梧桐庄150万t新井通风设计.docx

梧桐庄矿150万t/a新井通风设计1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述梧桐庄矿井位于河北省邯郸市峰峰矿区东南部，漳河、岳城水库以北，地处磁县西部。以北神岗村为中心，北距峰峰集团公司15km，东距磁县15km。矿井西北部以F25断层、东南部以F5断层形成的地堑为界；西南部28号勘探线为界为界；东北部以磁县矿为界。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。表1 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1.211.20夏1.211.201.2井田地质特征井田的走向最大长度为6.85km，最小长度为6.11km，平均长度为6.28km。井田倾斜方向的最大长度为3.99km，最小长度为3.24km，平均长度为3.95km。煤层的倾角最大为16，最小为3，平均为7，井田平均水平宽度为3.92km。水平面积为24.62平方公里。1.3 煤层特征本矿井可采煤层有2#煤层，其煤层平均厚度为4.5m，具体参见图1 综合地质柱状图。根据煤炭科学研究总院抚顺分院化验分析梧桐庄矿井首采区和二采区瓦斯涌出量较小，达产后绝对瓦斯涌出量4.726m3/min， 相对瓦斯涌出量1.805m3/t；联合试运转期间瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量0.46m3/t，二氧化碳相对涌出量1.43m3/t。根据鉴定结果，2#煤尘有爆炸性。煤尘爆炸指数30.25。煤的自燃，矿井煤层有自燃发火倾向，属于二级自燃发火煤层。2. 井田开拓2.1井田境界与储量矿井地质资源量：2#煤164.57（Mt），矿井工业储量154.33（Mt）， 矿井可采储量123.10（Mt），本矿井设计生产能力为150万t/年。工业广场的尺寸为500m350m的长方形，工业广场的煤柱量为670.1(万t)。2.2矿井工作制度、设计生产能力及服务年限本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，每天三班作业，其中二班生产、一班准备，净提升时间为16小时。本矿井的设计生产能力为150万吨/年,矿井服务年限为58.6年。2.3井田开拓工业广场与主副井筒布置位置相同。本井田形状呈长方形，储量分布比较均匀，地质、水文条件简单，为了均衡矿井初期和后期的生产运输量，缩短通风网路，决定将井筒的位置设于井田储量中央的位置，即主井、副井位于工业场地。这样既可以不增加初期工程量投资，又能照顾矿井中后期的开采布置。根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350米，因此必须采用多水平开采，结合本矿井井田考虑，决定本井田划分为两个水平，阶段垂高在175250之间变化。2号煤层平缓，倾角为316不等，平均为7，为缓倾斜煤层。阶段内采用带区式布置。煤层的顶板为粉砂岩或中粒砂岩底板一般为粉砂岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，将第一水平大巷布置在距煤层底板大约20m处的粉砂岩中，第二水平大巷也布置在距煤层底板大约20m处的粉砂岩中。由于是低瓦斯矿井，根据通风需要，故布置一条轨道进风大巷，再布置一条运输大巷，大巷间距25m，沿走向布置。选用双立井两水平开拓（一水平标高-550m，二水平标高-725m），各水平均为带区式布置。井底车场为环形车场，井口标高为+176m。主立井、副立井井口设在井田中央即井田储量中央，主要运输大巷沿煤层地板岩层走向布置。图1 综合地质柱状图3. 巷道布置与采煤方法3.1带区巷道布置及生产系统设设计首采带区（一带区）位于井田北翼，大巷的北部。本矿瓦斯涌出量较小，没有突出危险，地质构造相对简单涌水量小，两条大巷就能满足生产系统的要求，一条运煤，一条运料；为减少掘进费用，且2号煤层赋存较稳定，将两条大巷布置在2号煤层的底板中。区段平巷采用双巷掘进，由于首采区工作面推进长度达1500m以上，生产服务年限在1年以上，一个工作面就能保证全矿井年设计产量的要求，所以采用顺次接替方式开采。区段平巷间设置联络巷，保证掘进通风顺畅，减少局部通风机的工作阻力首采带区工作面长度取198 m；两斜巷设计均为矩形断面。首采带区工作面平均推进长度为1500m。本井田开采顺序为先开采第一水平，再开采第二水平；带区内回采顺序：采用后退式，即由带区边界向大巷推进。3.2 采煤方法主采煤层选用综采开采工艺，倾斜长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数选用配套设备：ZZ9900/29/50型支撑掩护式液压支架、MGTY500/1200-3.3D型双滚筒采煤机、刮板输送机SGZ764/264A、SZB-764/132型转载机、PCM110型破碎机、SSJ1000/2160型带式输送机。采煤机截深0.63m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。3.3回采巷道布置本设计开采采用区段下行式开采。工作面回采采用后退式开采，开采2煤上部区段时同时准备相邻下部区段。区段平巷沿煤层走向掘进，为了适合往复式回采要求，区段平巷采用双巷掘进，每间隔200米开联络巷，方便两条巷道的通风及设备联系。掘进时要求区段上下两平巷平行布置，保持综采工作面等长要求。 3.4部分井巷特征参数 表2部分井巷特征参数 井巷名称长度(m)断面（m2）周长（m）副井44.1623.55井底车场15.615.00轨道石门15.615.00轨道大巷15.615.00带区车场15.615.00分带进风斜巷14.3515.20分带轨道巷14.3515.20工作面27.9721.60分带运输巷14.3515.20分带回风斜巷14.3515.20回风胶带大巷12.815.00回风石门12.815.00回风大巷12.815.00风井19.6315.704. 矿井通风系统的拟定4.1矿井通风系统拟定的原则 矿井通风设计的基本任务是结合矿井开拓开采设计，建立一个安全可靠、技术先进、经济合理、便于管理的通风系统，并在此基础上计算各用风地点的需风量、总风量与总风压，并选择矿井通风设备。不管选择何种通风系统，都要符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等要求，具体要遵循以下原则：1 每个矿井和阶段水平之间必须有两个安全出口；2 进风井巷道与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3；3 新设计的箕斗井和混合井禁止做进风井，已做进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使得进风流的含尘浓度达到上述要求；4 主要回风井巷不得做人行道，井口进风不得受矿尘和有毒有害气体污染，井口排风不得造成公害；5 矿井有效风量率应在60%以上；6 采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业；7 井下破碎硐室和炸药库必须设有独立的回风道；8 主要通风机一般应设有反风装置，并在10min内实现反风，反风量要大于40%；9 可以独立通风的矿井要尽量独立通风；10 总回风巷不得作为主要行人道；11 井下通风设施必须保持完好无损，通风巷道保证有足够的断面大小。4.2矿井通风方式的选择选择通风方案的考虑因素选择任何通风方式都需要符合投产较快、出煤较快、安全可靠和技术经济合理等原则。选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1.自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2.经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。4.2.1矿井通风方案矿井通风方案矿井通风方式根据回风井的位置的不同，可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、采区式和混合式通风中选择，以下为各方案的示意图。方案一：中央并列式进风井与回风井沿井田走向及倾斜角度均大致并列于井田的中央，如图4.1图4.1 中央并列式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风大巷 5回风石门方案二：中央分列式进风井大致位于井田走向中央，回风井大致位于井田浅部边界沿走向的中央，向上两井相隔一段距离，回风井的井底高于进风井的井底，如图4.2。图4.2 中央分列式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风大巷 5回风石门方案三：两翼对角式进风井大致位于井田走向的中央，回风井设在沿浅部走向的两翼附近或者沿倾斜方向的浅部，如图4.3。图4.3 采区式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风石门方案四：采区式通风方式在井田的每一个生产区域开凿进、回风井，分别构成独立的通风系统即为采区式通风系统，见图4.4。图4.4 采区式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风石门1）矿井通风方式的选择下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表4.1表4.1 通风方式的优缺点及使用条件通风方式优点缺点适用条件中央并列式初期投资较少，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱少，构成矿井通风系统的时间短。风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。煤层倾角大，埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。中央分列式通风阻力较小，内部漏风小，增加一个安全出口，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比较方便。建井期限略长，有时初期投资稍大。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。两翼对角式封路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。建井期限略长，有时初期投资稍大。煤层走向较大，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。采区式通风方式通风线路短、几个分区域可以同时施工的优点外，更有利于处理矿井事故、运送人员设备也方便。工业场地分散、占地面积大、精通保护煤柱较多。井田面积较大、局部瓦斯含量大，采区离工业广场比较远。2）矿井通风方案技术和经济比较技术比较该矿为低瓦斯矿井，并且有自燃发火倾向，但走向长度较大，大于4km，且瓦斯涌出量小。通过初步的技术比较及综合分析，方案一和方案二比方案三和方案四有更明显的优势。经济比较方案一和方案二两通风方案的经济主要从巷道开拓量、费用及巷道维护费用、通风设施购置和通风点给等方面考虑。巷道开拓及维护费用之比较两方案中不同（或多出）巷道，相同巷道不再做经济比较。经济比较见表4.2到4.3。3）进行工程掘进费用比较两者相比较而言，中央并列式通风，多一条回风石门，其工程量为1053m；中央分列式通风，多一个进风井，其工程量为368m。其井巷掘进费用和维护费用如表4.2和表4.3。表4.2井巷掘进费用方案 项目中央并列式通风中央分列式通风工程项目工程量（m）单价(元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风石门10534000421.2040000回风井010000036810000368合计421.23684）井巷维护费用比较表4.3 井巷维护费用比较方案项目中央并列式通风中央分列式通风工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风石门105318018.95401800回风井012003681204.416合计18.9544.416通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费按100万元计算，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1002=200万元。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50万元计算，则建一风机房需要250万元。两方案的经济比较见表4.4。表4.4通风设备购置费用方案项目中央并列式通风中央分列式通风通风设备费250*2万元250*2万元5）通风总费用比较通风费用汇总见表4.5。表4.5 通风总费用比较方案项目中央并列式通风（万元）中央分列式通风（万元）井巷掘进费421.2368井巷维护费18.9544.416通风设备费250*2250*2总费用940.154872.416本矿井设计为150万吨矿井，同时为低瓦斯矿井，对通风量要求较高，方案一和方案二进行粗略的经济比较，方案一四需要掘进的回风石门数多，掘进费用太多，又由于该矿井的走向长度大于4km，而采用方案一的走向不能太大，小于4km为宜，所以，经过综合比较分析，采用方案二的通风方式，即采用中央分列式通风方式。4.2.2矿井通风主要通风机工作方式矿井通风机的工作方式有抽出式、压入式及压抽混合式。其适用条件和优缺点见表4.6。表4.6 通风方式分类通风方式适用条件及优缺点 抽出式优点：主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高，可能使采空区沼气涌出量减少，比价安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式比，不存在向下水平过度时期改变通风方法的困难。缺点：当地面存在小窖塌陷区井和开采裂隙沟通时，会把小窖积存的有害气体抽到井下，使工作面有效风量减少。压入式优点：节省风井场地，施工方便；主要通风机台数少，整理方便；开采浅部煤层时采区准备较容易，工程量少；能把部分小窑塌陷的有害气体压到地面。缺点：井口房、井底煤仓及装载硐室漏风大，管理困难；风阻大，风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到第二水平的抽出式有一定的困难；通风机使井下风流处于正压状态；当通风机停止运转时，井下风流压力降低，可能在短时间内引起采区或封闭区瓦斯大量涌出；主要通风机位于工业场地内有噪音影响。 压抽结合式 优点：通风系统的进风部分处于正压状态，回风部分处于负压状态，工作面大致处于中间状态，其正压或负压均不大，采空区连接地表的漏风因而较小，适用于自然发火严重的矿井。缺点：使用风机设备较多，管理复杂。现将三种工作方法的优缺点对比如下：抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，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；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，比较危险。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，式通风管理工作比较困难，漏风较大。采用压抽结合式通风时工作面大致处于中间状态，其正压或负压均不大而且使用风机设备较多，风机之间配合很难达到好的效果，通风机设备管理困难、复杂，因此很明显不适合采用。在地面小窖塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窖积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分回风风流短路，总进风量和工作面有效风量都会较少，用压入式通风，则能用一部分回风风流把小窖塌陷区的有害气体带到地面，如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。在由压入式通风过度到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡时期拉得过长、用抽出式通风，就没有这些缺点。正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式相比，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难。本矿井地质构造简单，为高瓦斯突出矿井，自然发火危险性较小，走向较长，开采面积较大，因此选用抽出式通风方式。5采区通风采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，也是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进、回风和工作面进、回风巷道的布置方式，采区通风路线的连接形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容，它主要取决于采区巷道布置和采煤方法，同时要满足全矿通风的特殊要求。采区通风的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。在通风系统中，要能保证采区风流的稳定性，尽量避免角联风路，尽量减少采区漏风量，新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小，回采工作面和掘进工作面都应该独立通风。采区布置独立的回风道，实行分区通风。采区通风系统既要保证质量，安全可靠，又要经济合理。5.1采区上山通风系统采用轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，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。采用运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中释放的瓦斯，可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大，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，需在轨道上山的下部车场内安设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防治风流短路。本矿井相对瓦斯涌出量为1.805m3/t，属低瓦斯矿井，结合实际条件，确定在一个采区布置两条条上山，一条分带运输上山，一条分带轨道上山，分带轨道上山做进风井，分带运输上山回风。风流由风井进入后在上山上部汇入轨道上山。各采煤工作面以及掘进工作面采用轨道上山进风，回风上山回风的通风方式，运输上山仅进少量风流，供行人和维修使用。这样布置的优点是采用轨道上山和运输上山兼做进风井，减少了风井掘进工程量，提高斜巷的利用率，在运输上山上部设置风门使进风流汇入轨道上山，运输上山的风速较小，不致激起煤尘，也使轨道上山风速不致太大，车辆通过方便。5.2回采工作面通风方式5.2.1回采工作面通风方式工作面通风方式的选择因瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可以分为U型、Y型、E型、W型和Z型等通风方式，一般均采用后退式进行开采。各通风方式的示意图和优缺点如表5.1所示。表5.1回风工作面主要通风系统比较通风方式示意图优缺点U型优点：对了解煤层赋存情况，掌握瓦斯、火灾的发生、发展规律较为有利；巷道均维护在媒体中，因而巷道的漏风率较少。缺点：煤炭自燃威胁较大；上隅角易瓦斯浓度高，容易积聚。Y型优点：较好的解决的回采工作面上隅角瓦斯超限的隐患；工作面上下端均处于进风流中，改善了作业环境；实行沿空留巷，提高采区回收率。缺点：需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。Z型优点：与前进式U型相比，巷道的采掘工程量较少；进、回风巷只需在一侧采空的条件下维护；采区内进、回风巷的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改善通风。缺点：当采空区涌出的瓦斯量及漏风量较大时，其回风巷常易出现瓦斯超限现象。W型优点：减少了巷道的开掘和维护费用；风阻小，风量大，漏风量小，利于防火；便于回收安装维修采煤设备；当中间平巷进风且设运输机时，既保证了运输设备处于新鲜风流中，又保证了进、回风巷的总断面比较接近缺点：两条巷道的进风都会汇合于上面或下面，使上或下面的风速增高，工作面产生的煤尘受到风力的冲击容易飞扬，对上或下面的防尘不利。E型优点：下平巷和下部工作面回风速度降低，故可抑制煤尘的产生；与U型通风方式相比，可使上部工作面气温降低。缺点：采空区的瓦斯较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常处于瓦斯超限状态，故仅适用于低瓦斯矿井U+L型5.2.2回采工作面上下行通风回采工作面上行通风和下行通风的比较见表5.2。由于2#煤层倾角平均7度左右，根据该矿实际情况，确定回采工作面为上行通风。表5.2回采工作面上、下行通风优缺点工作面风向示意图优缺点上行通风优点：(1) 瓦斯比空气密度小，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；(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。缺点：(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被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) 上行风比下行风工作面的气温要高些。下行通风优点：(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，不易出现瓦斯分层流动和局部积聚的现象。缺点：(1) 采用下行风时，运输设备在回风巷道中运转，安全性较差；(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，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；(3) 除浅矿井的夏季之外，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，工作面的下行风流就有停风或反风（逆转)的可能。5.2.3通风构筑物因为生产的需要，井下巷道是纵横交错彼此贯通。为了使井下各用风地点得到所需要的风量，保证风流按预定的通风路线，就必须在某些通风巷道的交叉口附近设置通风设施，如风桥、挡风墙、风门等，以控制风流，为了防止这些设施漏风或风流短路，要求对通风设施进行正确的设计，合理的选择形式及位置，保证通风设施的可靠性。1）风桥在进风流与回风流平面交叉的巷道处，必须设置风桥，风桥使两支相叉的风流隔开，使之构成立体交叉风路的通风设施。2）挡风墙在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙，按其服务年限长短分为永久性和暂时性。3）风门分门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道，而又不允许风流通过的巷道，按其规定要求建两座风门，其间距要大于运输车辆的长度，以便一座风门启动时，另一座风门能够关闭，不至于形成风流短路，分为普通风门和子总启动的风门两种。4)调节风窗调节风窗用以增加巷道的局部阻力，以调节用风地点的风量，本设计主要通风机采用抽出式工作方法，调节风窗全部设在回风道中。5)测风站用以测量全矿井总进风量和总回风量以及各水平采掘区和回采工作面的进风量。测风站的位置一般在比较规整的巷道内。6. 掘进通风无论是在新建、扩建或是生产矿井中，都需要开掘大量的井巷工程，以便准备新的采区和采煤工作面。在开掘井巷时，为了稀释和排除自煤（岩）体内涌出的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘、保持良好的工作环境和气候条件，必须对掘进头进行不间断的通风，即向掘进面输入新鲜空气，排除有害烟尘和污浊空气。本设计达产时，只有一个工作面就可以满足产量要求。局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计规则如下：(1) 矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；(2) 局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；(3) 尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；(4) 压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；(5) 当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。6.1掘进工作面通风方式掘进通风总的可以分为局部通风机通风、矿井全风通风和引射器通风。出于掘进面通风必须做到风质好，风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部动力通风，采用局部通风机进行掘进的通风。利用局部通风机做动力，通过风筒导风的通风方法称为局部通风机通风，是矿井广泛采用的掘进通风方法。常用的通风方式分为：压入式通风，抽出式通风和混合式通风。6.1.1压入式通风压入式通风把局部通风机和附属装置安装在离掘巷道口10m以外的进风侧，局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面，污风沿巷道排出。具体通风方式布置如图6.1。图6.1 压入式通风6.1.2抽出式通风抽出式通风把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入，污风通过铁风筒由局部通风机排出，抽出式通风布置见图6.2。图6.2 抽出式通风6.1.3混合式通风混合式通风的布置如图6.3所示，其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度，抽出式风筒吸收风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关。压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动，与工作面距离保持在40-50米左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10米以上，同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度，一般为30米左右，混合式通风机见图6.3。图6.3 混合式通风由于混合式通风适用于大断面长距离的岩巷掘进通风的较好方式，由于采煤工作面属于普通断面，短距离岩巷掘进，因此本次设计只考虑压入式和抽出式两种方式。压入式通风与抽出式通风优缺点比较：1）抽出式通风时，污浊风流必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜风流中，通过局部通风机的为新鲜风流，故安全性高。2）抽出式通风有效吸程小，排出工作面炮烟的能力较差；压入式通风风筒出口射流的有效射程达，排出工作面炮烟和瓦斯的能力强。3）抽出式通风由于炮烟从风筒中排出，不污染巷道中的空气，故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出炮烟的时间长。4）抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式通风可以使用柔性风筒。从以上比较可以看出，两种通风方式各有利弊，但压入式通风安全可靠性较好，故在煤矿中得到广泛应用。结合本矿井的瓦斯浓度、掘进条件和粉尘浓度，本矿井设计采用压入式掘进通风。6.2 煤巷掘进工作面需风量各掘进工作面所需风量计算如下：6.2.1按压入式通风方式通风时 （6.1）式中：Qy采用压入式通风时，稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量，m3/min；A为同时爆破的炸药量，Kg，最大为6.5Kg；S掘进巷道的净断面积，m3,12.8；L从工作面至炮烟浓度稀释至安全浓度的距离，可用下式计算：L=400A/S，则L=4006.5/12.8=203.1t掘进巷道的通风时间，一般取20-30min,取20min。Qy=7.836.5(203.112.8)220=131.8m3min6.2.2按瓦斯涌出量计算根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算，即：Qb=100qbKb1-K （6.2）式中：Qb掘进工作面实际需风量，m3/min；qb掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量，4.726 m3/min；Kb掘进工作面的瓦斯涌出量不均衡的风量系数，取2; K矿井瓦斯抽放率，一般为80%。所以工作面需风量：Qb=1004.72621-0.8=189.04m3min6.2.3按人数计算按每人每分钟所需风量和掘进工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （6.3） 式中：4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；N该掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。故掘进工作面风量：Qb=430=120m3min6.2.4炸药量计算岩石大巷的掘进一般采用炮掘，所以风量计算要按照炸药量计算。 （6.4） 式中：25使用一克炸药的供风量，m3/min；A该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取6.5。Qb=256.5=162.5m3min由以上四中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：Qb=189.04m3min6.2.5按风速进行验算1）按煤矿安全规程规定煤巷掘进工作面的风量满足： （6.5） （6.6）式中S为煤巷掘进巷道断面积，12.8m2；Qmin=1512.8=192m3minQmax=24012.8=3072m3min由风速验算可知，Q=189.04 m3/min不符合风速要求。根据配风经验取300 m3/min，经风速验算符合要求。2）按照煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量满足： （6.7） （6.8）式中S为岩巷掘进巷道断面积，14.35 m2；Qmin=914.35=129.15m3minQmax=24014.35=3444m3min按照以上方法1、3、4（式中S取代为18m2）可以计算出岩巷掘进最大需风量为162.5 m3/min，满足要求。对于岩巷掘进根据配风经验取300m3/min，经风速验算符合要求。6.3掘进通风设备选型6.3.1风筒的选择由6.1节可知，本矿井掘进采用压入式通风，掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于存储和搬运，连接和悬吊也较为方便，胶布和人造革风筒防水性能好，且适合于压入式通风。考虑到本设计掘进头距离较长，为经济起见，决定使用胶片风筒，其具体参数见表6.1。表6.1 风筒规格及接头形式风筒类型风筒直径（mm）接头方法百米风阻（NS2/m8）节长（m）壁厚（mm）风筒质量（kg/m）胶布风筒800双反边13101.23.21）风筒风阻风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻，风筒长度为2076.64m，由于联络巷间距为214m，由其百米风阻值得风筒总风阻为：Rp=214/10013=27.82NS2/m82）风筒的漏风率柔性风筒的漏风率风风量备用系数值可用下式计算：=QfQ0=11-pL10000 (6.9) 式中：柔性风筒的漏风风量备用系数；Qf局部通风机的供风量，m3/min；Q0风筒末端的风量，m3/min；p风筒100m长度的漏风率，%,百米漏风率可从表6.2中查取；L风筒总长度，m。表6.2 柔性风筒百米漏风率p风筒接头类型风筒100m漏风率p/%胶接0.1-0.4多反边0.4-0.6多层反边3.05插接12.8带入数据，则柔性风筒的漏风风量备用系数为：=11-0.62076.6410000=1.143）局部通风机选型局部通风机工作风量Qa： (6.10) 式中： 风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.14；Qk掘进工作面所需风量,m3min。则局部通风机工作风量Qa=1.14300=342m3min6.3.2局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压Ht（Pa）为： (6.11)式中：Ht局部通风机工作全风压，Pa；R风筒总风阻，NS2/m8；Qa局部通风机工作风量，m3/s；Qh掘进工作面所需风量，m3/s；空气密度，kg/m3。带入已知数据得：Ht=27.823426030060+0.8111.205300236000.84=852.5 Pa6.3.3局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种，轴流式局部通风机具有体积小，便于安装和串联运转，效率等优点。本设计根据局部通风机工作风量Qa和工作全风压Ht选取FBD-No5.6型轴流式风机，其工作参数见表6.3。表6.3 局部通风机参数风机类型功率（KW）电压（V）转速（r/min）效率(%)风量（m3/min）风压（Pa）FBD-No5.62*11380/66029008038024042037006.4掘进通风机技术管理和安全措施6.4.1保证工作面有足够的新鲜风流1）局部通风机通风时，无论是工作和交接班都不准停风或减少风量。2）提高有效风量。应减少导风设施的漏风，减低导风设施的风阻，要采用接头严密漏风小的反边接头法，及时修补风筒和堵补风筒针眼，选用大直径风筒，提高通风设备的安装质量。6.4.2保证局部通风机的安全运转1）局部通风机必须有专人负责管理，局部通风机和启动装置必须装在进风道中，距回风口不小于10m，局部通风机吸收风量必须小于全风压供给该处的风量，以免发生循环风。2）防止局部通风机电动机烧坏，采用QC83-80型磁力启动器。3）局部通风机和机电设备必须配有延时风电闭锁装置。4）安设瓦斯自动检测报警断电装置，局部通风机应采用双回路供电，以保证局部通风机连续运转。6.4.3局部通风机的管理工作主要是保证局部通风机安全正常运转，减少漏风，降低风筒阻力，提高工作面的有效风量，加强局部通风机管理及检查。7 矿井风量计算与分配7.1矿井总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点有效风量和各条风路上的漏风的总和。本设计采用按实际需要由里往外细致配风的计算方法。生产矿井总风量按以下要求风别计算，并取其中的最大值。（1）井下同时工作的最多人数计算 （7.1）式中：N井下同时工作的最多人数，700人；Kt矿井通风系数，一般可取1.21.25，本设计取1.25根据本矿井井下同时作业的最多人数为700人，则：Q=4700 1.25=3500m3min（2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算 （7.2）式中：采煤工作面和备用工作面实际需要风量的总和，；掘进工作面实际需要风量的总和，；硐室实际需要风量的总和，；除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，。Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素抽出式一般可取Kt=1.151.20，本设计中取Kt =1.20。7.1.1综采工作面实际需要风量计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。1）按瓦斯涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即： Qai=100qaiKai (7.3)式中：第个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，由于本矿井只设一综采工作面，采煤量占总采煤量的90%，可计算采煤工作面瓦斯涌出量为4.7260.9=4.2534m3min；（设计抽采率为70%，原绝对瓦斯涌出量4.726m3min）第个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，测出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取Kai=1.21.6；炮采工作面可取Kai=1.412。工作面其按照瓦斯浓度涌出量计算： Qai=1004.25431.4=595.602m3min2）按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表7.1。表7.1 采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度/1515181820202323262628工作面风速/ms-10.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5配风调整系数/Kap0.900.901.001.001.101.101.251.251.40按下式计算：Qai=60VaiSai （7.4）式中：Vai第i个工作面风速，m/s；Sai第i个采煤工作面的平均断面积，27.97m2。对于综采一次采全高工作面，取温度为22，则风速为1.4m/s，采煤工作面面积为S=14m2，代入上式可得：Qai=601.427.97=2349.48m3min3）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 Qai=4Ni （7.5）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/minNi第i个采煤工作面同时工作的最多人数，综采工作面一般为40人可得：Qai=440=1640m3min按照以上三种计算风量的方法，选择计算的最大风量，所以工作面的风量为1640.52 m3/min。4）按风速进行验算：15SaiQai240Sai (7.6） 式中：Sai第i个采煤工作面的平均断面积，27.97m2综采一次采全高工作面的面积为27.97m2，代入上式：15Sai=419.55m3min240Sai=6712.8m3min所以综采工作面最大的风量为2349.8m3min,满足风速要求。本矿井采用由首采面开始往下依次开采，矿井只有一个综采工作面，则：Qai采=2349.8m3min7.1.2备用工作面需要风量计算备用工作面的需风量通常取与之产量相同的回采面风量的一半。当采区风量不富裕时，也可按工作面不积聚瓦斯为原则配风，但工作面风速不应小于15 m3/min。本设计矿井采用第一种，即为与之产量相同的回采面风量的一半： Qai=2349.8/2=1174.9m3min由矿井开拓图可知。矿井设一备用工作面，则：Qai备=1174.9m3min所以，Qa=Qa采+Qa备=3524.7m3min7.1.3掘进工作面需风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：1)按瓦斯涌出量计算：根据煤矿安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即：Qai=100qbiKbi (7.7） 式中：qbi第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；本矿取4.2534 m3/min；Kbi第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般机掘工作面取1.52，炮掘工作面取1.82.0，本设计取 Kbi取2。掘进工作面日出煤量按工作面日出煤量的10%计算，所以qbi=4.253410%=0.42534m3min所以掘进工作面瓦斯涌出量可以计算为：Qbi=1000.425342=85.068m3min2)按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 Qbi=4Ni (7.8）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Ni第i个掘进工作面同时工作的最多人数，一般取30人。 Qbi=430=120m3/min 由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为:Qbi=120m3min后期南翼与北翼同时交替开采时，需有两个掘进巷：Qbi=2120=240m3min7.1.4硐室需风量计算1)井下火药库煤矿安全规程规定，大型爆破材料库风量不得小于100 /min，中小型不得小于60/min，本设计中取100m3min。2)绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为6080m3/min，取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。3)采区变电所按煤炭安全规程要求，一般为80m3/min。4)充电硐室：80m3/min5)检修硐室：100m3/min6)其它硐室：200m3/min综上所述，硐室总风量： Qd=80+100+802+80+100+2004=1320m3min7.1.5其他巷道所需风量计算其它巷道所需风量由下式计算： QBi600.25S4 (7.9） 式中：S其它巷道平均断面面积，取S=14.4m2QBi600.2514.44=864m3min7.1.6 K