综合机械化采煤工艺计划书

1 综合机械化采煤工艺 计划书 区的位置、边界范围及地质条件概况 本采区是某矿第一水平某采区为中，本采区位于井田边界，其中六采区已采。采取回风石门标高 输大巷标高 层均煤层，且埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为 6月。 采区走向平均长度 2020m，倾斜平均长度 1020m，倾角平均为 17。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。采区生产能力 90 万吨每年。 区地质条件及煤层的赋 存 采区只有一层煤，属于厚煤层。煤层无瓦斯突出，顶底板稳定。区内涌水较小，煤层埋藏稳定，构造简单。煤岩爆炸指数为 34 煤层瓦斯含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。走向、倾向、煤层变化情况及顶底板状况。见煤层特征表（ 1 表（ 1层特征 序号 煤层名称 煤层厚度（ m） 煤层间距 （ m） 倾角 围岩性质 煤牌号 硬度 容重 （ t/ 煤层结构及稳定性 最小 平均可采厚度 顶板 底板 平均 1 17砂岩 粉岩 中 定 区的开采技术条件 采区标高分别为上部边界 部边界 煤方法走向长壁采煤法，采煤工艺为综采、运输大巷位于煤层底板岩石中，运输巷标高 风巷标高 区内的瓦斯含量小及煤层自然发火期为 6月，煤尘的爆炸指数为 34% 区的储量、生产能力及服务年限 区储量 采区工业储量 1205 万 t，可采储量 t。 2 产工作制度 本 矿井采用年工作 330 天，采煤工作面选用 “ 三八 ” 制每日三班，每班八小时作业，每班两个班采煤，一个班检修。 区的生产能力 井田的储量 1205 万 t，煤层深藏稳定、构造简单，地质条件和开采技术等因素较好。设计生产能力为 90 万 t/年。 区服务年限 采区的服务年限为 10 年。 。 区巷道布置及生产系统 采区走向长 2020m 倾向长 1020m，区段斜长 160m，区段数目 4 个。设有两个采区上山，分别是运输上山和轨道上山，均设置在岩层中，用石门连接区段平巷。设有 联络巷连接区段运输巷和区段辅助轨道运输巷。车场形式采用甩车场形式。本矿井采用单工作面单掘进面同时进行，掘进工作面掘进方法。掘进巷道宽 3m，高 3m。设计共八个工作面，工作面长 233m。 采工艺 本矿井煤层平均厚度为 合经济效益、安全生产、准备维护等方面的考虑，故采用综合机械化采煤工艺。 （ 1） 生产系统 矿井采用中央并列式通风，新鲜风流自地面经副井进入运输大巷，经过采区下部车场石门送入轨道上山直至上部车场，经过区段辅助轨道运输平巷、联络巷、区段运输巷冲刷工作面后，污浊风流进入区段回风 平巷至回风石门到达回风大巷后经风井升上地面排放入大气。 本矿井采用矿山架空乘人索道（猴车）为出入矿井工作人员提供交通 采区内无大的含水层和地下水，涌水量较小，巷道边侧挖设有排水槽，可将工作面作业排水及溢出地下水等沿排水顺槽排放至井底水仓。 本矿井采用供电方式为移动变电站移动供电。所有供电设备均采用本安型设备。 （ 2） 生产情况 3 掘进工作面配置 悬臂式掘进机，掘进机有效开拓平面面积为 最大掘进平面 m ，并自带除尘及二运系统。掘进机后方铺设皮带输送机。以采区辅助轨道运输巷设置局部通风机及可伸缩风筒提供局部供风形成供风系统。 采煤工作面配置 210综合机械化采煤机（采高范围为 以及 800/32/70D 型单体液压支架。工作面使用 64 型刮板输送机协同64型转载机和 用无极绳绞车运料至工作面。 工作面长度为 233m，作业煤厚为 ，日产量 滚筒综合机械采煤机，往返一次进两刀。采用三八制作业，两采一准，三班设定人员分别为 26 人、 26 人、30人。考虑交接班，井下同时工作人员最多为 56人。 （ 3） 隐患防治 该矿井工作面所配备采煤机自带喷水降尘装置，可在一定程度上减少作业过程中产生的矿尘，在此基础上，巷道内设置风幕集尘装置和积极调整工作面供风风量，进一步对矿尘进行控制。 本矿井煤层自然发火期为 6，经鉴定为不易发火煤层，按照煤矿安全规程对火灾易发处设置消防桶、消防沙袋及防爆水槽等临时扑救装置，预先设定避火灾、瓦斯、煤尘灾害路线。 矿井经鉴定为低瓦斯矿井，按照低瓦斯矿井防治措施进行防治。 为提高安全生产水平，矿井每级生产单位 对应制定安全生产规章制度，考核计划。并严格执行。 4 2采区通风系统拟定 区通风系统拟定的原则 第一 ，坚持 “安全第一 ”的方针 ，设计的采区通风系统必须保证安全可靠 ； 第二 ，技术可行 ，确保技术的前瞻性 ，力求使用先进的技术 ； 第三 ，经济合理 ，力争节约 ，应符合投资少、工期短、高效节能、利于环保、无污染、低噪音等要求。 区通风系统拟定的基本要求 采区通风系统主要取决于采煤系统 （采煤方法 ），但又能在一定程度上影响着采区的巷道布置系统。完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向 ，风量和风流 质量 ；漏风少 ；风流的稳定性高 ，不易遭受破坏 ；有利于合理排放瓦斯 ，防止煤炭自燃 ，形成较好的气候条件和有利于控制、处理事故 ，并能使通风系统符合安全可靠、经济合理和技术可行的原则。其基本要求如下 ： （1）每一生产水平和采区都必须实行分区通风 （独立通风 ），即把井下各个水平、各个采区以及各个采、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。 （2）准备采区 ，必须在采区内构成通风系统后 ，方可开掘其它巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后 ，方可回采。采区进、回 风道必须贯穿整个采区 ，严禁一段为进风巷 ，一段为回风巷。 （3）高瓦斯矿井、有煤 （岩 ）与瓦斯 （二氧化碳 ）突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区 ，必须设置至少 1 条专用回风巷 ；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区 ，必须设置 1 条专用回风巷。所谓专用回风巷指在采区巷道中 ，专门用于回风 ，不得用于运料、安设电气设备的巷道 ，在煤 (岩 )与瓦斯 (二氧化碳 )突出区 ，专用回风巷还不得行人。 （4）采、掘工作面应实行独立通风。同一采区内 ，同一煤层上下相连的两个回采工作面、工作面总长度不超过 400m，回采工 作面和与之相连接的掘进工作面 ，掘进工作面和与之相邻的掘进工作面 ，布置独立通风有困难时 ，都可采用串联通风 ，但串联通风的次数不得超过一次。在地质构造极为复杂或残采地区 ，回采工作面确需串联通风时 ，应采取安全措施 ，经上级主管部门批准 ，可以串联通风 ，但串联通风次数不得超过两次 ，三个回采工作面的总长度不得超过 100m。所有的串联通风 ，在进入串联工作面的风流中 ，必须装有瓦斯 5 自动检测报警装置。在此种风流中 ，瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过 其它有害气体的浓度都应符合煤矿安全规程第 100 条的规定。 开采有瓦斯喷 出或有煤 （岩 ）与瓦斯 （二氧化碳 ）突出危险的煤层时 ，严禁任何 2 个工 作面之间串联通风。 （5）有煤 （岩 ）与瓦斯 （二氧化碳 ）突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。 （6）掘进工作面和采煤工作面的进风和回风 ，都不得经过采空区或冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷时 ，应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。回采工作面采用经过采空区和冒露区回风时 ，必须使水采工作面有足够的新鲜风流 ，保证水采工作面及其回风道的风流中的瓦斯和二氧化碳浓度 ，都符合煤矿安全规程关于瓦斯浓度的规定。 （7）采空区必须及时封闭。 从巷道通至采空区的风眼 ，必须随着采煤工作面的推进 逐个 封闭通至采空区的连通巷道。采区开采结束后 45 天内 ，必须在所有与已采区相连接的巷道中 设置防火墙 ，全部封闭采区。 （8）倾斜运输巷道 ，不应设置风门。如果必须设置风门时 ，应安设自动风门或设专人管 理 ，并有防止矿车或风门碰撞人员 ，以及矿车碰撞风门的安全措施。开采突出煤层时 ，工作面回风侧不应设置风窗。 （9）改变一个采区的通风系统时 ，应报矿总工程师批准。掘进巷道与其他巷道贯通时 ， 在贯通相距 15m 时 ，地质测量部门必须向矿总工程师报告 ，并通知通风部门 ，通风部门事先必须 做好调整风流的准备工作 ；贯通时 ，通风部门必须派干部在现场统一指挥 ；贯通后 ，必须立即调整通风系统 ，防止瓦斯积聚 ，并须待系统调整后的风流稳定 ，才可恢复工作。 区通风系统 区通风方式 从生产角度出发 ，采区至少有两条上山 ，一条为运输上山 ，另一条为轨道上山 ，两条上 山即为采区内的进、回风巷道。有些大型矿井采区走向比较长 ，当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大时可以采用三条上山。 另有 一条专门的回风上山 ，供通风、行人之用。 设置 在其他两条上山的中间 ，运输上山和轨道上山均为进风巷道 ，主要是靠专用回风上山 (巷 )回风。 采区通风方式的比较如表 2示 ： 6 表 2通风系统 上山数目 使用条件及优缺点 输送机上山进风，轨道上山回风 2条 风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少，比较容易控制风流； 流与煤的相对速度较大，造成大量的煤尘飞扬；同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯，使进风流中的煤尘和瓦斯浓度增加； 进风流温度增高； 易管理； 轨道上山进风 2条 场可不设风门、车辆通过方便； 煤尘较少； 为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大； 轨道上山、输送机上山进风，回风上山回风 3条 采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的有点，但需增加一条上山，工程量较大。 采工作面通风方式 （1）工作面通风方式 U 型通风系统示意如图 2示。 （ a） （ b） 图 2型通风； 型通风 此两种 采煤工作面通风系统有一条进风巷道和一条回风巷道。 U 型后退式通风系统在我国使用比较普遍。其优点是结构简单 ，巷道施工维修量小 ，工作面采空区漏风小 ，风流稳定 ，易于管理等 ；缺点是 上隅角瓦斯易超限、工作面进、回风巷要提前掘进 ，维护工作 7 量大。可以在工作面上隅角安设导风设施或采用抽放瓦斯的措施 ，也可采取改变工作面通风系统来解决上隅角瓦斯易超限问题。 U 型前进式通风系统的维护工作量小 ，不存在采掘工作面串联通风问题 ，在巷旁支护好、 漏风不大时 ，有一定优越性。采用前进式 U 型通风系统的工作面的采空区瓦斯不涌向工作面 ，而是涌向回风平巷。 综合经济，技术及安全方面综合考虑，本矿井工作面通风方式采用后退式 （2）采煤工作面风流流动形式 回采工作面通风分为上行通风和下行通风。上行风与下行风 是指风流方向与煤层倾斜的关系而言 ，当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平时 ，采煤工作面的风流沿倾斜方向自下而上流动 ，为上行通风 ；当采煤工作面进风巷道水平高于回风巷道水平时 ，采煤工作面 的风流沿倾斜方向自上而下流动 ，为下行通风。同向、逆向指风流方向与煤炭运输方向之间 的关系而言 ，当风流方向与煤流方向一致时 ，为同向通风 ；反之 ，为逆向通风。 （a） （b） 图 2煤工作面上行风和下行风 （ a）上行风；（ b）下行风 上行通风的优点 ：风流排除瓦斯的效果好 ，洗刷能力强 ，因为瓦斯比空气轻 （瓦斯密度 为 其自然流动方向和上行风的方向一致 ，在正常风速 （s）的情况下 ，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小 ； 采用上行风 ，其进风流与回风流产生的自然风压与机械风压相同 ，需要的机械风压偏小 ；运输巷机械设备处在新鲜风流中 ，安全性好。在瓦斯矿井中 ，采煤工作面及其回风道一般都采用上行通风。 上行通风的缺点 ：风流方向与运煤方向相反 ，容易引起煤尘飞扬 ；煤炭在运输过程中不 断放出的瓦斯 ，增加了采煤工作面的瓦斯浓度 ；采用上行通风时 ，必须要把矿井进风流引导 8 到矿井最深处 ，然后再上行 到工作面 ，所以进风路线长 ，尤其是在深井条件下受地点影响较大 ，运输巷内运输设备散发的热量被风流带入工作面 ，使工作面的气温增高 ；工作面采用上行通风时 ，上隅角容易引起瓦斯积聚 ，给现场瓦斯管理工作带来一定难度。 综合经济，技术及安全方面综合考虑，本矿井采用上行风作为工作面风流流动形式。 区和回采工作面通风方式的确定 区通风方式方案的选择 （1）方案选择 结合采区实际情况和自然灾害条件 ，采区通风方式提出两个方案以供选择。 方案一 ：运输上山进风，轨道上山回风 方案二 ：轨道上山进风，运输上 山回风 （2）方案比较 经济比较 上山掘进、维修费用比较 表 2山性质及掘进、维修费用比较表 方案 上山名称 煤岩类别（岩、煤、半煤岩） 支护形式 断面积（ 长度（ 掘进费用（万元） 维修费用（万元） 净 掘 方案 轨道进风 半煤岩 锚网 10 12 1032 输回风 半煤岩 锚网 10 12 982 案 轨道回风 半煤岩 锚网 10 12 1032 输进风 半煤岩 锚网 10 12 982 1 安全设施设备费比较 9 表 2全设施安设与费用比较表 方案 风门安设位置与数量 瓦斯传感器安设位置与数量 其他安全设施 费用 （万元） 方案 风门安设：采区下部车场绕道 2 个，区段回风平巷 1 个，轨道上山 1 个共计 4 个；绞车房、行人斜巷共安设调节风窗 2个 瓦斯传感器；上隅角 1个，回风平巷距离采煤工作面 10个，汇风口 2个。 临时密闭 4个 3 方案 风门 2 个，调节风窗 1个；安 设位置见采区通风系统平面图 瓦斯传感器；上隅角 1个，回风巷距离采煤工作面10个，汇风口处 1个。 临时密闭 2个 安全与技术方面比较 表 2安全与技术比较表 方案 安全 技术 方案 流与煤相对速度较大，煤尘较大，并且在煤在运输过程中不断涌出瓦斯，使风流中瓦斯浓度增加。 易管理； 下空气调节难度增加 ; 方案 煤 尘较少； 辆通过方便； 通过以上安全、技术、经济方面的比较 ，采区通风方式 利用方案二（轨道上山进风，运输上山回风）。 采工作面通风方式方案的选择 （1）方案选择 根据采区巷道布置和自然灾害条件 ，回采工作面通风方式提出两个方案以供选择。 方案一： U 型通风 方案二 ：H 型号通风 （ 2） 回采工作面通风方式方案比较 表 10 表 2回采工作面通风方式方案比较 综上所述 ，从风流稳定、经济合理、技术先进、安全可靠等角度综合分析 ，最终确定采用 作面采用上行风风流流动形式。 方案 安全 经济 管理 方案 在工作面上隅角采用抽放瓦斯的措施 巷道施工维修量小，工作面进、回风巷要提前掘巷，维护工作量大。 工作面采空区漏风小，风流稳定，易于管理。 方案 在采空区的回风巷道中抽放瓦斯。 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。 11 3采区风量计算与分配 煤矿的供风是保证井下工作人员正常劳动和安全生产的基 本条件。在这里我们只计算设计 （采、带 ）区的需风量。设计 （采、带 ）区的需风量应依据煤矿安全规程和煤矿矿井风量计算方法的规定 ，按下列要求进行风量计算。 区风量计算 对设计 （采、带 ）区的风量 ，可按两种情况分别计算 ： 一种是新矿区无邻近矿井通风 资 料可参考时 ，（采、带 ）区需风量应按设计中 （采、带 ）区同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的吨煤供风量计算 ，并取其中最大值。在设计中 吨煤瓦斯涌出量的计算 ，应根据在地质勘探时测定的煤层瓦斯含量 ，结合矿井地质条件和开 采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算采区需风 量。 另一种是依据邻近生产矿井的有关资料 ，按生产 （采、带 ）区的风量计算方法进行。其 原则是 ：（采、带 ）区的供风量应保证符合 （采、带 ）区安全生产的要求 ，使风流中瓦斯、二 氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合规程有关规定。创造良 好的劳动环境 ，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的 ，故可按 生产矿井实际资料 ，分别计算设计 （采、带 ）区采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量 ， 得出整个 （采、带 ）区的需风量。但该风量也要根据情况的不断变化随时进行调整。 煤工作 面需风量的计算 每个回采工作面实际需要风量 ，应按甲烷、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算 ，然后取其中最大值 ，回采工作面有串联通风时 ，应按其中一个回采工作面实际需要的最大风量计算。 （1）按瓦斯 （或二氧化碳 ）涌出量按式 (3算 ： 00 (3（ 经测定本矿井工作面绝对瓦斯涌出量为 2 m3/不均衡系数 式中 第 i 个采煤工作面实际需要风量 ，m3/第 i 个采煤工作面回风巷风流中瓦斯 （或二氧化碳 ）平均绝对涌出量 ，m3/ 在生产矿井中 ，该值应从实测中求得 ；在设计矿井中可根据临近生产矿井条件相似的有关数据选取。 12 第 i 个采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数 ，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产时 ，在整个工作面开采期间 ，均匀间隔的选取不少于 5 个昼夜 ，进行观测 ，得出 5 个比值 ，取其最大值。通常根据采煤方法可按表 3取： 表 3 各种采煤工作面瓦斯涌出不均衡风量备用系数 采煤方法 采工作面 炮采工作面 水采工作面 经测定本矿井绝对瓦斯涌出量为 0.4 m3/不均衡系数 将实际数值代入上式： 00240 (m3/（ 2）按工作面温度与风速的关系计算： 采煤工作面应有良好的气候条件，其气温与风速的关系应符合表 3规定： 表 3 采煤工作面空气温度与风速对应表 采煤工作面进风流气温（ ） 采煤工作面风速（ m/s） 15 1518 1820 2023 2326 煤工作面的需要风量按式（ 3算： 0 （3（本矿井设定采煤工作面温度为 20 ，取值 矿井使用掩护式支架。 ） 式中 第 i 个采煤工作面的风速，按采煤工作面温度从表 3选取， m/s； 第 i 个采煤工作面的平均有效断面积， 单位为 于普采工作面可按最大和最小 控 顶 距有效断面积的平均值计算；对于综采工作面可用下面近似式计算： 使用支撑式支架时： 使用掩护式支架时： （ 式中 M 煤层开采厚度。 将实际数值带入上式： 6056 (m3/ 13 （ 3） 按工作人员数量 计算 ： （3 式中 4以人数为计算单位 的供风标准 ，是对每人每分钟供给 4规定风量。 第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数。 经 上述 3种方法计算后 ，得出最大风量是 756 m3/ 将实际数值带入上式： 430=120 (m3/（5）按风速进行验算 ： 根据煤矿安全规程规定 ，回采工作面最低风速为 s、最高风速为 4m/s 的要求进行验算。即每个回采工作面的风量 Q 按上述 4 种方法计算后的需风量的最大值 ： 0 （304 （3式中 第 i 个采煤工作面的平均有效断面积 ， 备用工作面的需风量通常取为产量相同的生产采煤工作面的需风量的一半。当 （采、带 ）区风量不富裕时 ，也可以按工作面不集聚瓦斯为原则配风 ，但工作面风速不应小于 15m/s）。采煤工作面风量计算和验算后 ，必须明确最终确定的采煤工作面风量。 以上述 计算结果可知 =756 (m3/将实际数值带入上式： 6089 (m3/604024 (m3/验证结果正确 进工作面需风量计算 和回采工作面所需风量的计算方法基本相同 ，掘进工作面的需风量按下列因素分别计算 ，取其最大值 ： （1）按瓦斯 （或二氧化碳 ）涌出量计算 ： 00 （3（经测定本矿井掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 式中 第 i 个掘进工作面的需风量 ，m3/ 14 第 i 个掘进工作面的平均绝对瓦斯 （或二氧化碳 ）涌出量 ，m3/产矿井中 ， 该值应从实测中求得 ；在设计矿井中可根据条件相似的临近生产矿井有关数据中选取。 第 i 个掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数 ，其含义和观察计算方法与采煤工作面的 瓦斯涌出不均匀系数相似。通常 ，机掘工作面取 将实际数值代入公式： 10016 (m3/（ 2） 按工作人员数量计算： （3式中 第 i 个掘进面同时工作的最多人数； 4 每人每分钟供风标准， m3/ 将实际数值代入公式： 420=80 (m3/（ 3） 按 局部通风机吸风量 计算： （3（矿井配用 局部通风机。） 式中 第 i 个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量之和， m3/ 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取 风巷中无瓦斯涌出时取 瓦斯涌出时取 各种局部通风机的额定风量可按下表 3取） 表 3 局部通风机额定风量 风机型号 额定风量（ m3/ 5376 220113 240160 300180 450250 630260 根据矿井实际情况，局部风机实际吸风量小于额定吸风量，局部风机实际吸风量供给掘进工作面的风量一般不超过 280m3/ 将实际数值代入公 式： 20060 (m3/按照上述 3种方法计算后，选用最大值即按局部通风机吸风量计算所得 260 (m3/行验算。 15 （ 4）按风速进行验算： 每个岩巷掘进工作面的风量： 60 （3260 60m3/ 60 （3 260 6089 (m3/ 604 （3260 604024 (m3/式中 第 i 个掘进工作面巷道的净断面积 ，本矿井掘进工作面净断面面积 掘进工作面风量计算和验算后 ，可以确定掘进工作面需风量为 260 m3/ 室需风量计算 各个独立通风硐室的供 风量 ，应根据不同类型的硐室分别风量的确定 ，按照经验值 ，（采、带 ）区绞车房 0 80 m3/（采、带 ）区变电所 0 80 m3/ 本矿井采用移动变电站供电，故不计变电所所需风量。绞车房需风量定为 70m3/ 其他用风巷道的需风量计算 其他用风巷道的需风量 ，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算 ，采用其最大值。 （1）按瓦斯涌出量计算 ： 采 区内的其他用风巷道 00 （3（经测定，本矿井其他巷道瓦斯绝对涌出量为 络巷） 31002 (m3/山） 21008 (m3/人斜巷） 21008 (m3/ 16 巷） 21008 (m3/ 采 区 外 的其他用风巷道 33 （3场 ) 3133m3/风石门 ) 133m3/式中 第 i 个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量 ，m3/第 i 个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数 ，一般可取 （2）按风速验算 ： 一般巷道 （3式中 第 i 个其他用风井巷净断面积 ， 区总风量 采区所需的总风量 采区内各用风地点需风量之和 ，并考虑适当的 备用系数 ，按式 （3行计算 ： （3式中 采区所需总风量 ，m3/该采区内各采煤工作面和备用工作面所需风量之和 ，m3/该采区内各掘进工作面所需风量之和 ，m3/该 （采、带 ）区内各硐室所需风量之和 ，m3/该 （采、带 ）区内其他用风巷道所需风量之和 ，m3/包括 （采、带 ）区的漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。应从实测中统计 求得 ，一般可取 将实际数值代入公式： 17 （ 756 260 70 72 48 48 48 715.6(m3/区风量的分配 总风量确定后 ，分配到各用风地点的风量 ，应不得低于其计算的需风量 ；所有巷道都应 分配一定的风量 ；分配后的风量 ，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程 中下列有关规定 ：关于氧气、瓦斯、二氧化碳和其它有毒有害气体安全浓度的规定 ；关于最高风速和最低风速的规定 （见表 3关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定 ；关于冷空 气预热的规定 ；以及关于空气中粉尘安全浓度的规定等。 表 3巷中风流速度表 井巷名称 最低允许风速（ m/s） 最高允许风速（ m/s） 无提升设备的风井和风硐 15 专为升降的井筒 12 风桥 10 升降人员和物料的井筒 8 主要进、回风道 8 架线电机车巷道 8 运输机巷道、（采、带）区进、回风巷道 回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷 掘进中的岩巷 其他人性巷道 沿途漏风 ，尤其是风流短路 ，较大的影响了 通风的安全性和经济性 ，因此应尽量减少沿途漏风和风流短路。沿途允许漏风率参考表 3果实际漏风率超过表中数据时 ，应该采取有效的防漏措施 ，并加强管理。 在装有局部通风机的巷道内 ，巷道的风量应按不小于局部通风机风量的 计算。 在串联的风量中 ，应使其中的瓦斯、二氧化碳的浓度不超过 且使其它有害气体的浓度不超过安全浓度。 表 3风设施允许漏风率 漏风地点 允许的漏风率（ 00 ） 无提升设备的抽出风井 5 有 提升设备的抽出风井 10 18 无提升设备的压入风井 10 有提升设备的压入风井 15 风门 2 风桥 1 风墙 基本不漏 采空区 510 先将以上计算得出的采区总风量 按以下原则对剩余的风量进行大致的分配 ；各个回采工作面的风量 ，按照与产量成正比的原则进行分配 ；各个备用工作面的风量 ，按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即 ： p （ （3式中 采区总风量中减去独立回风的掘进风量和峒室风量后的剩余风量 ，m3/采区总风量 , m3/各掘进工作面所需风量之和 ，m3/各硐室所需风量之和 ，m3/将实际数值代入公式： （ 260 70） =m3/ 剩余风量 配方法是 ：先用下式计算回采工作面日产一吨煤所需配给的风量 q,即 ： 2（3式中 q 回采工作面日产一吨煤所需配给的风量， 各个回采工作面的日产量之和， t/d。 各个备用工作面的计划日产量之和， t/d。 将实际数值代入公式： 37 7 9q （ （3将实际数值代入公式： m3/ 19 区通风网络风量的自然分配 关术语与基本定律 （1）通风网络的相关术语 风路 ：有风流流经的井筒、巷道、以及回采工作面等通 风线路。 节点 ：两条或两条以上风路的交汇点。在同一条巷道中 ，将巷道断面形状、断面积、支护方式、坡度的变化点也可称之为节点。 回路 ：通风网络中若干条风路首尾相接构成的闭合路径。 假分支 ：风阻为零的虚拟分支。 生成树、余树 ：生成树包括风网中全部节点而不构成回路或网孔的一部分分支构成的图形。每一种风网都可选出若干生成树。一个网络图中 ，去把生成树去掉 ，剩下的部分图形称 之为余树。 弦 ：在风网任何一棵树中 ，每增加一个分支就构成一个独立回路或网孔 ，这种分支就做 弦。 通风网络解算 ：已知通风网络中各风路的风阻及通 风机特性曲线 （或矿井总风量 ），计算各风路风量的过程。 固定风量风路 ：通风网络解算时有风量期望值并且不参与迭代计算的风路。 自然分风 ：不含有固定风量风路的网络解算 ，解算结果满足节点风量平衡和回路阻力平衡定律。 （2）解算通风网络的基本定律 风流在巷道中的流动 ，可以认为是连续的、稳定的流动。因此 ，任何通风网络都要遵循以下三个定律 ： 通风阻力定律 因为风流在井巷中基本以完全紊流状态流动的 ，所以各条风路中的风流都遵守通风阻力 定律，即： 2 （3式中 风网中某一风路的阻力 ，风网中该风路的风阻 ，Ns2/风网中流过该风路的风量 ，m3/s。 风量平衡定律 20 在通风网路中 ，流进节点或闭合回路的风量 ，等于流出节点或闭合回路的风量。即任一节点或闭合回路的流入风量和流出风量的代数和为零。 0（3式中 流入或流出某节点或回路的风量，以流入为正，流出为负。 风压平衡定律 在任一闭合回路中，无扇风机工作时，各巷路风压的代数和为零。 0式中 闭合回路中任一巷道的风压损失，顺时针为正，逆时针为负。 在通风机工作及存在自然风压时 ，各巷道风压降的代数和等于扇风机风压与自燃风压之 和。即 扇风机风压，顺时针为正，逆时针为负。 自然风压 ，顺时针为正 ，逆时针为负。 区风量调节 在矿井通风网络中 ，风流按照巷道风阻的匹配关系 ，风量分配到各作业地点 ，若现有通风网络能够满足要求 ，则无需进行风量调节。但通风网络往往不能满足要求 ，需要采取控制与调节风量的措 施。另外矿井通风网络是一个动态网络 ，它随生产的推进而不断变化 ，从网络分支数据到网络拓扑结构都在发生变化 ，而网络中的各个用风地点的风量基本不变 ，所以经常需要根据网络的变化 ，对通风网络进行调节 ，以调配各网络分支的风量。风量调节按照范围的大小 ，可分为局部风量调节和矿井风量调节 ，（采、带 ）区范围内的风量调节属于局部风量调节。局部风量调节的方法有增阻法、减阻法及辅助通风机调节法。 （1）增阻调节法 增阻调节法是在通过在巷道中安设调节风窗等设施 ，增大巷道中的局部阻力 ，从而降低与该巷道处于同一通路中的风量 ，或增大与其并联 的通路上的风量。 主要措施 ： 调节风窗 ； 临时风帘 ； 空气幕调节装置等。使用最多的是调节风窗。 特点 ：增阻调节法具有简单、方便、易行、见效快等优点 ；但增阻调节法会增加矿井总风阻 ，减少总风量。 （2）减阻调节法 21 减阻调节法是在通过在巷道中采取降阻措施 ，降低巷道的通风阻力 ，从而增大与该巷道处于同一通路中的风量 ，或减小与其关联的通路上的风量。 主要措施 ： 扩大巷道断面 ； 降低摩擦阻力系数 ； 清除巷道中的局部阻力物 ； 采 用并联风路 ； 缩短风流路线的总长度等。 特点 ：可以降低矿井总风阻 ，并增加矿井总风量 ；但降阻措施 的工程量和投资一般都较 大 ，施工工期较长 ，所以一般在对矿井通风系统进行较大的改造时采用。 （3）增能调节法 增能调节法主要是采用辅助通风机等增加通风能量的方法 ，增加局部地点的风量。 主要措施 ： 辅助通风机调节法。 利用自然风压调节法。 特点 ：增能调节法的施工相对比较方便 ，不须降低矿井总风阻 ，能增加矿井总风量 ，同 时可以减少矿井主通风机能耗。但采用辅助通风机调节时设备投资较大 ，辅助通风机的能耗较大 ，且辅助通风机的安全管理工作比较复杂 ，安全性较差。 区通风阻力计算 采区通风总阻力由摩擦阻力和局部阻力两部 分构成 ，即总阻力等于摩擦阻力与 局部阻力之和。 擦阻力 计算摩擦阻力时 ，应首先选定 （采、带 ）区达产时的最大阻力线路 ，分别计算各段巷道 的摩擦阻力 ，然后累加起来即为该线路的总摩擦阻力。最大阻力线路可根据风量和巷道参数 （断面积、长度等 ）直接判断确定 ，不能直接确定时 ，应选几条可能最大的路线进行计算比较。摩擦阻力计算公式如下所示 ： 23 摩 （3式中 L、 U、 S、 a分别是各井巷的长度 （m），周边长 （m），净断面积 （摩擦阻力 系数 （ Q分配给各井巷的风量 ，（m3/s） 部阻力 采 区井巷的局部阻力 ，新建 （采、带 ）区宜按井巷摩擦阻力的 10%计算 ；扩建 采 区宜按井巷摩擦阻力的 15%计算 ，局部阻力等于各段井巷的摩擦阻力累加后乘以 （ 22 摩局 ）（ 阻力 由下式计算出 （采、带 ）区达产时的最大阻力线路的总阻力 ，并把阻力计算结果填入表 3 ： 表 3区通风阻力计算表 节点序号 巷道名称 支护形式 104 (L (m) U (m) S ( R (Q (m3/s） m6/h 摩（ v（ m/