矿井通风与空气调节课程设计.doc

矿井通风与空气调节课程设计 第30页第一章 设计矿井概况11.1煤层赋存条件11.1.1地形地貌11.1.2矿床开采技术及水文地质条件41.1.3水文地质条件51.2矿井巷道布置61.2.1矿井开拓巷道布置61.2.2采区巷道布置71.2.3运输方式71.2.4运输系统71.3矿井开采技术条件81.3.1矿井设计能力81.3.2服务年限81.3.3开拓系统情况81.4矿井安全条件9第二章 通风系统102.1通风方式：102.2通风方法：102.3采面通风方式102.3.1回采工作面通风系统112.3.2回采工作面风流方向112.3.3 通风构筑物11第三章 矿井需风量计算与分配133.1需风量计算133.2风量分配17第四章 矿井通风阻力与通风特性184.1容易及困难时期阻力路线确定184.1.1矿井通风容易时期阻力路线为：184.1.2矿井通风困难时期通风路线为：184. 2矿井通风阻力与通风特性184.2.1摩擦阻力计算184.2.2局部阻力计算214.3风机服务范围确定21第五章 通风设备选型225.1局部通风机选型225.1.1初选风筒225.1.2局部通风机风量225.1.3局部通风机风阻225.2主要通风机选型235.2.1设计依据235.2.2选型计算23第六章 矿井通风费用266.1吨煤通风电费266.2吨煤通风成本26第七章 矿井通风系统评价287.1矿井通风经济性评价287.2矿井通风安全性评价287.2.1通风阻力评价287.2.2矿井通风系统的合理性、可靠性分析29参考文献30第一章 设计矿井概况恒姑煤矿地处贵州省黔南州荔波县佳荣镇，距荔波县32km，至佳荣镇10km，恒姑煤矿隶属荔波县煤炭工业局管辖。至广西河池至立化运煤专用铁路线平寨站20 km，交通较为便利。矿区交通位置详见图1.1。恒姑煤矿矿区范围由5个拐点坐标圈定，开采深度： +800m至+300m标高，矿区面积1.8651km2，生产规模为9万吨/年。其拐点坐标（北京坐标系）见表1.1：表1.1 矿区范围拐点坐标点号x坐标y坐标02817320365128101281712036513205228165353651337532814690365121904281489536511645矿区面积：1.8651km2，开采深度：+800m+300m标高。1.1煤层赋存条件1.1.1地形地貌矿区地势总体西高东低，海拔标高一般6501066m，最高点位于矿区西北部一无名山头，山顶海拔1066m，最低点位于矿区中部，海拔约650m，最大相对高差416m。矿区总体上属低山地貌，区域地层碳酸盐岩覆盖范围广，峰丛、洼地、溶斗、溶洞等喀斯特地貌较发育，碎屑岩地层在反向坡地带易形成陡崖、陡坡，含煤地层经多次风化剥蚀形成低凹或缓坡地形。1、气候条件根据荔波县气象局观测资料，矿区属亚热带季风性湿润气候区，年均气温18.3o c，最高气温39.4oc，最低气温-6.7oc 。最热为7月，月均气温26.4oc；最冷为1月，月均气温8.4oc。年均降雨量1325.5mm,最多年达1524.5mm；最少年仅841.5mm；5-10月为丰水期，占年降雨量的73.2以上。2、水系及主要河流矿区内地表水系属樟江上游支流，都柳江水系珠江流域。区内无较大的河流、水库等地表水体，地表水主要受大气降水及地形控制，雨季地表水则由碳酸盐岩高地向溶蚀洼地排泄。矿区中部有一条山间雨源型小冲沟，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。3、地震根据建筑抗震设计规范（gb500112001）规定，本区地震基本烈度为6度。1.1.2矿床地质构造特征1、地层根据储量核实报告，矿区出露地层为石炭系下统大塘组，现由老至新分述如下：大塘组（c1d）：按岩性段可分为三岩性段：黄金、寺门段和罗城段。黄金段（c1d1）：为深灰、灰黑色泥岩夹少量泥灰岩及钙质泥岩。地层厚约2030m。寺门段（c1d2）：按岩性组合特征可分为五个岩性层。寺门段第一层（c1d21）：为深灰灰黑色钙质泥岩和泥岩夹灰至深灰色中厚层状细粒砂岩、钙质砂岩，于纵向上构成不等厚韵律旋回，夹煤层和煤线13层。地层厚约3040m左右。寺门段第二层（c1d22）：下部为深灰色泥岩、砂质泥岩夹灰白砂岩、石英砂岩，含煤层34层，和、层煤层主要产于其底部和上部。中部为砂岩、石英砂岩和条带状砂岩夹泥岩，含煤线或薄煤39层。上部为泥岩夹石英砂岩和煤线及薄煤15层。地层厚约5080m左右。寺门段第三层（c1d23）：由上下两层灰、深灰色砂岩、石英砂岩及中部的砂质泥岩组成，其中部常夹泥灰岩及灰岩。地层厚约2240m。寺门段第四层（c1d24）：下部以灰黑色泥岩、钙质泥岩为主，夹砂岩、泥灰岩，瘤状泥灰岩，底部为深灰色细粒至中粒砂岩。上部为砂岩、石英砂岩为主夹砂质泥岩、泥灰岩夹泥岩、灰岩等。厚约3747m。寺门段第五层（c1d25）：下部以石英砂岩、砂岩、钙质砂岩为主，夹泥质粉砂岩及砂质泥岩，泥质粉砂岩，上部为灰岩、瘤状灰岩平钙质砂岩，泥质粉砂岩。地层厚约1555m。罗城段（c1d3）按岩性组合特征可分三个岩性层罗城段第一层（c1d31）：为灰、浅灰色中厚层状细晶灰岩夹数层瘤状泥灰岩，局部地段其底部时见钙质砂岩或石英砂岩。厚约4050m。罗城段第二层（c1d32）：为浅灰色薄层中厚层细晶灰岩，夹少量泥灰岩，紫红色泥岩及钙质粉砂岩等，其项部局部地段夹若干层白云岩或云质灰岩。厚约50120m。2、地质构造矿区位于茂兰向斜东翼茂兰煤田，岩层倾向310330倾角为2025左右。断层附近产状变陡，约为40左右。矿区中部和中西部为北东向断层f41、f42，断层f41断面倾角平缓从而造成断层走向和倾向不定，沿走向上其形迹呈不规则曲线状，为重力作用下形成的滑覆构造，发育于浅表，对深部煤层影响不大。f42走向北东，倾向北西，倾角50，对煤层有一定的破坏作用，为一正断层。综上所述，矿区地质构造为简单类型。3、含煤岩系及煤层特征矿区内主要煤层产于寺门段第二层二分层（c1d2）下部，共夹煤层1318层，总厚4.366.23m，含煤系数为5.698.25，其中、煤层，煤层局部可采，煤层不可采。、煤层的煤层结构物征如下：煤：煤层厚度地表延伸较稳定，地表厚度在0.371.35 m之间，一般0.60.8m，平均厚度0.7m。深部厚度比地表略薄，煤层结构简单，偶见泥岩或砂岩夹矸。顶板一般为细粉砂岩、底板为粉砂岩。煤:煤层厚度稳定,全层可采,地表厚度0.851.96m，一般1.21.3m，平均厚1.24m。煤层结构简单，为单一煤层，偶见泥岩或夹矸一层。顶板一般为细粉砂岩、底板为粉砂岩。另据本矿井实际井巷揭露煤煤层赋存情况，矿井一采区范围内煤不可采，本次设计矿井一、二采区只开采煤。可采及局部可采煤层特征见可采煤层特征表1.2表1.2 可采及局部可采煤层特征表煤层编号煤层平均厚度(m)煤层角()煤层间距(m)煤层结构煤层容重（t/m3）煤层稳定性顶底板岩性顶板底板0.72525单一1.38较稳定砂岩、粉砂岩粉砂岩1.2425单一1.38较稳定砂岩、粉砂岩粉砂岩3、煤类、煤质煤类：根据gb/t152242004，本矿原煤属低中灰、特低挥发分、中高硫、高热值无烟煤。煤质：恒姑煤矿所采煤层呈黑色，条痕褐黑色；条带状、透镜状结构，层状结构，主要为暗煤，见少量镜煤条带及丝炭。可采煤层煤质特征见表1.3。表1.3 可采及局部可采煤层煤质特征表煤层编号煤样类别工业分析灰分（aad）挥发分（vdaf）含硫（sst，ad）发热量（qnet，ar）原煤19.147102.7633.4435.53mj/kg原煤19.067102.8333.4435.53mj/kg1.1.2矿床开采技术及水文地质条件1、煤层顶、底板条件本矿可采煤层层，区内工程地质条件中等，煤层顶板为细砂岩，稳固性一般，易发生冒顶现象。煤层底板为粉砂岩，容易发生底鼓现象。因此，在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，并根据顶板矿压显现和采高调整支护密度，作好支护工作，以便更好的保证工作面的生产安全。2、矿井瓦斯、煤尘爆炸性、煤炭自燃倾向瓦斯等级鉴定根据贵州省能源局文件，关于黔南州煤炭局关于上报2009年度煤矿瓦斯等级鉴定报告进行审查报告的批复，荔波县恒姑煤矿绝对瓦斯涌出量为0.94 m/min，相对瓦斯涌出量为11.30 m/t，荔波县恒姑煤矿瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。经计算矿井在+300m水平时煤层瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面瓦斯涌出量为16.75 m3/t、绝对瓦斯涌出量为2.85m3/min；单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.58 m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为39.32 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为7.45 m3/min。煤与瓦斯突出根据2009年11月中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室提交的荔波县恒姑煤矿k2号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定的结论为：恒姑煤矿k2号煤在鉴定范围（标高+576m以上的k2号煤层）内无突出危险。矿井其它区域没有突出鉴定，仍按煤与瓦斯突出进行管理。矿井矿区范围内可采煤层为一层即k2号煤层，本次变更设计矿井只开采k2号煤层，且矿井主要开拓巷道和准备巷道已形成，k2号煤层在鉴定范围内无突出危险性，因此，根据开采布置，变更设计将矿井开采标高+577m以上的一采区暂按高瓦斯、无突出危险性管理，整个矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2004年8月对恒姑煤矿可采煤层煤层煤尘爆炸性鉴定报告，鉴定结论为煤层无煤尘爆炸性，鉴定结果见下表1.4。1.4 煤层爆炸性鉴定煤层采样编号工业分析爆炸试验爆炸性结论madaadvdaf焦渣特征火焰长度（mm）2004-m3620.464.9410.4420煤尘无爆炸性本设计可采煤层只有煤层，对煤层按无煤尘爆炸性设计和管理。煤层自燃倾向性根据根据贵州省煤田地质局实验室2004年8月对恒姑煤矿可采煤层煤层煤尘自燃倾向性鉴定报告，鉴定结果为：煤层为级（不易自燃煤层），鉴定结果见下表1.5。本设计对煤层按级（不易自燃煤层）设计和管理。表1.5 煤层自燃性鉴定煤层来样编号工业分析着火温度自燃倾向分类水份灰份挥发份焦渣特征t氧化t原样t还原madaadvdaf22004-m3620.464.9410.442390404406级备注级：容易自燃 级：自燃 级：不易自燃地温本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。冲击地压贵州省荔波县恒姑煤矿资源/储量核实报告未提供冲击地压的相关资料，本矿井未发生冲击地压现象。根据贵州多年实践，暂按没有冲击地压危险性设计，但仍需加强地压观测，避免地压灾害的发生。1.1.3水文地质条件1、概述矿区内地表水系属樟江上游支流，珠江流域都柳江水系。区内无较大的河流、水库等地表水体，地表水主要受大气降水及地形控制，雨季地表水则由碳酸盐岩高地向溶蚀洼地排泄。矿区中部有一条山间雨源型小冲沟，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。2、岩层含水性含水层及隔水层矿区煤系地层为大塘组寺门段，由深灰色中厚层细粒砂岩、砂岩、钙质砂岩，粉砂岩组成含水层以及由泥岩、钙质泥岩、煤层组成隔水层。经调查，砂岩节理裂隙较发育，从而构成基岩裂隙水，大气降水则是基岩裂隙水的主要补给源。尽管矿区位于当地侵蚀基准面之上，但仍然形成一定的富水层，并与泥岩隔水层在纵向上呈互层状，从而构成小型多层表层潜水循环。这些富水层的地表露头则形成裂隙泉点，通过野外调查，其泉点一般在裂隙发育的砂岩与下层泥岩隔水层界面式附近流出，涌水量不大，一般0.050.10l/s。矿区煤系之上的大埔组和黄龙组为厚度较大的碳酸盐岩，发育岩溶管道水，为区域性的含水层，且岩溶水的迳流，排泄受统一的地下水和系控制。由于开采坑道未涉及到该灰岩，因此其岩溶管道水对其影响不大。罗城段灰岩之下的砂、泥岩及泥岩、泥灰岩岩系，为岩溶含水层的区域隔水层，有效阻止其岩溶地下水的向下渗透。从而使其开采坑道遭受地下水危害的可能性和风险性降低。地表水矿区北部及东部外围为长年性地表水流，并构成矿区的最低侵蚀基准面。矿区属碎屑岩侵蚀和溶蚀地貌。西高东低，西部海拔最高点1066米 ，北部最低点650米，相对高差416米，洪暴期间的地表水则由西向东或由南向北（矿区北部）排泄最终汇于矿区北和东侧的河流中。断层水矿区内断层不发育，仅见北东f41、f42断层。据，贵州荔波县茂兰煤田普查勘探报告（广西第九地质队）认为，矿区内虽多为正断层，但多不是富水断层，一般沿断层上盘，岩石较为破碎，微裂隙增多形成局部滴水和弱透水性。深部利用控制断层的勘探钻孔，用抽水方法对走向断层（北北东向断层）试验结果表明：砂泥岩互层中的断层破碎带规模小，且受到钙质充填、胶结，未导致钻孔涌水量增大，故可视为与围岩的含水性一致，不作为单独的充水因素。涌水量据贵州荔波县茂兰煤田普查勘探报告（广西第九地质队）矿区内的露头岩石，在风化作用和构造作用下都可产生风化裂隙和构造裂隙，经容纳大气降水渗透于地下水流形成的潜水，对开采矿井和坑道充水的潜水主要为煤层露头线以上的潜水流，经观察测定，其潜水流对斜井和平巷的充水量为0.01380.244(l/s),随季节性变化显著，其变化系数为25。前已述及，矿区内断层多为贫水断层，一般对矿坑涌水不大，通过钻探的抽水试验，其断层的涌水量在0.00740.0334(l/s)。1.2矿井巷道布置1.2.1矿井开拓巷道布置井筒：主斜井井口标高为+816.05m ，方位角42，倾角25，斜长为217m，采用半圆拱形巷道断面，穿层布置，穿过k2号煤层落底在k2号煤层底板岩层标高。表土及破碎段砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。掘进断面积6. 3m，净断面积5.6m。进风行人斜井井口标高为+816.34m，方位角47，倾角26，斜长为210m，采用半圆拱形巷道断面，在标高+724.4m揭露k2号煤层后落平。表土及破碎段砌碹支护，其余段采用锚喷支护。掘进断面积4.9m，净断面积4.4m。回风斜井井口标高+827.95m，方位角为54，倾角28，长度为203m。采用半圆拱形巷道断面，在标高+732.6m揭露k2号煤层后落平。采用砌碹支护。掘进断面积4.9m，净断面积4.4m。矿井前期开拓系统已基本形成。主斜井、进风行人斜井及回风斜井已掘至井底，并通过井底联络巷形成联系，井底排水及一采区排水系统已基本形成。1.2.2采区巷道布置已施工完的一采区运输下山、进风行人下山、回风下山大部分布置在k2号煤层中，首采工作面（1201工作面）运输巷和回风巷已掘进部分，接替工作面（1202工作面）掘进头运输、回风系统已基本形成。1.2.3运输方式矿井设计生产规模9万吨/年，各主要地点运输方式如下：1、主斜井采用提升绞车作混合提升，主要提升煤炭、矸石、材料、人员及设备等；2、一采区运输下山采用采用矿用防爆绞车运输煤炭、矸石、材料、设备；3、总运输巷设置两台小绞车对拉运输煤炭、矸石、材料、设备等；4、1201运输巷设置两台小绞车对拉运输煤炭、设备等；5、进下其它平巷采用矿车运输；6、1201采煤工作面采用刮板运输机运输煤炭；7、1201采煤工作面下口采用一台转载机转载煤炭至矿车。8、主斜井布置单轨道，巷道轨型30kg/m，轨距600mm，一采区轨道下山布置单轨道，巷道轨型22kg/m，轨距600mm，井下水平巷内布置单轨道，巷道轨型15kg/m，轨距600mm。1.2.4运输系统煤流方向：采煤工作面(刮板运输机)刮板转载机1201运输巷（对拉绞车）一采区运输下山（矿用防爆绞车）总运输巷（对拉绞车）主斜井（矿用绞车）地面；材料流向：地面主斜井（矿用绞车）总运输巷（对拉绞车）一采区运输下山（矿用防爆绞车）各水平甩车场（矿车）井下用料点；掘进矸石流向：掘进面掘进巷道（矿车）水平甩车场（矿车）一采区运输下山（矿用防爆绞车）总运输巷（对拉绞车）主斜井（矿用绞车）地面排矸场人员运送：主斜井采用斜井人车，使用主斜井提绞车提升或下放人员。1.3矿井开采技术条件1.3.1矿井设计能力根据采矿许可证，合理确定矿井能力，对保证矿井生产的稳定性及可靠性、节省基本建设投资及早投产、达产至关重要。本设计详细分析了地质资料提供的地质条件，煤炭资源条件、煤炭赋存条件、开采技术条件和业主的投资等综合因素，确定矿井以一个走向长壁工作面达到9万t/a能力是切实可行的。矿井首采工作面运输巷和回风巷已施工布置，首采面布置在煤层中，工作面斜长65m，到设计以一个走向长壁工作面达到9万t/a规模的能力。1.3.2服务年限恒姑煤矿服务年限按下式计算t=z可/1.4a=9.8（a）式中：t服务年限，az可可采储量，123.335万ta 设计年生产能力，按9万t/a计算k构造简单，储量备用系数取1.4经计算，矿井服务年限9.8a，满足煤炭工业小型矿井设计规范要求。本方案采用斜井开拓，以一个走向长壁采煤工作面和二个掘进工作面保证矿井设计生产能力。矿井工业场地设在主斜井、进风行人斜井及回风斜井附近，通过本次设计能充分利用现有巷道，并提高资源回收率，将使井上、井下生产系统布局合理，技术经济指标更好。采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法，放炮落煤，全部垮落法管理顶板。1.3.3开拓系统情况设计利用的主斜井井口标高为+816.05m ，方位角42，倾角25，斜长为217m，采用半圆拱形巷道断面，穿层布置，穿过k2号煤层落底k2号煤层底板岩层标高。表土及破碎段砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。掘进断面积6. 3m，净断面积5.6m。设计利用的进风行人斜井井口标高为+816.34m，方位角47，倾角26，斜长为210m，采用半圆拱形巷道断面，在标高+724.4m揭露k2号煤层后落平。表土及破碎段砌碹支护，其余段采用锚喷支护。掘进断面积4.9m，净断面积4.4m。设计利用的回风斜井井口标高+827.95m，方位角为54，倾角28，长度为203m。采用半圆拱形巷道断面，在标高+732.6m揭露k2号煤层后落平。采用砌碹支护。掘进断面积4.9m，净断面积4.4m。矿井前期开拓系统已基本形成。主斜井、进风行人斜井及回风斜井已掘至井底，并通过井底联络巷形成联系，井底排水系统已基本形成。据从现场及业主了解到的情况，本区煤矿开采历史长，大量的小窑非法开采形成了部分采空区。开采时，多沿煤层露头采用斜井开采，采用自然通风，在国家相关政策的执行中，小窑均已关闭、封停，k2号煤层露头附近存在大量老窑采空区。1.4矿井安全条件本矿井资源较可靠，可采煤层层（k2号煤层），主要可采煤层赋存稳定，这些是井田开采的有利条件。对开采不利的主要有两点：一是矿井煤层瓦斯含量大，要求在采掘过程中加强瓦斯管理；二是煤层底板松软遇水易底鼓，因此在采掘过程加强对井下积水的破碎地段顶板的支护和底板的管理。矿区的地质勘探程度低，建议提升勘探程度，以减少风险。矿井在今后的开采过程中注意收集地质资料，并加以整理，作为现有地质资料的补充。恒姑煤矿开采号煤层，煤层赋存稳定，地质构造简单，开采技术条件较好。许可开采标高+800-+300m资源量为229.1万吨，设计可采储量为123.335万吨，资源条件较好第二章 通风系统2.1通风方式：中央式并列通风系统建井期限短，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小；但井下风流路线长，阻力大，井底车场附近漏风大。一般适用于煤层瓦斯和自然灾害问题都不严重，埋藏深、倾角大，但走向长度不大的矿井。2.2通风方法：抽出式通风方法，主要通风机安装在回风井口，风流由井下流入风机排出地表。整个通风系统处于低于当地大气压力的负压状态。优点：主扇停转时，井下风流压力升高，可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全，有利于瓦斯管理；外部漏风量少，通风管理简单；与压入式通风相比，不存在向下水平过渡时期改变通风方法的困难。缺点：当地面存在老窑及采空塌陷区并和开采裂隙沟通时，会把其中的有害气体抽到井下，并降低回采工作面的风量。根据本采区实际，地面并不存在老窑及采空塌陷区，故前述缺点在本采区不予考虑。压入式通风方法，主要通风机安设在进风井口，风流由地面流入风机进入井下。整个通风系统处于高于当地大气压力的正压状态。优点：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开采浅部煤层时采区准备较容易，工程量少，工期短，出煤快；可用一部分回风把老窑及采空塌陷区有害气体压到地面。缺点：井口房、井底煤仓及装载硐室漏风大，管理困难；风阻大，风量调节困难；由浅部的压入式过渡到深部水平的抽出式时改造工程量大，过渡期长，通风管理困难；当主扇停转时，井下风流压力降低，可能自短时间内引起采空区或封闭区的瓦斯大量涌出；主要通风机位于工业场地内有噪音。一般认为：压入式通风不宜用于高瓦斯矿井。本矿为高瓦斯突出矿井，不宜采用压入式通风。再者地面并不存在老窑及采空塌陷区，故前述优点在本采区不是特别突出。而压抽混合式使用的通风机设备较多，管理复杂。在此不予考虑。综上所述，本采区选用抽出式通风方法更为合理。2.3采面通风方式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。 2.3.1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”、“w”形等。各通风系统示意图优缺点和适用条件（1）u通风方式优缺点和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。（2）w通风方式优缺点和适用条件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。2.3.2回采工作面风流方向（1）上行通风适用条件：在煤层倾角大于12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。（2）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。综上所述，确定该矿回采工作面为上行通风。2.3.3 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。第三章 矿井需风量计算与分配采煤工作面瓦斯涌出量为16.75 m3/t、绝对瓦斯涌出量为2.85m3/min；单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.58 m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为39.32 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为7.45 m3/min。矿井最大作业人数为50人。其中采煤工作面组长2人、放炮工4人、瓦检员2人、电工4人、装煤工8人、运矸员10人，总计30人。两个掘进工作面，共20人。炮掘工作面组长1人、放炮工1人、瓦检员1人、电工1人、装岩工2人、运矸员4人，总计10人。两个掘进工作面，共20人。矿井掘进工作面每次爆破的炸药量10斤。3.1需风量计算(1)按井下同时工作的最多人数计算 q矿井=4nk 式中：q矿井全矿井所需风量，m/min；n井下同时工作的最多人数，采煤工作面和掘进工作面的人数之和共有50个人；k矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入或中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或分区式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量t=90万t/a时取小值；t90万t/a时取大值。该矿通风方式是中央并列式，矿井产量t90万t/a，故取大值，故取1.25。则：q矿井=4nk= 4501.25=250m/min=4 .167m/s。(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 式中：q采采煤工作面实际需风量总和，m/min；q掘掘进工作面实际需风量总和，m/min；q硐独立通风硐室实际需风量总和，m/min；q其他除采掘硐室外其他需风量总和，m/min；k矿井通风系数，k1.1，1.25；本设计取1.25。采煤工作面需风量计算：a.按工作面瓦斯涌出量计算q采=100q采kc 式中：q采采煤工作面需风量，m/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；kc工作面因瓦斯涌出不均匀的的备用系数，一采区布置工作面为炮采面，可取1.42.0；可采2号煤层工作面绝对瓦斯涌出量为2.85m/min，经抽放后（瓦斯抽放率取30%），工作面瓦斯涌出量为1.995 m/min，配风量为：q采=100q采kc=1001.9952.0=399m/min=6.65m/s。b.按工作面温度计算q采=60vcscki式中：vc回采工作面适宜风速，采面温度为21，vc取1.01.5m/s，本设计取1.5m/s；sc回采工作面平均有效断面积，m；首采工作面为炮采工作面，最大控顶距为4.20m，最小控顶距3.20m，平均采高1.24m，按照最大和最小控顶距的断面积的平均值计算：sc =（1.243.20+1.244.20）2=4.59 m；ki工作面长度系数；困难时期工作面长度为103/cos25=113.64m，根据教材p163知ki取1.0；容易时期工作面长度为57/cos25=62.89m，同样知ki取0.9； 则： 困难时期：q采=601.54.591.0=413.1 m/min=7.89m/s。 容易时期：q采=601.54.590.9=371.79 m/min=6.20m/s。c.按人数计算实际风量 q采=4n n采煤工作面同时工作的最多人数，人；本矿取30人；则：q采=430=120m/min=2 m/s。d.按风速验算本矿井为煤与瓦斯突出区域，综合考虑瓦斯涌出量和工作面风速要求，确定工作面采用“u”型通风方式，一采区回采工作面风量取7.89m/s。根据规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求井下验算。即回采工作面风量应满足： 式中：sc第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，取4.59； 即：154.5968.85m/min1.15m/s7.89m/s 2404.591101.6m/min18.36m/s7.89m/s满足煤矿安全规程对风速的要求。所以取a、b、c所得的风量的最大值6.89m/s、6.20 m/s分别作为采煤工作面困难、容易时期的需风量。 掘进实际需要风量a.按掘进工作面瓦斯涌出量计算风量q掘=100 q掘kd式中：q掘掘进工作面实际需风量，m/min；q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，两个掘工作面总瓦斯涌出量都为0.58m/min，经抽放后（瓦斯抽放率取30%），两个掘进工作面瓦斯涌出量都为0.406m3/min；kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的的备用系数，炮掘kd取1.82.0,本矿取2.0。则：q掘=1000.4062.0=101.5m/min=1.692m/s。b.掘工作面按炸药使用量计算风量 aj掘进工作面每一次爆破使用最大炸药量，kg；根据所掘巷道断面及炮眼布置情况计算，本矿取10kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量co量，根据炸药有毒气体国家标准，b=0.1 m/kg；t通风时间，一般取2030min；本矿取20min。c爆破通风后允许工人进入工作面的co浓度，取c=0.02%。q掘=（100.1）（250.02%）=200 m/min=3.33 m/s 两个掘进面，计算风量为6.67 m/s。c.按局部通风机吸风量计算qei=qfiiikf式中： qfi掘进工作面局部风机的吸风量，m3/min； ii同时使用局扇台数，台； kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷中有瓦斯取1.3，无瓦斯取1.2。因为：qfi =max(qj1，qj2)=380 m3/min所以: qj3= qei=qfiiikf = 38011.2= 456m3/min=7.6m3/sd.按风速进行验算q采煤矿安全规程规定，掘进巷道最低风速为：无瓦斯涌出时0.15m/s、有瓦斯涌出时为0.25m/s,最高风速为4m/s。 掘进巷道为煤巷，煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足： sj掘进工作面巷道过风断面，m；本矿取5.21m。运输顺槽：155.2178.15m/min 1.3m/s，2405.211250.4m/min 20.84m/s，回风顺槽：155.2178.15m/min 1.3m/s，2405.211250.4m/min 20.84m/s，设计满足要求。综上所述，掘进工作面需风量取计算的最大值 q掘=7.6m3/s硐室供风量：爆破材料发放硐室：考虑矿井井田面积小，矿井仅在地面设炸药库和雷管室，井下不设爆破材料发放硐室。二采区困难时期有一个消防材料库也需要独立通风，又本矿井规模不大，硐室可只在井下设置水泵房一个硐室。按经验硐室配风量可为：容易时期：2 m/s；困难时期：4 m/s其它地点供风量：其他地点风量按照采煤、掘进、硐室风量总和的10%计算。 则：困难时期：q其他=（6.67+7.89+4）10%=1.74m/s。容易时期：q其他=（6.20+6.67+2）10%=1.49m/s。 矿井通风风量计算： 本矿k取1.25则：困难时期：q=（6.67+7.89+4+1.74）1.25=25.87m/s。 容易时期：q=（6.20+6.67+2+1.49）1.25=21.44m/s。经上述两种方法计算后，因为25.873.60m/s、21.443.60 m/s，因此矿井通风总风量则确定为：困难时期：q=26.0 m/s；容易时期：q=22.0 m/s。3.2风量分配1.矿井风量分配原则（1）分配到各用风地点的风量应不低于计算出的需风量（2）为维护巷道，保证行人安全，所有巷道都应分配一定的风量。（3）风量分配后，应保证井上各处瓦斯浓度、有毒有害气体、风速等满足规程对风速的要求。2.矿井风量分配方法（1）当矿井总风量确定以后，按采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量（2）从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室的用风量，余上的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采区。再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点。用于维护巷道和行人安全。3.矿井风量分配矿井总风量确定后，应将其分配到各用风地点，风量分配后应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速满足采矿工程、规程的各项要求。本矿设计风量如下。矿井通风容易时期风量分配结果如表3.2表3.2 通风容易时期风量分配表需风地点总进风量采煤工作面掘进工作面（二个）硐室其他需风地点总回风量分配风量m/s22.09.010.02.01.022.0按照上述原则矿井通风困难时期风量分配结果如表3.1表3.1 通风困难时期风量分配表需风地点总进风量采煤工作面掘进工作面（二个）硐室其他需风地点总回风量分配风量m/s26.09.011.04.02.026.0 今后在实际生产中，必须根据矿井实际情况安装调风设施以满足工作面的风量分配与产量相一致，当采掘面瓦斯涌出量较大时，应视实际适当降低产量及掘进速度。若矿井通风系统发生变化，必须重新进行通风系统设计及风量计算，保证矿井通风安全，以风定产。第四章 矿井通风阻力与通风特性4.1容易及困难时期阻力路线确定4.1.1矿井通风容易时期阻力路线为：主斜井井底车场总运输巷一采区下山上部车场一采区运输下山一采区中部车场1201运输巷1201工作面1201回风巷一采区回风下山总回风巷回风斜井引风道地面4.1.2矿井通风困难时期通风路线为：主斜井井底车场消防材料库二采区运输下山2206运输巷2206工作面2206回风巷二采区回风下山井底联络巷总回风巷回风斜井引风道地面4. 2矿井通风阻力与通风特性矿井服务年限不长，应选择达到设计产量后通风容易和 通风困难两个时期通风阻力最大的风路，沿着这两条风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的井巷通风总阻力。据此，所选用的主要通风机既能满足通风困难时期的要求，又能做到在通风容易时期使用合理，其它时期就无须计算。风流流动时，必须具有一定的能量（通风压力），用以克服井巷及空气分子之间的摩擦对风流所产生的阻力。由通风机或自然因素造成的通风压力与矿井的通风阻力因次相同，数值相等，方向相反。因此，在通风设计中，计算出矿井通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。4.2.1摩擦阻力计算摩擦阻力的计算公式为： 式中：h摩摩擦阻力，pa，；摩擦阻力系数，ns2m-4；l井巷长度，m；p井巷净断面周长，m； q通过井巷的风量，m/s；s井巷净断面，；r井巷摩擦风阻，ns2m-8；通风容易时期的阻力计算如表4.4。表4.4 矿井通风容易时期阻力表序号 支护巷道长度l/m净断面s/净周长p/m风阻系数/ ns2m-4风阻r风量q通风阻力h摩/pa风速/ms-1巷道名称形式/ns2m-8/ms-11主斜井锚喷2176.17.620.010.073 2235.26 3.61 2井底车场锚喷457.69.50.010.010 224.71 2.89 3总运输巷锚喷1124.265.320.010.077 2133.99 4.93 4一采区上部车场锚喷305.927.40.010.011 204.28 3.38 5一采区运输下山锚喷1905.647.060.010.075 1516.82 2.66 6一采区中部车场锚喷565.867.320.010.020 91.65 1.54 71201运输巷锚杆+锚网2314.455.560.030.437 935.42 2.02 81201工作面单体574.595.740.050.169 913.70 1.96 91201回风巷锚杆+锚网2314.455.560.030.437 935.42 2.02 10一采区回风下山锚喷1664.265.320.010.114 1733.01 3.99 11总回风巷锚喷3554.215.260.010.250 22121.12 5.23 12回风斜井砌碹2034.45.50.010.131 2263.44 5.00 13引风道砌碹133.814.760.010.011 235.92 6.04 14总计19061.816 404.74 则通风困难时期的阻力计算如表4.3表4.3 矿井通风困难时期阻力表序号支护巷道长度l/m净断面s/净周长p/m风阻系数/ ns2m-4风阻r风量q通风阻力h摩/pa风速/ms-1巷道名称形式/ns2m-8/ms-11主斜井锚喷2176.17.620.010.073 2441.96 3.93 2井底车场锚喷457.69.50.010.010 245.61 3.16 3消防材料库锚喷13.84.325.40.010.009 245.32 5.56 4二采区运输下山锚喷4545.647.050.