赵家梁煤矿矿井通风系统设计_毕业论文设计

1、论文题目：赵家梁煤矿矿井通风系统设计 专 业：安全工程 摘 要 本设计为赵家梁煤矿矿井通风优化设计，全区可采煤层 1 层，为 5-2煤层；局部可 采煤层 2 层，为 3-1、4-2 上煤层；其余均不可采。各煤层具有特低灰、特低硫、特低 中磷煤等特点，为优质动力燃料、工业气化及低温干馏用煤。赵家梁矿井首先开采 5-2 煤层，后期开采 3-1、4-2煤层，即采用上行开采；矿井采用斜井开拓方式，设计生产能 力 0.45Mt/a（后期扩建到 0.90 Mt/a）.。设计 5-2煤采用长壁综合机械化采煤法，全部垮 落法管理顶板。 本矿井为瓦斯矿井，采用中央并列式通风系统，抽出式通风方式进行通风，由主斜

2、井、副斜井、管子井进风，回风立井出风。 关键字：通风系统 设计 通风阻力 风量计算 安全 Subject: Zhao Jialiang coal mine ventilation system design Professional: Safety Engineering Graduates: (Signed) Instructor: (Signed) Abstract The design for the Zhao Jialiang coal mine ventilation optimization design, the regionmineable a layer of 5-2 coa

3、l seam; locally coal layer 2 layer for 3-1,4-2 on coal; others were inadmissible. Each seam with a special low ash, low sulfur, ultra-low to medium phosphorus coal, etc., for high-quality power fuel, industrial coal gasification and low temperature carbonization. Zhao Jialiang 5-2 mined coal mine fi

4、rst, post- mining 3-1,4-2 seams, which uses upward mining; mine uses inclined to explore ways to design production capacity of 0.45Mt / a (post-expansion to 0.90 Mt / a). Design 5- 2 mechanized longwall coal mining method, all of the roof caving method manager. The mine is gassy mine, parallel with

5、the central ventilation system, ventilation exhaust ventilation manner by the main shaft, auxiliary shaft, tube wells into the air, return air shaft out of the wind. Keywords: ventilation system design air volume ventilation resistance Computing Security 1 绪论 1.1 选题的目的和意义 矿井通风是一个随时变化的系统，是矿井系统的一个重要组成

6、部分，担任 着重要的通风任务。它依靠通风动力，将定量的新鲜空气，沿着既定通风线路 不断地输入井下，以满足用风地点的需要；同时冲淡并排出井下的毒性、窒息 性和爆炸性的气体和粉尘，降低热源，营造良好的工作环境，防止各种伤害和 爆炸事故。为确保矿井安全生产、稳定和高产，提高矿井的抗灾能力，最终提 高矿井的经济效益，通风系统必须保持最佳运行状态。因此应对矿井通风系统 的变化及时的进行优化。因此应对矿井通风系统的变化及时进行优化，确保通 风系统的高效、可靠、经济，保障井下人员身体健康和生命安全，保护国家资 源和财产。 1.2 国内外通风现状 1.2.1 国内矿井通风现状 矿井通风技术的发展由一些基本的通

7、风技术和概念，逐渐发展成现阶段人 工智能化。矿井通风的理念由可行性和有效性发展到对系统可靠性的研究再到 现阶段以通风节能为热点，不但注重新技术的开发应用，而且能源危机和提高 通风效率的意识逐渐受到重视，成为矿井通风技术发展的新趋势，再运用网站 制作技术将此项成果呈现并展示给读者。 随着职业健康安全管理体系的贯彻实施，我国对企业工作场所的劳动条件 要求将会越来越严格。但是, 由于我国煤炭资源赋存条件复杂, 煤层渗透率较低, 抽采出的瓦斯中低浓度瓦斯占较大比例, 同时缺乏有效的利用方法。矿井通风 系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方 式，主要通风机的工作方法，通风网

8、路和风流控制设施的总称。按照进、回风 井在井田的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。中 央式又可分为中央并列式和中央边界式，对角式可分为两翼对角式和分区对角 式。应根据矿井生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿 井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性的条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产 需要的前提下，通过对多个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。 中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。但是矿井通风方法一 般采用抽出式。当地形复杂、露头发育老窑多、采用多风井通风有利时，可采 用压入式通风。 1.2.2 国外矿井通风现状 一些发达国家开采煤矿的历

9、史比较长远，开采技术及安全措施相对成熟， 煤矿事故率较低。 国外一些产煤国家，对矿井通风集中监测与自动化控制方面， 都在进行大量研究，其目的是通过一定的监测手段，取得通风参量的可靠数据， 再由计算机来实现通风网路的自动控制，以做到随时根据有害气体含量的变化 和高温烟流等，调节风流，抑制事故的发生，同时还能合理的节约矿井内的能 源消耗。连续监测技术的应用，在国外取得了显著的经济效益，更重要的收益 是极大的降低了煤矿的死亡率。 波兰的某些煤矿，全矿井应用连续监测瓦斯及风速的技术装备后，把工作 面入风中的瓦斯限量放宽到 1%，在设置屏蔽电缆的工作面放宽到 2%。由于这 个限量的放宽而使煤炭量增加 2

10、3 倍。 由于在矿井通风参量的监测中，已经普遍应用电子计算机。所以各国都在 安排力量研制由计算机监控所需要的参量侧头。如英国将环境监测、瓦斯抽放、 各类扇风机的机械参量等都列为监测内容。目前已有 16 种参量送给由计算机配 套的监测系统，从一些资料看还有增加的趋势。在风速监测中，由于成本的问 题，目前应用较多的仍然是热线式和叶轮式测头，在使用中都存在着煤尘影响 的问题，都在努力寻求一种可以不受井下条件影响而成本较低的测头。 由于井下的通风网路相当复杂，风流要经过各种情况的巷道，又受井下采 煤过程的外在条件和煤层条件的影响。迄今为止，世界上没有一个国家能拿出 一个行之有效的计算程序，供计算机使用

11、。这需要研究出用于矿井通风的数学 模型，这项任务工作量较大且费时较长，所以这将是未来国内外共同需要努力 的方向。 1.3 研究内容及设计思路 1.3.1 设计主要内容 （1）设计赵家梁矿井通风系统图。提出矿井通风系统的可行方案，进行技 术经济比较，选择最佳通风系统，并论证其合理性。 （2）矿井风量计算和风量分配。按照采煤、掘进、硐室及其它地点的实际 需风量进行计算，同时按照井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量进行 验算。 （3）矿井通风阻力计算。根据赵家梁煤矿的具体情况选出矿井通风容易和 通风困难两个时期通风网络最小和最大通风负压；计算达到设计产量和通风机 最大使用年限通风容易和通风困难两

12、个时期的最小和最大负压，并将计算结果 负压计算总表。 （4）选择矿井通风设备。根据矿井初、后期及达产时的矿井总风量和总负 压（如多风井抽风，每个回风井应单独计算）提交机电专业，选择矿井通风机。 （5）概算矿井通风费用。 1.3.2 设计流程图 设计流程图见图 1.1。 矿井通风计算和通风分配 选择通风设备 矿井通风阻力计算 概算通风费用 确定通风最优设计 明确矿井通风系统 图 1.1 2 赵家梁矿井概况 2.1 概况 2.1.1 井田位置 赵家梁煤矿位于陕西省神木县乌兰木伦河东岸，车岔沟南侧，行政区划隶属陕西省 神木县孙家岔镇管辖。包（头）神（木）二级公路从乌兰木伦河西岸通过，与赵家梁 煤矿一

13、河之隔，煤矿北距神木县孙家岔镇 7.5km，距神府矿区中心区大柳塔镇 27km， 距内蒙东胜市 112km、包头市 246km；地理坐标为：北纬 390406.80390832.51； 东经 1102158.87102630.20。见图 2.1。 图 2.1 井田交通位置图 2.1.2 自然地理 （1）地形地貌 赵家梁井田位于陕北黄土高原之北端和毛乌素沙漠东南缘的接壤地带，地貌单元属 风积沙所覆盖的黄土丘陵区，呈黄土梁和风成沙丘相间的地貌景观，地形复杂，沟壑纵 横，梁峁相问，地表侵蚀强烈。本区总的地形特征是北东部高而南西部低，海拔高程一 般为 1200m 左右，近南北走向的的高脊梁成东西向分水

14、岭，最高点位于井田中部的曲 家梁，标高为 1223.87m；最低点位于井田南西角的乌兰木伦河，标高为 993.8m，相对 高差 230m。区内河谷地带基岩裸露，其余大部分地段为第三系红土及第四系黄土覆盖， 局部地段为风积沙片沙，植被稀少，水土流失严重。 （2）气候条件 本区属中温带大陆性半干燥气候，冬季干旱严寒，夏季干燥枯热，春季多风，风沙 频繁，秋季凉爽，冷热多变，昼夜温差悬殊，干旱少雨，全年降雨多集中在七、八、九 三个月，无霜期短。十月初上冻，次年三月解冻。秋季多西北风，春季多为东南风。根 据神木县气象站长年观测资料： 多年平均气温 8.4 极端最高气温 38.9 极端最低气温 -28.1

15、 多年平均降雨量 474.6mm 日最大降雨量 l36.3 mm 年最少降雨量 108.6mm 年最大降雨量 819.1mm 多年平均蒸发量 1990mm 多年平均湿度 55 平均风速 2.33m/s 极端最大风速 25m/s 最大冻土深度 1.46m （3）水系及其主要河流 赵家梁井田东西两侧分别有悖牛川及乌兰木伦河经过，均为常年性河流。乌兰木流。 流经区内的河流有南河和羊马河。南河从本区北部流经子长县后汇入秀延河，最大流 量 4670m3/s(2002 年 7 月 4 日)；羊马河从本区中部流经磁窑村后汇入南河，流量 10.4855.10l/s,一般 18.96l/s。每年 3 月份冰雪融

16、化期和 79 月份降雨季节为区内各河 流的丰水期；56 月份及冬季为枯水期。据以往资料统计，大部分地表水属中微强矿 化水，矿化度多在 0.40.6g/L，总硬度 10.015.0H，PH 值为 7.18.0。 （4）地震烈度 根据国家建设部发布的建筑抗震设计规范（GB50011-2001）,本区抗震设防烈 度为 6，设计基本地震加速度值为 0.05g。 2.1.3 相邻关系 井田内地层平缓，沟谷纵横，煤层出露地点多。井田内除中部已建的开采 3-1煤层 的斜井外，仅西南角有一小规模开采 5-2煤层的赵家梁一号井，该井在 5-2煤层主系统形 成后将关闭。除此之外，井田南部边界以外向西尚依次分布有赵

17、家梁二矿、平寺沟煤矿、 当中沟煤矿、南沙湾煤矿、燕家塔煤矿等 5 处生产小煤矿，均以平硐人工开采 5-2煤层， 开采设备简陋。 2.2 矿井建设的资源条件 2.2.1 煤层及煤质 本区含煤地层为侏罗纪中统延安组，由上而下编号为：2-2、3-1、3-2、4-2 上、4-2、4- 3、4-4、5-1、5-2、5-3煤层，共 10 层。其中：全区可采煤层 1 层，为 5-2煤层；局部可采 煤层 2 层，为 3-1、4-2 上煤层；其余均不可采。 3-1煤层： 埋深 0112.8m，井田南部及坡谷地带大部被冲刷剥蚀，中北部裸露于沟谷及山坡 之上，沿露头皆遭受严重自燃。北部可采连片面积为 5.181km

18、2，煤层厚度 2.973.26m，平均厚度 3.10m，结构简单，不含夹矸，厚度稳定，属局部可采煤层。底 板标高为+1105+1115m。距下覆 4-2 上煤层间距 25.4539.56m，平均间距 35m。 4-2 上煤层： 埋深 0153.8m，因后期冲刷剥蚀，裸露于沟谷及山坡上，煤层自燃严重。井田内 东西两侧坡谷地带大部已自燃，中部可采连片面积约 15.267km2，煤层厚度 1.192.32m，平均 1.59m，厚度稳定，由南向北逐渐变厚，属局部可采的稳定性煤层。 结构简单，局部含 12 层夹矸，夹矸厚度 0.110.43m，平均 0.20m 左右，岩性多为泥 岩。底板标高为+1065

19、+1105m。距下覆 5-2号煤层间距为 95.93103.81m，平均间距 99.8m。 5-2煤层： 埋深 0238.8m，井田南东部有小范围出露，沿露头遭受自燃。在井田中东部 329 号钻孔煤层厚度为 0.75m，其附近小范围内为临界可采，除此之外，为全区可采煤层。 煤层厚度 0.753.30m，平均 2.09m，由南向北逐渐变薄。结构简单，局部含 13 层夹 矸，夹矸厚度 0.050.25m，一般 0.10m 左右，其岩性以粉砂岩为主，泥岩次之。底板 标高为+1015+965m。 （2）煤质 本区各煤层具有特低灰、特低硫、特低中磷煤等特点，为优质动力燃料、工业气 化及低温干馏用煤。 2

20、.2.2 水文地质 由于本区为干旱、半干旱大陆性气候，降雨集中、蒸发强烈，加之地表植被稀疏， 使得地表水的侵蚀作用极为明显。井田内冲沟广泛发育，细沟、悬沟密集分布。乌兰木 伦河、悖牛川呈南北向流经井田西、东边界，两条河流在南部交汇，形成窟野河。据王 道恒塔水文站 1989 年观测资料，乌兰木伦河流量 0.554.60m3/s，平均 3.97 m3/s。据煤 田水文地质勘探队 1988 年 5 月至 7 月的间断观测，悖牛川河流量 0.023.495m3/s，一 般 1.339 m3/s。 2.2.3 矿井开采技术条件 （1）煤层顶、底板岩性 3-1煤层顶板以粉砂岩、粉砂质泥岩为主，属粉砂岩稳定

21、顶板（类）；底板以泥岩、 砂质泥岩为主，无底鼓现象。 4-2 上煤层在局范围内有伪顶存在，厚度 0.10.39m，为泥岩及粉砂质泥岩。直接顶 以灰黑色粉砂岩为主，厚度 1.068.71m，平均 4.14m，灰黑色、黑色泥岩次之。煤矿 北东部主要为砂质泥岩中等稳定顶板（类），西部主要为粉砂岩稳定顶板（类）。 老顶以中细粒砂岩为主，平均厚度约 10.0m，底板以黑灰色粉砂岩为主，平均 3.80m。 5-2煤层直接顶以灰色灰白色粗粒长石石英砂岩和细粒砂岩为主，厚度分别为 9.50m、1.86m。井田中北部为粗粒砂岩不稳定顶板（类），南西及南东两侧分别为 粉砂岩稳定（类）顶板分布区和细砂岩中等稳定（类

22、）顶板分布区。老顶多以中 粗粒砂岩及细砂岩，底板以黑色粉砂岩为主，厚度为 0.4211.50m （2）瓦斯 本井田瓦斯成分以 N2为主，占 80%以上，CH4含量在 0.020.04ml/kg。煤层瓦斯 含量均很低，瓦斯分带处于二氧化碳氮气带或氮气甲烷带，样品测试结果自然瓦斯 成分 00.91%。 （3）煤尘 本井田各可采煤层煤尘测试的火焰长度均大于 400mm，岩粉用量在 5080%之间， 煤尘爆炸指数远大于 10%，煤尘具有爆炸的危险性。 （4）煤的自燃 “勘探报告”等地质资料依据各煤层还原样燃点与氧化燃点之差值T13及还原样燃 点判断 4-2 上煤层属自燃煤层，3-1、5-2煤层属不易自

23、燃煤层。 2.2.4 矿井现状 本井田设计可采储量为 62.46Mt，其中：3-1煤层设计可采储量 5.86Mt；4-2 上煤层设 计可采储量 21.26Mt；5-2煤层设计可采储量 35.34Mt。 目前，赵家梁煤矿现已形成 3-1煤和 5-2煤两套生产系统。其中：3-1煤系统开采 3-1 煤和 4-2 上 两层煤，设计生产能力 0.30Mt/a，已作为独立建井建成投产；5-2煤系统开采 一层煤（即 5-2煤层），已有小井采用房柱式炮采工艺，生产能力 0.15Mt/a。 本井田 5-2煤层可采储量为 35.34Mt，储量备用系数取 1.40，因此，经计算 5-2煤系 统服务年限为 21.0a

24、。 5-2煤生产系统已有井筒分别为新建主斜井、副斜井、原主斜井和回风立井，利用及 改造方案如下： 新建主斜井 该井筒为新建井筒，现已竣工，井筒倾角 13.5，斜长 124m，井筒净宽 4000mm，净断面积 14.2m2，井筒采用混凝土砌碹支护，掘进断面积为17.9m2。 设计该井筒仍作为主井，井筒内铺设钢绳芯带式输送机，承担 5-2煤层生产系统原 煤提升任务，并兼作进风及安全出口 。 副斜井（改建） 该井筒原为赵家梁煤矿已有的副斜井，井筒倾角 25.5，斜长 264m。原副斜井井 筒断面较小，为便于无轨胶轮机车辅助运输，矿方已将其断面刷大。改造后的副斜井井 筒，净宽 5400mm，净断面积

25、20.0m2，井筒采用混凝土砌碹支护，掘进断面积为 26.8m2。 设计该井筒仍作为副斜井，井筒底板铺设 300mm 厚混凝土，以便于无轨胶轮车 运行。主要用于辅助运输和进风，兼作安全出口。 原主斜井（管道斜井） 该井筒原为赵家梁煤矿已有的主斜井，井筒倾角 4，斜长 209m，井筒净宽 3000mm，净断面积 8.0m2，井筒采用混凝土砌碹支护，掘进断面积为 10.0m2。 经现场勘查，该井筒支护状态良好，砌碹混凝土井壁未出现明显的裂缝、脱落等现 象。经与矿方协商利用该井筒作为管道斜井。主要用于井下排水，兼作进风及安全出口。 回风立井 该井筒原为赵家梁煤矿已有的回风井，井筒直径 3.0m，净断

26、面积 7.06m2，井筒垂 深 34m，采用混凝土支护，掘进断面积 10.2m2。 因另选风井涉及到购地问题，根据矿方的意见，设计将该井筒作为 5-2煤生产系统 的初期回风井，后期在井田北部另开凿回风立井。 根据通风的要求，设计拟将该井筒直径刷大到 4.0m，净断面积达到 12.6m2，掘进 断面积 16.6m2，采用混凝土砌碹支护。主要用于矿井回风，兼作安全出口。 2.2.6 井下运输 根据推荐的 5-2煤层生产系统井田开拓方案及矿井设计生产能力，井下主运输系统 选用带式输送机连续运输。 井下主运输系统的组成如下： （1）工作面运输巷可伸缩带式输送机西翼带式输送机大巷带式输送机主 斜井及带式

27、输送机煤门带式输送机地面生产系统。 5-2煤层带式输送机煤门和主斜井选用一条带式输送机，西翼带式输送机大巷设备选 型如下： 主要技术参数： 输送量 Q750t/h，机长 L1325m（初期铺设 644m） ，倾角 00.5带宽 B1000mm，带速 3.15m/s，带强 800N/mm（PVG 整芯阻燃带） ，防爆电动机型号： YB2-315L1-4，N160kW，2 台（初期 1 台） ，限矩形液力偶合器：YOXZ560，2 台 （初期 1 台） ；减速器型号：B3SH08+FAN+逆止器，i20，2 台（初期 1 台） ；防爆制 动器：YBWZ5-400/121，2 台（初期 1 台） ；

28、拉紧方式：液压自动拉紧装置，1 台。 （2）井下辅助运输方式及设备 矿井辅助运输采用无轨胶轮车从地面至井下直达连续运输系统。 确定矿井投产后选用各型无轨胶轮车辆共计 11 辆，其中： WC24RE 型无轨胶轮人车 4 辆（其中备用 1 辆）；WqC2J(A)型生产指挥车 2 辆；WC3E 型无轨胶轮车自卸式 5 辆（其中备用 1 辆）；矿井生产期间，随着开拓距离 的变化，适时调整车辆。 2.3 本章小结 本章通过对赵家梁煤矿的井田位置、自然地理、煤层、煤质、水文地质、矿井开采 技术条件和井下等情况的了解，得到以下结论： （1）赵家梁煤矿地理位置良好，周围井田较多，开采时应注意。 （2）赵家梁煤

29、矿可采煤层为 5-2号、3-1号煤层，煤层在区内属赋存范围内全部可 采、结构较简单、属于稳定的中厚煤层和薄煤层。 （3）赵家梁煤矿为瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，所以每次开采时应引起足够的 重视，做好防护措施。 （4）根据煤层的埋藏深度以及井田布置确定赵家梁煤矿的设计特征。如主斜井、 副斜井、煤组及水平划分、系统通风、等的设计。 （5）通过对矿井进行水平划分及大巷布置，确定煤层的开采顺序及井下运输方式。 3 赵家梁矿井通风设计原则及风量计算 3.1 矿井通风设计原则 矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要组成 部分。 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进和

30、经济的矿井通风系统。 矿井通风设计分为新建与改建或扩建矿井的通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要 考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或矿建矿井的通风设计，必须对 矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特 点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有的基础上提出更完善、更切合 实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的设计，都必须贯彻安全第一，预防为主 的安全方针，遵照矿山安全规程、技术操作规程、设计规范和有关的规定。 3.1.1 矿井通风的设计时期 矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 初期 5-2煤层

31、系统共有四条井筒，分别为主斜井、副斜井、回风立井和管子井。后 期在井田北部另开凿一条后期回风立井。主斜井和副斜井为主要进风井，回风立井回风。 （1） 矿井基建时期的通风 矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、 井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷 道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开 凿的井巷实行全风压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 （2） 矿井生产时期的通风 矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其 他井巷的通风。这个时期的通风设

32、计，根据矿井生产年限的长短，又可以分为两种情况： 矿井服务年限不长时（大约 15 至 20 年），只做一次通风设计。矿井达产后通 风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力达最大时为通风困难时期。依据这两 个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两时期的通风皆为适宜的通风设备。 矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需要风量和风压的变化 等因素，又徐分为两期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难 两种情况详细的进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风 系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，做出全面的考虑，以使确定的通风系 统即可适应现实

33、生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 3.1.2 赵家梁煤矿通风网络图 风网图是点与线的组合图，仅表示风网中各分支的风流方向的联结形式，用不按比 例表示空间关系的单线条绘制。绘制风网图的方法如下9： （1）以开拓开采工程平面图或通风系统图为依据，沿风流方向在各个分支节点处 顺序编号； （2）按照风流方向，一般由下而上或由左而右按节点的编号顺序和井巷的联结形 式绘出单线条的连接关系图； （3）按风流系统先绘制主干线后绘支线尽量减少风路的交叉； （4）在不影响解算要求的情况下可以适当简化； （5）对通地表的进、回风井口，只要标高一样均可编为同一号码，视为一个通大 气的节点； （6）完成风

34、网图的雏形后，可以按具体情况适当简化美化，尽量绘成光滑弧状的 对称形； （7）主要的漏风通路应以虚线标记，画在风网图中； （8）风网图应该以回采工作面的位置作为图的中心，各采面排布在一条直线上； （9）绘制风网图过程中不可随意改变节点编号，以利于与原图相对照； （10）最后在风网图上表明风流方向及有关参数、通风设备和设施以及工作面的位 置。 3.2 矿井通风方式的选择 主要通风机的工作方法有压入式、抽出式和压抽混合式三种，三种通风方法的优缺 点比较见表 3.1。 通风方式适用条件及优缺点 抽 出 式 是当前通风方式中的主要形式,适应性较广泛,尤其对高瓦斯矿井,更有利于对瓦斯 的管理,也适用于矿

35、井走向长,开采面积大的矿井 优点优点: : 井下风流处于负压状态，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； 漏风量小，通风管理较简单； 与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难; 缺点缺点: : 当地面有小窖塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，会把小窖积存 的有害气体抽到井下，同时使通过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。 压 入 式 优缺点优缺点: 压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把把小窖塌陷区的有 害气体带到地面； 进风线路漏风大，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

36、深部水平的抽出式有一定困难； 通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降 低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加 抽压混合 式 可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿 井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井 表 3.1 三种通风方式的比较 3.2.1 选择矿井通风系统的原则 （1）必须符合煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范的有关规定： 每个矿井必须有完整的独立通风系统。 应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统。 箕斗提升井或胶带运输井不应兼作进风井，如果兼作进风井使用时，必须遵 守煤矿安全规程的有关规定：当箕斗或胶带运输

37、井兼作进风井时，箕斗井风速不得 大于 6m/s、胶带井风速不得大于 4m/s，应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合卫生 标准，胶带井还应设有消防设施。当采用箕斗井回风时，井上、下卸载装置和井塔必须 有完善的封闭设施，其漏风率不得大于 15%，应有可靠的降尘设施，胶带井不得兼作回 风井。 （2）通风系统的选择应有利于加快矿井建设速度，有利于矿井高产高效、安全生产， 整个系统技术经济合理11。 （3）还应综合考虑以下因素： 风井位置要在洪水位标高以上(大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井考虑 50 年 一遇)，进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于 500m。 井口工程地质及井筒施工地

38、质条件简单。 占地少，压煤少，交通方便，便于施工。 通风系统简单，风流稳定，易于管理。 发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每个采区至少要有两 个通往地面的安全出口，以便于人员撤出。 使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。 尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置 通风构筑物，以免引起大量漏风。 多风机抽出式通风时，为了保证风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道 公共风路段的风阻(一般要求公共区段的负压不超过任何一个通风机负压的 30%)。 新设计矿井不宜在同一井口采用多台主要通风机串、并联运转。 3.2.2 矿井通风系统的选

39、择 按进、回风井的相对位置分为中央式（包括中央并列与中央分列）、对角式、混 合式（包括中央并列与对角、中央分列与对角、中央并列与分列式等），以及区域式。 （1）选择通分系统主要考虑因素： 自然因素：煤层赋存状态、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、煤层爆炸 性、煤层自然发火性、矿井地形条件、井田尺寸及矿井年生产能力等。 经济因素：井巷工程量大、通风运营费、设备运转、维修和管理条件等。另外 根据开采技术条件，要考虑灌浆、注水以及瓦斯抽放等要求。见表 3.2。 通风方式适用条件及优缺点 中 央 并 列 式 适用于煤层倾角较大，走向不长(一般小于 4km 左右)，投产初期暂 未设置边界安全出口。且自

40、然发火不严重的矿井。 初期投资少，采区生产集中，并便于管理； 节省风井工业场地，占地少，比在井田内打边界风井压煤少； 进出风井之间的漏风较大，风路较长，阻力较大 工业场地有噪音影响中 央 式 中 央 边 界 式 适用于煤层倾角小，走向长不大的矿井 比中央并列式安全性要好； 矿井通风阻力较小，内部漏风少，有利于对瓦斯、自然发火的管 理； 工业场地没有噪音影响； 多一个风井场地、压煤较多 两 翼 对 角 式 适用于煤层走向大于 4，井型较大，瓦斯与自然发火严重的矿井； 或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井 优点：风流在井下流动路线是直向式，风流线路短，阻力小。内部漏风少， 安全出口多，抗灾能

41、力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定 缺点：井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投产较晚 对 角 式 分 区 对 角 式 适用于煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷 优点：每个采取有独立通风路线，互不影响，便于风量调节，安全出口多， 抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快 缺点：占用设备多，管理分散，矿井反风困难 区 域 式 适用井田面积大、储存量丰富或瓦斯含量大的大型矿井 优点：既可改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工 期。 风流线路短，阻力小。漏风少，网路简单，风流易于 控制，便于主要通风机的选择 缺点：通风设备多，管理分散 混 合 式 混合式是前几种的发展，适用

42、于： 矿井走向距离很长以及老矿井的改扩建和深部开采； 多煤层多井筒的矿井。有利于矿井分区分期投产； 大型矿井井田面积大，产量大或采用分区开拓的矿井 优点：回风井输了多，通风能力大，布置灵活，适应性强 缺点：通风设备多 表 3.2 各种通风系统的适用条件及优缺点 3.4 矿井风量计算 矿井需风量按下列要求分别计算，并采取其中最大值。 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于 4m3； 按采煤、掘进、硐室及其他实际需风量的总和进行计算。 3.4.1 按井下同时工作的最多人数进行计算 (3-1)NKQ4 式中 Q矿井总供风量，；min 3 m 4每人每分钟供风标准，每人；min 3 m

43、 N井下同时工作的最多人数，65 人； K风量备用系数，中央并列式通风系统取 1.25； 则：smmQ 33 42. 5min32525 . 1 654 3.4.2 按井下采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算 (3-2) mrtrthtwtm kQQQQQ 式中：回采工作面风量之和 ，； wt Qsm3 掘进工作面需风量之和，； ht Qmin 3 m 独立回风硐室需风量之和，； rt Qmin 3 m 除了采煤、掘进和硐室外其他井巷需风量之和，； ot Qmin 3 m 矿井通风系数，取 1.25。 km （1）5-2 号煤综采工作面风量 按瓦斯涌出量计算 (3-3) gwigwi

44、wt kQQ100 式中 采煤工作面需风量，； wi Qmin 3 m 瓦斯绝对涌出量；相对瓦斯涌出量取（2010 年鉴定数据） gwi Q48 . 0 qt m 3 ，综采工作面平均日产量， 21. 16024330/10620. 148. 0min 3 m 工作面因瓦斯（或二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面取 gwi k 1.4。 因此 smmQwi 33 82 . 2 min 4 . 1694 . 121 . 1 100 按工作面进风流温度计算 wiwiwiwi kSvQ 式中 回采工作面适宜风速，m/s，取 1.6； wi v 回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断

45、面的平均值计算，取 wi S 8m2； 工作面长度系数，取 1.3； wi k 因此 smQwi 3 64.163 . 186 . 1 按工作面人员数量计算 采煤工作面的需风量: (3-4) wiwi nQ 4 式中 4每人每分钟应供给的最低风量，；min 3 m 采煤工作面同时工作的最多人数，取 20 人； nwi smmQwi 33 33. 1min80204 按、项中取最大值原则，根据附近煤矿工作面配风情况及相关经验，设 计确定 5-2 煤综采工作面风量 16.64。sm3 按风速进行验算 根据现行煤矿安全规程的规定，采煤工作面的最低风速不得小于 0.25，sm 最大风速不得大于 4的要

46、求进行验算，即采煤工作面风量应满足：sm (3-5) wiwiwi SQS425 . 0 式中 回采工作面平均有效断面， wi Q 2 m 即2，3284825 . 0 wi Q wi Q 所以，5-2 煤综采工作面的需风量取 16.64。sm3 （2）掘进工作面风量 按瓦斯涌出量计算 (3-6) ghighihi kQQ100 式中掘进工作面实际需风量，； hi Qsm3 掘进工作面平均瓦斯涌出量，取 0.616； ghi Qmin 3 m 掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 2.0； ghi k smmQghi 33 05. 2min 2 . 1232616 . 0 100 按掘

47、进工作面最大人员数量计算 smmnQ hihi 33 min481244 按局部通风机吸风量计算 根据煤矿安全规程读本第 128 条，为保证局部扇风机不发生循环风，按局部 扇风机地点（巷道）的供风量必须大于局部扇风机吸风量的 1.34 倍，即 Q 巷1.34Q 局。 综掘面局部通风机额定风量为 300m3/min；炮掘 260m3/min。 按局部通风机吸风量计算，综掘面需要的风量为： 1.34300402即 6.7，取 7.0 hi Qmin 3 msm3sm3 炮掘面需要的风量为： 1.34260348.4，即 5.8，取 6.0。 hi Qmin 3 msm3sm3 按风速验算 根据现行

48、煤矿安全规程的规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足15： (3-7) dihidi SQS425 . 0 式中掘进工作面巷道过风断面， sdim 2 0.2512412 即3，48 hi Q hi Q 按、项中取最大值原则，且参照生产矿井实际配风经验，每个综掘工作 面配风量取 7.0。sm3 （3）井下独立通风硐室实际需要风量计算 井下需独立通风的硐室有盘区变电所配风 3。sm3 盘区变电所按硐室中运行的机电设备发热量进行计算： (3-8) tC N Q p ri 60 3600 式中 机电硐室供风量；min 3 m 机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率； N kw 机电硐室发热系数，

49、变电所一般取 0.02； 空气密度,一般取=1.2； 3 mkg 空气的定压气热,一般取 =1.000； CpCp kkgkj 机电硐室进回风流的温度差,；t 3600热功当量,13600；hkwkj 则。smmQri 33 33. 1min80 5600 . 12 . 1 02 . 0 4003600 （6）其它地点需风量 稀释柴油机车尾气配风量。根据煤矿用防爆柴油机无轨胶轮车安全使用规范 规定：行驶车辆的巷道，应按同时运行的最多车辆数增加巷道配风，配风量应不小于 4m3/minkW。 根据机车运行实际情况，柴油机车配风量按以下 2 种组合方式计算。 上下班时间 3 台 WC24RE 型运人

50、胶轮车同时运行 5034600 10 (3-9) ot Qmin 3 msm3 其它时间段 3 台 WC3E 型无轨胶轮车和 2 台 WC2J（A）型生产指挥车同时运行 50344524 ot Q 96016min 3 msm3 （7）矿井总风量 (3-10)smQm 3 84.8225 . 1 1633 . 1 13264.16 上述计算方法的计算结果，按取大值的原则，设计矿井总风量取 82.84。sm3 3.5 本章小结 本章对赵家梁煤矿 5-2号煤层的瓦斯涌出量进行了计算，并确定其通风系统所必需 遵循的原则和 5-2号煤层需风量进行了计算得到以下结论：开凿有主斜井副斜井及一号 回风斜井。

51、矿井初期装备两个综采工作面和 2 个综掘工作面。根据赵家梁矿井开拓布置 及地质条件：倾角较小（平均 15）煤层瓦斯含量低，煤层埋藏深度浅，设计初期采用 抽出式通风方式，中央并列式通风系统，主副斜井进风，一号回风斜井回风。风量计算 有多种方法，应依次计算取其最大值。最后求和就是矿井总风量。 4 赵家梁煤矿 5-2号煤层通风阻力计算 4.1 矿井通风阻力计算 矿井通风阻力包括摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力是风流与井巷周壁以及空气分 子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失。摩擦阻 力一般占矿井通风阻力 90%左右，它是矿井通风设计、选择扇风机的主要参数。 4.1.1 巷道

52、摩擦阻力计算 (4-1) n i fif hh 1 (4-2) 2 3 i i iii fi Q S ul h = （1） 容易通风阻力 通风最容易时期最大通风阻力路线由进到出：1234567832 3435361 通风摩擦阻力为： H=h1-2+h2-3+h3-4+h4-5+h5-6+h6-7+h7-8+h8-32+h32-34+h34-35+h35-36+h36-1 =19.28+46.28+2.40+14.30+22.14+5.46+1.96+30.64+44.32+515.61+275.04+52.71 =1030.15Pa （2）困难通风阻力 通风困难时期最大通风阻力路线由进到出：

53、12345613161415373843444546471 通风总阻力为： H=h1-2+h2-3+h3-4+h4-5+h5-6+h6-13+h13-16+h16-14+h14-15+h15-37+h37-38+h38-43+h43-44+h44-45+ h45-46+ h46-47+h47-1 =19.28+46.28+2.28+13.58+20.93+89.17+0.79+1.93+20.87+302.07+79.94+393.05+11 18.83+515.61+275.04+52.71 =1852.35Pa 4.1.2 局部阻力的计算 风流经过井巷的一些局部地点,如井巷突然扩大或缩小、

54、转弯、交叉以及堆积物或 遇矿车等，由于风流速度或方向发生突然的变化，导致风流本身产生剧烈的冲击，形成 极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即局部阻力，由这种阻力 所产生的风压损失就叫局部阻力损失。 由于井下造成局部损失的地点多，各种情况复杂多样，所以矿井井巷的局部阻力， 新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的 10计算，扩建矿井 按井巷摩擦阻力的 15计算。 容易时期采区 h局=10%h摩=1030.1515 =154.52 Pa； 困难时期采区 h局=10%h摩=1852.3515 =277.85Pa 1 2 3 4 5 6 7 8 9 20 32 35

55、 34 33 29 28 27 16 14 23 24 25 26 27 28 29 30 31 36 12 20 19 18 17 21 22 图 4.1 矿井通风容易时期网络图 1 19 20 23 24 25 26 27 28 29 12 42 41 40 39 38 43 44 45 46 47 37 9 36 8 16 35 15 34 13 6 18 33 14 5 32 4 31 3 30 2 7 10 11 图 4.2 矿井通风容易时期网络图 表 4.1 矿井通风容易时期阻力计算 巷道 编号 巷道名称 支护 方式 始节 点号 末节 点号 摩擦阻力系数 (Ns2/m8) 周长 U

56、（m） 长度 L（m） 断面积 S（m2） 巷道类型 通风量 Q2（m3/s ） 摩擦阻力 hf（Pa） 1 主斜井（表土 段） 砌碹120.02715.320016.2一般巷道31.519.28 2 主斜井（基岩 段） 锚喷230.03015.343216.2一般巷道31.546.28 3 主斜井（基岩 段） 锚喷340.02815.33216.2一般巷道27.32.40 4 5-2号煤中央带 式输送机大巷 锚喷450.03115.29813.4 固定风量 巷 27.314.30 5 5-2号煤中央带 式输送机大巷 锚喷560.02415.223013.4一般巷道25.222.14 6 50

57、101 工作面 带式输送机大 巷 锚喷670.02615.6187913.5一般巷道4.25.46 7 50101 综采工 作面 液压 支架 780.04511.020020.0一般巷道12.61.96 8 50101 工作面 回风巷 锚喷8320.02216.6193015.4 固定风量 巷 12.630.64 9 5-2号煤中央回 风大巷 锚喷32340.01415.58514.0一般巷道81.244.32 10 一号回风斜井 （基岩段） 锚喷34350.01614.041512.0一般巷道97.9515.61 11 一号回风井 （表土段） 砌碹35360.02214.016112.0一般

58、巷道97.9275.04 12风硐砌碹3610.02916.04015.0 固定风量 巷 97.952.71 合计1030.15 表 4.2 通风困难时期阻力计算 巷道 编号 巷道名称 支护 方式 始节点 号 末节点 号 摩擦阻力系 数 (Ns2/m8) 周长 U（m ） 长度 L（m ） 断面积 S（m2） 巷道类型 通风量 Q2（m3/s ） 摩擦阻 力 hf（Pa） 1 主斜井（表土 段） 砌碹120.02715.320016.2一般巷道31.519.28 2 主斜井（基岩 段） 锚喷230.03015.343216.2一般巷道31.546.28 3 主斜井（基岩 段） 锚喷340.02

59、815.33216.2一般巷道26.62.28 4 5-2号煤中央带 式输送机大巷 锚喷450.03115.29813.4 固定风量 巷 26.613.58 5 5-2号煤中央带 式输送机大巷 锚喷560.02415.223013.4一般巷道24.520.93 6 5-2号煤西翼带 式输送机大巷 锚喷6130.02615.2199413.4一般巷道16.589.17 7 5-2号煤西翼带 式输送机大巷 锚喷13140.01815.223013.4一般巷道5.50.79 8 50213 综采工 作面 液压 支架 14150.04510.820020.0一般巷道12.61.93 9 50213 工

60、作面 回风大巷 锚喷15370.01616.6180815.4一般巷道12.620.87 10 5-2号煤西翼回 风大巷 锚喷37380.02216.0139915.0一般巷道45.5302.07 11 5-2号煤中央回 风大巷 锚喷38430.01411.017214.0 固定风量 巷 91.079.94 12 5-2号煤中央回 风大巷 锚喷43440.01411.080814.0一般巷道93.1393.05 13 5-2号煤中央回 风大巷 锚喷44450.01411.03514.0一般巷道97.918.83 14 一号回风斜井 （基岩段） 锚喷45460.01614.041512.0一般巷