薛湖矿通风系统设计

1、摘 要：本设计是根据河南省神火集团薛湖矿井的实际情况进行的矿井通风设计。设计的井田面积为平方公里，矿井年产120万吨，井田内二2煤层赋层较深，倾角较小，平均厚2.23m，地质结构简单，瓦斯涌出量相对较大，煤层无自然发火倾向，矿井涌水量较大。矿井采用单水平上、下山开拓，开采水平为-800m水平。首采区采用倾斜长壁采煤方法，其它采区均采用走向长壁采煤方法；综合机械化的回采工艺，主要对矿井开拓方式、准备方式、采煤方法以及通风系统进行了初步设计，并对通风生产系统进行了设备选型计算。对在设计过程中，尽量采用先进的技术和设备，提高矿井的机械化装备水平和生产效率。关键词：薛湖煤矿通风方式机械化 目 录1 前

2、言12 矿井概况与井田地质特征22.1 矿井概况22.1.1 地理位置及交通32.1.2 地形地貌及水系32.1.3 自然气象32.1.4 地震32.1.5 矿区开发概况32.2 井田地质特征32.2.1 地层3地质构造52.2.3 煤质62.2.4 水文地质72.2.5 开采技术条件93 井田开拓114采区通风设计114.1 采区通风设计114.1.1 采区通风系统的确定114.1.2 采煤工作面实际需要风量144.2 掘进工作面通风设计164.2.1 掘进通风方法164.2.2 掘进工作面所需风量174.2.3 掘进通风设备选择194.2.4 掘进通风技术管理和安全措施215矿井通风系统设

3、计215.1 矿井通风系统的选择215.1.1 选择矿井主要通风机的工作方法215.1.2 选择矿井通风方式215.2 风量计算及风量分配225.2.1 采煤工作面所需风量225.2.2 掘进工作面所需风量295.2.3 硐室实际需要风量295.2.4 矿井总风量计算315.2.5 风速验算325.3 全矿通风阻力计算335.3.1 计算原则335.3.2 计算方法355.4 主要通风机选型415.4.1 采区通风系统的基本要求445.4.2 选择电动机445.5 矿井反风措施465.5.1 矿井反风的意义465.5.2 反风方法及安全可靠性分析465.6 矿井通风评价465.6.1 矿井通风

4、费用475.6.2 矿井等级孔、总风阻475.6.3 矿井通风系统综合分析48结论50致谢51参考文献521 前言本次毕业设计是根据在神火集团薛湖煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井相关资料和图纸，并作了一些改动以后，对矿井所做的初步设计。通风系统优化毕业设计是通风安全专业（瓦斯防治方向）全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这三年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就

5、是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法、煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的通风系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者的知识水平有限，设计中难免有不当和错误之处，敬请审阅老师给予批评指正，以便在以后的工作学习中改进。2 矿井概况与井田地质特征2.1 矿井概况地理位置及交通薛湖矿井位于河南省永城市北部，属永城市管辖。地理坐标为东径116°17

6、30116°2830，北纬34°053034°1000。井田中心南距永城市23，西至商丘市75km，东至江苏徐州市80km，至安徽淮北市40km，分别与京九、陇海、津浦三条铁路干线有公路相连，北至陇海铁路砀山站38km，永城矿区自用铁路与京九、陇海铁路相连。连、霍高速公路从本区北缘通过，砀山永城公路从井田东部通过，井田内乡间公路纵横成网，交通便利。图2-1薛湖矿交通位置示意图地形地貌及水系(1) 地形地势本区位于淮河冲积平原北部，地势平坦开阔，总体为西北高，南东低。最高海拔标高+，最低+，一般+36+38m。(2)地表水系本区属淮河水系，地表水体不发育，主要河流为

7、王引河，流经勘探区东北部边界附近，最大流量为3/s，最高水位标高为+。其余均为季节性河流，雨季水位上涨，流量增大，旱季水量减少，甚至干涸无水。自然气象本区属半干旱半湿润季风型气候，年平均降水量，年最大降水量，年最小降水量为，降水多集中于7、8、9三个月。多年平均蒸发量为，蒸发量大于降水量。每年七、八月最热，一、二月最冷，最高气温为+ ，最低气温为，年平均气温+。夏季多东南风，冬季多北、西北风，多年平均风速/s，最大风速20m/s。冰冻期为每年11月初至翌年3月底，最大冻土深度为。地震永城市属郯城庐江地震带影响范围，地震烈度小于6。据有关记载，公元925年以来，永城市东部安徽省境内肖县、宿县一带

8、曾发生38次强烈地震。1668年山东郯城曾发生8.3级地震，永城市受到地震影响。根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001），本区位于地震烈度度区。矿区开发概况永夏矿区面积1150km2，其中含煤面积716km2，全区探明储量2556Mt，其中精查储量1476Mt。全矿区规划7对矿井，规划总能力10.05Mt/a，其中统配矿井4对（陈四楼、车集、城郊、新桥），地方矿井3对（葛店、新庄、刘河），薛湖矿井规划为接替矿井。本矿井供电电源双回路均来自距离矿井约41km已建成属神火集团管理的神火中心220kV变电站。 井田地质特征地层永夏煤田属华北地层区鲁西分区徐州小区，新生界松散沉积物覆盖全区

9、，为一掩盖型煤田。依据钻孔揭露，本井田发育地层自下而上分别为：中奥陶统马家沟组(O2m)、中、上石炭统本溪组(Cb)、太原组(C3t)、下二迭统山西组(P1sh)与下石盒子组(P1x)、上二迭统上石盒子组(P2S)、石千峰组(P2sh)及新近系(N)、第四系(Q)。地质构造本区位于区域构造永城复背斜北部仰起端、次一级构造聂奶庙背斜的北翼，总体构造形态呈一走向北西西的单斜构造，由于受东西向构造和北北东向构造的控制和影响，而使其构造形态局部复杂化。本区地层产状在西部为近南北向北西西向，向西倾斜；中部走向北西至87勘探线转为近东西向，向北倾斜，倾角在浅部为25°左右，深部一般为510

10、76;，沿走向及倾向均有小型起伏；62勘探线以东，受北北东向滦湖断层带影响，地层走向基本上为北50°东，并发育北北东向的背、向斜构造，其北端走向转为东西，向北倾斜。本区断裂构造较发育，主要发育北北东向、北东向和近东西向三组断层，均为高角度正断层，东部以北北东向断层为主；中部发育北东向和近东西向断层；西部以近东西向为主。大断层主要分布于井田东、西边缘的两侧，呈相互平行状展布，形成阶梯状或地垒、地堑状组合的特点，构成本区边界。本区发育的主要褶曲有5个，即北西向的聂奶庙背斜、薛湖向斜，近南北向的侯寺向斜和北北东向的张营背斜、徐营背斜。本区局部发育岩浆岩，主要分布在井田东部66勘探线以东及西

11、部87勘探线以西，岩浆岩侵入主采二2煤岩浆岩范围较大，可采煤层被吞蚀或部分吞蚀，残留部分也往往大部变质成不可采的天然焦。煤质一、 煤质(1) 煤的物理性质本区主采二2煤层为黑灰黑色，少量钢灰色，似金属光泽，均一状条带状结构，性脆，具贝壳状及参差状断口，层状构造，裂隙较发育，大都有松散易碎的碎裂煤及粉粒煤。主采二2煤层不同煤类无烟煤、贫煤、天然胶t/m3、1.44 t/m3 t/m3。(2) 煤岩特征宏观煤岩特征：主采二2煤是以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带，属光亮半亮型煤，该煤的顶部普遍发育一层0.50.7m左右的光亮型、质地坚硬的块状煤，中部和下部多为粉粒煤。显微煤岩特征：镜下鉴定，本区各煤层的

12、有机组分均以镜质组为主，半镜质组、惰质组次之。(3) 煤的化学性质1) 水分（Mad）各可采煤层原煤平均分析基水分为：二2煤贫煤0.511.77%,平均1.01%；无烟煤0.564.02%，平均1.54%。天然焦0.433.23%，平均1.39%。2) 灰分（Ad）各可采煤层原煤平均干燥基灰分为：二2煤贫煤9.7929.21%，平均16.91%；无烟煤9.2817.42%，平均14.39%，属低中灰煤。天然焦15.7236.67%，平均24.61%。3) 全硫（S）各可采煤层全硫平均含量一般均小于1.0%，多在0.40.6%之间。二2煤贫煤0.281.14%，平均0.36%；无烟煤0.280.

13、67%，平均0.49%，属特低硫煤。天然焦0.322.28%，平均1.02%。4) 挥发分（Vdaf）原煤挥发分其变化与煤中矿物质含量变化密切相关。二2煤无烟煤浮煤挥发分平均8.51%，贫煤11.63%。天然焦浮煤挥发分平均8.5%。(4) 煤的工艺性能1) 元素分析各煤层原煤干燥无灰基碳的含量89.4393.52%，含量较稳定，氮的含量为1.01.4%，氧、硫之和含量23%。2) 发热量（Qnet.v.d）二2贫煤原煤发热量27.5429.68MJ/Kg，平均28.47 MJ/Kg；无烟煤原煤发热量28.7629.43MJ/Kg，平均29.10MJ/Kg。天然焦原煤发热量一般为18.1426

14、.34MJ/Kg，平均22.70MJ/Kg。3) 简易可选性二2煤层进行不同级别的简易筛分及浮沉试验，筛分结果二2煤具有一定的块煤率。原浮沉试验，采用中煤含量法，用1.5比重级，进行简易筛分及浮沉试验，二2煤可选性评价结果，属中等可选极难选煤 水文地质(1) 水文地质边界条件薛湖井田位于永城复背斜西翼北段，处在区域径流区带。F112正断层落差 90m，切割聂奶庙背斜轴部，使区外东部背斜轴部相对富水区的奥陶系地层与区内煤系地层对接，应为勘探区的供水边界；西部为太原组灰岩深埋区，灰岩顶面埋深在1000m以下，岩溶发育程度随深度减弱，地下水径流迟缓，但考虑到灰岩顶面1000m深度距离首采区较远，可视

15、为无限边界；北部亦为太原组灰岩深埋区，灰岩顶面埋深在1000m以下，相对较封闭，可作为相对隔水边界。南部为聂奶庙背斜轴部的灰岩隐伏露头区，但新生界隔水层的覆盖，客观上削弱了上部灰岩含水层的富水程度，因此为无限边界。(2) 地表水文特征井田内无常年流水河流，王引河在勘探区东北边界穿过，1956年实测最大流量3/s，最高水位标高，平时水量较小。位于勘探区中、西部的白河、韩沟两条暂时性水流，自北向南注入沱河，旱季经常干枯无水。地表水体距离煤层垂直距离一般大于400500m，并且有巨厚新生界阻隔，因此地表水对煤层开采无影响。(3) 主要含水层区内含水层自上而下划分为：新生界含水层（组）；基岩风化带含水

16、层；二叠系下石盒子组、山西组砂岩含水层；石炭系太原组上段灰岩含水层；石炭系太原组下段灰岩含水层；奥陶系灰岩含水层，共计六个含水层。(4) 主要隔水层特征1) 新生界隔水层新生界新近系上部与下部隔水层：新近系上部厚度3050m，下部50100m，岩性以粘土为主，分别为第四系与新近系上部含水层（组）、新近系下部第二段含水层与第一段含水层之间的良好隔水层。新近系下部粘土、亚粘土及底部俗称“钙质层”的隔水层虽然全区发育，但是在92线，8082线，7270线浅部及7774线中深部附近隔水层减薄或尖灭，基岩风化带与砂层直接接触，砂层厚度1030m，单位涌水量0.135 L/s·m，渗透系数/d，

17、富水性中等，盖层底部松散孔隙水将可能与基岩含水层之间产生水力联系，成为矿井开采浅部煤层的水源。2) 下石盒子组和山西组隔水层下石盒子组和山西组的含水层之间普遍发育三层隔水层，上石盒子组底部K5砂岩至三22煤顶板层段，二2煤顶板砂岩以上至三煤组底板层段，由砂质泥岩、粉砂岩及薄层砂岩互层组成，厚度分别为30m，5070m，隔水性能良好，已经为邻近生产矿井证实为区域性赋存稳定的隔水层。3) 二2煤底板隔水层太原组顶部第一层灰岩至二2煤底板，主要由泥岩和粉砂岩、细砂岩组成，总厚度23.1661.89m，平均厚度，该层分布连续、稳定，正常情况下，为良好的隔水层。底板砂岩含水层与岩溶裂隙含水层之间没有水力

18、联系4) 太原组中段隔水层L8与L2灰岩之间，隔水层厚度间距6777m，岩性主要由砂质泥岩、中粒砂岩、薄层灰岩组成，赋存稳定,分布连续，能有效阻隔太原组上下段灰岩含水层的水力联系。5) 本溪组隔水层隔水层厚度15.7024.02m，平均厚度，该层分布稳定、连续，隔水性较好，正常情况可阻止奥陶系含水层水与上部的水力联系。(5) 断层水文地质特征区内断层多为高角度正断层，断层破碎带厚度不大，一般在10m以下，其组成物主要为砂质泥岩、粉砂岩、砂岩及煤屑。钻孔简易水文地质观测无发现断层带的漏、涌水现象。7708孔太原组上段灰岩与F121断层带混合抽水，单位涌水量q6L/s·m，邻区断层带抽水

19、，单位涌水量0.0020.00437 L /s·m，富水性较弱，断层带渗透性能差。本区落差大于30m的断层是底板直接充水含水层向主要可采煤层二2煤层充水的主要通道，从钻孔揭露的情况看太原组上段灰岩含水层岩溶裂隙不发育，但从区域生产矿井突水情况看，断层带及影响带的富水性较强，因此，本区断层突水对矿井生产的威胁（尤其在浅部）应引起注意。井田的富水区分布特征：瞬变电磁勘查，奥陶系、太原组上、下段灰岩和二2煤顶板砂岩富水区受北东向构造控制明显；断层的转折部位，尤其是受北东向改造影响的转折部位和断层的交汇、尖灭处为相对富水区。(6) 矿井充水因素分析临近生产矿井资料：矿井水主要由顶、底板砂岩水

20、和底板灰岩水构成；断层影响的太原组灰岩水对矿井影响较大；直接影响最大与正常矿井涌水量变化范围取值的是底板太原组灰岩水量的变化。开采二煤组其顶板直接充水含水层为砂岩裂隙承压水，水量微弱，补给条件差，一般不会对矿井形成较大危害。二2煤底板直接充水含水层太原组上段灰岩岩溶不发育，富水性弱，单位涌水量q</s·m，二2煤层底板隔水层,厚度23.1661.89m,平均，隔水性良好，一般可阻止底板水的进入。井田南部灰岩隐伏露头地带为混合型岩溶裂隙承压水汇集带，虽然有新生界隔水层覆盖，但未来矿井大降深疏排水时，仍会回补矿井，成为二2煤层浅部的主要补给来源。区内构造西部简单、东部受北东向构造控

21、制相对复杂，未来矿床充水的因素主要是断层，是今后矿井开采重点关注的地方。(7) 矿床水文地质勘探类型本区水文地质勘探类型：二2煤层为第三类第二亚类第二型，即以底板岩溶裂隙充水为主的中等矿床。(8) 矿井涌水量勘探报告根据生产的陈四楼矿井资料，采用比拟法和稳定流解析法分别计算矿井涌水量，推荐矿井涌水量为3/h，最大矿井涌水量为3/h。开采技术条件(1) 煤层顶底板岩性二2煤直接顶板以砂质泥岩粉砂岩为主，细粒、中粒砂岩顶板次之，厚度一般510m。老顶为细粒、中粒砂岩，厚度2.3519.7m。直接底板主要为砂质泥岩、粉砂岩，厚度0.7632.73m，一般1.1812.71m，岩石致密分布连续稳定。三

22、3煤顶底板均多粉砂岩和砂质泥岩；三22煤直接顶底板大多为砂质泥岩、泥岩。井田内大部分区段二2煤顶板岩石力学强度较高，完整性较好，属易于管理的顶、底板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片帮，需在采掘生产中加以注意。(2) 瓦斯区内生产矿井多为低瓦斯矿井。据本区二2煤层瓦斯成分分析，煤层底板-600m以浅地带，沼气成分最高占70%，一般小于20%，个别点氮气达60%，二氧化碳20%，甲烷含量在5ml/g以下，属瓦斯风化带；-600m以深地带沼气成分占8095%之间，甲烷含量在5 ml/g以上。瓦斯风化带内瓦斯含量一般在1.764.46ml/g之间；进入沼气带，

23、沼气含量则有所增加，煤层底板-600-800m瓦斯含量6.1517.59 ml/g；800m以深最高达19 ml/g（714孔，孔深）。矿井初期开采井田东翼-600-800m标高，预测为高瓦斯矿井，按煤与瓦斯突出矿井进行设计。(3) 煤尘区内各煤层多数为粉粒状煤，开采时易产生大量的煤尘，钻孔煤样煤尘爆炸性试验，三3、三22、二2煤煤尘爆炸指数均大于10%，各可采煤层煤尘均有爆炸性。(4) 煤的自燃本区煤样测试结果，还原样着火点与氧化样着火点（T0）均小于25，各煤层均应属不易自燃煤。(5) 地温参考我国东部地区一些资料，估算恒温带的深度为25m，恒温带温度。地温梯度为2.22.79/hm，低于

24、3/hm，故本区属地温正常区。井田内二2 煤底板埋深3401037m，底板温度2543，存在、级高温区。正常地温区基本上在94勘探线以东二2煤层底板-550m水平以浅，占井田面积的15.57%；级高温区主要分布在94线以东二2煤层底板-550-850m水平之间，占井田面积41.22%。基本上先期开采地段和首采区均在级高温区内。734、7288两孔之间存在地温偏低现象；级高温区主要分布在二2煤层底板-850m水平以深的范围，占井田面积43.20%。井田开拓及矿井储量该井田为全隐蔽式煤田，煤系地层被巨厚的新生界松散沉积层所覆盖，煤层埋藏深，新生界松散沉积层含水丰富，故采用立井开拓方式。立井开拓的适

25、应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下： (1)能通过复杂的地质条件，提升能力大机械化程度高，易于自动控制。 (2)井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大，通风条件好，管线短，人员升降速度快。影响设计矿井开拓的主要因素： (1)该矿井井田形状不规则，煤层赋存情况从平面上看，基本是一扇形月牙状；井田东西长16km，南北宽2.8。 (2)井田地质条件中等，主采二2煤层层位稳定，结构简单，煤质较好；但煤层瓦斯含量较高，预测为高瓦斯矿井。 (3) 薛湖煤矿主采二2煤层厚度平均，煤层倾角为520

26、°。 (4) 矿井涌水量为 m3/h。本矿采用立井单水平开拓方式，主副井筒均位于井田中央。矿井储量为187Mt，设计储量171Mt，可采储量123Mt。3 矿井通风系统设计的可行性论证矿井通风系统优化背景矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析4 矿井通风系统设计4.1 采区通风设计4采区通风系统的确定(1) 采区通风系统的基本要求在一般情况下，一个矿井总是同时有几个采区进行回采和准备。从通风的角度来看，每一个釆区就是矿井通风系统中的一个独立的通风区域，它们各自与矿井的主要进风巷和回风巷相连通，是矿井通风系统的主要组成单元，是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进风、回风和工作面进、

27、回风巷道组成的风路的连接形式及采区内的风流控制设施。采区通风系统主要取决于采煤系统(采煤方法)，但又能在定程度上影响着采区的巷道布置系统。其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。完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向，风量和风质，采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此，采区通风系统应满足下列基本要求：1) 每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。煤层群或分层开采的每个上、下山采区，采用联合布置时，都必须至少设置一条专门的回风巷。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山

28、或盘区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。2) 保证风流流动的稳定性，采区逆风系统中应尽量避免或减少角联通风。3) 通风系统力求简单，以便在发生事故时易于控制风流和撤走人员。4) 采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。有特殊困难必须串联通风时应符合规程有关规定。5) 煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，并须遵守下列规定：采煤工作面的风速，不得低于lm/s；机电设备设在回风巷时，其风流中瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测报警断电装置；进、回风巷中，都必须设置消防供水管路。有煤与瓦斯(二氧化碳)突出的采煤工作面严禁采用下行通风。6) 采

29、煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。水采工作面由采空区和冒落区回风时，必须使水采工作面有足够的新鲜风流，保证水采工作面及其回风巷的风流中的瓦斯和CO2浓度都必须符合规程规定。7) 采空区须及时封闭。随着回采工作面的推进，通至采空区的风眼须逐一封闭，采区结束后，至多不超过一个月，必须设密闭全部封闭采区。8) 机电硐室须设在进风流中。硐室深度不超过6m，入门宽度不小于者，可用扩散通风。个别机电硐室经矿总工程帅批准，可设在回风流中，但其中瓦斯浓度不得超过0.5%，并应安装瓦斯自动检测报警断电装置。9) 改变采区通风系统时，应报矿总工程师批准。掘进巷道与其它巷道贯通前，通风部门

30、必须做好调整通风系统的准备工作，贯通后须立即调整系统，防止瓦斯积聚，待风流稳定后，才可恢复工作。10) 采掘工作面空气温度不得超过26°C；机电硐室不得超过30°C。(2) 采区进、回风上山的选择对于薄及中厚的缓倾斜煤层，我国广泛采用走向长壁采煤法。厚煤层则多采用倾斜分层走向长壁采煤法或放顶煤开采，开掘采区下、下山联络回风大巷及运输大巷。从生产角度出发，采区至少有两条上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两条上山即为采区内的进、回风巷道。可以采用运输上山作进风道，轨道上山作回风道；也可以采用轨道上山作进风道，回风上山作回风道。有些大型矿井采区走向比较长，当采区生产能力大、

31、产量集中、瓦斯涌出量大时可以采用三条上山。除上面两条上山外，有一条专门的回风上山，供通风、行人之用。这样按标高布置这三条上山成为“品”字形巷道布置，专用回风上山(巷)在上面，并且在其他两条上山的中间，运输上山和轨道上山均为进风巷道，主要是靠专用回风上山(巷)回风。轨道上山进风、运输上山回风的主要优点是：1) 轨道上山的采区下部车场可以直接和阶段运输大巷相连通，不必在该处设置风门。从而，避免了因运料列车通过该处，导致风门漏风。2) 在运输上山的运煤过程中，煤流将释放瓦斯并产风煤尘，运煤设备将释放热量。然而，轨道上山进风，可使新鲜风流免受瓦斯、煤尘的污染，有利于保证较优的风质。3) 轨道上山发生火

32、灾事故的机率较低，且可避免运输上山发生火灾事故时，有害气体侵入采、掘作业地点，而造成的严重危害。轨道上山进风方式的主要不足是：1) 区段运输巷不宜直接和运输上山相联通。在该联接处，既需保证运煤的方便和畅通，又需设置风门、防止新鲜风流直接由运输上山排入总回风巷形成短路。显然，在该处设置的风门常存在确较大的漏风。2) 轨道上山的上部车场和区段回风巷不能直接相通也需有风门。从而，引起了运料串车通过该处风门时的漏风。3) 当运输上山采用多台运输机串联运输时，其上部运输机的动力设备系设在不能确保新鲜风流的地点，这是规程所不允许的。当煤层倾角大于2123°时，运煤上山采用溜槽自溜运煤方式时，运煤

33、过程中产生的煤尘很大，为保证风质，一般不宜采用运输上山进风方式。如煤层倾角大于1517°，运煤上山无法使用皮布运输机而只好风用多台链板运输机时，为避免在回风巷道中，布置运输机的机电设备，一般多宜采用运输上山进风方式。当煤层倾角小于1517°，运煤上山中只需安设一台皮带运输机时，则视运料（运矸）工作量的大小和来料地点而异。一般由运输水平来料且运输量较大时，宜采用轨道上山进风方式。由回风水平来料或(运料(矸)工作量较少时，则宜采用运输上山进风方式。以上两种采区通风方式均在我国广泛采用。结合本矿条件，瓦斯涌出量大，设计首采区采用倾斜长壁采煤法，不设采区上山，并且开采水平大巷走向长

34、度相对较长，故采用运输巷和轨道巷进风，专用回风巷回风。(3) 回采工作面的通风系统结合本矿情况，经过综合比较，工作面采用U型通风，采煤工作面风流流动形式是上行通风。如下图：图6-1 采煤工作面通风方式图4采煤工作面实际需要风量采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算，即：式中：综采工作面所需要的风量，；般机采工作面所需要的风量，；炮采工作面所需要的风量，；其它开采工作面所需风量，；备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，；n各种开采法工作面的个数。本设计两个工作面开采，即一个综采工作面和一个炮采工作面，所以上式可简化为：采煤工作面的实际需风量应该按下列因素分别计算，取

35、其最大值。(1) 根据瓦斯涌出量计算：薛湖煤矿二2煤m3/tm3/min。二2煤炮采工作面m3/tm3/min。按瓦斯涌出量计算：Q采100×q瓦采×K采通，m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/minK采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采取Q综采=100××1.4=1705 m3/minQ炮采=100××1.6=606 m3/min(2) 按工作面温度计算Q采60×Vc×Sc×Ki，m3/min式中：Vc采煤工作面风速，当机采长

36、壁工作面稳定在2326之间时，工作面风速应在1.51.8m/s之间。取；Sc采煤工作面的平均断面积，2；Kc工作面长度系数，取；Q采60××1×1506m3/min(3) 按人数计算实际需风量：Q采4×N，m3/min式中：N工作面同时工作的最多人数，取55人Q采4×55220m3/min(4) 按风速进行验算：60××S采Q采60×4×S采式中S采采煤工作面的平均断面积，综采工作面2；炮采工作面10m2。综采工作面：Q采2952炮采工作面：150Q采2400根据以上计算，设计综采工作需风量为1705m3

37、/min，炮采工作面需风量为606 m3/min。则：=1705+606=2311m3/min4.2掘进工作面通风设计4.掘进通风方法掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，按期工作方式又可分为：(1) 压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧，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。工作面爆破后，烟尘充满迎头形成一个炮眼抛掷区，风流由风筒射出后按紊动射流的特性使炮烟被卷吸到射出的风流中，二者参混共同向前移动，其流速在轴流方向逐渐

38、减小，到一定距离后反响往巷道口方向运动，为了有效的排出炮烟，风筒出口与工作面的距离不能超过有效射程，否则会出现烟流停滞区。(2) 抽出式通风局部通风机安装在离掘进巷道口10m以外的回风侧，新鲜风流沿巷道流入，污风通过风筒由局部通风机抽出。(3) 混合式通风它是由压入式和抽出式联合工作，可分为长压短抽方式和长抽短压方式适用于大断面长距离的岩、半煤岩和煤巷掘进。上述方式各有利弊，如压入式通风，由于局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，在瓦斯矿井运转安全，风筒出口风速和有效射程较大，排烟能强，工作面通风时间短以及可采用柔性风筒故为井下广泛采用。鉴于本矿井为高瓦斯矿井，局部通风机和启动装置应置于新鲜风

39、流中，因此应采用压入式通风方法。4.2.2 掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量：根据规程规定：高瓦斯矿井必须采用局部通风措施。高瓦斯矿井掘进通风量计算可用下式： Q掘100×q瓦掘×K掘通，m3/min 式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，经计算为3/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.8；Q掘100××1.8232 m3/min当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。4掘进通风设备选择(1) 风筒的选择掘

40、进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，因此可选用直径为600的胶布风筒。风筒特性如表4-1。表4-1 风筒特性表风筒类别风筒直径接头方式百米风阻Ns2/m8备注胶布风筒600双反边30m一节(2) 风筒漏风正常情况下，金属和透气性极小的塑料风筒的漏气主要是发生在接头处，胶皮风筒不仅接头而且全长的壁面和针眼都有漏风，所以风筒漏风量属连续的均匀的漏风。漏风使风筒和局部通风机连接端的风量Qf与风筒靠近工作面的风量Qh不等。因此应按始末端风量的几何平均值作为通过风筒的风量Q即：

41、m3/min显然Qf与Qh之差是风筒的漏风量Ql，它与风筒种类，接头数目，方法和质量以及风筒直径 ，风压有关，但更主要的是与风筒的维护和管理密切相关。反应风筒漏风程度的指标参数有三：1) 风筒漏风率风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数：2) 风筒有效风量掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数：3) 风筒漏风备用系数风筒有效风量率的倒数：柔性风筒的pq值可用下式计算：=1.176 式中：n接头数； Lei一个接头的漏风率，插接时取0.010.02；反边连接时取0.005。(3) 局部通风机的选择1) 确定局部通风机的工作参数局部通风机工作风量Qf根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，

42、用下式计算局部通风机的工作风量。=1.176×232=273m3/min =5 m3/s局部通风机的工作风压hf局部通风机风压用于克服风筒的通风阻力，由于风筒漏风，计算风筒通风阻力时，应按通风方式不同选用不同方法。压入式通风时，设风筒出口动压损失为hv，则局部通风机的全压Ht为：=158.8××××2÷=pa式中：Rf压入式风筒的总风阻。局部通风机选型：根据需要的Qf、Ht、Hs值在各类局部通风机特性曲线上，选用型号为的局部通风机。表4-2 局部通风机技术特征主要技术特征单位风机外径mm600风量m3/min330570风压pa150

43、03000电机功率KW22转速r.min-1660动轮直径m额定电流A起动电流A电机效率%88功率因数5 矿井通风系统5.1 矿井通风系统的选择本矿井服务年限达到年，分前后期设计，本设计只对前期东翼做详细设计，后期西翼暂不考虑。5选择矿井主要通风机的工作方法(1) 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止运转时，井下的风流压力提高，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，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。(2) 采用压入式通风时，须使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。(

44、3) 在地面小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，总进风量和工作面有效风量都会减少；压入式通风则能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面。(4) 在地面小窑塌陷区严重，开采第一水平和低沼气矿井的条件下，采用压入式通风是较合适的，深水平时再过渡到抽出式通风。结合本矿井情况，采用抽出式通风。5选择矿井通风方式(1) 选择通风方式主要考虑因素1) 自然因素：煤层赋存状态、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、煤层爆炸性、煤层自然发火性、矿井地质条件、井田尺寸及年生产能力等。2) 经济因素：井巷工程量、通风运营费、

45、设备运转、维修和管理条件等。另外根据开采技术条件，要考虑灌浆，注水以及瓦斯抽放等要求。(2) 通风方式的技术比较1) 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(井田走向长度小于4km)，而且瓦斯、自然发火都不严重的矿井，采用中央并列式是较合理的。2) 中央分列式的适用条件煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井，采用中央分列式是较合理的。它与中央并列式相比，安全性要好，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较有利的，且工业广场没有主要通风机噪音的影响。3) 两翼对角式的适用条件煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，

46、瓦斯和自然发火严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。4) 分区对角式的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巷，在此条件下开掘第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。5) 混合式的适用条件井型大、走向长，为了缩短基建时间，在初期采用中央式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界附近时，再建立对角式通风系统。结合本矿井情况，经过综合对比，本矿井通风方式采用混合式，即初期矿井投产时一个采区，一个综采工作面，投产时为中央并列式通风系统，即副井进风，中央风井回风；矿井达产时，再增加一个炮采工作面，通风方式为混合式，即主井、副井进风，中央风井和东风井回风。5.2风量计算

47、及风量分配5采煤工作面所需风量由上章计算结果可得：综采煤工作面的需风量为1705m3/min，m3/s；炮采工作面的需风量为606m3/minm3/s。5掘进工作面所需风量由上章计算可知单个掘进工作面的需风量为232m3/min。则据此可取：岩巷掘进工作需风量为232m3/min，煤巷掘进工作面的需风量为岩巷的80即232×0.8=186m3/min。掘进工作面所需总风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算，即：式中：Q煤掘每个煤巷掘进工作面所需要的风量，m3/min；取Q岩掘每个岩石掘进工作面所需要的风量，m3/min；n需独立通风的煤巷、岩巷数；K掘备掘进

48、工作面备用系数，一般取。(1) 投产时掘进工作面风量计算：矿井投产时，中央风井回风，井下布置一个综采工作面，两个煤巷掘进头、两个岩巷掘进头，即：=（2×186+2×232）×1.2=1003m3/min(2) 达产时掘进工作面风量计算：当东风井和主、副井贯通后，在东23采区再布置一个炮采工作面，三个煤巷掘进头，一个岩巷掘进头，即：=（3×186+1×232）×1.2=948m3/min5硐室实际需要风量硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即式中：Q火火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火(m3/

49、min)；V包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m3 )或按经验值给定风量，大型火药库供风100150m3 /min；中小型火药库供风60100m3/min；Q充充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100200m3/min；Q机大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即：Wi机电硐室中运转的机电总功率，kW；(1-i )机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0. 23；水泵房取；8601kW/h的热当量数，千卡；i机电设备效率；t机电硐室进回风流的气温差，；Q采硐采区绞车

50、房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量6080m3/min ；Q其它硐其它硐室所需风量，根据本设计矿井情况，采区内需要布置瓦斯抽放硐室，按经验供给风量80100m3/min ；(1) 投产时硐室风量计算：矿井投产时，井下布置一个采区变电所、一个瓦斯抽放硐室、一个爆炸材料库和充电硐室，即：=120+180+80+90=470m3/min(2) 达产时掘进工作面风量计算：矿井达产时，井下载布置一个采区变电所、采区绞车房和一个瓦斯抽放硐室、，即：=80+80+90=250m3/min5矿井总风量计算矿井总风量按下式计算式中：Qkj矿井总进风量，m3/s；Qcj 采煤工作面实际需要风量总和，m3/s

51、；Qjj掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；Qdj独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；Qgj矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s；Kkj矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取。(1) 投产时风量计算Q投产（1705+1003+470）×1.25=39733/min=m3/s(2) 达产时风量计算Q达产（606+948+250）×1.25=2255m3/min=m3/s(3) 矿井总风量Q总=Q投产+Q达产=66.22+37.58=m3/s根据上述计算，矿井总风量为m3/s，其中投产时风量为m3/s，即中央风井回风量为m3/s，

52、达产时再增加m3/s，即东风井回风量为m3/s。5风速验算各条井巷的供风量确定后，要按规程第101条规定的风速进行验算。如果某条井巷的风速不符合规程规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表。煤矿安全规程规定的风速限定值见表5-1所示。表5-1 风速限定值井巷名称最低允许风速(m/s)最高允许风速(m/s)无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷道8架线电机车巷道8运输机巷道、采区进、回风巷道6采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷4掘进中的岩巷4其它人行巷道各巷道的风量、断面、风速一览表见下表5-2 表5-2 各巷道

53、风速、断面、风量一览表巷道名称风量断面风速允许风速m3/sm2m/sm/s副井井筒33.28井底车场18轨道大巷8运输大巷10.688轨道上山18运输上山10.688综采轨道平巷6综采运输平巷6综采工作面4炮采轨道平巷6炮采运输平巷8.46炮采工作面4专用回风巷8风井15经验算，风速均能满足要求。5.3 全矿通风阻力计算在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。5计算原则(1) 在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以