矿井通风与安全课程设计(1)

1、.河南理工大学 能源学院矿井通风与安全课程设计课程设计题目：平煤八矿120万t新井通风设计小组成员：郭浩浩、高超、郭帅锋 班级：采矿工程2011-1班 指导教师：杜锋 日期：2014年6月.;目录前言1矿井通风设计概述21.1矿区概述及井田地质特征21.1.1矿区概述21.1.2 煤层地质概况21.1.3 井田范围2 1.1.4矿井生产任务21.1.5矿井开拓与开采2 1.2巷道布置与采煤方法21.2.1 带区巷道布置及生产系统21.2.2 采煤方法31.2.3回采巷道布置31.2.4部分井巷特征参数32矿井通风系统拟定42.1 矿井通风系统的基本要求42.2矿井通风方式的选择42.2.1现行

2、的矿井通风方式42.2.2矿井通风方式的选择62.2.3矿井通风方式技术和经济比较72.2.3.1技术比较72.2.3.2经济比较72.3矿井通风机工作方法的选择92.3.1自然通风92.3.2机械通风93采区通风113.1通风系统的整体要求113.2采区上山通风系统确定113.2.1输送机上山进风113.2.2轨道上山进风113.2.3 本矿井进风上山的选择113.3回采工作面通风方式113.3.1现行的回采工作面通风系统113.3.2 本矿井回采工作面的通风系统选择143.3.3上行风与下行风的对比分析144.1掘进工作面通风方式174.1.1压入式通风174.1.2抽出式通风174.1.

3、3混合式通风184.2 煤巷掘进工作面需风量194.2.1按压入式通风方式通风时194.2.2按瓦斯涌出量计算194.2.3按人数计算204.2.4炸药量计算204.2.5按风速进行验算205 矿井风量计算与分配215.1矿井总风量的计算215.1.1按井下同时工作的最多人数计算215.1.2按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量215.1.2.1综采工作面实际需风量计算215.1.2.2备用工作面需要风量计算235.1.2.3 掘进工作面需风量235.1.2.4硐室需风量计算235.1.2.5其他巷道所需风量计算235.1.2.6 Kt的确定235.2矿井风量分配245.2.1分配原则245

4、.2.2分配方法245.3风速验算256矿井通风阻力计算276.1矿井通风阻力计算原则276.2矿井通风容易时期和困难时期的确定276.2.1通风最容易时期276.2.2通风最困难时期286.3矿井通风阻力及等积孔的计算296.3.1通风容易时期306.3.2通风困难时期316.3.3通风难易程度判断327矿井通风设备选型337.1通风机选型基本原则337.2自然风压337.3选择主要通风机337.3.1主要通风机工作风压347.3.2主要通风机工作风量347.3.3矿井总风阻347.3.4主要通风机选择357.4电动机377.5矿井主要通风设备要求387.6通风附属装置及其安全技术387.6

5、.1通风附属装置387.6.2通风设备的安全技术要求398结论39 前言矿井通风设计是学完矿井通风课程后进行，是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力，为毕业设计打下基础。1、进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。2、培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全

6、部工作。 设计中要求严格遵守和认真贯彻煤炭工业设计政策、煤矿安全规程、煤矿工业矿井设计规范以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。1矿井通风设计概述1.1矿区概述及井田地质特征1.1.1矿区概述 平煤八矿位于平顶山矿区东部，北依焦赞山，南临程平路，东与许昌襄城县毗连，距市区十二公里,属平顶山卫东区管辖。井田东以沙河为界，西与十二矿相邻，南以各煤组露头为界，北部以该矿丁、戊、己煤层底板等高线为界。井内的气象参数按表1.1所列的平均值选取。表1.

7、1空气平均密度一览表季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.211.20夏1.201.19 1.1.2 煤层地质概况 单一煤层，倾角15，煤层厚4.27m，相对瓦斯涌出量为1.788m3/t,为低瓦斯矿井。该矿井采煤层属于自然发火煤层，各煤层均具有自燃发火危险性，自燃发火期为13个月。 1.1.3 井田范围 设计第一水平深度-550m，走向长度7010m，双翼开采，每翼长350m。 1.1.4、矿井生产任务 设计年产量为1.2Mt，矿井第一水平服务年限为55a。 1.1.5 矿井开拓与开采采用立井开拓，井筒置于工业场地之中。本矿井采用双立井-550m单水平上下山开采。单水平

8、开采本设计的开采水平设在井田中央的550米，集中大巷布置在550m水平开采范围-250850m。主立井采用箕斗提煤；副立井采用罐笼提升矸石，升降人员、设备、材料。为了均衡矿井初期和后期的生产运输量，缩短通风网路，决定将井筒的位置设于井田中央的位置，采用立井开拓方式开凿二个立井，即主井、副井。设计主要开拓大巷均布置于煤层底板岩层中，锚喷支护，考虑通风要求，适当加大断面。其断面均采用半圆拱型，大巷布置在各层煤下部的岩石中便于维护。矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中

9、。1.2巷道布置与采煤方法1.2.1 采区巷道布置及生产系统采区（一采区）倾斜长度为1628m，区段平巷采用单巷布置，在回采下区段时，采用留小煤柱的沿空掘巷。首采区工作面长度取215m，区段上平巷为4.5m，下平巷宽度为4.5m，区段小煤柱宽度约8m。根据八矿现场实测数据，工作面平均气温为22。开采首采区（一采区）时，采用沿空掘巷准备下一个工作面的回采巷道，为工作面接替做好准备。待首采区（一采区）全部采完后，第二个工作面已经准备出来，可以投入生产。依次类推。按照区段的顺序进行开采，开采顺序如下：一采区三采区五采区二采区四采区六采区。1.2.2 采煤方法主采煤层选用综采开采工艺，走向长壁全部垮落

10、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MXA-300/3.8D型双滚筒采煤，平均采高3.35m。前刮板输送机采用SGZ-830/630，后刮板输送机采用SGZ764/500。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。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。1.2.3回采巷道布置工作面回采巷道采用单巷布置；两平巷设计均为矩形断面，断面13.8m2采用沿空掘巷施工。采用1000 mm宽的胶带输送机运煤；无极绳绞车斜巷运料、运设备；辅助运输巷铺设轨道，通过设备车辆。 1.2.4部分井巷特征参数表1.2部分井巷特征参数巷道名称长度(m)

11、断面（m2）周长（m）副井井筒23.7517.27轨道大巷12.6813.48轨道上山16.4313.04区段运输平巷13.214.8工作面11.9116.04区段回风平巷13.214.8回风大巷15.4311.34回风井19.6315.722矿井通风系统拟定2.1 矿井通风系统的基本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。具体地说，要适应以下基本要求：1矿井至少要有两个同地面的安全出口；2进风井口要有利于防洪，不受粉尘有害气体的污染；3北方矿井，井口需装供暖设备；（本矿井即北方矿井，应安装供暖设备）4总回风巷要体现“专巷专用”的原则，不得作为运煤、运

12、料、行人通道；5工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6装有皮带机、箕斗的井筒不得作为主要进风井；7可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风，采取之间实现并联通风；8通风系统要为防瓦斯、火、尘、水、及高温创造条件；9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矿井通风方式的选择选择通风方案的考虑因素选择任何通风方式都需要符合投产较快、出煤较快、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：1.技术因素：煤层赋存条件、埋藏深度、井田特征、矿井瓦斯涌出及自然发火倾向等级。2.经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。2.2.1现行的矿井通风方式矿井通风方式根据回风井

13、的位置的不同，可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、采区式和混合式通风中选择，以下为各方案的示意图。方案一：中央并列式风井主副井都位于中央工业广场上，副井进风，风井回风，如图2.1。图2.1 中央并列式通风方式方案二：中央边界式进风井位于井田走向中央，回风井位于井田浅部边界走向的中央，如图2.2。图2.2 中央边界式通风方式方案三：两翼对角式进风井位于井田的中央，回风井设在井田两翼的上部边界，如图2.3。图2.3 两翼对角式通风方式方案四：分区对角通风方式每一个分区域内均设置进风井及回风井，构成独立的通风系统，见图2.4.1和2.4.2。图2.4.1 分区对角抽出式通风方式图2.4.2 分

14、区对角压入式通风方式方案五 混合式通风方式混合式是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。包括：中央分列与两翼对角混合式、中央并列与中央分列混合式等。图2.5 混合式通风方式2.2.2矿井通风方式的选择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，见表2.1.表2.1 通风方式比较通风方式优点缺点适用条件中央并列式初期投资较少，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱少，构成矿井通风系统的时间短风路较长，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，而且瓦斯、自然发火都不严重中央边界式通风阻力较小，内部漏风小，增加一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音

15、影响，从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。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、自然发火比较严重两翼对角式封路较短，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，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分区对角式通风线路短、几个分区域可以同时施工的优点外，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、精通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。混合式井田范围大、多煤层、多水平开采矿井，一般用于老矿井的改造及扩建2.2.3矿井通风方式技术和经济比

16、较2.2.3.1技术比较通过对矿井煤层进行初步分析，该矿井为低瓦斯矿井，开采煤层属于自燃发火煤层，各煤层均具有自燃发火危险性。井田东西走向长为7.01公里，南北倾斜宽约为3.36公里，煤层倾角平均为150度，煤厚平均4.27米。综合考虑各种通风方式的优缺点，结合本矿井煤层的实际情况，对比各种通风方式的适应条件，初步判断：中央边界式和两翼对角式相对于中央并列式、分区对角式、混合式通风有明显的技术优势，能满足该矿井的实际生产需要。下将进行经济对比，从中央边界式和两翼对角式中选取出最经济的通风方式。日产量 120*90%/300=0.36万吨=3600吨刀产量 247*0.6*3.5*1.4=726

17、.18吨日进刀数 3600/726.18=4.95刀5刀工作面日推进长度 5*0.6=3刀东一采区 一个工作面开采时间（1301+1076.6）/2）/3=396天 开采工作面数1523/247=6.176个 服务年限396*6/300=7.92年西一采区 一个工作面开采时间（1320+947.4）/2）/3=378天 开采工作面数1059/247=4.284个 服务年限378*4/300=5.04年东三采区 一个工作面开采时间（1533+1432）/2）/3=494天 开采工作面数1183/247=4.795个 服务年限494*5/300=8.23年西三采区 一个工作面开采时间（1532+1

18、700）/2）/3=539天 开采工作面数1160/247=4.75个 服务年限539*5/300=8.98年根据通风实际要求知，设计服务年限为25年的通风方式，故在25年内，可开采东一采区6个工作面、西一采区4个工作面、东三采区4个工作面、西三采区3个工作面。验算，（396*6+378*4+494*4+539*3）/300=25年，符合要求。2.2.3.2经济比较中央边界式和两翼对角式的经济比较主要从巷道开拓费用、巷道维护费用及通风设施购置费用等方面考虑。（备注：为了方便比较，减小比较的复杂程度，更加简明的进行经济比较，下述的经济对比中，巷道开拓及维护费用只比较两方案中不同（或多出）巷道，相

19、同巷道不再做经济比较。两翼对角式，回风大巷工程量：1300m,回风井工程量：280+330=610m；中央边界式，回风大巷工程量：1531+1409+137=3077m，回风井工程量：380m。(1)工程掘进费用比较表2.2井巷掘进费用方案项目两翼对角式中央边界式工程项目工程量（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13004000520307740001203.8回风井6101000061038010000380合计11301610.8(2)井巷维护费用比较表2.3井巷维护费用比较方案项目两翼对角式中央边界式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）

20、工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷13009011.730779027.693回风井6101207.323801204.56合计19.0232.253(3)通风设备购置费用中央边界式通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费按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。一套工作，一套备用，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。两翼对角式通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费按70万元计算，主要通风机房必须安装两套主要通风机及配套电机。一套工作，一套备

21、用，则共需要设备费用704=280万元。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380万元。表2.4 通风设备购置费用方案项目两翼对角式（万元）中央边界式（万元）通风设备费380250(4)通风总费用比较表2.5 通风总费用比较方案项目两翼对角式（万元）中央边界式（万元）井巷掘进费11301610.8井巷维护费19.0232.253通风设备费380250总费用1152.021893.053本矿井设计为120万吨矿井，同时为低瓦斯矿井，两翼对角式和中央边界式进行粗略的经济比较，中央边界式需要掘进回风大巷，掘进费用太多，且维护费用高，因此本矿井通风方

22、式选为两翼对角式通风。2.3矿井通风机工作方法的选择矿井通风方法是指产生通风动力的方法，有自然通风法和机械通风法。2.3.1自然通风利用自然因素产生的通风动力使空气在井下巷道内流动的通风方法叫做自然通风。2.3.2机械通风利用通风机运转产生通风动力使空气在井下巷道内流动的通风方法叫做机械通风。按通风机的工作方式将矿井通风系统分为抽出式、压入式和压抽混合式三种。表2.6 通风方式分类对比表通风方式适用条件及优缺点抽出式优点：井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高肯那个使采空区沼气涌出量减少，比价安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式比，不存在过度到下水平时期通风系

23、统和风量变化的因素缺点：当地面有小窖塌陷区井和采取沟通时，抽出式会不小窖积存的有害气体抽到井下使有效矿井风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高低起伏，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窖塌陷区的有窖气体压入到地面；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度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用动量增加。我国煤矿安全规程规定，矿井必须采用机械通风。由于风流与围岩的热交换作用使机械

24、通风的回风井中一年四季中气温变化不大，而地面进风井中气温则随季节变化，两者综合作用的结果，导致一年中自然风压随季节发生周期性的变化。所以自然通风不能代替机械通风，因为自然风压随季节发生周期性的变化，大小、方向都不稳定。该矿井为低瓦斯矿井，采用抽出式通风时，当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，可能使采空区瓦斯涌出量减少，有利于瓦斯管理，比较安全；该矿开采煤层属于自燃发火煤层，各煤层均具有自燃发火危险性，自燃发火期为13个月。采用抽出式通风时，外部漏风量少，通风管理比较简单；由于该煤矿每个采区存在不同的开采水平，与压入式通风相比，抽出式通风不存在向下水平过渡时期改变通风方法的困难。所以

25、，该矿井采用抽出式通风。3采区通风3.1通风系统的整体要求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，采区通风路线的连接形式，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，同时要满足全矿通风的特殊要求。采区通风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

26、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。3.2采区上山通风系统确定一个采区布置两条上山时，可用轨道上山进风、输送机上山回风；也可用输送机上山进风、轨道上山回风。3.2.1输送机上山进风采用输送机上山进风，轨道上山回风的通风系统，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，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。3.2.2轨道上山进风采用轨道上山进风、输送机上山回风的通风系统，虽能避免上述的缺点，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。3

27、.2.3 本矿井进风上山的选择该矿井为低瓦斯矿井，该矿开采煤层属于自燃发火煤层。虽然轨道上山进风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，风门数目较多但轨道上山进风不易引起煤尘飞扬，不易引起瓦斯积聚，进风流风流质量好，煤尘、瓦斯浓度低，风流温度低，有利于工作面的安全卫生条件。所以，该矿区采用轨道上山进风，输送机上山回风的通风方式。3.3回采工作面通风方式3.3.1现行的回采工作面通风系统长臂工作面在我国的应用最广，采用这种工作面的矿井产量占全国回踩总产量的85%以上。工作面的通风方式因瓦斯涌出量、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、Y型

28、、E型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为普遍。表3.1 工作面通风方式比较通风系统示意图优点缺点适用条件U型(1)对了解煤层赋存情况、掌握瓦斯、火灾的发生、发展规律较为有利；(2)由于巷道均维护在媒体中，因而巷道的漏风率较少。(1)煤炭自然威胁较大；(2)上隅角瓦斯浓度高。多适用于瓦斯涌出量不大、不易自然发火的煤层开采中。Y型(1)采空区的瓦斯，通过巷旁支护流入回风平巷，较好地解决了回采工作面上隅角的瓦斯超限之患；(2)工作面上、下端均处于进风流中，改善了作业环境；(3)实行沿空留巷，可提高采区回收率。需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。瓦斯涌出量大的工作面Z型(1)与前

29、进式U型相比，巷道的采掘工程量较少；(2)进、回风巷只需在一侧采空的条件下维护；(3)采区内进、回风巷的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改善通风。 需要边界准备专用回风上山，增加了巷道维护和掘进费用。W型(1)减少了巷道的开掘和维护费用。(2)风阻小，风量大，漏风量小，利于防火。(3)便于回收安装维修采煤设备。(4)当中间平巷进风且设运输机时，既保证了运输设备处于新鲜风流中，又保证了进、回风巷的总断面比较接近，故在近水平煤层的综采工作面中应用较广。在近水平煤层综采工作面中应用较广。E型（1）下平巷和下部工作面回风速度降低，故可抑制煤尘的产生。（2）与U型通风方式相比，可使上部工作面气温降低。（

30、1）采空区的空气流动相应发生了变化，迫使采空区的瓦斯较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常处于瓦斯超限状态。仅适用于低瓦斯矿井。U+L型(1) 可减少采煤工作面回风流中的瓦斯排放量和防止上隅角瓦斯超限；(2)尾巷不作回风用时可用于钻孔施工、铺设管路抽放瓦斯，还可用于下一邻近工作面的进风巷。适用于瓦斯涌出量大的采煤工作面。其他随煤层开采条件、开采技术、瓦斯赋存、自然发火倾向性的不同，还可采用X、H、双Z型等通风方式。这些通风方式是在实践中不断发展、丰富起来的。3.3.2 本矿井回采工作面的通风系统选择矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出5.596m3/min，相对涌出量1.788m3/t。该

31、矿开采煤层属于自燃发火煤层，各煤层均具有自燃发火危险性，自燃发火期为13个月。采用U型通风方式对了解煤层赋存情况、掌握瓦斯、火灾的发生、发展规律较为有利，且由于巷道均维护在媒体中，因而巷道的漏风率较少。虽然煤炭自然威胁较大，上隅角瓦斯浓度高，但根据八矿现场实测数据，工作面平均气温为22，且低瓦斯，所以煤炭自然和瓦斯浓度达到爆炸点的可能性不大。U型后退式通风方式多适用于瓦斯涌出量不大、不易自然发火的煤层开采中。U型通风方式布置方便，通风简单，U型后退式通风上下顺槽均维护在煤体中，漏风量小，瓦斯、煤炭自然方向与风流方向一直，有利于降低工作面瓦斯浓度。且U型后退式通风巷道开拓费用低。所以，该矿井采用

32、U型后退式通风方式。3.3.3上行风与下行风的对比分析图3.1 通风方式表3.2 工作面风向比较工作面 风向定义优点缺点上行风当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿工作面的倾斜方向由下向上流动，称上行通风。(1) 瓦斯比空气轻，有一定的上浮力，其自然流动的方向和上行风流的方向一致利于带走瓦斯，在正常风速(大于0.50.8m/s)下，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小。(2) 采用上行风时，工作面运输平巷中的运输设备位于新鲜风流中，安全性较好。(3) 工作面发生火灾时，采用上行风在起火地点发生瓦斯爆炸的可能性比下行风要小些。(4) 除浅矿井的夏季之外，采用上行风时，采区进

33、风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同，对通风有利。(1) 上行风流方向与运煤方向相反，易引起煤尘飞扬，使采煤工作面进风流及工作面风流中的煤尘浓度增大。(2) 煤炭运输过程中放出的瓦斯进入工作面，使进风流和工作面风流瓦斯浓度升高，影响了工作面卫生条件。(3) 采用上行凤时，进风风流流经的路线较长，且上行风比下行风工作面的气温要高些。下行风当采煤工作面进风巷道水平高于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿工作面的倾斜方向由上向下流动，称上行通风。(1) 采煤工作面及其进风流中的煤尘、瓦斯浓度相对较小些。(2) 采煤工作面及其进风流中的空气被加热的程度较小。(3) 下行风流方向与瓦斯自

34、然流向相反，不易出现瓦斯分层流动和局部积聚的现象。(1) 运输设备在回风巷道中运转，安全性较差。(2) 工作面一旦起火，产生的火风压和下行风工作面的机械风压作用方向相反，使工作面风量减少，瓦斯浓度升高，下行风在起火地点引起瓦斯爆炸的可能性比上行风要大些，灭火工作困难一些。(3) 除浅矿井的夏季之外，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相反，降低了矿井通风能力，而且一旦主要通风机停止运转，工作面的下行风流就有停风或反风(或逆转)的可能。综上所述，上行通风和下行通风各有利弊，尽管一般认为上行通风稍优于下行通风，但国内外有此矿井为了降低工作面温度减少工作面的瓦斯和煤尘浓度，采用下

35、行通风也取得了较好的效果。结合该矿井开采煤层属于自燃发火煤层，各煤层均具有自燃发火危险性，自燃发火期为13个月。工作面一旦起火，上行通风起火地点发生瓦斯爆炸的可能性比下行通风要小，且上行通风瓦斯流动的方向与风量方向一致，瓦斯分层流动和集聚的可能性小，故采区采用上行通风方式。4掘进通风局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计规则如下：(1) 矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；(2) 局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；(3) 尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；(4) 压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采用带

36、刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；(5) 当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。4.1掘进工作面通风方式矿井新建、扩建或生产时，都要掘进巷道，在掘进工程中，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出量的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘，以及创造良好的气候条件，必须对独头掘进工作面进行通风。掘进通风总的可以分为总风压通风法和局部动力通风法。出于掘进面通风必须做到风质好，风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部动力通风，采用局部通风机进行掘进的通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，局部通风机通风是由局部通风机和风筒组成一体进行通风，按其工作

37、方式分为：压入式通风，抽出式通风和混合式通风。4.1.1压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧，局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面，污风沿巷道排出。具体布置示意图如图4.1。图4.1 压入式通风4.1.2抽出式通风这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入，污风通过铁风筒由局部通风机排出，抽出式通风见图4.2。图4.2 抽出式通风4.1.3混合式通风混合式通风的布置如图4.3所示，其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度，抽出式风筒吸收风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关。压入式局部通风机可随工作面的

38、推进及时向前移动，与工作面距离保持在40-50米左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10米以上，同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度，一般为30米左右，混合式通风机见图4.3。图4.3 混合式通风由于混合式通风适用于大断面长距离的岩巷掘进通风的较好方式，由于采煤工作面属于普通断面，短距离岩巷掘进，因此本次设计只考虑压入式和抽出式两种方式。压入式通风与抽出式通风优缺点比较：（1）抽出式通风时，污浊风流必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜风流中，通过局部通风机的为新鲜风流，故安全性高。（2）抽出式通风有效吸程小，排出工作面炮烟的能力较差；压入式通

39、风风筒出口射流的有效射程达，排出工作面炮烟和瓦斯的能力强。（3）抽出式通风由于炮烟从风筒中排出，不污染巷道中的空气，故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出炮烟的时间长。（4）抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式通风可以使用柔性风筒。从以上比较可以看出，两种通风方式各有利弊，压入式通风安全可靠性较好，故在煤矿中得到广泛应用。为了保证掘进工作面的安全生产，本矿井设计采用压入式掘进通风。4.2 煤巷掘进工作面需风量各掘进工作面所需风量计算如下：4.2.1按压入式通风方式通风时 （4-1）式中：Qy采用压入式通风时，稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量，m

40、3/min；A为同时爆破的炸药量，Kg，最大为6.5Kg；S掘进巷道的净断面积，16 m3,；L从工作面至炮烟浓度稀释至安全浓度的距离，可用下式计算：L=400A/S，则L=4006.5/16=162.5(备注：此处的支护方式对巷道的开掘面积的影响较小，故此处开掘巷道净断面积取16m2)t掘进巷道的通风时间，一般取20-30min,取20min。m3/min4.2.2按瓦斯涌出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：Qb=qb*kb*(1-kg) （4-2）式中：Qb掘进工作面实际需风量，m3/min；qb掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量, 5.60

41、m3/min；Kb掘进工作面的瓦斯涌出量不均衡的风量系数，取1.5；Kg矿井瓦斯抽放率，根据经验，一般取60-80 %。根据规程规定:回采工作面瓦斯涌出量大于5 ，掘进工作面瓦斯涌出量大于3 时，仅靠通风排除瓦斯是不合理的，本矿井的掘进工作面的瓦斯涌出量为2.88 m3/min，未超过3 m3/min，在保证安全的前提之下，为了尽量减少工程量，按照规程规定，本矿井可以不进行瓦斯抽放。 掘进工作面需风量：5.601.5(1-0.8)=168 4.2.3按人数计算按每人每分钟所需风量和掘进工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （4-3）式中：4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；N该掘

42、进工作面同时工作的最多人数，取30人。故掘进工作面风量：4.2.4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。 （4-4）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6.5。由以上四中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：4.2.5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：式中S为煤巷掘进巷道断面积，13.2m2；Qmin=15*13.2=198m3/min Qmax=240*13.2=3168m3/min由风速验算可知，Q= 168 m3/min，不符合风速要求。根据配风经验取250 m3/min，经风

43、速验算符合要求。（2）按照煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量满足：式中S为岩巷掘进巷道断面积，15.43 m2；按照以上方法1、3、4（式中S取代为18m2）可以计算出岩巷掘进最大需风量为162.5m3/min，满足要求。5 矿井风量计算与分配5.1矿井总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点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的计算方法。生产矿井总风量按以下要求风别计算，并取其中的最大值。5.1.1按井下同时工作的最多人数计算井下工作人员呼吸所需风量：式中：N井下同时工作的最多人数；矿井通风系数，一般可取1.21.25本矿井井下同时作业的最多人数为400人

44、，矿井通风系数取1.20则：Q=44001.20=1920m3/min5.1.2按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和： （5-1）式中：采煤工作面和备用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，；除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，。Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素抽出式一般可取Kt=1.151.20，本矿井通风方法为中央并列式，因此取Kt=1.20；5.1.2.1综采工作面实际需风量计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定

45、分别计算，然后取其中最大值。（1）按瓦斯涌出量计算 Qai100*qkai，m3/min式中， Qai回采工作面实际需风量，m3/min； qs回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min； kai采面瓦斯涌出不均衡通风系数。qs=1.788*3600/（24*600）=4.47 m3/minQai=100*4.47*1.4=625.8 m3/min（2）按工作面温度选择适宜的风速进行计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合表5.1要求。表5.1 采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度/1818202023232626282830工作面风速/ms-10.30.80.

46、81.01.01.51.51.81.82.52.53.0配风调整系数/Kap0.901.001.0-1.11.1-1.251.25-1.41.4-1.6Qai60*Vai*Sai，m3/min式中， Qai回采工作面实际需风量，m3/min； Vai第i个采煤工作面风速，m/s； Sai第i个采煤工作面的平均断面积，m2。Qai60*1.3*11.91=928.98 m3/min（3）按工作面同时作业人数计算Qai4*N，m3/min式中，Qai回采工作面实际需风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，人;4以人数为计算单位的供风标准，m3/min；Qai4*40=160，m3/min（4

47、）按风速进行验算按最低风速0.25m/s： Qai=15* Sai，m3/min按最高风速4m/s： Qai=240* Sai，m3/min式中， Qai回采工作面实际需风量，m3/min； Sai第i个采煤工作面的平均断面积，m2。按最低风速0.25m/s： Qai=15* 11.91=178.65，m3/min按最高风速4m/s： Qai=240* 11.91=2858.4，m3/min在风速验算范围内对以上风量进行比较取最大值，最终综采工作面风量为928.98 m3/min，满足要求。5.1.2.2备用工作面需要风量计算备用工作面的需风量通常取与之产量相同的回采面风量的一半。因此，可得：

48、Qdi=928.98*50%=464.49 m3/min5.1.2.3 掘进工作面需风量由4.2的计算结果可得一个煤巷掘进工作面所需风量为250 m3/min，一个岩巷掘进工作面所需风量取162.5 m3/min。又本设计采区达产时，共有 2 煤巷，因此：掘进工作面需风量=250*2=500 m3/min5.1.2.4硐室需风量计算由于所给的矿井资料中，没有硐室的相应参数，无法进行计算，所以只能根据经验值计算需风量：（1） 井下火药库: 100 m3/min;（2） 绞车房: 80 m3/min;（3） 变电所: 中央100m3/min，采区80 m3/min;（4） 检修硐室：100 m3/

49、min;（5） 其它硐室：150 m3/min100+80+100+80+100+150= 610 m3/min5.1.2.5其他巷道所需风量计算其他巷道需风量主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风，按经验可取回采面、掘进头、硐室风量的5%,因此：928.98+2502+610)5 % = 101.95 m3/min5.1.2.6 Kt的确定Kt是矿井漏风系数，是反映井下通风构筑物及通风管理水平的一个综合性指标，矿井采用两翼对角式通风方式，由表5.2可查出Kt=1.15 。表5.2 矿井通风系数表通风方式Kt取值中央并列式1.201.25中央分列式或混合式1.151.20对角式或分区式通风1.1

50、01.15综上所述，按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算得矿井所需风量总和为：Q(Qai+Qbi+Qci+Qdi)Kwz，m3/min式中: Qai各回采工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min ； Qbi各掘进工作面所需风量之和； Qci各峒室所需风量之和； Qdi除上述各用风地点外，其它巷道所需风量之和； Kwz矿井风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素影响，矿井通风方式有关，一般可取1.151.25。对于中央并列式，1.25；中央分列式和混合式，1.2；对角式，1.15。Q(928.98+464.49+250*2+610+101.95)1.15 = 2996.2

51、3m3/min综合两种计算方法，取其最大值，所以，整个矿井总需风量为2996.23 m3/min。5.2矿井风量分配5.2.1分配原则（1）各用风地点风量按前述分配；（2）对于掘进工作面风量，一般根据巷道断面的大小，送风距离，煤岩巷三个因素并按所选局部通风机性能供风；（3）井下火药库、变电所、绞车房应单独供风；（4）分配的风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据规程要求不得超过规定限度；5.2.2分配方法根据矿井实际需要按照由里向外的原则进行配风，其中：逆风则将各用风地点风量值乘以1.15可得各用风地点实际风量；采煤工作面配风只需配计算的风量即可；上下平巷的风量需乘以1.15；顺风流而下，分风地点需加上其它风路风量分配给分风前的风路，直至确定风量。根据实际需要由里向外的原则配风，先定井下采掘工作面、火药库、硐室、等各用风地点的有效风量，再加上逆风流方向和各风路上的允许漏风量，得到矿井的总风量。 （1）采煤工作面，