矿井通风与安全课程设计_毕业论文设计

1、( 此文档为 word 格式，下载后您可任意编辑修改！)矿井通风与安全课程设计学院：应用技术学院班级：采矿工程学号： 21116504姓名：钱明星指导老师：任万兴目录1 矿井设计概况1.11.21.32 矿井通风系统2.12.22.32.43 矿井通风系统风量计算3.13.23.34 矿井通风阻力计算4.14.25矿井主要通风机和电机的选定5.15.25.35.45.56 矿井通风费用计算6.16.2 矿井安全生产技术措施7 矿井灾害防治措施8 总结与致谢参考文献1 矿井设计概况1.1 矿井概述该矿地处平原，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 -1

2、65m 为界，下界以标高 -1020m 为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08 亿吨。根据开采条件，确定此矿为年产150 万吨的大型矿井，服务年限为72年。井田内有两个开采煤层，为k1、k2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层 15°，各煤层厚度、间距及顶底板岩性参见综合柱状图。矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3T，煤层有自然发火危险，发火期为16-18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36。1.2 矿井开拓根据开拓开采设计，采用立井多水平上下山开拓，为使井田两翼储量分布比较均衡，主、副井布置在储量分布的中央，井田两翼各布置一个采区，走向长度为5km( 4km），井型

3、较大，瓦斯与自然发火比较严重，通风方式易选用两翼对角式，这样井下风流路线短，阻力小，安全出口多，抗灾能力强，便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪音的危害。故将风井布置在边界。本设计矿井为立井开拓，煤炭由立井箕斗提运到地面，副井通过主石门与一水平运输大巷相连，采区轨道上山、运输上山均布置在k2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接 .1.3 采煤方法采区巷道布置及生产系统k1、k2煤层赋存稳定，倾角为 15°，属缓倾斜煤层， k1煤层平均煤厚为 2.4m， k2煤层平均煤厚为 2.8m，均属中厚煤层。首采区为西翼一采

4、区，采用走向长壁采煤法，采区走向长度为2500m，倾斜长为 1650m,采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采，生产期间，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，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。采煤方法本矿采用综合机械化开采和高档普采，综采工作面日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面日进 4刀，截深 0.6m，综采工作面采用先移架后推溜子的及时支护方式。回采巷道布置由于矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3T ，属于低瓦斯矿井，该采区采用后退式双巷布置，工作面间留设

5、小煤柱，掘进通风简单，上下区段工作面接替容易，运料、行人也方便。2 矿井通风系统2.1 矿井通风方式主扇工作方法选定矿井主要通风机的工作方法有抽出式、 压入式和压抽混合式三种，其抽出式工作方法和压入式工作方法的优缺点对比如下：（ 1）抽出式主要通风机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时，井下风流的压力会升高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，安全性好。（ 2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态， 当主要通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，安全性差。（ 3）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。（ 4

6、）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通条件下，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。（ 5）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机电费都比抽出式小。根据上述特点，结合该矿地质构造简单，与压入式比，不存在过渡时到下水平时期通风系统和风量变化困难，选用抽出式通风方式更合理。选择通风方案考虑因素选择任何通风方式都需要符合投产快，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，应该考虑以下两种因素：（ 1）自然

7、因素：煤层赋存条件、埋藏深度、地质构造、矿井瓦斯等级。（ 2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。通风方式比较通风方式方中央并列式式一方中央边界式式二方两翼对角式式三优点缺点适用条件初期投资少，工业场地风流路线较长，风煤层倾角大，埋藏布置集中，管理方便，深，但走向长度并不阻较大，井底车场工业场地保护煤柱较大，而且瓦斯、自燃漏风较大。少，构成矿井通风系统发火都不严重。内部漏风小，保护井筒煤层倾角较小， 埋藏的煤柱较少，工业广场风流路线长，风阻较浅，走向长度不不受主要通风机噪声的大。长，而且瓦斯、自燃影响。发火比较严重。风路短，阻力小，内部安全煤柱较多，初煤层走向较大（超过漏风小，安全出

8、口多，4km），井型较大，煤期投资大，投产较抗灾能力强，便于风量层上部距地表较浅，晚。调节。瓦斯和自燃发火 j较方式四分区对角式每个采区独立的通风系 设备多，管理分统，便于风量调节，安 散，整个矿井反风全出口多，抗灾能力强。 困难。煤层距地表浅， 地表起伏较大，无法开掘浅部总回风道矿井。方风流路线短，阻力小，式分区式网络简单，风流容易控设备多，管理分散。井田面积大，瓦斯含量大的大型矿井五制。矿井通风系统方案技术与经济比较（ 1）技术比较该矿井为低瓦斯矿井，且煤层有自然发火危险，煤尘有爆炸性。有通风方式比较，方式二和方式三比方案一、方案四、方案五有更好适应性。（ 2）经济比较方式二和方式三通风方

9、案的经济比较主要从巷道的开拓工程量掘进费用、巷道维护费、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑，通过粗略比较，由于方案二需要掘进回风大巷，走向太长，掘进费用和维护费用投资太多，方案三相当较少，因此本矿井通风方式为两翼对角式通风方式。2.2 采区通风采区通风系统的基本要求完备的采区通风系统应能满足以下要求：有效地控制采区内的风流方向、风量和风质；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，形成较好的矿内气候条件；抗灾变能力强，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、 采区和采掘工作面都必须实行分区

10、通风（独立通风），既井下各个水平、采区和采掘工作面以及其他用风地点都有自己的进、回风巷道，其回风都各自直接排入采区的回风巷或总回风巷而不进入其他用风地点。（ 2）准备采区，必须在采区内构成通风系统后， 方可掘其他巷道。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，必须设置至少一条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置一条专用回风巷。（ 4）同一采区内， 同一煤层上下相连的两个同一风路中的

11、采煤工作面、相连的采煤和掘进工作面、相邻的两个掘进工作面，布置独立通风有困难时，在制定措施后，可采用串联通风，但不可超过一次。布置独立通风确有困难时，其回风可以串入采煤工作面，但必须制定安全措施，且串联通风的次数不得超过一次；构成完整通风系统后，必须立即改为独立通风。（ 5）采掘工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。（ 6）井下机电硐室必须设在进风流中。 如果机电硐室深度不超过6m，入口宽度不小于1.5m，可以采用扩散通风。（ 7）空区必须及时封闭。从巷道通至采空区的联络巷，必须随着采煤工作面的推进逐个封闭。采区结束后 45 天内，必须在所有与已采区相连的巷道中设置防火墙，全部封闭采区

12、。采区上山通风系统将采区布置两条上山，采用一进一回的通风方式。一条是运煤上山，另一条是轨道上山。采用输送机上山进风，轨道上山回风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使进风流的煤尘浓度增大，煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，可使进风流的瓦斯浓度增高，输送机设备所散发的热量，可使进风流温度升高，此外，需在轨道上山的下部车场内安设风门，此处运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。采用轨道上山进风，输送机上山回风的通风系统，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。结合矿井煤层赋存、瓦斯含量、采煤方法等实际条件，确定采用轨道上山进风、输送机上山回风的采

13、区通风系统较为合理。2.3 回采工作面通风方式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，其中普遍应用的有“ U”，“Y”，“W ”“Z”形，由于工作面采用后退式开采，各通风形式只有考虑后退式，各通风系统示意图优缺点和使用条件见表 2.1表 2.1 回风工作面通风系统比较通风系统示意图优缺点这种通风方式对了解煤层赋存情况，掌握瓦斯、火灾的发生发展U 形规律较为有利，但工作面上隅角易积聚瓦斯， 煤炭自燃威胁较大。较好解决工作面上隅角瓦斯超Y 形限，改善作业环境，较好解决工作面上隅角瓦斯超限，但当采空区涌出的瓦斯量及Z 形漏风量较大时，回风巷常出现瓦斯超限现象。相

14、邻工作面共用回风或进风通道，节省开掘和维护费，采用并W 形联网络，风阻小，漏风小，中间平巷设输送机时，创造良好环境，回采工作面上下行通风在走向长壁工作面上，按工作面风流方向与煤层倾向的关系，可分为上行风和下行风，通风方式优缺点比较如下表2.2表2.2回采工作面上、下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，降低工作面瓦斯浓度，运输设上行通风备在新鲜风流中，安全性好。缺点：风流方向与运煤方向相反，增加工作面煤尘浓度、瓦斯浓度和运输设备产热使工作面气温升高。使用条件：在煤层倾角小于

15、 12°的回采工作面，应采用下行通风。优点：降低工作面瓦斯浓度和温度，不下行通风易出现瓦斯分层流动和瓦斯积聚.缺点：运输设备在回风巷道中运转，安全性差，起火时引起瓦斯爆炸可能性大。该矿井煤层倾角为15°，确定回采工作面为上行通风。采区通风设施为保证井下各个用风地点得到所需风量，一方面不得不在通风系统中设置一些通风设施（如风桥、风门、密闭、调节风窗等） ，以控制风流的方向和数量，另一方面要防止它们造成大量漏风或风流短路，破坏通风的稳定性。因此，必须正确设计通风设施，合理选择位置，保证施工质量，严格管理制度。（ 1) 风门在人员和车辆可以通行，风流不能通过的巷道中，至少要建立

16、2 道风门，其间距要大于运输工具长度，以便一道风门开启时，另一道风门是关闭的。风门分为普通风门和自动风门。（ 2) 风桥在进风和回风平面相遇的地点设置风桥，构成立体交叉风路，使进风与回风分开，互不想混，一般污浊风流从桥上通过，新鲜风流从桥下通过。（3) 调节风窗调节风窗是在风门或密闭上方，开设一个面积可调节的矩形小窗口，移动窗板的位置可调节窗口的面积大小，从而改变巷道通过的风量，达到调节风量的目的。（ 4) 密闭密闭是指既不允许风流通过，也不准许行人和通车的巷道中所设置的一种控制风流的设施。按服务年限长短，密闭可分为永久性密闭和临时性密闭两种。2.4 掘进工作面通风方式掘进巷道时，为了稀释和排

17、除煤岩体内涌出的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘，保持掘进头的良好气候条件，必须对掘进头进行独立通风。这种针对局部地点的通风方式称为局部通风。局部通风机通风方式局部通风机的常用通风方式有压入式、抽出式和混合式。其适用条件和优缺点见表2.3表 2.3 局部通风机通风方式比较通风方式适用条件及优缺点适用条件：以排除粉尘为主的掘进井巷中优点：新鲜风流沿巷道进入工作面，整个井巷空气清新，劳抽出式动环境好。缺点：污风通过局部通风机，安全性差，有效吸程小，排污风时间长，风筒承受负压作用，必须使用刚性和带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。适用条件：以排除瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进中优点：局部通

18、风机及附属电气设备均布置在新鲜风流中，安全性好，通风风筒出口风速和有效射程较大，可防止瓦斯层压入式状积聚，掘进巷道时涌出的瓦斯向远离工作面方向排走，可采用柔性风筒。缺点：当掘进巷道越长， 排污速度越慢，污风排除时间越久，受污染时间长。适用条件：大断面长距离煤岩巷掘进优点：巷道作业环境好，通风效果好，混合式缺点：降低了压入式和抽出式两列风筒重叠段巷道内的风量，当掘进巷道断面大时，风速就更小，在此段巷道顶板易形成瓦斯层状积聚。由于混合式通风适用大断面长距离的煤岩掘进巷道，可能形成循环风，而该矿掘进断面为普通断面，只考虑压入式和抽出式两种方式。再从表 2.3 中比较可以得出， 两种通风方式均有利弊，

19、 结合实际情况，压入式通风安全可靠性较好。风机、风筒的选型井下局部地点通风所用的通风机称为局部通风机，按结构可分为轴流式、对旋轴流式和离心式三种，其中以压入式对旋轴流局部通风机最为常用。本矿采用FBDY-NO6.32*30 风机，该机具有结构紧凑、噪声低、效率高、可采用单级运转或多级运转、风压高、在小流量区域运行稳定、高效应用范围宽等特点，适用于中长距离巷道掘进的局部通风。风筒采用塑料涂帆布制成的柔性风筒，风筒直径为800mm，风筒节长为 10m，壁厚 1.2mm，该风筒具有阻燃、抗静电、防腐蚀、易修补等特点，适用于压入式局部通风。3 矿井通风系统风量计算3.1 矿井风量计算原则和规定煤矿安全

20、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 4 m3;（ 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。矿井需风量的计算原则矿井需风量应按照“由里往外”的原则，由采掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。3.2 矿井总风量的计算方法生产矿井总进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Q=4*

21、N*K式中： Q矿井总风量， m3s4每人每分钟供风标准，m3min·人N井下同时工作的最多人数，700 人K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取 1.21.25，这里取 1.25则 Q=4*700*1.25=3500m 3min=58.3m3s2. 按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总合计算Q=（ Q 采+ Q 掘+Q 硐+Q 其他 ）*K式中： Q矿井总风量， m3minQ 采 各采煤工作面和备用工作面所需要的风量之和， m3min Q 掘 各掘进工作面所需要的风量之和， m3min Q 硐 各硐室所需风量之和， m3minQ 其他 除上述各用风点外

22、，其他巷道风量之和，m3min（1）采煤工作面实际需风量采煤工作面需风量应按照稀释和排放瓦斯、二氧化碳、炮烟及其他有害气体、粉尘，并使工作面有适宜的气温和风速，分别进行计算，然后取其中的最大值。由题目条件：相对瓦斯涌出量 6.6m3T，矿井生产能力为 1.5Mta ，矿井有两个采区同时生产，共 5 个采煤工作面，其中四个生产，东翼一个备用高档普采工作面。计算出工作面的瓦斯绝对涌出量。 按瓦斯浓度涌出量计算工作面风量Q 采 i=100*q 采 i*K式中： q 采 i 第 i 个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3mink 采 i第 i 个采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯

23、绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5 昼夜的观测，测出 5 个比值，取其最大值，通常机采工作面可取 1.31.45。综采工作面按照瓦斯浓度涌出量的计算为：Q 采 i=100* （1620*6.62460）*1.4 =1039.5m3min=17.325m3s按工作面温度计算：Q 采 =60*Vc*Sc*Kc式中 :Vc采煤工作面风速，当工作面温度在24°26°，取 1.7m3sSc采煤工作面的平均有效断面积，7.8 Kc采煤工作面长度风量系数，工作面长150 米，取 Kc=1.1Q 采风3min=14.586m3s按人数计算Q 采=4*

24、N式中： 4每人每分钟供风标准，m3minN工作面同时工作的最多人数Q 普采 =4*60=240m3minQ 综采 =4*40=160m3min按低瓦斯矿井综采工作面所需风量计算Q 采 =200K 1K 2K 3K 4式中： K1采高系数，当h2m 时， K 1= 1.85K2采长系数，以L 表示工作面长度，则K2= 1.22K3温度系数， K3= 1.4K4支架后方控顶系数，K4= 1200综采工作面基本风量。Q 采3min按照以上四种计算方法， 选择最大风量作为综采工作面的风量为：1039.5m3min按工作面风速验算：60*0.25*S 采 Q 采 60*4*S 采式中： S 采采煤工作

25、面断面积， 7.8 采煤工作面： 117m3minQ 采1872m3min经验算，综采工作面的风量为1039.5m3min 满足风速要求。考虑到工作面漏风问题，取漏风备用系数为1.15，所以经计算在综采工作面上下顺槽内需要通过的风量为：1195.425m3min按照同样的方法计算出高档普采工作面的风量为：693m3min，同样取漏风备用系数为1.15，计算出高档普查工作面上下顺槽通过的风量为： 796.95m3min。按备用采煤工作面需风量计算备用采煤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一半。即：备用高档普查工作面Q 备风 =Q 采风 2=398.475m3min对于东翼采区

26、：Q=1195.425+796.95+398.475=2390.85m3min对于西翼采区：Q=1195.425+796.95=1992.375m3min（2）掘进工作面所需风量 按瓦斯浓度涌出量计算工作面风量Q 掘 i=100*q 掘 i*k 掘 i式中：q 掘 i 第i 个掘进工作面回风流中的瓦斯绝对涌出量，m3min；k 掘 i 该掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，一般可取1.52.0，这里取 2.0。掘进工作面瓦斯绝对涌出量按综采工作面瓦斯绝对涌出量10% 计算，所以Q 掘 i=100*q 掘 i*k 掘 i3min掘进工作面所需风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风

27、量的总和计算，即：前期： Q 掘=Q 东掘 +Q 西掘 =（nQ 煤掘 +nQ 煤掘 ）K 掘备式中： Q 煤掘 每个煤巷掘进工作面所需要的风量，Q 煤掘 =Q 掘 i;n需独立通风的煤巷数；每翼2 个K 掘备 掘进工作面备用系数，取1.20前期： Q 掘=（2*148.5+2*148.5 ）*1.20=712.8m3min=11.88m3s后期： Q 掘=（nQ 煤掘 +nQ 煤掘 +nQ 岩掘 ） K 掘备式中： Q 岩掘 岩巷掘进工作面所需要的风量，按同时工作的最多人数所需供氧量计算，工作人数取 30 人，供氧量为 120m3min.后期： Q 掘=（2*148.5+2*148.5+2*

28、120 ）*1.20=1200.96m3min（3）硐室所需风量计算采区变电所 Qvc=75m3min；火药库 Qfc=100m3min；采区绞车房Qwo=75m3min。Q 硐=75+100+75=250m3min（ 4）矿井总用风量前期： Q=东翼采区+西翼采区东翼采区：Q=（1195.425+796.95+398.475+297+250）*1.15=3378.53mmin西翼采区：Q=（1195.425+796.95+297+250）*1.15=2920.33mmin后期：Q=东翼采区+西翼采区东翼采区：Q=（1195.425+796.95+398.475+120+297+2）*1.15

29、=35160.53min西翼采区：Q=（1195.425+796.95+120+297+250）*1.15=3058.33mmin根据上述方法计算取较大者，得出矿井总风量为6574.86m3min3.3 矿井风量分配配风的原则和方法根据实际需要由里向外进行配风，先定井下采掘工作面、火药库、充电硐室等各用风地点所需的有效风量，再加上逆风流方向和各风路上允许的漏风量，得到矿井总风量。配风的依据配风量必须符合煤矿安全规程中关于氧气、瓦斯、二氧化碳和其他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，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，关于空气中粉尘安全浓度的规定等

30、。用风地点用风量表 3.1 风量分配表井巷名称巷长 m断面积 m2风量 m3s风速 ms允许最大风速 ms副井53035.8109.583.18井底车场及主石门15014.2109.587.78左翼主要运输大巷120012.848.963.88左翼采区下部车场9012.847.293.78左翼轨道上山82010.146.044.66左翼运输机上山8209.647.715.16综采区段进风平巷12009.619.922.14综采区段回风平巷12009.619.922.14综采工作面1507.819.922.64高档普采区段进风平巷12009.613.281.44高档普采区段回风平巷12009.6

31、13.281.44高档普采面1509.413.281.44高档普采备用进风平巷12009.66.640.74采区回风石门8010.0848.964.866总回风平巷1009.6248.965.18风井32012.8109.588.615右翼主要运输大巷120012.842.363.318右翼采区下部车场9012.840.693.198右翼轨道上山82010.139.443.916右翼运输机上山8209.641.114.286综采区段进风平巷12009.619.922.084综采区段回风平巷12009.619.922.084综采工作面1507.819.922.554高档普采区段进风平巷12009

32、.613.281.384高档普采区段回风平巷12009.613.281.384高档普采面1509.413.281.384采区回风石门8010.0842.364.206总回风平巷509.6242.364.408经过检验各个巷道硐室的风速均符合要求。4 矿井通风阻力计算4.1 矿井通风总阻力计算原则（ 1）矿井通风的总阻力，不应超过 2940Pa。（ 2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的 10% 计算，扩建矿井则宜按井巷摩擦阻力的 15% 计算。（ 3）矿井通风网络中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据。（ 4）应计算出困难时

33、期的最大阻力和容易时期的最小阻力， 使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。4.2 矿井通风通风容易和困难时期的确定在进行矿井通风总阻力计算时，要选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风量线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上（分最容易和最困难时期），从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力（=H r min-H自然 +H 损失式中： Hr min 通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；H 自然

34、容易时期帮助通风的自然风压，Pa；H 损失 通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，取50PaHrs min =1016.79-82.32+50=984.47Pa（ 2）通风困难时期通风容易时期自然风压与通风机作用相同，通风机有较高功率，故从通风系统阻力中减去自然风压，通风容易时期主要通风机静风压为：Hrs max =H r max+H 自然 +H 损失式中： Hr max通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；H 自然 困难时期阻碍通风的自然风压，Pa；H 损失 通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，取50PaHrs min =1410.66+41.16+50=1501.82Pa（ 3）主要通风机的

35、实际通风量由于井口防爆门及主要通风机反风门等处的外部漏风，风机风量Qf 应大于矿井风量Qm， 并由下式求出：Qf=k*Q m式中： Qf主要通风机风量， m3sk漏风损失系数，风井不作提升时取1.1Qm矿井需风量， m3s在两出风井共计出风量为：Qf3s通风机的个体特性曲线轴流式主要通风机在我国矿井中有着广泛的应用，所以在该矿井的建设中我们也考虑用轴流式主要通风机。主要通风机的风量、风压、功率、和效率这四个基本参数可以反映主要通风机的工作特性，对每一台主要通风机来说，在额定转速的条件下，对应于一定的风量，就有一定的风压、功率和效率与之对应。风量如果变动，其他三者也随之改变。因此，可将主要通风机

36、的风压、功率和效率变化而变化的关系，分别用曲线表示出来，即成为主要通风机的个体特性曲线。特性曲线如图 5.1图 5.1通风机工况点及合理工作范围以同样的比例把矿井总风阻 R 曲线绘制于通风机个体特性曲线图中，则风阻 R 曲线与风压曲线交于 A 点，此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是：根据矿井通风设计所算出的需风量 Qf，和风压 H 的数据，在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通风机运转特性曲线中选择一条合适的特性曲线，所选的这条特性曲线，表明了它所属的主要通风机型号、尺寸、转数和叶片安装角度等。这就是选择

37、主要通风机的方法。在选择通风机的时候，工况点要在通风机的合理工作范围内，轴流式通风机的合理工作范围如下，见图5.2上限：应在 "t 驼峰 " 右侧，实际应用的最大风压值的0.9 倍以下。下限：通风机的运转效率，不得低于0.7。左限：叶片安装角 的最小值。对一级叶轮为 10°，二级为 15°。右限：叶片安装角 的最大值。对一级叶轮为 40°，二级为 45°。图 5.2 轴流式主要通风机合理工况点主要通风机的选择根据上述条件及风机效率的要求可找到适宜的风机。矿井选用2K60 矿用轴流式通风机N018 型，转速为 n=750rpm。将矿井总

38、风阻 R 曲线等比例画在通风机的个体特性曲线上，可以得到图 5.3 和图 5.4图 5.3 通风容易时期工况点由图可得知在通风容易时期工况点为：风机风压为： 984.47Pa，风量为 67m3s，叶片角度为28°，效率为 0.6,输入功率为 115kw。图 5.4 通风困难时期工况点由图可得知在困难时期工况点为：风机压力为1501.82Pa，风量为 80m3s，叶片角度为34°，效率为 0.63，输入功率为 220kw。5.2 主要通风机的电动机的选择电动机功率的计算(1)电动机功率计算通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需要输入功率 Nmin、Nmax:式

39、中： 静压效率；Nmin、Nmax分别表示矿井通风容易时期和通风困难时期通风机的输入功率。将东翼采区通风容易和通风困难时期的风量和风压代入上式，计算可得：Nmin= 67*984.47(1000*0.6)=109.93kwNmax= 80*1501.82(1000*0.63)=190.71kw（ 2）电动机台数的确定当 Nmin0.6Nmax 时，可选用一台电动机，电动机的功率为：当 Nmin0.6Nmax 时，可选用两台电动机，电动机的功率为：式中： Ke电动机容量备用系数，取1.11.2; e电动机效率，取 0.90.94（大型电机取最大值） tr 传动效率，电动机与通风机直联取 1.皮带

40、出动时取 0.95。对于东翼来说：由于 Nmin0.6Nmax ，所以要选两台电机。初期电机功率为：Nemin= 109.93* 190.71 *1.1(0.9*1)=176.9kw 后期电机功率为：Ne根据周围的工作环境，通风机一般选用开启式或防护式电动机。选择电动机时还应全面考虑通风机调整及矿井功率因数补偿的要求。一般情况下，当电动机功率小于200kw 时，宜选用低压鼠笼式；大于250kw 时，宜选用高压鼠笼电动机； 大于 400kw 时宜选用同步电动机。由以上计算可知道，东翼矿井，在初期和后期都可以选用低压鼠笼电动机。重复以上方法选定西翼电机，由于东翼与西翼生产布置一样，所以电动机选择也

41、一样。6 矿井通风费用计算通风费用计算是一个多方面的计算，包括设备的折旧和专门为通风所开掘的巷道的费用，管理通风工人的工资等，在这里计算的时候只计算矿井通风的费用。工业用电电费按照0.8 元度。在通风容易时期东西两翼每天总电费为：Ce=C 东+C 西=（176.9*24*2）*0.8=6792.96（元）年费用为：Cen=360*6792.9610000= 244.55(万元 )通风困难时期东西两翼每天总电费：Cd=C 东+C 西=（233.09*24*2 ）*0.8=1118.32（元）年费用为：Cdn=360*1118.3210000= 402.78(万元 )7 矿井灾害防治措施为了保证矿

42、井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯煤层、水和火的威胁。本设计采用较先进的设备，并建立了井下环境安全监测系统，对瓦斯、煤层、水和火灾等威胁进行了早期预防，综合治理。7.1 瓦斯防治瓦斯喷出的防治预防瓦斯喷出， 首先要加强地质工作，查清施工地区的地质构造、断层、溶洞的位置、裂隙的位置和走向、以及瓦斯储量和压力等情况，采取封堵、引排、抽采等综合方法处理瓦斯喷出。其次，加强管理工作，对职工开展安全教育，使人人掌握瓦斯喷出预兆，配备隔绝式自救器，熟悉避灾路线。煤与瓦斯突出防治开采有突出危险的矿井，必须采区防止突出的措施，防突措施可以分为两大类，实施以后可使大范围煤层消除突出危险性的措施，

43、称为区域性综合防突措施，实施以后可使局部区域消除突出危险性的措施称为局部综合防突措施。（ 1）区域性综合防突措施区域“四位一体”的综合防突措施，包括区域突出危险性预测、区域防突措施、区域措施效果检验和区域验证。区域防突措施主要有开采保护层和预抽煤层瓦斯两类，开采保护层是预防突出最有效、最经济的措施。（2）局部综合防突措施局部“四位一体”的综合防突措施，包括工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验和安全防护措施。局部防突措施主要有预抽瓦斯、排放瓦斯、水力充孔、金属骨架、煤体固化、超前钻孔、松动爆破、水力疏松、煤体注水等。瓦斯爆炸防治瓦斯爆炸必须同时具备三个条件：瓦斯浓度在爆炸范围

44、内；高于最低点燃能量的热源存在时间大于瓦斯的引火感应期；瓦斯- 空气混合气体中的氧气浓度大于12%。后一条件在生产矿井中是始终具备的，所以预防瓦斯爆炸的措施，就是防止瓦斯的积聚和杜绝或限制高温热源的出现。瓦斯防治有关措施（ 1）严格执行安全技术操作规程第四章第一节煤矿安全规程的有关规定。（ 2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测，不得少于两次，发现问题及时汇报处理。另外，建立瓦斯的个体巡回检测和连接检查的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。（ 3）在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含量，并将信息及时传递到地面控制室。（ 4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。（ 5）按井下在注册人员配置隔离式自救器。（ 6）严禁在工作面两道再掘超过 3m的硐室。（ 7）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时期内反风并达到规定风量。（ 8）采后按规定时间回收，密闭，注浆。7