矿井通风课程设计-武家塔煤矿（60万吨年）矿井通风系统设计.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除各专业全套优秀毕业设计图纸内蒙古科技大学矿井通风课程设计说明书题 目：武家塔煤矿（60万吨/年）矿井通风系统设计学生姓名：学 号：1172135208专 业：安全工程班 级：安全2011-2班指导教师： 精品文档目 录第一章 矿井概况及开拓设计11.1矿井地质条件和煤层条件11.1.1地质条件11.1.2煤层条件31.2开拓设计51.2.1开拓方案51.2.2通风系统介绍61.3 通风系统方案比较7第二章 计算和分配矿井总风量82.1计算总风量82.1.1按井下同时工作的最多人数计算82.1.2按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算82.2风量的分配142.2.1风量的分配142.2.2风速的校验15第三章 矿井通风阻力的计算173.1容易时期和困难时期的确定173.1.1容易时期的确定173.1.2困难时期的确定173.2计算矿井通风阻力173.2.1选择通风路线173.2.2计算矿井通风阻力内容173.2.3矿井通风总阻力计算193.3矿井通风难易程度评价213.3.1等积孔计算213.3.2通风难易程度评价21第四章 通风设备的选型224.1通风机的风压风量计算22第五章 通风机的安全高效运转265.1 矿井主要通风机房场所要遵循规定265.2 矿井主要通风机司机岗位责任制要求265.3停机处理及设备检查27参考文献28第一章 矿井概况及开拓设计1.1矿井地质条件和煤层条件1.1.1地质条件1）地理位置武家塔煤矿位于鄂尔多斯市东胜煤田北部伊金霍洛旗境内，行政区划隶属伊金霍洛旗乌兰木伦镇。其地理坐标为东经：11009571101111；北纬：391627391717。2）水系井田内无地表水系，区内的主要沟谷为位于井田南部的忽吉图沟，基本为常年流水，受季节影响较大，其它各沟谷为间歇性溪流，其旺枯随季节变化而变化。 3）区域地质特征（1） 地层本矿位于东胜煤田补连矿区，矿区大部被风积沙及黄土覆盖，基岩仅在乌兰木伦河、忽鸡图沟等较大沟谷中零星出露，依据地质及钻孔等资料可知，区内地层由老至新有：上三迭统延长组（T3y）、中下侏罗统延安组(J1-2y)、中侏罗统直罗组(J2z) 、中侏罗统安定组(J2a)、上侏罗下白垩统志丹群(J3-k1zh)、第三系(R)、及第四系(Q)。（2） 构造东胜煤田补连矿区位于鄂尔多斯台向斜东胜隆起之东南边缘地带，基本构造形态表现为一单斜构造，岩层走向N250W，倾向S650W，倾角1-30，具有宽缓的波状起伏。（3）岩浆岩井田内无岩浆岩活动。（4）水源条件矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量30m3/h，为了合理利用水资源，节约开发投资，本设计确定采用经沉淀后的井下水作为矿井生产用水、矿井井下消防洒水及地面消防用水水源，水质经化验后满足生产用水及排放标准。表1-1-1 东胜煤田补连矿区地层一览表地 层单 位厚度（M）最小最大平均岩 性第四系Q全新统Q4068.2416.41 主要由风积砂层，次为河流淤积、洪积层。风积砂成份以细粒石英为主，沙流淤积层岩性为砂、粉砂或砾石，洪积层以砂、砾石为主。更新统Q3 上部为淤积层，岩性为砂、粉砂及黑色土壤，底部为马兰黄土，岩性为淡黄色亚砂土，柱状节理发育，含钙质结核。不整合于老地层之上。第三系R上新统N2010.144.43 上部为粉红色砂质粘土、亚砂土，下部为灰色、桔黄、棕红色砾岩夹棕红、棕黄色砂岩，分选及滚园度差，呈半胶结状态，松散。不整合于老地层之上。上侏罗下白垩统J3K1zh7.37185.8585.86 上部以砖红、粉红及灰绿色的细、粉砂岩为主，局部含砾，泥质胶结，较疏松，具大型斜层理。下部为紫红、桔黄色的杂色砾岩及含砾粗砂岩互层，夹粉砂岩，砾石以花岗岩、花岗片麻岩、石英岩等组成。分选差，磨园中等，泥质胶结，较疏松。与下伏地层呈不整合接触。中侏罗统J2安定组J2a11.2648.7427.47 为一套紫红、砖红、黄棕色中、细粒砂岩，中夹灰紫色砂质泥岩。底部为浅黄色，向上变为浅紫色的巨厚层状砂岩。与下伏地层呈假整合接触。直罗组J2z15.56161.8596.07 上部为一套杂色的细、中粒砂岩，颜色为灰白、灰黄、灰兰、灰绿、灰紫色等，泥质或粘土质胶结。底部为厚层状的灰黄色中粗粒砂岩，局部相变为砂质泥岩。含较多铁质、泥质结核。底部局部含1号煤层。与下伏地层呈假整合接触。中下侏罗统J1-2Y延安组上岩段J1-2Y339.7084.0963.06 上部主要由灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及2号煤组成。底部为灰白、黄绿色细、粉砂岩及泥岩，具小型波状层理及水平层理。与下伏地层呈整合接触。延安组中岩段J1-2Y233.1078.3063.77 主要由灰深灰色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩和3、4号煤组组成。底部为厚层状灰白色中、细粒砂岩，具波状层理、楔状交错层理和水平层理。与下伏地层呈整合接触。延安组下岩段J1-2Y113.6696.9764.96主要为灰、灰白色细砂岩、粉砂岩及灰黑色、黑色泥岩、砂质泥岩、煤组成。含5、6号煤组。底部为灰色灰白色的细中粒砂岩，局部相变为粗砂岩或砾岩，发育大型槽状交错层理。与下伏地层呈假整合接触。上三迭统T3y132.80 由灰绿色、灰白色细、中粒石英砂岩组成，含较多云母及少量的暗色矿物，粘土质胶结，局部地段顶部有明显的风化壳产物。4）井田地质特征（1） 地层井田内大部分为第四系覆盖只在沟谷两侧出露延安组（J1-2y），根据钻孔揭露和地质填图成果，井田地层由老至新有： 三叠系上统延长组（T3y）井田内无出露，仅在钻孔中见到，钻孔揭露厚度不全。该组为煤系地层沉积基底，岩性为灰绿色中、粗粒长石石英砂岩，含绿泥石及少量云母，具大型交错层理，夹薄层砂质泥岩。 侏罗系中下统延安组（J1-2y）为井田主要含煤地层，由于后期侵蚀、剥蚀作用，厚度变薄，厚度137.40169.60m，平均153.50m，岩性为灰色、深灰色粉砂质泥岩、泥岩，灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩及灰黑色炭质泥岩、煤层等，含四个煤组。根据其沉积旋回特征，将其划分为四个岩段。与下伏延长组呈平行不整合接触。 第三系上新统（N2）井田内零星出露，钻孔揭露最大厚度24.36m，岩性为浅红色粉砂质泥岩，有滑感，吸水后具可塑性，含似层状钙质结核，下部为紫红色黄绿色含砾砂岩。与下伏地层呈不整合接触。 第四系（Q）井田内第四系主要为全新统风积细砂（Q4eol）及冲洪积砂砾石层（Q4al+pl），钻孔揭露厚度2m，地表一般小于5m。与下伏地层呈不整合接触。（2）构造井田位于东胜煤田补连矿区东南部，基本构造形态与东胜煤田一致，为一向南西倾斜的单斜构造，倾向230，倾角13，井田内无较大断层及褶皱，地质构造简单。（3）岩浆岩井田内无岩浆岩活动。1.1.2煤层条件含煤地层延安组（J1-2y）共含煤714层，一般为10层，根据成煤特征自下而上划分为2、3、4、5、6五个煤组。其中可采煤层5层，分别为2-2、3、4、5-2、6-2下号煤层，截至目前， 3号煤层已全部采空，2-2号煤层大部采空（正在开采），4号煤层及以下煤层尚未采动。煤层特征详见表1-2-2。1）各煤层的赋存情况及特征如下（1）2号煤组： 2-1号煤层：位于2-2号煤层之上的2-1号煤层仅在区内个别点揭露，不可采。煤厚为0.100.60m，平均0.43m。2-2号煤层：位于上岩段（J1-2y3）的中部，基本表现为一单层，为大部可采的较稳定煤层。煤层结构简单。（2）3号煤层：赋存于延安组中岩段，为一单煤层，层位稳定，厚度较大，且变化较小，煤厚为4.325.91m，平均5.02m，顶板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，底板岩性为粉砂岩、砂质泥岩及细砂岩。（3）4号煤层：赋存于延安组中岩段，为一单煤层，层位稳定，厚度变化较小，煤厚为1.162.38m，平均为1.81m，顶板岩性为泥岩、砂质泥岩以及粉砂岩，底板岩性多为粘土岩、砂质粘土岩（4）5号煤组：51上和51中号煤层在区内见煤点均不可采，煤厚分别为0.080.53m，平均0.36m； 5-1下号煤层位于延安组下岩段（J1-2y1）的上部，煤层厚度为0.101.00m，平均为0.66m，煤层顶板岩性多为粉砂岩、泥岩，底板岩性多为砂质泥岩；5-2号煤层位于延安组下岩段（J1-2y1）的中部，该煤层全区可采，厚度变化较小，层位比较稳定，煤厚为0.961.43m，平均为1.10m，为稳定煤层，顶板岩性多为粉砂岩，底板岩性多为细砂岩，粉砂岩。（5）6号煤组： 6-1上号煤层：区内局部发育，见煤点均不可采，煤厚为0.050.46m，平均0.25m；6-1下煤层：全区发育，煤厚为0.380.98m，平均0.72m，可采区位于井田东北角，面积约占全区面积的15%，为不可采煤层；6-2上号煤层：区内局部发育，见煤点均不可采，煤厚为0.100.63m，平均0.38m；6-2下号煤层：位于延安组下岩段（J1-2y1）之下部，煤层厚度1.323.50m，全区可采，为稳定煤层。煤层顶板岩性一般为粉砂岩、砂质泥岩，局部为细砂岩、粘土岩底部岩性为砂质泥岩、粉砂岩，局部为中粗砂岩。2）煤层的自燃根据矿井储量核实报告，本区煤由于其挥发分产率较高，丝碳含量大，故煤层属于易自燃煤层。根据内蒙古矿山安全与职业危害检测检验中心（内蒙古安科安全生产检测检验有限公司）2009年8月出具的武家塔煤矿煤尘爆炸性、煤的自燃发火倾向性检验报告（4号煤层），煤的自燃倾向性等级属级容易自燃。3）煤层瓦斯涌出量本区未进行煤层瓦斯测试工作，但据小窑调查及开采过程实际情况来看，各煤层瓦斯含量均很小、属低瓦斯矿井。内蒙古安科安全生产检测检验有限公司，2009年8月出具了武家塔煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告（2009年度），矿井瓦斯绝对涌出量0.76m3/min，瓦斯相对涌出量0.62m/t；矿井二氧化碳绝对涌出量0.80m3/min。本矿属低瓦斯矿井。1.2开拓设计1.2.1开拓方案武家塔井田共有可采煤层5层，分别为2-2、3、4、5-2、6-2下号煤层。截至目前， 3号煤层现已全部采空，2-2号煤层大部采空（现正在开采），4号煤层及以下煤层尚未采动。根据煤田煤层赋存条件，工业场地位置的选择，并结合本矿井的地形条件、地面运输条件提出俩种开拓方案：1） 方案一：开采4、5-2、6-2下号煤层时仍然使用矿井开采2-2号煤层开拓方式，采用平硐、斜井、立井开拓，所用井筒分别为1斜井(进风，敷设排水管路)、4平硐（进风、主提升）、1回风立井（总回风井）。矿井通风系统为中央分列式，通风方式为机械抽出式。2）方案二：利用已建工业场地，新建三条井筒，即：主斜井、副斜井和回风立井（原有井筒及系统均报废），矿井开拓方式为斜、立井混合开拓。其中新建的主斜井、副斜井位于矿井原4#平硐处附近，井田边界的东南角，主斜井担负矿井的煤炭提升任务，为矿井辅助通风井，同时兼做矿井安全出口，斜长137.889m，倾角16，井筒净宽3.8m，净断面10.19 m2；副斜井担负矿井的设备、材料等辅助提升任务，斜长375.513m，倾角6，井筒净宽4.1m，净断面11.68 m2,主、副斜井位于山坡地表最低处，有利于利用地形优势减少井巷工程量。新建的回风立井位于井田边界的东北角地表平缓地带，回风立井与主副斜井相距1200m左右。矿井开拓方式为斜井立井多水平混合开拓。矿井划分二个水平，一水平标高+1048m（开采4号煤层），二水平标高+950m（5-2煤和6-2下煤）。矿井通风系统为中央分列式，通风方式为机械抽出式。1.2.2通风系统介绍1）方案一中，1斜井为主井，担任进风，敷设排水管路的任务，4平硐为副井担任进风、主提升的任务，1回风立井为总回风井。即地面新鲜风流副平硐（主斜井）辅运大巷（运输大巷）胶带运输进风顺槽回采工作面材料运输回风顺槽回风大巷回风立井排出地面。2）方案二中：（1）根据本次技术改造设计涉及到的矿井三个可采煤层赋存条件，设计将整个井田划分为二个水平开采。初期开采一水平4号煤层时井下布置三条大巷，大巷均沿煤层底板布置，间距为3030.177m。主、副斜井见4号煤层后直接布置运输大巷及辅运大巷，主运大巷与主斜井提升方位相同，平面上为一条直线；回风大巷与主、辅运输大巷平行布置，与回风立井贯通，构成通风系统，为通风系统类型为中央分列式。即新鲜风流由副斜井（主斜井）4号煤层辅运大巷（4号煤层运输大巷）4101工作面运输顺槽（4102回风顺槽）4101综采工作面4101工作面回风顺槽4号煤层回风大巷回风立井风硐排出地面。（2）下部5-2号煤层开拓采用斜巷联络，在主副井筒井底附近，与4号煤层主辅运输大巷平面上错开1015m，掘进运输下山（16）及辅运下山（6）。运输下山见6-2下号煤层后落平，在5-2号煤层设置主运大巷和溜煤眼，将煤炭溜入运输下山胶带输送机；辅运下山见5-2号煤层后沿煤层布置辅运大巷，构成运输系统；回风立井延深至5-2号煤层后布置回风大巷，与5-2号煤层主辅大巷连通，构成回风系统。6-2下号煤层开拓方式除运输下山落平后直接布置6-2下号煤层运输大巷外，其他巷道布置同5-2号煤层。即地面新鲜风流由副斜井（主斜井）辅运（主运）下山盘区辅运大巷（盘区运输大巷）回风大巷回风立井排出地面。1.3 通风系统方案比较1) 方案比较 方案一增加了井巷和土建工程量投资大，工期长；且通风路线长，风阻大；煤炭运输距离长，运输成本高。所用井筒位置和井筒现状不利于4号煤层及以下煤层开拓和运输，如果使用此方案煤层开拓系统十分复杂。 方案二利用已建工业场地新建风井，新建风井后与方案一相比通风路线缩短，风阻减少矿井通风容易，通风质量好；煤炭运输距离短，运输成本低；使煤层开拓系统简单，辅助运输系统流畅，通风系统合理，优化井下系统和地面布置。利用部分原有施工巷道，施工井巷工程总长度为：5350m，其中煤巷为3492m，岩巷为646m，半煤岩巷1212m。主要大巷均布置在煤层中，减少了岩巷工程量，降低了投资成本。且回风立井和主副井构成了中央分列式通风方式，此通风方式正适合本矿煤层倾角较小，而且自燃发火比较严重的特性。2）方案确定 根据上述方案的比较，最总选取方案一。第二章 计算和分配矿井总风量2.1计算总风量2.1.1按井下同时工作的最多人数计算Q1=4NK =4501.2 =288m3/min=4.0m3/s式中：Q1-矿井总供风量，m3/min；4-每人每分钟供风量，m3/min； N-井下同时工作人数，按交接班两班人数计算50人； K-矿井通风系数，包括矿井内部漏风和和配风不均衡等因素，采用中央分列式或混合式通风时可取1.151.20。在矿井产量在T90104t/a时取小值; T90104t/a时取大，本矿井常年60万t/a值此处取1.2。2.1.2按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算Q2=（Q采+Q掘+Q硐+Q车+Q其他）K式中：Q采-采煤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其他-除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min； K-矿井通风系数，包括矿井内部漏风和和配风不均衡等因素，采用中央分列式或混合式通风时可取1.151.20。在矿井产量在T90104t/a时取小值; T90104t/a时取大，本矿井常年60万t/a值此处取1.2。1）回采工作面的风量计算：（1）按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc=1000.731.4=102.2m3/min=1.70m3/s式中 Q采 采煤工作面需要风量，m3/min； q采 采煤工作面绝对瓦斯涌出量；本矿井瓦斯绝对涌出量为 0.76m3/min，采面绝对瓦斯涌出量取0.73m3/min；Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面1.21.6；炮采工作面取1.42.0；水采工作面取2.03.0。本矿井为机采取1.4。（2） 按工作面温度和合适风速计算采煤工作面应具有良好的气候条件，其进风流温度和风速应符合表2-1-1。采煤工作面的需风量可按下式计算：Q采=60V采S采Ki（m3/min）式中 Q采 采煤工作面实际需要的风量， m3/min； V采 采煤工作面适宜风速， m/s； S采 采煤工作面的平均有效断面积，m2，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算； Ki 采煤工作面面长调整系数,按表2-1-2选取。2-1-1 采煤工作面空气温度与合适风速对应表采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.02-1-2 采煤工作面面长调整系数表 采煤工作面长度(m)50508080120120150150180180Ki0.80.91.01.11.21.31.4 本矿井无地温热害，井下巷道温度一般不超过15，工作面加上设备的散热，环境温度不超过20。按2-1-1照气温与风速的对应关系，采煤工作面适宜风速取1.0m/s。采煤工作面面长调整系数Ki取1.1。根据所给材料的延伸断面图及采区参数取S采=10.5 m2。Q采=60V采S采K长=60110.51.1=693m/min=11.55m/s取Q采=12m/s（3） 按工作面人员数量计算： Q采=4nc=420=80m3/min=1.4m/s式中 4每人每分钟供给的最低风量m3/min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，取交接班时20人。依据以上几方面的计算，按工作面温度和合适风速计算的风量最大，取回采工作面风量Q采=12m3/s。（4） 按风速验算：根据煤矿安全规程规定第101条，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足：15S采Q采240S采 157.5m3/minQ采=1260m3/min=720m3/min2520m3/min式中 S采 回采工作面平均有效断面，根据所给材料的延伸断面图及采区参数取S采=10.5 m2。最后确定回采工作面需风量Q采=12m3/s。2）掘进工作面风量计算按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和 (Q掘)计算。式中 Q掘i第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min。（1） 按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘Kd=1000.701.5=114m3/min=1.75m3/s式中 Q掘 掘进工作面实际需风量，m3/min； q掘 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，本矿井瓦斯绝对涌出量为 0.76m3/min，采面绝对瓦斯涌出量取0.70m3/min；Kd 掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。级掘进面最大瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取Kd=1.52.0。本矿为机掘取Kd=1.5。（2）按局部通风机实际吸风量,计算掘进工作面实际需风量：岩巷掘进：Qbi=QbsI+60V小S掘=2001+99.5=285. 5m3/min=4.76m/s煤巷和半煤岩巷掘进：Qbi=QbsI+60V小S掘=2001+1511.5=372.5m3/min=6.21m/s式中 Qbs 掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；掘进工作面选用额定风量为200 m3/min，功率为11Kw局部扇风机；I 掘进面同时运转的局部通风机台数，台； S掘-掘进工作面断面积，根据武家塔延伸断面图中回风大巷断面图取岩巷掘进S掘=9.5 m3;根据运输顺槽断面图取煤巷和半煤岩巷掘进S掘=11.5 m3；V小局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15 m/s、煤巷和半煤岩巷不小于0.25 m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，而造成瓦斯积聚。（3） 按工作人员数量计算 Q掘=4N=430=120m3/min=2m/s式中 4每人每分钟供给的风量不得小于4 m3/min；N掘进工作面同时工作的最多人数，取30；（4）按炸药使用量计算式中 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，8kg； b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准， b取0.1m/s。 t通风时间，一般不少于20min； c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取0.02%。 （5）按风速进行验算 按最低风速验算 煤巷掘进工作面的最低风量Q煤（单位：m3/min）：Q煤15 S掘Q煤1511.5=172.5m3/min=2.875m3/s 满足最低风速要求。式中 15按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数；S掘煤巷和半煤岩巷掘进工作面的平均断面积，根据运输顺槽断面图取煤巷和半煤岩巷掘进S掘=11.5 m2。按最高风速验算：Q煤240 S掘Q煤24011.5=2760m3/min=46m3/s 满足最高风速要求。式中 240按掘进工作面最高风速的换算系数； S掘煤巷和半煤岩巷掘进工作面的平均断面积，根据运输顺槽断面图取煤巷和半煤岩巷掘进S掘=11.5 m2。 综上所述：选取掘进工作面的风量为7m/s，Q掘=27=14 m3）硐室实际需要风量计算井下独立通风的每个硐室所需风量，应根据各类硐室分别计算，武家塔煤矿的中央变电所、水泵房、消防材料库、绞车房等都不是独立硐室，不需要独立通风。采区变电所设计为独立硐室，需要独立通风。总风量应为采区变电所硐室风量，则：采区变电所需风量的计算：Q采区变电所= 3600W =36002000.02 =100m/minCp60t 1.21.005602式中 Q采区变电所采区变电所变电所硐室总需风量，m3/min；W采区变电所硐室中运转的电动机总功率Kw；根据本矿井变电所使用的设备设施取200kw； 硐室的发热系数。应根据实际考察的结果确定，通常，水泵房可取0.010.03;变电所绞车房可取0. 020.04。此处为采区变电所取0.02；空气密度，一般取=1.2kg/m；Cp空气的定压比热容，一般可取Cp=1.005kj/kgk；t机电硐室进、回风中的气温差，此处取2。则：Q硐=100m3/min=1.67 m3/s。4）按稀释防爆胶轮车尾气需要风量的计算：本矿选用2台WQC2J型2.5t防爆无轨胶轮车，用来满足矿井材料、矸石、小型设备的运输要求。另外，人员运输选用WRC20/2J型防爆无轨胶轮车1台。按胶轮车供风叠加法计算，已有无轨胶轮车功率为45kW，胶轮车单独给风量按5.4m3/minkw供风，巷道中3台胶轮车同时工作时通风量按叠加法计算，第一台按100计算，第二台按75计算，第3台按50% 计算：Q胶轮车=5.445(100%1+75%1+50%1)=546.75m3/min=9.1m3/s5）其他巷道需要风量计算：对于矿井其他用风地点的配风量，设计考虑满足巷道低风速等要求，取采、掘、硐室、防爆胶轮车尾气需要风量之和的5%。则Q其它=（12+14+1.67+9.1）5% =1.84m3/s则矿井总风量：Q总=（Q采+Q掘+Q硐+Q车+Q它）K=（12+14+1.67+9.1+1.84）1.2=46.33m3/s，取47m3/s。2.2风量的分配2.2.1风量的分配1)风量分配的原则：配风量必须符合煤矿安全规程中下列有关规定；(1)关于氧气、瓦斯、二氧化碳和其他有毒有害气体安全浓度的规定；关于最高风速和最低风速的规定；关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定；关于冷空气预热的规定；以及关于空气中粉尘安全浓度的规定等。(2) 沿途漏风，尤其是风流短路，较大地影响了矿井通风的安全件和经济性。因此应尽量减少沿途漏风和风流短路。 (3) 在装有局部通风机的巷道内，巷道的风量应按不小于局部通风机风量的1.43倍计算。(4) 在串联掺新的风流中，应使其中的瓦斯、二氧化碳的浓度不超过0.5，且使其他有害气体的浓度不超过安全浓度。2)风量分配的方法：在各个用风地点，将各用风点计算的风量值乘以备用系数K（见表2-2-1），就是配给用风地点所在巷道的风量。从各个用风地点开始，逆风流方向而上，遇分风点则加上其他风路的分风量，得到未分风前那一条风路的风量，作为该风路的风量，直至确定进风井筒的总进风量。这一风量应该等于刚才计算的矿井总风量。然后又从各个用风地点开始，顺风流方向而上，遇汇合点则加上其他风路的风量一起分配给汇合后那一条风路，作为该风路的风量，直至确定回风井筒的总回风量。这一风量也应等于刚才计算的矿井总风量。表2-2-1 各用风点备用系数K用风点采煤工作面掘进工作面胶轮车通风硐室其他备用系数k1.251.101.201.152.03）风量的分配（1）矿井风量分配见表2-2-2表2-2-2 风量分配表 单位：m3/s序号供风地点数量所需风量总风量备注1采煤工作面115152掘进工作面27.715.43胶轮车11114采区变电所11.921.925其他3.683.68合计47(2)矿井风量再分配：不能把所有风量都分给回采面，防止因负压过大而着火。胶轮车供风量分配，稀释胶轮车尾气的风量通过顺槽进入回采工作面2.0m3/s，进入掘进工作面的风量为1.0m3/s，直接通过回风顺槽5.0m3/s，漏风量为2m3/s，则风量分配见表2-2-3表2-2-3 风量再分配表 单位 ：m3/s序号供风地点数量所需风量总风量备注1采煤工作面117172掘进工作面28.717.43采区变电所11.921.924其他10.610.68合计472.2.2风速的校验 主井进风17m/s,副井进风30m/s.当风量分配到各用风点后，对各主要巷道内风速进行了校验，校验结果见表2-2-4。经验算，风速均在煤矿安全规程第101条风速规定的允许范围内。表2-2-4 各巷道和采煤工作面风速与允许风速序号巷道名称净断面（m2）风量（m3/s）风速（m/s）允许风速（m/s）1运输大巷10.19171.67最小0.25，最高62辅运大巷11.68302.57最小0.25，最高63回风大巷8.64475.44最高84运输顺槽10.26171.65最小0.25，最高65回风顺槽10.0171.70最小0.25，最高66采煤工作面10.5171.62最小0.25，最高4第三章 矿井通风阻力的计算3.1容易时期和困难时期的确定3.1.1容易时期的确定 容易时期通风路线最短，阻力最小，本矿井在开采4101工作面时，具体见图纸。3.1.2困难时期的确定 容易时期通风路线最长，阻力最大，本矿井在开采4106工作面时，具体见图纸。3.2计算矿井通风阻力3.2.1选择通风路线1)容易时期：新鲜风流由副斜井4号煤层辅运大巷4101工作面运输顺槽4101回采工作面4101工作面回风顺槽4号煤层回风大巷回风立井排出地面。2）困难时期：新鲜风流由副斜井4106通风平巷4106运输顺槽4106回采工作面4106回风顺槽4号煤层回风大巷回风立井排出地面。3.2.2计算矿井通风阻力内容1）摩擦阻力的计算： 根据巷道布置，分别按下式计算井巷摩擦阻力。h摩 式中：摩擦阻力系数NS2/m4 ；L井巷长度，m； P井巷周边长，m；Q通过井巷的风量，m3/s； S井巷净断面积，m2 。从所给武家塔延伸断面图等资料可知各井筒和巷道的参数见表3-2-1表3-2-1 各井筒巷道参数名称形状支护方式净断面（m2）周长(m)主斜井半圆拱形砼砌碹10.1912.17副斜井半圆拱形砼砌碹11.6813.04回风立井圆形砼砌碹9.6211.0主运大巷长方形锚喷8.6412.4辅运大巷长方形锚喷10.513.4回风大巷长方形锚喷8.6412.0运输顺槽长方形锚网1013.0回风顺槽长方形锚网10.2612.6摩擦阻力系数的选取根据矿井通风与空气调节课本附录三，根据井筒，道支护情况和壁面特征选取的具体值，具体见表3-2-2。表3-2-2 矿井摩擦阻力系数值名称支护方式/ NS2/m4井筒砼砌碹支护0.004运输大巷锚喷支护0.015辅运大巷锚喷支护0.015回风大巷锚喷支护0.015运输顺槽锚网支护0.006回风（辅运）顺槽锚网支护0.006工作面支架0.0422）局部阻力的计算：局部阻力按摩擦阻力的10%计算。h局=h摩10%3.2.3矿井通风总阻力计算矿井总阻力计算，详见矿井最小和最大通风阻力计算表3-2-2和表3-2-3。表3-2-2 矿井通风容易时期负压计算表名称断面摩擦阻力系数长度周长风量阻力风速S（）（NS2/m4）L（m）P(m)Q（m/s）h(Pa)V(m/s)副斜井11.680.004375.513.043011.062.574煤辅运大巷10.50.01513013.43426.093.244煤辅运大巷10.50.01529513.43666.383.434煤辅运大巷10.50.01521413.42217.982.104101运输顺槽100.00692613.01720.871.704101工作面1050.04217515.21727.891.624101回风顺槽10.260.00690012.61718.211.664煤回风大巷8.640.015612.0473.705.44回风立井9.620.00412511.04713.654.89小计205.84局部阻力20.58合计226.42表3-2-3 矿井通风困难时期负压计算表名称断面摩擦阻力系数长度周长风量阻力风速S（）（NS2/m4）L（m）P(m)Q（m/s）h(Pa)V(m/s)副斜井11.680.004375.513.043011.062.574煤辅运大巷10.50.0151113.4301.722.864106通风平巷10.50.01534813.41717.461.624106运输顺槽100.00691713.01720.671.704106工作面10.50.04217515.21727.891.624106回风顺槽10.260.00689712.61718.151.664煤回风大巷8.640.01518312.01714.761.974煤回风大巷8.640.01538612.036139.614.174煤回风大巷8.640.01541012.047252.765.44回风立井9.620.00412511.04713.654.89小计517.73局部阻力51.77合计569.511）容易时期矿井通风阻力由表3-2-2可计算，矿井通风容易时期总摩擦风阻hf1=205.84Pa则通风总阻力为：h1=hf1+h局1 =226.42Pa2）困难时期矿井通风阻力由表3-2-3可计算，矿井通风容易时期总摩擦风阻 hf2=517.73Pa则通风总阻力为：h2=hf2+h局2=569.51Pa3.3矿井通风难易程度评价3.3.1等积孔计算矿井通风等积孔按下式计算： A 式中：A矿井等积孔，m2； Q矿井风量，m3/s； h 矿井总风阻，Pa。1）容易期=1.1947（226.42）12=3.722.02）困难期 =1.1947（569.51）12=2.342.03.3.2通风难易程度评价 对于中小矿山， A2，矿井通风容易；A=12，矿井通风中等；A1,矿井通风困难。矿井通风容易时期通风难易程度为容易。矿井通风困难时期通风难易程度为容易。第四章 通风设备的选型4.1通风机的风压风量计算1）最高风压武家塔煤矿位于鄂尔多斯市东胜煤田北部伊金霍洛旗境内，气候比较寒冷，一点四季自然风压的最低值都比零大，所以自然风压取零。2）最低风压经计算得主要进风、回风井井口高差97m，由200m高差，自然风压大约为50100Pa，按比例可得本矿井自然风压可取2449Pa。这里取24Pa。3）通风机的风量由于外部漏风，即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风，风机风量大于矿井风量。式中 主要通风机的工作风量，； 漏风损失系数，此时取1.05； 矿井总风量，。4）主扇风机选型选用k40-8NO.19轴流通风机两台，一台工作，一台备用。其风量为29.464.1m/s，风压为154710Pa,功率为55Kw。 (1) 确定扇风机工况点：确定容易时期和困难时期通风网络阻力系数：R1=0.1 (NS2)/m8R2=0.26 (NS2)/m8确定容易时期和困难时期通风网络特性方程：H1=R1Q 2=0.1Q 2H2=R2Q 2=0.26Q 2确定扇风机工况点：通风机特性曲线见图4-1-1图4-4-1 k40-8NO.19通风机特性曲线图 前期和后期通风网络特性曲线与通风及性能曲线交于M1、M2点，即主扇工况点：容易时期：Q工1=47m3/s，h工1=202.42 Pa，工1=0.87；困难时期：Q工2=47m3/s，h工2=569.51 Pa，工2=0.80；5)主通风机配套电机选择 NfHfQf / 1000f 式中：Nf -主扇风机的输入功率Nf f-通风机的效率，kw;根据矿井通风与空气调节10-14式，选取f取75%。 Qf-通风机的风量，m3/s； Ht-通风机的风压，pa；则:通风容易时期需要的Nf113.32kw； 通风困难时期需要的 Nf2=37.47kw。 因为通风容易时期需要的Nf1=13.32通风困难时期需要的Nf20.6=37.47 0.6=22.5，根据矿井通风与安全210页电动机选取原则，所以选用两台电动机。 根据通风容易与困难两个时期主扇风机的输入功率Nf，计算出电动机的功率Ne： NeK Nf/（e） K电动机备用系数，轴流风机取K=1.11.2，离心风机取K=1.21.3；本设计为轴流风机取K=1.1；传动效率，取=0.95；e 电动机效率，根据电动机产品目录查询取e =0.92。 通风容易时期电动机功率:Ne1.113.32/（0.950.92）21.66kw； 通风困难时期电动机功率:Ne1.137.47/（0.950.92）47.16kw； 前期负压和后期负压时，扇风机轴功率变化不大，所以按照N1确定电动机功率。选用Y280M-6，55kw三项异步电动机。即选用k40-8NO.19轴流通风机两台，一台工作，一台备用；配280M-6电动机四台,其容量为N55kw，两台工作，两台备用。6）主通风机的辅助装置的设置（1）反风全矿井反风采用主扇风机反转实现，区域及局部反风通过巷道布置和井下通风设施来实现，可满足全矿井、区域及局部的反风要求。在风机控制室内安装风机正反转起动柜，并挂反风操作系统图及操作规程。本系统设有空运转系统。反风时操作风机换向柜使风机反转，能在10min内改变巷道中风流方向，当风流方向改变后，通风机的供给风量不小于正常风量的40%。同时，为确保实现矿井反风，在井口设有反风设施，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，可实现全矿井反风。每季度至少要检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。（2）防爆门防爆门是安装在装有主要通风机的排风井口上的特殊密封井盖。在正常通风时，它被用来隔离井下气流与地面大气，防止风流短路，保证通风系统正常。当井下一旦发生瓦斯或煤尘爆炸事故时，防爆门被爆炸的气流冲击打开，从而爆炸气流直接排放到地面大气，起到卸压作用，防止主要通风机因爆炸气流冲击而造成损坏；当主要通风机停止运行时，可以打开防爆门，以利用自然风压通风。煤矿安全规程第一百二十一条规定：装有主要通风机的井口必须封闭严密；装有主要通风机的出风井口应安装防爆门。第一百二十四条规定：主要通风机停止运行期间，必须打开井口防爆门和有关风门利用自然风压通风。本矿设计的立风井防爆门由防爆盖、反风装置、重锤装置等部件组成。防爆盖采用锥形结构，分四个部分联接而成，每部分由钢板，角钢组焊成型；返风装置为压板式；重锤装置由重锤架、滑轮、配重组成。安装质量要求 a、防爆门安设地点:防爆门应布置在与通风井同一轴线上，正对出风井风流方向安置；出风井与风硐的交叉点到防爆门的距离，比该点到主要通风机吸风口的距离至少要短10米。b、防爆门断面:不小于出风井口断面积； c、防爆门结构:结构严密，必须具有足够的强度，并有防腐和防抛出的设施。 d、防