矿井通风与安全课程设计-大雁二矿180万ta新井通风设计

1、中国矿业大学安全学院矿井通风课程设计课程设计题目：大雁二矿180万t新井通风设计 小组成员：苏 丙 军 吕 科 班级 安全13-1班 指导教师 刘应科 成绩 日 期 2016年7 月 1 矿井地质概况11.1 矿区概述及井田地质特征11.1.1 矿区概述11.1.2 井田地质特征11.1.3 煤层特征11.2 井田开拓11.2.1 井田境界与储量11.2.2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限11.2.3 井田开拓21.3 巷道布置与采煤方法21.3.1 带区巷道布置及生产系统31.3.2 采煤方法31.3.3 回采巷道布置31.3.4 部分井巷特征参数32 矿井通风系统方案42.1 矿井通

2、风系统的设计要求42.2 矿井通风方式选择42.2.1 技术比较52.2.2 经济比较63 采区通风方式74 采煤工作面的通风方式84.1 回采工作面通风系统84.2 回采工作面上下行通风94.3 通风构筑物105 主要通风机的工作方法选择115.1 压入式与抽出式通风的优缺点及适用条件115.2 抽出式和压入式的技术经济比较126 各用风地点的供风量和矿井总用风量126.1 各用风地点供风量126.1.1 采煤工作面的需风量126.1.2 掘进工作面需风量计算136.1.3 备用工作面需风量计算156.1.4 硐室需风量计算156.1.5 其他实际需风量计算156.2 矿井总风量计算156.

3、2.1 按井下同时工作的最多人数计算156.2.2 按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算167 确定矿井通风困难时期和容易时期的位置187.1 确定矿井通风容易时的开采位置187.1.1 确定开采 25 年时的开采位置187.1.2 矿井最大阻力路线198 计算矿井最大通风阻力与等积孔，评价矿井通风难易程度208.1 通风容易时期208.1.1 最大通风阻力208.1.2 等积孔218.2 通风困难时期218.2.1 最大通风阻力218.2.2 等积孔228.3 矿井通风总阻力228.4 矿井通风难易程度评价239 选择矿井主要通风机239.1 矿井自然风压239.1.1 计算矿

4、井自然风压的基本原则239.1.2 计算矿井自然风压249.2 选择主要通风机259.2.1 选择通风机的基本原则269.2.2 风机参量计算269.3 概算通风费用289.3.1 吨煤通风成本289.3.2 设备折旧费289.3.3 材料消耗费用299.3.4 通风工作人员工资费用299.3.5 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费299.3.6 每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用299.4 通风设备安全技术要求299.4.1 反风装置309.4.2 防爆门309.4.3 扩散器319.4.4 风硐319.4.5 消音装置3110 矿井通风系统评价31参考文献31矿井通风课程设计第 1 页大

5、雁二矿180万t新井通风设计 1 矿井地质概况1.1 矿区概述及井田地质特征1.1.1 矿区概述 大雁矿区位于大兴安岭西麓的海拉尔河中游，隶属于内蒙古自治区呼伦贝尔鄂温克 族自治旗管辖。大雁二矿则位于大雁矿区的东北部。矿井大雁矿区东接牙克石市，西连 海拉尔区，南邻巴彦嵯岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。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 1.1.2 井田地质特征 井田的走向长度最长3.8km,最短2.4km,平均长度3.1km.倾斜长度最长6.2km,最短3公 里,平均长度4.5km，水平面积为13.27平方公里。 1.1.3 煤层特征 本矿井可采煤层有

6、30煤层，其煤层平均厚度10.02m，具体参见图1综合地质柱状图。根据精查地质报告的瓦斯地质资料，瓦斯相对涌出量为1.92m3/t。煤尘具有爆炸危险性，煤层有自然发火危险倾向性，发火期为36个月。 1.2 井田开拓1.2.1 井田境界与储量 矿井地质资源量：30#煤196.35（Mt），矿井工业储量174.19（Mt），矿井可采储量 140.75（Mt），本矿井设计生产能力为180万t/年。工业广场的尺寸为490m415m的长方 形，工业广场的煤柱量为524.4(万t)。 1.2.2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，每天三班作业，其中两班半生产，

7、半班 检修，净提升时间为16小时。本矿井的设计生产能力为1.80万吨/年,矿井服务年限为 52.79年。季节地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.20夏1.201.24矿井通风课程设计第 2 页图 1-1 综合地质柱状图 1.2.3 井田开拓 工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田边界处，斜井开拓。根据井田条件 和煤炭工业矿井设计规范的有关规定,本井田的30煤垂高为800m左右,倾角为820，瓦 斯不大，涌水量不大，本井田可划分为2至3个水平。本矿井型为1.8Mt/a，属于大型矿 井，同时为了方便安排矿井运输和提升系统，满足矿井生产能力的要求，实行煤矸分 运，故决

8、定开凿一个主井，一个副井，其中，主井采用箕斗提升运输，专门用以运煤， 副井采用罐笼运送材料，提升矸石，运送人员，兼做进风井，并设安全出口。按进风井 和出风井的相对位置，通风系统有中央式（包括并列式和分列式）、对角式、混合式及 分区式这几种形式。根据本矿煤层赋存情况，因此采用中央分列式通风系统。因此，投 产时建设主井、副井、北风井三个井筒。立井三水平上山开拓，第一水平为+450水平， 第二水平为+150 水平，第三水平为-200水平，三个水平开采均为上山开采。1.3巷道布置与采煤方法序岩柱状层累石名岩性描述号 界 系 统 组 段 层1:500厚厚称海新 第1拉1.501.50表土生 四地 层单位

9、 2尔10.5912.09 砂质粘土界 系组3QQ h17.3629.45粉砂泥岩4砂岩本段地层为泥岩.砂岩粉砂岩等互层,固结性较差,较软.中含有10-13号伊228.60 258.05 粉砂质泥岩 薄煤层.5敏140.68 258.73煤层褐黑色,块状,结构为0.68.64.76 263.49粉砂岩 灰色,胶结程度差,松散.组71ym1.04 264.53煤层褐黑色,块状,质劣,结构为0.27(0.23)0.54.中 白 下上岩 部8泥 段94.86泥岩灰褐色,厚层状,固结性较好,较硬,为本区煤岩层对比的良好标志层.359.390-3.740.919361.08煤层褐黑色,块状,结构为0.2

10、7(0.19)0.19(0.53)0.51.106.20 367.28 粉砂质泥岩 灰褐色,块状,固结性差,较软.大0-2.451.0211368.30煤层褐黑色,块状,质劣,结构为1.02.中1215.75 384.05中砂岩灰-灰绿色,胶结程度较差,较松散.0-1.810.9713385.02煤层褐黑色,块状,结构为0.36(0.15)0.46.1434.46 419.48粉砂岩 灰色,胶结程度较差,较松散.0.27-2.39部0.9415420.42煤层褐黑色,质劣,结构为0.94.磨1616.90 437.32 粉砂质泥岩 灰色,固结性差,较软,中夹薄层粗砂岩.17200.89 438

11、.21煤层褐黑色,质劣,结构为0.89.184.50 442.71 粉砂质泥岩 灰-灰褐色,层状,较软.含19210.66 443.37煤层褐黑色,质劣,结构为0.66.2013.45 456.82泥岩灰-灰褐色,固结性较好,较硬.0-3.121.0021 生 垩22457.82煤层褐黑色,质劣,结构为0.57(0.20)0.23.22拐17.93 475.75泥岩灰褐色,固结性较好,较硬,中夹薄层粉砂岩.煤23250.75 477.10煤层褐黑色,质劣,结构为1.35.2437.89 514.99粉砂岩 灰-灰绿色,胶结程度较差,较松散.0-2.360.92褐黑色,块状,煤质较好,结构为1.

12、51(0.34)0.91(0.24)0.772527518.76煤层该煤层在浅部分叉深部合并,在井田西北部有尖灭现象.2613.16 531.92 粉砂质泥岩 灰褐色,块状,固结性差,较软.0-3781.01褐黑色,块状,煤质较好,结构为1.00(0.85)4.00.2728537.77煤层该煤层共有两个分层,大部分为合层,只在井田东西两侧有分层现象.段282.82 540.59粉砂岩 灰-灰绿色,胶结程度较好,较硬.0-2.41河1.01褐黑色,块状,煤质较好,结构为1.90(0.45)1.96(0.63)1.42.2929546.95煤层该煤层共有四个分层,层间距较小,少部分为合层.302

13、8.01 574.96粉砂岩 灰-灰绿色,胶结程度较差,较松散.0-17.3110.203130585.16煤层褐黑色,煤质好,结构为2.73(0.27)7.20.灰褐-灰黑色,块状,较硬,砾石成份多为凝灰岩,砾径一般为0.02-0.50m.3217.50 602.66含砾泥岩 该层为本区的主要标志层.下0-1.850.653333605.23煤层褐黑色,煤质较好,结构为1.09(0.46)1.02.界 系 统部341.00 606.23泥岩灰褐色,块状,固结性较好,较硬.21组 含351.76 607.99煤层褐黑色,煤质较差,结构为1.76.煤3617.13 625.12泥岩灰褐色,固结性

14、较好,较硬.0-2.630.6737段626.79煤层褐黑色,煤质较好,结构为1.67.381d6.50 633.29泥岩灰褐色,固结性较好,较硬.梅 勒 图 组391m3.00 636.29玄武岩 灰绿色,具气孔、杏仁状构造,气孔被方解石充填.矿井通风课程设计第 3 页1.3.1 带区巷道布置及生产系统 设计首采区（北一采区）为单一厚煤层采区，北一采区浅部以4勘探线为界，深部以+350m水平为界；东以煤层露头为界线，西以井筒保护煤柱为界。 本采区煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，故设计生产能力较大，限于地质条件，本采区单翼开采，区段最小走向长为800m，最大走向长为1800m。北一采区区段平巷宽度

15、取 3.6m，整个采区划分为2个区段，北一采区为双翼采区，区段斜长平均为220m左右。北一采区综采放顶煤整层开采30煤；整层开采，大巷联合上山布置，矿井达到设计产量时，由二个综放面来保证。 1.3.2 采煤方法 主采煤层选用综采开采工艺，走向长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。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配套设备：液压支架 ZZ4000/18/38、采煤机MG375-W、刮板输送机SGZ-764/400、SZB-764/132型转载 机、PCM110型破碎机、SSJ1000/2160型带式输送机。采煤机截深0.6m，其工作方式为 双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式

16、。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。1.3.3 回采巷道布置 回采巷道布置采用双巷布置。本矿井大部分区域煤层倾角平缓，褶曲变化一般，工 作面沿走向均可，工作面顺槽主要布置两条，一条运输进风顺槽和一条回风顺槽。顺槽 之间留设20m的保护煤柱。根据皮带的运输能力和轨距以及尽量使巷道断面大减小通风阻 力的原则，区段巷道的净断面积为10.44m2。1.3.4 部分井巷特征参数 表 1-2 部分井巷特征参数 井巷名称长度(m)断面（m2）周长（m）副井井筒120021.6023.70井底车场及主石门52017.315.90轨道大巷115012.813.60采区下部车场38012.813.60轨道上山9

17、7012.813.60区段进风巷道137010.413.00工作面18015.916.60区段回风平巷137010.413.00区段回风石门7012.813.60运输上山97012.813.60回风大巷100012.813.60风井8019.6315.70矿井通风课程设计第 4 页2 矿井通风系统方案2.1 矿井通风系统的设计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1。具体地说，要适应以下基本要求： 矿井至少要有两个通地面的安全出口；进风井口要有利于防洪，不受粉尘有害气体污染；北方矿井，井口需装供暖设备；总回风巷不得作为主要行人道；工业广场不得受扇风机的

18、噪音干扰；装有皮带机的井筒不得兼作回风井；装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；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 矿井通风方式选择选择任何通风方式都需要符合投产较快、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，应考虑以下两种因素2： 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。经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般情况下，矿井主要有五种通风类型3：中央并列式(图 2-1)、中央边界式(图 2-2)、两翼对角式(图2-3)、分区对角式(图 2-4

19、)和混合式通风。但一般来说新建矿井多在前 4 种方式中选择。混合式是前几种方式的综合，多在老井的改建、扩时使用。因而，我们 只对前 4 种通风方式作一个比较。 图 2-1 中央并列式矿井通风课程设计第 5 页图 2-2 中央边界式图 2-3 两翼对角式图 2-4 分区对角式2.2.1 技术比较 一般的说，新建矿井多数是中央并列式、中央边界式、两翼对角式、分区对角式。下 面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较4。如表 2-1 所示。 表 2-1 矿井通风方式对比表通风方式优点缺点适用条件矿井通风课程设计第 6 页风路较长，风阻较大，采空 区漏风较大煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，

20、而且瓦斯、自然发火 都不严重初期投资较少，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱 小，保护井筒的煤柱较少，构成矿 井通风系统的时间短。中央并列式建井期限略长，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 比较严重通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主 要通风机的噪音影响；从回风系统 铺设防尘洒水管路系统比较方便。中央边界式风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好建井期限略长，有时初期 投资稍大煤层走向较大（超过 4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦 斯和自然发火严重的新矿井两翼对角式通风线路短、几个分区域可以同

21、时施工的优点外，更有利于处理矿井 事故。运送人员设备也方便。工业场地分散、占地面积 大、井筒保护 煤柱较多井田面积较大，局部瓦斯含量大，采区离工业广场比较远。分区对角式通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，本矿煤层走向为3.10km，走向长度较大，设计生产能力为180 万 t/a,属于大型矿井，煤层倾角平均为 14，属于缓倾斜煤层，矿 井相对瓦斯涌出量为平均 1.92 m3/t，远低于临界值 10 m3/t，煤层自然发火危险性较弱和 煤尘无爆炸性，因此该矿井地质条件较好，开采相对容易。但由于本矿采用斜井两水平 开拓方式，两水平之间相差较远，且该矿南北走向长度较大，因此全矿拟采用区域式通 风方

22、式，在第一水平拟定两翼对角式和中央边界式通风。现将两种方式进行经济比较以 确定最终的通风方式。2.2.2 经济比较 1)进行工程掘进费用比较中央边界式，回风大巷工程量：2017m，回风井工程量为 127m；两翼对角式，回风井工程量：1268m，回风大巷工程量：254m。表 2-2 井巷掘进费用方案项目中央边界式两翼对角式工程项目工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)回风大巷回风井 合计2017127400010000806801268254400010000507160886 万元667万元2)井巷维护费用比较矿井通风课程设计第 7 页表 2-3井巷维护费

23、用比较方案项目中央分列式两翼对角式工程项目工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)回风大巷回风井 合计18.101.5220171279012018.2412682549012014.4511.413.043)通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费5按 100 万元计算，主要通风机房必须安装两套主要通风机及配套电机。一备一用，则共需要设备费用 1002=200 万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反风设施等通风设施的土建费按 50 万元计算，则建一风机房需要 250 万 元。两方案的经济比较见表 2-4。表 2-4 通风设备购置费用方案项目中央并列

24、式两翼对角式通风设备费250 万元2502=500 万元4)通风总费用比较通风总费用见表 2-5。表 2-5 通风总费用比较方案项目中央边界式（万元）两翼对角式（万元）井巷掘进费886667井巷维护费19.214.45通风设备费250500总费用1155.621181.92通过经济比较，中央边界式和两翼对角式通风费用相差不大，采用两翼对角式通风费用略低于中央边界式通风，因此采用两翼对角式更经济。且矿井的第一水平划分为北一采 区和南二采区，南北走向较大，采用中央边界式势必导致回风路线加长，且采用中央边界 式通风，回风大巷有可能穿过主副斜井，造成维护的困难，因此本矿采用两翼对角式通风。 在首采区，

25、采用北回风斜井，属于单翼通风式，在开采的后期开拓至第二水平时在北三盘 区增开一个风井，用于北三盘区和南四带区的通风。通过对矿井通风系统的技术比较与经济比较，本设计最终采用区域式通风。3 采区通风方式采区通风6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，采区通风路线的连接形式，以及 采区通风设备的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。 矿

26、井通风课程设计第 8 页在通风系统中，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。 采用轨道上山进风7，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

27、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。本矿井相对瓦斯涌出量为 1.0m3/t，属瓦斯矿井，由于瓦斯涌出量相对较小，所以布置 一条胶带运输大巷和一条轨道大巷，共两条大巷，即可满足需求。这样就形成了轨道大巷 进风，运输大巷回风的采区上山通风系统。4 采煤工作面的通风方式4.1 回采工作面通风系统8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如表 4-1 所示（工作面为后退式开采）。表 4-1 回风工作面主要通风系统比较通风系

28、统 分类图示适用条件与优缺点“U”型通风系统工作面采用后退式开 采。 上下顺槽在煤体中维 护，漏风量小。“Y”型通风系统工作面采用后退式开 采。上下顺槽同时进风，改 善了回风巷的气象条件，但 回风巷在采空区内。矿井通风课程设计第 9 页工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关，通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素。 工作面通风9应满足下列要求：（1）工作面有足够的风量并符合安全规程的要求，特别要防止上隅角积聚瓦斯。（2）风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。（3）根据通风要求，进、回风巷有足够的断面及数目。 根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件，结合本

29、矿井绝对瓦斯涌出量很小的特点，确定回采工作面的通风类型为 U 型后退式通风，这种通风方式具有系统简单，漏风小 等优点，易于通风管理。4.2 回采工作面上下行通风回采工作面上行通风和下行通风10的比较如表 4-2 所示。表 3-2 回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点通风 系统示意图适用条件及优缺点上 行 通 风 适用条件;在煤层倾角大于 12 的回采工作 面，应采用上行通风。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

30、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“Z”型通风系统工作面采用前进式或 沿倾斜方向开采。回风巷在 前方煤体维护。须预先掘 进，上下顺槽同时进风在相 同风速的情况下，风量可增 多一倍；但进风巷在采空区 内维护，密封不好，则漏风量较大。“W”型通风系统 工作面后退式回采，进 回风巷均在煤体中维护，工 作面通过风量大，有利于工 作面的降温和排除瓦斯。矿井通风课程设计第 10 页本矿主采煤层平均倾角为 14，属缓倾斜煤层，煤层自然发火倾向性较弱，煤尘无爆炸倾向性，煤层地质条件较好，而上行通风适用于煤层倾角大于12的回采工作面，因此 确定工作面的风流方向为上行通风。4.

31、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11、挡风墙12、风门13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。风桥 在进风流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。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。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

32、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。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备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作 面，使工作面气温升高。下 行 通 风适用条件：在没有煤（岩）与沼气（二氧化 碳）突出危险的、倾角小于 12 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

33、风时，运输设备处在回风巷 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。 矿井通风课程设计第 11 页抽出式工作方法，调节风窗全部设在回风道中。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。即本矿井采用 U 型通风后退式开采，采区实行上行通风，并适当构筑通风设施。5 主要通风机的工作方法选择 矿井通风机的工作方法有抽出式14和压入式两种： 1)抽出式的风流运动过程在服务范围内的风井安设抽出式主通风机。主通风机开始工作后，矿井内的风流处于 负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后风流沿轨道大巷经采区车场进入煤层。

34、风流 流经采煤工作面后，乏风经采区回风巷回到回风大巷，再经风井排到地面。2)压入式的风流运动过程 在副井井口安设压入式主通风机，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开。主通风机开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风 流沿轨道大巷经采区车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经采区回风巷回到回风 大巷，再经风井排到地面。5.1 压入式与抽出式通风的优缺点及适用条件1）压入式与抽出式通风的优缺点15见下表： 表 5-1 抽出式和压入式的优缺点工作方式优 点缺 点整个通风系统处于负压状态，当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

35、少，比较安全。在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，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 通风量都会减少。抽出 式用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在 地面小窑塌陷区分布较广，并和采区 相沟通的条件下使用比较安全。如果 能够严防总风路上的漏风，则压入式 主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。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难，漏风较大。在由压入式通风 过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期 是新旧水平同时产生，战线较长。压入式主要

36、通风机使井 下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。压入 式2）压入式与抽出式通风的适用条件为：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上运转时， 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；压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，矿井通风课程设计第 12 页有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。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。在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑 积存的有害气体抽到井

37、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。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电力费 用都较抽出式为小。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。5.2 抽出式和压入式的技术经济比较由于抽出式通风优势较为明显16，而压入式通风通风管理困难，漏风量较大，而且本 矿井为开拓方式是斜井两水平开拓，当开掘至第二水平时，压入式通风过渡困难，过

38、渡期 限长，因此，本设计采用抽出式通风。 结合以上分析，本设计采用的主要通风机的工作方法为抽出式通风。 6 各用风地点的供风量和矿井总用风量6.1 各用风地点供风量井下用风地点可分为采煤工作面、掘进工作面、备用工作面、硐室及其他实际需风量， 现分别予以计算。6.1.1 采煤工作面的需风量 1)按瓦斯涌出量计算根据规程规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过 1%的要求计算，公式如下： = 100 (6-1) Q式中： Q 采煤工作面需要风量，m3/min； 采煤工作面绝对瓦斯涌出量，绝对瓦斯涌出量 与相对瓦斯涌出量Qa 的关系是：=QaA，式中A-日产量，t/d,即=1.92m3/t4545.

39、45 t/d=8727.26 m3/d=7.72 m3/min； 采煤工作面绝对瓦斯涌出量不均匀的备用系数，机采工作面取 1.21.6，本设计选取 1.6； Q = 1007.721.6=1163.2m3/min 2)按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合表 6-1 的要求，由煤矿规程规定，井下采掘工作面的气温须不高于 26，则采煤工作面风速可取 v1.80m/s。 表 6-1 采煤工作面温度与对应风速调整系数 Kap矿井通风课程设计第 13 页采煤工作面风速/ms-采煤工作面空气温度配风调整系数/K ap18 1820 2023 2326 2628 28

40、30 0.30.8 0.81.0 1.01.5 1.51.8 1.82.5 2.53.0 0.90 1.00 1.001.10 1.101.25 1.251.4 1.41.6 回采工作面实际需风量按下式计算： Qai = 60 (6-2) Vai 第 i 个工作面进风风速，本设计中Vai1.80m/s； Sai第 i 个采煤工作面的有效通风断面，Sai=3.75（M-0.3）=3.75（3.2-0.3）=10.875， 其中 M最大控顶距离。本设计选择为 11 m2； Q = 601.8011=1188m3/min3)按工作人员数量计算= 4 (6-3) Q式中： 4 每人每分钟供应的最低风量

41、，m3/min； 第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数，本设计中提供为 40 人； Q = 440= 160m3/min 4)采煤工作面风量的确定由于采煤工作面的炸药量未提供相关数据，而凭经验知，根据炸药量计算得风量较小， 不会超过 1188m3/min，故此处省略。 采煤工作面风量取以上计算中的最大值为： = 1188m3/min。 5)按风速进行验算按最低风速验算采煤工作面的最小风量 15 (6-4) Q 按最高风速验算采煤工作面的最大风量： (6-5)Q 240 第 i 个采煤工作面的有效通风断面，本设计提供为 11m2。 则 1511=165m3/min Q 24011=2640 m

42、3/min 由风速验算可知， = 1188m3/min 符合风速要求。 6.1.2 掘进工作面需风量计算 该设计矿井掘进面采用综掘机掘进。掘进工作面需风量应满足规程对作业地点空气的成分、含尘量、气温、风速等规定要求，按下列因素计算。 (1)按掘进工作面排除瓦斯需风量计算 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：矿井通风课程设计第 14 页(6-6) = 100 (1 )式中： 掘进工作面实际需风量，m3/min；该掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，取 1.5，矿井瓦斯抽放率。由于全矿井最大绝对瓦斯涌出量为 7.27m3

43、/min，最大相对瓦斯涌出量为 1.92m3/t，无需抽放瓦斯，所以K =0；Qb为掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量，取7.27*2/3=4.84m3/min。c掘进工作面需风量： =100 4.84 1.5 = 726m3/min（2)按工作人员数量计算 Q= 4 (6-7) 式中： 第 i 个掘进工作面同时工作的最多人数，取 30 人 则Q= 430 = 120 m3/min （3)按炸药量计算 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。 Q= 25 (6-8) 式中：25使用一克炸药的供风量，m3/min； A该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取 10 kg。 Q=

44、25 10 = 250 m3/min由以上四种方法计算的掘进巷道所需风量最大值为： m3 / min = 726（4)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： 15S m3 / min 240S m3 / min式中 S 为煤巷掘进巷道断面积，本设计中掘进巷道为 30102 掘进工作面，取 12.47m2； = 240 12.47 = 2993 m3 / min = 15 12.47 = 187m3 / min 由风速验算可知，Q = 316.5 m3/min 符合风速要求。 2)按照煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量满足： 9S m3 / min 240S m3 /

45、 min式中 S 为岩巷掘进巷道断面积，12.8 m2； = 240 12.8 = 3072 m3 / minm / min 3 = 9 12.8 = 192按照以上方法可以计算出岩巷掘进最大需风量同样为 726m3/min，满足风速验算要矿井通风课程设计第 15 页求。 因此根据风速验算，则掘进工作面的需风量为 726m3/min。 本 矿 日 进 刀 数 为 3 刀 ， 则 日 产 量 为 = 3 180 10.2 0.6 1.4 0.93 =4302/.因此一个工作面能达产，在北一采区 30101 工作面回采时，同时掘进 30102 工作面的轨道巷和运输巷，（一采两掘）。 由于开采到 2

46、5 年时，将会开采到下山区，因此在开采容易时期，需要同时掘进下山采区，而本矿轨道上山、运输上山布置在岩巷中，因此，本设计采区达产时，配备 2 个煤巷 掘进头，两个岩巷掘进头。根据掘进工作面需风量计算可知一个掘进工作面所需风量为726m3/min。则 Q b =726*4=2904m/min6.1.3 备用工作面需风量计算 为保证正常有序的接替，使矿井顺利开采，本矿井设置一个备用工作面，则 =581.6m /minQc6.1.4 硐室需风量计算 根据经验和其他统计资料，本开拓设计各个硐室分别配风如下 1)火药库：Qd1=100m3/min2)采区绞车房：Qd2=100m3/min3)采区变电所：

47、Qd3=180m3/min；Qd3=100+100+180=380m /min 6.1.5 其他实际需风量计算 其它巷道需风量主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风，按经验取回采面、掘进头、 硐室风量之和的 5%，即 Q = ( Q + Q + Q + Q) 5% =（1188+2904+581+380）5%=252.65m3/min 6.2 矿井总风量计算矿井总风量是井下各个工作地点的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17的算法。矿井总需风量按下列要求分别计算，并取其中最 大值。(1)按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不少于 4m3； (2)采煤、掘进、硐室及其他实际需风量的总和进行计算。6.2.1 按井下同时工作的最多人数计算 Q 4 N K (6-9) 式中： N 井下同时工作的最多人数，700 人；Kt 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。本设计采用两 翼对角式通风，可取 1.101.15，本式选取 1.15。则Q = 4 700 1.15 = 3220（m3/min）矿井通风课程设计第 16 页6.2.2 按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 首先计算出各用风地点的风量，再乘以一定的系数，得出总风量。即：Q ( + + + + ) 式中： 采煤工作面实际所需风量之和，m3/min