矿井通风设计.doc

河北工程学院毕业设计（论文）河北工程大学成人高等教育毕业设计（论文）题目：山西寿阳段王煤业集团有限公司矿井东翼采区通风设计专业： 学生姓名： 年级： 学习方式： 层次： 指导教师： 2012年 月 日河北工程大学成人教育毕业设计（论文）任务书姓名 贾文亮 专业 层次 设计（论文）起止日期 年 月 日 至 年 月 日设计（论文）题目 内容及要求：1、完成 矿某 （盘）区或带区设计说明书一本（主要内容包括采区概况，采区储量、生产能力和服务年限、采区准备、回采工艺、采区生产系统等）。2、提交毕业设计图纸3张（1：2000或1：1000 采区（盘）或带区巷道布置平面图及其巷道布置剖面图，1：100或1：200 回采工作面设备布置图）。 指导教师 年 月 日 河北工程大学成人教育毕业设计（论文）评语姓名 专业 层次 设计（论文）题目 1、指导教师评语： 指导教师（签字） 年 月 日 2、指导教师评语： 评阅人（签字） 年 月 日 3、指导教师评语： 答辩组组长（签字） 年 月 日 设计说明书依据优化开拓部署和采区布置，立足于保证段王煤业集团有限公司安全生产、结合段王煤业集团有限公司煤层赋存特点和坚持“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的十六字方针，对段王煤化公司北风井主扇运行的可行性进行充分论证，有针对性的提出瓦斯治理方案和其它安全措施，确保安全可靠。以国家颁布的有关煤矿安全方面的规程、规范及条例、法令为依据，建立健全和完善通风系统各环节的安全装备、安全设施和安全措施。本设计从矿井概况、企业性质、生产规模及证照等基本情况、矿区交通情况、入手，主要依据近年来本的煤矿实际生产中的实际需要进行通风设计，设计主要围绕十六字方针和可持续发展的原则。从采区概况及地质特征确定开拓方式、水平、采区划分。从矿 井 瓦 斯 、煤层瓦斯含量、矿井瓦斯涌出量、矿井瓦斯涌出量预测、确定矿井瓦斯抽放、矿 井 通 风 系 统、通风方式、通风方法、通风网络、矿井风量计算，进行合理的风量分配。通过矿井通风负压的计算与-矿井通风等积孔测定，最后确定通风设备选型，并进行矿井主扇及局扇通风费用概算，以期达到预期的目标。山西寿阳段王煤业集团有限公司矿井东翼采区通风设计目 录1 前 言- （6） 1.1 矿井概况-（6） 1.1.1 企业性质、生产规模及证照等基本情况-（6） 1.1.2矿区交通情况-（6）1.1.3设计的主要依据-（6）1.1.4设计的指导思想与主要特点-（7）1.2 采区概况及地质特征-（7）1.2.1开拓方式- -（7） 1.2.2水平、采区划分- -（9）2 矿 井 瓦 斯-（11） 2.1煤层瓦斯含量-（11） 2.1.1煤层瓦斯含量-（11）2.1.3矿井瓦斯涌出量-（11）2.2矿井瓦斯涌出量预测-（12）2.3矿井瓦斯抽放-（12）3 矿 井 通 风 系 统-（13）3.1 矿井通风系统-（13）3.1.1、通风方式-（13）3.1.2、通风方法 -（13） 3.1.3、通风路线-（13）3.1.4、通风网络-（14） 3.2 矿井风量计算-(14） 3.3 风量分配-（18）4 矿井通风负压-（19）4.1 矿井通风负压计算-（19）4.2 矿井通风等积孔-（20）5 通风设备选型-（21）5.1 北回风井通风机选型-（21）5.2 西回风井通风机选型-（22）6 概算矿井主扇及局扇通风费用-（24）附图表-（31）山西寿阳段王煤业集团有限公司矿井东翼采区通风设计1、 前 言1.1、矿 井 概 况1.1.1 、企业性质、生产规模及证照等基本情况山西寿阳段王煤业集团有限公司企业性质为有限责任公司，矿区位于寿阳县城西北22km处，行政区划隶属晋中市寿阳县平舒乡。该矿于1956年建井，1958年投产，历经多次技术改造，现生产能力900kt/a。公司“六证”齐全，有山西省国土资源厅2007年5月为该矿换发的采矿许可证，证号1400000722317，（批准开采89、15号煤层，井田面积19.0015km2）、山西煤矿安全监察局2010年1月21日颁发的安全生产许可证、山西省煤炭工业局2008年1月颁发的煤炭生产许可证（批准生产能力900kt/a）以及煤矿矿长资格证、煤矿矿长安全资格证、企业法人营业执照等有效证件。井田批准开采主采煤层为89、15号煤层。截止2006年底保有地质储量25701万t，可采储量14491万t，其中9号煤层可采储量4712万t，15号煤层可采储量5746万t。6号煤为中灰、特低硫、易选的瘦煤、贫瘦煤；8号煤为中高灰、中硫、极难选的瘦煤、贫瘦煤；9号煤为中高灰、低硫、极难选的瘦煤、贫瘦煤；11号煤为中灰、中高硫、易选的贫瘦煤及瘦煤；15号煤为中高灰、中高硫、易选的贫瘦煤及瘦煤；15下号煤为中灰、低中硫、极难选的贫煤、贫瘦煤。各煤层均可作为发电用煤、锅炉用煤及民用煤。贫瘦煤、瘦煤经降灰、降硫还可用作炼焦配煤。1.1.2、矿区交通情况矿区地理座标为东经11256241125928，北纬375510375643。井田东、西宽4.5km，南、北长3.74.7km，面积为19.0015 km2。307国道石（家庄）-太（原）自东向西横穿井田北部，境内各乡村之间均有简易公路相连。本矿有铁路运煤专线可直达寿阳县车站，铁路全长21.0km，井田外围东南有石（家庄）-太（原）铁路线和高速公路，经寿阳站可达全国各地，交通极为便利。1.1.3、设计的主要依据(1).采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证、煤矿矿长资格证、煤矿矿长安全资格证、企业法人营业执照；(2).山西省煤炭地质公司2008年10月提交的山西省寿阳县段王煤化有限责任公司矿井地质报告及批复文件；(3). 阳煤集团技术中心通风与瓦斯研究所编制的“山西省寿阳县段王煤化有限公司矿井瓦斯抽放工程施工设计”及批复文件和竣工验收批复；(4). 山西省煤炭工业局晋煤安发200936号“关于晋中市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”；(5). 煤层煤样检验报告；(6). 国家人大常委会1992 年颁发的中华人民共和国矿山安全法；(7). 国家煤矿安全监察局2010年颁发的煤矿安全规程；(8). 中华人民共和国标准GB502152005煤炭工业矿井设计规范；(9). AQ1028-2006煤矿井工开采通风技术条件；(10). 中华人民共和国行业标准AQ1011-2005煤矿在用主通风机系统安全检测检验规范。1.1.4、设计的指导思想与主要特点1.1.4.1、设计的指导思想设计依据优化的开拓部署和采区布置，立足于保证段王煤业集团有限公司安全生产、结合段王煤业集团有限公司煤层赋存特点和坚持“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的十六字方针，对段王煤化公司北风井主扇运行的可行性进行充分论证，有针对性的提出瓦斯治理方案和其它安全措施，确保安全可靠。以国家颁布的有关煤矿安全方面的规程、规范及条例、法令为依据，建立健全和完善通风系统各环节的安全装备、安全设施和安全措施。1.1.4.2、 设计的主要特点（1）090407综放工作面与150403综放工作面进行配采作业。（2）采用长壁综采放顶煤采煤法，一次采全高采煤工艺，全部跨落法管理顶板。（3）090407综放工作面采用“U+L”型通风系统，工作面配风20m3/s； 150403综放工作面采用“U”型通风系统，工作面配风30m3/s。（4）矿井及各采掘工作面制定了严格的防治瓦斯、防治水、防尘、防灭火措施，同时安装了通讯及安全监测监控系统，保证安全生产。1.2、 采区概况及地质特征1.2.1、开拓方式山西寿阳段王煤业集团有限公司现开采89号煤层和15号煤层，采用斜井立井开拓方式，本设计共布置主斜井、副斜井、北回风立井、西回风立井四个井筒，详见表 11井筒特征一览表。主水平布置在89号煤，辅助水平布置于15号煤层，主水平标高+950水平，井下沿89号煤东、西向布置运输和轨道大巷，东翼两条进风巷道（东轨道巷和东皮带巷）与9#煤、15#煤四采区沟通，在四采区分别设三条南北向开拓巷道对四采区进行回采。井 筒 特 征 表表11序号井筒特征主斜井副斜井北风井西风井1坐标纬距（X）4203974.8504204035.3124204860.4294203760.706经距（Y）19672545.80019672636.214196729608092井口标高（Z）1155.2481147.0121155.3321145.0023井筒方位角4井筒倾角（）25102590905井筒斜长/垂深（m）5924601412526井筒直径或规格（宽高）（m）3.83.074.73.954.547井筒净断面（m2）10.616.215.912.578井筒掘断面（m2）表土段14.720.922.116.61基岩段18.222.116.619断面形状三心拱半圆拱圆形圆形10支护材料表土段料石混凝土混凝土混凝土基岩段料石锚喷混凝土混凝土11支护厚度(mm)表土段350350400300基岩段35012040030012井筒装备架空乘人装置双滚筒绞车，人车，通讯电缆两趟玻璃钢梯子间玻璃钢封闭梯子间13用途进风、运送人员、安全出口下料、进风、运送人员、安全出口回风、安全出口回风、安全出口主斜井作进风行人井，保留其现有的架空乘人装置，担负运送人员任务，兼作进风井和安全出口之一。副斜井仍作为辅助提升井，并对其进行了刷扩，由原来的10.6m2已刷扩到16.2m2,完全满足运送大型设备的需要，同时增加了矿井进风量。北风井由进风井改作回风井，井筒内布置梯子间，兼作安全出口。东风井由于断面小，与利用北风井相比通风线路长，且改造难度大，影响生产，将其关闭，不再作回风井。西风井仍作回风井，为最大限度发挥其作用，设计对其中布置的梯子间进行封闭处理，以满足通风要求。1.2.2、水平、采区划分1.2.2.1、采区划分根据井田内各煤层开采现状及采区分布情况，设计将全井田划分为六个采区，编号为三、四、五、六、七、八采区。除七、八采区外，其余采区编号均沿用已有编号，以免混乱。由于各煤层的开采现状不同，可采区面积及分布范围不同，各采区的范围及开采煤层数不尽相同，具体如下：（1）、三采区：开采6、11、15号煤层。南以三、四采区材料巷为界，西以北辅助回风巷为界，北、东均以井田边界为界。采区走向长度1.96km，倾斜宽度0.561.27km，面积1.73km2。采区可采储量为255万t。该区8、9号煤层为合并区，已采完；6号煤层局部探采，可采储量88万t；11号煤层可采储量122万t；15号煤已开采完毕。（2）、四采区：开采6、8、9、11号煤层。北以三、四采区材料巷为界，西以下组煤回风下山为界，东以井田边界为界，南以人为边界（纬线X=4202855）为界。采区走向长度2.63km，倾斜宽度0.81.05km，面积2.43km2。采区可采储量为579万t。该区9号煤层已大部开采，仅剩090407回采工作面。（3）、五采区：开采6、8、9、11号煤层。北以西轨道巷及人为边界（纬线X=4202855）为界。东、西、南均以井田边界为界，采区走向长度4.5km，倾斜宽度2.362.59km，面积11.14km2。采区可采储量5485万t。其中6号煤层616万t，8号煤层286万t，9号煤层4269万t，11号煤层314万t。（4）、六采区：开采8、9、11号煤层。东、北以北辅助回风巷及各煤层可采边界为界，西以井田边界为界，南以西轨道巷及人为界线为界。采区走向长度1.672.46km，倾斜宽度1.31.6km，面积3.47km2。该区9号煤层已有开采。采区可采储量328万t。其中8号煤层46万t，9号煤层225万t，11号煤层57万t。（5）、七采区：开采15、15下号煤层。北以950水平大巷及西皮带巷为界，东、西、南均以井田边界为界，采区走向长度4.5km，倾斜宽度3.0km，面积13.5km2。采区可采储量6717万t，其中15号煤4888万t，15下号煤层1829万t。（6）、八采区：开采950水平以北15号煤层剩余储量及15下号煤层。南以950水平大巷及西轨道巷为界,东、西、北均以井田边界为界,采区走向长度3.75km,倾斜宽度1.47km，面积5.5km2。采区可采储量1117万t，其中15号煤813万t,15下号煤层304万t。采区特征见表12分煤层分采区可采储量见表13采 区 特 征 表表12序号特征三采区四采区五采区六采区七采区八采区1开采煤层编号6、11、156、8、9、116、8、9、118、9、1115、15下15、15下2采区走向长（km）1.962.634.51.672.464.53.753采区倾斜宽（km）0.561.270.81.052.362.591.31.63.01.474采区面积（km2）1.732.4311.145.513.55.55可采储量（万t）2555795485328671711171.2.2.2、水平、煤层、采区开采顺序及采区接续井田内各煤层按煤层间距可分为上、下两组，上组煤包括6、8、9、11号四层煤，下组煤包括15、15下两层煤。主采煤层为9号和15号煤层，二者间距70m左右。分煤层分采区可采储量汇总表单位：万吨 表13序号煤层 采区三采区四采区五采区六采区七采区八采区合计16881426168462829286463613921842692254712411122190314576835154548888135746615计255579548532867171117144812. 矿 井 瓦 斯2.1、 煤层瓦斯含量2.1.1、 煤层瓦斯含量地质报告提供的对井田内P26号孔煤芯取样分析结果。见表21煤层瓦斯含量表 表21煤号CH4含量（ml/g燃）煤中自然瓦斯成分（）煤层埋深（m）备注CH4CO2N2分带915.7694.770.534.70沼气带472.811510.9596.782.900.32沼气带539.415下1.6491.785.242.89沼气带549.182.1.2、 中国矿业大学（北京）2007年6月编制的河北金牛能源股份有限公司段王煤矿煤层瓦斯赋存规律及瓦斯抽放优化研究项目阶段报告测定中提供的采用井下间接测定法测定的结果：9号煤层瓦斯基本参数结果为：原煤瓦斯含量： 4.645.68m3/t；煤层瓦斯原始压力： 0.560.7MPa；钻孔瓦斯流量衰减系数：0.18(d-1)；煤层透气性系数： 0.082 m2/MPa2d；煤层对瓦斯的吸附性： 吸附常数a=57.14m3/t，b=0.20Mpa-1。测点距地表垂深：186m；15号煤层瓦斯基本参数测定结果为：原煤瓦斯含量： 1.66m3/t；煤层瓦斯原始压力： 0.160.19MPa；煤层对瓦斯的吸附性： 吸附常数a=54.64m3/t，b=0.23Mpa-1；测点距地表垂深：250m。矿井各区域瓦斯分布不均匀，瓦斯含量随着煤层埋藏深度的增加而增加。特别是1504采区巷道开拓以来，15#煤层的瓦斯涌出量较以上提供的数据均高，2010年5月同河南理工大学协作进行矿井瓦斯地质图测绘研究工作，以求对1504采区瓦斯进行进一步准确测定。2.1.3、矿井瓦斯涌出量2009年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对瓦斯涌出量48.05m3/min，相对瓦斯涌出量23.17m3/t；二氧化碳绝对涌出量5.86m3/min，相对涌出量2.83m3/t。鉴定时生产能力为0.9Mt/a，月均日产量为2987t。目前矿井开采的煤层实际瓦斯涌出量为：9号煤层相对瓦斯涌出量18.5m3/t，15号煤层相对瓦斯涌出量20.56m3/t。2.2、 矿井瓦斯涌出量预测2.2.1、 矿井瓦斯涌出量预测煤炭科学研究总院重庆研究院2007年9月编制的寿阳县段王煤化有限责任公司矿井瓦斯抽采工程初步设计，对矿井瓦斯涌出量进行了预测，结果如下：设计采用的煤层瓦斯含量采用地质勘探时期对煤芯取样分析的结果，9号煤层CH4含量为15.76ml/g燃，15号煤层CH4含量为10.95ml/g燃，瓦斯含量换算成原煤瓦斯含量，9号煤层原煤瓦斯含量13.45m3/t，15号煤层原煤瓦斯含量9.39m3/t。本设计由地质勘探和实际测定结合后，15号煤层在9号煤层以下垂直深度约70米，所以本采用9号煤层原煤瓦斯含量3.45m3/t，15号煤层原煤瓦斯含量10.0m3/t。2.2.2、瓦斯涌出量预测结果回采工作面瓦斯涌出量：9号煤层回采工作面的相对瓦斯涌出量为14.79m3/t，其中本煤层10.44m3/t，临近层4.35m3/t；15号煤层回采工作面的相对瓦斯涌出量为19.22m3/t，其中本煤层13.45m3/t，临近层5.77m3/t。掘进工作面瓦斯涌出量：9号煤层掘进工作面平均瓦斯涌出量为2.4m3/min，15号煤层掘进工作面平均瓦斯涌出量为4.72m3/min。采区瓦斯涌出量：采区内瓦斯涌出量除了回采和掘进涌出外，还包括采区内已采区段老空区瓦斯涌出。9号煤层所处的采区瓦斯涌出量为13.27m3/ min, 15号煤层所处的采区瓦斯涌出量为16.13m3/ min。矿井瓦斯涌出量：矿井按照0.9Mt/a的生产能力正常生产时，矿井相对瓦斯涌出量为16.27m3/t，绝对瓦斯涌出量为30.82m3/min。3. 矿井瓦斯抽放根据矿井抽放瓦斯工程设计规范、矿井瓦斯抽放管理规范以及煤矿安全规程第145条之规定，矿井必须建立瓦斯抽放系统。瓦斯抽采工程初步设计，根据矿井的瓦斯赋存状况、结合抽采瓦斯方法的选择原则，确定段王煤业集团有限公司矿井抽采瓦斯方法为以本煤层瓦斯抽采为主、采空区抽采（裂隙带抽采）为辅，预抽与边采边抽、边掘边抽相结合的综合抽采瓦斯方法。现段王煤业集团有限公司地面建设有地面瓦斯抽放泵站一座，安装有CBF410-2BV3水环真空泵，配用电机160KW,最大抽气量120 m3/min。主要对9#煤四采区进行抽放。在1504采区安装有ZWY-110/160G水环真空泵，配用电机160KW,最大抽气量110 m3/min。按照AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标，采煤工作面瓦斯抽采率应该大于等于40%，矿井瓦斯抽采率也应该大于等于40%。 （1）回采工作面9号煤层回采工作面的绝对瓦斯涌出量为13.27m3/min，抽放量5.3m3/ min，风排瓦斯涌出量为7.97m3/min。15号煤层绝对瓦斯涌出量为16.13m3/min，抽放量6.45m3/ min，风排瓦斯涌出量为9.68m3/min。（2）掘进工作面9号煤层掘进面及15号煤层掘进面现利用通风方法可以解决瓦斯问题，暂时不考虑掘进工作面抽放问题。从矿井目前生产实际看，9煤轻型综采放顶煤工作面采用的是提前打采空区高位钻孔和本煤层钻孔，采用提起抽放加边采边抽的抽放方法，工作面瓦斯没有出现超限的现象。瓦斯抽采初步设计采用的煤层原始瓦斯含量值，是地勘时期钻孔煤样分析结果，测点位于井田深部，瓦斯抽采设计据此进行，是偏于安全的。3 矿井通风系统3.1 矿井通风系统3.1.1、通风方式根据矿井开拓布署及通风现状，设计矿井采用分区式通风方式。东、西翼各有独立的通风路线，互不影响。3.1.2、通风方法 根据矿井开拓布署及通风现状，设计矿井采用抽出式通风方法。主斜井、副斜井进风，北风井和西风井回风。3.1.3、通风路线新鲜风流副斜井（主斜井）西轨道巷（西皮带巷）西翼运输巷（轨道巷）运输顺槽090602回采工作面回风顺槽0906采区回风巷西回风井地面。新鲜风流副斜井（主斜井）东轨道巷（东皮带巷）15#绕道1504采区运输巷（轨道巷）运输顺槽150403回采工作面回风顺槽1504回风下山北回风巷北回风立井地面。新鲜风流副斜井（主斜井）东轨道巷（东皮带巷）三、四采区集中运输巷四采运输巷运输顺槽090407回采工作面回风顺槽0904回风下山0903回风上山1503回风巷15#回风巷北回风巷北回风立井地面。3.1.4、通风网络矿井通风网络图见附图13.2、 矿井风量计算根据瓦斯抽采工程初步设计，矿井前、后期瓦斯涌出量为同一值，但初期15号煤层开拓、掘进工作面均不考虑抽采，回采工作面必须进行抽采。因此，本设计按15号煤层抽采进行风量计算，回采和掘进工作面涌出的瓦斯均通过通风及抽放方法解决。根据煤矿安全规程的规定，矿井所需风量按以下两种方法分别计算，并取其中的最大值。3.2.1、按全矿井下同时工作的最多人数计算Q矿需 = 4 NK矿通 式中 Q矿需 矿井需风量，m3/min；4 每人每分钟需风量，m3/min；N 井下同时工作的最多人数，取99人；K矿通 矿井通风系数，取1.2则Q 矿需 = 4991.2 =475.2m3/min =7.92 m3/s3.2.2、按采煤、掘进、硐室及其它地点需风量的总和计算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K式中 Q采回采工作面实际需风量总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需风量总和，m3/min；Q硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；Q它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min；K矿井通风系数，取1.15。3.2.3、采掘风量计算3.2.3.1、回采工作面需风量计算（1）9煤综采工作面风量计算 按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K式中 q采回采工作面瓦斯绝对涌出量，7.97m3/min； K回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采工作面取1.4则：Q采=1007.971.4 =1116 m3/min =18.6m3/s 按同时工作的最多人数计算 采4430120 m3/min式中 N回采工作面同时工作的最多人数，30人 按工作面温度计算 Q采VcScKi1.5101.218 m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，取1.5 m/s Sc回采工作面平均有效断面，10m2 Ki工作面长度系数，取1.2根据以上计算，工作面需风量取18.6m3/s 按风速验算 根据煤矿安全规程规定，回采工作面风量应满足：15ScQ采240Sc经验算，取采18.6 m3/s符合要求。（2）15煤轻型综采放顶煤工作面风量计算 按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K式中 q采回采工作面瓦斯绝对涌出量，9.68m3/min； K回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采工作面取1.4则：Q采=1009.681.4=1355m3/min =22.6m3/s 按同时工作的最多人数计算 采4430120 m3/min式中 N回采工作面同时工作的最多人数，30人 按工作面温度计算 Q采VcScKi1.5101.218m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，取1.5m/s Sc回采工作面平均有效断面，10m2 Ki工作面长度系数，取1.2根据以上计算，工作面需风量取22.6m3/s 按风速验算 根据煤矿安全规程规定，回采工作面风量应满足：15ScQ采240Sc经验算，取采22.6m3/s符合要求。备用工作面按照50%配风量配风，即为11.3m3/s。3.2.3.2、掘进工作面风量计算根据矿井现阶段实际情况，本设计在西翼9#煤设计2个9煤掘进工作面，1个回采工作面；东翼1504采区共备2个15煤掘进工作面，1个备采工作面，0904采区1个回采面。（1）9煤掘进工作面配风量计算 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100q掘K d 式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；q掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量（风排量），2.4m3/min。K d 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.6。则Q掘 = 1002.41.6 = 384m3/min =6.4m3/s 按炸药使用量计算Q掘 =（Ajb ）/（ tc ）式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；Aj 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，m3/min，取5kg；B每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，m3/kg，取0.1；T通风排烟时间，min，取25；C爆破并经通风排烟后允许人员继续回掘进工作面工作的CO浓度，取0.02。则Q掘 = ( 50.1 ) /（ 250.0002 ）= 100 m3/min = 1.67 m3/s 按掘进工作面局部扇风机吸风量计算Q掘=QfIkf式中 Qf掘进面局部通风机额定风量，掘进工作面选用FBD-6.3/60型风机，其额定风量为600 m3/min， I掘进面同时运转的局部通风机台数，1台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；则Q掘 = 6001.2 =720 m3/min =12 m3/s 按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q掘 = 4N式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；4 每人每分钟需风量，m3/min；N 掘进工作面同时工作的最多人数，取15。则Q掘 = 415 = 60 m3/min = 1 m3/s根据以上计算，取掘进工作面的需风量为12m3/s。 验算掘进工作面风速根据煤矿安全规程的规定，掘进工作面的风速应满足下式要求：0.15S掘 Q掘 4S掘经验算，掘进工作面风量为12m3/s时，其风速符合煤矿安全规程第一百零一条的规定。（2）15煤掘进工作面配风量计算 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100q掘K d 式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；q掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量，4.72m3/min；K d 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.75。则Q掘 = 1004.721.75 = 826m3/min = 13.77m3/s 按炸药使用量计算Q掘 =（Ajb ）/（ tc ）式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；Aj 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，m3/min，取5kg；B每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，m3/kg，取0.1；T通风排烟时间，min，取25；C爆破并经通风排烟后允许人员继续回掘进工作面工作的CO浓度，取0.02。则Q掘 = ( 50.1 ) /（ 250.0002 ）= 100 m3/min = 1.67 m3/s 按掘进工作面局部扇风机吸风量计算Q掘=QfIkf式中 Qf掘进面局部通风机额定风量，掘进工作面选用FBD6.3/60型风机，其额定风量为600 m3/min；I掘进面同时运转的局部通风机台数，2台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；则Q掘 = 60021.2=1440m3/min = 24 m3/s 按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q掘 = 4N式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；4 每人每分钟需风量，m3/min；N 掘进工作面同时工作的最多人数，取15。则Q掘 = 415 = 60 m3/min = 1 m3/s根据以上计算，取掘进工作面的需风量为24m3/s。 验算掘进工作面风速根据煤矿安全规程的规定，掘进工作面的风速应满足下式要求：0.15S掘 Q掘 4S掘经验算，掘进工作面风量为24m3/s时，其风速符合煤矿安全规程第一百零一条的规定。（3）掘进工作面总风量计算矿井共配备2个15煤掘进面，则：掘242=48m3/s3.2.3.3、硐室需风量计算井下独立通风硐室有：采区移动瓦斯泵硐室1个，采区变电所3个，参考国内同类矿井实际供风量，均按2.5m3/s配风，共10m3/s。3.2.3.4、其它需风量计算其它风量按（Q采+Q掘+Q硐）的10%计取。其它（Q采+Q掘+Q硐）10%=（18.62+11.3+24+48+10）10%=13 m3/s3.2.3.5、矿井用风量矿井东翼采区用风量：东（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）K=（18.6+11.3+48+7.5+8.5）1.15=108m3/s矿井西翼采区用风量：西（Q采+Q掘+Q硐+Q巷道+Q其它）K=（18.6+24+2.5+8+4.5）1.15=66 m3/s3.2.3.6、矿井总风量计算Q东+Q西=108+66=174m3/s综上计算，矿井总风量取174m3/s3.3、 风量分配3.3.1、 按井筒分配进风井筒：主斜井(净断面积13.8m2)：50m3/s,风速3.6m/s副斜井(净断面积16.2m2)：124m3/s, 风速7.65m/s回风井筒：北回风井(净断面积15.9m2，有效断面积按13.9m2)：108m3/s, 风速：7.8m/s西回风井(净断面积12.6m2,有效断面积按10.6m2)：66m3/s, 风速6.2m/s3.3.2、按用风地点分配9号煤五采区总风量：66m3/s，各用风地点分配如下：回采工作面：18.6m3/s掘进工作面：212=24 m3/s采区变电所：2.5m3/s 巷道用风： 8 m3/s 其它地点：12.9 m3/s15号煤采区总风量：108m3/s，各用风地点分配如下：9煤回采工作面：18.6m3/s15煤备采工作面:11.3 m3/s后期考虑0904采区回采完毕，15#煤层的延伸，埋藏深度的加深，回采工作面风量应为备采工作面风量的2.53倍为宜。掘进工作面：224=48m3/s采区变电所： 5m3/s移动瓦斯泵站：2.5 m3/s其它地点：22.6m3/s4 矿井通风负压4.1、 矿井通风负压计算根据矿井的开拓方式和采区布置，设计对矿井生产初期和投产20年时的通风负压进行计算。4.1.1、 摩擦阻力井下最大通风线路上各段巷道的摩擦阻力按下式计算：式中 hm 井巷摩擦阻力，Pa； 井巷摩擦阻力系数，Ns2m4；L 井巷长度，m； P 巷道净周长，m； S 巷道净断面积，m2； Q 井巷中通风的风量，m3s。各段巷道的摩擦阻力之和为矿井摩擦阻力。4.1.2、局部阻力矿井局部阻力按矿井摩擦阻力的15%考虑。4.1.3、矿井通风负压矿井摩擦阻力、局部阻力和自然风压之和为矿井通风负压。经计算，矿井生产初期北风井负压为1864Pa，西风井负压为917Pa；生产20年时北风井负压为2816Pa，西风井负压为1463Pa。矿井生产初期和生产20年时的通风负压计算结果见表414。4.2、 矿井通风等积孔本矿井采用分区通风，各风井风机等积孔采用以下公式计算：A = 1.19Q /式中 A通风等积孔，m2；Q 各风机风量，m3/s；h 各风机的负压，Pa。矿井总等积孔按下式计算：A 总= 1.19（Q1+Q2）/式中 A总矿井总等积孔，m2；Q1、Q2 通风机1、2之风量，m3/s；h1、h2 通风机1、2之负压，Pa。（一）矿井生产初期：A北初 = 1.19Q /= 1.19108/=2.98m2A西初 = 1.19Q /= 1.1966 /=2.59m2A 总初= 1.19（Q1+Q2）/ =1.19（108+66）/ =5.34m2（二）矿井生产20年时：A北后 = 1.19Q /= 1.19124 /=2.78m2A西后 = 1.19Q /= 1.19x66 /=2.05m2A总后= 1.19（Q1+Q2）/ =1.19（124+66）/=4.67m2以上计算结果表明，矿井生产初期和生产20年时，北风井、西风井及全矿井的通风难易程度均为容易。5 通风设备选型5.1、北回风井通风机选型本矿井设计产量为0.9Mt/a，属高瓦斯矿井，通风系统为分区式，采用机械抽出式通风方式，主斜井、副斜井进风，北风井及西风井回风。5.1.1、北回风井设计依据北风井回风量：QK =108m3/s； 北回风井初期负