矿井通风设计11.doc

目录第一章 矿井概况21.1矿井概况21.2矿井开采技术条件2第二章 矿井通风系统42.1确定矿井通风系统类型42.2采区的通风方式122.3采煤工作面的通风方式122.4掘进通风的通风方式152.5选择矿井主要通风机的工作方法16第三章 计算和分配矿井风量173.1计算矿井所需总风量17第四章 计算矿井通风阻力234.1矿井摩擦阻力234.2确定矿井通风容易时期和困难时期234.3矿井通风总阻力的计算244.4阻力计算的原则32第五章 通风设备的选型及通风费用的概算325.1选择主要通风机325.2电动机的选择及功率计算355.3电费概算365.4通风设备的折旧费和维修费375.5专用通风巷道的维护费375.6通风区队全体人员的工资费385.7通风设备的安全技术要求38参 考 文 献40第一章 矿井概况1.1矿井概况某矿地处平原、地面标高150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3.3km。井田上界以标高165m为界，下界以标高1020m为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08亿吨。根据开采条件，煤炭供求状况及“规程”规定，确定此矿为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年。1.2矿井开采技术条件井田内有两个开采煤层，为k1、k2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层15，各煤层厚度、间距及顶底板岩性参见综合柱状图。矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/T，煤层有自然发火危险，发火期为1618个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36。根据开拓开采设计确定。采用立井多水平上下山开拓（见图11、图12、），第一水平标高380m，倾斜长为8252m，服务年限为27年，因走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在k1煤层时为1620吨/日，在k2煤层时1935吨/日，日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面产量为k1煤层时为1080吨/日，k2煤层时1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一备用的高档普采工作面，综采工作面装备的部分机电设备如表12所示，采区巷道采用集中联合布置（图11、图12）。采区轨道上山均布置在k2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。井为箕斗井提煤用，井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表11。井内的气象参数按表13所列的平均值选取，除综采工作面采用46工作制外，其它均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。表11 井巷特征参数编号井巷名称支护形式长度（m）断面（m2）周长（m）1副井井筒混凝土35.821.902井底车场及主石门锚喷14.210.43井底运输大巷锚喷12.813.64采区下部车场锚喷12.813.65轨道上山锚喷10.112.06运输机上山锚喷9.611.87综采区段进风平巷U型支架9.612.98综采区段回风平巷U型支架9.612.99液压支架工作面7.8011.9510高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架9.612.911高档普采面区段回风平巷钢轨支架9.612.912高档普采面液压支柱9.411.013高档普采备用进风平巷钢轨支架9.612.014区段平石门锚喷10.2812.415采区回风石门锚喷10.0812.416风井混凝土12.813.617总回风平巷锚喷9.6211.7018风峒混凝土表12 综采工作面部分机电设备一览表序号地点机械设备名称容量（千瓦）1工作面MLS3170双滚筒采煤机1702工作面SGW250型溜子12523下顺槽S2Q75型转载机754下顺槽SD160运输机1505工作面KBY62矿用支架防爆重光灯0.06210表13 空气平均密度一览表季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.20夏1.201.24图11 采区巷道采用集中联合布置12 采区巷道采用集中联合布置图第二章 矿井通风系统2.1确定矿井通风系统类型选择矿井通风系统的原则：都要符合投产较快，出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。对本矿的选择如下：通风方式的选择：按进回风井在井田内的位置不同，通风系统可以分为中央式、对角式、混合式及可控循环式。1通风方式技术比较（1）中央式进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式（中央分列式）。1)中央并列式。其中又分为：中央并列抽出式在地形条件许可时，进风井和出风井大致并列在井田走向的中央，二井底都开掘到第一水平，主要通风机设在出风井的井口附近，将污风抽到地表，出风井的井底必须和总进风流隔开，出风井的井口一般用防爆门紧闭；还要在岩石中做条回风石门mn，煤层倾角越大、总回风石门越短，反之越长。中央并列压入式 把压入式主要通风机设置在进风井的井口附近，将新风自地表压入井下，进风井的井口房须密闭，其它与抽出式相同。优点：初期开拓工程量小，投资少，中央并列式的使用条件：煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大(4km)，瓦斯、自然发火都不严重，在此条件下，采用中央并列式是比较合理的。这种通风方式(和其它方式相比)，尽管存在着风路较长，阻力较大，采空区的漏风较大的缺点，但对于瓦斯、自然发火不严重的矿井来说，这并不很重要。同时，由于产生的阻力较大，通风电力费较大，进风与出风两井筒之间的漏风较大，箕斗井回风时外部漏风较大等，这些缺点对走向不大的矿井来说也不是一个很大的问题。相反，由于煤层倾角大，总回风石门长度小，开掘费小，两个井筒(立井或斜井)集中，便于开掘，开掘费也较少，便于贯通，建井期限较短，采用中央并列式通风方式，具有初期投资较少、出煤较快的优点。同时它的护井煤柱较小，且便于延深井简，为深部通风的准备工作提供有利条件。2)中央分列式(又名中央边界式)。其中又分为：中央分列抽出式：进风井大致位于井田走向的中央，出风井大致位于井田浅部边界沿走向的中央，在沿倾斜方向上，出风井和进风井相隔段距离，出风井的井底高于进风井的井底，主要通风机设在出风井口附近；在井田走向的中央开凿主井和副井。中央分列压入式：主要通风机安设在进风井口(副井口)附近，其井口房须密闭，主井底和总进风须隔开。中央分列式的适用条件：一U型通风方式：指采煤工作面有二条巷道，一条为进风道，一条为回风道，上行通风时，其下顺槽为进风道，上顺槽为回风道，下行通风时，则相反。分为后退式与前进式两种。W型通风方式：指采煤工作面，有三条平巷，即上、下平巷进风或回风相中间平巷回风或进风的布置形式。E型通风方式：指具有三条通风巷道，其上平巷为回风巷，而下平巷及中间平巷为如风巷。下平巷和下部工作面回风速度降低，故可抑制煤层的产生。Z型通风方式：是U型通风方式的改进Y型通风方式：指在回采工作面的上、下端各设一条进风道，另在采空区一侧设回风道。因为U型通风方式对了解煤层赋存情况，掌握甲烷、火的发生。发展规律，较为有力。由于巷道均维护在媒体中，因而巷道的漏风率较小。根据本矿井的实际情况，采煤工作面宜采用U型通风方式。一般地说，这种通风方式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大(4km) ，而且瓦斯，自然发火比较严重的新建矿井。与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，建井期限略长，有时初期投资稍大(多打一个出风井，少掘一条总回风石门)，但相差不悬殊。如果中央有两个井筒，以后在延深井筒、做深部通风的准备工作时，也就不会困难，这种方式由于多打一个直通地面的回风井，所以矿井的通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯，自然发火的管理工作是比较有利的，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响，从回风系统铺设防尘洒水管路系统都比较方便。 图21 中央并列式通风系统 图22 中央边界式通风系统（2）对角式 1)两翼对角式。其中又分为： 两翼对角抽出式：进风井筒大致位于井田走向的中央，两个出风井筒分别位于两翼边界采区中央的浅部，主要通风机设在出风井口附近。为了开采深水平，有时把两翼风井设在两翼沿倾斜的中央和沿走向的边界附近。用斜井和平峒开拓时，立井改为斜井和平峒。 两翼对角压入式：是在进风井口(副井口)附近安设压入式主要通风机，进风副井口须密闭，主井底和总进风须隔开。两翼对角式的适用条件：一般认为，这种布置方式(指对角风井位于浅部边界附近者)适用于煤层走向较大(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新建矿井。它的优缺点，完全和中央并列式相反，比中央分列式的安全性更好，但初期投资更大。如果能够进行相向掘进，就能适当减轻建井期限长，投产较晚的缺点。有些瓦斯等级不高，但煤层走向较长、产量较大的新矿井，也可采用这种通风方式。2)分区对角式。其中又分为： 分区对角抽出式：进风井大致位于井田走向的中央，在每个采区各掘一个小回风井，并分别安设抽出式分区主要通风机，可不必做总回风道。在图95中也可以用斜井代替立井，或者进风用垂直于走向(或平行于走向)的平峒，出风用斜井；或者进风和出风都用平峒。 分区对角压入式 各出风井口不安设通风机，只在进风井口(副井口)附近安设压入式主要通风机，进风副井口要密闭，主井井底和总进风须隔开。分区对角式的适用条件：煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道(因会穿出地面)，在此条件下，开采第一水平时，只能采用这种小风井(立井、斜井或平峒)分区通风的布置方式。每个采区各有独立通风路线，互不影响，是这种通风方式的主要优点。对于一个实际条件下的矿井，并不唯一只适用某种通风系统，往往是有几种通风系统都可考虑，很难肯定哪种最好，这时就得进行方案比较，即除了作技术分析外，还要进行经济比较，然后选定。矿井通风系统确定后，还要确定服务范围内的通风容易和通风困难两个时期的位置；确定采区内的通风系统，即确定采用轨道上山还是运输上山进风；确定采煤工作面采用U型、Z型、Y型还是W型通风系统，这些都要经过技术经济比较才能确定；根据采掘比确定掘进头的数目和位置；绘制两个时期的通风系统图、立体图和网络图。图图23 两翼对角式通风系统图24 分区对角式通风系统（3）混合式进风井与出风井由三个以上井筒按上述各种方式混合组成，其中有中央分列与两翼对角混合式和中央并列与中央分列混合式等。混合式通风兼有抽出式与压入式通风的优点，通风效果好。主要缺点是增加了一套通风设备，电能消耗大，管理比较复杂；降低压入式与抽出式两列风筒重叠段巷道内的风量。混合式通风适合于大断面、长距离岩巷掘进巷道中。例如，图97所示为中央分列与两翼对角混合式通风系统。为了缩短基建时间，在初期采用中央分列式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界时，则用中央分列与两翼对角混合式的通风系统。总之，要在初期通风系统的基础上，根据煤层赋存条件和生产发展情况等进行分析确定。（4）可控循环通风当局部通风机的吸入风量大于全压供给设置通风机巷道的风量时，则部分由局部用风地点排出的污浊风流，会再次经局部通风机送往用风地点，故称其为循环风。循环通风分为掺有适量外界新风的循环通风和不掺有外界新风的循环通风。前者即为可控循环通风，也称为开路循环通风；后者称为闭路循环通风。煤矿掘进工作面连续不断地涌出瓦斯等有害气体，当使用闭路循环系统时，因既无任何出口，无法除去这些气体，封闭循环区域中污染物浓度必然会越来越大。因此，规程严禁采用循环通风可控循环局部通风具有下列优点：(1)采用混合式可控循环通风时，掘进巷道风流循环区内(即从后置风筒口至掘进工作面)的风速较高，避免了瓦斯层状积聚，同时也降低了等效温度，改善了掘进巷道中的气候条件。(2)当在局部通风机前配置除尘器时，可降低矿尘浓度。 (3)在供给掘进工作面相同风量条件下，可降低通风能耗 。 可控循环局部通风的缺点是：(1)循环风流通过运转风机的加热，再返回掘进工作面，使风温上升。 (2)由于流经局部通风机的风流中含有一定浓度的瓦斯和粉尘，因此，必须研制新型防爆除尘风机 (3)当工作面附近发生火灾时，烟流会返回掘进工作面，故安全性差，抗灾能力弱，灾变时有循环风流通过的风机应立即进行控制，停止循环通风，恢复常规通风图25 混合式通风系统从以上几种通风方式的适用条件看，再结合本井田的煤层赋存情况，煤层走向为5千米，故中央并列式不适合；本井田位于平原地区，煤层距地表深，故分区对角式不适用本矿井。根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。中央分列式和两翼对角适用本矿井。现在对两种设计进行技术经济比较，使技术上和经济上达到最优。2通风方式经济比较两通风系统方案的经济比较见表4-2到4-5。主要从巷道开拓工程量、费用及巷道维护费用、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑。巷道开拓及维护费用只比较两方案中不同（或多出）巷道，相同巷道不再作经济比较。（1）井巷工程掘进费用比较中央边界式，回风大巷工程量2490m，回风井工程量为315m；两翼对角式，回风大巷工程量几乎可以不用建立，回风井工程量为3152=630m。表21 井巷掘进费用方案项目中央边界式两翼对角式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷249080001992000回风井315200006203152200001260合计26121260（2）井巷维护费用比较表22 井巷维护费用比较方案项目中央边界式两翼对角式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷249018044.8000回风井3152407.56315224015.12合计52.3615.12（3）通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费按200万元计算，主要通风机房必须安装两套主要通风机及配套电机。一套工作，一套备用，则共需要设备费用2002=400万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反风设施等通风设施的土建费按100万元计算，则建一风机房需要500万元。两方案的经济比较见表23表23 通风设备购置费用方案项目中央边界式两翼对角式通风设备费500万元5002万元（4）通风设备电费计算矿井主要通风机一台按400KW的功率计算，配套电机按功率50KW计算，每度电0.8元。一台主要通风机每天24小时工作一年用电费400243650.8=280.3万元；配套电机每天24小时工作一年用电费50243650.8=35万元。表24 通风设备用电费用方案项目中央边界式两翼对角式通风机一年用电费280.3万元280.32万元（5）通风总费用比较通风费用汇总见表2-5表2-5 通风总费用比较方案项目中央边界式（万元）两翼对角式（万元）井巷掘进费26121260井巷维护费52.3615.12通风设备费5001000通风机一年用电费280.3560.6总费用3444.72835.7从表2-5可以知道，两翼对角式在经济上要优于中央边界式。综上技术和经济比较，两翼对角式优于中央边界式，故本矿井采用两翼对角式。矿井通风方法的选择通风网络：见图42和图442.2采区的通风方式采用输送机上山进风，轨道上山回风的通风系统，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，使进风流的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，可使进风流的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门，此处运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。采用轨道上山进风、输送机上山回风的通风系统，虽能避免上述的缺点，但输送机设备处于回风流中，轨道上山的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多。井田内有两个开采煤层，为k1、k2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层15，属于平缓煤层。矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/T，涌出量小，相对瓦斯涌出量小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井；煤层有自然发火危险，发火期为1618个月，自燃发火期时间长，相对安全。煤尘有爆炸性，爆炸指数为36，属于有爆炸危险的煤矿。根据矿井实际情况和两种通风方式的比较，应采用轨道上山进风，运输机上山回风的采区通风方式。2.3采煤工作面的通风方式分为上行风与下行风是指进风流方向与回采工作面的关系而言。当回采工作面进风巷道水平低于回风巷时，回采工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。图26 上行通风 图27 下行通风运煤方向新风污风 运煤方向新风污风 采煤工作面涌出的瓦斯比空气轻，其自然流动方向和上行风方向一致，再入上采空区大部分瓦斯从上隅角涌出，使工作面顶板附近易于出现瓦斯分层流动和上隅角局部瓦斯积聚，下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。采用上行风时，风流流经的路线较长，风流会由于压缩和地温加热而升温；又因巷道中祭奠设备散发的热量也加入风流中，故上行风比下行风工作面温度高。采用上行风时，采取竞风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压得作用方向相同；而下行风时，其作用方向相反，故下行风比上行风所需要的机械风压要大；且主要通风机一旦因故障停转，工作面的下行风就有停风或反向的可能。另外，工作面一旦起火，所产生的火风压和下行风工作面的机械风压风向相反，会使工作面的风量减小，瓦斯浓度增加，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。 1)上行风的优点 (1) 瓦斯比空气轻，有一定的上浮力，其自然流动的方向和上行风流的方向一致，有利于带走瓦斯、较快地降低工作面的瓦斯浓度，在正常风速(大于0.50.8ms)下，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小。 (2) 采用上行风时，工作面运输平巷中的运输设备位于新鲜风流中，安全性较好。 (3) 工作面发生火灾时，采用上行风在起火地点发生瓦斯爆炸的可能性比下行风要小些。 (4) 除浅矿井的夏季之外，采用上行风时，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同，对通风有利些。 上行风的主要缺点是： (1) 上行风流方向与运煤方向相反，易引起煤尘飞扬，使采煤工作面进风流及工作面风流中的煤尘浓度增大。 (2) 煤炭在运输过程中所释放出的瓦斯，披上行风流带人工作面，使进风流和工作面风流中的瓦斯浓度升高，影响了工作面的安全卫生条件。 (3) 采用上行凤时，进风风流流经的路线较长，风流温度会由于压缩和地温加热而升高；又加上运输巷内设备运转时所产生的热量对风流的加热作用，故上行风比下行风工作面的气温要高些。 下行风的主要优点： (1) 采煤工作面及其进风流中的煤尘、瓦斯浓度相对较小些。 (2) 采煤工作面及其进风流中的空气被加热的程度较小。 (3) 下行风流方向与瓦斯自然流向相反，当风流保持足够的风速时，就能对向上轻浮的瓦斯具有较强的扰动、混合能力、因此不易出现瓦斯分层流动和局部积聚的现象。 下行风的主要缺点是： (1) 采用下行风时，运输设备在回风巷道中运转，安全性铰差。 (2) 工作面一旦起火，所产生的火风压和下行风工作面的机械风压作用方向相反，会使工作面的风量减少，瓦斯浓度升高，故下行风在起火地点引起瓦斯爆炸的可能性比上行风要大些，灭火工作困难一些。 (3) 除浅矿井的夏季之外，采用下行风时，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相反，降低了矿井通风能力，而且一旦主要通风机停止运转，工作面的下行风流就有停风或反风(或逆转)的可能。经比较可知，根据采煤工作面的实际情况，应采用上行通风的方式。工作面的通风方式视甲烷涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风的数量和位置，可分为U型、Y型、E型、W型、Z型等通风方法。“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面隅角易积聚瓦斯。这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。 “Y”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面隅角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。 “Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。 “W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。根据该矿实际情况，采用“U”型通风系统，下行通风，上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，有利于较快地降低工作面温度和煤尘含量。 “U”型通风系统布置方便，通风简单，工作面可采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，风流流动为上行方向，上、下顺槽布置于煤体中，漏风量小；瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快降低工作面瓦斯浓度。开掘井巷费用低，同时结合煤层的储存形式，本设计在回采工作面应用“U”型通风系统。图28后退式U型通风 图29 前进式U型通风 图210 Z型通风图211 Y型通风系统 图212 W型通风系统 图213 双Z型通风系统2.4掘进通风的通风方式掘进通风（又称局部通风）是利用局部通风机或主要通风机产生的风压对井下独头巷道进行通风的方法。局部通风机的常用通风方式有压入式、抽出式和混合式。1、压入式局部通风机及其附属装置安装在离掘进巷道口10M以外的进风侧，将新风流经风筒输送到掘进工作面，污风流出风筒形成的射流属末端封闭的有限贴壁射流。气流贴着巷壁射出风筒后，由于卷吸作用，射流断面逐渐减少，直到为0，此阶段称收缩段。风筒出口至射流反向的最远距离称为射流的有效射程。2、抽出式局部通风机安装在离掘进巷道口10M以外的进风侧，新风沿巷道流入，污风通过风筒由局部通风机抽出。风机工作时风筒吸口吸入空气的作用范围称其为有效吸程。图214 压入式 图215 抽出式压入式局部通风与抽出式局部通风的优缺点比较如下： (1)压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机防爆性能出现问题，则非常危险。 (2)压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果。而抽出式通风有效吸程小，掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。与压入式通风相比，抽出式风量小，工作面排污风所需时间长、速度慢。 (3)压入式通风时，掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走，而用抽出式通风时，巷道壁面涌出的瓦斯随风流流向工作面，安全性较差。 (4)抽出式通风时，新鲜风流沿巷道进入工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好；而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，掘进巷道越长，排污风速越慢，受污染时间越久。这种情况在大断面长距离巷道掘进中尤为突出。 (5)压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输，而抽出式通风的风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。 基于上述分析，当以排除瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进时应采用压入式通风，而当以排除粉尘为主的井巷掘进时，宜采用抽出式通风。2.5选择矿井主要通风机的工作方法煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种：抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态。一旦主要通风机因故停止运转，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；压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。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困难，漏风较大。用抽出式通风，就没有这种缺点。根据本矿实际情况，结合两种通风机工作方法的技术比较，应选择抽出式通风为本矿主要通风机的工作方法。第三章 计算和分配矿井风量3.1计算矿井所需总风量矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总和。采用分别计算法计算矿井总风量，矿井总风量Q是矿井内各用风地点所需风量之和，并乘以适当系数，即： （31）式中：Q全矿井需风量各回采工作面所需风量之和，m3/min各掘进工作面所需风量之和，m3/min;各独立硐室所需风量之和，m3/min;其它巷道风量之和，m3/min;矿井通风系数.（该值从实测和统计中求得，抽出式一般取1.151.2，压入式一般取1.251.3）（1）回采工作面的需风量2007年煤矿安全规程第一百三十六条规定：采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。第一百零二条：进风井口以下的空气温度（干球温度，下同）必须在2以上。生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26，机电设备硐室的空气温度不得超过30；当空气温度超过时，必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇。回采工作面需风量应按稀释和排除瓦斯，CO2，及其它有害气体，粉尘，并使工作面具有适宜的气温和风速。分别以这些条件进行计算，然后取其中的最大值。1） 按瓦斯涌出量计算工作面的风量 （32） 其中： 回采工作面需风量，m3/min；瓦斯绝对涌出量，m3/T；瓦斯相对涌出量，m3/min；瓦斯涌出不均衡系数，取1.4；煤层：综采工作面： m3/min高档普采工作面： m3/min煤层：综采工作面： m3/min高档普采工作面： m3/min2） 按人数计算其中： N工作面同时工作的最多人数，综采工作面为40人；高档普采工作面为60人4每人每分钟应供给的最小风量，m3/min。则：综采工作面： m3/min高档普采工作面： m3/min3） 按工作面气温计算采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合下表的要求，由煤矿规程规定，井下采掘工作面的气温须不高于26摄氏度。则取该矿工作面气温为22摄氏度。采煤工作面风速取V1.33。表31 回采工作面温度对应风速调整系数回采工作面空气温度/采煤工作面风速/配风调整系数（）180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6长壁工作面实际需风量： （33）取综采工作面平均断面积7.8，此时综采煤工作面的需风量为： m3/min取高档普采工作面平均断面积9.4，此时高档普采煤工作面的需风量为： m3/min4） 按工作面风速验算按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）； m3/min （34）按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）； m3/min （35）综采工作面：按最低风速验算： m3/min按最高风速验算： m3/min高档普采工作面：按最低风速验算： m3/min按最高风速验算： m3/min（2）掘进工作面实际用风量 按局部通风机实际吸风量计算 煤巷掘进工作面用风量： m3/min岩巷掘进工作面用风量： m3/min其中： 局部通风机实际吸风量（取300 m3/min），m3/min；掘进工作面同时通风的局部通风机台数（取一台）；S掘进工作面平均断面面积；（3）各独立硐室需风量（一）火药库的需风量一般根据下面的经验值：大型火药库的需风量=100150m3/min；中型火药库的需风量=60100m3/min因为本设计矿井是150万吨大型矿井需煤巷掘进和岩巷掘进，因此本设计选用大型火药库，风量150m3/min。（二）其他硐室需风量采区绞车房，取70m3/min；采区变电所，取70m3/min。综上，考虑到矿井通风系数K，取K=1.15通风容易时期各用风地点东、西翼总风量以及矿井总风量如下（在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，此时矿井总风量最小）： 综采工作面：=1039.51.15=1195.425 高档普采工作面：=802.61.15=922.99 准备工作面（高档普采）：0.5=0.5922.99=461.495 煤巷掘进头：=4411.15=507.15 绞车房：=701.15=80.5 变电所：=701.15=80.5 火药库：=1501.15=172.5 西翼所需总风量：=+2+=1195.425+922.99+2507.15+80.5+80.5+172.5=3466.215 东翼所需总风量：=+0.5+2+=1195.425+0.5922.99+2507.15+80.5+80.5+172.5=3004.72 矿井所需总风量： =+=3466.215+3004.72=6470.935 通风困难时期各用风地点、东、西翼总风量以及矿井总风量如下(通风系统总阻力最大时称通风困难时期，此时矿井总风量最大)： 综采工作面：=1241.6251.15=1427.87 高档普采工作面：=827.751.15=951.9125 准备工作面（高档普采）：0.5=0.5951.9125=475.956 煤巷掘进头：=4411.15=507.15 绞车房：=701.15=80.5 变电所：=701.15=80.5 火药库：=1501.15=172.5 西翼所需总风量：=+2+=1427.87+951.9125+2507.15+80.5+80.5+172.5= 3727.582 东翼所需总风量：=+0.5+2+=1427.87+0.5951.9125+2507.15+80.5+80.5+172.5=3251.6265 矿井所需总风量： =+=3251.6265+3727.582=6979.2085 第四章 计算矿井通风阻力4.1矿井摩擦阻力矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算： （式4-1）其中：摩擦阻力系数，S2/m8；L井巷长度，m；U井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2；矿井通风阻力是选择矿井主要通风机的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。4.2确定矿井通风容易时期和困难时期 所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内（本设计取25年），矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）本设计矿井采用两翼对角式通风，在矿井服务年限内，在两翼上部边界沿走向的中央开凿一个风井。根据采掘计划，初期先在西翼煤层设立一个综采面，一个高档普采工作面，再在东翼煤层设立一个综采工作面和一个备用高档普采工作面。此时可以达产。可将此时看为矿井通风容易时期。后期下山开采，在西翼煤层设立一个综采面，一个高档普采工作面；再在东翼煤层设立一个综采工作面和一个备用高档普采工作面，此时是矿井生产中通风线路最长的时期，可将此时看为矿井通风困难时期。4.3矿井通风总阻力的计算在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。 通风容易时期的最大阻力路线：1235913151719 通风困难时期的最大阻力路线：122527293133353941434547表4-1 井巷特征参数编号井巷名称支护形式长度（m）断面（）周长（m）阻力系数1041副井井筒混凝土53035.821.903422井底车场及主石门锚喷20014.210.4603井底运输大巷锚喷125012.813.6684采区下部车场锚喷12.813.6685轨道上山锚喷85010.112.088.26运输机上山锚喷8509.611.888.27综采区段进风平巷U型支架12409.612.92608综采区段回风平巷U型支架12459.612.91709液压支架工作面1507.8011.9533010高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架12459.612.926011高档普采面区段回风平巷钢轨支架12459.612.917012高档普采面液压支柱1509.411.033013高档普采备用进风平巷钢轨支架12609.612.045014区段平石门锚喷10010.2812.48515采区回风石门锚喷10010.0812.48816风井混凝土31512.813.633.317总回风平巷锚喷9.6211.709518风峒混凝土通风容易时期矿井总阻力计算：对应于容易时期的矿井通风系统立体图为4-1，对应于容易时期的矿井通风网络图为4-2。 图41 容易时期矿井通风系统立体图图4-2 容易时期矿井通风系统网络图表4- 容易时期矿井摩擦总阻力网络编号R Q Q Pa121.301110(-2)6470.935107.849151.336235.51210(-2)3466.21557.770183.956353.22810(-2)3293.71584.895232.647591.54110(-2)3213.21553.55444.1969131.79810(-2)2198.91536.64924.15013150.92111195.42519.924365.64515174.29410(-2)3385.71556.429136.73117199.99810(-3)3466.21557.77033.367摩擦总阻力1172.028为了简化计算，在自然风压计算中，井下各处的空气密度均认为是进风井和回风井的空气密度的平均值。表4-3 空气平均密度一览表季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.20夏1.201.24矿井总阻力为：h=1.2=1.21172.028=1406.4 Pa通风机风压： =380+150=530m =150+165=315mg-g-(-)g(+)/2 =5301.289.8-3151.29.8-(530-315)9.8(1.28+1.2)/2=331.24 Pa故：=h-+=1406.4-331+100=1175.4 Pa通风机风量：=k=1.157.77=63.55 式中：k漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼作升降人员时取1.2所以：R=/=1175.4/63.55 2=0.29 等积孔为：A=1.1917/=1.191763.55/1175.40.5=2.21 通风困难时期矿井总阻力计算： 图43 困难时期矿井通风系统立体图网络编号R Q Q Pa121.301110(-2)6979.209116.320176.0442255.73310(-2)3748.57062.476223.77525274.40510(-3)3448.57057.47614.55227294.05810(-2)3368.07056.135127.87129312.31110(-2)3287.5754.79369.38231331.79810(-2)2273.27037.88825.81033350.92111427.87023.749519.51435392.05610(-2)2273.27037.88829.51439412.64710(-2)3287.57054.79379.47041434.64710(-2)3368.07056.135146.43143454.70510(-3)3448.57057.476155.43045470.10173748.57062.476396.961摩擦总阻力2007.324表4-4 容易困难矿井摩擦总阻力矿井总阻力为：h=1.2=1.152007.324=2308.4 Pa通风机风压： =380+150=530m 150+165=315m g+(-)g(+)/2-g=3151.29.8+(530-315)9.8(1.28+1.2)/2-5301