玉岭煤业矿井通风系统设计.

1、第一章井田自然概况第一节井田自然概况一、 交通位置山西教场坪集团玉岭煤业有限公司位于右玉县东南元堡 子乡红寺洼村南，行政区划属右玉县元堡子乡所辖。地理位 置为：东经 112 37 30 -112 38 56；北纬 39 44 01-39 49 50。井田东南距北同蒲铁路（岱岳站 ）约43公里，西北距右 玉县城（油坊）约32公里，山（阴）和（内蒙和林）公路距 矿区2.5公里，公路、铁路均可运输，交通较为方便。详见交通位置图1-1-1。二、 地形地貌井田位于大同盆地西缘，洪涛山以北，属山前丘陵区， 地势平缓，井田内总体表现为南高北低，最高点位于井田东 部土梁，海拔为1527.80m,最低点位于西北

2、部的大沙沟河漫 滩上，海拔为1427.0m,相对高差100.80m。三、 河流水系井田属海河流域永定河水系，桑干河支系。区内无常年 性河流，只在井田中部分布一条较大沟谷-大沙沟，平时一 般干涸无水，仅雨季时有短暂洪水排泄，向西北汇入元子河。元子河雨季最大流量达 980卅巾，河床宽度为300500m于 井田西北侧由北向南流过，为井田附近主要河流。四、 气象及地震情况本区属暖温带大陆性气候，春季干旱多风沙，冬季长而 寒冷，夏季甚短，降水多集中在夏末秋初，全年气温变化剧 烈。年均气温 4.5 C,最高气温和昼夜温差显著。极端最高 温度33.4 C,极端最低温度34.1 C，平均日温差为15C左右。降

3、水量主要集中于7 9月，年均降水量为 450m年蒸发量为1556.7 1926.7mm 其中4 8月蒸发量大。蒸发 量是降水量的3 4倍。每年结冰期从10月上旬至翌年4月 下旬，最大冻土深度163cm, 般为138cm。西北风几乎贯穿全年，5月份风力最大，风速在 14.0 22.0m/s。根据建筑抗震设计规范（GB50011-2001） （2008年版） 和中国地震动峰值加速度区划图（GB18306-2001图A1）,本区抗震设防烈度为 7度，设计基本地震加速度值为 0.10。五、 四邻关系山西教场坪集团玉岭煤业有限公司西北为山西右玉玉龙 煤业有限公司，东部为右玉县高山煤矿，北部和东部为南阳

4、坡煤矿，南部为山西右玉教场坪煤业有限公司。1.山西右玉玉龙煤业有限公司该矿属兼并重组矿井，是由原山西右玉南阳坡西煤业有 限公司和山西右玉吐儿水煤业有限公司重组而成，整合后井 田面积5.5597km2，批准开采9、11号煤层，设计生产能力 120 万 t/a。1）山西右玉南阳坡西煤业有限公司南阳坡西煤矿于 1990年6月动工兴建，1996年1月投 产，属乡办煤矿，批准开采 9、11号煤层。设计生产能力 15 万t/a，实际生产能力15万t/a，原开采9号煤层。矿井生产采用一对斜井进行开拓，其中主井坡度28，斜长227m至9号煤层底板，作为出煤、提矸、下料和进风 井。副井坡度为18，斜长423mn

5、作为回风和行人井。采 煤方法为短壁刀柱式，电钻打眼，爆破落煤。从工作面到井 底为皮带运输，井底到地面为TD75在倾角强力输送皮带提升，功率为2X 110kw副井绞车型号为JD- 1.2，功率为30KW 通风方式为中央并列式，风机工作方式为抽出式，主要通风 机型号为FBCZ4血13,功率为55KW, 一台使用，一台备用。 矿井水由水泵排至井底车场水仓，再由水泵抽出地面，水泵 型号为 D25- 30X 7。供电情况：采用双回路供电，电源引自10km处元堡子35KV矿区专用变电站，地面有 315kvA变压器一台，10KV高 压下井，井下设有 KBSG-315/10/0.69变压器一台。现布置一个回采

6、工作面和二个掘进工作面，回采工作面 布置长度为160m的两条顺槽，工作面长 60m刀间距25m 煤柱留5m实采20m 一次采全高。矿井正常涌水量为180m/d，最大涌水量为350 m/d，属 低瓦斯矿井。为了扩大矿井生产规模和提升综合经济效益，根据上级 有关政策，该矿对矿井进行技改扩建，将生产能力由现在的 15万t/a提升到60万t/a，2009年兼并重组为山西右玉玉 龙煤业有限公司。2）吐儿水煤业有限公司于1988年9月动工兴建，91年12月投产，属乡办煤矿， 批准开采9号、11号煤层。但由于地势偏僻，煤炭一直销售 不畅，致使生产一直停止不前，2003年煤矿进行了配套改造，改造后，年设计生产

7、能力30万t/a，经山西省煤炭工业局核定生产能力为 21万t/a，由于井田范围内9号煤层全部 风化，所以开采11号煤层。矿井生产采用一对斜井进行开拓，其中主斜井坡度25，斜长225m至11号煤层底板，作为出煤和进风井。付斜井坡 度为18，斜长310m作为回风、提矸、下料和行人井。采 煤方法为短壁刀柱式，电钻打眼，爆破落煤。工作面采用 2JPB15型耙煤机运输，顺槽为SGV 40型刮板机运输，运 输巷到井底由皮带运输机运输，井底到地面为2JP 800皮带运输机提升。通风方式为中央并列式，风机工作方式为抽 出式。排水系统井下设有主、副水仓各一个，工作面积水通 过潜水泵排至主、副水仓，再由主水泵直排

8、地面，目前该矿 井井下几乎没水。现布置一个回采工作面和二个掘进工作 面，回采工作面布置长度为 230m的两条顺槽，工作面长70m 刀间距25m煤柱留8m 一次采全高。矿井正常涌水量为150nVd，最大涌水量为300 m/d，属 低瓦斯矿井。2.南阳坡煤矿于1990年动工兴建，1997年10月投产，批准开采9号、 11号煤层。设计生产能力为120万t/a，开采9号煤层，2002 年同煤集团收购，矿井生产采用一对斜井进行开拓，采煤方 法为综采放顶煤，矿井正常涌水量为200卅加，最大涌水量为500 m3/d，瓦斯绝对涌出量为1.49 m 3/min，相对涌出量为3.6 m3/t ;二氧化碳相对涌出量

9、为2.80 m 3/t，属低瓦斯矿井。3.山西右玉教场坪煤业有限公司为技改矿井，设计生产 能力为90万t/a，开采9号煤层，采煤方法为综采放顶煤采 煤法，通风方式为中央并列式，风机工作方式为抽出式。该 矿涌水量较小，为低瓦斯矿井。4.山阴高山煤矿现为兼并重组矿井，原开采 9号煤层。据调查，周边煤矿与本矿无越界开采现象。第二节资源条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号2010年1月，山西克瑞通实业有限公司提交了山西教 场坪集团玉岭煤业有限公兼并重组整合司矿井地质报告，2010年五月，山西省煤炭工业局晋煤规发2010409号文 予以批复。井田内9、11号煤层地质构造简单，按照国土资 源部颁发的

10、煤、泥炭地质勘查规范 (DZ/T0215-2002)规定，9、11号煤层以1000m作为探明储量基本线距，并外推 实际工程点距的1/2圈定为探明的经济基础储量 （111b）,以 2000m作为控制的储量基本线距，并外推实际工程点距的1/2圈定为控制的经济基础储量 （122b）,其余块段及风氧化 区边界外推50m估算为推断的内蕴经济资源量 （333）。二、地质构造1.井田地层本井田属于大同煤炭国家规划区，全井田均被黄土掩盖。根据以往地质勘查资料结合井筒所揭露的实际地层情况，井 田内赋存地层由老到新为：奥陶系、石炭系、二叠系和第四 系。现分述如下：（1）奥陶系中统上马家沟组（02s）为煤系地层之基

11、底。岩性主要为灰-灰黄色、深灰色厚层状石灰岩，隐晶、微晶结构、致密坚硬，溶洞发育被方解石脉充填，上部夹泥灰岩、白云质灰岩，灰岩中含丰富的海 相动物化石。（2）石炭系（C）1）中统本溪组（C2b）底部为浅灰色铝土岩及赤红色铁质岩，局部为深灰色、灰黑色泥岩，致密块状。其上为灰黑色粗粒砂岩及泥岩，粗 粒砂岩成份为石英、长石，含有片状白云母，分选、磨圆中 等，较坚硬。中部夹有 1-2层灰色、深灰色石灰岩，致密块 状，性脆，可见方解石脉。上部为中粒砂岩。中粒砂岩多为 灰色，成份为石英、长石。硅质胶结，分选，磨圆中等，泥 岩多为灰黑色，致密块状。顶部含一层不稳定薄煤层（14号） 本组厚度18.63-50.

12、57 米，平均29.05米，本组地层与下伏 地层呈平行不整合接触。2）上统太原组（C3t）主要由灰白色砂岩， 深灰色泥岩、砂质泥岩及煤层组成。 为本区主要含煤地层。共含7层，即4、5、& 9、10、11、12号。主要可采煤层有 2层，即9、11号。底部为一层厚约 2.86米的灰色粗粒砂岩（K2）与下伏地层分界，砂岩成份为石 英、长石，硅质胶结，分选较差，磨圆中等，植物化石有脉羊齿、猫眼鳞木等。本组厚度61.82-118.56 米，平均109.43 米。本组地层与下伏地层呈整合接触。（3）二叠系（P）下统山西组（P1s）主要由灰白色粗粒砂岩、 细粒砂岩、浅灰-深灰色砂质泥 岩、泥岩及煤层组成。本

13、层共含煤 3层，即1、2、3号煤层， 底部为一层厚约6.0米的灰白色粗粒砂岩（K3）与下伏地层分 界。植物化石有带羊齿楔叶等。最大残留厚度44.60米，本组地层与下伏地层呈整合接触。（4）第四系（Q）1）中上更新统（Q2+ 3）由土黄色亚砂土、亚粘土组成，广泛覆盖全区。富有垂 直节理，本组厚度 2.80-23.85m，平均10m,与下伏地层为 角度不整合接触。2）全新统（Q4）为现代冲洪积层，岩性主要为砂、砾石、卵石及亚砂土，厚10-20米，平均厚10米。2.含煤地层井田含煤地层为大同煤田的下煤系，即石炭一二叠系煤 岩系，其主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山 西组。现叙述如下：1）太

14、原组（C3t）主要由灰、灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、高 岭质泥岩和煤层组成。该组为本区主要含煤地层，含4、5、& 9、10、11、12号煤层，由于煤层埋藏浅，4、5、8号煤层井田内全部风化，10、12号煤层为不稳定不可采煤层，9、11号煤层为主要可采煤层，赋存稳定。本组最底部发育一层 灰白色或灰黄色中、粗砂岩，定为标志层K2,厚度0-6.15 m 平均4.30 m，作为与下伏本溪组的分界标志。该组含有丰 富的植物化石，沉积韵律较为清楚，属山前平原的曲状河到 泥炭沼泽的沉积类型，为过渡相含煤建造。本组厚61.82 - 118.56m,平均109.43m,与下伏地层整 合接触。2）山西组（

15、P1s）由一套灰、深灰、灰白色碎屑岩、粉砂岩、砂质泥岩和煤层组成。本组含煤 2层，其中：山西组中部的 2号煤层分 布有零星可采点，3号煤层以不稳定煤线赋存。最底部发育 一层灰白色碎屑岩（K3），赋存稳定，作为与太原组的分界标 志。本组属古陆边缘的山前冲积平原型，以内陆河床相、河 漫滩相为主，为陆相含煤建造。最大残留厚度44.60米，与下伏地层整合接触。太原组地层与山西组相比，具有颜色深，粒度细，泥岩 发育等特点。在其形成过程中具有良好的聚煤环境，聚煤作 用相当发育，属海陆交互相沉积。这一时期，地壳上升处于 海退阶段，中间过程作小的海侵、海退振荡。本区地层厚度、 岩性、岩相、物性、沉积特征等沿其

16、走向和倾向都无明显的 变化规律。3.构造该区位于大同向斜南部西翼南缘，根据钻孔及见煤点揭 露，以煤层底板等高线分析本区构造为走向北东，倾向北西 的单斜构造，倾角平缓，一般为 1 -2。在井田中部发现走向南北，延伸长1800m,宽80m的印支期煌斑岩岩脉，未发现断层和陷落柱。综上所述，本井田地质构造属简单类。三、煤层及煤质煤层1.含煤性井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组，地层厚度为61.82 - 118.56m，平均 109.43m,共含煤 7 层，为 4、5、&9、10、11、12号煤层，煤层总厚度平均为20.87m，含煤系数为13.7%，其中9、11号煤层为稳定可采煤层，可采煤层 总厚为1

17、7.08m，可采系数为11.2%。2.可采煤层本井田内可采煤层共 2层，分别为9及11号煤层，现将 井田内可采煤层自上而下分述如下：(1)9号煤层9号煤层位于太原组中部，煤厚6.7617.38m，平均12.50m,含2-7层夹矸，结构较简单复杂，全区稳定可采。 在井田中部有南北走向的煌班岩岩墙井田内部分地段煤层 已风化。根据矿方反映，煤层风化无规律性。(2)11号煤层11号煤层位于位于太原组中部，9号煤层下 7.6119.93m，平均 15.20m，煤层厚 5.65 7.57m，平均 5.77m, 含2-3层夹矸，结构较简单，属稳定可采煤层。在井田中部 有南北走向的煌班岩岩墙。煤质1 .物理性

18、质及煤岩特征本井田各煤层以弱玻璃光泽为主，断口差参状，块状构 造，韧性较大，镜煤内生裂隙发育并充填方解石，可见黄铁 矿结核。宏观煤岩类型以半暗煤为主，半亮型煤为辅。9、11号煤层容重为1.48t/m3。2.煤的化学性质和工艺性能现将井田内钻孔煤质化验结果9、11号煤层主要化学指标分述如下：(1)9号煤层：水分(Mad) 原煤 2.22% - 4.02%，平均 3.29% ,浮煤 1.78% - 3.18%，平均 2.65% ;灰分(Ad) 原煤 19.59%-36.78%,平均 27.60%,浮煤 6.40% - 9.44%，平均 7.45% ,挥发分(Vdaf)原煤 36.04%-39.66

19、%,平均 38.54%,浮煤 37.64%-39.67%,平均 38.72%,硫分(St.d) 原煤 0.65% - 2.17%，平均 1.67%,浮煤 0.51% - 0.93%，平均 0.87%,粘结指数(GRI )4462,平均56,发热量 (Qnet,ad MJ/kg ) 19.25-29.59 MJ/kg ，平均 23.26 MJ/kg。(2)11号煤层水分(Mad) 原煤 1.83% - 2.63%，平均 2.27% ,浮煤 1.85% - 2.41%，平均 2.20% ;灰分(Ad) 原煤 31.37%-38.53%,平均 34.53%,浮煤 7.80% - 10.11%,平均

20、9.06% ,挥发分(Vdaf)原煤 36.10%-42.51%,平均 38.98%,浮煤 38.07%-42.33%,平均 40.18%,硫分(St.d) 原煤 1.77% - 2.84%，平均 2.26%, 浮煤 1.06% - 1.54%，平均 1.34%,粘结指数(GRI )5763,平均60,发热量 (Qnet,ad MJ/kg ) 18.55-21.33 MJ/kg ，平均 20.23 MJ/kg。3.煤的风化和氧化本区煤层埋藏较浅，风氧化侵蚀较严重，其中局部可采的5、8号煤层，基本全部被风氧化，全区可采的9号煤层404、405钻孔中有风化现象，11号煤层在405钻孔中有风 化现象

21、，另在井下巷道揭露有多处风氧化现象。9、11号煤层风氧化范围见底板等高线及资源/储量估算图。风化煤和氧化煤与正常煤区别，一方面是按原生结构以及物理性质遭 受破坏的程度不同，风氧化煤特征，一般光泽较正常煤暗淡， 严重风化的为土状光泽，灰褐色 ，黑灰色，质地疏松，外生 裂隙发育，氧化煤较风化煤的变质程度轻，接近正常煤。另 一方面是测定的化学性质和工艺性方面差别较大，风化煤的 有机质绝大多数被破坏，矿物质含量高，灰分产率大，可燃 性极低或无，粘结性消失；氧化煤的有机质有部分被破坏， 其水分明显增高，发热量明显下降，粘结性为0,腐植酸含量较正常煤增高。4.煤类和工业用途评价9号煤层为低灰一中灰煤、低硫

22、一中低硫煤、高挥发分的气煤。11号煤层为低灰一中灰、中硫一高硫、高挥发分的气煤。根据井田9、11号煤层主要特征，普遍灰分和硫分较高，但经洗选后，均有所降低，故工业用途可用作炼焦用煤。第二章矿井通风条件情况第一节 瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发200989号文“关于 朔州市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二 氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，原山西右玉玉岭山煤业有 限公司 2008年度矿井月产4500t时绝对 CH涌出量为0.32m3/min，绝对CQ涌出量0.45m3/min，为低瓦斯矿井；根 据朔州市煤炭工业局朔煤发2008303号文“关于全市30 万吨/年以下地方煤矿 41对

23、矿井2008年瓦斯行等级鉴定结 果的批复”，原山西右玉喜鹊沟煤业有限公司2008年度矿井月产7500t时绝对 CH涌出量1.4m3/min，相对CH涌出量 6.72m3/t，绝对 CQ涌出量 2.99m3/min，相对 CQ涌出量 14.35m3/t，为低瓦斯矿井。山西教场坪玉岭煤业有限公司矿 井达到0.9Mt/a 时，绝对CH涌出量为12.73m3/min，绝对CQ 涌出量27.18m3/min，为低瓦斯矿井。第二节 煤尘根据山西省煤矿设备安全技术检测中心2010年1月28日对山西教坪集团玉岭煤业有限公司9号煤层的检验报告，9号煤层火焰长度50mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量50% 9 号煤层煤

24、尘具有爆炸危险性。 11号煤层的检验报告，11号 煤层火焰长度15mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量 40% 11号 煤层煤尘具有爆炸危险性。第三节 煤的自燃根据山西省煤矿设备安全技术检测中心2010年1月28日对山西教坪集团玉岭煤业有限公司9、11号煤层的检验报告，9号煤层吸氧量为0.56cm3/g，自燃倾向性为口类，属自 燃煤层；11号煤层吸氧量为0.66cm3/g ,自燃倾向性为口类， 属自燃煤层。第四节 地温、地压井田煤层开采至今，未发现有地温地压异常现象，属地 温、地压正常区。第三章矿井通风1.通风方式矿井通风系统为中央并列式，风机工作方式为机械抽出 式。2.通风系统矿井采用主斜井、副斜井

25、和管道井进风， 回风立井回风。3.掘进通风及硐室通风(1)掘进工作面通风掘进工作面采用局部通风机通风，选用局部通风机为FBD6.3/30 X2型。通风方式采用压入式。(2)硐室通风井下硐室除采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风并联或扩散通风。第四章 需风量计算及风速验算根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的煤矿安全规程第 103条规定和煤矿通风 能力核定标准(AQ1056-2008),矿井需要的风量应按下列要 求分别计算，并选取其中最大值：(一) 按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4mioQa=4NKq式中：N-井下同时工作的最多人数，人；4

26、-井下每人每分钟供风标准 ，m3/min ;Kaq矿井通风系数，取1.2 O则：3Qa=4X 93X 1.2 =446.4m /min(二) 按用风地点实际需要风量的总和计算Qa=( XQ cf+XQ sc+XQ hf+XQ ur+XQ di + XQ ri )Kaq式中：Qa矿井需要风量的总和;XQcf -采煤工作面实际需要风量的总和，mVmin;XQsc -备用工作面实际需要风量的总和，mVmin;XQhf -掘进工作面实际需要风量的总和，mVmin;SQur -硐室实际需要风量的总和，mn/min ;SQdi -稀释无轨胶轮车排放废气需风量总和，m/min ;SQri其它井巷需要进行通风

27、的风量总和，m/min ;Kaq -矿井通风系数，取 1.2。1.回采工作面实际需要风量每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦 斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生 量等规定分别进行计算，取其中最大值。(1)按气象条件计算Qcf = 60 x 70%X vcf x Scf kch kcl式中：vcf 采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取1.2m/s ;Scf 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，14.0m2 ;kch 采煤工作面采高调整系数，放顶煤取1.2 ;kcl 采煤工作面长度调整系数，取1.1 ;70%有效通风断面系数;60

28、 -为单位换算产生的系数。Qcf = 60X 70%x 1.2 X 14.0 X 1.2 X 1.1 =931.4m3/min(2)按瓦斯涌出量计算Qcf = 100 qcg kcg式中：qcg 采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯 涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算回采工作面的绝对CH涌出量为矿井绝对 CH涌出量的65% 为8.27m3/min ;kcg 采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4 ；100 按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1 %的换算系数；Qcf = 100X 8.27 X 1.4 = 1157.8m3/min(3)按二氧化碳涌出量计算Qcf = 100 qcg kc

29、g/1.5式中：qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化 碳涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算回采工作面的绝对CQ涌出量为矿井绝对 CQ涌出量的65% 为17.67m3/min ;kcg采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.4 ;100按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1 %的换算系数；Qcf = 100X 17.67 X 1. 4/1.5 = 1649.2m3/min(4)按工作人员数量验算Qcf 4Ncf式中：Ncf 采煤工作面同时工作的最多人数，人；4-每人需风量，mVmin。Qcf 4X 35 140m3/min(5)按风速进行验算验算最小风量：Qcf 60X 0.2

30、5Scb式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m, Scb=lcb x hcf x 70%= 10.5m2;icb 采煤工作面最大控顶距，mhcf 采煤工作面实际采高，m0.25 采煤工作面允许的最小风速，m/s;Qcf 60 x 0.25 x 10.5 = 157.5m3/min验算最大风量：Qcf 60 x 4.0Scs式中：Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m, Scs2=lcs x hcf x 70%= 9.10m ;lcs 采煤工作面最小控顶距，m70%有效通风断面系数；4.0 -采煤工作面允许的最大风速，m/s;Qcf 60 x 4.0 x 9.10 = 2184m/min满

31、足风速要求。按以上计算结果取最大值，即Qcf = 1649.2m3/min ,为保证工作面接替，考虑一个备用工作面，备用工作面按回采工 作面风量的50%考虑，即Qby= 824.6m3/min。贝刀 Qcn= Qcm十 Qby= 2473.8m /min2.掘进工作面实际需要风量的计算每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧 化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风 机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。(1)按照瓦斯涌出量计算Qcf = 100 qhg khg式中：qhg掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CH4

32、涌出量为矿井绝对 CH4涌出量的15% 为1.91m3/min ;khg -掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.6 ;100 按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1 %的换算系数；Qcf = 100X 1.91 X 1.6 = 305.6m3/min(2)按照CQ涌出量计算Qcf = 100 qhg khg/1.5式中：qhg掘进工作面回风巷风流中平均绝对 CQ涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CQ涌出量为矿井绝对 CH4涌出量的15% 为4.077m3/min ;khg 掘进工作面CO涌出不均匀的备用风量系数，1.6 ;100 按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1

33、 % 的换算系数;Qcf = 100X 4.077 X 1.6 -1.5 = 434.9m3/min(3)按局部通风机实际吸风量计算Qhf = Qaf I +60 X 0.25Shd式中：Qaf局部通风机实际吸风量，FBW6.3/2 X 30型局部通风机吸风量为360550nVmin ;I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，13.5m2。Qhf = 500X 1 + 60X 0.25 X 13.5 = 702.5m3/min(4)按风速进行验算a) 验算最小风量：Qafw 60X 0.

34、25Shf = 60X 0.25 X 13.5=202.5m3/minb)验算最大风量：Qaf 60X 4.0Shf = 60X 4.0 X 13.53=3240m/min式中：Shf 掘进工作面巷道的净断面积，13.5m2。满足风速要求。本次设计掘进工作面2个，每个工作面配风量702.5m3/min 。贝则：刀 Qhf= 702.5 X2= 1405nVmin。3.硐室需风量计算独立通风硐室配风如下：采区变电所120nVmin。刀Qur= 120mVmin。4.稀释无轨胶轮车排放废气需风量计算Qdl=5.44 X Ndl X Pdl X Kdl式中：Qdl 该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释

35、需要的 风量，nVmin ;Ndl该地点矿用防爆柴油机车的数量，台；Pdl 该地点矿用防爆柴油机车的功率，kWKdl 配风系数，该地点使用1台矿用防爆柴油机车运 输时，k为1.0。该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时， k为0.75。该地点使用3台及以上矿用防爆柴油机车运输时， k 为 0.50 ;5.44-每千瓦每分钟应供给的最低风量，nVmin ;井下正常回采时，按 1台运矸石车(75kW)、1台材料胶轮车(75kW)、2台运人车(2 X 75 kW)同时工作计算：刀Qur=75X 5.44 X 1+75X 5.44 X 0.75+75 X 5.44 X 0.5X 2=1122m3/min

36、5.其他用风巷道实际需风量计算(1)按CH涌出量计算Ql4 =133qrg krg=133X 0.64 X 1.3= 110.7m 3/minqrg 其它用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，掘进工作面回 风巷风流中平均绝对CH涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算其他用风巷道的绝对 CH涌出量为矿井绝对 CH涌出量的35% 为 0.64m /min ；k rg-其它用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.3 ；133其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。(2)按实际用风地点计算Qi =360ni/min取 SQri =360m/min矿井总风量计算：Q=(1649.2+824.6+14

37、05+120+1122+360) X 1.233=6577.0m /min=109.6 m /s取整为110ni/s。第五章风量分配及风阻计算第一节风量分配矿井总风量分配到井下各用风地点：主斜井进风 20m/s，副斜井进风 90m/s矿井风量分配表序用风地点数量(个)单位配风量(mi/s )总配风量(nl/s )1采煤工作面128282掘进工作面212243采区变电所1224无轨胶轮车4195备用工作面114146其他地点23237合计110第二节通风阻力计算一、矿井负压采用下式计算:h = E ( a LPQ2)/S 3+ h 局式中：h矿井通风总阻力，Pa;a 井巷摩擦阻力系数，Ns /m

38、 ;L井巷长度，mp巷道断面净周长，mS井巷净断面面积，m2；Q通过井巷的风量，m/s ；h局一局部通风阻力，按摩擦阻力的15%计。经计算，达到设计产量时，矿井最小负压1475Pa,最大负压 2511Pa。、等积孔根据下式计算:A =1.19Q/ . h式中：A风井等积孔，m2；Q风井风量，vm/s ；h风井负压，Pa。经计算，通风容易时期矿井等积孔：A = 3.41m2,通风困难时期矿井等积孔：A2= 2.61m2。矿井通风难易程度属容易。第三节通风设施、防止漏风和降低风阻的措施一、井下通风设施及构筑物设计采用的通风设施及构筑物有风门、调节风门、密闭、风桥和风帘等。对其结构和设计简述如下：1

39、.风门：铁制，设在进、回风巷之间，用于隔绝风流和便于行人、检修等。门前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.5m，四周掏槽深 0.20.3m;结构严密，漏风少，向关门 方向倾向8085;风门迎风开启；列车通过风门区域， 设置声光信号。2.调节风门：铁制，用于调节通过巷道的风流大小、安 设在大巷、掘进工作面、独立通风硐室的回风通道等需要调 节风流的巷道中。3.密闭：分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。临时密闭用木板及黄泥建筑，永久密闭用砖、料石、水泥等 建筑。密闭墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于im 岩石中不得小于0.5m;用不燃性材料建筑，墙无裂缝、无漏 风。4.风桥：主要用于进回风巷交叉处，回风巷从进风巷上 方通过时形成风桥，使进风风流不泄露。风桥采用不燃性材料建筑成流线型，坡度不大于 25，结构坚固；主要风桥断 面积不小于原巷道断面的 80%5.风帘：采用不燃性材料制作，主要设在回采工作面的 上隅角，用于疏导风流。6.挡风墙：用以截断风流流动或防止瓦斯自采空区向工 作区扩散。临时挡风墙用木板及黄泥建筑，永久挡风墙用料 石、水泥等建筑。挡风墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m,岩石中不小于0.5m;用不燃性材料建筑，墙无裂缝，无漏风; 墙内外5m内支架完好。7.测风站：用以测量全矿井总进风量和回风量，以及采 煤工作面、掘进工作面的进风量和回风量。测风站必须设在