窗、防爆水棚、回风井井口防爆门、进风井井口防灭火铁门矿井采用掘进工作面独立通风，井下硐室实现了独立通风。
综上所述，本矿井通风系统简单、合理、稳定，通风方式合理，配风满足需要，通风设施齐全有等。
效，抗灾能力强。
42