矿井通风与安全课程设计指导书.doc

山西煤炭职业技术学院矿井通风课程设计指导书（适用矿井通风与安全专业）采矿工程系通风教研室山西煤炭职业技术学院矿井通风课程设计指导书（适用矿井通风与安全专业）第一部分 矿井概况第一章 井田概况一、地理概况 ： 1.交通位置；2. 自然地理地形；3. 气象及地震情况；4.主要自然灾害。二、井田开发概况 ：井田范围、走向长、倾斜长、上下标高；矿井的开发历史；相邻井田（矿区）的情况。三、地质构造: 井田内的断层、摺曲、陷落柱、火成岩浸入等构造情况及对开采的影响。四、地层：地层年代及地层特征；含煤地层。五、煤层（附 煤层特征表）：井田内可采煤层的层数、厚度、间距、倾角、走向、倾向及煤层变化情况；煤层内夹石及火成岩浸入情况；煤层顶底板岩石性质、厚度、稳定性及对采掘的影响；煤的硬度、容重。六、煤质 ：井田内所含煤层煤质的技术指标情况,包括水分、灰分、挥发分、全硫、发热量。七、水文地质: 井田内主要含水层的岩性、厚度；隔水层的岩性、厚度及隔水性质；断层的导水性及断层防水煤柱；其它构造对水文地质影响情况；工作面涌水的主要来源，涌水量；矿井充水因素分析。八、其它开采技术条件：瓦斯涌出量，煤层自燃倾向性及自然发火期；煤尘爆炸危险性；地温等。第二章 矿井生产概况一、井田开拓开采1、井田境界、储量、设计能力及服务年限。2、井田开拓 ：（1）开拓方式、井筒个数、位置、用途、断面尺寸、装备等情况。（2）矿井水平划分，采区（盘区）划分，大巷位置、数量、断面尺寸、用途等情况。（3）井底车场形式。（4）井下主要机电硐室、火药库、消防材料库等布置情况。3、井下开采（1）采区内采煤工作面数量、位置、采煤方法及工艺、支护形式和主要机电设备。（2）开拓、掘进工作面数量、位置、掘进方法及工艺、主要机电设备。（附：生产采区内主要机械设备一览表）。二、矿井提升运输、通风、排水、压气设备1、提升设备(1)主井：主井的技术参数、支护形式；提升运输方式、提升运输设备的型号、数量、功率等情况。(2)副井：副井的技术参数、支护形式；提升运输方式、提升运输设备的型号、数量、功率等情况。(3)其他井筒：行人井（辅助运输井）的技术参数、支护形式；提升运输方式、提升运输设备的型号、数量、功率等情况。2、通风设备概述矿井的通风方式、通风方法等通风情况；矿井的总风量、总阻力；主要通风机的型号、风压、风量、功率、效率等及配套电机的技术参数。3、主排水设备概述矿井的涌水情况，正常涌水量；最大涌水量；水泵房的位置标高；各排水泵的型号、流量、扬程及配套电机功率；矿井各主排水管路系统及排水能力。4、压缩空气设备概述矿井的压缩空气站情况；空气压缩机台数、型号、排气量、排气压力；压缩空气管路系统情况；矿井压缩空气的使用情况。三、矿井生产系统1、矿井运输系统：说明矿井各运输环节（工作面、运输上山、运输大巷、井底车场和主井）的运输方式及设备；矿井运输系统线路。2、矿井运料系统：说明矿井各运料环节（副井、井底车场、运输大巷、运输上山和工作面）的运输方式及设备；矿井运料系统线路。3、矸石排放系统：说明矿井各排矸系统环节的运输方式及设备；矿井排矸系统线路（从掘进工作面地面）。4、矿井通风系统：说明矿井的通风方式、通风方法等通风情况；矿井通风线路。5、辅助生产系统。四、供电1、供电电源：来源，电压等级。2、井上、下供配电系统概述。五、给水、排水、采暖、通风及供热1、地面及井下供水情况：水量、水源。2、井下排水：井下排水地面的处理情况。3、井下消防洒水：地面水池的布置情况，井下主要大巷、井底车场洒水管网的布置情况、三通、阀门和消火栓的布置情况。4、防冻：井口冬季预热方式、设备等。5、面锅炉房设备：地面锅炉数量、型号等。第三章 采区（盘区）生产概况一、采区位置、范围及邻近采区情况。采区储量、生产能力、服务年限。二、采区内煤层赋存条件、埋藏特征、煤层层数、厚度等。三、采区内的地质构造及水文地质条件。四、采区内的瓦斯含量与涌出量，煤层自然发火情况，煤尘的爆炸性等。五、采区巷道布置情况：上山、车场、硐室、采煤工作面、掘进工作面等尺寸、参数。（附：采区巷道尺寸、参数表）六、采区内采煤工作面、掘进工作面的设备情况、人员配备、产量、尺寸及作业工艺等生产情况。七、采区内的生产系统：运煤、运料、通风、排水、供电等。第二部分 矿井通风设计第一章 拟订矿井通风系统根据矿井采掘系统，确定合理的矿井通风通风系统。拟定矿井通风系统主要是拟定进风井与回风井的布置方式，矿井风流路线，矿井主要通风机的工作方法，这是矿井通风设计的基础。矿井通风系统应和矿井的开拓、开采设计一起考虑，并通过技术、经济比较之后确定。确定的通风系统，应符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。一、拟定矿井通风系统的基本要求1、每个矿井必须至少要有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30米。新建和改扩建矿井，如果采用中央式通风时，还要在井田边界附近设置安全出口；当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时，必须掘出井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和每个采区至少都必须有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通。通到地面的2个安全出口和2个水平间的安全出口，都必须有便于行人的设施（台阶和梯子间等）。2、风井位置要在洪水位标高以上（大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井50年一遇），进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500米。井口工程地质及井筒施工地质条件简单，占地少、压煤少、交通方便、便于施工。3、箕斗提升井一般不应兼作进风井或出风井。如果井上、下装卸载装置和井塔有完善的封闭措施，其漏风不超过15%，并有可靠的防尘措施，箕斗井可以兼作出风井；若井筒中风速不超过6m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准，箕斗井可以兼作进风井。胶带输送机斜井一般不得兼作风井。如果胶带输送机斜井中的风速不超过4m/s，并有可靠的防尘措施和防火措施，可以兼作进风井；如果胶带输送机斜井中的风速不超过6m/s，并装有甲烷断电仪，可以兼做回风井。4、所有矿井都要采用机械通风，主要通风机必须安装在地面。新建矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机联合运转。5、不宜把两个可以独通风的矿井合并为一个通风系统；若有几个出风井，则自采区到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前、各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。6、采用分区式（多台主要通风机）通风时，为了保证联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流、（中央主要通风机）每一翼的回风流都必须严格隔开。7、尽可能降低通风阻力。尽量采用并联通风，并使主要并联风路的风压接近相等，以避免过多的风量调节。尽可能利用旧巷道通风。8、尽可能避免设置大量风桥和风门或采用容易引起大量漏风的通风系统。9、井下爆炸材料库必须有单独的进风流，回风必须引进矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风风流应引入回风巷。二、确定矿井通风系统的方法依据矿井通风设计的条件，提出多个技术上可行的方案。首先根据矿井生产实际，选定23个技术上可行，且符合安全要求的方案进行经济比较，将最优方案确定为设计方案。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后，所确定的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复生产。（附通风系统图；通风网络图；通风立体示意图）第二章 矿井风量计算 煤矿矿井的供风是保证矿井工作人员正常劳动和安全生产的基本条件。矿井供风量也是确定矿井主要井巷断面尺寸和主要通风机能力的基础数据。依据煤矿安全规程和国家标准MTT 6341996煤矿矿井风量计算方法的规定，按下列要求进行风量计算，以及矿井通风管理中的风量分配与调节。一、风量计算依据 供给煤矿井下任何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。1、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4m3；2、按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，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，分别计算，取其最大值。二、风量计算原则 无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算依据，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即由采、掘工作面、硐室和其他用风地点计算到各个采区和全矿井总风量。三、矿井风量计算的基础资料1、新井设计、生产矿井的改、扩建和新水平延深时的采、掘工作面、硐室和其他用风地点的配置数量、工程设计、平面布置图和地质说明书。2、矿井和采、掘工作面瓦斯涌出量预测资料。瓦斯涌出量可按煤层瓦斯含量预测资料、瓦斯来源和开采条件等因素进行计算；或按矿井实际瓦斯涌出量和瓦斯梯度进行计算。当设计新井瓦斯资料不足时，也可参照邻近生产矿井的瓦斯资料进行计算。3、采、掘工作面和通风巷道风流温度预测资料。按矿井当地的气温、地温、井下机械设备等热源、其他热源和岩石的热物理性能，计算井下各通风巷道和采、掘工作面的风流温度。4、每个机械硐室的装机容量和运转的电动机总功率、爆破材料库的空间总容积和充电硐室中蓄电池机车同时充电的台数和吨数。四、矿井需风量的计算方法1、采煤工作面需风量的计算。 采煤工作面的风量应按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量按式(2-2-1)计算：(2-2-1)式中；Qfi第i个采煤工作面需要风量，m3/min； qgfi第i个采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量，m3/min。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算； kgfi第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，在整个工作面开采期间，均匀间隔的选取不少于5个昼夜，进行观测，得出5个比值，取其最大值。通常根据采煤方法可按表2-2-1选取： 表2-2-1 各种采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数采煤方法Kgfi机采工作面炮采工作面水采工作面1.21.61.42.02.03.0 当采煤工作面有其他有害气体涌出时，也可按有害气体涌出量和不均匀系数，使其稀释到煤矿安全规程规定的最高允许浓度计算之。（2）按工作面进风流温度计算：采煤工作面应有良好的气候条件。进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表3-2-2的规定：表2-2-2 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）15151818202023232603050508081010151518 采煤工作面的需要风量按式(2-2-2)计算：(2-2-2)式中；vfi第i个采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流温度从表2中选取，ms； Sfi第i个采煤工作面的平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2； Kf1i第i个工作面的长度系数。可按表2-2-3选取。表2-2-3 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度（m）工作面长度风量系数（kf1i）1800.80.91.01.11.21.301.40（3）按使用炸药量计算： 按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：(2-2-3)式中：Afi第i个采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； t爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取2030min。（4）按工作人员数量计算： 按每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：(2-2-4)式中：nfi第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。（5）按风速进行验算：按煤矿安全规程规定的最低风速，以式(3-2-5)验算最小风量：(2-2-5)综采和综放工作面的最小风量应按式(3-2-6)验算：(2-2-6)按煤矿安全规程规定的最高风速，以式(3-2-7)验算最大风量：(2-2-7)式中：Sfi第i个采煤工作面的平均有效断面积，m2。 采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面也应按上述要求，满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50。2、掘进工作面需风量计算： 煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值：（1）按瓦斯涌出量计算：(2-2-8)式中：Qdi第i个掘进工作面的需风量，m3/min； qgdi第i个掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量。生产矿井可按条件相似的掘进工作面来推算之。 kgdi第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观察计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，机掘工作面取kgdi1.52.0。炮掘工作面取kgdi1.82.5。当有其他有害气体时，应根据煤矿安全规程规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。（2）按炸药量计算： 按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：(2-2-9)式中：Adi第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； t爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取2030min。（3）按工作人员数量计算：(2-2-10)式中：ndi第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。（4）按局部通风机吸风量计算 （2-2-11）式中：Qdfi第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。 m3/min；Kdfi为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。（各种局部通风机的额定风量可按下表2-2-4选取）表2-2-4 各种局部通风机额定风量风机型号额定风量（m3/min）JBT51（5.5kW）JBT52（11 kW）JBT61（14 kW）JBT62（28 kW）150200250300（5）按风速进行验算：按煤矿安全规程规定的最低风速，验算最小风量： 无瓦斯涌出的岩巷：(2-2-12) 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷：(2-2-13)按煤矿安全规程规定的最高风速，验算最大风量：(2-2-14)式中：Sdi第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。 （6）按上述条件计算的最大值，再按配置独立送风(非串联)局部通风机台数和型号的额定吸风量总和计算：(2-2-15)式中：Qafi同时运转的局部通风机额定风量的总和，m3/min； kafi防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷中无瓦斯时取1.15，有瓦斯涌出时取1.25。3、硐室需风量计算： 各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：（1）机电硐室：发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量进行计算：(2-2-16)式中：Qri第i个机电硐室的需风量，m3/min； W机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算)，kW； 机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定，也可按表2-2-5选取； 空气密度，一般取1.2kg/m3； CP空气的定压比热，一般可取CP1.000 6kJ/(kgK)。 t机电硐室进、回风流的温度差，K。表2-2-5 机电硐室发热系数()表机电硐室名称空气压缩机房水泵房变电所、绞车房发热系数0.150.180.010.030.020.04采区小型机电硐室，按经验值确定需风量或取6080m3/min。（2）爆破材料库： 按库内空气每小时更换四次计算：(2-2-17)式中：V库房容积，m3。 但大型爆破材料库不得小于100m3/min，中小型爆破材料库不得小于60m3/min。（3）充电硐室： 按其回风流中氢气体积浓度不大于0.5计算：(2-2-18)式中：qrhi第i个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min，但充电硐室的供风量不得小于100m3/min。4、其他用风巷道的需风量计算： 其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算： 采区内的其他用风巷道(2-2-19) 采区外的其他用风巷道(2-2-20)式中：qgei第i个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量，m3/min； kgei第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取kgei1.11.3。（2）按风速验算：一般巷道(2-2-21)有架线机车行走的巷道(2-2-22)式中：Sei第i个其他用风井巷净断面积，m2。5、采区需风量计算： 采区所需的总风量QP是采区内各用风地点需风量之和，并考虑适当的备用系数，按式(2-2-23)进行计算：(2-2-23)式中：Qp采区所需总风量，m3/min； Qpfi该采区内各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； Qpdi该采区内务掘进工作面所需风量之和，m3/min； Qpri该采区内务硐室所需风量之和，m3/min； QPei该采区内其他用风巷道风量之和，m3/min； kP包括采区的漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。应从实测中统计求得，一般可取1.11.2。6、矿井总需风量计算：（1）矿井所需总风量Qm是矿井井下各个用风地点需风量之和，并考虑漏风和配风不均匀等的备用风量系数，按式(2-2-24)进行计算：(2-2-24)式中：Qm矿井所需总风量，m3/min； Qmfi各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； Qmdi各掘进工作面所需风量之和，m3/min； Qmri各硐室所需风量之和，m3/min； Qmei其他用风巷道所需风量之和，m3/min； km矿井内部漏风和调风不均匀等因素的备用风量系数。通常可取1.151.25。（2）设计新矿井时，其他用风巷道所需风量难以计算时，也可以采取按采煤、掘进和硐室的总和的0.030.05进行计算之，则矿井的总风量也可按式(2-2-25)进行计算：(2-2-25)五、计算结果表述1、编写计算报告： 矿井风量计算结果应编写计算报告（说明书）。报告内容应包括提供的地质、瓦斯、地温、井型、开拓、开采等方面的资料；按上述的采、掘工作面、硐室、其他用风地点和采区与全矿的需风量计算和选用的风量备用系数；以及其他有关说明。2、计算报告中要对矿井实际风量和以上计算结果比较，分析矿井的通风情况，考察实际的通风能力能否满足生产需要。六、矿井总风量的分配。1、分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2、分配的方法先将以上计算得出的矿井总风量Qm中减去独立回风的掘进风量Qmdi和峒室风量Qmri，再按以下原则对剩余的风量进行大致的分配；各个回采工作面的风量，按照与产量成正比的原则进行分配；各个备用工作面的风量，按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即：(2-2-26)式中：Qre矿井总风量中减去独立回风的掘进风量和峒室风量后的剩余风量，m3/min；Qm矿井总风量, m3/min；Qmdi各掘进工作面所需风量之和，m3/min；Qmri各硐室所需风量之和，m3/min；剩余风量Qre分配方法是：先用下式计算回采工作面日产一吨煤所需配给的风量q,即：(2-2-27)式中：q回采工作面日产一吨煤所需配给的风量， Ta各个回采工作面的日产量之和，t/d；Ta各个备用工作面的计划日产量之和，t/d。分配给各个回采工作面的风量为： (2-2-28)分配给各个备用工作面的风量为： (2-2-29)第三章 矿井通风总阻力计算一、矿井通风总阻力的计算原则1、如果矿井服务年限不长（1020年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（3050年），只计算头1525年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出这两个时期的通风网路图。2、通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。3、矿井通风总阻力不应超过2940 Pa。4、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）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。二、矿井通风总阻力的计算方法沿矿井通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力：（2-3-1）值可以从附录一中查得，或选用相似矿井的实测数据。将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即：=（1.11.15）（2-3-2）=（1.11.15）（2-3-3）两个时期的摩擦阻力可按表2-3-1进行计算。表2-3-1 矿井通风容易（困难）时期井巷摩擦阻力计算表节点序号巷道名称支护形式(Ns2/m4)L（m）U(m)S(m2)S3(m6)R(Ns2/m8)Q(m3/s)Q2(m6/s2)h摩（Pa）v(m/s)用下式计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔。大=（2-3-4）小 = （ 2-3-5）大=（2-3-6）小 =（2-3-7）第四章 选择矿井通风设备一、选择矿井通风设备的基本要求1、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。2、选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节能情况，分期选择电动机。3、通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。4、进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。二、主要通风机的选择1、计算通风机的风量Q通考虑到外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），主要通风机风量可用下式计算：通=矿， m3/s （ 2-4-1）式中 Q矿矿井总风量，m3/s ；k漏风损失系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼做升降人员时取1.2。 2、计算通风机的风压H全（或H静）通风机全压H全和矿井自然风压H自共同作用，克服矿井通风系统的总阻力h阻、风硐阻力h硐以及扩散器出口动能损失h扩。当自然风压与通风机风压同向时取“-”；反之取“+”。即：全= 阻+硐+扩自 ，pa （2-4-2）风硐阻力一般不超过100200 Pa。通常离心式风机提供的大多是全压曲线，而轴流式、对旋式通风机提供的大多是静压曲线。因此，对抽出式通风矿井：离心式通风机：容易时期 全小= 阻小+硐+扩-自 （ 2-4-3）困难时期 全大= 阻大+硐+扩+自 （2-4-4）轴流式（或对旋式）通风机： 容易时期 静小= 阻小+硐-自 （2-4-5）困难时期 静大= 阻大+硐+自 （2-4-6）自然风压在容易时期取负值，困难时期取正值，是为了确保所选的通风机在这两个（极端）时期均有能力满足矿井通风要求。对于压入式通风矿井，式（2-4-4）及（2-4-4）中的 h扩应改为出风井的出口动压。3、 择通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的 Q通、 H静小（或 H全小）和困难时期通风机的Q通、H静大（或H全大），在通风机的个体特性图表（参见附录四、五、六）上选择合适的主要通风机。判别是否合适，要看上面两组数据所构成的两个时期的工作点，是否都在通风机个体特性曲线的合理工作范围内。选定以后，即可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角（指轴流式或对旋式风机）、转速、风压、风量、效率和输入功率等技术系数，并列表整理。4、选择电动机计算通风机输入功率按通风容易和困难时期，分别计算通风机输入功率N电小、N电大 = ， kW （2-4-7） = ， kW （2-4-8）或= ， kW （2-4-9）= ， kW （2-4-10）式中 、分别为通风机静压效率和全压效率； 、分别为矿井通风容易时期和困难时期通风机的输入功率。选择电动机时，当0.6 时，可选一台电动机，其功率为：初期 = ， kW （2-4-11）当0.6时，选两台电动机，其功率分别为：初期 = ， kW （2-4-12）后期按式（2-4-11）计算。式中 电动机容量备用系数， k电=1.11.2； 电动机效率，电=0.920.94（大型电机取较高值）； 传动效率，电动机与通风机直联时传=1；皮带传动时传=0.95。 电动机功率在400500 kW以上时，宜选用同步电动机。其优点是低负荷运转时，用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；缺点是这种电动机的购置和安装费较高。第五章 矿井风量调节根据矿井井下各用风点及各风流分支的需风量计算出来的通风阻力并不能满足风压平衡定律，这样实际的风量分配做到安需分配。因此，为了满足矿井各用风点和各风流分支对风量的需求及整个通风网络风量和风压的平衡，在上述两节内容的基础上进行风量调节，然后再对前两节的计算结果进行修正。从理论上来讲矿井风量调节依据风量平衡定律、风压平衡定律、阻力定律，从调节设施来看，有通风机、射流器、风窗、风幕和增加并联井巷或扩大通风断面等。按其调节的范围，可分为局部风量调节与矿井总风量调节。从通风能量的角度看，可分为增能调节、耗能调节和节能调节。一、局部风量调节 局部风量调节是指在采区内部各工作面间，采区之间或生产水平之间的风量调节。调节方法：增阻法、减阻法及辅助通风机调节法。1、增阻调节法增阻调节法是在通过在巷道中安设调节风窗等设施，增大巷道中的局部阻力，从而降低与该巷道处于同一通路中的风量，或增大与其关联的通路上的风量。主要措施：(1)调节风窗；(2)临时风帘；(3)空气幕调节装置等。使用最多的是调节风窗。特点：增阻调节法具有简单、方便、易行、见效快等优点；但增阻调节法会增加矿井总风阻，减少总风量。增阻调节法调节风窗开口面积计算： 当 Sc/S0.5 时，（2-5-1）（2-5-2） 当 Sc/S 0.5 时，（2-5-3）（2-5-4）式中：Sc调节风窗的断面积，m2；S巷道的断面积，m2；Q通达风量，m3/s；hc调节风窗阻力，Pa；Rc调节风窗的风阻，Ns2/m8； Rchc /Q2。2、减阻调节法 减阻调节法是在通过在巷道中采取降阻措施，降低巷道的通风阻力，从而增大与该巷道处于同一通路中的风量，或减小与其关联的通路上的风量。 主要措施：(1)扩大巷道断面；(2)降低摩擦阻力系数；(3)清除巷道中的局部阻力物；(4)采用并联风路；(5)缩短风流路线的总长度等。 特点：可以降低矿井总风阻，并增加矿井总风量；但降阻措施的工程量和投资一般都较大，施工工期较长，所以一般在对矿井通风系统进行较大的改造时采用。3、增能调节法 增能调节法主要是采用辅助通风机等增加通风能量的方法，增加局部地点的风量。 主要措施：(1)辅助通风机调节法。(2)利用自然风压调节法。特点：增能调节法的施工相对比较方便，不须降低矿井总风阻，增加矿井总风量，同时可以减少矿井主通风机能耗。但采用辅助通风机调节时设备投资较大，辅助通风机的能耗较大，且辅助通风机的安全管理工作比较复杂，安全性较差。二、矿井总风量的调节当矿井（或一翼）总风量不足或过剩时，需调节总风量，也就是调整主通风机的工况点。采取的措施是：改变主通风机的工作特性，或改变矿井风网的总风阻。第六章 掘进通风一、掘进通风方式的选择掘进通风方法按通风动力形式不同分为局部通风机通风、矿井全风压通风和引射器通风三种。其中，局部通风机通风是最为常用的掘进通风方法。（一）局部通风机通风 局部通风机是井下局部地点通风所用的通风设备。局部通风机通风是利用局部通风机作动力，用风筒导风把新鲜风流送入掘进工作面。局部通风机通风按其工作方式不同分为压入式、抽出式和混合式三种。1、压入式通风局部通风机和启动装置安设在离掘进巷道口10m以外的进风侧巷道中，局部通风机把新鲜风流经风筒送入掘进工作面，污风沿掘进巷道排出。压入式通风的优点是局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，不易引起瓦斯和煤尘爆炸，安全性好；风筒出口风流的有效射程长，排烟能力强，工作面通风时间短；既可用硬质风筒，又可用柔性风筒，适应性强。缺点是污风沿巷道排出，污染范围大；炮烟从掘进巷道排出的速度慢，需要的通风时间长。适用于以排出瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。2、抽出式通风局部通风机安装在离掘进巷道口10m以外的回风侧巷道中，新鲜风流沿掘进巷道流入工作面，污风经风筒由局部通风机抽出。 在有效吸程以外的独头巷道循环涡流区，炮烟处于停滞状态。因此，抽出式通风风筒吸入口距工作面的距离应小于有效吸程，才能取得好的通风效果。抽出式通风的优点是污风经风筒排出，掘进巷道中为新鲜风流，劳动卫生条件好；放炮时人员只需撤到安全距离即可，往返时间短；而且所需排烟的巷道长度为工作面至风筒吸入口的长度，故排烟时间短，有利于提高掘进速度。其缺点是风筒吸入口的有效吸程短，风筒吸风口距工作面距离过远则通风效果不好，过近则放炮时易崩坏风筒；因污风由局部通风机抽出，一旦局部通风机产生火花，将有引起瓦斯、煤尘爆炸的危险，安全性差。在瓦斯矿井中一般不使用抽出式通风。3、混合式通风混合式通风是一个掘进工作面同时采用压入式和抽出式联合工作。其中压入式向工作面供新风，抽出式从工作面排出污风。按局部通风机和风筒的布设位置不同分为长抽短压、长压短抽和长压长抽三种方式。（二）矿井全风压通风矿井全风压通风，是直接利用矿井主通风机所造成的风压，借助风幛和风筒等导风设施将新风引入工作面，并将污风排出掘进巷道。 （三）引射器通风利用引射器产生的通风负压，通过风筒导风的通风方法称为引射器通风。引射器通风一般采用压入式布置。利用引射器通风的主要优点是无电器设备、无噪音。水力引射器通风还能起降温、降尘作用。在煤与瓦斯突出严重的煤层掘进时，用它代替局部通风机通风，设备简单，比较安全。缺点是供风量小，需要水源或压气。适用于需风量不大的短巷道掘进通风，也可在含尘量大、气温高的采掘机械附近，采取水力引射器与其它通风方法的混合式通风。二、掘进工作面风量的计算掘进工作面需风量的计算参见前述第二部分第二章的相关内容。三、局部通风设备的选择局部通风机通风设备，应根据局部通风机的工作风量和工作风压来选择。其计算步骤如下：（1）掘进工作面需风量计算局部通风机工作风量取决于掘进工作面所需的风量和风筒的漏风量。因此，必须先确定掘进工作面的风量和风筒漏风量。从现场实践经验看，掘进工作面所需的风量一般为40 m3min180 m3min，即可满足要求。（2）风筒选择我国煤矿的局部通风机通风，目前一般都采用柔性风筒。风筒直径应根据通风距离和通过的风量来考虑。风筒内的风速一般以10 ms20 ms为宜。为减少阻力，应尽可能采用较大直径的风筒。一般长度在1000 m以内的单巷掘进，可选直径为500mm以下的风筒；长度在1000 m以上的单巷掘进，宜选用600mm以上的大直径风筒。（3）局部通风机工作风量计算当确定好风筒直径和接头方式后，可参照表2-6-1或相似条件下的经验数据，确定风筒的漏风率或有效风量率，然后按下式计算局部通风机的工作风量： （2-6-1）或 （2-6-2）式中：Q局局部通风机工作风量，m3/minQ掘掘进工作面的需风量，m3/minP效风筒的有效风量率，%P漏风筒的漏风率，%表2-6-1 11kW局部通风机、直径为480mm涂胶帆布风筒的有效风量风筒长度接头方式10020030040050060070080090010001100120013001400多反边9894898176727065646160595755双反边9894898174686258555351单反边97918371686155504644插接9581634738（4）局部通风机的工作风压计算由于风筒漏风，计算风筒阻力时，应取平均风量值。一般认为风筒漏风为连续性漏风，故采用几何平均值法求平均风量，即 （2-6-3）式中：Q均平均风量，m3/s。Q出风筒出口的风量，压人式通风时为局部通风机风量与风筒漏风量之差。m3/s。根据风筒的风阻、工作面风量和局部通风机工作风量，即可求出压人式与抽出式局部通风机应产生的风压。压入式局部通风机的全压，按下式近似计算： （2-6-4）抽出式局部通风机的静压，按下式近似计算： （2-6-5）式中：R出风筒出口局部风阻，Ns2m8； R入风筒人口局部风阻，Ns2m8。其余符号意义同前。由上述方法求出Q局和h局后，可按局部通风机特性曲线或参数表选择合适的局部通风机。 必须指出，目前由于我国对不同送风距离的各种风筒的风阻和漏风率还未作系统测定，故局部通风机通风设备就不一定按上述步骤计算选择，对BKJ系列也可按表2-6-2的经验数据选择使用，各局部通风机生产厂家一般都有与其产品相匹配类似的表格。表2-6-2 局部通风机和风筒配套经验数据通风距离m掘进工作面有效风量m3/min选用风筒直径min选用局部通风机备注BKJ型功率kW台数30060706070120385385460485BKJ-60-4BKJ-60-4BKJ-56-5245.51113005006070120120460485460485600BKJ-56-52BKJ-56-5BKJ-56-55.5115.51115001000607060706004604856006002BKJ-56-5BKJ-56-52BKJ-56-5115.511111100015002000607025050060080012002BKJ-56-5BKJ-56-6BKJ-56-6112828111节长50m第七章 概算矿井通风费用矿井通风费用是通风设计和管理的重要经济指标，一般用吨煤通风成本，即矿井每采一吨煤的通风总费用表示。它包括吨煤通风电费和通风设备折旧费、材料消耗费、工作人员工资、专用通风巷道折旧与维护费、仪表购置与维修费等其它通风费用。一、吨煤通风电费吨煤通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量。可用下式计算： = ， 元/t （2-6-1）式中 Wo吨煤通风电费，元/t E主要通风机年耗电量， kWh/a；通风容易时期和困难时期共选一台电动机时 =， kWh/a；选两台电动机时 =， kWh/a ；式中 EA局部通风机和辅助通风机的年耗电量 ，kWh/a； D电价 ，元/ kWh ； 变变压器效率，可取0.95； 缆电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.900.95内选取。二、其它吨煤通风费用1、 设备折旧费通风设备折旧费与设备数量、成本及服务年限有关，可用表2-6-1计算。吨煤通风设备折旧费W1用下式计算：= ， 元/t （2-6-2）表2-6-1 通风成本计算表序号设备名称计算单位数量单位成本总成本服务年限每年的折旧费备注设备费运转及安装费总计基本设资折旧费（G1）大修理折旧费（G2）2、 材料消耗费吨