寸草塔矿通风系统及设备选型设计

1、中文题目：寸草塔矿通风系统及设备选型设计外文题目：INCHGRASSTOWERDESIGNOFMINEVENTILATIONSYSTEMANDEQUIMENTPSELECTION毕业设计（论文）共 61 页（其中：外文文献及译文19页） 图纸共3张 完成日期 2015年6月 答辩日期 2015年6月摘要随着矿井的自动化程度越来越高，国家对矿井生产的安全性要求也越来越高。矿井的每一部分都对矿井的效益与人员安全存在直接联系，我所做的设计是矿井中的安全生命线-通风系统设计及设备选型。矿井通风是煤矿生产的重要环节，在井下通风的过程中，通风的好坏取决于井下的通风阻力，通风的流量和通风机的选择。根据原始资

2、料，本文将确定通风系统，选择通风方式，选择通风机，设计通风辅助设备。首先通过分析计算井下所需风量和井下负压等条件，确定矿井的网路特性曲线，选出通风机。之后根据通风机的技术参数设计出扩散器与消音器，最后画出机房布置图。在完成设计的过程中，要把所学知识与实际相结合，从中吸取经验。关键词：通风机；通风系统；扩散器；消声器AbstractAs the mine is more and more high degree of automation, the nation has higher requirement for the safety of mine production. Each sect

3、ion of the mine safety there is a direct connection for the benefit of the mine and personnel, the design of the I want to do is the mine safety lifeline - ventilation system design and equipment selection.Mine ventilation is an important link in production of coal mine, in the process of mine venti

4、lation, ventilation is good or bad depends on mine ventilation resistance and ventilation of the flow and the choice of the ventilator. According to the raw data, this article will determine the ventilation system, ventilation mode choice, choose the ventilator, the design ventilation auxiliary equi

5、pment. First through analysis and calculation the required airflow and downhole pressure conditions, determine the network characteristic of the mine, choose the ventilator. According to the technical parameters of the ventilator after designed diffuser with silencer, finally draw the room arrangeme

6、nt.Upon completion of the design process, to combine knowledge combined with practical, learn experience.Key words: The ventilator；Ventilation system；Diffuser；muffler目录1 绪论11.1 矿井通风在国内与国外的研究发展现状11.2 通风设计的目的和意义11.3 通风设计的依据和要求21.4 矿井基本概况21.4.1 井田概况21.4.2 井田地质特征41.5 矿井通风系统分析81.5.1 矿井通风设计基本任务81.5.2 矿井通风

7、方式的选择根据与原则81.5.3 矿井通风系统的确定91.5.4 主要通风机的工作方法101.5.5 风井设置111.5.6掘进通风及硐室通风111.5.7矿井瓦斯涌出预测及矿井瓦斯等级确定112通风系统计算122.1井巷通风阻力的计算原则122.2矿井风量122.2.1采煤工作面配风量132.2.2挖掘工作面的分配风量132.2.3稀释胶轮车尾气所需风量132.2.4独立通风硐室配风132.2.5其它巷道配风142.3矿井通风阻力142.4矿井通风等积孔计算152.5 降低通风难度的措施与方法212.5.1 通风设施212.5.2 减小漏风量的措施212.5.3减小风阻方法212.6 反风的

8、方式223矿井通风设备选型设计233.1 设计依据233.2 矿井通风设备选择要求233.3 矿井主要通风机选型243.3.1风机风量和风压的计算243.3.2确定管路特性曲线243.3.3 预选通风机253.3.4通风机功率的计算334 通风机的辅助设备设计354.1 轴流式扩散器的设计354.2 消声装置的设计365通风设备布置设计395.1 主通风机房布置396结论40致谢41参考文献42附录A43附录B511 绪论1.1 矿井通风在国内与国外的研究发展现状矿井通风的发展历史是由自然通风向机械通风过度的历史。对矿井通风理论和应用技术的研究始于17世纪。时经三四百年的实践、探索与研究，矿井

9、通风理论、通风设备和检查仪表、通风管理手段等不断推陈出新，不断发展完善。在未来的发展方向是：（1）在进一步深入研究井下风流稳态活动的同时，将更注意运用多科学理论和方法、多种技术方法进行非稳态流动理论以及采空区渗流理论等方面研究，为研究灾变时期风流流动特性和风流适时控制、控制采空区漏风、防止自然发火、寻找隐蔽火源，减少采空区有毒有害气体涌出和提高瓦斯排放效果等提供理论依据。（2）新型自动化通风参数测试仪表的研制将广泛发展，微电子控制技术和微型计算机管理技术亦将进一步得到推广应用。（3）通风装备将向大型化、高效率和自动控制的方面发展。（4）深热矿井的通风系统理论和改善其环境条件的技术措施的研讨将愈

10、加深入。在通风系统中，通风设备是非常重要的，通风机的选型也是重中之重。矿井主通风机已向具有安全可靠、高效节能、低噪、自动机械化程度高和装卸简便等特点的目标发展。先主要介绍下通风机的现状。（1）.国外矿井主通风机研究现状国外的通风都是对于通风机地调节范围，速度性能、动态的性能和运行效率进行了很大的改革发展。调节方式有停车动叶可调和液压动叶可调,转子的叶片是用高强度铝合金做成, 重量较轻, 防爆防火性能好。风机性能好, 无负偏差 ,曲线精准 ,构造满足需要条件, 反转反风 ,全压效率比较高，其维修护理与装卸与对旋风机相同。配带闸阀结构、消音器设备等 ,成套性强 , 噪音分贝小, 所占用面积较小方便

11、于场地布置。（2）.国内矿井主通风机研究现状建国初期20几年，国内生产的矿井通风机大部分都是仿制苏联BY系列70B2型号和老式的G系列通风机。现在,我国矿井主通风机应用的种类繁多,性能差距很大。2K系列，BD(K)系列，GAF系列，G473系列及472系列的运用率大约在90%。1.2 通风设计的目的和意义矿井通风系统的设计好坏对煤矿的生产安全有非常重要的影响。矿井通风是指连续不断的矿井井下输送新鲜空气，给工作人员空气，便于呼吸，稀释并且外排有害有毒气体和粉尘，改善矿井下气候状况的作业过程。事实验证井下不通风是不可以的的，完善矿井通风对我们意义重大。矿井通风是矿井开采工作的一个重要组成部分，是维

12、持矿井正常作业环境和安全保障的基础。合理的进行矿井通风，是预防瓦斯，粉尘，火灾事故及治理热害，改善气候环境条件，创造适宜人们安全的劳动生产的基础手段。矿井安全生产的主要因素所决这矿井通风系统的难易程度。依据相关主要因素把矿井通风系统划分成几个不同的类型。按照瓦斯浓度、煤层自燃状况和高温等改变矿井安全生产的几种因素对煤矿矿通风系统的要求，为了方便管理、设计和维护，把矿井通风系统分成一般型、防火型、降温型、排出瓦斯型、防火及降温型、排放瓦斯及防火型、排放瓦斯及降温型、排放瓦斯与防火及降温型这几种，分别为1-8八个等级。依据井筒开拓方式与回采工作面的位置按安排分为中央式、混合式和对角式三种类型。为了

13、使井下风流沿规定线路分流，就有必要在一些巷道内安装导向控制风流的通风设施，它分别是导向风流和隔断风流的设备。一个完整的可运行的通风系统必须包含通风网络，通风动力和通风控制设施。在发生灾害事故时，通风技术又是控制、缩小、扑灭灾害必不可少的行之有效的基本措施。通风的好坏与井下生产人员的健康安全以及矿井的生产效率和经济效益直接挂钩。1.3 通风设计的依据和要求寸草塔矿通风系统及设备选型设计是在学过流体机械相关课程后，安排工作生产实习后开始的，目的是提前适应工作环境和性质，应用自己所学习的知识，并在设计中找到不足和进步的机会，加强自身学习、自省和总结。设计时依据煤炭工业技术政策、煤炭工业矿井设计规范、

14、煤矿安全规程以及国家制定的其他有关煤炭工业的相关政策要求，做到剖析论述清晰、论据准确，同时用可以运作的先进技术，努力使自己的设计成为可行的。1.4矿井基本概况1.4.1 井田概况（1）位置寸草塔井田坐落在内蒙古自治区伊克昭盟伊金霍洛旗境内。地理坐标东经10959481100352北纬： 392743 393028。东以ZK3910、ZK4710、201钻孔连线及乌兰木伦河岸为界。西至205B61、ZK39111007钻孔之中点的连线。南至第10勘探线以南0.3km处，其北、西部均为布尔台普查区。南与寸草塔一井田相连，南北走向5.3km，东西方向倾向宽3km，占地面积18.2km2，平面上大致为

15、一矩形。（2）交通伊金霍洛旗所在地阿腾席热镇为井田附近最大城镇，距离本井田30km。该镇公路交通较发达，南距陕西省榆林市176km，北距东胜市39km均为柏油路面。阿镇马家塔柏油公路及目前建设的高等级公路在井田附近通过。此外，与京包、包兰铁路相接的包头东胜神木铁路沿乌兰木伦河东岸在本井田东侧通过。总之，寸草塔矿井交通方便。（3）自然地理寸草塔井田位于陕北黄土高原之北部，海拔标高一般为12001300m。最高点位于井田西南部边缘为1378m，海拔最低位置在井田东南部乌兰木伦河岸1174m，最大高差204m，整个井田为西北方位高、东南方位低之坡状地形。本区属于干燥多风半沙漠的高原大陆性气候，降水量

16、小而蒸发大，冬季严寒漫长。一般10月份开始结冰，次年5月初解冻。最厚冻土层厚度可达1.71m（77年2、3月）。区内多风，冬、春两季风力较大，月平均风速2.25.2m/s，夏季风力较小。月平均风速1.33.9m/s。最大速度可达到24m/s。根据中国地震烈度划分结果，本区地震烈度小于度，地震动峰值加速度（g）为0.05，为弱震预测区，本区历史上亦无破坏性地震记载。井田范围内沟谷很多，但无常年地表径流，雨季地表径流增多，但历时较短。井田附近的唯一常年地表径流是乌兰木伦河，它的水流量被大气降水控制，夏天秋天较多，冬天春天较少。（4）电源条件井田周围有布尔台的110kV变电所及松定霍落的110kV变

17、电所。松定霍落主变容量为110+120MVA，一回110kV电源线路来自大柳塔，线路长度为27km，导线为LGJ-185和LGJ-300；另一回110kV电源线路均来自布尔台110kV变电所。（5）水源条件矿井的位置坐落在东乌兰木伦与西乌兰木伦河公聂尔盖沟相交的位置的下游的西方边缘。河水受气候和雨量控制，地表常年有水，此处位置是三条河相交处的下方，其中的乌兰木伦河水量最大，可以用于矿井取水。（6）小窑分布情况寸草塔所属井田东南部为神东煤炭公司石圪台煤矿，石圪台煤矿采用旺格维利法采煤，2003年产量已达1.70Mt。本矿四周没有小煤窑开采，周边各个煤矿与寸草塔煤矿边界清楚，井田边界皆都有界煤柱隔

18、绝。（7）区内经济状况寸草塔矿井位于伊金霍洛旗境内，境内近几年工业有了较大的发展，工业产品主要有煤炭、羊绒、食品、烧碱、化工及药材等，农牧业机具生产也有一定的规模。最近几年，矿区的大力发展建设，极大的带动了地方工商业的发展，国民经济有了较大的提高，其中神东公司所辖的上湾矿井、补连塔矿井、乌兰木伦矿井产量均在10.0Mt/a以上。投资百亿元以上的煤化油项目正建设中，从而带动了本地区基础设施建设，交通运输、电力条件均得到了很大改善。1.4.2 井田地质特征（1）区域地质构造鄂尔多斯地台向斜总的地形构造表现极其平缓，井田基本上是一单斜地质构造。煤田北边岩石层走向近东西、倾向北。倾角12，局部地段35

19、，到达西部塔拉沟附近。砂岩产状慢慢加大，一般58左右。（2）井田地层及地质井田内距离地表出露及钻孔揭露地层自下而上分为：三迭系延长组（T3Y）该区地层为本区勘探的最终层位，地表无出露，钻孔揭露为一套灰绿、黄绿、及棕灰色粗中砂岩，泥质胶结。厚度不全，与上伏地层呈假整合接触。为本区主要含煤地层。全组厚度122.56233.12m，一般193.38m左右。中侏罗统直罗组（J2Z）：根据岩性沉积特征又分为两个岩段：一岩段(J2Zt)：位于直罗组下部，井田内无出露。岩性为灰、青灰色中细粒砂岩，厚度33.3784.25m，平均42.73m。二岩段(J2Zt)：位于直罗组上部，出露于井田北部第2勘探线以北的

20、零星冲沟中。厚度9.01125.96m，平均62.61m，与上状地层呈不整合接触。上侏罗下白垩统志丹群（J3K121）本组地层出露于本区南部，岩性为层状细粒砂岩，发育斜层理及交错层理；中部为一套深灰色，灰白色及浅紫红色含砾粗粒砂岩。厚度0104.05m，平均42.49m，与上伏地层呈不整合接触。第三系上新统（K2）本区南部零星出露，岩性为砂质粘土、细粒砂岩及砂质泥岩。厚度650.71m，平均11.64m，与上伏地层呈不整合接触。第四系（Q）该地层遍布全区，大部出露在平缓山脊、山坡、冲沟及河谷阶地，主要为：冲洪积物（Q4el+pl）：出露于冲沟、河谷地带、成份由各种粒度的砂、砂土及亚砂土组成。风

21、积砂（Q4el）：区内广泛出露，成份由灰黄色的各种粒度的砂岩屑，砂土组成。残积坡物及其它（Q3+4）：主要由残积、坡积的沙土，砾石和风积黄土组成，黄土垂直节理局部发育，厚度032m，一般10m左右。本区位于鄂尔多斯向斜东胜隆起区东南部边缘地带，地形为南西方向倾斜的单一构造，岩层走向NW25SN。倾向S65W倾角一般1-3，局部产状可达5，具很宽的缓缓的波浪状起伏，区内褶曲，断裂不发育，也未有岩浆活动的迹向。(3)含煤地层本区煤系地层是在陆相环境形成，厚度在123.56233.12m，一般193.38m左右。煤层总厚为10.2222.34m，一般15.70m，含煤系数2.1%。区内煤系地层含5个

22、煤组，参加储量计算的有10个煤层，它们自上而下分别为：21中煤层2煤组 22上煤层 3煤组31煤层22中煤层41中煤层 51煤层 61中4煤组 5煤组 6煤组 41下煤层 52煤层 62中现就主要可采煤层的发育情况简述如下：21中煤层：位于侏罗系延安组第三岩段上部，煤厚02.40m，平均1.07m，煤层结构简单，一般不含夹矸，向西南变薄，趋于尖灭，属对比基本可靠的不稳定煤层，距22上煤层6.6025.81m，平均16.00m。22上煤层：位于侏罗系延安组第三岩段中部，煤厚03.24m，平均1.27m，厚度变化大，一般含12层夹矸，夹矸厚0.060.78m，仅在井田东北部局部可采，可采面积4.5

23、0km2，属于不稳定煤层。距22中煤层2.2520.44m，平均8.99m。22中煤：位于侏罗系延安组第三段下部，主要分布于井田东北部，厚度03.09m ，平均1.49m ，局部含夹矸一层，夹矸厚00.25m，局部可采，面积7.20km2，结构简单，属对比基本可靠的不稳定煤层。距31煤层28.1146.58m，平均36.48m。3-1煤层：为3煤组主体煤层。结构简单，常以单层出现。属于较稳定煤层。煤厚0.923.64m，平均2.76m。距4-1煤层17.0745.80m，平均29.49m。4-1中煤层：属与稳定较稳定煤层，从第4勘探线至第10勘探线出现4-1下分层。煤层相对变薄，但变化有规律。

24、该煤层全地区可以开采，厚度1.083.90m。在深部与5-1煤层合并，最底部距离5-1煤层039.08m，平均距离为28.10m。5-1煤层位于5煤组上部，属于稳定较稳定煤层，厚度几乎没有变化，煤层全地区可以开采，煤层厚度1.453.00m，平均2.23m，与5-2煤层相距7.9519.30m，平均距离为13.24m。6-2中煤层：位于6煤组下部，属稳定煤层，煤层厚度几乎不变，基本全区可采，仅1003号孔厚度变薄，为0.36m，其余厚度1.023.51m，平均2.07m。各个可以采掘的煤层特征见表1-1。表1-1煤层特征表Tab.1-1 coal seam characteristics煤层号

25、煤层厚度（m）煤层间距（m）顶板岩性底板岩性稳定性可采性容重(t/m3)最大最小平均最大最小平均2-1中0.002.401.07中、粗、细粒粉砂岩粉砂岩、砂质泥岩不稳定局部可采1.366.6025.812-2上0.003.241.2716.0细砂岩砂质泥岩粉砂岩不稳定局部可采1.342.2520.442-2中0.003.091.498.99粉砂岩砂质泥岩砂质泥岩、粉砂岩不稳定局部可采1.3428.1146.583-10.923.642.7636.4817.9745.80中细粉砂岩砂质泥岩、粉砂岩稳定较稳定全区可采1.314-1中1.034.502.4929.490.0039.09砂质泥岩、粉砂

26、岩砂质泥岩、细粉砂岩稳定较稳定全区可采1.274-1下0.501.881.3528.107.9519.30细粉砂岩砂质泥岩不稳定局部可采1.255-11.453.002.4613.249.0422.64细粉砂岩砂质泥岩砂质泥岩、细粉砂岩稳定较稳定全区可采1.285-20.001.500.7913.249.0422.64砂质泥岩、泥岩砂质泥岩、细粉砂岩不稳定局部可采1.296-1中0.682.111.4413.679.6422.92较稳定大部可采1.306-2中0.363.512.0713.356泥岩、细砂岩砂质泥岩、粉砂岩较稳定大部可采1.29（4）煤质灰分：除了2-1中、2-2上、2-2中煤

27、层灰分产率较高，平均值大约在10%，其它煤层灰分多集中于小于10%的区间里，大于10%的少数点呈零星分布，变化无规律，3-1原煤3.65%12.71%，平均7.00%，精煤2.75%4.39%，平均3.66%，4-1原煤5.06%16.23%，平均7.52%，精煤2.47%4.23%，平均3.54%，5-1原煤3.20%13.02%，平均6.30%，精煤2.69%4.72%，平均3.35%，6-2中原煤4.22%12.18%，平均7.56%，精煤3.18%4.61%，平均3.34%。挥发分：每个开采工作面挥发分大部分都在37%以下，属中高挥发分煤。硫分：原煤全硫大约0.53，应属于低硫煤。磷分

28、：原煤含有磷分大约0.004,应属与特低磷煤。发热量：影响本区煤发热量的主要因素是灰分产率，二者成反比关系。原煤发热量一般在65007500kcal/kg。（5）瓦斯和煤尘全区施工瓦斯样钻孔7个。甲烷含量为0.010.53ml/g.r，二氧化炭含量0.09-0.26m3/t，从野外记录看大部分煤样解吸量很小或无解吸量。本井田各煤层中瓦斯成分主要为氮气(N2)，波动范围43.77%96.18%,一般80%左右；甲烷(CH4)0.56%51.51%，一般18%左右；二氧化碳(CO2)2.95%37.83%，一般9%左右。本矿井所在地区的瓦斯含量较，属于低瓦斯矿井。影响煤尘爆炸性主要因素是挥发份，越

29、高爆炸性越强，本井田各煤层挥发分较高，均在30%以上。据401、403、703、901四个钻孔各煤尘爆炸性试验表明，本井田煤尘有爆炸危险，火焰长度一般大于400mm，抑制岩粉量为5070%。各个工作面存在爆炸危险。（6）根据钻孔及简选样燃点本区煤层自燃趋势以易自燃为主。寸草塔煤层属于易自燃煤层。1.5矿井通风系统分析1.5.1 矿井通风设计基本任务矿井井下通风设计的任务是依据矿井开采要求，根据开采方案和挖掘煤岩方法等一些生产条件，设计一个经济化，安全化，可信任地井下通风的可行系统，让通动力机械-风网络-调度控制设施紧密配合，把新空气送入井下并且分配到井下每一个位置，将有害有毒气体与粉尘的浓度降

30、低一边排出井外，为煤矿的安全开采做重要保障。1.5.2 矿井通风方式的选择根据与原则（1）矿井通风方式的选择主要影响因素煤层赋存的状，矿井总开拓的布置，井下自燃的可能性和瓦斯浓度的大小，矿井地形与设施露风状况。（2）矿井通风方式选择的选择依据矿井简介和基础资料：例如瓦斯含量的等级及涌出量、煤层自然发火倾向性，还有煤尘的爆炸性等；矿井各工作面水平标高。矿井的开拓方式、初期采区布置。采矿进度计划图。井巷的支护方式与巷道面积大小。（3）井下通风方式的选择原则每个矿井必须有完整独立的井下通风体系。进风井不应兼做提升设备的井筒。各个生产工作面和采区必须开拓单独的回风巷道，便于分区独立通风。具有反风功能，

31、能实现10分钟内反风成功。内外部漏风少，通风动力少，通风费用低。爆破材料所堆积的硐室必须有单独的通风系统。多风机抽出式通风时，总进风道的断面不宜过小，应降低通风网路段的阻力。1.5.3 矿井通风系统的确定本井田各煤层中瓦斯成分主要氮气(N2)，波动范围43.7796.18%,一般80%左右，甲烷(CH4)0.5651.51%，一般18%左右，二氧化碳(CO2)2.9537.83%。一般9%左右，所以寸草塔矿属于氮气沼气带，是低瓦斯矿井。寸草塔矿井煤层含挥发分较高，均在30%以上。据401、403、703、901四个钻孔各煤尘爆炸性试验表明，本井田煤尘有爆炸危险。本井田主要为不粘煤，含有挥发分高

32、，所以属于易燃煤层，根据包头万水泉精煤运销公司的调查结果，煤堆积一个月左右即有自燃着火现象。本矿井各煤层还原样燃点T1为294328C，原煤样燃烧温度与氧化样燃烧温度相差T1-3为1044 C，属易自燃煤。依据寸草塔矿井实测资料，恒温带深度为4080m，地温为14.6714.72，80m以下地温波动大，最高地温梯度为2.8/100m，最大深度320m时的地温为21.9 C，地温正常，对矿井不造成危害。因为本井田面积较小，结合矿井的开拓、开采布置，通风系统选用中央并列式通风系统。其中主斜井进风和胶轮车斜井进风，回风斜只用于井回风。1.5.4 主要通风机的工作方法矿井所用的通风机的工作方式主要有压

33、入式、抽出式，还有压抽混合式等三种方式。 (1)抽出式通风的应用条件及优缺点分析适用于开采工作面大和走向较长的煤矿。井下风流处于负压状态，若主要通风积因故停止运转时，井巷风流会升高，阻止采空区瓦斯向工作面涌出，利于安全生产。回风系统不严密时易造成短路西风，通风时提升井处于进风状态。瓦斯均匀涌出，各工作面的污风向回风道集中，管理方便，控制可靠。（2）压入式通风的应用条件及优缺点分析风流不收污染，风质好，主井处于回风状态。风路多，风流分散，进风线路漏风大，管理困难。风阻大，风量调节困难。压力梯度较小，受自然风流影响较大。通风机使井下风流处于正压状态，通风机停止运转时，风流压力会降低，有可能使采空区

34、瓦斯的涌出量增大。（3）压抽混合式通风的应用条件及优缺点分析混合式通风是将压入式和抽出式两种通风方式的联合运用，兼有两者的优点，其中压入式向工作面共新风，抽出式从工作面排出污风。混合式通风的主要缺点所需设备较多，管理困难。同时降低了压入式和抽出式两列风筒重叠段巷道的风量，而且当掘进巷道段面大时，风速就更小，此段巷道附近极易瓦斯层状积聚。终上所述抽出式主要通风机会使井下风流处于负压状态，一旦主要通风机因故障停止运转，井下的风流压力会提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。而压入式主要通风机会使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力则降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。而且，采用

35、压入式通风时，须在矿井总进风的路线上设置若干构筑物，会使通风管理工作比较困难，漏风也较大。所以，矿井通风方式采用抽出式。1.5.5 风井设置本井田开采面积不大，约16.2km2。矿井目前有三个斜井井筒，其中主、副斜井为进风井筒，风井为专用的回风井筒。根据本次技改的矿井开拓布置，矿井新凿一个胶轮车斜井井筒和一个胶带输送机主斜井，全部技改工程完成后，矿井现有的三个井筒将保留一个回风井筒，其余的两个斜井井筒予以封闭。1.5.6掘进通风及硐室通风综合矿井开采条件，巷道掘进采用局部通风机压入式通风。每个掘进工作面配备23台局部通风机（掘进双巷时配备2台、掘进三巷时配备3台），另外每个掘进工作面均备用一台

36、局部通风机。井下主变电所、充电硐室采用独立通风，其它硐室采用串联通风或扩散通风。1.5.7矿井瓦斯涌出预测及矿井瓦斯等级确定本矿井各煤层瓦斯含量较低，但产量很大。综合考虑各矿井首采煤层埋藏深度、赋存条件、开拓方式及开采工艺、生产规模及矿井通风方式等因素。通过对回采工作面瓦斯涌出量、回采工作面的瓦斯涌出总量、矿井瓦斯涌出量预测、掘进工作面瓦斯涌出量预测以及对生产盘区相对瓦斯涌出量的预测，最终预测出矿井本井田各煤层中瓦斯成分主要氮气(N2)，波动范围43.7796.18%,一般80%左右，甲烷(CH4)0.5651.51%，一般18%左右，二氧化碳(CO2)2.9537.83%。一般9%左右，故本

37、井田属氮气沼气带，属于低瓦斯矿井。2通风系统计算2.1井巷通风阻力的计算原则如果矿井的服务年限小于1020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，得到和hr,min和hr,max则可使所选通风机满足于通风容易和困难时期的要求。如果矿井的服务年限为3050年，则可只选择在达到设计产量后的1525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。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。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

38、务时取1.1。控制计算出的矿井总阻力不能超过3434Pa，否则，需要对某些局部巷道采取降低风阻的措施。条件许可时，可以通过网络解算来计算矿井的总阻力。2.2矿井风量本矿井为低瓦斯大型矿井，机械化程度高，生产集中，故矿井所需风量采用分别计算法计算，计算公式如下：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q胶+Q其他）K通（2-1）式中：Q 矿井总风量，m3/s；Q采采煤工作面需风量之和，m3/s；Q掘掘进工作面需风量之和，m3/s；Q硐井下独立通风硐室需风量之和，m3/s；Q胶稀释胶轮车尾气所需风量，m3/s；Q其他井下其它地点需风量之和，m3/s；K通矿井通风系数，初期取1.2，后期取1.25。2.2.1采煤工

39、作面配风量由于煤层瓦斯含量较小，回采工作面的瓦斯涌出量也较小，故回采工作面的配风主要按创造良好的工作条件以及保证巷道内最低风速的要求来确定。矿井初期配备一个3-1煤综采工作面，后期为解决煤层的压茬关系，需要在2煤组中再布置一个薄煤层综采工作面，届时全矿井共有两个综采工作面。根据国内高产高效矿井综采工作面的配风实践，3-1煤综采工作面每个配风15m3/s，后期开采2煤组煤层时，考虑到煤层厚度较小，每个综采工作面配风10m3/s。初期：Q采=151=15m3/s后期：Q采=151+101=25m3/s2.2.2挖掘工作面的分配风量根据设计委托书要求，矿井初期共配备三个综合机械化掘进工作面，后期开采

40、2煤组煤层时，增加一个掘进工作面。按掘进工作面配备的局部扇风机性能，综掘工作面配风量为8.5m3/s。初期：Q掘=8.53=25.5m3/s后期：Q掘=8.54=34m3/s2.2.3稀释胶轮车尾气所需风量根据冶金矿山安全规程规定及参照国内外使用柴油车单位供风量，胶轮车单车配风量2.0 m3/s。按5辆胶轮车同时运行配风。Q胶2.0510m3/s2.2.4独立通风硐室配风由于井下开采的机械化程度很高，井下爆炸作业量很少，因此井下设立爆破材料发放硐室。Q硐313m3/s2.2.5其它巷道配风其它巷道配风的配风量按上述配风量的3%5%取值，本次设计粗取5%。初期：Q其他=（15+25.5+10+3

41、）0.05=2.7(m3/s)后期：Q其他=（25+34+10+3）0.05=3.6(m3/s)故全矿井的总体通风量为：初期：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q胶+Q其他）K通=（15+25.5+10+3+2.7）1.267.4m3/s后期：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q胶+Q其他）K通=（25+34+10+3+3.6）1.2594.5m3/s终上所述的计算结果为，矿井初期总风量取68m3/s，后期总风量取95m3/s。按各用风地点需风量进行矿井风量分配，首先按照各回采工作面、掘进工作面等按需风量进行风量分配，然后从矿井总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按一定比例分配到其它用风地点，用于

42、维护巷道和保证行人安全。通过验算，各用风地点的风量和风速均满足煤矿安全规程的要求，能保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度不超过煤矿安全规程的规定。2.3矿井通风阻力矿井通风阻力为巷道摩擦阻力与局部阻力之和，摩擦阻力根据下式计算：（2-2）式中：hi井巷摩擦阻力，Pa；ai井巷摩擦阻力系数， kgs2m4；pi井巷净周长，m；Li井巷（风道）长度，m；Si井巷净断面积，m2；Qi井巷中通过的风量，m3/s。局部通风阻力一般按矿井摩擦通风阻力的10计取。矿井初期和后期的通风网络见图2-1、图2-2。通风网络解算结果见表2-2、2-3。矿井最小、最大摩擦通风阻力分别为507.72Pa和1031.21P

43、a。考虑矿井局部通风阻力后，矿井最小、最大总的通风阻力分别为558.5Pa和1134Pa。2.4矿井通风等积孔计算用矿井总风阻表示矿井通风难易程度不够形象,且单位复杂,因此常用矿井等积孔作为衡量矿井通风难易程度的指标。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：假定在无限空间有一薄壁，在薄壁上开一面积为A(m2)的孔口，当孔口通过的风量等于矿井风量，而且孔口两侧的风压差等于矿井通风阻力时，则孔口面积A称为该矿井的等积孔。计算公式为：（2-3）式中：A

44、矿井通风等积孔，m2；Q矿井风量，m3s；h矿井通风负压，Pa。经计算，矿井初期、后期的通风等积孔分别为3.42m2和3.36m2。根据积孔大小，查找表4-1，即可知道衡量矿井通风难易程度的指标，本矿井属于通风容易矿井。表2-1矿井通风难易程度划分方法Tab.2-1 Mine ventilation ease partition method矿井通风难易程度矿井风阻R， Ns2/m8通风等积孔A，m2容易2中等0.3531.41212困难1.4121图2-1 矿井初期通风网络图Fig.2-1 Early the mine ventilation network diagram图2-2 矿井后期

45、通风网络图Fig.2-2 Late the mine ventilation network diagram表2-2矿井初期通风负压计算结果表Tab.2-2 Mine ventilation early negative pressure calculation result table巷道编号风量(m3/s)风速(m/s)净断面积(m2)摩擦阻力(Pa)节点负压(Pa)巷道风阻(k)巷道起点末点编号119.991.4014.30-28.940.000.00738601382-19.991.6712.003.71-32.650.0009463238348.012.5518.80-32.65-3

46、3.950.001444612455.232.9418.80-1.30-35.420.000043323512.771.2810.00-1.45-36.160.000907523965.921.015.86-0.16-42.360.0004552339749.312.6218.80-1.48-67.190.0000619348-18.691.8710.001.32-75.400.0003850439938.922.0718.80-0.74-75.490.0000495451038.922.5915.00-31.04-335.830.0020897571135.922.3915.00-8.20-

47、337.000.0006485781233.892.2615.00-54.37-129.760.00482808121328.891.9315.00-16.63-203.410.002032112161411.860.7915.00-0.20-205.300.000144116171517.031.1415.00-5.66-142.560.001988816231612.030.8015.00-0.79-146.390.000554923241729.081.9415.00-6.94-146.590.0008363461829.082.1513.50-33.13-177.790.0039945

48、691928.112.0813.50-67.07-154.740.00865489152019.971.4813.50-10.23-152.790.00261551520212.970.2213.50-0.05-155.790.0005802202422-17.001.1315.001.96-156.920.000690319202317.001.1315.00-1.13-152.050.000398221222422.001.4715.00-1.62-152.840.00034132240258.140.5415.00-12.75-155.210.01960561526266.860.461

49、5.00-8.62-155.310.01870661725276.860.4615.00-0.10-160.820.00021622526续表2-2矿井初期通风负压计算结果表Tab.2-2 Mine ventilation early negative pressure calculation result table巷道编号风量(m3/s)风速(m/s)净断面积(m2)摩擦阻力(Pa)节点负压(Pa)巷道风阻(k)巷道起点末点编号2815.000.8318.00-5.51-387.650.0024963262729-15.001.0015.0042.59-387.370.0193024132

50、73020.001.3315.00-1.90-392.430.0004836131431-37.002.4715.0019.25-396.900.0014341184032-42.002.8015.0027.51-399.420.0015905141833-62.004.1315.00130.52-404.710.003462610143430.362.0215.00-1.18-407.940.000130410113533.362.2215.00-50.65-406.170.004641211283634.642.3115.00-51.54-432.620.0043804102937-9.331.416.620.29-507.720.000335728293825.313.826.62-5.06-28.940.000805729303925.313.826.62-4.47-34.100.000711730314025.313.826.62-9.28-158.540.001477231354142.696.456.62-11.760.000658028324219.572.966.62-5.300.001