矿井通风系统 毕业设计

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目录第1章矿井生产及通风概况………………………………………………………………§1.1矿井煤层煤质及生产概况………………………………………………………§1.2矿井通风安全概况………………………………………………………………第2章矿井通风方式与风机工作方式选择………………………………………………§2.1矿井通风方式的选择依据和原则………………………………………………§2.2矿井主要通风机工作方式选择…………………………………………………第3章矿井通风系统风量计算……………………………………………………………§3.1矿井风量计算原则和规定………………………………………………………§3.2矿井风量计算方法………………………………………………………………第4章矿井通风总阻力计算………………………………………………………………§4.1井巷通风阻力计算………………………………………………………………§4.2矿井通风系统的其它计算………………………………………………………第5章矿井通风设备选择…………………………………………………………………§5.1矿井通风设备选择要求…………………………………………………………§5.2矿井主要通风机选型……………………………………………………………§5.3电动机的选择……………………………………………………………………第6章矿井通风费用概算与安全措施……………………………………………………§6.1吨煤通风费用计算………………………………………………………………§6.2矿井安全生产技术措施…………………………………………………………总结与致谢…………………………………………………………………………………参考文献……………………………………………………………………………………第-14-页共60页 第1章矿井生产及通风安全概况§1.1矿井煤层煤质及生产概况1.1.1矿井基本生产概况该矿地处平原地区，地面标高+150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3.3km。井田上界以标高－165m为界，下界以标高－1020m为界，两边以断层为界。井田有两个可开采煤层，为K1和K2，可采储量约为1.08亿吨。根据开采条件、煤炭供求状况及《煤矿安全规程》规定，确定此矿为年产150万吨大型矿井，服务年限为72年。该矿采用立井多水平上下山开拓，因井田走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为5个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m。综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，截深0.6m；高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面，综采工作面装备的部分机电设备，如表1－1所示，采区巷道采用集中联合布置。矿井所在平原区域的公路交通发达，路上交通方便。该矿生产的煤炭以陆上运输为主，运输成本较低。表1－1综采工作面部分机电设备一览表序号地点机械设备名称容量（kW）1工作面MLS3－170双滚筒采煤机1702工作面SGW－250型溜子125×23下顺槽S2Q－75型转载机754下顺槽SD－160运输机1505工作面KBY－62矿用支架防爆重光灯0.062×101.1.2矿井井型及开拓方式根据开拓开采设计确定。采用立井多水平上下山开拓，第一水平标高—380m，倾斜长为m，服务年限为27年，因走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m~160m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，160m第-14-页共60页 截深0.6m，高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面，综采工作面装备的部分机电设备如表1－2所示，采区巷道采用集中联合布置。表1-2综采工作面部分机电设备一览表序号地点机械设备名称容量（千瓦）1工作面MLS3-170双滚筒采煤机1702工作面SGW-250型溜子125×23下顺槽S2Q-75型转载机754下顺槽SD-160运输机1505工作面KBY-62矿用支架防爆重光灯0.062×101.1.3煤层煤质概况井田内有两个开采煤层，为K1、K2。在井田范围内，K1煤层的煤层平均厚度为2.40m，块状r=1.25，煤层赋存稳定，煤层倾角为15°。K1煤层直接顶的岩层平均厚度为0.20m，直接顶岩质为沙质泥岩，岩性松软，随采随冒。K1煤层老顶的平均厚度为8.40m，老顶岩质为泥质细砂岩，沙质泥岩互层，赋存稳定并且不易冒落。K1煤层底板的岩层平均厚度为4.20m，底板岩质为灰色砂质泥岩，细砂岩互层，该岩层岩性坚硬。K2煤层的煤层平均厚度为2.80m，块状r=1.28。K2煤层煤质中硬，在井田范围内赋存稳定，煤层倾角为15°。K2煤层直接顶的平均厚度为0.20m，直接顶岩质为泥岩，岩性松软，随采随冒。K2煤层老顶岩层的平均厚度为4.60m，老顶岩质为薄层泥质细砂岩，岩性稳定。K2煤层底板的平均厚度为8.20m，底板岩质为灰白色砂岩，岩性坚硬，其抗压强度为600～900公斤/cm2。含煤岩系各地层厚度、间距及岩性参见综合柱状图表，见表1－2所示。表1－2综合柱状图表柱状厚度（m）岩性描述240.00表土，无流砂8.60砂质页岩8.40泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定0.20沙质泥岩，松软2.40K1煤层，块状r＝1.25第-14-页共60页 4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩4.80泥岩细砂岩互层4.60薄层泥质细砂岩，稳定0.20泥岩，松软2.80k2煤层煤质中硬r＝1.288.20灰白色砂岩坚硬抗压强度600～900公斤/cm224.86灰色中、细砂岩层互层§1.2矿井通风安全概况1.2.1矿井通风系统基本状况矿井的主、副井位于井田中央，主井为箕斗井提煤用，副井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。矿井两翼各布置一个采区，每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面。根据矿井采掘作业计划，确保生产的正常接替，前期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头，因此共有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面需要供风。此外还有2个火药库、2个绞车房和2个变电所亦需独立通风，共有独立用风地点13处。后期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头和1个岩石下山掘进头，因此有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面和2个岩石下山掘进工作面需要供风，再加上2个火药库、2个绞车房和2个变电所，共有15个独立用风地点。部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表表1-1部分参数编号井巷名称支护形式断面（m2）周长（m）第-14-页共60页 1副井井筒混凝土35.821.902井底车场及主石门锚喷14.210.43井底运输大巷锚喷12.813.64采区下部车场锚喷12.813.65轨道上山锚喷10.112.06运输机上山锚喷9.611.87综采区段进风平巷U型支架9.612.98综采区段回风平巷U型支架9.612.99液压支架工作面7.8011.9510高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架9.612.911高档普采面区段回风平巷钢轨支架9.612.912高档普采面液压支柱9.411.013高档普采备用进风平巷钢轨支架9.612.014区段平石门锚喷10.2812.415采区回风石门锚喷10.0812.416风井混凝土12.813.617总回风平巷锚喷9.6211.7018风峒混凝土井内的气象参数按表所列的平均值选取，除综采工作面采用4—6制工作制外，其他均采用3—8制工作。1.2.2瓦斯、煤尘与自然发火情况1）矿井瓦斯全矿井相对CH4涌出量为6.6m³/t。煤层中各采煤工作面的绝对CH4涌出量为2.4m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.4；各煤层平巷掘进工作面的绝对CH4涌出量为1.2m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.25；各岩石下山掘进头的绝对CH4涌出量为1.1m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.15。2）矿井煤尘第-14-页共60页 在矿井生产工程中，有众多的生产工艺会产生岩尘和煤尘（例如在钻孔、掘进、落煤、碎煤等生产工艺工程中），或者使之悬浮于矿井空气中（例如煤炭的运输与转载都会使细微煤尘飘浮起来），但是由于在去矿井范围内采取了多种高效实用的防尘及降尘技术，比如在钻孔爆破时使用水袋，采用湿式采煤法以及在煤炭转载处安设降尘洒水喷头等，矿井煤尘灾害并不明显。3）矿井火灾及爆炸危险矿井煤层的发火期为16～18个月；煤尘有较高的爆炸性，爆炸指数为36%。第-14-页共60页 第2章矿井通风方式与风机工作方式选择§2.1矿井通风方式的选择依据和原则2.1.1生产矿井通风系统设计的基本任务作为生产矿井设计的一个主要组成部分，其基本任务是：紧密结合矿井开拓、开采和运输等基本情况，来拟定技术可行、安全可靠、经济合理的矿井通风系统方案；计算不同时期的矿井总风量及系统总阻力；选择矿井通风设备。设计时还应遵循当时的矿井设计技术政策、规定和《规程》，并顺应当时的发展趋势。2.1.2矿井通风方式的选择依据、原则1）矿井通风方式选择的主要影响因素矿井总开拓布置；煤层赋存状况；煤层瓦斯含量；煤层自燃倾向性；小窑塌陷漏风情况；地形条件等。2）矿井通风方式选择的选择依据①矿井生产的技术条件及矿井通风基础资料：如矿井瓦斯等级；各煤层瓦斯含量及涌出量；煤尘爆炸性；煤层自然发火倾向性等；②矿井设计生产能力和有效服务年限；③矿井开拓方式、初期采区布置；采掘工作面数量；④矿井各水平标高和服务年限；⑤采煤年进度计划图；各水平、各采区产量分配及接替情况；⑥井巷断面积和支护方式；的理天下设计§§§§⑦邻近生产矿井有关经验数据或统计资料。3）矿井通风方式选择的选择原则①每一个矿井必须有完整独立的矿井通风系统；杜绝矿井间的串联通风；②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒不应兼做进风井；③每一个生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道，实现分区独立通风；第-14-页共60页 ④所选择的通风路线对井下工作人员应具有最大的安全性，即：一旦矿井发生事故时，有利于风流控制，便于人员撤退；井下每一水平到上一水平和每个采区，都必须至少布置两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连接；⑤尽可能使每个采区的设计能力相均衡、阻力相近；避免过多的风量调节；尽量减少通风构筑物设施的数量；尽量避免对角风路；防止风流漏风或风流反向；⑥井下的爆破材料库必须有单独的通风系统；⑦多风机抽出式通风时，为确保风机联合远行时的稳定性，总进风道的断面不宜过小（必要时进行风巷允许风速的验算）；应尽量降低公共风路段的阻力。4）矿井通风方式1.中央式(1)中央并列式。进风井和出风井大致并列在井出的中央，风流出中央的进风井进人井底场，经运输大巷全两翼采区工作面后又返回到井田中央的出风井v排出井外，如图2-1所。图2-1中央并列式通风方式(2)中央分列式(也称中央边界式)。如图2-2所示，进风井大致位于井团的中央，出风井大致位于井EE沿煤层倾斜部边界的中央，风流由井中央的进风井进入矿井，最后由中央边界的出风共排出井外。第-14-页共60页 图2-2中央分列式抽出式通风系统2．对角式对角式又可分为两翼对角式和分区对角式两种。两翼对角式是进风位于井田走向的中央．出风井(两个＞位于井田沿倾斜的浅部、沿4L向的两翼边界附近，如图2-3所示。分区对角式是进风井位于井固走向的中央，采第—水平时在每一采区的上部边界开掘一个出风井。第-14-页共60页 图2-3两翼对角式抽出式通风系统3．混合式混合式通风方式为上述任意两种通风方式的结合，如中央分列均两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式，中央并列与中央分列混合式。这种通风方式多为老矿进行深部开采时所采用的通风方式。图2-4混合式通风方式4.中央式与对角式的比较(1)优点：①矿井总回风巷可以随采区开采逐步开掘，因顶可以缩短建井工期②风井筒数日少，同时运转的通风机台数少，管理容易；(2)缺点：①通风线路长，随着向边界采区开采，巷道要不断延长，阻力不断增加；②矿井生产期间．出于巷道阻力不断增加，变动范围大，因而难以保证通风机在高效率工作状态运转；③矿井总进风和总回风风流反向平行流动，容易发生漏风(风流短路)。通常在煤层瓦斯大和自然发火都不严重，埋藏深，倾角大，但走向不大的矿井，采用中央并列式通风方式；瓦斯大和自然发火严重的缓倾斜煤层，煤层L部距地表浅，走向不长的矿井，采用中央分列式通风方式，而共用走向较长(越过4km)，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯大和自然发火严重，采用对角式通风方式比较合适。第-14-页共60页 2.1.3工作面通风系统的选择确定1）矿井煤质及灾害概况①全矿井相对CH4涌出量为6.6m³/t。煤层中各采煤工作面的绝对CH4涌出量为2.4m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.4；各煤层平巷掘进工作面的绝对CH4涌出量为1.2m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.25；各岩石下山掘进头的绝对CH4涌出量为1.1m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.15；②由于在去矿井范围内采取了多种高效实用的防尘及降尘技术，矿井煤尘灾害并不明显；③两煤层的发火期为16～18个月；煤尘有较高的爆炸性，爆炸指数为36%。2）长壁式采煤工作面通风系统的类型和特点（1）Ｕ型通风系统采煤工作面Ｕ型通风系统图，见图2－2所示。图2－2采煤工作面Ｕ型通风系统图①Ｕ型后退式通风系统的主要优点是结构简单，巷道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理等。缺点是在工作面上隅角附近瓦斯易超限，工作面进、回风巷要提前掘进，掘进工作量大。②Ｕ型前进式通风系统的主要优点是工作面维护量小，不存在采掘工作面串联通风的问题，采空区瓦斯不涌向工作面，而是涌向回风平巷。缺点是工作面采空区漏风大。（2）Ｚ型通风系统采煤工作面Z型通风系统图，见图2－3所示。第-14-页共60页 ①Ｚ型后退式通风系统的主要优点是采空区瓦斯不会涌入工作面，而是涌向回风巷工作面采空区回风侧能用钻孔抽放瓦斯，但不能在进风侧抽放瓦斯。②Ｚ型前进式通风系统，工作面的进风侧沿采空区可以抽放瓦斯，但采空区的瓦斯易涌向工作面，特别是上隅角，回风侧不能抽放瓦斯。Ｚ型通风系统的采空区的漏风，介于Ｕ型后退式和Ｕ型前进式通风系统之间，且该通风系统需沿空支护巷道和控制采空区的漏风，其难度较大。图2－3采煤工作面Z型通风系统图（3）Ｙ型通风系统采煤工作面Y型通风系统图，见图2－4所示。根据进、回风巷的数量和位置不同，Ｙ型通风系统可以有多种不同的方式。生产实际中应用较多的是在回风侧加入附加的新鲜风流，与工作面回风汇合后从采空区侧流出的通风系统。Ｙ型通风系统会使回风道的风量加大，但上隅角及回风道的瓦斯不易超限，并可以在上部进风侧抽放瓦斯。图2－4采煤工作面Y型通风系统图（4）Ｗ型通风系统采煤工作面W型通风系统图，见图2－5所示。第-14-页共60页 ①后退式Ｗ型通风系统：用于高瓦斯的长工作面或双工作面。该系统的进、回风平巷都布置在煤体中，当由中间及下部平巷进风、上部平巷回风时，上、下段工作面均为上行通风，但上段工作面的风速高，对防尘不利，上隅角瓦斯可能超限，所以，瓦斯涌出量很大时，常采用上、下平巷进风，中间平巷回风的Ｗ型通风系统，或者反之，采用由中间平巷进风，上、下平巷回风的通风系统以增加风量，提高产量。在中间平巷内布置钻孔抽放瓦斯时，抽放钻孔由于处于抽放区域的中心，因而抽放率比采用Ｕ型通风系统的工作面提高了50%。图2－5采煤工作面W型通风系统图②前进式Ｗ型通风系统：巷道维护在采空区内，巷道维护困难，漏风大，采空区的瓦斯也大。（5）双Ｚ型通风系统采煤工作面双Z型通风系统图，见图2－6所示。①后退式双Ｚ型通风系统：上、下进风巷布置在煤体中，漏风携出的瓦斯不进入工作面，比较安全。第-14-页共60页 图2－6采煤工作面双Z型通风系统②前进式双Ｚ型通风系统：上、下进风巷维护在采空区中，漏风携出的瓦斯可能使工作面的瓦斯超限。（6）Ｈ型通风系统采煤工作面H型通风系统图，见图2－7所示。在Ｈ型通风系统中，有两进两回通风系统和三进一回通风系统。其特点是：工作面风量大，采空区的瓦斯不涌向工作面，气候条件好，增加了工作面的安全出口，工作面机电设备都在新鲜风流中，通风阻力小，在采空区的回风巷中可以抽放瓦斯，易控制上隅角的瓦斯。但沿空护巷困难；由于有附加巷道，可能影响通风的稳定性，管理复杂。当工作面和采空区的瓦斯涌出量都较大，在进风侧和回风侧都需增加风量稀释工作面瓦斯时，可考虑采用Ｈ型通风系统。图2－7采煤工作面H型通风系统图由于本矿井的准备巷道是二条上山，故只能采用U型通风，再加上本矿井的煤层倾角15°，属于中等，并且本矿井相对CH4涌出量为6.6m3/t，属于中等偏上，由于瓦斯比空气轻，为了减少在上隅角产生瓦斯积聚，因此采用上行通风方式。3）采区掘进工作面的局部通风方式图2－8压入式局部通风示意图第-14-页共60页 图2－9抽出式局部通风示意图（1）压入式和抽出式通风的比较①压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机不具备防爆性能，则是非常危险的。②压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果。然而，抽出式通风有效吸程小，掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。与压入式通风相比，抽出式风量小,工作面排污风所需时间长、速度慢。③压入式通风时,掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走,而用抽出式通风时,巷道壁面涌出的瓦斯随风流向工作面，安全性较差。④抽出式通风时,新鲜风流沿巷道进向工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好；而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，当掘进巷道越长，排污风速度越慢，受污染时间越久。⑤压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输，而抽出式通风的风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。（2）采区采煤工作面的通风方式的确定为了保证生产正常接替，矿井前期东西两翼各安排2个独立通风的煤层平巷掘进工作面；后期东西两翼各安排2个独立通风的煤层平巷掘进头和1个岩石下山掘进工作面。基于采区掘进工作面局部通风机压入式送风的众多优点及与抽出式送风相比的众多优势，当单靠主风机对掘进工作面供风不足，需要局部通风机辅助送风时，局部通风机的工作方式首选压入式。§2.2矿井主要通风机工作方式选择2.2.1矿井主要通风机工作方式及其优缺点分析第-14-页共60页 1）矿井主要通风机工作方式主要有抽出式、压入式、压抽混合式等三种方式。2）抽出式通风的应用条件及优缺点分析图2-5抽出式通风优点：①井下风流处于负压状态：当主要通风积因故停止运转时，井巷风流升高，阻止采空区瓦斯向工作面涌出，有利于安全生产；②适应于走向长、开采面积大的矿井；③瓦斯均匀涌出，通风管理简单；尤其为高瓦斯矿的首选；④与压入式通风方式相比，不存在在矿井向下水平过度时通风系统和风量变化的困难。3）压入式通风的应用条件及优缺点分析图2-6压入式通风优点：①有利于有害气体的排放。②有利于阻止上部的有害气体进入工作空间。缺点：第-14-页共60页 当地面存在小窑塌陷区并和开采裂隙沟通时，会将小窑中的积存的有害气体抽到井下，并使工作面有效风量减少适用条件：不宜在高瓦斯矿井适用；低瓦斯矿井上部开采有地表漏风，矿井地面地形复杂、高低起伏，无法在高山上安装主要通风机，总回风巷维护困难时，可采用压入式通风4）压抽混合式通风的应用条件及优缺点分析图2-7压抽混合式通风优点：①通风系统进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大概处于中间，其正压负压均不大，采空区通达地表的漏风因而比较小。②风量比较充足。缺点：①使用的通风设备比较多，代价高。②管理复杂，调风困难。使用条件：适用于自然发火严重的矿井；同时，在通风阻力大风量要求高的矿井，当受现有通风能力限制时，可采用混合式通风。2.2.2矿井主要通风机型号及其工作方式1）离心式通风机离心式通风机一般由进风口、工作轮（叶轮）、螺形机壳和前导器等部分组成。它的优点是结构简单、维护方便、噪声小、并联工作稳定性好，但其体积大，一般不能与电动机直接连接，而且风量调节不方便，必须有反风道才能反风。它适用于矿井风阻变化较小、风量变化较大的矿井。第-14-页共60页 2）轴流式通风机轴流式通风机主要由通风机进风口、叶轮、整流器、主要风筒、扩散器和传动部件等部分组成。轴流式通风机具有结构紧凑、体积小、质量轻、转速高，可直接与电动机相连，风量调节较为方便，反风措施较多等优点。其缺点是噪声大，构造复杂，检修困难，并联工作未定性差。它一般适用于风压变化较大、风量变动较小的矿井。2.2.3采区通风系统选择确定（选）采区通风系统是矿井通风系统的重要组成部分，主要取决于采区内的巷道布置方式和采煤方法；同时应满足对高瓦斯区、工作面隅角区、巷尾、硐室及其特殊地点的特殊供风要求。选择确定的原则：有利于保证采区内风流流动的稳定性；尽可能避免对角风路；最大限度的减少采区内部的漏风量；有利于采空区瓦斯的合理排放；有利于防治采空区浮煤及煤巷煤柱的自热自燃；新风在预热程度及被污染程度达到最低。2.2.4矿井主要通风机类型及工作方式的选择该矿井为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年，产量及各用风地点数目及用风量相对稳定；生产进入后期，矿井的通风阻力会有较大变化。并基于以上对矿井通风机的类型及工作方式的分析，拟选通风机的类型及其工作方式如下：矿井主要通风机类型：对旋轴流式通风机；主要通风机的工作方式：抽出式。第-14-页共60页 第3章矿井通风系统风量计算§3.1矿井风量计算原则和规定3.1.1《煤矿安全规程》中的规定矿井需风量应按下列要求分别计算并取其中的最大值：（1）按井下同时工作的最多人数进行计算：每人每分钟供风量不得少于4m3;（2）生产矿井的需风量应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总合进行计算：即各地点的实际需风量应使风流中的瓦斯、CO2和其他有害气体的浓度、风速、温度等都必须符合《规程》的有关规定。矿井风量的备用系数为1.15—1.45：矿井风量计算后，还应当根据邻近矿井的实际配风量进行校核，必要时可进行适当的调整。对采取抽放瓦斯措施的矿井，应按矿井抽放瓦斯后的煤层瓦斯涌出量计算矿井风量。3.1.2其它规定井巷中的风流速度应符合表3-1的要求，设有梯子的井筒或修理中的井筒，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表3-1规定执行。无瓦斯涌出的架线电机车巷道中的最低风速可低于表1中的规定值，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1的规定值，但不得高于5m/s表3-1井巷中的允许风流速度井巷名称允许风速最低最高无提升设备风井和风硐—15专为升降物料的井筒—12风桥—10第-14-页共60页 升降人员和物料的井筒—8主要进回风巷—8架线电机车道1.08运输机巷，采区进回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.15—§3.2矿井风量计算方法3.2.1遵循的原则1）高瓦斯矿井以冲淡瓦斯浓度为计算基础；2）低瓦斯矿井则以创造良好的气候条件为依据，并利用分配法计算矿井总需风量：式中，kL—矿井内部漏风系数，采用压入式或中央并列式通风时，取1.25；采用混合式或中央分列式通风时，取1.20；采用对角式或分区式通风时，取1.15。3.2.2井下各用风地点的风量计算1）采煤工作面风量计算（1）采煤工作面风质要求①在采掘面进风流中，O2的浓度≥20%，CH4、CO2的浓度＜0.5%；②在采掘面回风流中，CH4浓度＜1%，CO2浓度＜1.5%；③井下空气中有害气体浓度不得超过下表3～1中的规定。井巷空气中有害气体的允许浓度表3～1名称安全标准体积浓度，%质量浓度，mg/m3CO≤0.0024≤30？SO2≤0.0005≤15H2S≤0.00066≤10第-14-页共60页 NH3≤0.004≤30④采掘工作面的风流温度≤26℃；⑤井下有人工作地点和人行道空气中粉尘浓度应符合下表3～2中的规定。井巷空气中粉尘的允许浓度表3～2粉尘种类最高允许浓度，mg/m3含游离SiO2＞10%的粉尘2含游离SiO2＜10%的水泥粉尘6含游离SiO2＜10%的粉尘10⑥每一工作地点，每人每分钟的新风供应量不小于4m3.（2）回采工作面需风量计算①按工作面CH4或CO2的实际涌出量计算：式中，—工作面绝对瓦斯或二氧化碳的涌出量，m3/min；—工作面进、回风流中瓦斯（或二氧化碳）的最高允许浓度，分别为0.5%（0.5%）和1%（1.5%）；—工作面中瓦斯（或二氧化碳）的涌出不均衡系数：机采面可取1.3—1.45，炮采面可取1.35—1.50。②按工作面同时工作的最多人数进行计算③按工作面的允许风温进行计算《规程》规定工作面风温与理想风流速度之间的对应关系见下表3～3。工作面风温与理想风速间的对应关系表3～3工作面温度，℃工作面允许风速，m/s＜150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.5第-14-页共60页 23～261.5～1.8④按一次性放炮的最多炸药用量进行计算Ⅰ.一级煤矿许用炸药Ⅱ.二、三级煤矿许用炸药式中，A——第i个采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；25——每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min；10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。⑤按工作面风速验算应使得工作面的风速符合：Ⅰ验算最小风量Ⅱ验算最大风量Ⅲ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，验算最大风量式中，0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s；4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0——综合机械化采煤工作面允许的最大风速，m/s。⑥备用工作面的风量计算：一般按产量、条件都相同的同类型生产工作面需风量的一半计算；或按保证工作面上不积聚CH4来计算综上可得，采煤工作面的总风量为：2）掘进工作面风质要求与风量计算第-14-页共60页 ⑴掘进巷道应采用矿井全风压或局部通风机送风，禁止采用扩散通风。若新掘的掘进面巷道长度不超过6m，而工作面风流中的瓦斯浓度又不超过0.5%时，可允许考虑采用扩散通风；⑵按工作面CH4的实际涌出量计算式中，——第i个掘进工作面绝对CH4涌出量，m3/min；——第i个掘进工作面回风流中CH4的最高允许浓度，一般取=1%；——第i个掘进工作面进风流中的CH4浓度，一般取=0；——第i个掘进工作面CH4涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对CH4涌出量与月平均日绝对CH4涌出量的比值（低瓦斯矿井一般取=1.15～1.25）。⑶按工作面CO2的实际涌出量计算式中，——第i个掘进工作面绝对CO2涌出量，m3/min；——第i个掘进工作面回风流中CO2的最高允许浓度，一般取=1.5%；——第i个掘进工作面进风流中的CO2浓度，一般取=0；——第i个掘进工作面CO2涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对CO2涌出量与月平均日绝对CO2涌出量的比值。⑷按炸药量计算①一级煤矿许用炸药②二、三级煤矿许用炸药式中，A——第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。⑸在高瓦斯矿井中，按局扇压入式的排除炮烟计算掘进面需风量式中，——第i个掘进断面积，m2；t——第i个掘进面爆破后的有效通风时间，一般取20min。第-14-页共60页 ⑹按局部通风机实际吸风量计算①无瓦斯涌出的岩巷②有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷式中，——第i个掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/min；——第i个掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15——无瓦斯涌出的岩巷的允许最低风速；0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；——第i个掘进工作面局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。⑺按工作人员数量验算式中，——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。⑻按掘进面中的有效风速进行验算①验算最小风量无瓦斯涌出的岩巷：有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷②验算最大风量式中，——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。⑼按局部通风机吸风量计算：第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和：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，进风巷道中无瓦斯时取1.2，有瓦斯时取1.3常用局部通风机吸风量表表2-3-1型号或名称风机功率（kW）吸风量（m³/min）备注第-14-页共60页 JBT5.590-120JBT11150-200JBT28200-300对旋风机2×5.5160-240对旋风机2×7.5180-300对旋风机2×11200-400对旋风机2×15220-440对旋风机2×18.5250-500对旋风机2×22250-550对旋风机2×30260-6303）独立通风硐室风量计算（1）《煤矿安全规程》中的有关规定①井下爆破材料库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道中；②在多水平生产的矿井内，以及井下没有爆破材料库的矿井，可以设立井下发放爆破材料硐室。发放爆破材料硐室管理制度同井下爆破材料库，必须单独通风；③井下充电硐室必须用单独的新鲜风流通风，回风流可以引入采空区回风道中。井下充电硐室内风流中以及电机车充电硐室、局部积聚处的氢气浓度都不得超过0.5%；④井下机电硐室必须设在进风风流中；⑤机电硐室的的空气温度不得超过30℃；否则应采取降温措施。（2）独立通风硐室需风量计算①井下火药库可按每小时4次换气量计算：②井下蓄电池电机车库蓄电池电机车库一般包括充电硐室、变流硐室和机车修理间等三部分。其供风量应主要考虑将充电硐室中产生的H2冲淡到安全允许浓度0.5%以下，并降低充电与变流硐室温度。通常取：③井下绞车房供风量④井下主水泵房供风量第-14-页共60页 4）其他通风行人和维护巷道所需风量的确定①设计时，高瓦斯、小型、机械化程度低的矿井，可按矿井采煤面、掘进面和硐室三者总风量的5%—10%进行计算：②低瓦斯矿井中，通常按经验或习惯取值进行计算，也可按实有地点的实际配风要求进行累计计算。3.2.3井下各用风地点实际需要风量的具体计算该矿井井田有两个可开采煤层，为K1和K2，可采储量约为1.08亿吨。根据开采条件、煤炭供求状况及《煤矿安全规程》规定，确定此矿为年产150万吨大型矿井，服务年限为72年。该矿采用立井多水平上下山开拓，因井田走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为5个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m。综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，截深0.6m；高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面。根据矿井采掘作业计划，确保生产的正常接替，前期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头，因此共有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面需要供风。此外还有2个火药库、2个绞车房和2个变电所亦需独立通风，所以共有独立用风地点13处。矿井容易时期通风立体图，见图3－1所示。后期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头和1个岩石下山掘进头，因此有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面和2个岩石下山掘进工作面需要供风，再加上2个火药库、2个绞车房和2个变电所，总共有15个独立用风地点。矿井困难时期通风立体图，见图3－2所示。以下计算以此布置确定矿井的需风量。第-14-页共60页 矿井通风容易时期立体图矿井通风困难时期立体图1）采煤工作面实际需要风量的具体计算采煤工作面各风量计算参数如表3－4所示。表3－4采煤工作面风量计算参数CH4涌出量同时作业的最多人数温度与风速绝对涌出量备用系数综采工作面高档普采工作面温度风速2.2m3/min1.4406023℃1.5m/s第-14-页共60页 一次最多炸药量工作面截面积备用工作面炸药消耗量炸药类别综采工作面高档普采工作面工艺个数8kg一级7.8㎡9.4㎡高档普采1采煤工作面个数采煤工艺备注4综采/高档普采（1）按工作面CH4的实际涌出量计算=1.4×2.2×200=614m³/min（2）按工作面同时工作的最多人数进行计算①综采工作面=4×40=160m³/min②高档普采工作面=4×60=240m³/min（3）按工作面风温进行计算①综采工作面=60×1.5×7.8=702m³/min②高档普采工作面=60×1.5×9.4=846m³/min（4）按一次性放炮的最多炸药用量进行计算第-14-页共60页 =25×8=200m³/min根据以上计算，综采工作面需要风量取702m³/min；高档普采工作面需要风量取846m³/min。（5）按工作面风速验算①验算最小风量综采工作面：70260×0.25×7.8=117，符合要求；高档普采工作面：84660×0.25×9.4=135，符合要求。②验算最大风量综采工作面：70260×4.0×7.8=1872，符合要求；高档普采工作面：84660×4.0×9.4=2256，符合要求。由此确定综采工作面及高档普采工作面需要风量分别为702m³/min和846m³/min。（7）备用工作面的风量计算=0.5×846=423m³/min因此，矿井所有采煤工作面（包括2个备用工作面）的总用风量=2×702+2×846+423=3519m³/min。2）掘进工作面实际需要风量的具体计算掘进工作面各风量计算参数如表3－5所示。表3－5掘进工作面风量计算参数巷道类型前期个数后期个数绝对CH4涌出量，m³/min备用系数备注煤层平巷441.21.25同时工作时的最多人数为10人岩石下山021.11.15第-14-页共60页 掘进面断面积，m³炸药量，Kg通风时间，min局部通风机型号风机额定风量，m³/min备用系数6.4820JBT-52(11KW)2001.3（1）按工作面CH4的实际涌出量计算①煤层平巷掘进头=1.25×1.2×100=150m³/min②岩石下山掘进头=1.15×1.1×100=126.5m³/min（2）按工作人员数量验算=4×10=40m³/min（3）按掘进面中的有效风速进行验算：煤巷、半煤巷：，S=6.4由公式得m3/min（4）按局部通风机的排除炮烟计算：（5）按局部通风机吸风量计算由此确定煤层平巷掘进头及岩石下山掘进头需要风量分别为260m³/min和260。因此，所有掘进工作面总需要风量容易时期4×260=1040m³/min；第-14-页共60页 困难时期4×260+2×260=1560m³/min。3）独立通风硐室实际需要风量的具体计算（1）井下火药库=4×1200÷60=80m³/min式中，V—井下火药库的体积，1200m³；（2）井下变电所需要风量取；（3）井下绞车房需要风量取；独立通风硐室个数及需要风量统计表，见表3－6所示。表3－6独立通风硐室个数及需要风量统计表用风地点参数名称火药库变电所绞车房需要风量80100100个数222因此，所有独立通风硐室的总用风量=2×80+2×100+2×100=560m³/min。4）其他通风行人和维护巷道所需风量容易时期=0.01×（3519+1040+560）=51.19m³/min困难时期=0.01×（3519+1560+560）=56.39m³/min3）矿井总需要风量的确定东翼容易时期：第-14-页共60页 容易时期东翼具有1个综采面，1个高档普采面，1个备用高档普采面，2个煤层掘进面，需要独立通风的1个火药库,1个变电所，1个绞车房。=702+846+423+2260+80+100+100=2871西翼容易时期：容易时期西翼具有1个综采面，1个高档普采面，2个煤层掘进面，需要独立通风的有1个火药库,1个变电所，1个绞车房。=702+846+2260+80+100+100=2348东翼困难时期：困难时期东翼具有1个综采面，1个高档普采面，1个备用高档普采面，2个煤层掘进面进面，1个岩层掘进面，需要独立通风的有1个火药库，1个变电所,1个绞车房。=702+846+423+2260+260+80+100+100=3031西翼翼困难时期：困难时期东翼具有1个综采面，1个高档普采面，2个煤层掘进面，1个岩层掘进面，需要独立通风的有1个火药库，1个变电所,1个绞车房。=702+846+2260+260+80+100+100=2608确定矿井总供风量时，需要乘以风量备用系数,,是由于内部漏风和配风不均造成的，抽出式取1.15~1.2，压入式取1.25~1.3。取=1.2，则容易时期：矿井总供风量为=（2871+2348）1.2=6262.8困难时期：矿井总供风量为第-14-页共60页 =（3031+2608）1.2=6766.8第4章矿井通风总阻力计算§4.1井巷通风阻力计算4.1.1井巷通风阻力的计算原则①如果矿井的服务年限小于10～20年，可选择在达到设计产量以后的通风容易和通风困难两个时期内的最大（长）通风路线进行计算，得到，则可使所选通风机满足于通风容易和困难时期的要求。②如果矿井的服务年限为30～50年，则可只选择在达到设计产量后的15—25年内的通风容易和通风困难两个时期最大（长）通风路线进行计算，得到，可使所选通风机满足于该时期内的通风容易和困难时期的要求。③绘制矿井在通风容易与通风困难两个时期内的通风系统示意图和网络图。④考虑外部漏风的影响，风机风量与风井总回风量的关系为：式中，风井没有提升任务时取1.05。⑤控制计算出的矿井总阻力不能超过350mmH2O，否则，需要对某些局部巷道采取降低风阻的措施。⑥条件许可时，可以通过网络解算来计算矿井的总阻力。4.1.2矿井总阻力的计算方法1）井巷摩擦风阻的计算方法井巷风阻是反映通风巷道几何特征的参数，其大小可根据式（4－1）计算。(4－1)式中，——风道摩擦阻力系数，kg/m³或Ns2/m4；——风道长度，m；第-14-页共60页 ——风道断面周长，m；——风道断面积，m2；2）矿井通风总阻力的计算方法分别针对上述通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前）的每一段巷道计算其摩擦阻力，分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力，必要时可列表计算。（4－2）式中，——风道风量，m3。将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即：§4.2矿井通风系统的其它计算4.2.1井巷风阻R的计算1）井巷摩擦风阻的计算井巷风阻是反映通风巷道几何特征的参数。当已知巷道的支护方式（）、断面积（S）、周长（U）、巷道长度（L）等参数时，可以进行计算：2）利用阻力定律计算矿井或区域总风阻当已知总阻力h和总风量时，可以按阻力定律计算总风阻：3）降低井巷摩擦阻力的意义和措施积极而有效的降低井巷或矿井的通风阻力，无论对安全（防治煤层自然发火和矿井瓦斯事故）和经济（减少通风年电耗和通风电费），都有重要意义。摩擦阻力占矿井总阻力的80%左右，是矿井通风阻力的主要组成部分，故降阻应以降低井巷摩擦阻力为重点。由井巷摩擦阻力的计算式第-14-页共60页 可知，可采取的措施有：①降低井巷的摩擦阻力系数：尽量采用光滑、值小的支护方式，如采用光爆锚喷与砌碹支护；要及时巷修，保持巷道断面不变形和支护良好；②选用周边长度U小的巷道断面形状，如圆形、拱形；③减小巷道的通风路线长度：及时封堵废旧巷道；④尽量扩大巷道的有效通风断面积S。因，通过扩大S，则可大为降低。在扩面不许可的条件下，可以考虑开掘并联巷道的解决方案。在通风设计工作中，应当权衡主要巷道的使用年限、开掘费、维护费和通风电费等诸因素的影响后，优化选择主要通风巷道的经济断面，即总费用为最小的断面积S。具体方法见相关章节。⑤在满足风量需求的情况下，尽量减少巷道的风量。因，Q大，则阻力就大。从风网结构来看，要尽可能的使矿井的总进风早分开，并使矿井各区的回风晚汇合。第-14-页共60页 第-14-页共60页表4－1东翼容易时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s10－1副井井筒混凝土0.03553021.935.845882.7120.008853988104.3810895.18496.465836340.002274921－2井底车场及主石门锚喷0.009020010.414.22863.2880.006537938104.3810895.18471.232042310.036454632－4运输大巷锚喷0.0090125013.612.82097.1520.07295608555.73102.49226.34552480.026559844－6轨道上山到变电所锚喷0.01203251210.11030.3010.04542361954.372956.0969134.27661910.05277156－10轨道上山到掘进面锚喷0.01601501210.11030.3010.02795299652.72777.2977.633576980.0511501610－22轨道上山到采煤面锚喷0.01701751210.11030.3010.03465006836.981251.036943.348514010.0343298722－24区段进风石门锚喷0.009014512.410.281086.3739520.01489542336.981158.721617.259648850.0313336824－28综采进风平巷U型支护0.0220126012.99.6884.7360.40417480516.98499.0756201.71378320.0252505928－30综采工作面液压支架0.0350150119.4830.5840.0695293915.28501.7634.887067410.0269691030－38综采回风平巷U型支护0.0220126012.99.6884.7360.4041748055.40506.25204.61349490.02543131138－40采区回风石门锚喷0.009022012.410.081024.1925120.02397205637.51172.377628.104301190.03343121240－42总回风平巷锚喷0.010020011.79.62890.2771280.02628395156.173155.068982.927674920.06309271340－86风井混凝土0.003431513.612.82097.1520.00694541956.173155.068921.913276470.02678391486-88风硐混凝土30合计942.515664第-14-页共60页 表4－2西翼容易时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s10－1副井井筒混凝土0.03553021.935.845882.7120.008853988104.3810895.18496.465836342.915642521－2井底车场及主石门锚喷0.009020010.414.22863.2880.006537938104.3810895.18471.232042317.350704232－3运输大巷锚喷0.0090125013.612.82097.1520.08916854948.662367.7956172.74509753.801562543－7轨道上山到变电所锚喷0.01203251210.11030.3010.03028241347.332240.1289101.75476154.686138657－11轨道上山到掘进面锚喷0.01601501210.11030.3010.01397649845.672084.835658.277401734.5207921611－19轨道上山到采煤面锚喷0.01701751210.11030.3010.01630591437.001490.732151.653969053.8227723719－21区段进风石门锚喷0.009014512.410.281086.3739520.01158532937.001389.798420.701635633.6264591821－23综采进风平巷U型支护0.0220126012.99.6884.7360.2755737317.00654.3364264.46628672.6645833923－25综采工作面液压支架0.0350150119.4830.5840.0893949325.3565.488439.318064282.52978721025－31综采回风平巷U型支护0.0220126012.99.6884.7360.275573735.5573.6025231.83567842.49479171131－35采区回风石门锚喷0.009022012.410.081024.1925120.01864493238.51400.256433.567024493.71230161235－37总回风平巷锚喷0.010020011.79.62890.2771280.01839876550.262526.067666.395035865.22453221335－75风井混凝土0.003431513.612.82097.1520.00735397350.262526.067617.544598693.92656251486-88风硐混凝土30合计697.19748第-14-页共60页 表4－3东翼困难时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s10－1副井井筒混凝土0.03553021.935.845882.7120.008853988112.7812719.3284112.6167813.150279321－2井底车场及主石门锚喷0.009020010.414.22863.2880.006537938112.7812719.328483.158180487.942253532－56运输大巷锚喷0.0090125013.612.82097.1520.08916854959.9153589.807225320.09790144.6808594456－62轨道下山锚喷0.01206501210.11030.3010.06056482558.2453392.480025205.4649595.7668317562－64区段进风石门锚喷0.016014512.410.281086.3739520.01158532932.2451039.74002512.045730263.1366732664－68综采进风平巷U型支护0.0170130012.99.6884.7360.28432210318.145329.24102593.610500621.8901042768－70综采工作面液压支架0.0090150119.4830.5840.0893949326.44541.5380253.713288920.6856383870－76综采回风平巷U型支护0.0220130012.99.6884.7360.2843221037.12550.76562514.433789260.7421875976－78回风石门锚喷0.035022012.410.081024.1925120.02130849432.951085.702523.134685213.26884921078－38运输上山锚喷0.022010301210.11030.3010.09597195458.953475.1025333.51237735.83663371138－40运输上山锚喷0.00902201210.11030.3010.02049886459.253510.562571.962543255.86633661240－42总回风平巷锚喷0.010020011.79.62890.2771280.01839876561.423772.416469.407802836.38461541340－86风井混凝土0.003431513.612.82097.1520.00735397361.423772.416427.742248354.79843751486-88风硐混凝土30合计1370.900788第-14-页共60页 表4－4西翼困难时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s10－1副井井筒混凝土0.03553021.935.845882.7120.008853988112.7812719.3284112.6167813.150279321－2井底车场及主石门锚喷0.009020010.414.22863.2880.006537938112.7812719.328483.158180487.942253532－39运输大巷锚喷0.0090125013.612.82097.1520.08916854952.872795.2369249.24721854.1304688439－47轨道下山锚喷0.01206501210.11030.3010.06056482549.872487.0169150.62574334.9376238547－49区段进风石门锚喷0.016014512.410.281086.3739520.01158532936.871359.396915.749060333.5865759649－51综采进风平巷U型支护0.0170130012.99.6884.7360.28432210316.87284.596980.917189121.7572917751－53综采工作面液压支架0.0090150119.4830.5840.0893949325.1726.72892.3894281980.55853－59综采回风平巷U型支护0.0220130012.99.6884.7360.2843221035.8734.45699.7968582710.6114583959－61回风石门锚喷0.035022012.410.081024.1925120.02130849438.471479.940931.535311793.81646831061－31运输上山锚喷0.022010301210.11030.3010.09597195451.722674.9584256.72098455.12079211131－35运输上山锚喷0.00902201210.11030.3010.02049886452.152719.622555.749171765.16336631235－37总回风平巷锚喷0.010020011.79.62890.2771280.01839876554.492969.160154.628878935.66424121335－75风井混凝土0.003431513.612.82097.1520.00735397354.492969.160121.835123214.25703131486-88风硐混凝土30合计1124.969929第-14-页共60页 4.2.2矿井等积孔A与矿井风阻R指标类似，矿井通风等积孔A也不是一个独立的指标。矿井通风等积孔A是20世纪40年代由前苏联学者提出来的，用它可以现象的表示矿井通风难易程度，是反映矿井通风难易的理想的综合性指标：1）对于单风井矿井，其通风等积孔A：2）对于多风机多风井的矿井，应按各风井风量加权确定矿井通风等积孔A：通常依据矿井风阻R或通风等积孔A，把矿井按通风难易程度划分为三级，见表4～1。利用等积孔的分级就可以初步判定生产矿井矿井通风的总体状况，判定矿井通风是否容易。矿井通风难易程度划分方法表4～1矿井通风难易程度矿井风阻R，Ns2/m8通风等积孔A，m2容易<0.353>2中等0.353～1.4121～2困难>1.412<13）建议使用的等积孔值不同井型大小的矿井的等积孔值见表4～2。建议试用的矿井等积孔分类表4～2矿井设计生产能力（）矿井等积孔（m2）高瓦斯矿井低瓦斯矿井9、15、21、301.5～2.01.0～1.545、60、902.0～3.51.5～2.0120、150、180、2403.5～4.52.0～3.0＞3004.5～6.03.0～4.0*上表数据来自《煤矿总工程师工作指南》（中）4.2.3矿井总风阻及矿井等积孔A的具体计算矿井总风阻及等积孔的计算参数，见表4－7所示。第-14-页共60页 表4－7矿井总风阻及等积孔的计算参数时期采区需要风量，m³/s汇总阻力,Pa容易时期东翼55.7942.52西翼48.66697.20困难时期东翼59.921370.90西翼52.871124.971）矿井总风阻的计算（1）容易时期①东翼采区东翼通风总阻力=1.1×942.52=1036.772Pa东翼总风阻=1036.772/(55.7)2=0.3342②西翼采区西翼通风总阻力=1.1×697.20=776.92Pa西翼总风阻=776.92/(48.66)2=0.3239（2）困难时期①东翼采区东翼通风总阻力=1.1×1370.90第-14-页共60页 =1507.99Pa东翼总风阻=1507.99/(59.915)2=0.4201②西翼采区西翼通风总阻力=1.1×1124.97=1237.467Pa西翼总风阻=1237.467/(52.87)2=0.44272）矿井等积孔的计算容易时期=1.19×(55.7+48.66)3/2/(1036.772×55.7+776.92×48.66)1/2=4.1042㎡困难时期=1.19×(59.915+52.87)3/2/(1507.99×59.915+1237.467×52.87)1/2=3.6114㎡综上所述，通风容易时期，东翼总风阻为0.3342，西翼总风阻为0.3239，等积孔大小为4.1042第-14-页共60页 ㎡，矿井通风难易程度为容易；通风困难时期，东翼总风阻为0.4201，西翼总风阻为0.4427，等积孔大小为3.6114㎡，矿井通风难易程度为容易。第-14-页共60页 第5章矿井通风设备选择§5.1矿井通风设备选择要求①矿井主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套运转，一套备用，备用通风机能力必须满足生产的需要且能在10min内启动；②通风机房两回直接由变（配）电所馈出的供电线路，线路上不应该分接任何负载；③通风设备的选择一般应满足第一水平各个时期阻力变化的要求，并适当照顾下一水平的通风需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机；但初装电动机的使用年限不宜少于10年；④选用通风设备时，应留有一定余量：轴流式风机在最大设计风压和风量时，其动轮的叶片安装角一般至少比允许范围小5°；离心式风机的设计转速不应大于允许最大值的90%；⑤风机在服务年限内，其在矿井最大和最小阻力时期的工况点均应在合理的工作范围以内来确定风机的稳定、经济运行转速；⑥一个井筒尽量安装单一通风机通风，尽量避免主要通风机的联合运行；⑦主要通风机要灵活可靠、合乎要求的反风装置和防爆门；要建造其规格、质量均合乎要求的风硐和扩散器；⑧风机与电动机机座必须牢固，应设置在不受采动影响的稳定地层上。§5.2矿井主要通风机选型5.2.1通风机参数选择1）风机风量Qf2）通风机风压取通风机装置阻力，则在矿井通风容易于通风困难时期的通风机（静）风压分别为：第-14-页共60页 5.2.2通风机的选型计算取通风机装置速压为，则根据上述计算得到的最小、最大工况点值（）和（），即可在拟选的通风机特性曲线上选择合适的通风机类型、转速或叶片角度。第-14-页共60页5.2.3风机参数的具体计算第-14-页共60页风硐通风参数，见表5－1所示。第-14-页共60页表5－1风硐通风参数时期采区井巷区段序号巷道名称支护形式αNS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s容易时期东翼86～88风硐混凝土0.0037301297290.0018271656.023138.24045.7340688796.2244444西翼75～79风硐混凝土0.0037301297290.0018271647.562261.95364.1329522575.284444困难时期东翼86～88风硐混凝土0.0037301297290.0018271664.844204.22567.6817949237.20444444西翼75～79风硐混凝土0.0037301297290.0018271654.492969.16015.4251320356.05444444第-14-页共60页 自然风压的计算①容易时期冬季=(1.24－1.20)×9.8×530=207.76Pa；夏季=(1.20－1.24)×9.8×530=－207.76Pa；②困难时第-14-页共60页冬季=(1.24－1.20)×9.8×698=273.71Pa；夏季=(1.20－1.24)×9.8×698=－273.71Pa。表5－2风机参数计算依据时期采区需要风量/m³·s-1总风阻风硐动压自然风压容易时期东翼55.7942.5224.0211207.76西翼48.66697.2017.3137207.76困难时期东翼59.9151370.9032.1805273.71西翼52.871124.9722.7269273.71（1）风机风量①容易时期东翼=1.1×55.7=61.27m³/s；西翼=1.1×48.66=53.526m³/s；②困难时期东翼=1.1×59.915=65.92m³/s；第-14-页共60页 西翼=1.1×52.87=58.157m³/s。（2）通风机风压对于轴流式通风机：①容易时期东翼=942.52+5.7341－207.76=740.4941Pa；西翼=697.20+4.1330－207.76=493.573Pa；②困难时期东翼=1370.90+7.6820+273.71=1652.2928Pa；西翼=1124.97+5.4251+273.71=1404.105Pa。对于离心式风机：①容易时期东翼=573.5934+24.0211=595.6145Pa；西翼=438.2893+17.3137=455.603Pa；②困难时期东翼=1690.4048+32.1805第-14-页共60页 =1722.5853Pa；西翼=1402.9998+22.7269=1425.7267Pa。计算所得矿井通风容易和困难两个时期的通风机主要参数，见表5－3和表5－4所示。表5－3对旋式通风机的主要参数时期采区风量,m³/s静压,Pa容易时期(M1)东翼59.642573.5934西翼50.336438.2893困难时期(M2)东翼64.4161690.4048西翼55.111402.9998表5－4离心式通风机的主要参数时期采区风量,m³/s全压,Pa容易时期(M1)东翼42.603595.6145西翼36.157455.603困难时期(M2)东翼46.1871722.5853西翼39.5971425.72675.2.4通风机的初选1）选型方法根据上述计算，对于离心式通风机可得最小、最大工况点值（）和（），对于轴流式（或对旋式）通风机可得最小、最大工况点值（）和（），从而可在新型高效通风机的特性曲线上用直观法筛选出满足风量、风压要求的若干个通风机。2)通风机的初选（1）工况点的确定第-14-页共60页 ①由表5－3可知对旋式通风机的最小、最大工况点：东翼通风机最小工况点(59.642,573.5934)，最大工况点(64.416,1690.4048)；西翼通风机最小工况点(50.336,438.2893)，最大工况点(55.110,1402.9998)；②由表5－4可知离心式通风机的最小、最大工况点：东翼通风机最小工况点(42.603,595.6145)，最大工况点(46.187,1722.5853)；西翼通风机最小工况点(36.157,455.603)，最大工况点(39.597,1425.7267)。（2）通风机的初选①在BD系列风机特性曲线坐标系中找到对旋式风机的最大、最小工况点（见图5－1和图5－2所示），并据此将BD－No20和BD－No18风机分别纳入东移通风机和西翼通风机的初步选型范围内；②在4－72－11型离心式通风机性能曲线坐标系中，找到离心式风机的最大、最小工况点。并据此将4－72－11－No20风机纳入两翼风机的初步选型范围之内；③在G4－73－11型离心式通风机性能曲线坐标系中，找到离心式风机的最大、最小工况点。由于没有符合风机风量、风压要求的曲线，所以该系列风机中没有符合要求的风机；④在2K－60型轴流式通风机性能曲线坐标系中，找到轴流式风机的最大、最小工况点。东西两翼风机均可选2K－60－No24风机；⑤在K4－73－01型离心式通风机性能曲线坐标系中，找到离心式风机的最大、最小工况点。由于没有符合风机风量、风压要求的曲线，所以该系列风中没有符合要求的风机。根据以上东西两翼通风机的初步选型，符合东翼通风机风量、风压要求的风机有BD－No20、4－72－11－No20和2K－60－No24风机；符合西翼通风机风量、风压要求的风机有BD－No18、4－72－11－No20和2K－60－No24风机。东西两翼风机的选型，首先考虑在上述符合风机风量和风压要求的风机中选取。5.2.5通风机的型号与转速确定1）通风机工作风阻的计算（1）离心式通风机工作风阻的计算方法第-14-页共60页 （2）轴流式（或对旋式）通风机工作风阻的计算方法（3）通风机工作风阻的计算对于轴流式通风机：①容易时期东翼=0.1613；西翼=0.1730；②困难时期东翼=0.4074；西翼=0.4620。对于离心式通风机：①容易时期东翼=0.3282；西翼=0.3485；②困难时期东翼=0.8075；西翼=0.9093。2）求通风机的实际工况点第-14-页共60页 依据通风机的工作风阻，分别在两个初选好的通风机个体特曲线坐标系中做出风阻曲线，由此曲线图可得到两个初选风机实际工况点和的坐标值，并可列在表5－1。其中，通风机的轴功率的计算式为式中，——通风机效率。初选风机实际工况点和的坐标值表5～1风机型号实际风压实际风量效率轴功率备注2980112072480.730.62293.9186.71转速:2K-60NO18305098081430.930.92265.6545.803）通风机的型号与转速确定从电耗大小，选比较好。从可调性，反风灵活性，选用2K-60NO18比较好。综合考虑后，选择2K-60NO18。西翼计算方法与东翼相同，最终选择2K-60NO18。4）附：通风机选型曲线图。第-14-页共60页 §5.3电动机的选择5.3.1电动机选型参数的计算根据矿井在通风容易和通风困难两个时期通风机的输入功率和，计算电动机的输出功率：式中，—电动机容量备用系数，取1.1—1.2。——电动机的传动效率，电动机与通风机直联时=1，皮带传动时=0.95；依据式（5－1）计算电动机的输出功率;①容易时期东翼=50.38kW；西翼=292.215kW；②困难时期东翼=50.38kW；西翼第-14-页共60页 =292.215kW；5.3.2电动机种类及台数的选择1）电动机种类的选择通常选择电动机时，应考虑通风机调节及其功率因数补偿的要求，当计算得到的电动机最大功率时，最好选用同步电动机，其功率为。优点是，当电动机在低负荷状态下运转时，可以利用它来改善矿井变电所母线上的功率因数，可使矿井能够经济运行；缺点是初期投资（购置费和安装费）较大。当电动机功率位于200kw左右时，宜选用低压鼠笼式电动机；在250—400kw之间宜选用高压鼠笼式电动机或同步电动机。当矿井风压变化较大时，可考虑分期选择电动机，但每台电动机的使用年限一般不少于10年。2）电动机台数的选择较多的情况下，则选用异步电动机。选用异步电动机时，当时，可选1台电动机，其功率为；当时，可选2台电动机，初期的电动机功率为：后期的电动机功率为。3）电动机类型的确定根据以上计算得到的（或）以及通风机所要求的转速n，可在机电设备手册（或电动机技术特征手册）上选择合适的电动机类型。4）电动机型号及台数的选择（1）电动机的选型西翼电动机最大功率小于200kW；东翼电动机最大功率小于100kW。因此，东翼电动机选择Y系列中型高压三相异步Y400－8电动机；西翼电动机选择Y系列三相异步电动机Y315M－3。所选电动机部分性能参数，见表5－7所示。第-14-页共60页 表5－7所选电动机性能参数代号型号转速(r/min)额定频率(kW)额定功率(Hz)东翼电动机Y400－874011050西翼电动机Y315M－374022050（2）台数的确定①东翼电动机，故需要2台电动机。前期功率：=144.12kW；后期功率：292.215kW。②西翼电动机同东翼电动机。第-14-页共60页 第6章矿井通风费用概算与安全措施§6.1吨煤通风费用计算6.1.1吨煤通风费用计算的重要性吨煤通风成本是矿井通风设计和管理的重要经济指标。正确分析吨煤通风成本的构成可以探求降低成本、提高矿井经济效益的方法和途径。6.1.2吨煤通风费用的计算1）吨煤通风电费吨煤通风电费：为通风机年消耗电费及井下辅扇、局扇年耗电费的总和除以矿井年产量：式中，—一年内电动机输入功率的最大和最小值，kw；—变压器效率（取0.95）和电网效率（0.9—0.95）。D—电价，元/（kw.h）；T—矿井年产量，t。2）吨煤通风成本式中，u1—年工资总额，元/t；u2—折旧费（包括通风机电设备及专用通风井巷工程折旧费），元；u3—年维修、维护费，元；u4—其他费用，元。3）吨煤通风电费的计算第-14-页共60页 ==1.34）吨煤通风成本=1.3+=3.97/t煤式中，u1—年工资总额，取2000000元/t；u2—折旧费，取500000元；u3—年维修、维护费5000000元；u4—其他费用100000，元。§6.2矿井安全生产技术措施（1）采用局部通风机压入式通风，严禁采用扩散通风。加强通风管理，局部通风机必须有兼职司机挂牌管理，保证局部通风机正常运转。（2）风机的安装及风筒的敷设必须符合《煤矿安全技术操作规程》的要求及《煤矿安全规程》有关规定。（3）风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，漏风率不超过3%，以保证迎头有足够的风量。（4）管理好通风工区安设的风门、风帘等通风设施，严禁同时打开能够使风流短路的两道风门，保护好通风瓦斯管理记录牌板。（5）使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，人员要撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机极其开关附近10米内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%；停风区中瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合《煤矿安全规程》第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可由局扇兼职司机或通风部门的人员人工开启局部通风机。（6）局部通风机必须使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或与采煤工作面分开供电。（7）巷道贯通预透必须遵守下列规定：①掘进巷道贯通预透前20米，通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。第-14-页共60页 ②贯通预透时，通风工区必须安排专人在现场统一指挥，预透的工作面必须保持正常通风，并设置栅栏及警标。施工过程中必须经常检查风筒的完好状况和工作面回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。③掘进巷道迎头距离贯通点余20米，掘进的工作面每次爆破装药前，班组长必须亲自安排2人带便携式瓦斯报警仪到贯通点处，检查贯通点及附近20米风流内的通风、瓦斯、巷道支护、加固情况和站岗堵人警戒：警戒距离执行弯巷不小于75米的规定；检查20米范围内的风流中的瓦斯浓度，若瓦斯浓度小于1%时，检查人员使用电话汇报迎头施工班组长，班组长接到瓦斯不超过规定和已经进行警戒的电话后，并且经检查施工迎头及附近20米风流中的瓦斯浓度也小于1%时，方可下令装药和爆破。警戒区域内，严禁有人。若贯通点处或附近20米范围内风流中的瓦斯浓度达到或超过1％时，检查人员使用电话汇报迎头施工班组长，班组长接到瓦斯超过规定的电话后，严禁下令装药和爆破。必须立即汇报调度室和通风工区，由通风工区采取排除瓦斯措施，经过处理后瓦斯浓度小于1％时，班组长方可按照规定进行爆破工作。每次爆破前，贯通点和掘进工作面都必须有专人按照要求进行警戒。通往贯通点和工作面的所有巷道均按照规定距离进行警戒。贯通点处警戒人员只有在得到迎头班长电话通知解除爆破警戒命令后，警戒人员方可解除警戒。爆破后，切眼警戒人员到贯通点处检查巷道支护、加固、通风、瓦斯情况，发现问题，立即处理；若发现情况异常不能立即处理时，马上汇报跟班领导，由跟班领导组织人员进行处理，没有处理妥善前，不得进行其它工作。④掘进迎头距贯通点余10米时，先探后掘，每探5m掘1.8m，探眼布置：在巷中位置，距巷道底板1米处施打一个探眼，探眼方向与施工方向相同。施工时,禁止放大炮施工，采用放松动炮施工，每次爆破炮眼个数不超过10个，每眼装药量不超过0.15kg。警戒、瓦斯浓度检查、装药爆破及爆破后的检查处理方法同上。⑤第-14-页共60页 掘进迎头距贯通点相距3米时，采用放松动炮和手风镐扩刷方法进行掘进，每次爆破炮眼深度为0.6～0.8米，炮眼个数不超过6个，每眼装药量不超过0.075kg，封满炮眼。警戒、瓦斯浓度检查、装药爆破及爆破后的检查处理方法同上。先掘进上分层，高度为2.3米，爆破后，使用手、风镐破除顶板岩矸时，每破够布置一根锚杆的面积时，立即施打一根锚杆，并上好锚盘护顶。每够布置一张金属网时，立即挂设金属网；挂金属网时，每次只准撤一根锚杆的锚盘，挂网后立即上好上紧锚盘。严禁将所有锚盘全部卸下，集中挂网上锚盘。距贯通点余1米时，保留不小于0.5米岩柱不贯通，锚网喷锚梁支护完毕，由通风工区调整通风系统，按照通风工区要求使用手风镐破除剩余岩柱进行贯通；贯通后再爆破起底施工下分层，采用爆破方法起底。⑥巷道围岩破碎且压力较大时，缩小循环进尺，每循环为0.9米。并实行锚梁紧跟迎头施工。⑦施工时，由跟班领导和班组长认真观察巷道围岩压力显现情况，发现压力显现明显，顶板压力大，围岩破碎时，实行锚梁紧跟迎头施工，在初喷后施打锚梁。⑧贯通前，提前一个小班通知通风工区，通风工区必须派技术员以上管理人员跟班指导贯通工作，并做好控制风流准备工作；贯通后通风工区立即进行调整通风系统、控制风流，保证正常通风。第-14-页共60页 总结与致谢首先，感谢采矿工程系指导教师李老师！本次课程设计是在李老师的亲切关怀和悉心指导下完成的。他严肃的科学态度，严谨的治学精神，精益求精的工作作风，深深地感染和激励着我。从课题的选择到项目的最终完成，李老师都始终给予我细心的指导和不懈的支持。两年多来，李老师不仅在学业上给我们以精心指导，同时还在思想、生活上给我以无微不至的关怀，在此谨向李老师致以诚挚的谢意和崇高的敬意！这是我能顺利完成这次报告的主要原因，更重要的是通过课程设计开始时的授课，李老师帮我解决了许多设计上的难题，将本次设计上应当注意的问题尤其是细节方面的问题向我们逐一阐述，让我能把系统做得更加完善。在此期间，我不仅巩固了许多之前学过的通风安全技术方面的知识，而且通过查找资料开阔了视野，提高了自己的设计能力。课程设计是培养综合运用所学知识,发现、提出、分析和解决实际问题,锻炼实践能力的重要环节,是对学生实际工作能力的具体训练和考察过程。随着科学技术发展的日新月异。科学技术在各行各业的应用也日益广泛，采煤行业也不例外。传统的老式的技术方法在煤矿已经逐步被淘汰。取而代之的是新的更高效更实用的高新技术，课程设计就是用来培养大家的理论与实践的能力，发现和应用科学技术最新成果，解决困难的有效途径。课程设计让我巩固了以前所学过的关于通风安全的知识，通过设计过程中的查阅资料，我还系统地学习了《安全规程》等煤炭安全方面的各种文件法律法规等很多在书本上所没有学到过的知识。通过这次课程设计使我懂得了理论与实际相结合是很重要的，只有理论知识是远远不够的，只有把所学的理论知识与实践相结合起来，从理论中得出结论，才能真正提高自己的实际动手能力和独立思考的能力。我要感谢帮助过我的同学，通过与他们的探讨，使我解决了不少设计上的疑问，也为我提供了很多设计方面的资料，同时也感谢学院为我提供了良好的做通风系统设计的环境。但是，本次设计仍然有很多不足之处。在工作面风量计算过程中，由于对矿井工作面瓦斯浓度限制和工作面允许风速选定的失误，使得在进行工作面需风量计算时取值偏小，因此不得不反复修改数据，而最后确定的矿井总风量计算也受到影响。另外，在矿井通风机及电动机选型时由于对各项系数（如在计算各项功率时存在的各种效率）取值范围对通风机、电动机功率影响缺乏深刻了解，使得最后在通风机选型时存在较大误差。最后再一次感谢所有在设计中曾经帮助过我的良师益友和同学们！参考文献第-14-页共60页 [1]张国枢.通风安全学.中国矿业大学出版社.2007[2]张友谊.矿井通风技术与发展.煤炭工业出版社.2008[3]徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.2007[4]矿井设计与施工及标准规范实用手册.1987[5]中国煤炭安全监察局.煤矿安全规程.2009[6]煤炭工业.煤矿矿井采矿设计手册.煤炭工业出版社.1996[7]矿井通风系统优化.谭永祯.1992[8]国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局，煤矿安全规程,009[9][苏]Б.М.托尔戈弗尼科夫工业通风设计手册,87.05[10]中华人民共和国建设部国家质量监督检验检疫总局,炭工业矿井设计规范2005[11]李崇山．煤矿通风安全技术与管理[M]．徐州：中国矿业大学出版社，1995．第-14-页共60页