贵州松河煤业发展有限责任公司松河矿井矿井通风设计-改.doc

贵州大学明德学院毕业设计贵州大学明德学院毕业设计说明书专业 通风与安全 班级 通 风 姓名 陈有书 2012年3月2日 17目录第一章：矿井开拓与开采1第二章：矿井通风系统8第三章：矿井风量计算及分配13第四章：矿井通风阻力计算19第五章：选择矿井通风设备20图纸：1、矿井通风系统图第一章 矿井概况及安全条件第一节 矿井概况松河矿井位于贵州省六盘水市盘县北部的土城向斜北翼中段，分属松河乡、淤泥乡管辖。水柏铁路由北向南从矿井西部穿过，并设有松河站。G320国道及两（河）水（城）公路（S217省道）分别从矿井东部和西部通过，拟建的英（武）柏（果）二级公路由东向西沿煤系露头穿过，并经矿井工业场地、风井场地。本矿井煤炭产品市场分两部分：一是洗精煤可供本省焦化厂及冶金企业，部分运往周边省区冶金企业；二是洗混煤可就近供盘县（黔桂）电厂。根据国家发展计划委员会计交能1998577号文“国家发展计划委员会关于贵州盘江矿区总体规划的批复”及2004年7月27日到7月29日由国家发改委委托的中国煤炭发展研究咨询中心对松河矿井（含配套选煤厂）初步可行性研究报告的评估意见，矿井设计能力为240万t/a。一、地理概况1、矿井地理位置、交通情况松河矿井位于贵州省六盘水市盘县北部的土城向斜北翼中段，分属松河乡、淤泥乡管辖，地理坐标为东经1043538104455，北纬26230255745。水柏铁路由北向南从矿井西部穿过，并设松河站，经盘西支线、威红支线连接贵阳、昆明、南宁、防城等地，运输便捷。区内现有主要公路为G320国道以及两（河）水（城）公路（S217）；从矿井工业场地西经洒基镇铁厂丫口接两（河）水（城）公路至水城146.0km，至贵阳402.0km；经两（水）水（城）公路接G320国道至贵阳405.0km；至昆明384.0km；至盘江煤电（集团）有限责任公司机关78.0km。拟建的英（武）柏（果）二级公路从矿井工业场地穿过，从工业场地经英柏公路至贵阳376km，经柏果到昆明381km，该二级公路计划2007年开通，矿井交通运输较为方便。2、地形地貌及水系本区为构造剥蚀山地地貌。纵观矿井，山岭走向与地层走向一致，最高点位于矿井中部海子坝大山，标高+2301.66m，海子坝大山至上德乌一线为分水岭，由分水岭向矿井东西两端地势降低，最低在淤泥河河床，标高+1629.23m。横观矿井，北部峨嵋山玄武岩形成单面山构造缓坡，煤系地层剥蚀成为宽缓而不对称的槽谷。南部飞仙关组、永宁镇组第一段地层向北山峻坡陡，向南形成单面山剥蚀坡。矿井内地表水系不甚发育，主要由沟谷小溪汇合而成的小河，均属雨源型河流，具有山区河流暴涨暴落的特点。区内主要有松河及淤泥河，经拖长江、乌都河汇入北盘江，属珠江水系。松河流经矿井工业场地西侧，最大流量15.029m3 /s，最小流量0.058m3/s；淤泥河位于矿井东端，最大流量68.10m3/s，最小流量0.1193m3/s。3、气象本区气候温和、雨量充沛，属亚热带高原季风气候。据盘县气象站资料，年最高气温为六、七、八月份；最低为十二、一、二月份；年平均气温14.2C，冬季（一月）最低气温7.9C，夏季（七月）最高气温37C，历年平均日照1598.8h，日照率为36%。年最大降雨量在六、七、八月份，最小在十一、十二、一、二月份。年平均降雨量1399.3mm，月最大降雨量449.4mm，月最小降雨量3.2mm，年平均蒸发量1492.32mm。风速平均1.5m/s，以东北风和西南风为主。年平均冻结期36天。必须指出，盘县特区气象站标高为+1527.1m，低于松河矿井工业场地标高（+1690.0m），而本地的气候条件随高程的增加和地形不同有明显的变化。4、地震情况根据国家建设部、质量监督检验检疫总局2001年7月20日联合发布的建筑抗震设计规范（GB500112001）附录A我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组的规定，本区地震基本烈度为六度。二、主要自然灾害1、该矿井设计为年产240万t的大型矿井，属重要矿山建设项目，地质环境条件较复杂，根据我院编制的地灾报告，该评估级别确定为一级。2、本矿井总体地貌属构造剥蚀、侵蚀、溶蚀中山地貌，地貌类型较复杂；地质构造较复杂；区内地质灾害发育；矿区水文地质条件简单；岩土体工程地质性质较差；破坏地质环境的人类工程活动强烈；区内可能受到工程建设影响的村寨较多。故地质环境条件复杂程度属复杂。3、据现场调查，评估区存在的自然地质灾害包括20处崩塌、14处滑坡、3处地面塌陷，59个煤窑（老硐）、33家小煤矿形成的地下采空区，现状地质灾害发育。4、本矿井属高瓦斯矿井，所有可采煤层均有煤尘爆炸危险；本矿井1+3、4、51、62、9、10、12、16、272、291、32号煤层为较易自燃煤层，15、17、18、292等煤层为不易自燃煤层。本矿井有煤与瓦斯突出的可能，矿井按有煤与瓦斯突出进行设计。本矿井由于存在大量断层等地质构造、采动应力迭加等因素，具有发生冲击地压的可能性。5、考虑该矿井地表浅部存在大量小窑和部分已关闭的不明老窑，而这些小窑和老窑存在大量不明的采空区，这些采空区内可能存在大量积水、瓦斯，且因开采将可能导致突水、瓦斯涌出或爆炸、火灾、冒顶及大面积地表突然沉陷等灾害。三、矿区开发情况盘江矿区为60年代三线建设时期所开发建设的，现有生产矿井6对，设计生产能力855万t/a，选煤厂6座，入洗能力680万t/a。在建的响水矿井，一期规模400万t/a。松河矿井属盘江矿区规划待建矿井，设计生产能力240万t/a，与松河矿井同处土城向斜并相邻的土城矿井，生产能力240万t/a，2005年产量263万t。松河矿井的浅部目前有生产小型矿井33对，生产能力181.5万t/a，沿煤层露头密集分布，一般以斜井开拓，主要开采上、中煤组。开采垂深50150m，有的已达+1550m标高。但部分小煤矿越界开采严重，对松河矿井开拓开采产生不利影响，并造成安全隐患。四、矿区水源、电源及通讯情况1、水源经现场调查了解和贵州省煤田地质勘探公司159队1982年12月提交的盘县矿区松河矿井精查补充勘察地质报告及水文地质地形图资料，该矿井范围内主要水源有：（1）松河、淤泥河松河、淤泥河均属珠江流域，北盘江水系。松河流经矿井工业场地西侧，枯季流量为58L/s。淤泥河位于该矿井东端，枯季流量为119.3L/s。处理后，可作该矿井生产用水补充水源。（2）娃都水库娃都水库位于矿井工业场地西北面水平距离约2.82km，距矿井行政生活区水平距离约1.40km。库容量52万m3，坝顶标高+1815m，水质良好，原主要为地方约200余亩农灌用水，现已不再作此用，已征得地方政府主管部门的同意，作该矿井生产、生活消防用水水源。可向矿井工业场地及生活区自流供水。（3）井下水根据地质报告，该矿井下正常涌水量为377m3/h，最大涌水量为1086m3/h，经混凝沉淀消毒处理后，可作该矿井（选煤厂）、生产用水及井下消防洒水。综上所述，本矿井的水源是有保障的。2、电源松河矿井地处贵州省盘县北部，贵州西部电网覆盖该地区。区内主要电源点有水城220kV变电所（90+120MVA）、盘县（黔桂）电厂（5200MW）。目前，盘关110kV变已无出线间隔，盘县电厂有2个110kV间隔，盘县电厂和待建的淤泥110kV变电所均能为松河矿提供可靠的供电电源。本矿井电源方便可靠。3、本片区已形成了由光缆或微波传输的通讯网，其通讯系统均已实现程控化，具备将全片区的行政通信系统纳入公用网的条件。故本矿井不再另设行政交换机，设计将矿井行政通信纳入松河乡通信支局，采用虚拟网方式由松河乡通信支局接入电信公共本地网。矿井建设供水和供电及通讯均已取得贵州省盘县水利局、电力公司的承诺，并已得到落实。第二节 矿井开拓一、矿井开拓方式1、井口及工业场地的位置设计对矿井井口及工业场地的选择进行了多方案的技术经济比较后，确定矿井井口及工业场地选择在距外运接轨站（松河站）附近的松河乡东面的大梨树，2、开拓方式本矿井地处山区，矿井东西走向长14.5km。矿井内地形地貌复杂，地形高差悬殊，沟谷发育，根据矿井的地形地貌、煤的运向、地质构造、煤层赋存条件等因素，特别是水柏铁路展线及站场布置的情况及现松河乡镇规划建设情况，矿井采用斜井开拓。主、副井口及工业场地位于松河乡东面的大梨树，井口标高+1693.2m，主斜井倾角16，长度1064m，副斜井倾角22，长度783m。3、水平划分、阶段垂高的确定及水平延伸方式本矿井为缓倾斜倾斜煤层，煤层倾角2535，从矿井深部边界到煤层露头垂高在500800m之间，但因原小型矿井已开采到在+1700+1750m标高，所以本矿井实际开采垂高在500550m，因此设计推荐一个水平上、下山开采全矿井。为减少矿井的初期投资及运营费用，并满足水平服务年限，确定水平标高设在+1380.0m比较合适，其上山阶段垂高在300350m，可保证三个区段回采工作面，保证了服务年限。+1380m水平以下采用下山进行开采，下山阶段垂高在200m左右，可保证二个区段回采工作面，但水平上下采区（如11、21采区，12、22采区，13、23采区，14、24采区）严禁同时开采。水平以下的材料、设备运输是通过副斜井+1380轨道大巷各采区轨道下山采掘工作面，掘进矸石的运输方向与材料、设备的运输方向相反。煤炭运输是通过各采区运输下山+1380运输大巷井底煤仓主斜井地面。11、12、13采区的轨道斜井和回风斜井需维护保留作为21、22、23采区的部分进风井和回风斜井，即主、副斜井和各采区进风井进风，各采区分别回风。井下水通过排水管仍集中到+1380m标高井底水仓，通过副斜井排出地面。由于+1200m标高以下仍有资源存在，经过勘查，也可在适当标高（如+1100m）设置水平，采用暗斜井延伸方式开拓。4、主要运输大巷位置及层位由于本矿井开采薄及中厚近距离煤层群，在18号煤层底板有一层砂岩，但是该层砂岩稳定性较差，岩性变化大，不能保证大巷层位的稳定，大巷维护较困难，因此，盘江煤电（集团）公司现有生产矿井均将主要大巷设在煤系底部的玄武岩中，如老屋基矿和土城矿，火铺矿在采区补套设计时也将大巷改设在玄武岩中，实践证明，大巷布置在玄武岩中，易于施工，围岩压力小，便于维护，还可为下煤组开拓服务，压煤少，缺点是采区石门增长。设计将大巷布置在玄武岩第一段P21中，采用20mm喷浆作永久支护，不需临时支护，可以大幅度降低大巷的井巷工程投资，减少了巷道的维护工程量及维护费用。大巷布置在玄武岩中，岩性较好，设计布置运输及轨道两条大巷，减少施工通风困难，可以避免机轨合一布置方式机车跳道对皮带造成破坏而影响矿井生产。5、采区划分及采区接替、煤组、煤层及采区内开采顺序采区划分与煤层赋存条件、开拓方式及采煤机械化程度有直接的关系，为了使采区划分能够做到使全矿井合理开采、前后期统筹兼顾的要求，结合目前国内、省内生产矿井现状，确定本矿井采区走向长一般为30004000m左右，并利用自然断层作为采区边界，减少断层对开采的影响，确定矿井共划分为八个采区，其中：+1380m水平以上4个采区（松河河流煤柱到F9号断层之间为11采区，F9号断层到F19号断层西界之间为12采区， F19号断层一带东界到F33号断层之间为13采区， F33号断层到淤泥河河流煤柱之间为14采区），+1380m水平以下四个采区（21、22、23、24采区）。根据矿井开拓方式，选择11采区、12采区为首采区，采区接替，本着先近后远、先简单后复杂原则进行安排。开采顺序安排为：11采区为大联合开采，在同一区段一次开采全部煤层，其它采区为减少初期井巷工程量采区分煤组联合开采，即先开采上、中组煤，后开采下组煤。二、采区布置根据松河矿井的开拓布局，矿井移交时以两个采区（11采区、12采区）两个综采面达到设计生产能力，+1380m标高以上松河河流煤柱到F9号断层之间为11采区，F9号断层到F94号断层之间为12采区。11、12采区走向长35002800m，倾斜长1100900m，面积约3.852.52m2。11采区为大联合开采，其它采区为减少初期井巷工程量采用分煤组联合开采，即先开采上、中组煤，后开采下组煤。煤层采用下行式开采。为满足通风、运输的需要，结合矿井开拓布置及开采技术条件的影响，确定各采区巷道布置方式。11采区： 由于主、副井筒位于本采区内，因此，11采区则充分利用主、副井筒作为本采区的运输及轨道上山，不再重新布置轨道和运输上山，另新布置一条11采区回风斜井来满足通风的需求，直接通过石门对11采区各煤层进行回采。由于11采区内F34号断层横穿本矿井，且该断层断距在40100m，因此初期仅开采F34和F9号断层之间部分，待开采过程中对F34号断层有了进一步了解后，再确定对F34号断层和水柏铁路之间煤炭的开采巷道布置方式。为保证矿井安全生产，本设计将第一区段布置四条石门和三条顺槽，分别担负煤炭运输、进风、材料运输和回风，形成相对独立系统，增加矿井的安全系数，一区段轨道和运输石门可作为二区段的回风和进料石门，以减少石门工程量。工作面运输顺槽和回风顺槽沿煤层走向布置，巷道采用“锚网+钢带”支护，局部采用锚索加强支护。采用区段下行式开采，首采1+3号煤层，在9号煤层布置瓦斯抽放巷进行瓦斯抽放，主要理由如下：根据邻近的土城矿，9号煤层没有发生过突出；9号煤层上距1+3号煤层55m，开采1+3号层时不会对9号煤层瓦斯抽放巷造成影响或影响很小；瓦斯抽放巷布置在9号煤层中，可布置上向和下向钻孔，能较大范围地对上中煤组进行瓦斯抽放。12采区：本矿井可采煤层较多，分为上、中、下煤组，上、中煤组距离较近，下煤组距离中煤组较远，且下煤组煤层硫分较高，为减少初期工程量，宜采用分组集中布置，初期将采区上山布置在18号煤层底板岩层中，对上、中煤组进行开采，后期通过反石门或重新布置采区上山对下煤组进行开采。由于本采区煤层倾角在30左右，为减少巷道工程量及运输设备，不再设置采区运输上山，煤炭通过区段运输石门后，采用溜煤眼形式直接溜至12采区煤仓，同时为保证人员运输安全，12采区设置专用进风行人斜井来运人和进风。区段石门布置方式同11采区相同。综上所述，轨道斜井、专用进风行人斜井、回风斜井设计沿18号煤层底板伪斜布置，倾角为25，井筒之间距离均为40m。专用进风行人斜井担负人员上下及部分进风任务；轨道斜井担负材料、设备、矸石等辅助运输和进风。作面运输顺槽和回风顺槽沿煤层走向定向布置，巷道采用“锚网+钢带”支护，局部采用锚索加强支护。矿井采用区段下行式开采，首采1+3号煤层，同理在9号煤层布置瓦斯抽放巷进行瓦斯抽放。根据采煤机选型主要原则，采煤机小时生产能力、功率、牵引速度计算及采煤机截割阻抗、所需牵引力及滚筒直径等分析，设计确定 1+3煤综采面均选用电牵引MG300/700AWD1型双滚筒可调高采煤机。配套选用SGZ764/400型可弯曲刮板输送机。选择支撑强度较大，过风断面大的ZZ4400/13/32型支撑掩护式支架和ZT5600/17/28型端头液压支架。为了保证工作面正常接替、采掘关系协调，根据工作面及采区接替安排，本矿井在移交生产时共配备了八个掘进头，其中五个综掘头，配备半煤岩巷掘进机、双向可伸缩输送机等设备；一个岩巷机械化作业掘进组，配备有液压台车、装岩机锚杆钻机等设备；两个岩巷普掘头，配备风动凿岩机、耙斗装岩机、锚杆钻机等设备。矿井移交生产时，总工程量为47161m。其中煤巷13336m，半煤岩巷10889m，岩巷22936m。万吨掘进率196.5m。第二章 矿井通风系统第一节 通风方式的选择一、 矿井通风方法该矿根据煤层赋存特点、煤层瓦斯含量和开拓布局，矿井主扇采用抽出式通风方法，多井进风，各采区风井回风。二、 通风方法评价抽出式通风使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停止运转时，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。采用抽出式通风不须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理工作比较容易，漏风较小。在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区沟通的条件下，用抽出式通风会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。该矿1031工作面回风顺槽和金银煤矿两条下山原本已被密闭。但在四月中旬为重新往里构筑挡水墙而启了密闭，未及时封闭，造成金银煤矿的风被拉往回风顺槽，致使1031工作面的风量减少。所以，1031工作面上隅角的瓦斯经常超限。三、通风方式松河煤矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，采用分区通风方式。经技术经济比较，选用BDK型高效节能防爆轴流通风机，当矿井初期风量和风压较小时，可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。四、通风方式评价该矿井井田东西走向14.5km，走向较长。一般而言，对于走向长，开采范围广的矿井，应沿走向每个采区建立一个独立的通风系统。一般说来，在下述条件下，采用分区通风比较有利： 开采深度较浅且分散，开凿通达地表的迎风井巷工程量较小，或有现成井巷课供利用； 开采深度浅，走向长，产量大，若构成一个通风系统，风路长，漏风大，网路复杂，风量调节困难； 开采矿井的煤层具有自然发火危险倾向的规模较大的矿井。松河煤矿开采深度为+1750m至+1200m（通过2006年9月贵州省煤炭管理局组织的会议调整后，浅部最高标高调整到+1710）。在+1380m水平以上为上山开采，以下则为下山开采。按上述条件，采用分区通风方式是合理的。分区通风的优点是：风路短、阻力小、网路简单、风流易于控制。第二节 矿井主扇风机工作方法1、通风方式该矿井为高瓦斯矿井，采用分区通风方式，抽出出式通风方法。通过方案比较二个采区均选用FBCDZ(BDK)型高效节能防爆轴流通风机，当矿井初期风量和风压较小时，可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。1）、1031采煤工作面通风方式根据采区巷道布置和采煤方法，回采工作面为独立通风系统。考虑到矿井瓦斯涌出量、瓦斯的抽放效果和工作面要达到的年生产能力，采煤工作面均用 “U”型后退式通风方式，新鲜风流由运输顺槽进入工作面，鲜风流冲洗工作面后，乏风经回风顺槽进入区段专用回风石门再进入回风斜井（上山）排至地面。该通风方式对稀释瓦斯含量及抑制采空区遗煤自燃是非常有益的。二、采煤工作面通风方式评价“U”型后退式通风方式具有采空区漏风小的优点；但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，影响工作面安全生产。在瓦斯涌出量不大时，可采用导风设施（导风板、风帘等）或利用采空区的风眼回风来解决。当瓦斯涌出量大时，可考虑瓦斯抽放。一般情况下，“U”型后退式通风系统能满足工作面回采的需要，但在遇到断层或过断层时，应随时注意保持工作面上出口和下出口的断面，以满足工作面的需风量和防止上隅角瓦斯超限。为了稀释回采工作面和回风流的瓦斯浓度，消除上隅角的瓦斯积聚，应对“U”型通风系统进行改善。1031采面通风系统示意图矿井反风采用风机直接反转反风方式。2、采区通风采区采用分区抽出式通风，进风通过主、副斜井、采区轨道斜井（平硐）、采区专用行人进风斜井、各进风石门至各用风地点。乏风则通过回风石门、专用回风上山、引风道至风机抽出地面。采掘工作面均独立通风。3、通风系统采一区新鲜风流分别由主斜井或副斜井中车场区段运输石门和轨道石门回采工作面运输顺槽（或掘进头），清洗工作面后，乏风从回采工作面回风顺槽区段专用回风石门采一区回风斜井排至地面。4、采一区通风设备（1）设计依据风量：Q前107m3/s， Q后107m3/s；负压：H前619Pa， H后1153 Pa；考虑有效总风量通风富裕系数后，QM后140 m3/s， H M后1569 Pa；回风斜井井口标高：1693.2m。（2）通风设备a、风机所需风量：Q前1.15107123.05m3/s，Q后1.15107123.05m3/s，QM后1.1140154m3/s；b、风机所需负压：H前= (619+200)1.20.98071002.16Pa， H后= (1153+150)1.20.98071594.40 Pa，H M后= (1569+150)1.20.98072103.44Pa；c、矿井选用防爆对旋式轴流通风机：FBCDZ(BDK)54-8-26型，二台，n740rpm，（一台工作、一台备用）。5、主扇风机的附属装置采一区选择FBCDZ(BDK)54-8-26防爆型对旋式轴流风机，采用风机反转反风，不另设反风道，其反风量可达正常风量的6585，满足煤矿安全规程关于反风量不小于40的规定。井下掘进工作面采用局扇通风，根据巷道掘进断面、通风距离等选择优质高效风机。因此矿井通风设备选型合理。通风系统中设置控制风流的风门、密闭、挡风墙等通风设施，并配备了可靠的监控设备，保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。第三节 矿井通风网络1、矿井通风系统图2、井下通风构筑物建立了完善的通风系统，有牢固可靠的井巷和通风动力设备，在井上、下适宜的地点安设必要的通风构筑物，以引导、隔断和控制风流，保证风流按拟定的路线流动，在沿风流流动的路线上设置有风门、调节风门等。为防止瓦斯、煤尘爆炸损坏扇风机，在采一区回风斜井井口设置了防爆门。矿井扇风机设有反风装置，在井下发生灾害时进行全矿井反风，在井下主要进风巷、回采工作面回风巷等巷道中按需要设置常开风门，井下发生灾害时能及时有效关闭进行反风。第三章 矿井风量计算及分配第一节 矿井总风量的计算根据煤矿安全规程（2010年版）（以下简称规程）规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。1）按井下同时工作的最多人数计算：Q矿井4NK矿通 m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，200人；K矿通矿井有效总风量通风系数，由于本矿井为分区通风方式，抽出式通风方法，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通1.15。则：Q42001.15920m3/min，即15.3m3/s2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：（1）矿井初期（采用”U”型通风方式）Q矿井（Q采Q掘Q硐Q其它）K矿通 m3/s式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/sQ掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/sQ硐硐室实际需要风量的总和，m3/sQ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；a、采煤实际需要风量，按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：按工作面温度计算：Q采i=60V采iS采IK，m3/s式中：Q采I第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/s。V采I第i个采煤工作面风速，m/s； 按煤矿安全规程规定，风速取4 m/s。S采I第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，m2。K工作面长度系数，面长180m，K取1.2。采一区首采1+3煤层，平均有效通风断面积8m2。Q采604.081.2/6038.4 m3/s按工作面瓦斯涌出量计算采一区首采1+3煤层时，工作面相对瓦斯涌出量9.14 m3/t，瓦斯涌出量结果见表311。表311 采一区1+3煤层开采瓦斯涌出量结果表煤层瓦斯涌出量（m3/t）本煤层邻近层合计涌出比（本煤层/邻近层）1+35.823.329.1463.7/36.3工作面生产能力为120万t/a，绝对瓦斯涌出量23.09m3/min，按国家发展改革委员会文件（国家发展改革委关于印发煤矿瓦斯治理与利用总体方案的通知发改能源20051137号）要求，对于绝对瓦斯涌出量大于30m3/min的采煤工作面，瓦斯抽放率不得低于60。绝对瓦斯涌出量为2030m3/min的采煤工作面，瓦斯抽放率不得低于50。设计参照土城矿回采工作面瓦斯抽放率可达到6070，考虑本矿瓦斯抽放率取65%，即经抽放后瓦斯涌出量为23.09（1-65%）8.08m3/min，配风量为：Q采i=100q瓦采iK采通i=1008.081.5=1212m3/min=20.2 m3/s。式中：q瓦采i第i个采煤工作面瓦斯涌出量，m3/min。K采通i采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.5。按人数计算实际风量Q采i4Ni m3/min式中：Ni第i个采煤工作面同时工作的最多人数，50人。Q采i4100400 m3/min，即6.6m3/s。由于本矿井为高瓦斯矿井，综合考虑瓦斯涌出量和工作面风速要求，确定采一区工作面均采用“U”型通风方式，综采工作面风量均为22m3/s。b、掘进实际需要风量Q综掘 = 100q掘kd式中：Q掘掘进工作面需要风量，m 3/min；q采掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；kd备用风量系数，机掘工作面取1.6。Q掘=10015.51.6=2480 m3/min=41.3 m3/s。普掘工作面：按炸药使用量计算风量。Q掘=Ajb/tc式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，根据所掘断面及炮眼布置情况计算，为30kg；t通风时间，一般取2030mim；c爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%；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b=0.1m3/kg。将以上数据及巷道每次爆破所用炸药量带入上式计算得Q掘=5.07.5m3/s，同时根据同类矿井以往经验，本岩巷普掘进头及岩石机械化作业线配风均取6m3/s。Q采区掘310636 m3/sc、其它地点供风量：机电硐室实际需要风量：Q采区硐（井下消防材料库采区变电所充电硐室）339m3/s；采一区下邻近层瓦斯抽放巷需风量按回采工作面风量的一半来考虑，即： 11111 m3/s 其它地点供风量：Q采区其它（2236911）5% 4m3/s。为方便接替增加了一个备用回采工作面，风量按正常生产工作面所需风量一半来考虑，增加11 m3/s；因此，采一区总需风量分别为：Q采一区（41.336911114）1.15 126.3m3/s。（2）矿井后期矿井后期没有其他需要进风的硐室或采掘工作面，因此其风量和初期是一样的。因此，采一区后期总需风量为：126.3m3/s。按国家发展改革委员会文件（国家发展改革委关于印发煤矿瓦斯治理与利用总体方案的通知发改能源20051137号）要求，取K矿通1.5时：Q采区（41.336911114）1.5164.7m3/s。即取K矿通1.5时，采一区后期总需风量为：164.7m3/s，即：9882m/min。第二节 矿井总风量的分配1、风量分配1）Q采区其它（2236911）5% 4m3/s。2）Q采区硐（井下消防材料库采区变电所充电硐室）339m3/s；3）Q采区掘310636 m3/s4）Q掘=10015.51.6=2480 m3/min=41.3 m3/s。5）Q1031采604.081.2/6038.4 m3/s2、1031采面风速效核1031采煤工作面最低风速计算：Q1031采面600.25S1031采面 600.258 =120m3/min采煤工作面最高风速计算：Q1031采面604S1031采面60410=2400m3/min根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Q1031采面=max(Qa1,Qa2，Qa3，Qa4) =2400m3/min，因此工作面风量为38.4 m3/s ，即：2304m3/min，满足风速验算要求。第一节 矿井通风阻力测定数据表411 采一区移交生产时期通风阻力计算表序巷道名称 支护方式巷道长度净断面净周长风阻系数风阻 风量负压风速号（m）（m2）（m）(N.S2/m4)(N.S2/m8)（m3/s）(Pa)（m/s）1副斜井锚 网喷55417.816.20.018128.84801814.52区段运输石门锚 网喷127016.815.70.018176.1123391.431031运输顺槽锚梁锚杆217015.416.60.035345.2221641.441031切眼木 支 护18013.916.70.04548.5622231.651031回风顺槽锚梁锚杆212012.514.80.035562.26222671.86区段回风石门锚网喷100214.214.40.018191.21401432.87采区回风斜井锚网喷31417.816.20.018116.3574884.28引风道混凝土碹3011.813.10.012.3974136.3小计7640645局部阻力按10%考虑64合计709贵州大学明德学院毕业设计表412 采一区困难时期通风阻力计算表序巷道名称 支护方式巷道长度净断面净周长风阻系数风阻 风量负压风速号（m）（m2）（m）(N.S2/m4)(N.S2/m8)（m3/s）(Pa)（m/s）1副斜井锚网喷83617.816.20.018143.52853084.82区段运输石门锚网喷151516.815.70.018190.8351092.131032运输顺槽锚梁锚杆217015.416.60.035345.2221641.441032工作面开切眼木 支 护18013.916.70.04550.3722241.651032回风顺槽锚梁锚杆212012.514.80.035562.26222671.86区段回风石门锚网喷127014.214.40.0181115.61452293.27采区回风斜井锚网喷55417.816.20.018128.841133616.38引风道混凝土碹3011.813.10.012.39113309.6局部阻力按10%考虑9115117合计1289第四章 矿井通风总阻力计算第一节 矿井通风的最大、最小总阻力的计算系统一、矿井通风负压计算松河矿井采用分区通风方式，抽出式通风方法，因此各采区通风负压单独进行计算。矿井通风负压采用下列公式进行计算：hPL.Q2/S3 Pa式中：h矿井负压通风阻力系数；P巷道净周长，m；L巷道长度， m；S巷道净断面，m2；Q通风巷道的风量，m3/s。经计算，松河矿井11、12采区通风容易时期、困难时期通风阻力分别为：11采区Q容：107 m3/s，h容：619Pa、Q困：107 m3/s，h困：1153Pa；12采区Q容：110m3/s，h容：907Pa、Q困：110m3/s，h困：1339Pa；考虑有效总风量通风富裕系数后11、12采区时困难时期分量分别为140 m3/s和144 m3/s；通风阻力分别为1569 Pa和1865Pa。二、等积孔计算结果及通风难易程度评价矿井等积孔采用下式计算：A1.19Q/ h m2式中：A矿井等积孔，m2 ；Q矿井风量，m3/s；h矿井负压，Pa。经计算，矿井各采区等积孔如下：11采区，A11初4.5m2、A11后3.0m212采区，A12初3.5m2、A12后3.0m2根据计算结果可知，本矿井属通风容易矿井。第五章 选择矿井通风设备第一节 选择矿井主要扇风机一、通风设备及反风1、风量及通风设备选型1）通风方式该矿井为高瓦斯矿井，采用分区通风方式，抽出出式通风方法。通过方案比较二个采区均选用FBCDZ(BDK)型高效节能防爆轴流通风机，当矿井初期风量和风压较小时，可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。矿井反风采用风机直接反转反风方式。2）11采区通风设备（1）设计依据风量：Q前107m3/s， Q后107m3/s；负压：H前619Pa， H后1153 Pa；考虑有效总风量通风富裕系数后，QM后140 m3/s， H M后1569 Pa；回风斜井井口标高：1693.2m。（2）通风设备a、风机所需风量：Q前1.15107123.05m3/s，Q后1.15107123.05m3/s，QM后1.1140154m3/s；b、风机所需负压：H前= (619+200)1.20.98071002.16Pa，H后= (1153+150)1.20.98071594.40 Pa，H M后= (1569+150)1.20.98072103.44Pa；c、矿井选用防爆对旋式轴流通风机：FBCDZ(BDK)54-8-26型，二台，n740rpm，（一台工作、一台备用）。其工况点参数分别为：容易时期(单电机运行)： Qm前 = 128m3/s，Hm前=1050Pa，m前0.76，叶片安装角度0；容易时期电机计算功率：N1.11281050(10000.760.94)= 206.943kW。困难时期：Qm后 =130m3/s，Hm后= 1850Pa，m后0.76，叶片安装角度-6；困难时期电机计算功率：N1.11301850(10000.760.94)= 353.487 kW。考虑有效总风量通风系数后困难时期：QmM后 =156m3/s，HmM后= 2150Pa，mM后0.76，叶片安装角度0；困难时期电机计算功率：N1.051562150(10000.760.94)= 492.96 kW。风机极限安装角：-96。详见图2-2-1、图2-2-2通风网络曲线图。d、选配电动机：选配电动机：YB560L8，355k W，10kV高压隔爆型电机4台（2台工作、2台备用），（一台风机配两台电动机）。（3）通风机房两回AC10kV电源均引矿井110kV变电所不同的10kV母线段，两回AC380V电源均引自工业场地10/0.4kV变电所不同的0.4kV母线段。（4）