风与安全矿井通风学课程设计报告书

1、目录TOC o 1-3 h u HYPERLINK l _Toc30057 前言 PAGEREF _Toc30057 1 HYPERLINK l _Toc8248 1. 矿山概况 PAGEREF _Toc8248 2 HYPERLINK l _Toc31960 1.2 开发方式和开采方式 PAGEREF _Toc31960 2 HYPERLINK l _Toc31424 2 、矿井通风系统设计 PAGEREF _Toc31424 3 HYPERLINK l _Toc1253 2.1 通风方式 PAGEREF _Toc1253 3 HYPERLINK l _Toc23884 2.1.1 通气模式

2、介绍 PAGEREF _Toc23884 3 HYPERLINK l _Toc10307 2.1.2 通风方式选择 PAGEREF _Toc10307 5 HYPERLINK l _Toc24776 2.2 矿井通风方式 PAGEREF _Toc24776 6 HYPERLINK l _Toc26923 2.3 通风网络 PAGEREF _Toc26923 7 HYPERLINK l _Toc32667 3. 矿区通风系统 PAGEREF _Toc32667 7 HYPERLINK l _Toc7475 3.1 迎风上山和回风上山的选择 PAGEREF _Toc7475 7 HYPERLINK

3、 l _Toc4772 3.1.1 轨道上山入空，运输车上山回空 PAGEREF _Toc4772 8 HYPERLINK l _Toc13525 3.1.2 进风上坡运输和上坡回风 PAGEREF _Toc13525 8 HYPERLINK l _Toc16167 3.1.3 两种通风方式的比较 PAGEREF _Toc16167 9 HYPERLINK l _Toc9263 3.2 采煤工作面迎风和顺风的确定 PAGEREF _Toc9263 9 HYPERLINK l _Toc9484 3.2.1 采煤工作面通风系统要求 PAGEREF _Toc9484 9 HYPERLINK l _T

4、oc7877 3.2.2 采煤工作面通风系统分类 PAGEREF _Toc7877 10 HYPERLINK l _Toc22555 3.2.3 采煤工作面通风系统的选择 PAGEREF _Toc22555 11 HYPERLINK l _Toc9801 4.风量和压力计算 PAGEREF _Toc9801 11 HYPERLINK l _Toc17437 4.1 易换气期总风量计算 PAGEREF _Toc17437 11 HYPERLINK l _Toc11448 4.1.1 按井内最大同时作业人数计算 PAGEREF _Toc11448 12 HYPERLINK l _Toc23309

5、4.1.2 实际需要风量的合计计算 PAGEREF _Toc23309 13 HYPERLINK l _Toc19536 4.2 易通风期风压计算 PAGEREF _Toc19536 17 HYPERLINK l _Toc9655 4.3 通风困难期总风量计算 PAGEREF _Toc9655 20 HYPERLINK l _Toc27678 4.4 困难通气期通气压力计算 PAGEREF _Toc27678 21 HYPERLINK l _Toc21120 五、矿用主要风机和电机的选择 PAGEREF _Toc21120 24 HYPERLINK l _Toc7750 5.1 自然风压计算

6、PAGEREF _Toc7750 24 HYPERLINK l _Toc31524 5.2 呼吸机的个别特性曲线 PAGEREF _Toc31524 25 HYPERLINK l _Toc11562 5.3 风机工作点及合理工作区域 PAGEREF _Toc11562 26 HYPERLINK l _Toc25005 5.4 主通风机的选择 PAGEREF _Toc25005 27 HYPERLINK l _Toc14100 5.5 电动机的选择 PAGEREF _Toc14100 29 HYPERLINK l _Toc9722 5.5.1 电机功率计算 PAGEREF _Toc9722 29

7、 HYPERLINK l _Toc29733 5.5.2 电机数量的确定 PAGEREF _Toc29733 29 HYPERLINK l _Toc16515 6.通风费用计算 PAGEREF _Toc16515 30 HYPERLINK l _Toc24701 七、通风设备安全技术要求 PAGEREF _Toc24701 31 HYPERLINK l _Toc13378 8. 通风附件及其安全技术 PAGEREF _Toc13378 31 HYPERLINK l _Toc5383 8.1 防风装置 PAGEREF _Toc5383 31 HYPERLINK l _Toc14572 8.2 防

8、爆门 PAGEREF _Toc14572 31 HYPERLINK l _Toc11089 8.3 扩散器 PAGEREF _Toc11089 32 HYPERLINK l _Toc26585 8.4 沣东 PAGEREF _Toc26585 32 HYPERLINK l _Toc11592 8.5 消音器 PAGEREF _Toc11592 32 HYPERLINK l _Toc2386 9. 附录 PAGEREF _Toc2386 34 HYPERLINK l _Toc22499 附件9.1： PAGEREF _Toc22499 易通风期通风管网图34 HYPERLINK l _Toc19

9、735 简易通风期网络立体图35 PAGEREF _Toc19735 HYPERLINK l _Toc28660 附录 9.3：通风网络图 PAGEREF _Toc28660 36 困难通风时间 HYPERLINK l _Toc20578 附件 9.4：困难通气期间的系统透视图 PAGEREF _Toc20578 37矿井通风与安全课程设计前言矿业是我国的基础产业，在整个国民经济中占有重要地位，煤炭是我国一次能源的主体。我国煤炭生产以地下开采为主，占煤炭总产量的95%。地下作业面临的第一个问题是通风。在矿山生产过程中，必须将源源不断的新鲜空气输送到井下各个作业场所供人员呼吸，以稀释和消除井下各

10、种有毒有害气体和矿尘，营造良好氛围。确保井下工作人员的健康和劳动安全。井下新鲜空气的供应和良好的送风系统密不可分，因此在矿山建设过程中，必须设计一个优良的通风系统，既能满足井下送风的要求，又能节约矿山通风费用。本文为矿山建设提出了一种有效的通风系统。采用双翼对角通风方式。矿区采用铁轨将新鲜空气送上山，污水运上山返回通风方式。通风。计算了易通风期和通风困难期的风量和风压，并在此基础上选择了矿井的主通风机和电机，设计的通风系统满足矿井通风要求。值得一提的是，这是笔者第一次设计矿井通风系统。他根据自己的知识总结设计，不抄袭别人的成果。难免会有一些不恰当的点。请指教。一、矿山概况1.1 地质概况该矿位

11、于平原，地面标高+150m，矿区长度5km，倾斜方向长度3.3km。矿场上界以-165m高程为界，下界以-1020m高程为界，两侧以断层为界。矿区有两个开采煤层，k 1 k 2 ，矿区周围煤层稳定，煤层倾角为15 0 。各煤层的厚度、间距和顶底板岩性见综合柱状图1-1：图 1-1 综合直方图1.2 开发方式和开采方式该矿相对瓦斯排放量为6.6 m 3 /T，煤层有自燃危险，着火期16-18个月，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为36%。根据开发开采设计，采用多层直井进行上山下山开发。第一水平标高-380m，倾角长度8252m，使用寿命27年。由于做空趋势，两侧分别布置了两个矿区。每个矿区的上坡和下坡分

12、为五个部分。每个矿区设置综采工作面1个，高品位通用工作面1个。工作面长150m，断面平路、断面煤柱15m。 2煤层1935t/d，日进给6刀，切深0.6m，高品位普采工作面K 1煤层产量1080t/d，K 2煤层1290t/d，每天4刀，切削深度0.6米，东翼还布置了一个备用的高品位普采工作面。矿区上坡轨道布置在k 2煤层底部稳定的细砂岩中。段回风平路与运输上坡相连，段运输平路与铁路上坡由石门相连。设置2个独立通风煤层找平头，后期东、西翼各设置2个独立通风煤层找平头和1个岩石下坡头。东、西翼各有绞车室、变电所、火药库，也需要独立通风。井用于从箕斗井中提升煤炭，井用于从笼井中提升人员、材料和矸石

13、。开采时，先开采K 1煤层，再开采K 2煤层，按照先上山后下山的顺序。此外，普采与综采工作面顺序交替，保证同一矿区可同时向下推进。部分道路名称、长度、支护形式、断面几何特征参数见表1。该井气象参数按表3所列平均值选取。除综采工作面采用4-6工作制外，其余均采用38工作制。井下同时作业人数上限为700人，综采工作面同时作业人数上限为40人，采掘面同时作业人数上限为高端一般采面是60人。矿井通风系统设计矿井通风系统是矿山生产系统的主要组成部分，包括矿井通风方式、通风方式和通风网络。2.1 通风方式2.1.1 通风方式介绍矿井通风方式是指进风和回风井的布置方式。根据进、回风轴的相对位置，可分为中心平

14、行式（包括中心平行式和中心分体式）、对角式和混合式。模式。各种过关系统的形式如图2-1所示，优缺点如表2-1所示：表 2-1 矿井通风系统分类分类通行证系统适用条件及优缺点中央中央并列进风和回风竖井大致并列在矿区中心适用于煤层倾角大、趋势不长（一般小于4km）、生产初期未设置边界安全出口、自燃不严重的矿山：初期投资少，矿区集中生产，管理方便；节省风井工业空间，占地少，比在矿区钻边界风井少压煤；进出口轴间漏风量较大，风路较长，阻力较大；有噪音影响的工业场地中央分裂进、回风井大致位于矿场中心，沿斜度有一定距离，回风井位于浅煤层适用于煤层倾角小、走向长度小的矿山比中央并排更好的安全性；矿井通风阻力小

15、，外部漏风小，有利于瓦斯和自燃的管理；工业场地无噪声影响；多一处风井场地，多处压煤对角线进风井大致位于井场中心，回风井位于浅层方向的两翼上。一般适用于煤层走向长度（4km以上）、矿场面积大、产量大的矿山。其优缺点与中央并联式相反，比中央并联式更安全，但初期投资大，建设周期长。有瓦斯突出或瓦斯喷涌的矿井，宜采用斜向通风混合型进出气轴由三种以上的井筒中心型和对角型组成。其中有中心并列混对角线、中心并列混对角线、中心并列混中心分割Hybrid 是之前的发展，适用于：矿山走向距离长，适合老矿扩深开采；具有多个煤层和多个竖井的矿山。有利于不同阶段的矿山生产；矿区面积大、产量大的大型矿山或分区开发的矿山分

16、区的区域通风每个隔断都有独立的进风系统，但没有与中央进风系统的主巷道隔离的通风设施。这种方法的主要优点是每个分区都有独立的通风路线，相互之间不受影响，易于管理；建设周期短；安全生产；不同区域进风口较多，需要较多的风口空间，风扇管理较为分散。分区回风进风竖井大致位于矿区中心，回风竖井在矿区挖开，通风竖井按风区引出。适用于每层离地较浅或因地表起伏较大而无法开挖的一般回风管。这种划分方法只能在挖掘第一层时使用。此外，矿井有长期趋势，多煤开采，高温矿山也采用这种方法。有瓦斯喷涌或煤与瓦斯突出的矿井，应采用分区通风系统除上述条件外，还适用于具有一定条件的高瓦斯矿山和大型矿山2.1.2 通风方式选择该矿由

17、于矿场长度为5km，明显超过4km，如果采用中央式，回风隧道过长，阻力增大，开挖专用通风隧道较长.与需要开挖2500m多级回风巷相比，如果两翼对角布置，则回风井设置在运输上坡两翼的上边界处，采用回风石闸门连接运输上坡和回风良好。考虑到这些因素，提出了两种通风系统：方案一、双翼对角线型方案二：前期采用中央分体式，后期采用中央并联式和中央分体混合式。这两种方法的技术经济比较如下：（1）安全系数比较：该矿为低瓦斯矿，但煤尘爆炸指数为36%。煤尘爆炸强度与爆炸指数的关系见表2-2：表 2-2 煤尘爆炸指数与爆炸性的关系煤尘爆炸指数28爆炸性的除了少数，基地不爆炸弱爆破爆发力强很有爆发力可见，煤尘具有很

18、强的爆炸性。在通风设计中必须充分考虑。如果采用方案二，发生煤尘爆炸时会危及整个矿井，但如果采用方案一，则可以很好地解决这一问题，将煤尘爆炸的危险性限制在一个地方。从这个角度来看，使用第二种通风方案比使用第一种通风方案要好。(2)通风难：采用方案2时，易通风期风流最短路径约为3325m，通风困难期风流最长距离约为7475m；采用方案一时，易通风期风流距离为2075m，通风困难期风流最长路径约为6225m。可以看出，采用第一种通风方案时，矿井内风流的距离比第二种通风方式要长1250米，导致通风阻力增大，不利于通风，这将持续很长时间。在同一风力过程中浪费电力。在这方面，第二种通风方案优于第一种。（3

19、）井道工程量：方案二需开挖2条总长5000m的大型回风巷，开挖2条总长845m的回风井；但在第一个方案中，不需要开挖专门的回风井。待开挖的两个回风井总长为630m。从比较中可以看出，第一种方案可以减少井工程。(4) 初期投资：方案一，由于需要先开采两口回风井，所以需要四台主通风机（其中两台是备用的），而在方案二中，只需要建造一口回风井，即需要两台主通风机，但在方案1中，需要开发一个大的回风通道。需要详细计算才能知道两种方案的初始投资。根据以往经验可知，第一种方案可以节省初期投资，提早产煤。综合以上因素比较，很容易选择出方案一优于方案二，所以选择方案一。2.2 矿井通风方式通风方式一般根据煤层瓦

20、斯含量高低、煤层埋深及赋存状态、冲击层厚度、煤层自然可燃性、塌方漏气情况确定小窑的性质、地形条件和开发方法。通风方式分为压入式、抽吸式和吸压混合式三种。使用条件及优缺点分析见表2-3。表 2-3 通风方式分类通风适用条件及优缺点可撤回的是目前通风方式的主要形式，适应范围广，尤其是高瓦斯矿井，更有利于瓦斯管理，也适用于矿井长、矿区面积大的矿井。优势：1、井下气流处于负压状态。当主风机因故障停止运转时，井下气流压力的增加可减少采空区瓦斯排放，相对安全；2、漏风量小，通风管理比较简单；3. 与推入式相比，在向下过渡的过程中改变通风系统和风量没有困难；缺点：当地面有小窑沉陷区并与采空区相通时，抽吸式会

21、将积聚在小窑内的有害气体抽到井下，减少有效风量。推入式一级低瓦斯矿，矿场地层复杂，高差起伏不定，高山上不可能安装通风机。在一般回风道无法接通或维修困难的情况下的优点和缺点：推入式与抽吸式的优缺点相反，可利用部分回风将小窑塌陷区的有害气体压至地面；进风管路漏风量大，管理困难；风阻大，风量调节困难；很难从第一层的推入式过渡到深层的抽出式；风机使井下气流保持正压状态。当风机停止转动时，气流压力降低，这可能会增加采空区的气体涌出量。组合吸力和压力可产生较大的通风压力，可满足大阻力矿山的需要，但通风管理难度大。一般不应使用新矿和高瓦斯矿。它们仅用于低瓦斯矿山，用于旧井的扩建或改造。由于矿山地处平原，矿区

22、煤层稳定，小窑无漏风现象。矿井长5000米，煤的相对瓦斯流出量为6.6m 3 /T。为便于管理，通风安全，减少漏风，故选用抽吸式矿井通风方式。2.3 通风网络一般将矿山或矿区通风系统中气流分流和汇合的线路结构统称为通风管网。由于采掘方式不同，矿区隧道布置不同，通风管网连接方式也不同。大致可分为串联、并联、角盒、复合连接四种垂直连接方式。通风管网图和立体图见附件1-4。3、矿区通风系统3.1 来风上山和回风上山的选择一般来说，矿区至少应该有两个上升（下降）的山丘，即运输上升和铁路上升。对于产能较大的矿区，可能有三四个上升的小山。上坡只有两个，一个迎风，一个回程。新鲜空气流从主巷道经进风口上（下）

23、坡、进风平巷进入采煤工作面，回风经回风巷、回风上（下）坡至采煤工作面。在矿区回风石门。矿区产能大、产量集中、瓦斯涌量大、上下断面同时生产或矿区有煤与瓦斯突出危险时，可以在山上增加特殊的通风。3.1.1 轨道上山进风，运输车上山回风如图3-1所示，新鲜空气流是从进风道矿区进风石门下停车场轨道上山。因此，下院绕道不设阻尼器。上山轨道上部和院子中部与回风道相连，设置风门隔离回风。因此，堆场水路必须有一定的长度，才能解决通风与运输的矛盾。3.1.2 输送上坡进气和跟踪上坡回风如图 3-2 所示，当风向上输送时，风流与煤流相反。上山运输车下部与进风巷之间必须设置连通巷，严禁通过煤孔进入空气。在运输上坡和

24、连接回风或回风上山的巷道中上部设置风门或风墙。轨道上山回风，与回风巷和各路段回风石门相连。为将上山轨道与矿区进风口隔离，下院应安装两个阻尼器，阻尼器间距不应小于一列列车的长度；否则，物料运输与通风发生冲突，风门易损坏或打开，造成工作面风量大。不足，可能导致事故。3.1.3 两种通风方式的比较轨道上山进风，新鲜空气流动不受煤放出的瓦斯、煤尘污染和放热的影响，轨道上山的绞盘房便于通风；通风是根据山间的风压差进行的。输送机上山进风时，由于风流方向与运煤方向相反，容易造成煤尘飞扬，运煤放出大量瓦斯，会增加进风气流中煤尘和瓦斯的浓度，影响工作面的安全卫生条件；设备散发的热量提高了气流温度。此外，在轨道上

25、山的下院必须安装阻尼器。此外，矿车运输频繁，需加强管理，防止风流短路。该矿的煤尘具有极强的爆炸性，因此上坡输送和进气很容易使煤尘飞扬并释放大量瓦斯，从而增加煤尘和进气气流中的瓦斯浓度，给安全生产带来严重隐患。因此，在该矿的设计中，采用了轨道上山进风输送上坡回风的通风方式。3.2 采煤工作面迎风和顺风的确定3.2.1 采煤工作面通风系统要求(1) 工作面应独立通风。(2)风流稳定。在矿井通风系统中，工作面的支路应尽量避开拐角支路或复杂管网的支路；当不可避免时，应采取措施保证风流的稳定。(3) 漏气少。应尽量减少工作面内外漏风，尤其要避免外漏风到工作面。(4) 汇彩工作面通风措施可靠。(5) 确保

26、空气流通顺畅。3.2.2 采煤工作面通风系统分类（1）按工作面回风方向分为向上通风和向下通风，其优缺点对比见表3-1。12o的工作面应采用向上通风。如果采用向下通风，必须得到矿场总工程师的批准，并遵守一系列规定：A、工作面风速不低于1m/s。湾。机电设备安装在回风管内时，工作面回风管内瓦斯浓度不得超过1%，并安装瓦斯自动报警和断电装置。C。应有安全措施控制逆风流，防止火气流入金风流。在煤（岩）和瓦斯（二氧化碳）危险突出、倾角大于12o的煤层中，严禁采面向下通风。表 3-1 工作面下通风适应条件及优缺点通风系统适应条件及优缺点上升气流煤层倾角大于120的采煤工作面应采用上升气流通风的优点和缺点：

27、天然气流向与风向一致，有利于快速降低工作面瓦斯浓度；气流方向与输煤方向相反，使煤尘飞扬，使工作面进风气流中煤尘浓度增加；同时，输煤过程中释放的瓦斯随风流带至工作面，增加了工作面瓦斯浓度。 ;输送设备运行产生的热量随进气流散散到工作面，使工作面温度升高向下通风在煤（岩）和瓦斯（二氧化碳）无突出威胁且倾角小于12o的煤层中，可考虑下吸式通风工作面向下通风不仅可以降低瓦斯浓度和工作面温度，还可以降低充水工作面煤尘含量和空气湿度，有利于提高矿井产量。工作面。但运输设备处于回风气流中，不太安全。由于煤层倾角为15o ，为减少采用向下通风造成的不必要浪费，选择向上通风。(2)按进、回风道数分见表3-2表

28、3-2 工作面通风方式通风适应条件及优缺点U型通风落后在我国普遍使用。其优点是结构简单，巷道维护量小，工作面漏风量小，气流稳定，易于管理，但上角瓦斯易超限。向前挖掘。这种通风有利于了解煤层的发生情况，掌握瓦斯和火灾的发生发展规律。由于巷道保持在煤重，巷道漏风率降低，适用于低瓦斯矿山向前一进一出，采掘关系得以缓和，采空区瓦斯不流向工作面，而是顺畅地流向回风。缺点是采空区漏风不易管理，需要沿采空区进行防护。该通风系统适用于推进距离远、瓦斯少、自燃倾向弱的煤层。Y型通风两进一回，在工作面上下端设置进风洞1条，采空区一侧设置回风洞。优点是：可以解决工作面拐角处的瓦斯超限问题，改善工作环境，提高采收率。

29、E型通风两进一回，后两天是进风道，上面是回风道。优点：降低下回风层路面和下工作面的回风速度，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是，很容易造成工作面拐角处的气体超限。W型通风二合一，或二合一。优点：相邻工作面共用进回风巷，减少了巷道的开挖和维护，漏风少，有利于防火，广泛用于水平煤层附近综采工作面。Z型通风隧道一旦推进，隧道前期工作量小，气流相对稳定。采空区漏风介于U型后退和U型前进之间，但要保护沿采空区道路，控制采空区漏风，难度较大。较大3.2.3 采煤工作面通风系统的选择由于该矿需要东西两翼两个工作面，上下山一侧开采一段，不具备同时开采相邻两个工作面的条件，所以W型不使用通风方法； Y型和E型有

30、巷道在采空区，给巷道的维护带来困难。这个矿是低瓦斯矿，所以没有必要用这种方法来防止上角瓦斯超限，所以没有必要用这两种通风方式，也不要用U型前向通风。 E型隧道需要开采三个通风隧道，这是合理的。但与U型后退相比，还需要多挖一条隧道。因此，在矿井通风设计中采用了U型撤退。4.风量和气压计算矿井总风量为井下各工地有效风量与各风道漏风量之和。根据煤矿安全规程，设计矿井风量应由省（区）煤炭局确定，并按矿井整个使用寿命的各个时期的通风要求水平计算。保证矿井合理通风。4.1 易换气期总风量计算由于k 1 煤层的开采速度比k 2 煤层慢，因此在k 1煤层开采水平煤时，工作面即将开挖时通风是最容易的时期，并且此

31、时通风管路较短。 1、4工作面布置综采工作面，2、3工作面布置高品位普采工作面，高品位普采工作面布置在东翼矿区，为了提前减少风量。通风阻力将排空工作面布置在主运输巷附近，也有利于高位煤的开采，减少突水和矿压等问题。同时，炸药库和变电室也布置在主交通巷道附近，使新鲜空气进入轨道上山后立即流动，减少了轨道上山的阻力。东、西两翼布置两个独立通风的煤层平整头，掘进头跟随工作面为下一个工作面做准备，如图4-1所示备采工作面图 4-1 最简单通风期的平面图生产矿井总风量按下列要求计算，取最大值。4.1.1 按井内最大同时工作人数计算(4-1)式中： 同时在矿井工作的最大人数，人；- 矿井通风系数，包括矿井

32、漏风和空气分布不均匀等因素，一般可取。因为同时在地下工作的最大人数是700人，代入上式，我们可以得到：. (4-2)两个回风井的总风量不应小于3500 。4.1.2 实际所需风量的合计计算(4-3)式中： 采煤工作面实际需风量之和， ；掘进工作面实际所需风量之和， ；室内实际所需风量之和， ；除煤矿、隧道、洞室外的其他需要通风的场所的总风量， 。(1) 采煤实际所需风量按矿山各采煤工作面实际所需风量总量计算：(4-4)式中： 首采工作面实际需风量， ；第一个备用采煤工作面， .各采煤工作面实际所需风量应根据瓦斯、二氧化碳排放量、爆破后产生的有毒有害气体量、工作面温度和风速、人数等因素计算得出，

33、应取最大值。当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。备用工作面还应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速计算风量的要求，不得低于采煤时实际所需风量的50%。A、按气体浓度涌出量计算：(4-5)式中： 第一采煤工作面瓦斯绝对流出量， ；吐气备用风量系数，即各采煤工作面的绝对最大吐气量与其平均值的比值，必须至少在正常生产条件下每个工作面。观察5个昼夜，测出5个比值，取最大值。一般以机采工作面为佳；炮采工作面较好。1号综采工作面按瓦斯浓度涌出量计算如下：(4-6)湾。按工作表面温度计算：采煤工作面应有良好的工作天气条件，其温度和风速应符合表4-1。表 4-1 工作面温度与风速

34、的关系工作面气温，工作面风速150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.52.026282.02.5长臂工作面实际所需风量（ ）计算如下：(4-7)式中： 第一工作面风速，m/s；第一个采煤工作面的平均截面积， 。1 号采煤工作面温度为 25 ，风速为 1.7 m/s，采煤工作面面积为 7.8 。代入上式可得：(4-8)C。根据人数（ ）计算实际所需风量：(4-9)式中： 地格采煤工作面同时作业的最大人数，人1号综采工作面最大同时作业人数为40人，可代入上式：根据以上三种风量计算方法，选择计算出的最大风量，则1号工作面风量为：D、根据风速检查：根据最

35、小风速校核，各采煤工作面最小风量（ ）：(4-10)式中： 第一格采煤工作的平均截面积， 。按最高风速、各采煤工作面最小风量（ ）计算：(4-11)1号工作面面积为7.8 ，代入上式因此工作面风量要满足风速要求，即1号工作面风量。由于 4 号工作面和 1 号工作面的环境相同，所以 4 号工作面的风量也为： 。考虑工作面漏风问题，漏风储备系数为1.15。因此，为满足工作面的风量需求，需要沿工作面凹槽通过的风量为：2 号工作面风量计算方法同上： 。由于2号和3号工作面的条件相同，所以2号和3号工作面的风量相等。漏风储备系数也取为1.15，通过工作面上上下凹槽的气流计算为：对于备用工作面，若通过风量

36、为实际采煤时间的60%，则可得出备用工作面风量为：考虑到漏风情况，工作面上沿槽道通过所需的风量为： ;东翼矿区：西翼矿区：(2) 开挖面实际所需风量计算：每个独立通风开挖面所需的实际风量应根据气体或二氧化碳的涌出量、爆炸量、当地风机实际吸风量、风速和人数等要求计算。最大值必须使用。A. 按气体排放量计算：(4-12)式中： 第一个开挖面的绝对瓦斯流出量，第一开挖面不平衡气涌风量系数应根据实际观测结果确定。一般机开工作面为1.52，炮开工作面为1.82.0。因为工作面的推进速度是每天，为了满足工作面的正常更换，每个工作面的行驶速度至少应该是每天。还需要开挖密室、绕道和接触车道等，按日开挖速度计算

37、。上下槽工作面的截面积为.所以对于四个掘进头，每个掘进头的通风量为。此外，还应根据掘进工作面一次爆破的最大炸药量、当地风机的实际风量、掘进工作面同时工作的最大人数等因素计算。一般情况下，根据喷气量计算的风量是最大需要的风量，所以这里只计算喷气量。湾。通过风速检查计算出的风量应满足巷道风速的要求。根据最小和最大风速，各煤巷或半煤岩巷道开挖工作面风量应满足：, (4-13)即要求为： ，可见根据涌气量计算的风量不满足巷道最小风速的要求，故取掘进头风量为。四个独立通风的煤层整平头所需风量均等计算。考虑到通风和漏风问题，通过局部风机的风量应大于掘进机实际所需风量。此处百米漏风率为0.6%。局部风机最长

38、风道长度为1250m，因此满足隧道头风量所需的实际风量为：采煤后期有煤层，有下山有岩石的隧道口，也需要独立通风。根据经验，通风风量为。(3)计算室内实际所需风量A、根据经验，取矿区绞车房风量，取变电站风量。湾。炸药库所需风量按每小时换气量4次计算：(4-14)式中： 包括接触巷所在爆破料库的总空间容积， ；这里，风量作为经验值给出。上述计算已考虑局部漏风问题。矿井所需的总风量可以通过将每个风位所需的风量相加并乘以外部漏风系数得到。外漏风系数取1.2东翼矿区：西翼矿区：4.2 易通风期风压计算为了计算易通风时期的风压，首先要找到通风压力最大的通风路径。简易换气期的换气管网图见附录1。从易通风期的

39、通风方案和通风网络图可知，通风阻力最大的风流路线为：新风路线：进风井（副井）地下车场主石门主运输巷轨道上坡段平石闸段运输平路工作面排污风路：工作面段回风平路回风石门回风竖井先求东翼易通风期的最大通风阻力。当风流过综采工作面时，风阻如表4-2所示逐一计算。当风流经高品位通用采矿工作面时，风阻一一计算如表4-3所示：表 4-2 东翼易通风期综采工作面风阻计算编号井道名称长度（米）截面 (m 2 )周长（米）风量(米3 /s)反抗( P )1辅助轴井筒517.4453035.821.906374.862147.76452地下停车场和主石门9020014.210.46374.86273.8043地下交

40、通胡同90125012.813.63518.217250.84434矿区地下停车场905012.813.63518.21710.033775追踪上山仓库到准备区1401510.112.03518.2178.409674准备上车道14064510.112.02681.645210.0898通往矿区的道路1401510.112.02368.0453.8099026平石门段9524510.2812.41195.42510.545677综采段进气水平道26012409.612.91195.425186.60078液压支架工作面3301507.8011.951039.537.414149综采段回风平整路

41、17012409.612.91195.425122.008110矿区汇丰石门9532510.0812.46374.862421.974411通风井3531512.813.66374.86280.70987总通风阻力1564.009表 4-3 东翼易通风期超大工作面风阻计算编号井道名称长度（米）截面 (m 2 )周长（米）风量(米3 /s)反抗( P )1辅助轴井筒517.4453035.821.906374.862147.76452地下停车场和主石门9020014.210.46374.86273.8043地下交通胡同90125012.813.63518.217250.84434矿区地下停车场9

42、05012.813.63518.21710.033775追踪上山仓库到准备区1401510.112.03518.2178.409674准备采矿区到隧道14064510.112.02681.645210.0898通往矿区的道路1401510.112.02368.0453.8099026平石门段9524510.2812.41102.628.9718357一般采段进风级路26012409.612.91102.62158.75248单液压支柱工作面4501507.8011.95958.843.405179一般采区回风级车道17012409.612.91102.62103.799610矿区汇丰石门953

43、2510.0812.46374.862421.974411通风井3531512.813.66374.86280.70987总通风阻力1522.369由表4-2和标准4-3可知，东翼易风期通风阻力为综采工作面最大阻力，为1564.009Pa。易期西翼最大通风阻力计算如下。当风流过综采工作面时，风阻一一计算，如表4-4所示。表 4-4 综采工作面西翼易通风期风阻计算编号井道名称长度（米）截面 (m 2 )周长（米）风量(米3 /s)反抗( P )1辅助轴井筒517.4453035.821.906374.862147.76452地下停车场和主石门9020014.210.46374.86273.804

44、3地下交通胡同90125012.813.62856.645165.37574矿区地下停车场905012.813.62856.6456.6150265追踪上山仓库到准备区1401510.112.02856.6455.544297准备采矿区到隧道14064510.112.02681.645210.0898通往矿区的道路1401510.112.02368.0453.8099026平石门段9524510.2812.41195.42510.545677综采段进气水平道26012409.612.91195.425186.60078液压支架工作面3301507.8011.951039.537.414149综

45、采段回风平整路17012409.612.91195.425122.008110Huifeng Shimen in mining area9532510.0812.46374.862421.974411air shaft3531512.813.66374.86280.70987Total ventilation resistance1472.256因为在东翼计算通风阻力时，通过综采工作面的风量大于通过一般工作面的风量，所以在西翼也是如此。通过一般工作面的通风阻力不必计算，也必须小于通过综采工作面的通风阻力。因此，在易通风期，西翼最大通风阻力为：1472.256 Pa 。4.3 通风困难期总风量计

46、算由于煤层比煤层厚，无论是综采还是普采，煤层的产量都比较高，自然通风也会变得比较困难。在开采煤层时，最困难的时期是第一级下坡开采接近开采结束时。此时，东、西两翼有两个工作面，一个是综采工作面，一个是普通开采工作面。图 6-4。图4-4 通风困难期仓库平面图根据易通风期风量计算方法，计算了难通风期各采煤工作面和各巷口的通风量。计算结果如下：综采工作面所需风量： ，由于漏风等因素，储备系数取1.15，因此风量计算为：一般采矿工作面： ，漏风储备系数也取1.15，通过工作面上下槽的气流计算为：备用普通工作面：考虑到漏风因素，上、下槽的风量为。煤巷开挖头的风量为：岩石巷道开挖头的风量为：变电站流量为，

47、绞盘室风量为，炸药库风量为。由于下煤层开采时风量的增加非常好，且差异主要在综采工作面，为了尽可能平衡东西翼的风量，岩石隧道开挖布置在西翼矿区。计算东翼矿区总风量为：计算西翼矿区总风量为：4.4 通气困难期通气压力计算通风困难时期的风压计算如下。根据经验和上述计算结果，可以推断出通风压力最大的风流路线仍通过综采工作面。新风路线：进风井（副井）地下车场主石闸主运输巷轨道下坡段平石闸段运输平路工作面排污风路：工作面段回风平整道路段回水平石门上坡轨道回风竖井。东翼矿区通风压力计算见表4-5：表 4-5 东翼通风困难期综采工作面风阻计算编号井道名称长度（米）截面 (m 2 )周长（米）风量(米3 /s)

48、反抗( P )1辅助轴井筒517.4453035.821.907052.548180.85082地下停车场和主石门9020014.210.47052.54890.329673地下交通胡同90125012.813.63757.062286.05914矿区地下停车场905012.813.63757.06211.442365追踪下坡到粉店和变电站1401510.112.03687.0629.236231粉末杂志到隧道14049510.112.03512.062276.5491通往矿区的道路1401510.112.03192.0626.9227176平石门段9514010.2812.41427.878

49、.5974337综采段进气水平道26012409.612.91427.87266.22328液压支架工作面3301507.8011.951241.62553.378669综采段回风平整路17012409.612.91427.87174.06910平峰石门段9510010.0812.41427.876.51386211矿区交通上山矿区到隧道175159.611.83192.0629.909181开车去变电站的路1756609.611.83512.062527.8033变电站到风井1758259.611.83687.062727.141112通风井3531512.813.63757.06228.0

50、3379总通风阻力2663.06西翼矿区通风压力计算见表4-6 ：表 4-6 西翼通风困难期综采工作面风阻计算编号井道名称长度（米）截面 (m 2 )周长（米）风量(米3 /s)反抗( P )1辅助轴井筒517.4453035.821.907052.548180.85082地下停车场和主石门9020014.210.47052.54890.329673地下交通胡同90125012.813.63295.49220.08934矿区地下停车场905012.813.63295.498.8035745追踪下坡到粉店和变电站1401510.112.03025.496.219069粉末杂志到隧道1406451

51、0.112.02850.49237.3785通往矿区的道路14016510.112.02530.4947.855946平石门段9514010.2812.41427.878.5974337综采段进气水平道26012409.612.91427.87266.22328液压支架工作面3301507.8011.951241.62553.378669综采段回风平整路17012409.612.91427.87174.06910平峰石门段9510010.0812.41427.876.51386211矿区交通上山矿区到隧道175159.611.82530.496.227366开车去变电站的路1756609.61

52、1.82850.49347.6857变电站到风井1758259.611.83225.49556.479512通风井3531512.813.63295.4921.56876总通风阻力2232.27以上对难换气和易换气期风量和气压的计算结果总结如下，等面积孔的计算方法是基于等面积孔的计算方法：计算等面积孔的尺寸。结果如表4-7所示：表 4-7 不同时期东西翼风量与压力的关系东翼矿区西翼矿区风量风压抗风能力等面积毛孔风量风压抗风能力等面积毛孔( )易通气期70.364341522.3690.307482.149157.13291472.2560.4510361.7744通风时间困难75.141172

53、663.060.471661.735265.90982232.270.5138621.6624矿井等容孔与通风难度的关系见表4-8：表 4-8 等面积孔与通风困难的关系等面积孔尺寸 ( )通风阻力等级易于通风高阻矿困难中阻矿中等的小阻力地雷简单的可以看出，在易通风期，东翼为小阻力空间，通风相对容易，而西翼矿区为中阻力空间，通风难度适中；通风困难期，东、西两翼均为中阻力空间，通风难度适中。 .易通风和难通风时期东西两翼等容孔面积差异不大，通风难度变化不大，说明该矿的设计是非常成功的.5、矿用主要风机和电机的选择通过以上对难易期矿井东西翼所需风量和风压的计算，以风计算矿井的风阻。结果如表4-7所示

54、。5.1 自然风压计算由于进风口和出风口的空气温度不同，空气密度也不同，同一海拔的气柱产生的压力也不同，从而产生自然风压。当自然风压与主风机风压相同时，辅助主风机工作；当自然风压与主风机风压相反时，会阻碍主风机的通风。该矿虽然四季变化，但竖井空气密度见表7-1表 5-1 不同季节空气平均密度季节性位置进口轴（kg/m 3 ）出口轴（kg/m 3 ）冬天1.281.20夏天1.201.24进风井长530m，回风井长315m。由于回风井的空气温度与井下温度大致相同，所以在选择风柱时，以矿井的进风井为基准，进风井的长度为用于确定自然风压的大小。自然风压与主风机压力的关系见图7-1。冬季的自然风压为：

55、夏季的自然风压为：图 5-1 主通风机风压与自然风压的关系可见，冬季自然风压辅助主风机工作，夏季自然风压阻碍风机工作。选择主通风机时，易通风期应减去自然风压的辅助作用，通风困难期应加上自然风压的阻碍作用。根据这一原则，主风机选型时的参数如表7-2所示：表5-2 主风机选型参数东翼矿区西翼矿区风量风压抗风能力风量风压抗风能力易通气期70.364341106.8490.3074857.13291056.7360.451036通风时间困难75.141172870.820.4716665.90982440.030.5138625.2 呼吸机个体特性曲线我国矿山广泛采用轴流式主风机，故在本矿建设中考虑采

56、用轴流式主风机。主风机的风量、风压、功率、效率四个基本参数可以反映主风机的工作特性。对于每台主风机，在额定转速的情况下，对应一定的风量，有一定的风压、功率和效率与之对应。如果风量发生变化，其他三个也会发生变化。因此，主通风机的风压、功率和效率之间的关系可以分别用曲线来表示，即主通风机的个体特性曲线。这些单独的特性曲线必须通过实际测量来绘制。曲线如图 5-2 所示。5.3 风机工作点及合理工作区域矿井总风阻曲线是在同一尺度的风机个体特性曲线上绘制的，风阻曲线与风压曲线相交的点，就是风机的工作点或工作点。工作点的坐标值是主风机实际产生的静压和风量。风机的选型方法是：根据矿井通风设计计算出的所需风量

57、和风压数据，选择代表不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角度的风机主运行特性曲线之一。合适的特性曲线，所选择的特性曲线表明了它所属的主要风机型号、尺寸、转数和叶片安装角度。这就是选择主呼吸机的方法。选择风机时，工作点应在风机的合理工作范围内。轴流风机的合理工作范围如下，如图5-3所示：实际最大风压值的0.9倍。下限：通风机的工作效率不得低于0.6 。左限：叶片安装角的最小值，一级叶轮为10 ，二级叶轮为15 。右限：叶片安装角的最大值，一级叶轮为40 ，二级叶轮为45 。图5-3 主轴流风机合理工作点5.4 主通风机的选择根据以上条件和对风机效率的要求，可以找到合适的风机：东翼矿区：风机（转

58、速n=1000rpm），西翼矿区：风扇（转速n=750rpm）。在风机特性曲线中按等比例绘制风机工作风阻在两个周期内的特性曲线，如图5-4所示。由图可知，易换气期的工作点为：风机风压为：1150 ，风量为70 ，叶片角度为30o ，效率为0.63。困难期工作点：2780 ，风量77 ，叶片角度35o ，效率0.71。的输出功率是风机的流量与风机每1空气给予的总能量的乘积，称为风机的输出功率。由于风机压力分为风机全压和风机静压，因此风机的输出功率也分为风机全压输出功率和风机静压输出功率，即：= /1000，千瓦（51）= . /1000, 千瓦 (52)图5-4 东翼风机选型风机主风机轴功率（输

59、入功率）传给主风机的功率称为轴功率。也可按以下公式计算：(5-3)其中： -线电压，V； -线电流，A； - 功率因数； -电机效率，%； -传输效率，%。由于风流在风机流动时会产生冲击、摩擦等各种能量损失，因此输入到主风机的功率大于有效功率。有效功率与输入功率之比，称为风扇效率，由表示。5.5 电机的选择5.5.1 电机功率计算风机的输入功率按换气的难易期计算，风机所需的输入功率分别计算：(5-5)(5-6)式中： 表示风机的效率，可以是全压效率，也可以是静压效率，但必须相同；, - 风速代表通风机在矿井通风容易期和通风困难期的输入功率。将东翼矿区风量和风压，将通风易、难时段代入上式，可得：5.5.2 电机数量的确定此时可选择电动机，电动机的功率为：(5-7)当时选了两台电机，电机功率为：早期： （5-8）迟到： （5-9）式中： 电动机容量储备系数，取1.11.2；- 电机效率，取0.90.94（大电机取较大值）- 传动效率，电机与风扇直接连接时取1，皮带发时取0