矿井通风课程设计

矿井通风矿井通风系统设计是矿井总体的一个重要组成部分，是保证矿井安全生产的的重要组成部分，其基本任务就是结合矿井开拓与开采设计，见了一个安全可靠、技术先进、经济合理和便于管理的通风系统，并在此基础上计算各用风所需风量，总风量与总风压，选择矿井通风设备，在概算通风费用。因此，必须配合其他生产环节来周密考虑，精心设计以达到最佳效果。下面是根据XX矿井的具体条件来设计该矿井的通风系统。1通风系统1.1矿井通风方式和通风方法矿井初期为分区式通风系统：副斜井、23煤副斜井、进风井、主斜井进风，东翼风井和西翼风井回风。矿井通风方式为抽出式。后期为并列式通风系统：副斜井、进风井、主斜井进风，东翼风井或者西翼风井回风。矿井初期和后期均设有两个回风井，即东翼回风井和西翼回风井。矿井采煤工作面采用全负压通风，由工作面运输顺槽进风，工作面回风顺槽回风，工作面通风系统为U型。矿井东翼初期通风网络：新鲜风流自副斜井井筒→井底车场→24煤轨道运输巷→东24煤机轨合一巷（东翼24煤进风行人上山）→工作面进风巷→胶带顺槽→采煤工作面。新鲜风流自进风斜井井筒→联络巷→24煤胶带运输巷→东24煤机轨合一巷（东翼24煤进风行人上山）→工作面进风巷→胶带顺槽→采煤工作面。新鲜风流自主斜井井筒→东24煤机轨合一巷（东翼24煤进风行人上山）→工作面进风巷→胶带顺槽→采煤工作面。乏风风流自采煤工作面→轨道顺槽→工作面回风巷→东翼24煤回风上山→东翼24煤总回风巷→东翼回风井井筒→地面。矿井西翼初期通风网络：新鲜风流自23煤副斜井井筒→西翼23煤行人下山（西翼23煤机轨合一下山）→工作面进风巷→胶带顺槽→采煤工作面。新鲜风流自进风斜井井筒→西翼24煤胶带运输下山→西翼23煤行人下山（西翼23煤机轨合一下山）→工作面进风巷→胶带顺槽→采煤工作面。新鲜风流自副斜井井筒→副斜井井底车场→西翼24煤轨道运输下山→西翼23煤轨行人下山→工作面进风巷→胶带顺槽→采煤工作面。乏风风流自采煤工作面→轨道顺槽→工作面回风巷→西翼23煤回风下山→西翼23煤总回风巷→西翼回风井井筒→地面。详见矿井通风容易时期、通风困难时期通风系统及网络示意图1-1～2。1.2风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井初期利用原谱兴煤矿的23煤回风井作为改造后的西翼回风井，负责矿井西翼的回风任务；利用原菜子田矿的24煤新回风井作为改造后的东翼回风井，负责矿井东翼的回风任务。全矿井通风方式为分区式通风。矿井后期，采西翼时，西翼回风井作为矿井的回风井；采东翼时，东翼回风井作为矿井的回风井。东、西翼风井位于东、西翼风井工业场地内，东翼风井服务矿井东翼，西翼风井服务矿井西翼，服务年限分别为8.9a和15.4a。矿井通风容易时期所服务的采区为西23采区和东24采区，服务的煤层为23煤和24煤，服务的采面为西23采区和东24采区内的所有采煤工作面。矿井通风困难时期所服务的采区为西24采区、东25-26采区、西25-26采区、西17-19采区，服务的煤层为25煤和26煤及后期单独考虑开采的17和19煤。2矿井风量、负压及等积孔 2.1矿井风量本次补充（修改），全矿井首采区为东翼24采区，该采区面积较小，可采储量较少，为了能够使采区正常接替，考虑西翼23采区为其接替采区，为满足矿井采区正常接替通风需要，使西翼风井风机能够正常选型，全矿井初期考虑在东翼布置1个综采工作面，1个抽放面，2个煤巷掘进工作面；在西翼23采区预留一个备用综采面和抽放面的风量，2个岩巷掘进工作面.全矿井2个井下变电所、5个绞车房及其它用风地点的风量。根据现行《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值。2.1.1按最大班下井人数需要风量计算Q=4Nk=4×132×1.20=633.6m3/min=10.56m3/s式中：Q—矿井总需风量，m3/s；N—井下同时工作的最多人数；井下同时工作最多人数为132人（黔府发【2007】32号第19条规定“规范煤矿生产用工管理，原则上生产能力45万吨/年以上的煤矿每个采区同时作业的采掘人93人，不违反该规定，132人为井下同时工作最多人数）。K—矿井通风系数，取1.20；4—每人每分钟供风标准，m3/min.人。2.1.2按采煤、掘进、硐室、其它用风地点等实际需风量计算Q矿井=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐+∑Q它）×K，m3/s式中：∑Q采──采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q掘──掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q硐──独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/s；∑Q它──除采掘硐室外其它需风量总和，m3/s；K──矿井通风系数，取1.20。A、采煤工作面需风量计算a、按瓦斯涌出量计算Q采＝100×q瓦采×Kc，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/min。抽放前21.60m3/min，矿井抽放率为55%，抽放后工作面瓦斯涌出量为9.72m3/min。（备注：本设计的瓦斯涌出量是根据经验公式预测的矿井最困难时期的瓦斯含量预测值计算的能够满足矿井通风风量的需要，并且设计考虑有一定的富裕）Kc——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般机采工作面1.2～1.6，取1.4；Q采＝100×9.72×1.4＝1360.8m3/min，即23m3/s。b、按工作面温度计算Q采=60×VC×SC×KC（m3/min）=60×1.4×7.5（6.6）×1.1=693m3/min（609.8），即11.6m3/s（10.2m3/s）式中：VC—采煤工作面风速，当工作面温度稳定在20～23℃间时，工作面风速应在1.0～1.5m/s之间。取1.4；SC—采煤工作面的平均断面积，7.5m2；KC—工作面长度系数，取1.1。c、按回采工作面同时作业人数计算需风量Q采=4·nc=4×46=184m3/min即3.1m3/s式中：4──每人每分钟供给的最低风量，m3/min。nc──采煤工作面同时工作的最多人数，46人。d、按风速验算根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足：15×Sc≤Q采≤240×Sc式中：Sc──回采工作面平均有效断面，7.5m2；Q采──采煤工作面需风量，由于井田深部无瓦斯相关参数，随着煤层开采深度增加，井田瓦斯含量增大，参照贵州省同一地区条件类似矿井，结合本矿井的实际情况，本设计综采工作面暂取25m3/s，在矿井补充完善瓦斯参数后，及时调整矿井综采工作面的风量，保证矿井的安全生产。在鉴定区域以外和通风困难时期，设计考虑布置底板瓦斯抽采巷和备用工作以满足矿井“抽、掘、采”接替平衡，矿井初期瓦斯较小，首采区基本位于鉴定无突出区域范围内，初期暂不考虑布置底板瓦斯抽采巷，初期考虑瓦斯抽放面的风量，能够综采工作面快速推进的要求。参照贵州省同一地区条件类似矿井，结合本矿井的实际情况，瓦斯抽放面的风量暂定为15m3/s，在矿井补充完善瓦斯参数后，及时调整矿井综采工作面的风量，保证矿井的安全生产。B、掘进工作面需风量掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。a、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘＝100×q掘瓦×K掘通式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取2.0；q掘瓦——掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，23煤煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.49m3/min；24煤煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.51m3/min。Q掘＝100×1.51×2.0=302m3/minb、按炸药使用量计算Q掘=(Aj·b)/(t·c)=(5×0.1)/(20×0.02％)=125m3/min，即2.1m3/s式中：Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min;Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，5kg；b—每公斤炸药爆破后生成的当量，根据炸药有毒气体国家标准取b=0.1m3/kg；t—通风时间，取20min；c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取c=0.02％。c、按局部通风机吸风量计算Q掘＝Q扇﹒Ii﹒kf（m3/min）=400×1.3=520m3/min式中：Qf——掘进工作面局部通风机的实际风量，设计煤层掘进工作面局部通风机的额定风量625～350m3/s，电机功率30×2kW；矿井现有掘进工作面局部通风机的实际风量为400m3/s。Z——掘进面同时运转时局部通风机台数，1台Kf——为防止局部通风机吹循环风的风量备用系数，取1.3d、按工作人员数量计算Q掘=4×Nj=4×15=60m3/min，即1m3/s式中：Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min;4—每人每分钟应供给的最低风量，4m3/min。Nj—掘进工作面同时工作的最多人数，15人。e、按风速进行验算按《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15×Sj≤Q掘≤240×Sj式中：Q掘—掘进工作面按不同因素分别计算风量取最大值。Sj=7.5m2。由于井田深部无瓦斯相关参数，随着煤层开采深度增加，井田瓦斯含量增大，参照贵州省同一地区条件类似矿井，结合本矿井的实际情况，本设计掘进工作面暂取10m3/s，在矿井补充完善瓦斯参数后，应及时调整矿井掘进工作面的风量，保证矿井的安全生产。C、硐室实际需风量采区变电所：2m3/s矿井初期和后期硐室配风量一致。D、井下其它地点需风量根据国内矿井的统计资料，结合本矿井的实际情况，井下其它地点需风量∑Q其它=（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）×3％（4%）。∑Q其它（初期）=（25×2+15×2＋10×4＋2×2）×3％=3.72，取4m3/s。∑Q其它（后期）=（25＋15＋30＋2）×4％=2.9，取3m3/s。E、矿井总风量确定根据上述计算结果，对矿井需风量进行计算：矿井需风量为：Q矿井=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K本次补充（修改），全矿井首采区为东翼24采区，该采区面积较小，可采储量较少，为了能够使采区正常接替，考虑西翼23采区为其接替采区，为满足矿井采区正常接替通风需要，使西翼风井风机能够正常选型，全矿井初期考虑在东翼布置1个综采工作面，1个抽放面，2个煤巷掘进工作面；在西翼23采区预留一个备用综采面和抽放面的风量，2个岩巷掘进工作面.全矿井2个井下变电所及其它用风地点的风量。后期考虑1个综采工作面3个煤巷掘进工作面，2个井下变电所及其它用风地点的风量。经计算初期全矿井总风量确定为160m3/s，其中西翼风井回风80m3/s，东翼风井回风80m3/s。后期全矿井总风量为90m3/s（采东翼时东翼风井作为矿井的回风井，采西翼时西翼风井作为矿井的回风井），详见表2-1，2。矿井初期配风量计算表表2-1工作地点需风量工作面（m3/s）综采工作面（其中一个为备用）25×2＝50抽放面（m3/s）其中一个为备用15×2＝30掘进面（m3/s）掘进工作面10×4＝40硐室（m3/s）井下变电所2×2=4其它4总需风量（m3/s）128×1.20=153.6，取160矿井后期配风量计算表表2-2工作地点需风量工作面（m3/s）综采工作面25抽放面（m3/s）15掘进面（m3/s）掘进工作面10×3＝30硐室（m3/s）井下变电所2其它3总需风量（m3/s）75×1.20=90，取902.2矿井通风阻力及等积孔2.2.1矿井通风阻力计算a、摩擦阻力根据矿井开拓布置情况，计算的风量、阻力参数作为风井主要通风机选型的依据。参见通风总阻力计算表2-3～6。本设计各进风井的进风量根据面积和各自长度，经过通风网络计算软件（中国矿业大学矿井通风设计MVDSS）自动分配风量计算的来的数据，经分析与理论实际基本相符。通风摩擦阻力计算公式如下：h=式中：h——通风摩擦阻力，Pa；α ——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Q——通风井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面面积，m2。风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小、转弯、交叉以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生突然的变化，导致风流本身产生剧烈的冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量，造成这种冲击与涡流的阻力即称为局部阻力。本矿井局部阻力按最大摩擦阻力的15％考虑。矿井自然风压按“科马洛夫”公式计算式中Hn――地面井口大气压力，；H――矿井开采深度；T1――进风侧平均温度；T2――回风侧平均温度，；R――矿井空气常数。菜子田煤矿西翼风井通风容易时期负压计算表表2-3序号巷道名称支护方式a(N•s²/m4)L(m)P(m)S(m²)Q(m3/s)V(m/s)H(Pa)123煤副斜井锚喷0.0081568.97.1359338.02西翼23煤行人下山锚喷0.00811111.47.7182.347.23西翼23煤行人下山锚喷0.00819211.410181.805.74西翼23煤行人下山锚喷0.00825011.410393.9027.75工作面进风巷锚喷0.00810011.38202.507.1623煤工作面胶带顺槽工字钢0.02751711.17.6253.29216.4723煤综采工作面液压支架0.03014010.87.5253.3367.2823煤轨道运输顺槽工字钢0.01751011.17.6253.291349工作面回风巷锚网喷0.00810011.48253.1311.110西翼23煤回风下山锚喷0.0081801412.6645.0842.511西翼23煤回风下山锚喷0.008971412.6735.7929.812西翼23煤总回风巷锚喷0.00822013.811.2756.7097.213西翼23煤总回风巷锚喷0.00810213.811.2807.1451.214西翼风井锚喷0.0081979.66.68012.12336.815风硐砌碹0.00330129808.899.516小计108217局部阻力（按15%计）162.6总计1246.8

菜子田煤矿西翼风井通风困难时期负压计算表表2-4序号巷道名称支护方式a(N•s²/m4)L(m)P(m)S(m²)Q(m3/s)V(m/s)H(Pa)1进风井锚喷0.00818011.68.3408243.8225、26煤进风暗斜井锚喷0.00825311.68.3408261.6425、26煤轨道运输巷锚喷0.00815012.812.2609228.55西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.00832012.210.3508567.06西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.00820012.210.3486638.67西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0086012.210.3383.697.38西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0085012.210.3282.723.39西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0086012.210.3497612.110西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0085012.210.3393.796.411西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0085012.210.3373.595.712西翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0086012.210.3272.623.713工作面进风巷锚喷0.00810012.210.3232.2341426煤胶带运输顺槽工字钢0.02762911.18253.13225.91526煤工作面液压支架0.03014010.87.5253.3367.21626煤轨道运输顺槽工字钢0.01762011.18.2253.05130.017工作面回风巷锚喷0.008100118.3253.019.018西翼25、26煤回风巷锚喷0.0086013.513.8332.392.5菜子田煤矿西翼风井通风困难时期负压计算表表2-5序号巷道名称支护方式a(N•s²/m4)L(m)P(m)S(m²)Q(m3/s)V(m/s)H(Pa)19西翼25、26煤回风巷锚喷0.0087013.513.858209.120西翼25、26煤回风巷锚喷0.00810013.513.8689317.821西翼25、26煤回风巷锚喷0.0086013.513.8785.651122西翼25、26煤总回风巷锚喷0.00839213.513.8805.8096.523西翼25、26煤总回风巷锚喷0.00818913.213.8906.5257.724西翼风井锚喷0.0082019.66.69013.64407.725风硐砌碹0.003301299010.0012.026小计135327局部阻力（按15%计）203.128总计1557.4菜子田煤矿东翼风井容易时期负压计算表表2-6序号巷道名称支护方式a(N•s²/m4)L(m)P(m)S(m²)Q(m3/s)V(m/s)H(Pa)1副斜井锚喷0.00818012.310525.2047.92副斜井井底车场锚喷0.0087012.310525.2018.6324煤轨道运输巷锚喷0.00832311.48342566.5424煤轨道运输巷锚喷0.00810711.48263.2512.95东翼24煤机轨合一巷锚喷0.0096012.612312.583.86东翼24煤机轨合一巷锚喷0.00828511.49.1293.1929.07东翼24煤机轨合一巷锚喷0.00819511.49.1212.3110.48东翼24煤机轨合一巷锚喷0.0086011.49.1161.761.99东翼24煤机轨合一巷锚喷0.00816211.49.1101.102.010工作面进风巷锚喷0.00810011.38253.1311.01124煤工作面胶带顺槽工字钢0.02758311.17.6253.292421224煤综采工作面液压支架0.03014010.87.5253.3367.21324煤轨道运输顺槽工字钢0.01761311.17.6253.29161.514工作面回风巷锚网喷0.00810011.48253.1311.115东翼24煤回风上山锚网喷0.0085013.210.4292.793.916东翼24煤回风上山锚网喷0.00813913.210.4353.3716.017东翼24煤回风上山锚网喷0.00816113.210.4508137.818东翼24煤回风上山锚网喷0.00813613.210.4605.7746.019东翼24煤总回风巷锚网喷0.0086013.210.4706.7327.620东翼24煤总回风巷锚网喷0.00815013.210.4726.9273.021东翼风井锚喷0.0084812.39.6808.333222风硐砌碹0.003152129808.8948.023小计926.424局部阻力（按15%计）139.025总计1065.4菜子田煤矿东翼风井困难时期负压计算表表2-7序号巷道名称支护方式a(N•s²/m4)L(m)P(m)S(m²)Q(m3/s)V(m/s)H(Pa)1进风井锚喷0.00818011.68.3408243.8225、26煤进风暗斜井锚喷0.00825311.68.3408261.6325、26煤轨道运输巷锚喷0.0088012.812.2322.623425、26煤轨道运输巷锚喷0.0085012.812.2151.230.6525、26煤轨道运输巷锚喷0.0085012.812.250106.66东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0086012.210.3508512.67东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0085012.210.346478.98东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0089012.210.3519519.69东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0084512.210.3413.986.310东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0083012.210.3313.012.411东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0082512.210.3212.040.912东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0084512.210.3393.795.713东翼25、26煤轨道运输巷锚喷0.0086012.210.3292.82214工作面进风联络巷锚喷0.00810012.210.3252.435.21526煤综采工作面胶带顺槽工字钢0.02765011.18253.13233.41626煤综采工作面液压支架0.03014010.87.5253.3367.21726煤综采工作面轨道顺槽工字钢0.01764011.18.2253.0513218工作面回风联络巷锚喷0.008100118.3253.019.0菜子田煤矿东翼风井困难时期负压计算表表2-8序号巷道名称支护方式a(N•s²/m4)L(m)P(m)S(m²)Q(m3/s)V(m/s)H(Pa)19东翼25、26煤回风巷锚喷0.00810013.513.8332.39220东翼25、26煤回风巷锚喷0.00816013.513.8483.481221东翼25、26煤回风巷锚喷0.0088013.513.8582010.422东翼25、26煤回风巷锚喷0.00818013.513.8689332.123东翼25、26煤回风巷锚喷0.00820513.513.8785.6547.924东翼25、26煤总回风巷锚喷0.00852013.513.8886.38155.125东翼风井锚喷0.0086012.39.6889.1748.426东翼风井锚喷0.00812012.39.6909.38101.327风硐砌碹0.003301299010.0012.028小计1052.429局部阻力（按15%计）157.930总计1210.2PAGE1由于矿井东西翼风井深小于100m，自然风压可以忽略不计。d、矿井通风总阻力本矿井为抽出式通风方式，矿井通风总阻力按以下公式计算：H初期＝h摩小＋h局小－hn2H后期＝h摩大＋h局大－hn1式中：H初期――矿井通风容易时期总阻力；H后期――矿井通风困难时期总阻力；h摩小――矿井通风容易时期最大摩擦阻力；h摩大――矿井通风困难时期最大摩擦阻力；h局小――矿井通风容易时期局部阻力，按最大摩擦阻力的15％考虑；h摩大――矿井通风困难时期局部阻力；按最大摩擦阻力的15％考虑；hn1――帮助通风在最小自然风压，0Pa；hn2――帮助通风在最大自然风压，0Pa；经过分析和网络解算结果（设计采用的通风网络计算软件为“中国矿业大学矿井通风设计MVDSS”）：矿井东、西翼风井通风容易时期最大摩擦阻力发生在东翼开采24煤层24002综采工作面，西翼开采西翼23煤层23003综采工作面时，分别为1065.4Pa和1246.8Pa；矿井西翼风井通风困难时期最大摩擦阻力发生在西翼开采26煤层26001综采工作面时为1557.4Pa。矿井东翼风井通风困难时期最大摩擦阻力在东翼开采26煤层26004综采工作面时为1210.2Pa。详见通风容易时期和通风困难时期网络解算表2-3～6。2.3矿井等积孔西翼风井：通风容易时期：A1＝＝2.70m通风困难时期：A1＝＝2.71m东翼风井：通风容易时期：A1＝＝2.92m通风困难时期：A1＝＝3.08m矿井初期和后期通风难易程度均为容易。井巷中风流速度详见表1-1-2，由此表中可知本矿的井巷风流速度能够满足AQ1055-2008第3.2.2.4规定。其中西翼23煤行人巷、西翼23煤机轨合一巷和西翼23煤回风巷已有巷道布置在煤层，由于这三条巷道的标高均位于1419m以下（在鉴定无突范围以外）设计要求这三条巷道必须立即转入岩巷布置，不得再布置在煤层中，同时做好揭煤和相应的防突措施，保证矿井安全生产。3掘进通风本矿井初期设计两个炮采工作面，四个掘进工作面。由于掘进巷道送风距离较长，掘进断面较大，为有效冲淡并排出掘进产生的有害气体和粉尘，掘进工作面均采用局部扇风机正压通风。掘进通风配备KDF-6.3型局部扇风机，电机功率30×2，风量625～350m3/min。掘进面均设有独立的进、回风巷道分别与采区主要进回风巷道相连，该矿井下无出现串联通风。掘进面的局部通风机，均安放在新鲜风流中，回风巷道与进风巷道分开，故不会产生循环风。a、局部通风机、开停传感器和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧，风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离不能超过风流从风筒出口到转向点的距离5m。b、掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。c、掘进巷道必须采用局部通风机通风，煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式，长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难。可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。d、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，掘进中的煤巷和半煤岩巷的最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。e、必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离不大于5m。f、根据《煤矿安全规程》（2009版）中要求，该矿井设计采用掘进与采煤工作面分开供电的方式供电，并形成“双风机、双电源”、“三专两闭锁”的供电方式，且主、备风机能能实现自动切换。g、严禁3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个或2个以上作业的掘进工作面供风。h、使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。i、在主斜井、副斜井（23煤副斜井）、进风斜井、回风斜井、工作面回风巷、掘进巷道中均设置有测风站，并在测风站中安装有风速传感器。防止瓦斯积聚及井下通风管理必须注意以下几点:a、矿井主要通风机采用双回路供电，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。b、建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。c、使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。d、瓦斯排放必须实行分级管理，启动密闭工作必须由矿山救护队负责。掘进工作面当瓦斯积存量大时，可采用风筒增阻排放法：可用绳子把柔性风筒捆结，缩小其断面或在风机的吸风口用木板阻挡部分通风断面进行增阻，随着混入矿井主通风风流的瓦斯浓度的下降逐渐增大风筒断面，直到全断面通风。独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯应制定专门的排放瓦斯的措施。一般可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。e、通风系统或通风设施的破坏或异常（如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等），都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。f、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部能风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。g、矿井井下启封密闭工作必须由救护队实施。h、正常工作的局部通风机必须采用“三专”供电，备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面的正常通风。掘进工作面局部通风机必须设置在进风口侧新鲜风流中且距回风口不得小于l0m，防止产生循环风。随着工作面掘进，风筒要按规定加长，出风口应随工作面掘进及时移动，保证风筒口距掘进迎头的距离不超过5m（在局部通风机的有效射程内），使掘进工作面有足够新鲜风流量。i、采掘工作面的进风和回风巷不得经过采空区和冒顶区。4硐室通风井下机电设备硐室均设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m而无瓦斯涌出，可采用扩散通风。井下个别机电设备硐室，可设在回风流中，但此回风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%，并必须安装甲烷断电仪。井下绞车房、变电所等硐室等硐室采用独立通风，其它硐室采用串联通风。本矿井井下不设爆炸材料库和机车充电硐室。5井下通风设施及构筑物5.1井下通风设施及构筑物设置本矿井为整合矿井，设计有新掘进巷道和沿用原巷道，井下施工若发现废弃老窑巷道及采空区，需设置密闭。矿井今后在开采过程中废弃临时不用的巷道可设置临时密闭，永久不用的巷道及采空区巷道需及时建立永久密闭。临时密闭可采用木板修筑，用黄泥、石灰抹面。永久密闭多采用料石、砖、水泥等不燃性材料修筑。进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久风墙；需要使用的联络巷中，必须安设2道连锁的正向风门和2道反向风门。为保证采掘工作面的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置有风门、调节风门和调节风窗等通风构筑物。为防止爆炸性气体冲出主要通风机，在风井井口设置防爆门，防爆门每6个月检查维修一次，引风道与风井之间的夹角30～45°。引风道比防爆门到井筒内引风道开口位置长10～15m，矿井安装两台同型号同能力的主要通风机，一台工作，一台备用，矿井主要通风机设有反风装置，当井下发生火灾时经矿总工程师的同意可进行全矿井反向通风，引风道中应设风闸。a、风门初期井下风门设置地点见通风系统及通风网络图。b、防爆门该煤矿为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置有防爆门。c、测风站在主斜井、副斜井（23煤副斜井）、进风斜井、回风斜井、工作面回风巷、掘进巷道中均设置有测风站，并在测风站中安装有风速传感器。用以测量全矿井总进风量和回风量，以及各区段各掘进面、各回采工作面的进风量和回风量。d、挡风墙在不允许风流通过，也不需要行人行车的巷道，应设置挡风墙，将风流截断。进、回风井之间和主要进、回风巷之间的联络巷中，必须砌筑永久挡风墙。工作面及采区采完后，应修筑永久风墙，予以封闭。e、调节风门木制、用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风巷道。f、风帘采用不燃性材料制作，主要用于工作上隅角疏导通风和防止瓦斯局部聚积。5.2井下通风设施及构筑物要求a、风门设置要求（1）避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；（2）风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m。（3）结构严密，漏风少，向关门方向缓倾斜80°～85°。（4）风门应迎风流开启，通过矿车的巷道，两组两风门间距应大于一串车长度，并能使风门正常开启和关闭。（5）风门要求设置两组，含正反向风门各两道，两道正向风门必须连锁，一道打开，另一道必须关闭。（6）安全出口风门须设置双向联锁风门。（7）风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。b、防突风门构筑要求根据《防治煤与瓦斯突出规定》在突出危险区设置防突风门时，必须遵守下列规定：（1）反向风门必须设在掘进工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统。（2）必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛可用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm。两道风门之间的距离不得小于4m。（3）工作面放炮和无人时风门必须关闭，对通过内墙垛的风简，必须设有隔断装置。放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时．必须把风门打开顶牢；（4）反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应根据掘进工作面的通风系统和石门揭穿突出煤层时预计的突出强度确定。本矿井初期在在掘进工作面的进风侧设5组防突风门，详见图C1615G-171-1。c、调节风门要求需要调节风量的巷道设置调节风门(即是在风门上安设可以调节的风窗)，其技术要求与风门相同。d、挡风墙(密闭)要求挡风墙（密闭）应满足下列要求：（1）永久性挡风墙采用不燃性材料(如砖、料石、水泥等)建筑，墙上部厚≥0.45m，墙下部厚≥1.0m，墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤、片帮、冒顶；四周在煤中掏槽深度≥1.0m、在岩石中≥0.5m；墙面要严、抹平、刷白、不漏风。密闭内有涌水时，应在墙上装设U形放水管，利用水封防止放水管漏风。（2）对于服务期限短的临时性挡风墙：可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需鱼鳞式搭接，用黄泥、石灰抹面，无裂隙，不漏风；要设在帮顶良好处，四周在煤中掏槽深度≥0.5m、在岩石中≥0.3m；墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤；同时墙外要设置栅栏和警标。e、防爆门要求（1）为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置防爆门，防爆门至井筒内引风道的开口位置长15m。（2）防爆门的断面积不得小于出风井口的断面积，本矿防爆门为圆拱形断面，断面积为6.0m2。（3）防爆门必须正对出风井的风流方向，保证在井下发生爆炸时，高压气流能将它冲开。（4）防爆门的结构应坚固严密，水封槽中经常保持足够的水量，以防止漏风。（5）防爆门上要挂平衡配重。（6）防爆门每6个月检查维修一次。f、引风道（1）引风道与回风井之间的夹角40°，设计要求通风机到引风道和回风井接口处距离比该处到防爆门的距离长15m，即引风道长度为30m，引风道内要设置两道风闸式风门，主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并固定好。（2）引风道要有足够断面，保证风速不超过15m/s。（3）引风道断面内壁应保持光滑，拐弯平缓，无规程物，以减少通风阻力。（4）引风道与风井连接处设栅栏且要牢固可靠。g、测风站为了能准确测量巷道中通过的风量，《煤矿安全规程》规定，矿井的主要测风地点必须建立固定的测风站。测风站设置的位置应能满足下列要求：（1）能控制矿井的总进风、总回风，各进风井的风量，各主扇工作系统的总回风，各水平、各翼的总进和总回风，各采区和各用风地点的进、回风量，但要避免重复设置。（2）测风站前后10m内不存在风流分岔和汇合点，无巷道转弯、断面扩大或缩小等产生局部阻力的地点。（3）测风站长度不小于5m，支架完好，断面规整，附近至少有10～15m断面没有变化，墙壁光滑平直。在锚喷和各种支架支护的非砌碹巷道内设置测风站时，巷道的顶板和两帮要用木板或其它材料衬壁，使断面现状规则。巷道水沟应有盖板。（4）回采工作面不设固定的测风站，但必须随工作面的推进选择支护完好、前后无局部阻力物的断面上测风。（5）测风站内应挂记录板，记录检查结果。记录内容为风量、CH4和CO2浓度、测定时间等，每次检查完后应及时填写。（6）须设在直线巷道中、测风站不得设在风流汇合处附近、测风站内不得有障碍。h、其他矿井内的风门、调节风门、局部通风机的压送风筒、测风站、风墙及密闭等所有通风设施，应建立每天三班的巡回检查制度。并有可靠的检测、监控设备，保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。i、主要通风机房的设置及要求（1）严禁主要通风机房兼作他用。（2）主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表，还必须有直通矿调度室的电话，并有反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责，司机应每小时将通风机运转情况记入运转记录簿内；发现异常，立即报告。（3）主要通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。（4）地面的通风机房必须设有应急照明设施。（5）主要通风机房的电话，应能与矿调度室直接联系。6矿井主通风机及矿井反风本次变更，风量发生变化，通风阻力发生变化，需对现有风机进行校核，是否满足变更需要。当地海拔高度约为+1470m左右，高压电气设备需符合使用于高海拔地区电气设备的技术要求。6.1东翼主要通风设备6.1.1设计依据东东翼回风斜井初期回风量80m3/s，后期回风量90m3/s，初期通风负压1065.4Pa，后期通风负压1210.2Pa。当地海拔高度约为+1470m左右，大气压力取86kPa。矿方已订购通风设备：FBCDZ№24/2×220型防爆对旋轴流风机2台，1台工作1台备用。每台风机配套2台YBF-8型，220kW，10kV，740r/min专用隔爆电动机。6.1.2通风设备校核（1）通风设备应具备的通风风量和静压初期：Q初=1.05×80=84m3/sPst初=1065.4+200=1265.4Pa后期：Q后=1.05×90=95m3/sPst后=1210.2+250=1460.2Pa由于目前通风机特性曲线均为标准状态下的风机气动性能，所以还需按下式把通风机应具备的工作静压换算成标准状态下的工作静压。式中：Pst0——标准状态下的静压，Pa；Pst——非标准状态下的静压，Pa；P0——标准大气压力（P0=101.325），kPa；P——当地大气压力，kPa；t0——标准状态下的介质温度（t=20℃），℃。；t——通风机入口介质温度，℃。；取通风机进气温度t=20℃。则初期通风设备应具备的工作静压(标准状态下)：Pst0初=1490.89Pa；后期通风设备应具备的工作静压(标准状态下)：Pst0后=1720.4Pa。（2）通风网络阻力系数计算初期：R1=1490.89/802=0.211后期：R2=1720.4/952=0.193（3）通风机运行工况参数(标准状态下)依据初期最小负压时管网特性曲线方程Hmin=0.211Q2和后期最大负压时管网特性曲线方程Hmax=0.193Q2，在FBCDZ№24/2×220型防爆对旋轴流风机工作特性曲线上绘制管网特性曲线(参见图6-1)，得通风机运行工况参数如下：初期：通风机叶片安装角-3°，风量Ｑ1＝86m3/s，静压H1=1510.2Pa，静压效率η1=75.5％。后期：通风机叶片安装角+2°，风量Ｑ2＝96.4m3/s，静压H2=1793.5Pa，静压效率η2=75.9％。根据本矿井前后期负压变化较大的特点，初期当风量、负压较小时通风机也可采用单级运行，后期风量、负压较大时通风机采用双级对旋运行，可实现风机前后期均处于较佳的工况点运行。（4）电动机校验计算所需电机功率：初期：N1=1.25×86×1510.2/(1000×0.98×0.755)=216kW<2×220kW后期：N2=1.25×96.4×1793.5/(1000×0.98×0.759)=291kW<2×220kW经以上验算，矿方已订购的两台FBCDZ№24/2×220型防爆对旋轴流风机及配套电机可满足要求。6.1.3配电与控制矿井主通风机为一级负荷，通风机房的高、低压电源各两回，均直接引自东翼风井变电所。通风机电机采用高压直接启动，并能通过反转运行实现反风。根据通风机工作要求，高压选用KGS型高压真空开关柜微机保护。低压选用GCS型抽屉式开关柜。通风机采用先进、可靠的传感器及计算机技术实现了主通风机性能及状态的在线实时监测。能够在生产过程中掌握主通风机运行参数和状态，通风机电动机具有电压、电流、功率、风量、风速、负压、效率、振动、电动机定子和轴承温度监测，且温度超限时报警；监测系统可动态显示运转风机的风量、负压、效率曲线，具有故障自诊断功能。改变了传统的设备管理方式，提高了主通风机设备的自动化管理水平，有力地保证了主通风机设备的经济、可靠运行，为设备的管理和维修提供了可靠的科学依据。高可靠性的工控PLC实现通风机的在线监测及控制，通过与中央控制室工业控制计算机联网，实现通风机的远程监视和控制，达到无人值守的目的。6.1.4通风机设置及要求风机配套齐全，主要由进风门、集流器、一级风机、二级风机、扩散器、扩散塔、刹车装置及防爆电机等部分组成，能保证通风机连续运转，及备用通风机在10min内开动。另设有电动风门等辅助设施，以配合完成风机的倒换和反风。通风机外部漏风率不得超过5%。在东翼回风井井口安装有防爆门，并按规程要求每6个月检查维修1次。通风机采用直接反转反风，无须设专用反风道。由于叶片角度连续可调，易于找到最佳工况点，运行效率高。通风机房内明显位置张贴返风操作系统图，操作人员必须熟练掌握通风机性能及各项操作。通风机电动机应设短路、过负荷、低电压、过电压、接地等各项保护措施。主电动机必须装设电压表、电流表，还应设置电机轴承温度、电机定子绕组温度检测，超温时应停机。采用风机性能在线监测系统一套，通过计算机随时显示通风机的各项性能指标，如风量、风压、静压、效率等，以便及时对风机运行状况进行调节，并能配合风门进行全性能曲线定期测量。瓦斯、风速等参数的测量由矿井安全监控监测系统统一考虑。通风机房设置直通矿井调度室的电话。为减小通风设备噪声对工作人员和周围环境的影响，通风机(房)与配电值班室分设，通风机扩散塔处设消声器。新风机投入使用前进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年至少进行一次通风机性能测定。通风机的运转设置专职司机负责。6.1.5反风方式、反风系统及设施根据FBCDZ№24/2×220型防爆对旋轴流风机反风特性曲线和本矿井通风阻力曲线，通风容易时期反风时所需电机功率96kW，通风困难时期反风时所需电机功率179kW，均小于电机额定容量2×220kW。订货时需向生产厂家提出要求，保证设备能在十分钟内完成反风，反风风量不低于正常风量的40%，风机配套电动机容量(2×220kW)满足反风时要求。同时，为了提高矿井的抗灾能力，设计在采区、工作面布置了局部反风系统，即在主要通风机保持正常运行条件下，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，实现采区内部巷道或采煤工作面风流反向，以实现局部反风。每季度至少要检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。6.2西翼主要通风设备6.2.1设计依据西翼回风斜井初期回风量80m3/s，后期回风量90m3/s，初期通风负压1246.8Pa，后期通风负压1557.4Pa。当地海拔高度约为+1470m左右，大气压力取86kPa。矿方已订购通风设备：FBCDZ№24/2×220型防爆对旋轴流风机2台，1台工作1台备用。每台风机配套2台YBF-8型，220kW，10kV，740r/min专用隔爆电动机。6.2.2通风设备校核（1）通风设备应具备的通风风量和静压初期：Q初=1.05×80=84m3/sPst初=1246.8+200=1446.8Pa后期：Q后=1.05×90=95m3/sPst后=1557.4+250=1807.4Pa由于目前通风机特性曲线均为标准状态下的风机气动性能，所以还需按下式把通风机应具备的工作静压换算成标准状态下的工作静压。式中：Pst0——标准状态下的静压，Pa；Pst——非标准状态下的静压，Pa；P0——标准大气压力（P0=101.325），kPa；P——当地大气压力，kPa；t0——标准状态下的介质温度（t=20℃），℃。；t——通风机入口介质温度，℃。；取通风机进气温度t=20℃。则初期通风设备应具备的工作静压(标准状态下)：Pst0初=1706Pa；后期通风设备应具备的工作静压(标准状态下)：Pst0后=2129.5Pa。（2）通风网络阻力系数计算初期：R1=1706/842=0.242后期：R2=2129.5/952=0.238（3）通风机运行工况参数(标准状态下)依据初期最小负压时管网特性曲线方程Hmin=0.242Q2和后期最大负压时管网特性曲线方程Hmax=0.238Q2，在FBCDZ№24/2×220型防爆对旋轴流风机工作特性曲线上绘制管网特性曲线(参见图6-2)，得通风机运行工况参数如下：初期：通风机叶片安装角-2°，风量Ｑ1＝85.3m3/s，静压H1=1760.8Pa，静压效率η1=78.8％。后期：通风机叶片安装角+3°，风量Ｑ2＝95.0m3/s，静压H2=2148.0Pa，静压效率η2=80.6％。根据本矿井前后期负压变化较大的特点，初期当风量、负压较小时通风机也可