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矿井通风系统优化设计毕业论文目 录 序 言 . 2 矿井基本概况 第一章 矿井基本概况 . 4 1.1 矿井位置及井田范围. 4 1.2 煤层赋存及瓦斯情况 . 5 1.3 地质构造情况. 5 1.4 采区布置与采煤方法. 6 1.5 矿井通风与瓦斯. 6 第二章 矿井通风系统优化的可行性论证 . 8 2.1 平禹四矿通风系统优化的目的和意义有以下三个方面：. 8 2.2 平禹四矿通风系统优化的必要性. 8 2.3 平禹四矿通风系统优化的紧迫性. 8 2.4 平禹四矿通风系统优化的可行性. 9 2.5 平禹四矿通风系统优化的关键技术和原理. 9 2.6 平禹四矿通风系统优化要达到的主要技术指标. 10 第三章 矿井通风系统优化设计的选择与计算 . 11 3.1 矿井通风系统优化方案的提出. 11 3.2 通风系统选择. 13 3.3 风量计算及风量分配. 13 3.4 矿井通风能力计算. 24 3.5 矿井通风能力验证. 25 3.6 通风阻力测定. 30 第四章 矿井通风设备的选择 . 33 4.1 主要通风机选型. 33 4.2 主要通风机的工况点见图 4-4。 . 38 4.3 电动机选择. 39 第五章 矿井通风评价 . 41 5.1 矿井吨煤通风电力费用. 41 5.2 通风设备的折旧费用. 42 第六章 矿井通风安全管理 . 44 6.1 矿井通风系统的安全管理. 44 6.2 局部通风管理制度. 44 6.3 风筒管理必须做到：. 45 6.4 反风安全措施. 46 6.5 掘进通风安全措施. 47 6.6 保障 2 号（1 号）主扇安全运行的安全技术措施 . 48 6.7 2 号（1 号）主扇停风的安全技术措施 . 48 结论和展望： . - 50 致 谢 . - 52 参 考 文 献 . - 53 第一章 矿井基本概况 1.1 矿井位置及井田范围 平禹四矿于 1955 年建井， 1960 年投产。 矿井位于河南省禹州市梁北镇境内， 在县城南 8 公里处，东至许昌 45 公里处，北至郑州 89 公里，南至平顶山 62 公 里，均由公路相通。井田范围为：上部（北部）F1 断层为界，下部以400 米 煤层地板等高线为界，东至 019 勘探线，西至 029 勘探线。其走向长度 5 公里， 倾斜宽度 1.2 公里，面积 6 平方公里。 1.1.1 开拓方式及煤炭储量 矿井为斜井单水平上下山开拓方式，生产水平为270m。矿井截止 2005 年 年底可采煤炭储量 876.7 万吨。1.1.2 矿井年产量及服务年限 （1）矿井工作制度 矿井设计年工作日为 330 天，每天三班工作制，净提升时间为 16 小时。 （2）矿井设计生产能力1 根据井田的煤层赋存条件、可采储量和矿井的境界范围， 矿井设计为中型 煤矿，年产 90 万吨，日产能力达到 2795 吨。 （3）矿井服务年限 矿井服务年限根据下式计算： T= Zk A.K 式中：T-矿井设计服务年限，a； ZK-矿井可采储量，Mt； A-矿井设计年产量，Mt/a； K-储量备用系数，K=1.31.5 T= 76.37 / 0 .9 1 .3 = 65a（第一水平的工业储量为 2622 万吨） 矿井原设计能力 30 万吨/年，2008 年实际生产能力达到 60 万吨/年。按可 才储量 876.07 万吨，生产能力 60 万吨计算，矿井剩余服务年限为 876.7（60 1.4)11 年。1.2 煤层赋存及瓦斯情况 禹州矿区煤系地层属石炭二叠系，煤系地层总厚度 720 米，8 个含煤组，含 煤 89 层，可采和局部可采煤层有七层（一 1 、二 1、三 3、四 4、五 2、六 4 煤 层） ，其中二 1、三 3、四 4、五 2、六 4 为主采煤层。平禹煤电公司四矿现开采 二叠系山西组二 1 煤层，煤层平均倾角 13 度，煤层厚度 0.789.61 米，平均煤 层厚度 4.6 米，煤层赋存不稳定。煤层硬度系数 f=0.150.55，属于松软煤层。 二 1 煤层为自燃煤层，煤尘具有爆炸性。自 1995 年 12 月矿井被煤炭科学研 究总院重庆分院鉴定为突出矿井以来，矿井按高突管理。2008 年度平禹四矿瓦斯 鉴定结果（河南 省煤 矿瓦斯评审专家 组批 复）该矿矿井瓦 斯相 对涌出量为 13.50m3/t，绝对涌出量为 8.88 m3/min；二氧化碳相对涌出量 6.01m3t，绝对 二氧化碳涌出量 3.95m3min。一采区 11022 回采工作面相对瓦斯涌出量 12.6m3/t，绝对瓦斯涌出量 2.8m3/min。二采区 12160 回采工作面相对瓦斯涌出 量 3.2m3/min。根据矿井瓦斯赋存情况，随着开采深度的增大，煤层瓦斯含量增 加，采掘工作面的绝对瓦斯涌出量将明显增大。1.3 地质构造情况 平禹四矿井田位于禹县煤田景家洼向斜的北翼，虎头山断层的南侧。地层走 向北 60 度西，倾向南西，倾角 1314 度，为一缓倾斜的单斜构造，地质构造简 单。F1 正断层（虎头山正断层） ：为北部边界断层。西起扬店断层，经虎头山， 白塔山北坡，向南东延伸。走向北 60。左右，断距 300400m，延伸长度 40 公 里以上，由钻孔及地震勘探严密控制。F4 正断层：位于东峰山北东坡与井田深部 边界斜交。走向北 45。西，倾向西南，倾角为 75。 ，断距为 40m，延伸长度 2 公 里。F58 断层：位于 508 粮仓东边与 F1 断层相交，系受 F1 断层的影响而产生小 断层，走向北 62。东，倾向和倾角不清，断距 10m 左右，延伸长度 0.25 公里。 此类小断层，勘探工程不易控制，靠近 F1 断层的其他处，可能还有且又与大断 层相通。1.4 采区布置与采煤方法 矿井为单水平斜井开拓方式。目前矿井布置两个采区，2 个回采工作面，3 个掘进工作面和 1 个开拓工作面。两个生产采区分别为一采区和二采区：一个准 备采区为主下山采区。矿井目前布置 2 个回采工作面，3 个掘进工作面和一个开 拓工作面：分别是一采区 11022 采面和二采区 12160 采面；一采区 11030 机，风 巷掘进工作面和主下山采区 12160 机巷东段；主下山采区三车场开拓工作面。回 采工作面采用走向长壁全部冒落管理顶板的采煤方法。一采区 11022 采面剩余走 向 108m，采长 80m，采用炮采与手镐落煤相结合采煤工艺。二采区 12160 采面剩 余走向长度 170m,采长 120m 采用炮采与手镐落煤相结合采煤工艺。11030 备用采 面走向长度 760m,采长 140m,计划 2006 年 10 月投产。12160 采面东段走向长度 180m,采长 120m。1.5 矿井通风与瓦斯 1.5.1 通风方式及供风量 矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。矿井由主斜井，副斜井和 行人斜井进风，由北风井回风， “两进一回”通风系统。各采区均布置有专用回 风巷，均为分区通风，回采工作面采用 U 型上行通风方式，风流由采面运输顺槽 进入，经采面由回风顺槽经回风联络巷进入西专回，通过回风斜井排出。 矿井总进风量 3780m3/min，总回风量 3812m3/min，扇风机实 7 测工作风量 3964m3/min，有效风量 3250m3/min，有效风量率 85%；矿井等积孔 1.49m2，矿井 负压 2600Pa。 矿井现用主要扇风机型号为 BDK-N019 一台运转一台备用，配套电动机功率 2x160 千瓦；主扇采用双回路供电系统，矿井总进风量 3637m3/min，矿井总需风 量 3100m3/min，主扇负压 2550pa。 附：平禹四矿主要通风机实际主要参数表 1-1主要通风机南台北台型号B D K NO.19B D K NO.19工作风量m/s65.07 m3 /s65.07 m3 /s工作负压Pa25002500扇叶角度()42/3042/30电 机型号YB355S26YB355S26额定功率2160KW2160KW额定转速r/min9809801.5.2 瓦斯抽放现状 矿井从 2004 年 12 月开始瓦斯抽放,抽放地点 121620 工作面,抽放泵型号:YD-III,因 抽放时间较长,瓦斯浓度较小而暂停抽放。 目前,井下一采区安设一台型号为:YD-IV 移动式 瓦斯抽放泵,其流量为 20m3/min,抽放地点为 11030 风巷掘进工作面。主下山采区没有安设 抽放系统,按照“先抽后采，检测监控，以风定产”的瓦斯治理方针，及上级有关防突管 理规定，煤巷掘进工作面必须进行抽放。平顶山工业职业技术学院毕业设计 第二章 矿井通风系统优化的可行性论证 2.1 平禹四矿通风系统优化的目的和意义有以下三个方面： （1）可以解决矿井通风困难问题，提高通风系统的稳定可靠性。 （2）可以提高突出矿井的安全性能，提高矿井的本质安全性，增加矿井抗风险的能 力。 （3）可以找到一条矿井通风系统升级改造的新路子，为其他类似矿井提供基础资料。2.2 平禹四矿通风系统优化的必要性 随着矿井不断的开拓延伸，矿井自然条件和开采技术条件也在不断的发生变 化。主要表现在下列方面： （1）矿井瓦斯等级从低瓦斯矿井转变为高瓦斯矿井，经煤炭科学院重庆分 院鉴定为煤与瓦斯突出矿井。由于矿井瓦斯等级提高，如何实现一个从突出瓦斯 矿井到高瓦斯矿井再到低瓦斯矿井，使通风系统符合规程要求，建立专回系统， 并确保矿井在防治煤与瓦斯突出方面提高安全性能，也是一个大的系统工程。早 期的通风系统也不适应高瓦斯突出矿井的要求。 （2）矿井通风阻力不断增大，一方面矿井阻力增加造成矿井负压与主要通 风机不匹配不适应；另一方面，矿井通风也变的十分困难，形成两个极端：一方 面采区内部风量紧张，瓦斯不能很好的得到释放，瓦斯经常处于临界状态，瓦斯 超限次数增加，威胁安全生产；另一方面，采区总回风因为巷道断面小，风速超 限。 （3）随着矿井的机械化提高，对风量、温度的要求也越来越高，因此必须 对通风系统进行改造。 2.3 平禹四矿通风系统优化的紧迫性 （1）随着主下山采区的强力开发，采煤方法和采煤工艺进一步先进，矿井 不断向下延伸，瓦斯问题日益突出，系统的优化和风机的改造势在必行。（2）北风井必须改造，保证风机安全可靠运行，只有增大供风能力才能满 足矿井生产的需要。 2.4 平禹四矿通风系统优化的可行性 （1）技术条件：对于通风系统改造，目前国家制定了一套可以用来测定的 技术标准。比如矿井通风阻力测定，网络解算，主扇性能鉴定等，在使用这些技 术方面，平禹四矿也有比较成熟的经验。（2）现场条件：通过采取施工新巷道或者阔修原有巷道解决通风阻力和提 高矿井安全性能的方法是目前国内采取的主要方法。平禹四矿，由于原来的通风 方法单一，阻力节节攀升，采区供风不足的问题日益严重。 本次提出的优化方案将结合国内现有的经验，结合自己的条件，大胆创新， 完全能够解决高负压和提高系统安全性能问题。 2.5 平禹四矿通风系统优化的关键技术和原理 2.5.1 关键技术本次优化的关键之处在于使用“三个测定” ，完成了“三个同时” “三个 。 测定” ，是指阻力测定、网络解算、主扇性能测定。这三个测定要注重数据准确 可靠,尤其前两个测定,对分析优化方案起关键性作用。 “三个同时” ，是指在采区 外部、内部、采煤工作面同时进行优化改造。要根据不同的地点， “三个测定” 的数据，采取不同的优化方式，达到安全与效益最大化。 2.5.2 目前国内外技术现状 目前国内常见的通风系统优化一般是打风井， 但是压煤多， 造价高， 工期长； 还有做一条新回风巷道的，但效果不是很明显，因为根据通风网络解算结果，如 果只对一处改造，必然造成“卡脖子”地段产生，负压降低幅度小，突出矿井的 稳定性和可靠性差；也有改造主要通风机的，但治标不治本，采区内部状况没有 改变，通风依然困难。象本项目介绍的在采区外部、内部、采煤工作面同时进行 改造的很少，应该说在这方面技术上已经很成熟，但由于投入大、见效慢等，国 内缺少这方面的研究。之所以同时改造，是负压均衡分配的必然要求。进行通风 系统同时改造，还给矿井的防尘、防火、采煤、运输、供电等带来方便，极大的 带动了高产高效矿井的建设。 2.5.3 优化采用的原理 本次优化采用通风安全技术中的阻力测定技术、网络解算技术、主扇性能鉴 定技术等。所采用的原理为流体力学中有关流体方面的定理如博努里方程、摩擦 阻力定理、主要通风机特性曲线等。伯努里方程： p11gh11v12 = p22gh22v22 式中： p1、p2 为断面 1、2 点的大气压力； 1、2 为断面 1、2 点的空气密度； h1、h2 为断面 1、2 点的标高； v1、v2 为断面 1、2 点的空气流速。 摩擦阻力定律： Hr=LUQ2/S3 式中：Hr 为井巷的摩擦阻力;为摩擦阻力系数；L 为井巷长度；U 为井巷湿 周；Q 为井巷内风量；S 为井巷断面。 2.6 平禹四矿通风系统优化要达到的主要技术指标 （1）负压指标：负压控制在 2500Pa 以下。增加风量 500m3/min.（2）安全指标：杜绝瓦斯超限，通风系统完全符合规程要求 第三章 矿井通风系统优化设计的选择与计算3.1 矿井通风系统优化方案的提出 为了更好的施工和节约成本，提高本次优化的成效，我们提出了两个方案， 现在对着两个方案进行比较分析。 方案一、为了符合高瓦斯突出矿井的要求，在原新峰三矿施工一回风井；使 回风巷道增加到两条，形成“三进两回”的通风系统。采区外部，对专用回风上 山扩修；西区由于所剩资源较少，措施执行也是刚刚整修过的，故不在扩修西区 回风巷道，东区总回风巷进行扩修。 方案二、更换北风井的主扇风机，副斜井下段扩修，暗斜井下段也扩修，增 大进风断面，从而增大进风量。为了减小通风阻力，对北风井进行扩修，专用回 风巷道也进行扩修。 3.1.1 方案比较 两方案优缺点比较见下表 3-1 方案优点缺点方案 11、 在原新峰三矿做一立井回风井，通风能力得到了提高，资金投入 1500 万元，2、 辅助工程少 改造1、通风阻力过大2、电动机功率大3、投入资金相对大4、工期较长1、 改造工程较为简单，投入资金 986 万元2、 负压基本控制在 2500Pa 以下，可以满足矿井的中长期发展，3、 通风阻力相对较少1、辅助工程大2、施工比较分散对于两个方案，我们进行了设计和预算，第一种方案，在原新峰三矿施工一 条立井做风井，由于工期较长，且耗资费巨大，从经济方面和工期方面考虑都不太合理。而第二种方案，在近期内就可以实施，并基本满足了近阶段内矿井生产 的需要，比较符合现场实际。从施工队伍较多，且掘进速度较快，能够在 1-2 年 完成。因此采用第二种方案。312 工程量及预算 工程量及预算详见表 3-2工程名称支护形式掘进断面净断面设计工程量工程预算月进度工期起止时间更换主扇副斜井下段扩修暗斜井下段扩修北风井扩修3.2 通风系统选择 根据矿井瓦斯涌出量，矿井设计生产能力，煤层赋存条件等因素，考虑两种 可行方案，分别是中央边界式和两翼对角式。中央边界式的适用条件是：煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且 瓦斯、自然发火比较严重的矿井，采用中央边界式是较合理的。它与中央并列式 相比，安全性要好，通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯、自然发火的管理 工作是较有利的，且工业广场没有主要通风机噪音的影响。 两翼对角式的适用条件是：煤层走向长度超过 4km，井型较大，煤层上部距 地面较浅，瓦斯和自然发火严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。 经比较，矿井选用中央边界式。 3.3 风量计算及风量分配 规程规定的风速限定值见表 3-2 所示。表 3-2 风速限定表 井巷名称 无提升设备的风井和风硐 专为升降物料的井筒 风桥 升降人员和物料的井筒 最低允许风速 (m/s) 最高允许风速 (m/s) 15 12 10 8 13 平顶山工业职业技术学院毕业设计说明书 主要进、回风巷道 架线电机车巷道 运输机巷道、采区进、回风巷道 回采工作面， 掘进中的煤巷和半煤岩巷 掘进中的岩巷 其它人行巷道 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15 8 8 6 4 4 3.3.1 矿井需风量计算 按照国家发改委引发的煤矿生产能力核定标准 （发改运行2006819 号）相管规定，按“煤矿通风能力核定办法”中方法二（有里向外核算法）进行 核定计算。 平禹四矿一个专用边界回风斜井回风，担负二 1采区和二 1采区两个生 产采区的供风。 二 1采区布置有二 1-11022 炮采面、二 1-11030 机巷煤巷工作面、二 1-11030 风巷煤巷工作面和一个中央变电所、采区变电所、炸药库、充电硐室 四个独立供风硐室。 二 1采区布置有二 1-12160 炮采面、 1-12160 机巷东段煤巷工作面、 二 二 1-三车场岩巷工作面。 3.3.2 采煤工作面需要风量： 表 3-3 采煤工作面合理风速采煤工作面空气温度() 18 1820 2023 2326 14 采煤工作面合理风速(m/s) 0.50.8 0.81.0 1.01.5 1.51.8 平顶山工业职业技术学院毕业设计说明书 （1）12160 采煤工作面需风量： 、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100q 采KCH4 式中 Q 采回采工作面实际需要风量 m min。 m min。 q 采回采工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出来 12160 采面从投产至今，风量 698m3/min，瓦斯浓度 0.28%，瓦斯绝对涌出量 最大 1.95m3min，根据实际观测该面瓦斯平均涌出量 1.51 m3min，因此 q 采 取 1.51 m3min。KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数 KCH4=1.95/1.51=1.29 则 Q 采=1001.511.29=195 m3min。 、按工作面温度选择适宜的风速进行计算： Q 采=60V 采S 采 式中：V 采采煤工作面风速，m/s;采面温度经常在 24左右，根据“煤矿 通风能力核定办法”中方法二表 85，该工作面适宜风速 V 采取 1.8m/s。 S 采采煤工作面的平均断面积 m2。 工作面最大断面积 6m2， 最小断面积 4m2， 取 6m 。 （取最大值 6m ） 则 Q 采=601.86=648m3min 、按回采工作面同时作业人数计算： Q 采4N 式中 N工作面最多人数。八点班与零点班交接班时，工作面人数最多，最 多达 50 人。 则 Q 采=450=200m3min 、矿井使用乳化炸药，所以该项可不进行计算。 取以上最大值 648m3min 、按风速进行验算 600.25SQ 采604S （m3min） 600.2556486045（m3min） S工作面平均断面积取 5m 则 15SQ 采240S 所以 12160 采煤工作面需风量为 648m3min （2）11022 采煤工作面需要风量 、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100q 采KCH4 式中 Q 采回采工作面实际需要风量 m3min m3min 2 q 采回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量 11022 采面为二分层开采，配风量 650m3/min，最大瓦斯浓度 0.22%，瓦斯绝 3 3 对涌出量最大 1.43m min，根据实际观测该面瓦斯平均涌出量 1.12 m min， 因此 q 采取 1.12m min。KCH4采面瓦斯涌出不均衡系数 KCH4=1.43/1.12=1.28 则 Q 采=1001.121.28=143m3min 、按工作面温度选择适宜的风速计算 Q 采=60V 采S 采 式中：V 采采煤工作面风速，m/s;采面温度经常在 23左右，根据“煤矿 通风能力核定办法”中方法二表 85，该工作面适宜风速 V 采取 1.7m/s。 S 采采煤工作面的平均断面积 m2。 工作面最大断面积 6m2,最小断面积 4m2， （取最大值 6m2） 则 Q 采=601.76=612 m3min 、按回采工作面同时作业人数计算 Q 采=4N N工作面最多人数，八点与零点班交接班时，工作面人数最多，最多达 60 人。 则 Q 采=450=240 m3min 、矿井使用乳化炸药，所以该项可不进行计算。取以上最大值，则 Q 采=612 m3min 、按风速进行验算 600.25SQ 采604S （m min） 600.2555106045（m3min） S工作面平均断面积取 5m 则 15SQ 采240S 11022 采面需风量 612 m3min （3）备用工作面 无备用工作面，因此 Q 备=0 最后矿井采面需风量为 Q 采= Q 采 12160+Q 采 11022=648+612=1260m min 3.3.2 掘进工作面需要风量 矿井有 4 个掘进工作面，其中岩巷掘进工作面 1 个，煤巷掘进工作面 3 个。 岩巷掘进工作面： （1） 二下三车场： 、 、按照瓦斯涌出量计算 Q 掘=100q 掘K 掘通 式中 Q 掘单个掘进工作面需风量 m3min m3min q 掘掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量 二下皮带瓦斯绝对涌出量较小， 通过近一年的考查， 其瓦斯涌出量在 0.16 m min 左右，最大达 0.2 m3min，取 q 掘为 0.16 m3min。 K 掘通瓦斯涌出不均衡通风系数 K 掘通= q 掘最大/ q 掘平均=0.2/0.16=1.3 则 Q 掘=1000.161.3=20.8 m3min 、按局部通风机实际吸风量计算 井下掘进工作面全部采用 215KW 对旋式局扇供风，取其吸风量为 220 m3 min 左右。 Q 掘=Q 扇Ii+600.15S（m3min） 式中 Q 扇局部通风机实际吸风量，取 220m min。 Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数为 1。 S局部通风机吸入口至掘进工作面回风流间巷道断面积为 7.8m2。 则 Q 掘=2201+600.157.8=290 m min 、按掘进工作面同时作业人数计算 Q 掘=4N N掘进工作面最多人数，交接班时人数最多取 20 人。 则 Q 掘=420=80 m3min 、矿井使用乳化炸药，所以该项可不进行计算。 取以上最大值为 290 m min、按风速进行验算： 9S=96.5=58.5 m3min 240S=2406.5=1560m3min S掘进巷道断面为 6.5m2则 9SQ 掘240S 满足要求 则二下三车场需风量为 290 m min （2）11030 机巷（煤巷头） 、按瓦斯涌出量计算 Q 掘=100q 掘K 掘通 式中 Q 掘单个掘进工作面需分量 m3min q 掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量 m3min 11030 机巷实际配风量 438m3/min，最大瓦斯浓度 0.19%，瓦斯绝对涌出量最 大 0.83m3min，根据实际观测该面瓦斯平均涌出量 0.66 m3min，因此 q 采取 0.66m3min。 K 掘通瓦斯涌出不均衡通风系数 K 掘通= q 掘最大/ q 掘平均=0.83/0.66=1.26 则 Q 掘=1000.661.26=83.2m3min 、按局部通风机实际吸风量计算 Q 掘=Q 扇Ii+600.2512 Q 扇局部通风机实际吸风量 min。 Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数为 1。 S局扇吸风口至掘进工作面回风流巷道断面积为 12 m2 则 Q 掘=2201600.2512=400m /min 、按掘进工作面同时作业人数计算Q 掘=4N N-掘进工作面最多人数。交接班时人数最多为 10 人 则 Q 掘=410=40 m3/min 、矿井使用乳化炸药，所以该项可不进行计算。 取以上最大值为 400 m /min 、按风速进行验算 15S=156.5=97.5 m3/min 240S=2406.5=1560 m3/min S-掘进巷道断面积为 6.5m 则 15SQ 掘240S 3 2 3 3 m min。 局扇为 215kw 对旋局扇， 220 m 取 3 3 满足要求 则 11030 机巷需风量为 400 m /min。 （3）11030 风巷（煤巷头） 、按瓦斯涌出量计算 Q 掘=100q 掘K 掘通 式中 Q 掘单个掘进工作面需分量 m3min q 掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量 m3min 11030 风巷实际配风量 430m3/min，最大瓦斯浓度 0.33%，瓦斯绝对涌出量最 大 1.42m3min，根据实际观测，该工作面瓦斯平均涌出量 1.3 m3min，因此 q 采取 1.3m3min。 K 掘通瓦斯涌出不均衡通风系数K 掘通= q 掘最大/ q 掘平均=1.42/1.3=1.09 则 Q 掘=1001.31.09=142m3min 、按局部通风机实际吸风量计算 Q 掘=Q 扇Ii+600.257 Q 扇局部通风机实际吸风量 m min。 Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数为 1。 S局扇吸风口至掘进工作面回风流巷道断面积为 7m2 则 Q 掘=2901600.257=395m3/min 、按掘进工作面同时作业人数计算 Q 掘=4N N-掘进工作面最多人数。交接班时人数最多为 20 人 则 Q 掘=420=80 m /min 、矿井使用乳化炸药，所以该项可不进行计算。 取以上最大值为 395 m3/min 、按风速进行验算 15S=156.5=97.5 m /min 240S=2406.5=1560 m3/min S-掘进巷道断面积为 6.5m 则 15SQ 掘240S 2 3 3 3 m3min。 局扇为 222kw 对旋局扇， 320 取 满足要求 则 11030 风巷需风量为 395 m3/min。 （3）12160 机巷东段（煤巷头） 、按瓦斯涌出量计算 Q 掘=100q 掘K 掘通 式中 Q 掘单个掘进工作面需分量 m3min q 掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量 m3min 12160 机巷东段实际配风量 399m3/min，最大瓦斯浓度 0.41%，瓦斯绝对涌出 量最大 1.64m3min，根据实际观测该面瓦斯平均涌出量 1.5m3min，因此 q 采 取 1.5m3min。 K 掘通瓦斯涌出不均衡通风系数 K 掘通= q 掘最大/ q 掘平均=1.64/1.5=1.09 则 Q 掘=1001.471.09=164.6m min 、按局部通风机实际吸风量计算 Q 掘=Q 扇Ii+600.257.8 Q 扇局部通风机实际吸风量 min。 Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数为 1。 S局扇吸风口至掘进工作面回风流巷道断面积为 7.8m2 则 Q 掘=1901600.257.8=307m3/min 、按掘进工作面同时作业人数计算 Q 掘=4N N-掘进工作面最多人数。交接班时人数最多为 15 人 则 Q 掘=415=60 m3/min 、矿井使用乳化炸药，所以该项可不进行计算。 取以上最大值为 307 m3/min 、按风速进行验算 15S=156.5=97.5 m /min 240S=2406.5=1560 m3/min S-掘进巷道断面积为 6.5m2 则 15SQ 掘240S 满足要求 则 12160 机巷东段需风量为 307 m3/min。 则掘进工作面共需配风Q 掘=290+400+395+307=1392 m3/min 3.3.3 硐室需风量 井下硐室独立通风的有中央变电所、炸药库、充电硐室、采区变电所，井 下各个独立通风硐室配风： （1） 平禹四矿井下小型爆破材料库 井下爆破材料库配风必须满足每小时 4 次换气量： Q 库=4V/60=0.07200=14（m /min） 式中： Q 库-井下爆破材料库需要风量，m3/min V-井下爆破材料库的体积，取 200 m 3 3 依据：该井下爆破材料库为梯形棚支护，高、上宽、下宽，长 30m，壁坎 3 个，经断面 5m3，深 2m，总体积 200 m3。 根据煤矿安全规程及实际情况，井下爆破材料库需要风量按经验值确定 需要风量： Q 库=60m3/min （2） 充电硐室 充电硐室应按其回风流中氢气浓度小于 0.5%计算风量。 Q 充=200q=2000.5=100m /min 式中：Q 充-井下充电硐室需要风量，m3/min q-充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min （3） 中央变电所 中央变电所按其硐室中运行的机电设备发热量进行计算： Q3600N/Cp60t =36007100.01/1.21.0006605=71 m3/min 式中：Q-机电硐室的需风量，m3/min N-机电硐室中运转的电动机总功率，710KW； -机电硐室的发热系数，根据煤矿生产能力核定与管理指南第八章 表 81 机电硐室发热系数选取 0.01 -空气密度，取 1.20Kg/m3 Cp-空气的空压比热，取 1.0006kj/kgK t-机电硐室进、回风流的温度差，取 5 根据煤矿安全规程及实际情况，井下中央变电所需要风量按经验值确定 需要风量： Q 变=80m3/min （4） 采区变电所 采区变电所为采区变电所，根据煤矿安全规程及实际情况，按经验值 确定风量，采取小型机电硐室需风量 6080 m3/min Q 变=60m /min 则Q 硐室=60+100+80+60=300 m /min 3.3.4 矿井需风量 根据以上计算，新峰四矿现有通风系统保证井下各用风地点稳定可靠供风 值： Q 矿（Q 采Q 掘Q 硐室+Q 备+Q 胶轮车+Q 其它）K =（1260+1392+300）1.2=3542m3/min 式中： Q 采-采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min Q 掘-掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min Q 硐室-井下各个独立通风硐室需要风量的总和，m3/min Q 备-备采工作面实际需要风量的总和，m3/min Q 胶轮车-井下胶轮车运输的矿井，尾气稀释需风量，m /min Q 其它-矿井除了采、掘工作面、硐室以外的其它巷道需风量的总和， m3/min K 矿通-矿井通风系数，抽出式矿井 K 矿通取 1.151.2 附：各工作地点需要风量表 3-3 表 3-3 各工作地点需要风量地点名称 12160 工作面 11022 工作面 需要风量 （m3/min） 648 612 备注 采煤面 采煤面 地点名称 三车场 中央变电所 需要风量 （m3/min） 290 80 备注 掘进面 硐室 3 3 3 23 11030 机巷 11030 风巷 12160 机巷东段 合计 3.4 矿井通风能力计算 400 395 307 2362 掘进面 掘进面 掘进面 采区变电 所 充电硐室 炸药库 60 100 60 590 硐室 硐室 硐室 2952 根据以上计算结果， 按照平禹四矿采掘工作面实际情况， 合理采掘比为 1： 2。 平禹四矿矿井计算需要风量为 3542m3/min，实际进风量为 3692m3/min，实际有效 风量为 3560m3/min，正常生产时可安排 2 个炮采工作面，4 个炮掘工作面（其中 3 个煤巷掘进工作面） 个硐室。完全能够满足矿井安全合理生产的要求。 3.4.1 能力核定计算公式 （1）采煤工作面生产能力 AC=10-4lhrbnNca（万 t/a） 式中： AC-采煤工作面平均生产能力，万 t/a； l-采煤工作面平均长度，l100m； h采煤工作面平均采高，h =2.4m； r原煤视密度，r =1.43t/m3； b采煤工作面正常生产平均日推进度，b =2.56m； n采煤工作面年生产天数，n =330d； N -正规循环作业系数，一般取 0.8； c采煤工作面回采率，取 95%； a采煤工作面平均个数，a =2； （2）掘进工作面生产能力 Aj=10-4rni=1SiLi（万 t/a） 24 式中： Aj掘进煤量，万 t/a r原煤视密度，t/m3 Si巷道纯煤面积，m2 Li巷道年总长度，m； 3.4.2 各工作面特征列表（3-4、5）如下： 二 1 煤层采煤工作面特征表 3-4工作面平均长 （m） 100 正规循环作业 系数（%） 80 平均采高 （m） 2.4 工作面个数 2 原煤视密度 （t/m ） 1.43 日推进度 （m/d） 2.56 3 回采率 （%） 95 采煤方法 炮采 年工作日数 （d） 330 生产能力 （万 t/a） 48.60 二 1 煤层炮掘工作面特征表 3-5巷道纯煤 面积（m2） 7.6 原煤视密度 （t/m3） 1.43 日进尺 （m） 4 年工作日数 （d） 330 工作面个数 3 生产能力 （万 t/a） 4.38 3.4.3 生产能力计算 AC=24.302=48.60（万 t/a） Aj=1.463=4.38（万 t/a） A= ACAj=48.60+4.38=52.98（万 t/a） 3.5 矿井通风能力验证 3.5.1 矿井主通风机能力的验证 矿井北翼风机现排风量 3904m3/min， 工作负压 2500Pa， 风机特性曲线及工况 点见图，主扇风机的额定风压力 3280 Pa，主扇风机的风压为 2500 Pa，符合安 全规定。 经对照验证，主要通风机实际运行工况点正处在风压特性曲线“驼峰”上， 需要风量 3542m /min，有效风量 3560m /min，主要通风机工作风量 3904m /min， 工作风压 2500Pa，在合理工作范围之内，运行稳定。 3.5.2 矿井通风网络验证 平禹四矿矿井总进风量 3692m3/min,总排风量 3904 m3/min,通风阻力为 2500Pa，等积孔 1.50m2。这说明，矿井的通风较容易，即通风网络“通过风流的 能力”较强。通风网络中的通风阻力分配合理且与风量相匹配。 主要通风 机工作风 量 m3/min 通风系统 阻力值 Pa 500 1000 1000-200 0 2000-300 0 3000-500 0 5000-1000 0 10000 1000 1500 2000 2500 3000 矿井通风网络符合煤矿安全规程规定，采掘工作面通风系统完善、合理， 不存在违反规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等地点。 矿井局部回风巷道失修，增大了通风阻力，影响矿井通风。矿井在通风系统 改造和防治瓦斯上投入了大量的人力、物力和财力，已安排了专职巷道维修队伍 对失修巷道定措施、定时间、定任务进行维修。保证其足够的通风断面，另外对 井下通风设施包括密闭、 风门等进行全面检查和复修， 从而达到良好的通风效果， 解决矿井通风阻力大的问题；矿井已购置两台 60 m3/min 移动瓦斯抽放泵和 300mm 抽放管路 3000m，计划于 8 月份安装完毕，从根本上解决煤巷在掘进期间 瓦斯浓度较高问题等。通过近 2 年的通风系统改造，矿井通风系统设计合理，各 地点用风稳定、可靠。因此，通风网络能力能够满足安全生产的需要。 3.5.3 用风地点有效风量进行验证。 目前矿井总进风量 3692m3/min,矿井有效风量 3560 m3/min,矿井需风量 3542 m3/min,矿井内各用风地点的有效风量满足要求，井巷中的风流速度、温度全部 符合煤矿安全规程的有关规定。各相关地点数据验证情况具体见下表 3-6。 3.5.4 稀释瓦斯能力验证 1995 年 12 月经重庆煤科总院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，根据瓦斯等级鉴定 和开采实践瓦斯管理经验，在正常情况下，工作面进风巷几乎检测不到瓦斯，回 风巷瓦斯也比较低，生产工作面中，从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚现象，因矿 井严格按照“四位一体”综合防突措施执行，从 1999 年以来矿井未发生过煤与 瓦斯突出事故。 矿井 2003 年新安装了 KJ70 型矿井安全监控系统，监控系统能连续 24 小时 运行，各项技术要求均达到煤矿安全规程要求，从监控系统历史数据中可以 看到各工作地点的瓦斯平均值都不大，矿井通风能力满足稀释排放瓦斯的需要。 具体验证数据见表 3-7。 矿井用风地点有效风量验证（表 3-6）风量（m3/min） 是 序 号 需 风 量 否 实测 风量 满 足 要 求 20 石 门 主井 上仓皮 带 矿井 总 1 进、 总回 主石门 东大巷 西大巷 二下总 回 西总回 东总回 北风井 采 煤 2 工作 面 掘 3 进 工作 12160 采面 11022 采面 11030 风巷 11030 395 400 430 438 612 650 648 698 830 2084 1679 3754 是 712 1556 1637 396 1424 2268 8 8 6 8 8 8 6 8 8 8 0.25 4 0.25 4 0.25 4 0.25 1.10 1.12 1.67 1.79 4.32 4.40 1.48 4.55 3.07 1.20 2.06 6.43 4.66 10.42 规程规 定 实际 测定 风流速度（m/s） 是 否 符 合 要 求 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 24 26 是 23 26 是 是 25 26 24