安全工程毕业设计论文古城矿120万吨新井设计含全套CAD图纸

姓名：学号：学院：应用技术学院专业：安全工程设计题目：古城矿120万吨新井设计专题：古城矿矿井火灾预防和治理的应用与研究指导教师：职称：讲师2009年6月徐州摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为古城矿120万t/a新井设计。井田南北长约3.5km，东西长约4.8km，井田总面积为25km2。主采煤层为3号煤，平均倾角为14°，煤层平均总厚为5m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为t，矿井可采储量t。矿井设计生产能力120万t/a,服务年限为64a。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。井田采用立井单水平开拓，水平标高为-690m。全矿采用带区布置。矿井通风方式为中央并列式通风。主要通风机的工作方法为抽出式。工作面采用“U”型通风。矿井年工作日为300d，工作制度为“四六”制。一般部分共包括5章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田开拓；3.采煤方法-带区巷道布置；4.矿井通风与安全技术；5.安全技术措施专题部分为古城矿古城煤矿火灾预防与治理的应用与研究。翻译部分题目为惰性气体防灭火关键词：新井设计;一通三防;综合防灭火；全套CAD图纸，联系153893706ABSTRACTThisdesignconsistsofthreeparts:thegeneralpart,thespecialpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofGuchengmine.TheN-Softheminefieldiskm,theW-Eisaboutkm，theareais25㎞2.The3#coalseamisthemaincoalseam,anditsdipangleis14degree.Thethicknessofthemineisabout5mTheprovedreservesoftheminefieldaremilliontons.Therecoverablereservesare101milliontons.Thedesignedproductivecapacityis12milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis64,years.Thegasofthemineislowgaseousmine.Theuseofsingle-levelmineshaftdevelopment,thelevelofelevationfor-690m.Withadistrict-widearrangementofmine.Forthecentralventilationshaftventilationtied.Theworkingmethodsofthemainfanfortheout-type.Facetheuseof"U"-typeventilation.Theworkingsystem“fore-six”isusedintheGuchengmine.Itproduced300d/a.Thisdesignincludesfivechapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;4.developmentengineeringofcoalfield;3ThemethodusedincoalminingandThelayoutofpanels;4.Theventilationofthemine;5.Thesafetyoperationofthemine。ThespecialsubjectpartsoftopicsisTheancientcityoftheancientcityofCoalMineFirePreventionandControlResearchandApplication.Tothecharacteristicsofcoalseamfires,spontaneouscombustioncharacteristicsandon-siteobservation,basedonstrengtheningtheearlypredictionofcoalseamfiresandforecasting,establishmentofbetteranti-minefiresystemtoplugging,grouting,injectionofnitrogen,areinjectedcolloidalpressureandpressureasthemainanti-firemeanstofocusonfirepreventionadoptionofadvancedtechnologyresearch,Minedisasteroftheancientcityofacomprehensivepreventionandtreatment.Improvetheanti-firemanagementmeasurestoimprovesafetyawarenessamongworkers,theprotectionoffirepreventionworkinanorderlymanner.Keywords：comprehensivefirepreven-tionandextinguishing目录矿区概述及井田地质特征1矿区概述1矿区地理位置与交通条件1矿区地形特点2矿区气候条件2矿区水文情况2矿区经济概况2井田地形特征3煤田地质勘探3地层情况3水文地质特征4煤层特征5煤层埋藏条件5瓦斯6煤尘6煤的自然62井田开拓82.1井田境界及可采储量8井田境界8矿井工业储量8矿井可采储量11矿井工作制度、设计生产能力及服务年限132.2井田开拓16井田开拓的基本问题16矿井基本巷道22大巷运输设备选型31矿井提升方式323采煤方法及带区巷道布置333.1煤层的地质特征333.2带区巷道布置及生产系统33巷道布置34带区生产系统35巷道掘进方法及通风36带区的生产能力363.3采煤方法373.3.1采煤工艺方式373.3.2回采巷道布置454矿井通风及安全48矿井通风系统选择48矿井概况48选择矿井通风系统原则48确定矿井的通风方式49通风方式的确定49主要通风机工作方法534.2带区通风54带区通风概述544.2.2带区通风系统的要求554.2.3回采工作面的通风方式554.3掘进通风56掘进通风方法选择56掘进通风方式选择564.3.3掘进工作面所需风量574.3.4掘进通风设备选型584.3.5局部通风机安全技术措施614.4全矿所需风量62矿井风量计算标准及原则62矿井总风量的计算62风量分配684.5全矿通风阻力的计算70矿井通风总阻力计算原则70通风阻力最大路线70通风阻力计算70矿井总风阻和等积孔的计算764.6矿井主要通风机选型78自然风压78主要通风机的风压和风量80主要通风机的选择82配套电动机的选择83矿井主要通风设备的要求85矿井反风措施及装置86矿井反风的目的意义86矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析86概算矿井通风费用86井下防止特殊灾害的安全措施884.9.1井下防尘88瓦斯预防88火灾预防88水灾预防89井下防爆及隔爆90避灾线路905安全技术措施92粉尘（岩尘、煤尘）灾害的类型及危害92煤尘爆炸性92呼吸性粉尘（煤尘、岩尘）93导致粉尘灾害的主要原因93易发生粉尘事故的场所94煤尘爆炸防治系统评价94系统概况94评价过程95现场存在问题95安全分析96安全评价96评价结果97防治煤尘措施97防治煤尘措施97煤尘事故的预防106煤尘事故的处理107古城煤矿火灾预防与治理的应用与研究1121研究的背景和意义1122矿井概述112矿井概况112地质条件113煤层瓦斯及煤尘爆炸指数1133矿井防灭火的重点及难点113巷道掘进时期的防火灾重点113综采面回采时的防火灾重点114综采面煤层火灾防治的难点1144综采面煤层自然发火监测及早期预报方案114沿空巷道自然发火观测方案115工作面自然发火监测及早期预报117采空区遗煤自燃危险区域判定观测方案118采空区煤体自燃危险区域判定方法120工作面封闭期间和闭墙内火灾气体检测和预报121古城矿现用的防火技术：1225巷道掘进期间的防火方案135巷道自燃危险区域防火处理原则135巷道高冒区、顶板离层区和破碎区防火方案1356综采面生产期间的防火技术措施136开切眼注胶和灌浆137综采面回采期间的防火措施139综采面停采时的防火技术措施139综采面临时停采的防火措施140工作面停产撤架期间的防灭火140主井口防灭火安全技术措施14171311综采面防火灾应急方案142应急方案实施的技术条件142火灾救灾的基本要求142综采面CO气体超限应急方案142巷道自燃火灾应急方案142采空区自燃火灾应急方案143旧巷自燃形成的火灾应急方案144进度安排144所需仪器设备及材料145附表146结语150参考文献151翻译部分152英文原文152中文译文158致谢163矿区概述及井田地质特征矿区概述矿区地理位置与交通条件矿区地形特点矿区气候条件矿区水文情况矿区经济概况井田地形特征煤田地质勘探地层情况1.2.3水文地质特征煤层特征煤层埋藏条件3煤：是本区最重要的可采煤层。位于山西组的下部，距山西组底界10m左右，距三灰50m左右；平均，层位稳定，厚度变化不大，全区可采。结构简单，有7个钻孔发现有夹石，厚～。直接顶板为深灰色，厚3m左右的砂质泥岩，有少数孔伪顶为泥岩。老顶是灰白色含黑色矿物较多的中粒砂岩，底板为5～7m的且有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩。1.3.2瓦斯煤尘1.3.4煤的自然2井田开拓2.1井田境界及可采储量井田境界2.1.2矿井工业储量（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平稳，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均值。2.1.3矿井可采储量矿井工作制度、设计生产能力及服务年限本矿井设计为立井单水平上下山开拓，第一水平的服务年限就是全矿井的服务年限。2.2井田开拓2.2.1井田开拓的基本问题2.2.2矿井基本巷道大巷运输设备选型2.2.4矿井提升方式3采煤方法及带区巷道布置3.1煤层的地质特征3.2带区巷道布置及生产系统巷道布置1、带区巷道布置以轨道大巷、运输大巷两侧保护煤柱线设停采线。首采带区由个倾斜分带联合布置。在轨道大巷一侧掘带区车场与带区煤层运料平巷沟通；在运输大巷一侧掘带区回风斜巷与带区煤层运煤平巷贯通。带区煤层集中运料平巷和运煤平巷与各分带运输斜巷和分带轨道斜巷联通。2、工作面巷道布置首采工作面开切眼、分带轨道斜巷和分带运输斜巷均沿3煤底板布置在煤层中，两分带斜巷相互平行且与切眼垂直（具体见带区巷道布置图）。3、带区煤柱为保证带区的采出率，在开采的过程中，条带之间采用跳采的开采形式，并保证两翼均衡开采的方法，当已开采结束的工作面稳定后，采用沿空掘巷的方法掘进巷道，大约留三到五米的小煤壁保证采空区的瓦斯以及涌水不会危机到掘进巷道工人的安全，这样能很有效的提高条带的采出率，充分体现了本矿井设计对国家一些要求的执行。1、确定带区车场的形式、线路布置本设计带区煤层运料平巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接，除了带区下部车场，带区内没有其它车场。带区下部车场用行人运料斜巷作下部车场，通过提升绞车提升；绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内采用绞车牵引矿车进行辅助运输。1）带区煤仓设置一定容量的带区煤仓对于保证采掘工作面正常生产和高产，高效是十分必要的。它可以有效的提高工作面采掘设备的利用率，充分发挥运输系统的潜力，保证连续均衡生产。在分带运输斜巷与带区煤层运煤平巷连接处，大巷两侧对应两个带区设一个带区煤仓。带区煤仓采用倾斜煤仓，断面为圆形，煤仓高度为，用混凝土砌碹支护，壁厚300mm。煤仓容量按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算。为了大巷安全，煤仓与大巷连接处必须加强支护，在煤仓下部收口处四周敷设数根钢梁，灌入混凝土与大巷支护连为一体。2）绞车房应选择在围岩稳定，无淋水，矿压小和容易维护的地点；在满足施工机械安装和提升运输要求前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少工程量。绞车房采用三角架进行安装。绞车房的高度一般在3～4.5m。断面形状和支护设计为半圆拱型，采用锚喷支护，喷厚100mm。工作面辅助运输采用绞车牵引。绞车房布置在煤层中，距轨道大巷20m，距离带区煤层运料平巷3）带区变电所带区变电所应设在岩层稳定，无淋水，矿压小及通风良好的地点，带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间，其位置见带区巷道布置图。高压电气设备与低压设备分别集中在一侧布置，故硐室宽度取；高度根据行人的高度和设备要求以及吊挂电灯的高度确定为3m，通道高度取。硐室断面形状采用半圆拱，采用锚喷支护。底板采用100＃混凝土铺底，并高出邻近巷道200～300mm和具有3‰的流水坡度，以防矿井水流进变电所。硐室与通道的连接处，设有向外开的防火栅栏两用门。带区生产系统1运煤系统：工作面落煤→工作面刮板输送机→转载机→分带皮带运输巷→带区煤仓→胶带运输大巷→井底煤仓→主井→地面2运料，排矸系统：地面→副井→井底车场→轨道大巷→行人运料进风斜巷→带区煤层运料平巷→分带轨道斜巷运矸系统岩石掘进工作面→小矿车→轨道大巷→井底车场→副井→地面3通风系统：（新鲜风流）副井→井底车场→轨道大巷→行人运料进风斜巷→带区煤层运输顺槽→综采工作面→分带轨道斜巷→带区煤层回风大巷→总回风石门→→地面巷道掘进方法及通风1)、巷道掘进方法带区内巷道主要有三种：岩巷、煤巷和半煤岩巷。掘进带区车场时，采用钻爆法施工，挂腰线掘进；掘进煤巷和半煤岩巷时，采用配套综掘设备进行落、装煤岩，通过桥式胶带转载机和可伸缩带式输送机运输煤岩。本设计所选用的配套综掘设备主要为：AM―50型掘进机，QZP―160A型转载机，SSJ800/2×40=1\*ROMANI型可伸缩胶带输送机，锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作。分带轨道斜巷和分带运输斜巷均为沿空掘巷，沿底板掘进。2)、掘进通风采用压入式局部通风机进行通风，局部通风机应在新鲜风流处。每个掘进工作面配备两台FD-型2×30KW局部通风机,为了防止回风短路，在顺槽设置风门或风窗，具体位置见带区巷道布置图。带区的生产能力(1)掘进产煤年煤巷掘进量以5000m计，含煤系数取80A掘=L×S×r×K(公式3.1)式中：A掘—年掘进出煤量，t/a；L—年煤巷掘进长度，5000r—煤的容重，m3；S—巷道掘进断面积，计15m2K—含煤系数，取80%；A掘=5000×15×1.25×0.8=万t/a。掘进面日产：A日掘=280t。(2)回采面产煤一个采煤工作面产量由公式：A回=L×V0×M×R×C0(公式3.2)式中：L—采煤工作面长度，200V0—工作面推进度，m/aM—煤层厚度或采高，5R—密度，t/m3C0—采煤工作面采出率，3煤层为厚煤层取回采面生产能力：A==17万吨带区生产能力A=A掘+A回=万t+17万t=18万t3.3采煤方法采煤工艺方式d将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，[3-1（d）]。各工艺过程安全注意事项1)、割煤=1\*GB2⑴开机前，机组司机应按规定对煤壁、顶底板、支架、溜子、机组电缆、水管、水压、油压及油质进行全面检查，消除故障和隐患以后，发出开机信号，确保机组周围无人，方可开机作业。=2\*GB2⑵割煤时，机组司机应站在支架内，集中精力进行操作，严禁把头伸在机组和支架顶梁间。=3\*GB2⑶割煤时先送水，后开机，停机时先停机后停水，禁止无水开机作业。=4\*GB2⑷割煤时，要随时注意机组各部分运行状况，发现异常及时停机，经检查处理后方可开机。=5\*GB2⑸机组割到距机头、机尾5m时，要放慢速度到2m/min，缓慢进行，待割出锚杆后，停溜闭锁溜子，退回机组停机，人工取出锚杆，然后机组在缓慢割透煤帮。机组割煤帮时，进回风巷内工作面3m范围内不准有人，防止滚筒甩出锚杆或钢带伤人。2)、移架=1\*GB2⑴工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前应熟悉各操作手把功能。移架前，应检查支架3m范围内是否有人，有人严禁移架。=2\*GB2⑵割过煤后，距机组后滚筒4-6架进行移架，当片帮或顶板破坏严重时，必须拉超前架或者紧随上滚筒进行移架。=3\*GB2⑶移架时，先将侧护板、护帮板收回，方可降架，支架可降100-200mm，局部需要超前移架时，必须保持支架分段成直线。=4\*GB2⑷移架到位后，要将支架升紧，顶梁升平，护帮板打出，同时调整相邻两支架侧护板不超过2/3的高差（遇构造除外），并将操作手把打在零位，任何人严禁随意乱动。=5\*GB2⑸移排头支架时，必须将底座附近浮煤清理干净，整理好管路、电缆，三架互为支点降架前移。操作阀组人员必须站在本架踏板上操作，其他人员不得站在破碎机附近，支架前方巷道10m范围内不得有人。=6\*GB2⑹割煤时可将机组前方10m的推溜手把打在供液位置，停止割煤时，必须及时将手把打在零位。3)、推溜=1\*GB2⑴推溜由移架工负责进行。=2\*GB2⑵推溜时，支架与挡煤板之间严禁有人，防止推溜千斤顶和框架伤人。=3\*GB2⑶推溜工作应在刮板输送机运行中进行，严格执行顺序追击作业，从一端到另一端，不准在任意段或由两端向中间推。=4\*GB2⑷推溜时，如因机道有台阶、矸石等障碍物推不动溜子时，应进行反刀或人工清煤。人工清煤必须闭锁机组、溜子，且不少于2个有效闭锁键处于闭锁状态。必须有专人看护，注意片帮。=5\*GB2⑸移机头、机尾时，必须将附近的浮煤杂物清理干净，移机头拉排头架，移机尾拉机尾架必须连续进行。=6\*GB2⑹移后溜时，要密切注意插板的位置和状态，防止插板压住后溜大链，拉断大链。4)、放煤=1\*GB2⑴初次放煤时，应在工作面刷帮试采，出切眼10m后即进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。=2\*GB2⑵放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。=3\*GB2⑶放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落.=4\*GB2⑷放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。=5\*GB2⑸应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。=6\*GB2⑹工作面机头留5台支架、机尾留4台支架不放煤，以维护出口顶板的安全。3.3.2回采巷道布置由于综采工作面支架运输不便，因此，巷道施工中必须保证回采工作面等长。4矿井通风及安全矿井通风系统选择矿井概况降雨多集中在7～8月份，日最大降雨量（1993年8月5日）。年平均蒸发量。选择矿井通风系统原则⑴应有利于加快矿井建设速度，鼓术经济合理，生产安全。⑵必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》有关规定。①每一矿井必须有完整的独立通风系统。②新建或改建的矿井，如果采用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口。⑶箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不兼作风井。如兼作风井时，必须遵守下列规定：①箕斗提升井兼作回风时，井上、下装卸载装置和井塔都必须有完善的封阂措施，其漏风率不得超过15％，并应有可靠的降尘设施。但装有肢带输送机的井筒，不得兼作回风井。②箕斗提升井，或装有胶带输送机的井筒，兼作进风井时，箕斗提升并筒中的风速不得超过每秒6m，装有胶带输送机的井筒的风速不得超过每秒4m，并都应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度，符合工业卫生标准。胶带输送祝的并筒中还应装有专用的消防管路。⑷其他还应考虑以下各因素：①风井位置要在洪水位标高以上，进风并口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500m。②井口工程地质及井筒施工地质条件简单。③占地少，压煤少，交通方便，便于施工。④通风系统简单，风流稳定，易于管理。⑤发生事故时，风流易于控制，每个带区至少有两个通向地面的安全出口，以便于人员撤出。⑥使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。⑦尽可能使每个带区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物．以免引起大量漏风。⑧多风机抽出式通风附，为了保持风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻(一般要求公共区段的负压不超过任何一个扇风机负压的25％)。⑨通风费用少。⑩后期通风合理。4.1.3确定矿井的通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。4.1.4通风方式的确定选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。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4-1。图4.1各种通风方式表4.1通风方式比较通风方式适用条件及优缺点中央并列式适用煤层倾角大，走向不长，投产初暂未设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井。初期投资少，带区生产集中，便于管理，节省工业广场面积，但进出风井漏风大，风路长，阻力大。中央边界式通风阻力较小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染适用于煤层倾角较小、埋藏较浅，井田走向长度不大瓦斯与自然发火比较严重的矿井两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。内部漏风少中。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声的危害井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井分区式适用于煤层距地表潜，或因地势变化大无法开凿潜部回风道，在开采第一水平时，只能用这种分区式回风，另外，可见走向长多煤层开采、高温矿井，宜于此方式。每个带区有独立通风线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快占用设备多，管理分散，矿井反风困难混合式混合式是前几种的发展，使用于：矿井走向距离很长，多煤层、多井筒矿井，有利于矿井分区分期投产；大型矿井井田面积大，产量大或采用分区开拓矿井。根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井矿井通风系统方案为：方案一：中央并列式。方案二：两翼对角式。1）矿井通风方案的技术比较根据以上提出的二种通风方案，对其进行技术上的优缺点比较，方案的技术比较列表进行比较。通风方案技术比较见表4.2。表4.2通风方案技术比较表优点缺点方案1这种通风方式只设有一个出风井，初期投资少节省工业场地，建井工期短。进出风井漏风大，风路长，阻力大。方案2这种通风方式的优点在于通风路线长度和风压变动较小，通风机工作稳定，漏风少，矿井个带区能保持独立的通风，有利于矿井通风系统管理，发生灾变时，两个风井均可作为安全出口，抗灾能力强初期投资大，建井期长，工程量大方案1和方案2个有其优缺点，在技术上难于明显的分出其优劣，因而还需进一步作经济比较。2）通风方案的经济比较通风方案在经济比较中，对相同巷道的开拓和维护费用均不作比较。大巷和风井的维护费用按20年的服务年限进行计算(1)井巷工程掘进费用比较。表4.3井巷掘进费用比较方案项目方案1方案2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5525744．527748回风井780255×2286．50合计相对百分数100%112.45%(2)巷道维护费用能够比较表4.4井巷维护费用比较表方案项目方案1方案2工程项目工程量（m）单价(元/ma）费用（万元）工程量（m）单价/ma）费用（万元）回风大巷552580774880回风井78090255×2合计相对百分数100%120.18%(3)通风设备购置费用矿井主风机、配套电机设备购置费按90万元计算，主风机房必须安装两套主风机及配套电机。一套工作，一套备用。则共需设备费90*2=180万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反门设施等通风设施的土建费按60万元计算。则建一个风机房共需240万元。表4.5通风设备费用比较表方案项目方案1方案2通风设备费2402×240相对百分数100%200%(4)通风电费比较根据《矿井生产经营费指标》矿井通风分册，中央并列式通风时风井风量为/秒，风井年耗电费50.2万元。两翼对角式通风时风井风量为42立方米/秒，风机年耗电费18.5万元。风机服务年限按25年计算。表4.6通风电费比较表方案费用项目方案1方案2通风电费（万元）50.2×25=125518.5×25×2=925相对百分数135.67%100%(5)通风总费用比较表4.7通风总费用比较表费用（万元）项目方案1方案2井巷掘进费井巷维护费通风设备费240480通风电费1255925总费用相对百分数100%102.05%综上的技术比较和经济比较，可以看出，方案1优越于方案2。因此本矿井采用方案1中央并列式通风。主要通风机工作方法主扇的工作方法有抽出式和压入式两种。1)两种主扇工作方法的风流运动过程(1)抽出式的风流运动过程在服务范围内的西风井安设抽出式主扇。主扇开始工作后，矿井内的风流处于负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿运输大巷经带区上部车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面。(2)压入式的风流运动过程在副井井口安设压入式主扇，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开。主扇开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿轨道大巷经过带区上部车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面。本矿井虽然为低瓦斯矿井，但是煤层有自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险性。采用抽出式通风，沿通风线路漏风少，通风管理工作比较容易，并且新旧水平过渡容易。另外，主扇布置在两翼风井而不是副井井口，对工业广场不造成噪音污染。因此，综合以上因素，确定主扇的工作方法为抽出式。4.2带区通风带区通风概述带区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分，它包括带区进回风和工作面进回风巷道的布置方式，带区通风路线的连接形式，以及带区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容。表4.8抽出式和压入式的优缺点工作方式优点缺点抽出式整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，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。在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。总进风量和工作面通风量都会减少。压入式用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下使用比较安全。如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。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难，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。带区通风系统应满足：分区通风、采掘工作面应采用独立通风，带区内所有的巷道，回采工作面，备用工作面，掘进工作面和硐室等有足够的风量；带区内风流稳定；有利于采空区瓦斯排放和防止浮煤自燃；通风系统具有一定的抗灾能力和满足一些特殊要求的能力（如抽放瓦斯、防火灌浆、煤层注水、区域反风和降温等）。使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。带区通风系统的要求带区通风的基本要求：1)回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；2)工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3)煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；4)回采工作面的风速不得低于1m/s；5)工作面回风流中沼气浓度不得超过1％；6)必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；7)要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；8)机电硐室必须在进度风流中；9)采空区必须要及时封闭；回采工作面的通风方式1)采煤工作面通风类型的确定本设计是带区布置通风方式是中央并列式适合本采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式，见图4.2，通风类型的粗略比较图4.2回采工作面通风类型表4.9回采工作面通风类型比较表类型优点缺点U形采空区漏风少在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产。Z形在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高。Y形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿带区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，巷道的掘进和维护费用较大。双Z形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大。由于本设计矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量很小，且U形通风漏风量少，易于通风管理。结合设计带区回采工作面推进方向，确定回采工作面的通风类型为U型通风。4.3掘进通风掘进通风方法选择掘进通风方法分为利用矿井总风压和利用局部动力设备两种方法。利用矿井总风压进行局部通风，将增大矿井通风阻力，增加矿井通风成本，且设计矿井掘进工作面掘进长度较长，利用矿井总风压通风难以满足掘进通风要求，因此，设计选用局部动力通风方法，动力设备为局部通风机。掘进通风方式选择局部通风机通风由局部通风机和风筒组成，按其工作发式分为：压入式、抽出式和混合式。其特点分别是：1)压入式通风时，局部通风机及其附属电器设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，安全性差。2)压入式通风，风筒出口风速和有效射程较大，可以防止瓦斯层状积聚，散热效果好，然而，抽出式通风有效吸程小，排污风时间长、速度慢。3)压入通风时，可用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便，而抽出式的风筒承受负压，必须使用刚性或带钢性骨架的可伸缩风筒，成本高、重量重、运输部方便本设计，煤巷掘进工作面瓦斯涌出较少，由于现在掘进机械化的提高，工作面需风量大，再综合压入式和抽出式通风优缺点比较，故本设计选用压入式掘进通风，其示意图如图4.3掘进工作面所需风量1)按瓦斯涌出量计算(4.1)式中：—第i个掘进工作面的需风量—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，/—第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用系数，一般为1.5—2.0。取1.5按日产160t计算=160×2.52/（60×24）=0.28m3Qhi=100×0.28×1.5=42/min（4.2）给4mNbi——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，根据古城矿现场生产实际，取Nai=40人。K风量备用系数：中央并列式取1.45。则Qbi=4Nbi=4×40×1.45=232m3)按炸药量计算Qbi=25AbK，m3/min（4.3）式中：25——以炸药量为计算单位的供风标准[m3/（min·kg）]，即为每公斤炸药爆破后，需要供给的风量；Abi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。根据参照《煤炭井巷综合预算》关于炸药用量的规定，取一次爆破使用的最大炸药量为6.5kg。则:Qbi=25Abi=25×6.5×1.45=m3通过以上的计算，选取最大值236m3/min。而本设计根据矿井的实际经验，对于煤巷掘进头的供风量确定为2364)按风速进行验算按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量（4.4）=60×=150/min按最高风速验算，各个煤巷掘进工作面的最大风量（4.5）=60×4=2400/min式中：—第i个掘进工作面最大风量因此，掘进工作面供风=378/min，能够满足要求。掘进通风设备选型选用风筒要与局部通风机选型一起考虑，其原则是：1)风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求；2)在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，立井凿井时，选用600～1000mm的铁风筒或玻璃风筒；通风长度在200m以内，宜选用直径为400mm的风筒；通风长度200～500m，宜选用直径500mm的风筒；通风长度500～1000m，宜选用800～1000mm的风筒。(1)风筒的种类掘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，连接和悬吊也简便。胶布和人造革风筒防水性能好，但柔性风筒只适用于压入式通风。为了满足抽出式通风的要求，目前有用金属整体螺旋弹簧钢丝为骨架的塑料布风筒。矿山常用的风筒直径有300、400、500、600和800mm等。本设计采用压入通风，选用用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便。设计煤巷掘进长度一般都大于500m，所以选用800mm直径的风筒。规格选用胶布风筒。起规格参数见表4.10。表4.10胶布风筒规格参数表直径/mm截长/m壁厚/mm-1风筒断面/m23001040010500106001080010100010(2)风筒的接头柔性风筒的接头方式有插接，单反边接头、双反边接头、活三环多反边接头、螺圈接头等多种形式。插接式最简单，但漏风量大；反边接头漏风较小，不易涨开，但局部风阻较大；后两种接头漏风量小、风阻小，但易涨开，拆装比较麻烦，通常在长距离掘进通风时采用。本设计采用多反边接头方式。多反边接头如图示，是在双反边的基础上多一个活环3。活环3先套在有铁环2的风筒上(图A)，当风筒1反边翻套在风筒2上时，再把活环3套在风筒2的反边和风筒1的翻边上(图B)，然后把风筒2的反边和风筒l的翻边都翻套在活环3上(图C)。3)风筒阻力根据风筒的百米风阻值R100可以直接计算长度为L的风筒实际风阻：图4.4风筒联结示意图 RF=(L/100)*R100，/M8（4.6） RF =32.5/M8百米风阻值见表4-11表4-11胶布风筒的摩擦阻力系数与百米风阻值风筒直径/mm3004005006007008009001000α×104/5349454138323029R100/141231494344)风筒漏风风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数称为风筒漏风率Le，Le虽然能够反映风筒的漏风情况，但不能作为对比指标。故常用百米漏风率Le100表示：Le=(Qf–Q)/Qf×100 Le100=(Qf–Q)/(QfL/100)=Le/L×100（4.7）式中：L——风筒全长，m;表4-12一般要求柔性风筒的百米漏风率达到中的数值通风距离/m＜200200～500500～10001000～2000＞2000Le100/％＜15＜10＜3＜2表4-13FD—型号FD—电动机功率（KW）20风机级数2风量m3/min450～320风压（pa）1250～5000重量（Kg）1100生产厂家重庆煤科分院局部通风机安全技术措施4.4全矿所需风量矿井风量计算标准及原则风量计算的标准1)供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该用风地点的供风量。按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m32)按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求计算，取其最大值。风量计算原则无论矿井或带区的供风量均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地点的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各带区风量。最后求出全矿井总风量。矿井总风量的计算=960m3/min=16m3/s2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算（4.13）式中——采煤工作面所需风量之和，m3／min；——掘进工作面所需风量之和，m3／min；——硐室所需风量之和，m3／min；——采掘硐室外其它地点所需风量之和，m3/minK——矿井通风系数，考虑矿井内部漏风和配风不均匀等因素，K的取值范围为1.20—1.25。(1)采煤工作面需风量计算采煤工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其最大值，并用风速验算。①按工作面瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算，有（4.14）式中：——所有出煤工作面实际需风量，/min；——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，/min；工作面日产量：4050t；综采工作面瓦斯绝对涌出量：=4050×2.52/（60×24）=7.1/min则综采工作面需风量：=100××Kc=100×7.1×1.5=1065/min②按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表4.14。表4.14工作面气温与风速的关系按下式计算：（4.15）式中：——回采工作面适宜风速，取——回采工作面有效断面，按最大和最小空顶有效断面的平均值计算，m2支撑式支架时用=3.75(M-0.3)掩护支架时用=3(M-0.3)M=5m——工作面长度系数，按表4—15选取，工作面长205m。取1.3。则按工作面气温与风速的关系计算的需风量=60×Vc×Si×Ki（4.16）=1649.7m3/min③按工作人员数量计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。（4.17）式中：4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Ni——第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。则按工作人员数量计算高工作面需风量由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：单个掘进工作面日产量：160t；则：煤巷掘进工作面瓦斯绝对涌出量：=160×2.52/（60×24）=0.28m3煤巷掘进工作面需风量：=100qai×Kai=100×0.28×1.5=42m3②按炸药消耗量计算式（4-20）——掘进工作面实际需风量，m3/min；——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg；b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，煤巷取/kg,岩巷取/kg；t——通风时间，一般不少于20min；c——爆破后经通风后，允许人员进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%岩巷全断面一次爆破消耗炸药15kg。则按炸药消耗计算岩巷掘进工作面需风量m3/min③按局部通风机吸风量计算（4.21）式中——掘进面局部通风机额定风量，m3/min——掘进面同时运转的局部通风机台数，台——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2-1.3。则=250×1×1.2=300m3/min④按掘进工作面工作人员数量计算（4.22）式中：4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3Nj——第j个掘进工作面同时工作的最多人数，取40人。故综掘机掘进工作面风量：=4×40=160m3/min大巷掘进工作面风量：=4×40=160m3/min由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=375m3⑤按风速进行验算按《矿井安全规程》规定岩巷掘进工作面的风量应满足：（4.23）煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：（4.24）式中Sj——掘进工作面过风断面，m2煤巷Sj=12.11m2，岩巷Sj=16.37m29×17.6=158.4≤375≤240×17.6=422415×13.8=207≤375≤240×13.8=3312由风速验算可知，=375m3/min符合风速要求。则：掘进工作面的需风量均为375(3)硐室需风量硐室的需风量可以根据经验值取：井下炸药库Q硐=80m3带区变电所Q硐=80m3充电硐室Q硐=100m3/min(4)其它巷道需风量计算新矿井设计、其它用风巷道所需风量可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的3%～5%进行考虑。=（1649+300+80+80+100）m/min=159.45m/min取160m/min。由以上计算结果，按采煤、掘进、硐室等处实际需风量分别计算矿井通风容易时期和困难时期的矿井总需风量，该矿井容易时期和困难时期所需的总风量相差不多，详见立体图。用风地点见图4—3和4—4。矿井通风容易时期：(1649+375)=4379m/min矿井通风困难时期：(1649+375)=4379m/min风量分配风量分配原则主要是：1)分配到各用风地点的风量，应不低于本节上面计算出的风量；2)为维护巷道，防止坑木腐烂，金属生锈，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；3)风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。风量分配应按不同时期的矿井总进风量和用风地点，采用由里到外，细致配风。矿井通风容易和困难时期的确定见4.5节矿井通风阻力。说明：由于本矿设计运输大巷单独的进风风流不经工作面，故给该巷分440m/min。表4.16矿井通风困难时期风量分配表用风量用风点数量单位需风量需风量配风量配风系数个m3/minm3/minm3/min采煤工作面综采工作面1164916492000掘进工作面煤掘工作面437515001500独立通风硐室充电硐室1100100110变电所280160190火药库1808090小计340390其它用风地点160+440690矿井有效风量4089内部漏风500矿井总进风量4580体积膨胀量(总进风5%)130外部漏风量(总回风5%)140通风风机风量5571表4.17矿井通风困难时期风量分配表用风量用风点数量单位需风量需风量配风量配风系数个m3/minm3/minm3/min采煤工作面综采工作面1164916492000小计掘进工作面煤掘工作面437515001500小计独立通风硐室充电硐室1100100110变电所280160190火药库1808090小计340390其它用风地点160+440690矿井有效风量4089内部漏风721矿井总进风量4580体积膨胀量(总进风5%)130外部漏风量(总回风5%)140通风风机风量5571风速校核风量分配到各用风地点后，验算各过风巷道的风速，防止巷道内风速过大或过小，使之满足对巷道的风速规定。具体验算见4.5节矿井通风阻力。4.5全矿通风阻力的计算矿井通风总阻力计算原则1)矿井通风总阻力，不应超过2940Pa2)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）宜按照井巷摩擦阻力的10％计算，扩建矿井应该按照井巷摩擦阻力的15％计算。通风阻力最大路线首带区首采工作面通风路线最短，通风阻力最小，为矿井通风通风容易时期；边界带区（最后一个工作面通风路线最长，通风阻力最大，为矿井通风困难时期。确定矿井通风容易时期的最大阻力路线为：根据通风容易和困难时期的立体图：图4.3、图4.5和网络图：图4.4、4.6，经过综合分析，确定：矿井通风容易时期，最大通风阻力路线为：0→1→2→3→4→5→6→7→8→9→10矿井通风困难时期，最大通风阻力路线