矿井通风与安全课程设计

1、矿井通风与安全课程设计姓名：辛庚辉专业：安全工程班级：2014级2班学号：321419482130  摘 要随着煤矿工业的发展，安全生产已经成为其中重要的部分。为确保煤矿的安全生产，对煤矿的安全设计十分重要。根据平岗煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对平岗煤矿进行了安全设计。设计针对煤矿常见的安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。根据平岗煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计，选择了安全逃生路线

2、，分析了矿井通风系统的合理性和可靠性。针对平岗煤矿的粉尘灾害，从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。对于瓦斯灾害防治，设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。在火灾防治方面，分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。通过对平岗煤矿水文地质资料的分析，设计了相应的水灾防治安全措施。同时建立一套完善的安全监测与监控体系，对各种灾害形式进行严密的监控，在灾害发生前将事故处理，确保生产能够安全高效的进行，同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。同时还设计了顶板灾害、运输系统灾害、电气事故灾害的安全措施。关键词: 安全条件 粉尘防治 瓦斯防灭火 安全监测一 矿井概况1

3、地质概况该矿地处平原、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165m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，煤炭供求状况及“规程”规定，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地层概况简图（详见下图1）。矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/T，煤层有自然发火危险，发火期为1618个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36。 表1-1 综合柱状图柱状厚度（米）岩性描述24

4、0.00表土，无流砂8.60砂质页岩8.40泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定0.20沙质泥岩，松软2.40k2煤层，块状r1.254.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩4.80泥岩细砂岩互层4.60薄层泥质细砂岩，稳定0.20泥岩，松软2.80k2煤层煤质中硬r1.288.20灰白色砂岩坚硬抗压强度600900公斤/cm224.86灰色中、细砂岩层互层2矿井开拓方式及开采方法采用立井多水平上下山开拓，由于本矿井型为150万吨/a,属于大型矿井，而且地处平原，井田走向长度5千米，倾斜方向长度3.3千米。为了方便安排矿井运输和提升系统，满足矿井的生产能力的要求，所以决定开凿一个主

5、井和一个副井，主井为箕斗井提煤用，副井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。第一水平标高380m，倾斜长为825×2m，服务年限为27年，因走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。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，区段平巷及区段煤柱15m，采区巷道采用集中联合布置。采区轨道上山均布置在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，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

6、石下山掘进头。西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。主井为箕斗井提煤用，副井为罐笼井升降人员、材料、矸石，进风用，并设梯子间。矿井工作制：除综采工作面采用46工作制外，其它均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。二 矿井通风系统的选择矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。1 通风方式的确定通风方式一般可分为中央式，对角式，混合式三种。现分别分析如下，并从技术和经济两方面比较其优缺点，择优选用。1.1中央式1） 中央并列式在地形条件许可时，

7、进风井和出风井大致并列在井田走向的中央，二井底都开掘到第一水平，主要通风机设在出风井的井口附近，将污风抽到地表，出风井的井底必须和总进风流隔开，出风井的井口一般用防爆门紧闭；还要在岩石中做条回风石门mn，煤层倾角越大、总回风石门越短，反之越长。图2-1 中央并列式注：用斜井开拓时，可以大致在走向的中央开掘一对并列斜井。2） 中央并列式的适用条件 煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大(4km)，瓦斯、自然发火都不严重，在此条件下，采用中央并列式是比较合理的。这种通风方式(和其它方式相比)，尽管存在着风路较长，阻力较大，采空区的漏风较大的缺点，但对于瓦斯、自然发火不严重的矿井来说，这并不很重要。同时

8、，由于产生的阻力较大，通风电力费较大，进风与出风两井筒之间的漏风较大，箕斗井回风时外部漏风较大等，这些缺点对走向不大的矿井来说也不是一个很大的问题。相反，由于煤层倾角大，总回风石门长度小，开掘费小，两个井筒(立井或斜井)集中，便于开掘，开掘费也较少，便于贯通，建井期限较短，采用中央并列式通风方式，具有初期投资较少、出煤较快的优点。同时它的护井煤柱较小，且便于延深井筒，为深部通风的准备工作提供有利条件。3）中央分列式(又名中央边界式)进风井大致位于井田走向的中央，出风井大致位于井田浅部边界沿走向的中央，在沿倾斜方向上，出风井和进风井相隔段距离，出风井的井底高于进风井的井底，主要通风机设在出风井口

9、附近；在井田走向的中央开凿主井和副井。图2-2 中央分列式4） 中央分列式的适用条件一般地说，这种通风方式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大(4km) ，而且瓦斯，自然发火比较严重的新建矿井。与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，建井期限略长，有时初期投资稍大(多打一个出风井，少掘一条总回风石门)，但相差不悬殊。如果中央有两个井筒，以后在延深井筒、做深部通风的准备工作时，也就不会困难，这种方式由于多打一个直通地面的回风井，所以矿井的通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯，自然发火的管理工作是比较有利的，增加了一个安全出口，工业广场设有主要通风机的噪音影响，从回风系统铺设防尘洒水管路

10、系统都比较方便。1.2 对角式1) 两翼对角式进风井筒大致位于井田走向的中央，两个出风井筒分别位于两翼边界采区中央的浅部，主要通风机设在出风井口附近。为了开采深水平，有时把两翼风井设在两翼沿倾斜的中央和沿走向的边界附近。用斜井和平峒开拓时，可把下图中的立井改为斜井和平峒。 图2-3 两翼对角式 2) 两翼对角式适用条件 一般认为，这种布置方式(指对角风井位于浅部边界附近者)适用于煤层走向较大(超过4km)、井型较大、煤层上部距地面较浅、瓦斯和自然发火严重的新建矿井。它的优缺点，完全和中央并列式相反，比中央分列式的安全性更好，但初期投资更大。如果能够进行相向掘进，就能适当减轻建井期限长，投产较晚

11、的缺点。有些瓦斯等级不高，但煤层走向较长、产量较大的新矿井，也可采用这种通风方式。 3)分区对角式进风井大致位于井田走向的中央，在每个采区各掘一个小回风井，并分别安设抽出式分区主要通风机，可不必做总回风道。在图95中也可以用斜井代替立井，或者进风用垂直于走向(或平行于走向)的平峒，出风用斜井；或者进风和出风都用平峒。 图2-4 分区对角式4)分区对角式适用条件煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道(因会穿出地面)，在此条件下，开采第一水平时，只能采用这种小风井(立井、斜井或平峒)分区通风的布置方式。每个采区各有独立的通风路线，互不影响，是这种通风方式的主要优点。1.3 混合

12、式进风井与出风井由三个以上井筒按上述各种方式混合组成，其中有中央分列与两翼对角混合式和中央并列与中央分列混合式等。以中央分列与两翼对角混合式通风系统为例简单说明。1) 中央分列与两翼对角混合式为了缩短基建时间，在初期采用中央分列式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界时，则用中央分列与两翼对角混合式的通风系统。总之，要在初期通风系统的基础上，根据煤层赋存条件和生产发展情况等进行分析确定。 图2-5 中央分列与两翼对角混合式2) 混合式适用条件这种通风方式适用于井田范围大，多煤层，多水平开采的矿井。大多用于老矿井的改造和扩建。 确定通风方式并做技术比较根据矿井概况可知该矿井的年产量为150万

13、吨的大型矿井，由于该井田走向长度为5KM，大于中央并列式走向长度不大于4KM的设计要求，且该井田的瓦斯相对涌出量为6.6 m3/T属于低瓦斯矿井，井田上部标高-165m属埋藏较浅的矿井，初期考虑中央分列式通风方式和两翼对角式作比较：1） 技术比较：中央边界式使用于走向不大的矿井（井田长度小于4000米），两翼对角式适合于走向较大、井型较大的矿井，与中央边界式相比，安全性更好，多一个通往地面的安全出口，发生事故时两翼不相互影响，便于控制通风，阻力较小。2） 经济比较：因进风、采掘、运输部分所需费用相差不大，主要考虑回风部分的费用。风井的断面为12.8，总回风平巷的断面为9.62，故假设开掘1m总

14、回风平巷需5000元，1m风井需6500元，两翼对角式风机一台200万元，中央边界式风机一台300万元。故在不考虑通风电费和井巷的维修费的条件下采用中央边界式通风系统时回风部分的费用为： 1245×2×0.5+（165+150）×0.65+300=1749.75万元采用两翼对角式通风系统时回风部分的费用为： （165+150）×0.65×2+200×2=809.5万元综上分析，应选用两翼对角式的通风方式。2通风方法的确定通风方法，即矿井主通风机的工作方法。煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。两种方法的比较：1) 抽出

15、式抽出式通风是主要通风机安装在回风井口，在抽出式通风机的作用下，整个矿井通风系统处于低于当地大气压的副压状态。抽出式优点：井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。抽出式缺点：当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时，抽出式会不小窑积存的有害气体抽到井下使有矿井效风量减少。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停止运转，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

16、力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。2) 压入式压入式通风是主要通风机安装在进风井口，作压入式工作，井下风流处于正压状态。 在低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高差起伏，无法在高山上设置扇风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下选用。优缺点：1.压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面；2.进风线路漏风大,管理困难；3.风阻大、风量调节困难；4.由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；5.通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌量增加。 因此，正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压状态，当主

17、要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单。由于该矿井采用上下山交替开采，抽出式与压入式相比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。因此本设计选用抽出式通风方法。三 采区通风方式的确定采区通风系统是矿井的基本组成部分，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方式以及采区通风设备的和通风构筑物的设置等基本内容。 一般可以采用两种方式：轨道上山进风，运输上山回风；运输上山进风，轨道上山回风。 这两种通风方式的比较：轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。轨道上山的绞车房易于通风，变

18、电所设在两上山之间，在回风处设调节风窗，利用两上山间风压差通风。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，可使风流的瓦斯和煤尘浓度增大，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。 因此，该矿上山开采采用轨道上山通风，下山开采采用轨道下山进风，同时上山部分采用轨道上山和运输上山同时回风，这样可以大大降低阻力。 四 采煤工作面通风方式的确定采煤工作面的通风方法视甲烷涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型

19、、E型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为广泛。根据矿井开采设计图纸，本矿井采用的就是U型通风方式，U型通风方式是指采煤工作面有二条巷道，一条为进风巷，一条为回风巷，上行通风时，其下顺槽为进风巷，上顺槽为回风巷，下行通风是则相反。U型通风系统优点是：布置方便，通风简单，工作面可采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，风流流动为上行方向，上、下顺槽布置于煤体中，漏风量小；瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快降低工作面瓦斯浓度。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。五 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定1 通风容易时期和通风困难时期的定义在矿井通风系统

20、总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。2 容易时期的采煤方案：开采第一水平采区上山最上边区段煤层的2个综采工作面和1个高档普采工作面，具体开采情况是：西翼两个工作面全部开采，即1个综采工作面和1个高档普采工作面；东翼开采1个综采工作面，另外一个高档普采面作为准备面。由任务书知：综采工作面、高档普采工作面在k1煤层时产量分别为1620吨/日 、1080吨/日,则采这三个工作面年产为：（2×1620+1080）×330=1425600吨=142.56万吨煤层煤的密度为：=m/v=1620/(150×6×0.6×2.4)=1

21、.25 区段平巷及区段煤柱宽15m，综采工作面区段平巷宽5m，普采工作面区段平巷宽3.5m，故可以算出采掘东、西两翼煤巷独立掘进头采煤量：（假设一年可以采掘出下一区段所有的煤巷独立掘进头）采掘东、西两翼煤巷独立掘进头采出煤的体积为：2×2×（1245×3.5×2.4+1255×5×2.4）=102072 采煤量为： m=×v=1.25×102072=127590吨=12.759万吨所以按照上述的采煤方案年产量为： 142.56+12.759=155.319万吨 此采煤方法符合“年产150万吨”的要求，故此采煤方法是

22、可行的。3 困难时期的采煤方案：开采第一水平采区下山最下边区段煤层的2个综采工作面和1个高档普采工作面，具体开采情况是：西翼两个工作面全部开采，即1个综采工作面和1个高档普采工作面；东翼开采1个综采工作面，另外一个高档普采面作为准备面。由任务书知：综采工作面、高档普采工作面在k1煤层时产量分别为1935吨/日 、1290吨/日,则采这三个工作面年产为：（2×1935+1290）×330=1702800吨=170.28万吨此采煤方法也符合“年产150万吨”的要求，虽然超产较大，但符合我国现在能源需求量大的现状，符合“高产高效”的能源方针，故此采煤方法也是可行的。4 矿井通风容

23、易和困难时期的通风系统立体图见附图3、4。六 通风网络 通风网络图分为容易时期和困难时期两部分，详见附图，图。七 各用风地点的供风量和矿井总用风量1 各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： ×K （61）式中：采煤工作面实际需要风量的总和， 掘进工作面实际需要风量的总和， 硐室实际需要风量的总和， 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风和， 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K=1.15-1.251） 采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采

24、煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。（1）按瓦斯涌出量计算： ， （62） 式中：第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀系数，它是各个采煤工作面瓦斯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，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.21.6；炮

25、采工作面可取=1.42。总进风量按二氧化碳涌出量的计算可参照瓦斯涌出量的计算方法。（2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表n的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： ， （63）式中：第i个采煤工作面风速， m/s第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算， 其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。 表6-1 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，采煤工作面风速，m/s<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.

26、0-2.5（3） 按人数计算实际需要风量（）； =4× , （64） 式中：第i个采煤工作面同时工作的最多人数， 人（4） 按风速进行验算：按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）； 15× ， （65）式中：第i个采煤工作面的平均面积，按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）； 240× ， （66）2）掘进工作面风量计算掘进工作面实际需要风量，由长期的工作经验可得：煤巷的实际需要风量为 380 岩巷的实际需要风量为 3003）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验

27、值所得火药库按经验值给定风量：大型爆破材料库为100150，中小型爆破材料库为 60100 ，采区绞车房及变电所为6080 。 结合本矿实际，取火药库实际风量为120,绞车房实际风量为80,变电所实际风量为80.2 各个时期各个用风地点需风量计算或根据经验确定部分：1） 通风容易时期：（开采煤层部分） 1 综采工作面（1）按瓦斯涌出量计算： =6.6×1620/(24×60)=7.425 取=1.4故 =100××=100×7.425×1.4=1039.5 （2） 按工作面温度计算： =7.8 取=2.0 m/s故 =60×

28、2×7.8=936 （3）按人数计算实际需要风量（）； =4×=4×40=160 取三者中的最大值： =1039.5 （4）按风速进行验算：按最低风速验算， 15× =15×7.8=117 1039.5117 即15× ，按最高风速验算，240× =240×7.8=1872 1039.51872 即240× ，符合要求，故综采工作面的需风量=1039.52 高档普采工作面 （1）按瓦斯涌出量计算： =6.6×1080/(24×60)=4.95 取=1.4故 =100×

29、5;=100×4.95×1.4=693 （2） 按工作面温度计算： =9.4 取=1.5m/s故 =60×1.5×9.4=846 （3）按人数计算实际需要风量（）； =4×=4×60=240 取三者中的最大值： =846 （4）按风速进行验算：按最低风速验算， 15× =15×9.4=141 846141 即15× ，按最高风速验算，240× =240×9.4=22568462256 即240× ，符合要求，故综采工作面的需风量=846 3 掘进工作面实际需要风量，由长期的工

30、作经验可得煤巷的实际需要风量为 380 4 各峒室需风量由经验：火药库实际风量为120,绞车房实际风量为80,变电所实际风量为80. 综上，考虑到矿井通风系数K，取K=1.15，通风容易时期各用风地点、东、西翼总风量以及矿井总风量如下： 综采工作面：=1039.5×1.15=1195.425 20 高档普采工作面：=846×1.15=972.916.2 准备工作面（高档普采）：0.5×=0.5×16.2=8.1 煤巷掘进头：=380×1.15=4377.3 绞车房：=80×1.15=921.5 变电所：=80×1.15=92

31、1.5 火药库：=120×1.15=1382.3 西翼所需总风量：=+2×+=20+16.2+2×7.3+1.5+1.5+2.3=56.1东翼所需总风量：=+0.5×+2×+=20+8.1+2×7.3+1.5+1.5+2.3=48矿井所需总风量： =+=56.1+48=104.1 2）通风困难时期：（开采煤层部分） 1 综采工作面（1）按瓦斯涌出量计算： =6.6×1935/(24×60)=8.86875 取=1.4故 =100××=100×8.86875×1.4=1241.

32、625 （2） 按工作面温度计算： =7.8 取=2.0 m/s故 =60×2×7.8=936 （3）按人数计算实际需要风量（）； =4×=4×40=160 取三者中的最大值： =1241.625 （4） 按风速进行验算：按最低风速验算， 15× =15×7.8=117 1241.625117 即15× ，按最高风速验算，240× =240×7.8=1872 1241.6251872 即240× ，符合要求，故综采工作面的需风量 =1241.625 2 高档普采工作面 （1）按瓦斯涌出量计算：

33、=6.6×1290/(24×60)=5.9125 取=1.4故 =100××=100×5.9125×1.4=827.75 （2） 按工作面温度计算： =9.4 取=1.5m/s故 =60×1.5×9.4=846 （3）按人数计算实际需要风量（）； =4×=4×60=240 取三者中的最大值： =846 （4） 按风速进行验算：按最低风速验算， 15× =15×9.4=141 846141 即15× ，按最高风速验算，240× =240×9.4=2

34、2568462256 即240× ，符合要求，故综采工作面的需风量=846 3 掘进工作面实际需要风量，由长期的工作经验可得煤巷的实际需要风量为 380 4 各峒室需风量由经验：火药库实际风量为120,绞车房实际风量为80,变电所实际风量为80. 综上，考虑到矿井通风系数K，取K=1.15，通风困难时期各用风地点、东、西翼总风量以及矿井总风量如下： 综采工作面：=1241.625×1.15=1427.87 23.8 高档普采工作面：=846×1.15=972.916.2 准备工作面（高档普采）：0.5×=0.5×16.2=8.1 煤巷掘进头：=

35、380×1.15=4377.3 绞车房：=80×1.15=921.5 变电所：=80×1.15=921.5 火药库：=120×1.15=1382.3 西翼所需总风量：=+2×+=23.8+16.2+2×7.3+1.5+1.5+2.3=59.9东翼所需总风量：=+0.5×+2×+=23.8+8.1+2×7.3+1.5+1.5+2.3=51.8矿井所需总风量： =+=56.1+48=111.7 八 计算矿井通风总阻力矿井通风总阻力的概念和计算原则）矿井总阻力的概念：矿井通风总阻力即风流有进风井口到出风口，沿一

36、条通路各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总合。矿井通风总阻力是选择矿井主要通风机机的重要依据之一，为了合理的选用矿井主要通风通风机，必须正确计算出矿井总阻力。）矿井总阻力的计算原则 1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa.(2) 矿井井巷的局部阻力，新建矿井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，计算总阻力是，应依其中最大的路线作为依据。 （4）应计算出容易时期和困难时期的最大阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易是工况合理。矿井摩擦阻力和总阻力的计算方法： 井下多数风流属于完全紊流状态，故 Pa

37、（）令， 或 若通过井巷的风量为Q(),则V=Q/s,代入上式，得： Pa（） 对于已定型的井巷，L、U和S等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的LU/项用符号来表示，即 ， 或 （3）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和L、U、S的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。 故 ， Pa (84) 上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为： hrmin1.2

38、hfrmin，Pa (85) hrmax1.15hfrmax，Pa (86)式中 1.15 困难时期的局部阻力系数； 1.2容易时期的局部阻力系数。 3矿井通风总阻力的计算在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。 通风容易时期的最大阻力路线：1235913151719 通风困难时期的最大阻力路线：122527293133353941434547 表 8-1 井巷特征参数编号井巷名称支护形式长度（m）断面（）周长（m）阻力系数×1041副井井筒混凝土53035.821.903422井底车场及主石门锚喷20014.210.4603井底运输大巷锚喷1250

39、12.813.6684采区下部车场锚喷12.813.6685轨道上山锚喷85010.112.088.26运输机上山锚喷8509.611.888.27综采区段进风平巷U型支架12409.612.92608综采区段回风平巷U型支架12459.612.91709液压支架工作面1507.8011.9533010高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架12459.612.926011高档普采面区段回风平巷钢轨支架12459.612.917012高档普采面液压支柱1509.411.033013高档普采备用进风平巷钢轨支架12609.612.045014区段平石门锚喷10010.2812.48515采区回风石门锚

40、喷10010.0812.48816风井混凝土31512.813.633.317总回风平巷锚喷9.6211.709518风峒混凝土）通风容易时期矿井总阻力计算： 表- 容易时期矿井摩擦总阻力网络编号R Q Pa121.3011×10(-2)104.1140.9977235.512×10(-2)53.4157.178353.228×10(-2)51.184.28986591.541×10(-2)49.637.9119131.798×10(-2)3522.025513150.921120368.4415174.294×10(-2)51.91

41、15.663617199.998×10(-3)53.428.5099摩擦总阻力955矿井总阻力为：h=1.2×=1.2×955=1146 Pa通风机风压： =380+150=530m 150+165=315m××g-××g-(-)×g×(+)/2 =530×1.28×9.8-315×1.2×9.8-(530-315)×9.8×(1.28+1.2)/2=331.24 Pa故 =h-+=1146-331+100=915 Pa通风机风量：=k×

42、;=1.1×56.1=61.7 （）式中：k漏风损失系数，风井不做提升用时取.；箕斗井兼作回风井时取.；回风井兼作升降人员时取.所以：R=/=915/61.7 2=0.24 等积孔为：A=1.1917×/=1.1917×61.7/9150.5=2.4 ）通风困难时期矿井总阻力计算： 表 - 容易困难矿井摩擦总阻力网络编号R Q Pa121.3011×10(-2)111.7162.3372255.733×10(-2)59.9205.725274.405×10(-3)54.913.27727294.058×10(-2)53.41

43、15.71629312.311×10(-2)51.962.24931331.798×10(-2)37.325.01533350.921123.8521.74835392.056×10(-2)37.328.60539412.647×10(-2)51.971.341434.647×10(-2)53.4132.51243454.705×10(-3)54.914.18145470.101759.9364.901摩擦总阻力1717矿井总阻力为：h=1.2×=1.15×1717=1975 Pa通风机风压： =380+150=5

44、30m 150+165=315m ××g+(-)×g×(+)/2-××g=315×1.2×9.8+(530-315)×9.8×(1.28+1.2)/2-530×1.28×9.8=165.62 Pa故 =h-+=1975+165.62+100=2241 Pa通风机风量： =k×=1.1×59.9=65.9 所以：R=/=2241/65.9 2=0.52 等积孔为：A=1.1917×/=1.1917×65.9/22410.5=1.66 通风

45、难易程度与等积孔的关系如下：表-通风难易程度与等积孔的关系表可知，在通风容易时期该矿为小阻力矿，在困难时期为中阻力矿注：1 在计算井巷风阻R时，若一段井巷内风量相同但不同部分的摩擦阻力系数不同，应分别计算各个部分的风阻R,然后累加求和求出该段井巷的总风阻R。 2 在采下山的煤层时，把运输上山和轨道上山并联起来用作回风巷，以减少通风阻力。九 通风设备的选型及通风费用的概算由前计算可知：通风容易时期的通风阻力与风量的关系为：= R×=0.24 （）风机需风量为： =k×=1.1×56.1=61.7 风机风压为：=915 Pa通风困难时期的通风阻力与风量的关系为： =

46、R×=0.52风机需风量为： =k×=1.1×59.9=65.9 风机风压为：=2241 Pa查找风机并选型根据上述条件及风机效率的要求可找到相宜的风机为 2K56NO.24风机（转速为n=750 r/min）通过阻力与风量的关系可以得到两个时期的通风机工作阻力曲线，如附图5所示：风量与阻力时期风量m3/s阻力Pa容易时期H=0.24Q2506007011768517341002400困难时期H=0.52Q2501300601872702548803328做出相应的阻力曲线后，可与风机不同角度的工作曲线相交得一系列交点，根据通风机选型方法可得通风机的工况点，方法如

47、下：通风管道或矿井的通风阻力与风流的平方成正比：h=R×。 风量越大，通风阻力越高。当通风机与通风管道或矿井相连时，通风机的个体风压曲线与管道或矿井的风阻特性曲线就有一交点，这个交点就叫做通风机的工况点。如图所示，a、a1和a2为管道或矿井的风阻由R变为R1和R2时，所对应的工况点。图-通风机工况点示意图由此方法得出容易时期得工况点为Q=61.7m3/s P=915Pa 风机叶片安装角度，困难时期得工况点为Q=65.9m3/s P=2241Pa 风机叶片安装角度。通风机的输出功率 单位时间内通过通风机的流量和通风机给予每1空气的全部能量之乘积，称为通风机的输出功率，由于通风机压力有通风机全压和通风机静压之分，所以通风机