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山西大同大学课程设计说明书第一章 矿井通风系统的确定第一节 概况某矿地处平原、地面标高+150m，井田东西长约6.77km，南北宽约4.84km，面积32.75km2。开采深度标高为-400 -1000m。由于本矿井田范围大，煤炭储量丰富，地质构造较简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，初步确定矿井生产能力为240万t/年。本矿井采用一对立井开拓：主立井采用箕斗提煤；副立井采用罐笼提升矸石，升降人员、设备、材料，且兼作进风井。副井安装梯子间，作为一个安全出口。考虑到本矿田范围较大，矿井通风方式经过比较后确定为两翼对角式通风（具体比较情况见第九章），在井田西翼和东翼各掘一个风井，即西风井和东风井，每个风井均安装梯子间，作为回风井并兼作安全出口。本矿田范围内煤层倾角39，平均7，为近水平煤层。全区范围内可采煤层为3煤、16上煤和17煤，其中16上煤和17煤间距10.46m，可集中布置；而3煤与这两层煤相距168.48m，若采用斜井延伸，由于煤层倾角太小，需要开凿的斜井太长，在技术经济上均不合理，因此决定采用立井两水平开拓。其中，第一水平标高为670m，主采3煤；第二水平标高为845m，开采16上和17煤。3煤直接顶板以粉砂岩（64.2）为主，厚1.0012.88m，平均3.14m。次为泥岩（29.7）和细砂岩（6.1），节理发育，破碎易冒落，局部区域发育一层炭质泥岩伪顶，厚0.3m，老顶厚1020m，为中细砂岩，厚层状，硅质胶结，属最坚固至坚固岩石，抗压强度9001300kg/cm2。煤层直接底板一般为深灰色粉砂岩，次为灰色细砂岩，局部区域发育一层深灰色泥岩伪底。老底为灰白色中、细砂岩互层，致密坚硬。根据勘探阶段取样器采取3煤的19个瓦斯煤样化验结果：从瓦斯含量看，CH4平均含量小于1cm3/g。本矿井投产以来，据19901998年矿井历年瓦斯鉴定成果：全矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/t，绝对涌出量为3.316m3/min，采区最大相对涌出量为0.788 m3/t；矿井CO2相对涌出量为2.139m3/t，绝对涌出量为10.601m3/min，采区最大相对涌出量为3.209m3/t，矿井瓦斯等级可以定级为低瓦斯矿井。据矿井资料分析：3煤可燃基挥发分产率Vdaf在35以上，煤尘的爆炸性指数在38以上，煤尘有爆炸性危险。3煤有自然发火的倾向，属二类自燃，发火期一般为36个月，最短发火期为18天，本矿井煤的自燃发火等级为12级，即容易自燃发火至自燃发火。由于本井田地形平坦，表土层较厚，所以采用立井开拓（主井设箕斗），并按井下运输量最小的原则确定了井筒位于井田储量的中央。为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少开凿风井的数目，决定采用两翼对角式通风，风井位置见矿井开拓平面图。因本井田瓦斯和涌水都不大，水平内采用下山开采在技术上是可行的。考虑到主采煤层3#煤层为厚度8.53m的特厚煤层，布置煤层大巷及煤层上下山，巷道维护困难，维护费用高。并且煤层褶曲较多，若大巷沿煤层布置，巷道坡度及方向变化较大，辅助运输矿车的运行将受到限制。又根据本矿地质资料，各煤层均有自燃发火倾向。因此，布置煤层大巷及煤层上山在技术和经济上均不合理，故不予考虑布置煤层大巷及煤层上下山。开拓方案如图：根据开拓方案，井田范围内主要采用带区式准备，只在水平深部采用下山开采。由此，全矿第一水平共划分为10个带区、2个采区。其中，京沪铁路以西划分为8个带区：西一带区西八带区；京沪铁路以东划分为2个带区和2个采区：东一带区、东二带区、东一采区和东二采区。图11 开拓方案本矿首采带区为西一带区，位于京沪铁路以西块段，靠近工业广场。带区走向长度为1031.55m，倾斜长度平均为1539m。带区内划分为5个倾斜分带，组成一个统一的采准系统。根据本矿现场生产经验，各分带之间留设3m窄小煤柱，采用沿空掘巷的方法掘进回采巷道。各分带具体情况见表11。表11 西一带区各分带基本参数表 分带项目一分带二分带三分带四分带五分带分带斜长/m14801565154015401560分带宽度/m203.31203.31203.31203.31203.31带区内3煤平均厚度8.53m，煤质中硬，煤层内裂隙发育，煤层倾角平缓，适宜采用综采放顶煤采煤法。因此，设计的采煤方法为倾斜长壁一次采全高综采放顶煤采煤法。在西翼轨道大巷南侧、运输大巷北侧各75m处设停采线。首采带区由5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。带区煤层运料平巷和带区煤层运煤平巷与各分带运输斜巷和分带轨道斜巷联通（具体见带区巷道布置图）。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。根据首采带区的地质条件，本矿采用综采放顶煤采煤法。第二节 矿井通风系统选择一、矿井概况本设计矿井井型为2.4Mt/a，服务年限为74.81年。井田的开拓方式为立井两水平，第一水平标高670m，服务年限为59.67年；第二水平标高845m，服务年限为15.14年。全区可采煤层3层，煤层总厚10.44 m。其中，本区主采煤层为3煤，煤层平均厚度8.53m，倾角较小，在39之间，平均7。煤质稳定，硬度中硬,普氏硬度为23，属中变质气煤，为高硫低灰分。煤层平均容重为1.35t/m3。本设计矿井属低瓦斯矿井，全矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/t，绝对涌出量为3.316m3/min。各煤层均有自燃发火倾向，发火期为3-6个月，最短18天。据矿井资料分析，煤尘的爆炸性指数均在38以上，煤尘有爆炸性危险。井田范围内上侏罗系红层以上的非煤系地层，地温梯度最低，平均每深100m，升温1.5C；第三煤层以上的煤系地层为中梯度，平均每深100m，升温1.8C2.0C左右；第三煤层以下为高梯度，平均每深100m，增温2.5C左右。第三煤层是良好的隔热层，对地温起着一定的控制作用。一号井东断层东部地温较断层的西部地温高1C3C，平均2.0C左右。矿区气候属海洋大陆型，年平均降水量732.2mm，雨季多在六八月。年平均气温为13.6，日最高气温为40.7，最低气温在-18.6，冰冻期为十二月至次年三月。冻土深度为450mm，风向多为南风和东北风。二、矿井通风系统的基本要求 一般情况下矿井通风系统 ，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济标合理等总原则。具体地说要适应以下基本要求：1、每个矿井，特别是地震区、多雷区的矿井至少要有两个通地面的安全出口，个出口之间距离不得小于30m；2、进风井口，要有利于防洪，不受粉尘、污风炼焦气体矸石燃烧气体等有毒气体的侵入；3、采用多台分区主扇通风时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主扇的回风流中央主扇和每一翼的主扇的回风流都必须严格隔开；4、所有矿井都要采用机械通风主扇和分区扇必须安装在地面；5、北方矿井，井口要有供暖设备；6、总回风巷不得作为主要人行道；7、工业广场不允许受扇风机噪音的干扰；8、装有皮带机的井筒不允许兼作回风井；9、装有箕斗的井筒不允许兼作进风井；10、可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；11、通风系统要为防瓦斯、火、水、尘及降温创造条件；通风系统要有利于深水平延伸或后期通风系统的发展变化；12、要注意降低通风费用。三、矿井通风类型的确定一般情况下，矿井主要有五种通风类型（图中主扇工作方法暂且按抽出式）：中央并列式（图12）、中央分列式（图13）、两翼对角式（图14）、分区对角式（图15）和混合式通风。但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择。混合式是前几种方式的综合，多在老井的改建、扩时使用。因而，我们只对前4种通风方式作一个粗略的比较。见表12所示。图12 中央并列式图13 中央分列式图14 两翼对角式图15 分区对角式表12 矿井通风方式对比表项目类型适用条件优缺点中央并列式新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4Km，而且瓦斯、自燃发火不严重的矿井初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场有风机，噪音大。中央分列式煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自燃发火较严重的矿井与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。两翼对角式适用于走向长度大于4Km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自燃发火严重的矿井。由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。分区对角式适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风井。另外，煤层走向长，多煤层开采，高温矿井也可以采用这种方式。各分区有独立的通风线路，互相不影响而且通风阻力小，建井工期短，安全生产好，分区风井多，占场地多，通风机管理分散。结合本矿的地质条件：本矿虽然属低瓦斯矿井，但煤层有自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险性。考虑到设计矿井范围大，井型大，服务年限长，从技术角度来看，中央并列式不适合本矿井，因此，本设计不采用中央并列式。若采用中央分列式通风，需要把风井布置在一翼，另一翼通风线路太长，通风阻力太大，沿通风线路漏风大，并且所选用风机及配套电动机功率较大，经济上不合理。因此，也不考虑采用中央分列式。采用分区对角式通风要多掘风井，由于本矿煤层埋藏深，在技术、经济上均不合理，因此，也排除了分区对角式。由于矿井范围较大，可在井田东西两翼各布置一个风井，形成两翼对角式。对于两翼，通风线路不是太长，通风阻力也不是很大；另外，还增加了安全出口，安全性较好，通风系统较为合理。综上所述，本矿井设计采用两翼对角式通风方式。（西风井和东风井的具体位置见矿井开拓平面图）四、设计服务范围的确定该矿井井田范围较大，井田面积32.75km2；服务年限长，矿井的服务年限为74.81年，第一水平服务年限59.67年。其中，第一水平西翼带区服务年限为35.7年。根据规程的要求，只考虑头1525年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。由于本矿井的通风方式为两翼对角式，开采第一水平西翼带区时，头25年不属于通风困难时期，在开采倒数第二个分带时，通风线路叫较长，风量最大，属于通风困难时期。因此，通风服务范围确定为第一水平西翼带区。五、主扇工作方法的确定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，风流沿轨道大巷经带区运料进风行人斜巷进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到运输大巷，再经西风井排到地面。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，风流沿轨道大巷经带区运料进风行人斜巷进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到运输大巷，再经西风井排到地面。2、抽出式和压入式的技术经济比较表13 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，并和采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。该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。六、采煤工作面通风类型的确定适用于本设计的采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式（以后退式为例，见图16）。这几种通风类型的粗略比较见表14。图16 回采工作面通风类型表14 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采区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，还需要在采区边界开一条为相邻两个采区共用的回风上山，故采区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型后退式通风。七、通风容易和通风困难两个时期位置的确定当开采西一带区第一个分带时，所需风量小，通风线路短，通风阻力小，确定此时为通风容易时期。当西七带区倒数第二个分带刚投入生产时，所需风量大，通风线路长，通风阻力大，确定此时为通风困难时期。八、掘进头数目和位置的确定为了保证生产的正常接替，通风容易时期，在西二带区第一个分带布置两个煤层斜巷掘进头；通风困难时期，在西八带区最后一个分带亦布置两个煤层斜巷掘进头。九、绘制两个时期的通风系统立体图和网络图1、 通风容易时期立体图及网络图（图17、图18）。图17 通风容易时期立体图图18 通风容易时期网络图2、通风困难时期立体图及网络图（图19、图110）。图19 通风困难时期立体图图110 通风困难时期网络图第二章 矿井风量计算第一节 风量计算一、矿井所需总风量的计算1、按井下同时工作的最多人数计算矿井总风量Qk=4NK，m3/min 式中 4以人数为计算单位的供风标准，即按井下每人4 m3/min的规定风量来计算矿井总风量； N井下同时工作的最多人数，因设计矿井为高产高效矿井，井下同时工作的人数不会超过500人，取N=500； K矿井风量备用系数，对于两翼对角式，取K=1.35。 则 Qk=4NK =45001.35 =2700 m3/min2、按实际需要计算矿井所需总风量Qk=（Qai+Qbi+Qci+Qdi）Kl 式中 Qai回采工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； Qbi各掘进工作面所需风量之和，m3/min； Qci各硐室所需风量之和，m3/min； Qdi除上述各用风地点外，其它巷道所需风量之和m3/min。 Kl矿井风量备用系数，对于两翼对角式，取Kl =1.15。（1） 回采工作面所需风量的计算按沼气（或二氧化碳）涌出量计算根据规程规定，按照回采工作面回风巷风流中沼气（或二氧化碳）的浓度不得超过1%的要求计算，则回采工作面所需风量为：Qai=100qgaiKai，m3/min 式中 Qai第i个回采工作面实际需要风量，m3/min；qgai该回采工作面回风巷风流中沼气（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；Kai该回采工作面的瓦斯涌出不均衡系数，Kai=2.0。根据本矿现场实测数据：矿井瓦斯平均相对涌出量为0.666m3/t， CO2平均相对涌出量为2.139m3/t。按二氧化碳的涌出量计算，可得 qgai=12.8833m3/min 则 Qai=100qgaiKai =10012.88332 =2576.67 m3/min取Qai=2577 m3/min。按工作面气温与风速的关系计算回采工作面应有良好的气候条件，其气温条件与风速的关系表：表21 气温条件与风速的关系 工作面气温（）工作面风速V（m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.21.8则回采工作面所需风量为： Qai=60VaiSai，m3/min 式中 Vai第i个回采工作面的合理风速，根据本矿现场实测数据，工作面平均气温为26，由表94所示气温条件与风速的关系，取Vai=1.8 m/s； Sai第i个回采工作面的平均断面积，m2。对于该设计综放工作面，根据所选综采配套设备尺寸，取 Sai=4.6（M0.3），m2 式中 M工作面采高，M =2.8m。 则 Sai=4.6（M0.3） =4.6（2.80.3） =11.5 m2则 Qai=60VaiSai =601.811.5 =1242 m3/min按人数计算 Qai=4Nai，m3/min 式中 4以人数为计算单位的供风标准，即每人每分钟供给4 m3的规定风量； Nai第i个回采工作面同时工作的最多人数，根据本矿现场生产实际，取Nai=50人。则 Qai=4Nai=450=200 m3/min按风速进行验算规程规定：回采工作面的最小风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s。按此要求验算回采工作面的风量： Qai0.2560Sai，m3/min； Qai460Sai，m3/min； 把Sai=11.5 m2代入公式上两公式中，可得 172.5 m3/minQai2760 m3/min由于 172.525772760 所以，工作面风量取2577 m3/min符合规程的规定。由于本设计为一矿一面达产，不设备采面，因此通风容易时期及通风困难时期均为：Qai=2577 m3/min。（2） 掘进工作面所需风量的计算按沼气（或二氧化碳）涌出量计算Qbi =100qgbi K bi，m3/min 式中 Qbi第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min；qgbi该掘进工作面回风流中沼气（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；K bi该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，一般可取1.52.0。根据本矿现场实测数据及生产经验，取qgbi =1 m3/min，Kai=2.0。 则 Qbi =100qgbi K bi =10012 =200 m3/min按局扇的吸风量计算 Qbi =Qfi Ii，m3/min 式中 Qfi第i个掘进工作面局扇的吸风量，根据第五章所选掘进通风局扇，Qfi=225 m3/min； Ii该掘进工作面同时运转的局扇台数，Ii=1。则 Qbi =Qfi Ii =2251=225 m3/min按人数计算Qbi =4Nbi，m3/min 式中 4以人数为计算单位的供风标准，即每人每分钟供给4 m3的规定风量； Nbi第i个掘进工作面同时工作的最多人数，根据本矿现场生产实际，取Nai=40人。则 Qbi =4Nbi =440=160 m3/min按炸药量计算Qbi =25Abi，m3/min 式中 25以炸药量为计算单位的供风标准m3/（minkg），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。对于轨道大巷，根据第四章所选断面，参照井巷工程关于炸药用量的规定，取一次爆破使用的最大炸药量为9.6 kg。则 Qbi =25Abi=259.6=240 m3/min按风速进行验算每个岩巷掘进工作面的风量为： Qbi0.1560Sbi，m3/min 每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量为： Qbi0.2560Sbi，m3/min 式中 Sbi第i个掘进巷道断面积，m2。根据第四章所选巷道断面，轨道大巷掘进断面积为16.6m2，分带煤层斜巷掘进断面积为16.32m2。对于岩巷，Qbi0.1560Sbi =0.156016.6 =149.4 m3/min对于煤巷，Qbi0.2560Sbi =0.256016.32 =244.8 m3/min综上，前述4项所计算风量均不满足煤巷的风速要求，因此采用加大局扇功率即加大局扇风量的办法，改用28KW的JBT系列局扇，取其吸风量350m3/min作为每个掘进工作面所需风量。通风容易时期，共有两个煤层斜巷需要独立通风，则 Qbi=3502=700m3/min通风困难时期，亦有两个煤层斜巷需要独立通风，则 Qbi=3502=700m3/min（3） 硐室所需风量根据本矿现场生产经验，各个需要独立通风的硐室所需风量为：炸药库180 m3/min，带区变电所120 m3/min，绞车房120 m3/min。则各硐室所需风量为： Qci =180+120+120=420 m3/min（4）其它巷道所需风量除上述用风地点外，无其它巷道需要通风。因此，Qdi=0。综上，按实际需要计算的矿井所需总风量为：通风容易时期Qk=（Qai+Qbi+Qci+Qdi）Kl =（2577+700 +420+0）1.15 =4251.55 m3/min通风困难时期Qk=（Qai+Qbi+Qci+Qdi）Kl =（2577+700 +420+0）1.15 =4251.55 m3/min第二节 风量分配一、风量分配1、回采工作面分配的风量回采工作面只配给其计算的风量，即2577 m3/min。回采工作面两道分配的风量为：25771.15=2963.55m3/min。2、掘进工作面分配的风量每个掘进工作面所分配风量为：3501.15=402.5 m3/min。则 通风容易时期，掘进工作面共分配风量为：402.52=805 m3/min；通风困难时期，掘进工作面共分配风量为：402.52=805 m3/min。2、 各硐室分配的风量炸药库：1801.15=207 m3/min；带区变电所：1201.15=138 m3/min；绞车房：1201.15=138 m3/min。二、风速验算各段井巷风速验算公式为：V i= Qi /Si60 式中 Vi第i段井巷风速，m/s； Qi第i段井巷断面所通过的风量，m3/min。1、通风容易时期各段井巷风速验算结果见表22。表22 通风容易时期风速验算表各 段井 巷编 号井巷名称风 量(m3/min)井巷断面（m2）实际风速(m/s)允许风速(m/s)验算结果最低最高副井井口1副井井筒4251.5544.181.608符合规定12井底车场4251.5514.34.968符合规定23轨道大巷4251.5514.34.968符合规定56带区车场3906.5512.285.300.256符合规定78带区煤层运料平巷3366.0513.84.070.256符合规定89分带轨道斜巷2963.5514.723.360.256符合规定910采煤工作面257711.53.730.254符合规定1011分带运输斜巷2963.5514.723.360.256符合规定16 掘进中的煤巷402.514.720.460.254符合规定1112带区煤层运煤平巷2963.5513.83.580.256符合规定1218带区回风斜巷3768.5512.285.110.256符合规定1920运输大巷4251.5514.24.990.256符合规定2021总回风石门4251.5515.674.528符合规定2122西风井井筒4251.5519.633.6115符合规定22地面风峒4251.557.0710.0215符合规定（注：各段井巷取其风量最大段进行风速验算，其余段不予考虑。）2、通风困难时期各段井巷风速验算结果见表23。表23 通风困难时期风速验算表各 段井 巷编 号井巷名称风 量(m3/min)井巷断面（m2）实际风速(m/s)允许风速(m/s)验算结果最低最高副井井口1副井井筒4251.5544.181.608符合规定12井底车场4251.5514.34.968符合规定23轨道大巷4251.5514.34.968符合规定56带区车场3906.5512.285.300.256符合规定78带区煤层运料平巷3768.5513.84.550.256符合规定89分带轨道斜巷2963.5514.723.360.256符合规定910采煤工作面257711.53.730.254符合规定1011分带运输斜巷2963.5514.723.360.256符合规定19 掘进中的煤巷402.514.720.460.254符合规定1213带区煤层运煤平巷3768.5513.84.550.256符合规定1415带区回风斜巷3768.5512.285.110.256符合规定1521运输大巷3906.5514.24.590.256符合规定2122总回风石门4251.5515.674.528符合规定2223西风井井筒4251.5519.633.6115符合规定23地面风峒4251.557.0710.0215符合规定（注：各段井巷取其风量最大段进行风速验算，其余段不予考虑。）第三章 矿井巷通风阻力计算第一节 通风系统图图3-1 通风系统图矿井通风线路：（新鲜风流）副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分带轨道斜巷综放工作面分带运输斜巷带区煤层运煤斜巷带区回风斜巷运输大巷西翼总回风巷西风井地面。矿井通风系统图见图3-1。第二节 矿井通风阻力计算一、 计算的原则1、在矿井通风系统服务的范围内，分别在通风容易时期和通风困难时期确定一条最大阻力路线，沿着这两条路线，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的井巷通风总阻力hrmin和hrmax，Pa。据此，所选用的主扇既能满足通风困难（hrmax）时的要求，又能做到在通风容易（hrmin）时使用合理，其它时期就无须计算。2、因有外部漏风，通过主扇的风量Qf必大于通过总回风井的矿井总回风量Qk，为了计算风峒的阻力须先算出Qf。对于抽出式主扇，Qf=1.05Qk，m3/min 式中 1.05无提升运输任务的抽出式通风矿井外部漏风系数。 则 通风容易时期，Qf1=1.05Qk=1.054251.55=4464.13 m3/min；通风困难时期，Qf2=1.05Qk=1.054251.55=4464.13 m3/min3、为了经济合理（减少矿井外部漏风和主扇运转费用），不致因主扇的风压过大造成瓦斯和自燃发火难于管理，以及避免主扇选型过大，使购置、运输、安装、维修等费用加大，须控制hrmax不能太大（一般不超过3000 Pa），必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施。4、要分析整个通风网络中自然分配风量和按需分配风量的区段，分别按这两种分配风量的方法计算各区段的通风阻力。二、通风容易时期和通风困难时期最大阻力路线的确定由矿井通风方式及巷道布置形式可以看出，经过工作面的风流线路最长，且风量最大，所以通风容易时期及通风困难时期的最大阻力线路经过较长分带斜巷及回采工作面。通风容易时期最大阻力路线：副井井口1234567891011121819202122地面通风困难时期最大阻力路线： 副井井口123456789101112131415212223地面 三、全矿井巷通风阻力的计算1、计算井巷通风阻力沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：hfr =LUQ2 / S3, Pa 式中 L、U、S分别是各井巷的长度（m）、周边长（m）、净断面积（m2）；Q分配给各井巷的风量，m3/S；摩擦阻力系数，NS2/m4。计算结果见表31、表32。表31 通风容易时期井巷通风阻力计算表井巷区段序号井巷名称支护形式 /NS2/m4L/ mU/ mS/ m2Rfr/ NS2/m8Q/ m3/SHfr/ PaV/ m/S副井井口1副井井筒混凝土0.045717.7123.5644.180.008870.8645.301.6012井底车场锚喷0.01234.6914.4214.30.011670.8658.114.9623轨道大巷锚喷0.0115514.4214.30.007670.8638.384.9634轨道大巷锚喷0.0125514.4214.30.012667.4157.144.7145轨道大巷锚喷0.0130014.4214.30.014865.1162.714.5556带区车场锚喷0.01131.1813.2812.280.009465.1139.885.3067带区车场甩车道锚网0.01146.1915.213.80.002962.8111.594.5578带区煤层运料平巷锚网0.01115015.213.80.009556.1030.044.0789分带轨道斜巷锚网0.011158015.614.720.08549.39207.383.36910采煤工作面液压支架0.035190.7114.811.50.06542.95119.823.731011分带运输斜巷锚网0.011159515.614.720.085849.39209.353.361112带区煤层运煤平巷锚网0.01114015.213.80.008949.3921.733.581218带区回风斜巷锚喷0.01106.1413.2812.280.007662.8130.035.111819运输大巷锚喷0.0118014.414.20.009168.5642.554.831920运输大巷锚喷0.01145014.414.20.072970.86366.154.992021总回风石门锚喷0.01101515.670.000470.861.964.522122西风井井筒混凝土0.045590.3515.7119.630.055270.86277.033.6122 地面风峒混凝土0.045159.427.070.01870.8690.3410.02表32 通风困难时期井巷通风阻力计算表井巷区段序号井巷名称支护形式 /NS2/m4L / mU/ mS/ m2Rfr/ NS2/m8Q/ m3/SHfr/ PaV/ m/S副井井口1副井井筒混凝土0.045717.7123.5644.180.008870.8645.301.6012井底车场锚喷0.01234.6914.4214.30.011670.8658.114.9623轨道大巷锚喷0.0115514.4214.30.007670.8638.384.9634轨道大巷锚喷0.0125514.4214.30.012667.4057.144.7145轨道大巷锚喷0.01268014.4214.30.132265.11560.244.5656带区车场锚喷0.01292.3813.2812.280.02165.1188.895.3067带区车场甩车道锚网0.01122.4515.213.80.001462.815.634.5578带区煤层运料平巷锚网0.011108.3815.213.80.006962.8127.204.5589分带轨道斜巷锚网0.011255015.614.720.137249.39334.703.36910采煤工作面液压支架0.035190.7114.811.50.06542.95119.823.731012分带运输斜巷锚网0.011257015.614.720.138349.39337.333.361214带区煤层运煤平巷锚网0.01146515.213.80.029662.81116.714.551415带区回风斜巷锚喷0.01119.3913.2812.280.008662.8133.785.111521运输大巷锚喷0.01101514.414.20.05165.11216.404.592122总回风石门锚喷0.01101515.670.000470.861.964.522223西风井井筒混凝土0.045590.3515.7119.630.055270.86277.033.6123地面风峒混凝土0.045159.427.070.01870.8690.3410.02通风容易时期及通风困难时期的井巷通风总阻力分别为：hrmin=1.2hfrmin，Pa hrmax=1.15hfrmax，Pa 式中 1.15、1.2是考虑到风路上有局部阻力的系数。由上表中计算结果可得：hfrmin=1708.50Pa ，hfrmax=2407.95Pa则 hrmin=1.2hfrmin=1.21708.50=2050.20Pa hrmax=1.15hfrmax=1.152978.94=2769.15Pa2、计算通风容易时期及通风困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算公式：Rmin=，NS2/m8 Rmax=，NS2/m8Amin=，m2 Amax=，m2（1）通风容易时期 Rmin=0.4083 NS2/m8Amax=1.86 m2（1） 通风困难时期： Rmax=0.5515NS2/m8Amin=1.60 m2由计算结果可知：1 Amin，Amax2，两个时期通风难易程度中等。第四章 风机选型一、 选择主扇主扇的选型通常依据扇风机的个体特性曲线来选择，要先确定通风容易和通风困难两个时期主扇运转时的工况点。考虑到矿井自然风压帮助主扇风压的作用，对于抽出式主扇，在通风容易时期的静风压为：hfsmin= hrminhna，Pa 式中 hrmin通风容易时期矿井通风总阻力，Pa； hna通风容易时期帮助主扇风压的矿井自然风压，Pa。