矿井通风合理性分析

矿井通风合理性分析第一节 通风系统一、概述1、瓦斯根据贵州省能源局文件：黔能源发2009252号“关于六盘水市煤炭局关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告的批复”，贵州鲁能煤业有限公司煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为3.15m3/min，相对瓦斯涌出量为42m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.68m3/min，相对二氧化碳涌出量为9.07m3/t，矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。经预测计算，矿井未经抽采前，在最低准采标高开采M40煤层时采煤工作面相对瓦斯涌出量最大为31.71m3/t，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为18.02 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2.61m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为62.19m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量39.26m3/min。矿井预抽达标后，在最低准采标高开采M5煤层时采煤工作面相对瓦斯涌出量最大为11.95m3/t，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为6.79 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.923/min，矿井相对瓦斯涌出量为23.11m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量14.59m3/min。矿井在划定的突出危险区域内，为煤与瓦斯突出矿井。按煤与瓦斯突出矿井设计，M5煤层+1910m鉴定标高以上按非突出区域管理。2、矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年6月编制的贵州鲁能煤业有限公司鲁能煤矿M5煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，M5煤层+1910m标高以上无突出危险。因此，该矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，M5煤层+1910m标高以上按无突出危险区域设计和管理。建议矿井及时补作其它区域各煤层煤与瓦斯突出鉴定，确保矿井安全生产。矿井在建设期间，必须严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针、“可保尽保、应抽尽抽、先抽后采、煤气共采”的瓦斯治理原则和“四位一体”的综合防突措施。揭煤前，必须建立健全瓦斯抽采系统，矿井安全监测监控系统，并保证运行。3、煤尘爆炸性指数及爆炸危险性根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的煤尘爆炸性鉴定报告，M5、M10、M11、M20煤层的煤尘有爆炸性；M18、M29、M30、M40煤层没有取样鉴定，建议业主及时对M18、M29、M30、M40煤层采样作煤层采样作煤尘爆炸性鉴定。矿井按有爆炸性设计。4、煤层自燃发火期和自燃倾向性根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室2005年7月提交煤炭自燃倾向等级鉴定报告，该矿M15煤层自燃倾向性鉴定为类，即不易自燃煤层；M5、M10、M11、M20煤层自燃倾向性鉴定结果为类，即自燃煤层。M18、M29、M30、M40煤层未进行鉴定。因此，本设计暂按煤层容易自燃(类)进行设计。建设矿井及时补作其它各煤层的自燃倾向性鉴定，鉴定后按鉴定结果管理。5、煤层顶、底板情况区内可采煤层有M5、M10、M11、M15、M18、M20、M29、M30、M40煤层共九层煤，其顶底板情况如下：M5煤顶板为粉砂质泥岩、细砂岩，底板为粘土岩，顶底板较稳定。M10煤顶板为泥质粉砂岩、细砂岩，底板为粘土岩，顶底板较稳定。M11煤顶板为粉砂岩、细砂岩，底板为粉砂岩，顶底板不稳定。M15煤顶板为细砂岩，底板为粘土岩，顶底板稳定。M18煤顶板为细砂岩，底板为粘土岩，顶底板较稳定。M20煤顶板为细砂岩，底板为粘土岩，顶底板稳定。M29煤顶板为粉砂质泥岩、细砂岩，底板为粘土岩，顶底板稳定。M30煤顶板为粉砂岩，底板为粘土岩，顶底板较稳定。M40煤顶板为泥岩，底板为粘土岩，顶底板不稳定。区内各煤层顶板底板条件较差，一般较稳固，底板为粘土岩遇水后产生膨胀、底鼓现象。在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。6、冲击地压危险性根据贵州省水城县鲁能矿业有限公司煤矿资源储量核实报告中未提供确定冲击地压的基础资料，根据本矿井生产资料未出现冲击地压现象。矿井暂按无冲击地压考虑。但在巷道布置时应尽量避开应力集中区，掘进和采煤时也应注意应力集中影响。7、地温情况鲁能煤矿属地温正常型矿井，在实际生产过程中区内从未发生过地温异常现象，无热害影响。二、矿井通风方式和通风方法1、煤层开采技术条件及矿井开拓方式（1）煤层开采技术条件该矿位于格目底向斜南西翼西段，其总体构造形态呈单斜岩层。地层走向北西南东，倾向北东，倾角2532。矿区内出露地层为：峨眉山玄武岩（P3）、二叠系上统龙潭组（P3l）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、永宁镇组（T1yn）及至第四系（Q）。现由新到老分述于下：1）第四系(Q)分布于山麓风化残积、坡积物覆盖和矿区东部、南部沟谷中有洪积和冲积物堆积。厚度015m，一般厚10.00m左右。2）下三叠系永宁镇组（T1yn）下部为浅灰至灰黄色薄至中厚层状石灰岩、泥灰岩；上部为紫红色、灰绿色粉砂质泥岩，泥岩及灰绿色细砂岩组成。厚200-330米。3）下三叠系飞仙关组（T1f）分布于矿区北部及北部外围的广大区域，为灰绿色、紫红色薄至中厚层状粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩，局部地段夹泥灰岩组成。厚500-700米。4）二叠系上统龙潭组（P3l）为浅灰色至灰绿色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、粘土岩夹煤层组成。厚400485米。根据龙潭组的岩性，化石及含煤情况，将其划分为四个岩性段：龙潭组第四段（P3l4）：下界为B4标志层顶，上界为飞仙关组第一段之底。岩性以浅灰色、灰色含钙质的细砂岩、粉砂岩夹砂质泥岩、粘土岩及煤层组成，含煤10-15层，矿区范围可采及局部可采5层，编号M5、M10、M11、M15、M18。厚70110米。龙潭组第三段（P3l3）：下界为B5标层底，上界为M20煤层顶。岩性为灰绿色细砂岩、灰色粉砂岩、粘土岩及煤层组成。含煤813层，矿区范围可采及局部可采3层，编号M29、M30、M40。分布于本段中、上部，厚70110m。龙潭组第二段（P3l2）：岩性以灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、粘土岩及煤层组成，含煤14-30层，均不可采。厚150200m。龙潭组第一段（P3l1）：下界为峨眉山玄武岩顶，上界为M100煤层底，岩性以泥岩、粉砂质泥岩等细粒级岩石为主、上部夹一层厚34m的花斑状钙质细砂岩（B8标志层），含煤6-8层。矿区范围本段未出露。厚5080m。5）峨眉山玄武岩（P3）为深灰至暗绿色玄武岩，具气孔状、杏仁状构造，厚度大于100m，与上伏地层呈假整合接触。该矿处于杨子准地台黔北台隆六盘水断陷威宁北西向构造变形区，位于格目底向斜南西翼西段，其总体构造形态呈单斜岩层。地层走向北西南东，倾向北东，倾度2532。井田内发现的大小断层共9条，其中以作为井田北西边界的F40断层规模最大，其余断层规模均较小，垂直断距均小于30m，且多数断距在10m以内。现将位于本矿山中部的F40断层叙述如下：F40正断层：位于矿区以西，该断层在矿区北西部，深部由ZK138钻孔控制到1400m标高以下。走向延伸约3000m，由南西往北东区外延伸，垂直断距约50110m，向浅部断距逐渐减小，切割所有煤层及P3-T1yn地层。断层走向约5888，倾向328358，倾角6071左右。综上所述，矿山构造复杂程度为中等类型。（2）矿井开拓方式井口及工业场地选择井田南部边界附近，采用平硐暗斜井进行开拓，布置有主平硐、副平硐、副斜井、回风平硐四个井筒。主平硐铺设胶带输送机运输煤炭，副平硐、副斜井铺设轨道作辅助运输，回风平硐安设主要通风机作专用回风，原煤通过胶带输送机运至工业场地。主平硐在F20断层以南的+1910.062m标高开口以3的坡度施工174m后再以17度的倾角施工至+1750m标高；副平硐在F20断层以南的+1910.085m标高开口以3的坡度施工直至揭穿M5煤层；副斜井在F20断层以南的+1928.0m标高开口以21度的倾角施工至+1750m标高；回风平硐在F20断层以北的+1950.0m标高开口以3的坡度施工52m后再以25度的倾角施工回风暗斜井至+1750m标高，贯通形成矿井一采区的开拓系统。通过石门揭穿M5煤层，在井筒东翼的M5煤层+1910m标高布置10501回采工作面运输巷、+1950m标高布置10501回采工作面回风巷；井筒西翼的M5煤层+1910m标高布置10502回风巷掘进工作面、+1860m标高10502运输巷掘进工作面。在副平硐与副斜井之间布置上部车场，副斜井井底布置井底水仓和井底车场，井底车场的一侧布置11水泵房和变电所，11水泵房的底板标高为+1750.5m。主平硐井口坐标为：X=.175，Y=.230，Z=+1910.062m，=2042445,=3。副平硐井口坐标为：X=.273，Y=.528，Z=+1910.085m，=1862103,=3。副斜井井口坐标为：X=.020，Y=.470，Z=+1928.0m，=2042445,=21。回风平硐井口坐标为：X=.059，Y=.209，Z=+1950.0m，=2042445,=3。主平硐、副平硐、副斜井、回风平硐、运输石门、轨道石门、井底车场车场、水泵房、主副水仓等主要巷道均布置在岩层内。2、矿井通风方式通风方式：中央并列式。3、通风方法通风方法：抽出式4、通风系统的构成鲁能煤矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，M5煤层+1910m鉴定标高以上按非突出区域进行管理。矿井投产时期布置有主平硐、副平硐、副斜井、回风平硐四个井筒。新鲜风流从主平硐、副平硐、副斜井进入，经第运输石门、副平硐、轨道石门、进入采、掘工作面。乏风经回风石门、进入回风平硐，然后通过主要通风机排至地面。回风平硐作专用回风之用，不得用于运料、敷设电缆、安设电气设备。回采工作面通风路线：主平硐运输石门10501运输巷10501切眼10501回风巷回风石门回风平硐 引风道地面。掘进工作面通风路线：掘进工作面通风线路1：副平硐（运输石门）进风联络巷10502运输巷掘进工作面轨道石门回风石门回风平硐引风道地面。掘进工作面通风线路2：副平硐（运输石门）10502回风巷掘进工作面回风绕道门回风石门回风平硐引风道地面。底板专用瓦斯抽采巷通风路线：西翼底板瓦斯抽采区：副平硐（运输石门）进风联络巷西翼瓦斯抽放运巷西翼瓦斯抽放切眼西翼瓦斯抽放回风巷回风绕道回风石门回风平硐引风道地面。矿井投产时期通风系统详见图6 矿井通风系统和通风系统网络图。三、风井数目、位置、服务范围及时间1.风井数目及位置（1）进风井矿井投产时期进风井数目为三个，即一个为主平硐、一个副平硐，一个为副斜井。井口均位于井田南部边界附近的工业场地内，主平硐井口坐标为：X=.175，Y=.230，Z=+1910.062m。副平硐井口坐标为：X=.273，Y=.528，Z=+1910.085m，。副斜井井口坐标为：X=.020，Y=.470，Z=+1928.0m。（2）回风井矿井投产时期回风井数目为一个，即回风平硐，井口位于矿界西部平缓坡地上的风井场地内，回风平硐井口坐标为：X=.059，Y=.209，Z=+1950.0m。改变矿井通风系统时，必须编制通风设计及安全措施，并审批。2.进、回风井的功能、服务的水平和区域及时间矿井投产时期进风井数目三个，为主平硐、副平硐、副斜井；回风井数目为一个，即回风平硐。主平硐铺设带式输送机，担负矿井辅助进风、煤炭运输、管线铺设等任务，兼作安全出口；副平硐铺设22kg/m轨道，轨道距600mm，担负矿井主要进风、设备、材料、矸石运输、人员运送及管线铺设等任务，兼作安全出口；副斜井铺设30kg/m轨道，轨道距600mm，担负矿井主要进风、设备、材料、矸石运输、人员运送及管线铺设等任务，兼作安全出口；回风平硐为专回风井筒，回风平硐安设主要通风机，担负矿井专用回风，严禁行人及运送材料等其它用途。主平硐、副平硐、副斜井、回风平硐服务于全矿井开采，服务时间为矿井终采结束。矿井投产后，一个采区生产，本设计对矿井作了通风系统图及通风计算，矿井建成后，必须根据矿井实际瓦斯涌出量及其他参数重新作通风系统设计及通风计算，并按相关程序报相关部门审批。四、改扩建矿井增加和弃用的井筒情况本次变更设计四条井筒均为利用现有井筒，不再增加井筒。鲁能煤矿在此次变更以前,在矿区西南部场地内有原整合前老系统井筒，经过现场调查,矿井巷道损坏严重，不再利用，设计进行密闭，并挂警戒版，并每月检查一次，防止不法人员随意打开。五、矿井新水平和准备采区通风矿井开拓新水平和准备新采区时的回风，必须引入总回风巷或主要回风巷中。煤与瓦斯突出矿井，开拓新水平和准备新采区时，必须先在无瓦斯喷出或无煤（岩）与瓦斯（CO2）突出危险的煤（岩）层中掘进巷道并形成通风系统。采掘工作面的进回风巷不得穿过采空区或冒顶区。该矿采用平硐暗斜井开拓，划分为一个水平两个采区。首采一采区M5煤层+1910m标高以上按突出矿井的非突出区域设计管理；矿井后期开采二采区，在进行二采区的开拓准备时，其回风流必须直接引入回风暗斜井及回风平硐。二采区运输下山、二采区轨道下山、二采区回风下山以及二采区水泵房、井底联络巷、井底水仓等均布置在岩层中，并在+1600m标高构成通风系统。新鲜风流由主平硐、运输暗斜井、12运输下山和副平硐、副斜井、12轨道下山进入，乏风通过回风暗斜井、回风平硐排出。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，采面采用“U型”通风，掘进工作面采用压入式通风。第二节 矿井风量、风压及等积孔一、矿井风量、风压及等积孔根据贵州省能源局文件：黔能源发2009252号“关于六盘水市煤炭局关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告的批复”，贵州鲁能煤业有限公司煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为3.15m3/min，相对瓦斯涌出量为42m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.68m3/min，相对二氧化碳涌出量为9.07m3/t，矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。经预测计算，矿井未经抽采前，在最低准采标高开采M10煤层时采煤工作面相对瓦斯涌出量最大为31.71m3/t，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为18.02 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2.61m3/min，相对瓦斯涌出量为62.19m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量39.26m3/min。矿井预抽达标后，在最低准采标高开采M15煤层时采煤工作面相对瓦斯涌出量最大为11.95m3/t，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为6.79 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.923/min，相对瓦斯涌出量为23.11m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量14.59m3/min。矿井在划定的突出危险区域内，为煤与瓦斯突出矿井。按煤与瓦斯突出矿井设计，M5煤层+1910m鉴定标高以上按非突出区域管理。本次设计选取经抽采达标后预测计算矿井瓦斯能出量值作为矿井通风计算的依据。1、矿井风量计算及分配矿井以一个机采工作面达到设计生产能力30万吨/年，根据煤矿安全规程（2011版）及有关规定，参考原鲁能煤矿及邻近生产矿井实际配风经验，满足井下人员需求、瓦斯稀释、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.7%，矿井总风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。1)、风量计算 按井下同时工作的最大班下井人数计算。Q矿井4NK矿通式中：Q矿井矿井总供风量，m3/s； N井下同时工作的最多人数，按100人计算； K矿通矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通1.25。Q矿井41001.258.3m3/s。 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算。Q矿井（Q采Q掘Q硐+Q其他）K矿通式中：Q采采煤实际需要风量的总和，m3/s； Q掘掘进实际需要风量的总和，m3/s； Q硐独立回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。K矿通矿井通风系数，K矿1.201.25，本矿取K矿通1.25； 采煤工作面的风量确定机采工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。经分析和计算认为，本矿井地温不高，机采工作面人数一般不超过50人，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。 按瓦斯涌出量：本次计算采用的瓦斯数据如下表：采面瓦斯涌出量(m3/min)掘进瓦斯涌出量(m3/min)矿井瓦斯涌出量(m3/min)容易时期6.790.9214.59困难时期6.790.9214.59Q采125q瓦采K采通式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦采采煤工作面绝对瓦斯涌出量， m3/min； K采通采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常机采工作面取1.21.6，取1.2；将各参数代入上述公式得：采面瓦斯涌出量(m3/min)风排瓦斯量(m3/min)备用风量系数K需风量(m3/s)容易时期6.795.01.613.33困难时期6.795.01.613.33按工作面风速计算Q采VCScKi式中：VC采煤工作面适宜的风速，按2023风速选取为1.01.5m/s，本矿取1.5m/s；SC采煤工作面平均有效断面，按最大控顶距(5.0m)和最小控面距(3.8m)平均值乘采高计算，容易时期煤层采高1.14m，计算断面为5.12m2；困难时期煤层采高1.2m，计算断面为5.28m2； Ki采煤工作面长度系数，工作面长度100m时，取1.0；容易时期：Q采1.55.121.07.52 m3/s困难时期：Q采1.55.281.07.92 m3/s按工作面人员数量计算Q采4Nc式中：Nc采煤工作面同时工作的最多人数，50人；Q采450200m3/min3.33m3/s按炸药使用量计算风量。Q采Ajb/tc式中：Q采回采工作面需要风量，m3/min；Aj回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，取10kg；t通风时间，取20mim；c爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c0.02%；b每公斤炸药爆破后生成有当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b0.1m3/kg。Q采100.1/12000.00024.17 m3/s；按风速验算容易时期：15采24015155.1275.24采2402405.121203.84采困难时期：15采24015155.2879.2采2402405.281267.2采根据上述计算，Q采3.33m3/s13.33m3/s，设计取其中的最大值13.33 m3/s（800 m3/min），按煤矿安全规程（2011版）规定，回采工作面最低风速0.25m/s，最高风速4m/s的要求，回采工作面Q采13.33 m3/s，风速为2.66m/s，满足要求。 掘进工作面的风量确定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。经分析和计算认为，本矿井地温不高，掘进工作面人数15人，掘进工作面的炸药用量13kg，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量。按瓦斯涌出量计算：Q掘125q瓦掘K掘通式中： Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦掘掘进工作面的瓦斯涌出量，根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法进行预测计算容易时期为0.13m3/min，困难时期为0.27 m3/min； K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常炮掘工作面一般取1.82.0，取2.0；容易时期：Q掘1250.8223.42m3/s；困难时期：Q掘1250.8223.42m3/s；按炸药使用量计算：Q掘Ajb/tc式中： Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，8 kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b0.1m3/kg；t通风时间，一般不少于20min；c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%；Q掘80.1/12000.00023.33m3/s；按局部通风机吸风量计算掘进工作面采用FBD6.3/230型局部通风机压入式供风，其风量为5.38.6 m3/s。根据煤矿安全规程（2011版）第一百零一条的规定，采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤巷岩巷中的最低风速为0.25m/s，为满足局部通风机安设位置至回风口间巷道最低风速的要求，则配风量为：断面为7.28m2时为：0.257.281.82m3/s则掘进巷中配风量为：Q掘8.61.8210.42m3/sQ掘QfIkf式中：Qf掘进工作面局部通风机额定风量，取Qf8.6m3/s；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf为防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.34。Q掘8.6.011.3411.52 m3/s根据计算取大值,则掘进巷中配风量为Q掘11.52 m3/s按工作面人员数量计算：Q掘4Nc式中： Nc掘进工作面同时工作的最多人数，10人；Q掘41560m3/min1.0 m3/s；按风速验算：根据煤矿安全规程（2011版）规定岩巷掘进工作面的风量应满足：9SjQ掘240Sj9j97.2865.5掘240j2407.281747.2掘煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：15SjQ掘240Sj15j157.28109.2掘240j2407.281747.2掘式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，7.28m2；根据上述计算得Q掘1.0m3/s11.52m3/s，取其中的最大值，则掘进工作Q掘11.52m3/s（691.4 m3/min），按风速验算均满足要求。 硐室风量容易时期：一采区生产时，中央变电所、水泵房处于副斜井底部，与主要进风巷并列通风，不单独配风。消防材料库单独配风，取Q消=3m3/s。井下不设爆炸材料发放硐室。因此Q硐=3.0m3/s。困难时期：二采区生产时，中央变电所、水泵房处于轨道下山底部，与主要进风巷并列通风，不单独配风。消防材料库单独配风，取Q消=3m3/s。井下不设爆炸材料发放硐室。因此Q硐=3.0m3/s。瓦斯抽采巷风量容易时期布置一条底板专用瓦斯抽采巷，根据煤矿瓦斯抽放规范的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5 m3/s。因此，瓦斯抽放巷Q抽0.55.252.63m3/s,取3 m3/s。困难时期布置两条底板专用瓦斯抽采巷，根据煤矿瓦斯抽放规范的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5 m3/s，因此，每条瓦斯抽放巷Q抽0.55.252.63m3/s,取3 m3/s。两条瓦斯抽放巷共计配风：23.06.0m3/s备用工作面风量投产时期：煤层埋深较浅，瓦斯含量较低，预抽瓦斯时间较短，不需布置备用工作面。通风困难时期：煤层埋深较深，瓦斯含量较高，预抽瓦斯时间较长，布置一个备用工作面，其风量Q备0.5Q0.513.336.67m3/s，取8 m3/s。 其它风量：结合本矿井的实际情况容易时期： Q其它（Q采Q掘Q硐）5%（13.3311.5223+3.0）5%2.12 m3/s；困难时期：Q其它（Q采Q掘Q硐Q抽）5%（13.3311.5228.0+6.0+3）5%2.67 m3/s； 矿井总风量确定矿井需风量Q矿井(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿式中：K矿矿井通风系数（本矿采用中央并列抽出式通风，K矿1.201.25），取1.25；容易时期矿井需风量：（13.3311.5223+3.02.12）1.2558.63 m3/s；困难时期矿井需风量：（13.3311.5228.0+3+6.02.67）1.2570.06 m3/s；经计算后，矿井通风容易时期总风量确定为：Q矿井59 m3/s；困难时期总风量确定为：Q矿井71 m3/s2）、 矿井风量重新分配1）分配原则：确定矿井总风量后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不低于计算风量；为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；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。2）分配方法确定矿井总风量后，首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量；从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。矿井风量Q矿井(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿，根据矿井采掘接续关系及以上风量计算，矿井容易时期风量分配及通风困难时期风量分配详见表4-2-1。表4-2-1 矿井容易及困难时期风量分配表用风地点容易时期困难时期计算风量实际配风量富余系数计算风量实际配风量富余系数m3/sm3/sm3/sm3/s采煤工作面13.33 201.50 13.33 201.50 掘进工作面11.52 131.13 11.52 131.13 掘进工作面11.52 131.13 11.52 131.13 底板抽采巷3.00 31.00 6.00 61.00 备用工作面8.00 91.25 消防材料库3.00 51.00 3.00 50.67 其它巷道2.12 52.36 2.67 52.62 合 计58.63 571.02 70.06 711.01 2、通风阻力矿井通风摩擦阻力采用下式计算：（Pa）式中：通风阻力系数，（kg.s2/m3）；L巷道长度，（m）；Q通过巷道的风量，（m3/s）；S巷道净断面，（m2）；P巷道净周长，（m）；根据各用风点风量分配及服务范围，该矿井容易时期总风量按59m3/s；困难时期的总风量按71m3/s考虑，经过计算，矿井容易时期的负压523.14Pa，通风困难时期的负压1290.18Pa。通风容易时期的通风线路（见图421）为：主平硐运输石门11801运输巷11801切眼（一采区M18煤层井筒东侧第一个工作面）11801回风巷回风石门回风平硐引风道地面。矿井通风容易时期通风阻力计算详见表4-2-2。通风困难时期的通风线路（见图422）为：主平硐运输暗斜井12运输下山运输石门24003运输巷24003切眼（二采区M40煤层井筒东侧最后一个工作面）24003回风巷轨道石门12回风下山回风暗斜井回风平硐引风道地面。矿井通风困难时期通风阻力计算详见表4-2-3。文档由本人精心搜集和整理，喜欢大家用得上，非常感谢你的浏览与下载。凡本厂职工应热爱电厂、热爱岗位、热爱本职工作，发扬“团结务实、争创一流，立足岗位，爱厂敬业，尽职尽责，不断提高工作质量和工作效率，圆满完成各项生产和工作任务，为华能的建设和发展作出贡献2019整理的各行业企管，经济，房产，策划，方案等工作范文，希望你用得上，不足之处请指正图4-2-1 矿井容易时期通风系统及网络图图4-2-3 矿井困难时期通风系统及网络图表422 矿井容易时期阻力计算表序号巷道名称支护方式巷道长度净断面净周长摩擦风阻系数摩擦风阻风量通风摩擦阻力 风速（m）(m2)(m)N.S2/m4N.S2/m8m3/S(Pa)m/S1主平硐锚喷1606.649.70.01030.0546 2534.13 3.77 2运输石门锚喷4526.919.90.01030.1397 2373.90 3.33 310501运输巷金支607.2811.10.0160.0230 209.21 2.75 410501回采工作面单体1005.0212.320.0360.3506 20140.24 3.98 510501回风巷金支607.2811.10.0160.0230 209.21 2.75 6回风石门锚喷3046.919.90.01030.0940 39142.90 5.64 7回风平硐锚喷527.4510.30.01030.0133 5946.44 7.92 8引风道砌碹306.9110.30.0060.0056 5919.56 8.54 通风摩擦阻力小计475.58 局部阻力局部阻力按通风摩擦阻力的10%计47.56 矿井通风阻力523.14 表423矿井通风困难时期阻力计算表序号巷道名称支护方式巷道长度净断面净周长摩擦风阻系数摩擦风阻风量通风摩擦阻力 风速（m）(m2)(m)N.S2/m4N.S2/m8m3/S(Pa)m/S1主平硐锚喷1748.5110.01030.0321 3334.96 3.88 2运输暗斜井锚喷5478.5110.01030.1009 33109.90 3.88 312运输下山锚喷6708.5110.01530.1836 30165.25 3.53 4运输石门锚喷4207.4510.30.01030.1078 2672.85 3.49 5运输巷金支5807.2811.10.0160.2670 20106.79 2.75 6采面单体1105.2811.20.0360.3013 20120.52 3.79 7回风巷金支5807.2811.10.0160.2670 20106.79 2.75 8轨道石门锚喷4308.5110.01030.0793 2031.73 2.35 912回风下山锚喷53012.513.60.01530.0465 71234.41 5.68 10回风暗斜井锚喷42012.512.40.01030.0275 71138.45 5.68 11回风平硐锚喷5212.512.40.01030.0034 7117.14 5.68 12引风道砌碹306.9112.40.0060.0068 7134.10 10.27 通风摩擦阻力小计1172.89 局部阻力局部阻力按通风摩擦阻力的10%计117.29 矿井通风阻力合计1290.18 3、矿井通风等积孔计算及难易程度评价（1）矿井通风容易时期等积孔计算:A=1.19Q/=1.1959=3.07(m2)式中:A矿井等积孔，（m2）；Q矿井总风量，（m3/h）；h矿井通风负压，（Pa）。矿井通风困难时期通风等积孔计算：A=1.19Q/=1.1971=2.35(m2)式中:A矿井等积孔，（m2）；Q矿井总风量，（m3/h）；h矿井通风负压，（Pa）。经计算，矿井容易时期等积孔：A=3.07m2，矿井通风困难时期等积孔：A=2.35m2。（2）难易程度评价经上述计算，本矿井容易时期及困难时期均属于通风小阻力矿井。生产期间应加强矿井的通风设施的管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，同时加强对通风巷道的维修工作。4、降低风阻的措施 砌碹巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。 在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。 在日常通风管理中，应避免在主要巷道停放矿车、堆杂物，有的材料应堆放整齐，巷道应随时修复，保证巷道有足够的有效通风断面，以利风流畅通。5、防止漏风措施风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维修，保持完好，防止通风设施、构筑物漏风。6、矿井井巷风速要求矿井井巷风速要求详见表424表424矿井井巷中允许风流速度序号井巷名称最低风速（m/s）最高风速(m/s)断面（m3）风量(m3/S)巷道设计风速(m/s)1主平硐-46.64253.77 2副平硐-86.64172.56 3副斜井-86.91172.46 4运输暗斜井-46.9130.43 5运输石门-46.91253.62 6轨道石门-86.91142.03 7进风联络巷0.2547.28172.34 8底板瓦斯抽放巷0.1545.2530.57 910501采煤工作面运输巷0.2547.28202.75 1010501采煤工作面0.2545.12203.91 1110501采煤工作面回风巷0.2547.28202.75 12掘进中的煤巷、半煤巷0.2547.28131.79 13掘进中的岩巷0.1547.28131.79 14回风联络巷0.2547.28172.34 15回风石门-86.91395.64 16回风暗斜井-157.4550.67 17回风平硐-157.45597.92 18引风道-156.91598.54 经验算矿井井巷中的实际风速符合上表中的要求。第三节 掘进通风一、掘进通风方法各掘进工作面均利用局部通风机采用压入式通风，设有独立的进、回风巷（或联络巷道）与主平硐、副平硐及回风平硐相连，掘进头之间及与回采面之间没有串联通风，局部通风机及启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风新鲜风流中。二、通风设备掘进工作面局部通风机选用FBD6.3型对旋轴流式局部通风机，功率：230kW，风量：5.38.6m3/s，风压：6407310pa。 掘进头采用”双风机、双电源”，并实现运行风机和备用风机自动切换，供电实行“三专二闭锁”。局部通风机的使用必须注意以下几点：（1）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。掘进工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查员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，只有在工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面的入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内一切工作，立即调整通风系统。待风流稳定后，方可恢复工作。（2）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。（3）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，离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间的巷道中的最低风速不得低于0.25m/s。（4）必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定，风筒出口到掘进工作面的距离不得超过5米。（5）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个作业的掘进工作面供风。（6）高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井、低瓦斯矿井中高瓦斯区的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；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，保持掘进工作面正常通风。（7）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。局部通风机的管理：（1）局部通风机必须安装在掘进工作面回风口10m以外的进风侧。（2）采用阻延燃，抗静电风筒，其风筒直径不得低于600mm。（3）加强对风筒的维护，风筒必须整齐，转弯应平缓，破损的风筒必须及时修补，减少风筒的漏风，保证工作面迎头有足够的风量。（4）当掘进长度超过250m时，应加大局部通风机功率或采用双巷掘进，增设联络巷以减小局部通风距离。（5）掘进工作面施工过程中，风筒出口到掘进工作面的距离不得超过5m且不小于2m。井筒掘进期间局部通风机设计及管理：（1）建井期间选用局部通风机型号为FBD6.3型对旋轴流式局部通风机，功率：230kW，风量：5.38.6m3/s，风压：6407310pa,此风机有两台电机，建井期间可以根据掘进距离启动一台电机或两台电机。（2）井筒掘进时局部通风机安设在井筒的北西侧，距离井口不小于20米。为了安全起见，掘进头采用”双风机、双电源”，并实现运行风机和备用风机自动切换，供电实行“三专二闭锁”。（3）井筒掘进期间每班必须派人观察局部通风机运转情况和地面风流方向，根据地面风流方向及时调整局部通风机的安装位置，局部通风机调整位置时掘进工作面必须停止一切工作。每次更换和加长风筒时必须停止掘进工作面一切工作，待风筒更换或加长吊挂好后才可以开始工作。（4）井筒掘进时必须按规定在掘进工作面及巷道内相应地点安装瓦斯传感器、开停传感器和粉尘传感器等。（5）井筒掘进到一定深度后可以在井筒之间掘一条联络巷，并形成负压通风，将地面风机移至井筒内联络巷巷道口以上进风侧，以减少掘进局部通风供风距离。（6）必须采用抗静电、阻燃风筒。（7）井筒掘进期间的局部通风机管理参照本章的局部通风机管理内容。（8）采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。三、防止产生循环风的安全措施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，离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间的巷道中的最低风速不得低于0.25m/s。第四节 硐室通风一、井下独立通风硐室的通风系统及安全措施（1）矿井投产时期井下独立通风硐室根据该矿的开拓系统布置，矿井容易时期井下需独立通风的硐室有一个，即+1750m标高的一采区消防材料库，设计配风量为5m3/s。中央变电所、水泵房布置在进风巷道中与进风井并列通风，不单独配风。一采区材料消防材料库的通风线路为：副斜井（主平硐、运输暗斜井）+1750井底联络巷消防材料库回风暗斜井回风平硐引风道地面。在消防材料库回风巷中设置有调节风门，对风流及风