安全工程生产矿井通风课程设计地铁车辆管理信息系统

1、矿井通风课程设计专业名称煤矿与安全学生姓名班级学号指导教师2013年12月目录第1章矿井生产及通风概况1§1.1 矿井煤层煤质及生产概况1§1.2 矿井通风安全概况2第2章矿井通风方式与风机工作方式选择4§2.1 矿井通风方式的选择依据和原则4§2.2矿井主要通风机工作方式选择6第3章矿井通风系统风量计算9§3.1 矿井风量计算原则和规定9§3.2 矿井风量计算方法10第4章矿井通风总阻力计算22§4.1 井巷通风阻力计算22§4.2 矿井通风系统的其它计算28第5章矿井通风设备选择33§5.1 矿井通风

2、设备选择要求33§5.2 矿井主要通风机选型33§5.3 电动机的选择41第6章矿井通风费用概算与安全措施44§6.1 吨煤通风费用计算44§6.2 矿井安全生产技术措施46总结与致谢49参考文献50第1章矿井生产及通风安全概况§1.1 矿井煤层煤质及生产概况矿井基本生产概况该矿地处平原地区，地面标高+150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3.3km。井田上界以标高165m为界，下界以标高1020m为界，两边以断层为界。井田有两个可开采煤层，为K1和K2，可采储量约为1.08亿吨。根据开采条件、煤炭供求状况及煤矿安全规程规定，确定此矿为年产

3、150万吨大型矿井，服务年限为72年。该矿采用立井多水平上下山开拓，因井田走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为5个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m。综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，截深0.6m；高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面，综采工作面装备的部分机电设备，如表11所示，采区巷道采用集中联合布置。矿井所在平原区域的公路交通发达，路上交通方便

4、。该矿生产的煤炭以陆上运输为主，运输成本较低。表11 综采工作面部分机电设备一览表序号地点机械设备名称容量（kW）1工作面MLS3170双滚筒采煤机1702工作面SGW250型溜子125×23下顺槽S2Q75型转载机754下顺槽SD160运输机1505工作面KBY62矿用支架防爆重光灯0.062×10矿井井型及开拓方式该矿采用立井多水平上下山开拓，有主、副井两个井筒，副井安装罐笼作为辅助提升，兼做进风井；主井安装箕斗为主提升。第一水平标高380m，倾斜长为825×2m，服务年限为27年，因井田走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回

5、采。1.1.3煤层煤质概况井田内有两个开采煤层，为K1、K2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层倾角15°，煤层有自然发火的危险，发火期为1618个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。含煤岩系各地层厚度、间距及岩性参见综合柱状图表，见表12所示。表12 综合柱状图表柱状厚度（m）岩性描述240.00表土，无流砂8.60砂质页岩8.40泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定0.20沙质泥岩，松软2.40K1煤层，块状r1.254.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩4.80泥岩细砂岩互层4.60薄层泥质细砂岩，稳定0.20泥岩，松软2.80k2煤层煤质中硬r1.288.20灰白

6、色砂岩坚硬抗压强度600900公斤/cm224.86灰色中、细砂岩层互层§1.2 矿井通风安全概况矿井通风系统基本状况矿井的主、副井位于井田中央，主井为箕斗井提煤用，副井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。矿井两翼各布置一个采区，每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面。根据矿井采掘作业计划，确保生产的正常接替，前期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头，因此共有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面需要供风。此外还有2个火

7、药库、2个绞车房和2个变电所亦需独立通风，共有独立用风地点13处。后期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头和1个岩石下山掘进头，因此有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面和2个岩石下山掘进工作面需要供风，再加上2个火药库、2个绞车房和2个变电所，共有15个独立用风地点。矿井瓦斯、煤尘与火灾情况1）矿井瓦斯全矿井相对CH4涌出量为6.6m³/t。煤层中各采煤工作面的绝对CH4涌出量为2.4m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.4；各煤层平巷掘进工作面的绝对CH4涌出量为1.2 m³/min，CH4涌出的不均匀系

8、数为1.25；各岩石下山掘进头的绝对CH4涌出量为1.1 m³/min，CH4涌出的不均匀系数为1.15。2）矿井煤尘在矿井生产工程中，有众多的生产工艺会产生岩尘和煤尘（例如在钻孔、掘进、落煤、碎煤等生产工艺工程中），或者使之悬浮于矿井空气中（例如煤炭的运输与转载都会使细微煤尘飘浮起来），但是由于在去矿井范围内采取了多种高效实用的防尘及降尘技术，比如在钻孔爆破时使用水袋，采用湿式采煤法以及在煤炭转载处安设降尘洒水喷头等，矿井煤尘灾害并不明显。3）矿井火灾及爆炸危险矿井煤层的发火期为1618个月；煤尘有较高的爆炸性，爆炸指数为36%。第2章矿井通风方式与风机工作方式选择§2.

9、1矿井通风方式的选择依据和原则 矿井通风系统设备选型与经济概算的基本任务作为生产矿井设计的一个主要组成部分，其基本任务是：紧密结合矿井开拓、开采和运输等基本情况，来拟定技术可行、安全可靠、经济合理的矿井通风系统方案；计算不同时期的矿井总风量及系统总阻力；选择矿井通风设备。设计时还应遵循当时的矿井设计技术政策、规定和规程，并顺应当时的发展趋势。2.1.2矿井通风方式的选择依据和原则1）矿井通风方式选择的主要影响因素和依据因素：矿井总开拓布置；煤层赋存状况；煤层瓦斯含量；煤层自燃倾向性；小窑塌陷漏风情况；地形条件等。依据：矿井生产的技术条件及矿井通风基础资料：如矿井瓦斯等级；各煤层瓦斯含量及涌出量

10、；煤尘爆炸性；煤层自然发火倾向性等；矿井设计生产能力和有效服务年限；矿井开拓方式、初期采区布置；采掘工作面数量；矿井各水平标高和服务年限；采煤年进度计划图；各水平、各采区产量分配及接替情况；井巷断面积和支护方式；邻近生产矿井有关经验数据或统计资料。2）矿井通风方式选择的选择原则每一个矿井必须有完整独立的矿井通风系统；杜绝矿井间的串联通风；箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒不应兼做进风井；每一个生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道，实现分区独立通风；所选择的通风路线对井下工作人员应具有最大的安全性，即：一旦矿井发生事故时，有利于风流控制，便于人员撤退；井下每一水平到上一水平和每个采区，都必须至

11、少布置两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连接；尽可能使每个采区的设计能力相均衡、阻力相近；避免过多的风量调节；尽量减少通风构筑物设施的数量；尽量避免对角风路；防止风流漏风或风流反向；井下的爆破材料库必须有单独的通风系统；多风机抽出式通风时，为确保风机联合远行时的稳定性，总进风道的断面不宜过小（必要时进行风巷允许风速的验算）；应尽量降低公共风路段的阻力。3）矿井通风方式根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井前二十五年左右的矿井通风系统方案为：中央边界式、两翼对角式和分区对角式。三者的优缺点及适用条件，见表21所示。表21 矿井各通风方式的比较通风方式图示适用条件及优

12、缺点中央边界式通风阻力较小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大适用于煤层倾角较小、埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。内部漏风少中。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井分区式每个采区有独立通风线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工

13、期短，初期投资少，出煤快占用设备多，管理分散，矿井反风困难煤层埋藏浅，或因地表高低起伏大，无法开掘总回风巷经过上表的粗略的技术比较，考虑到本矿井为两个采区，两翼对角式和分区对角式差别不大，因此将分区对角式排除在外。在剩下的方案一：中央边界式；方案二：分区对角式中做经济比较，见表22所示。表22 矿井通风方案经济比较单位：万元方案项目方案一方案二总回风巷风井总回风巷风井数量1102掘进量9.62×2700×0.11522992.212.8×315×0.31209.602×12.8×315×0.32419.2维护费25×

14、;0.008×270054025×315×0.015118.12502×25×315×0.015236.25合计3532.21327.7302655.45从表21中可以看出中央边界式风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大不适合现在的高产高效矿井。根据表22的经济比较，方案二投资成本较低，再加上本矿井煤层有自然发火危险，发火期限比较长，煤尘有爆炸性等因素，为了使每个采区互不影响，所以综上述考虑采用两翼对角式更为合理。§2.2 矿井主要通风机工作方式选择2.2.1矿井主要通风机工作方式及其优缺点分析（1）矿井主要通风

15、机工作方式矿井通风方法是指主要通风机对矿井供风的工作方法。按主要通风机的安装位置不同，分为抽出式、压入式及混合式三种。（2）抽出式通风的应用条件及优缺点分析优点：井下风流处于负压状态：当主要通风积因故停止运转时，井巷风压升高，阻止采空区瓦斯向工作面涌出，有利于安全生产；抽出式通风矿井在主要进风巷无需安设风门，便于运输、行人和通风管理；适应于走向长、开采面积大的矿井；瓦斯均匀涌出，通风管理简单，尤其为高瓦斯矿的首选；与压入式通风方式相比，不存在矿井向下水平过度时通风系统和风量变化的困难。缺点：在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态，不利于高原等低气压地区矿井的

16、正常生产。（3）压入式通风的应用条件及优缺点分析优点：适应于走向及通风路线短、开采面积小、漏风少和风阻小的矿井；与抽出式通风方式相比，更适应于处于高原等气压较小的地区的矿井。当矿井煤炭自然发火比较严重时，为避免将火区内的有毒有害气体抽到巷道中，有时也可采用压入式通风。缺点：同时当矿井主通风机因故停止运转时，井下风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，造成瓦斯积聚，对安全不利，在瓦斯矿井中一般很少采用压入式通风。压入式通风矿井中，由于要在矿井的主要进风巷中安装风门，使运输、行人不便，漏风较大，通风管理工作较困难。瓦斯涌出不规律，通风管理较为复杂，适应于瓦斯涌出量小的矿井；常存在矿井向下水平过

17、度时通风系统和风量变化的困难。（4）压抽混合式通风的应用条件及优缺点分析在压抽混合式工作状态下，通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压；工作工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通达地表的漏风因而较小。这种通风方式的缺点是使用的通风机设备多，管理复杂，一般很少采用。2因为只考虑服务年限的头25年，故混合式不于考虑；通过比较，选择抽出式通风，通风管理较容易，安全可靠性好。2.2.2矿井主要通风机类型1）离心式通风机离心式通风机一般由进风口、工作轮（叶轮）、螺形机壳和前导器等部分组成。它的优点是结构简单、维护方便、噪声小、并联工作稳定性好，但其体积大，一般不能与电动机直接连接，而且风

18、量调节不方便，必须有反风道才能反风。它适用于矿井风阻变化较小、风量变化较大的矿井。2）轴流式通风机轴流式通风机主要由通风机进风口、叶轮、整流器、主要风筒、扩散器和传动部件等部分组成。轴流式通风机具有结构紧凑、体积小、质量轻、转速高，可直接与电动机相连，风量调节较为方便，反风措施较多等优点。其缺点是噪声大，构造复杂，检修困难，并联工作未定性差。它一般适用于风压变化较大、风量变动较小的矿井。矿井主要通风机类型及工作方式的选择该矿井为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年，产量及各用风地点数目及用风量相对稳定；生产进入后期，矿井的通风阻力会有较大变化。并基于以上对矿井通风机的类型及工作方式的分析

19、，拟选通风机的类型及其工作方式如下：矿井主要通风机类型：对旋轴流式通风机；主要通风机的工作方式：抽出式。第3章矿井通风系统风量计算§3.1 矿井风量计算原则和规定煤矿安全规程中的规定按照煤矿安全规程第103条的规定，结合该矿矿井实际情况，需风量按下列要求分别计算，并选取最大值：（1）按井下同时工作的最多人数进行计算：每人每分钟供风量不得少于4 m3;（2）生产矿井的需风量应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总合进行计算：即各地点的实际需风量应使风流中的CH4、CO2和其他有害气体的浓度、风速、温度等都必须符合煤矿安全规程的有关规定。（3）矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用

20、风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。（31）式中，矿井需要风量, m3/min；第i个采煤工作面实际需要风量，m3/min；第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min；第i个硐室实际需要风量，m3/min；第i个其他用风巷道实际需要风量，m3/min；N矿井同时工作的最多人数，人；每人需风量，m3/min；矿井风量备用系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.201.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.151.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在

21、矿井产量T0.9Mt/a时取小值；T0.90Mt/a时取大值。矿井风量计算后，还应当根据邻近矿井的实际配风量进行校核，必要时可进行适当的调整。对采取抽放瓦斯措施的矿井，应按矿井抽放瓦斯后的煤层瓦斯涌出量计算矿井风量。其它规定核查采煤工作面、掘进工作面及井下独立用风地点的基本状况。核查矿井主要通风机的运转状况。实行瓦斯抽放的矿井，应核查矿井抽放瓦斯系统的稳定运行情况。矿井有两个及以上并联主要通风能力为每一通风系统能力之和；矿井应按照每一通风系统能力合理组织生产。矿井应有完整的独立通风系统。§3.2 矿井风量计算遵循的原则1）高瓦斯矿井以冲淡瓦斯浓度为计算基础；2）低瓦斯矿井则以创造良好

22、的气候条件为依据，并利用分配法计算矿井总需风量：（32）井下各用风地点的风量计算方法按照煤矿安全规程的相关规定，结合该矿矿井实际情况，各用风地点的需风量按下列方法分别计算，并选取最大值，然后将计算得到的各用风地点需要风量的最大值加和，得出该矿井的实际需要总风量。a) 采煤工作面风量计算方法1）采煤工作面风质要求在采煤工作面进风流中，O2的浓度20%，CH4、CO2的浓度0.5%；在采煤工作面回风流中，CH4浓度1%，CO2浓度1.5%；井下空气中有害气体浓度不得超过下表31中的规定。表31 井巷空气中有害气体的允许浓度名称安全标准体积浓度，%质量浓度，mg/m3CO0.002430SO20.0

23、00515H2S0.0006610NH30.00430采煤工作面的风流温度26；井下有人工作地点和人行道空气中粉尘浓度应符合下表32中的规定。每一工作地点，每人每分钟的新风供应量不小于4 m3.表32 井巷空气中粉尘的允许浓度粉尘种类最高允许浓度，mg/m3含游离SiO210%的粉尘2含游离SiO210%的水泥粉尘6含游离SiO210%的粉尘102）采煤工作面需风量计算方法（1）按工作面CH4的实际涌出量计算（33）式中，第i个采煤工作面绝对CH4涌出量，m3/min；第i个采煤工作面回风流中CH4的最高允许浓度，一般取=1%；第i个采煤工作面进风流中的CH4浓度，一般取=0；第i个采煤工作面

24、因CH4涌出量不均匀的备用风量系数，它是正常生产时连续观测1个月，日最大绝对CH4涌出量和月平均日绝对CH4涌出量的比值。通常机采工作面取1.31.45，炮采工作面取1.351.50，水采工作面取2.03.0。（2）按工作面CO2的实际涌出量计算（34）式中，第i个采煤工作面绝对CO2涌出量，m3/min；第i个采煤工作面回风流中CO2的最高允许浓度，一般取=1.5%；第i个采煤工作面进风流中的CO2浓度，一般取= 0；第i个采煤工作面因CO2涌出量不均匀的备用风量系数，它是正常生产时连续观测1个月，日最大绝对CO2涌出量和月平均日绝对CO2涌出量的比值。通常机采工作面取1.31.45，炮采工

25、作面取1.351.50。（3）按工作面同时工作的最多人数进行计算（35）式中，第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。（4）按工作面风温进行计算（36）式中，第i个采煤工作面的风速，工作面风温与理想风流速度之间的对应关系见下表33，m/s；第i个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，m2；为单位换算产生的系数。表33 工作面风温与理想风速间的对应关系工作面温度，工作面允许风速，m/s150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.51.8（5）按一次性放炮的最多炸药用量进行计算一级煤矿许用炸药（37）二、三级煤矿许用炸药（38

26、）式中，A第i个采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；25每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。（6）按工作面风速验算应使得工作面的风速符合：验算最小风量（39）验算最大风量（310）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量（311）式中，0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0综合机械化采煤工作面允许的最大风速，m/s。（7）备用工作面的风量计算一般按产量、条件都相同的同类型生产工作面需风量的一半计算，或按保证工作面上不积聚CH4来计算。b) 掘进工

27、作面风质要求与风量计算方法（1）掘进巷道应采用矿井全风压或局部通风机送风，禁止采用扩散通风。若新掘的掘进面巷道长度不超过6 m，而工作面风流中的瓦斯浓度又不超过0.5%时，可允许考虑采用扩散通风；（2）按工作面CH4的实际涌出量计算（312）式中，第i个掘进工作面绝对CH4涌出量，m3/min；第i个掘进工作面回风流中CH4的最高允许浓度，一般取=1%；第i个掘进工作面进风流中的CH4浓度，一般取=0；第i个掘进工作面CH4涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对CH4涌出量与月平均日绝对CH4涌出量的比值（低瓦斯矿井一般取=1.151.25）。（3）按工作面CO2

28、的实际涌出量计算（313）式中，第i个掘进工作面绝对CO2涌出量，m3/min；第i个掘进工作面回风流中CO2的最高允许浓度，一般取=1.5%；第i个掘进工作面进风流中的CO2浓度，一般取= 0；第i个掘进工作面CO2涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对CO2涌出量与月平均日绝对CO2涌出量的比值。（4）按炸药量计算一级煤矿许用炸药（314）二、三级煤矿许用炸药（315）式中，A第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（5）在高瓦斯矿井中，按局扇压入式的排除炮烟计算掘进面需风量（316）式中，第i个掘进断面积，m2；t第i个掘进面爆破后的有效通风时间，一

29、般取20 min。（6）按局部通风机实际吸风量计算无瓦斯涌出的岩巷（317）有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷（318）式中，第i个掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/min；第i个掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15无瓦斯涌出的岩巷的允许最低风速；0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；第i个掘进工作面局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。（7）按工作人员数量验算（319）式中，第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。（8）按掘进面中的有效风速进行验算验算最小风量无瓦斯涌出的岩巷：（320）有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷（321）验算最大风量（322）

30、式中，第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。c) 独立通风硐室风量计算方法1）煤矿安全规程中的有关规定井下爆破材料库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道中；在多水平生产的矿井内，以及井下没有爆破材料库的矿井，可以设立井下发放爆破材料硐室。发放爆破材料硐室管理制度同井下爆破材料库，必须单独通风；井下充电硐室必须用单独的新鲜风流通风，回风流可以引入采空区回风道中。井下充电硐室内风流中以及电机车充电硐室、局部积聚处的氢气浓度都不得超过0.5%；井下机电硐室必须设在进风风流中；机电硐室的的空气温度不得超过30；否则应采取降温措施。2）独立通风硐室需风量计算方法（1）井下

31、火药库可按每小时4次换气量计算：（323）式中，井下爆炸材料库的体积，1350m3。（2）井下变电所供风量（324）（3）井下绞车房供风量（325）d) 其他通风行人和维护巷道所需风量的确定（1）设计时，高瓦斯、小型、机械化程度低的矿井，可按矿井采煤面、掘进面和硐室三者总风量的5%10%进行计算：（326）（2）低瓦斯矿井中，通常按经验或习惯取值进行计算，也可按实有地点的实际配风要求进行累计计算。井下各用风地点实际需要风量的具体计算该矿井井田有两个可开采煤层，为K1和K2，可采储量约为1.08亿吨。根据开采条件、煤炭供求状况及煤矿安全规程规定，确定此矿为年产150万吨大型矿井，服务年限为72年

32、。该矿采用立井多水平上下山开拓，因井田走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为5个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m。综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，截深0.6m；高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面。根据矿井采掘作业计划，确保生产的正常接替，前期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头，因此共有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2

33、个独立通风的煤层平巷掘进工作面需要供风。此外还有2个火药库、2个绞车房和2个变电所亦需独立通风，所以共有独立用风地点13处。矿井容易时期通风立体图，见图31所示。后期东西两翼各采区安排2个独立通风的煤层平巷掘进头和1个岩石下山掘进头，因此有5个采煤工作面（其中包括备用采煤工作面1个）和2个独立通风的煤层平巷掘进工作面和2个岩石下山掘进工作面需要供风，再加上2个火药库、2个绞车房和2个变电所，总共有15个独立用风地点。矿井困难时期通风立体图，见图32所示。以下计算以此布置确定矿井的需风量。图31 矿井容易时期通风立体图图32 矿井困难时期通风立体1）采煤工作面实际需要风量的具体计算采煤工作面各风

34、量计算参数如表34所示。表34 采煤工作面风量计算参数CH4涌出量同时作业的最多人数温度与风速绝对涌出量备用系数综采工作面高档普采工作面温度风速2.4m3/min1.454060201.0 m/s一次最多炸药量工作面截面积备用工作面炸药消耗量炸药类别综采工作面高档普采工作面工艺个数18kg一级7.89.4高档普采1采煤工作面个数采煤工艺备注4综采/高档普采（1）按工作面CH4的实际涌出量计算=1.45×2.4×100=348m³/min（2）按工作面同时工作的最多人数进行计算综采工作面=4×40=160 m³/min高档普采工作面=4×

35、;60=240 m³/min（3）按工作面风温进行计算综采工作面=60×1.0×7.8=468 m³/min高档普采工作面=60×1.0×9.4=564 m³/min（4）按一次性放炮的最多炸药用量进行计算=25×18=450 m³/min根据以上计算，综采工作面需要风量取468 m³/min；高档普采工作面需要风量取564 m³/min。（5）按工作面风速验算验算最小风量综采工作面：46860×0.25×7.8=117，符合要求；高档普采工作面：56460

36、5;0.25×9.4=135，符合要求。验算最大风量综采工作面：46860×4.0×7.8=1872，符合要求；高档普采工作面：56460×4.0×9.4=2256，符合要求。由此确定综采工作面及高档普采工作面需要风量分别为468 m³/min和564 m³/min。（7）备用工作面的风量计算 =0.5×564 =282 m³/min因此，矿井所有采煤工作面（包括2个备用工作面）的总用风量=2×468 +2×564+282=2346m³/min。2）掘进工作面实际需要风量的具

37、体计算掘进工作面各风量计算参数如表35所示。表35 掘进工作面风量计算参数巷道类型前期个数后期个数绝对CH4涌出量，m³/min备用系数备注煤层平巷441.21.3同时工作时的最多人数为18人岩石下山021.11.2（1）按工作面CH4的实际涌出量计算煤层平巷掘进头 =1.3×1.2×100 =156m³/min岩石下山掘进头 =1.2×1.1×100 =132m³/min（2）按工作人员数量验算 =4×18 =72 m³/min由此确定煤层平巷掘进头及岩石下山掘进头需要风量分别为156m³/m

38、in和132。因此，所有掘进工作面总需要风量容易时期4×156=624m³/min；困难时期4×156+2×132=888 m³/min。3）独立通风硐室实际需要风量的具体计算（1）井下火药库 =4×1200÷60 =80 m³/min式中，V井下火药库的体积，1200m³；（2）井下变电所需要风量取；（3）井下绞车房需要风量取；独立通风硐室个数及需要风量统计表，见表36所示。表36 独立通风硐室个数及需要风量统计表用风地点参数名称火药库变电所绞车房需要风量806080个数222因此，所有独立通风硐室的总

39、用风量=2×80+2×60+2×80=440 m³/min。4）其他通风行人和维护巷道所需风量容易时期 =0.01×（2346+624+440） =34.10 m³/min困难时期 =0.01×（2346+888+440） =36.74 m³/min综上所述，矿井总需风量容易时期=1.1×max4×700,2346+624+440+34.10 =3788.51 m³/min困难时期 =1.1×max4×700,2346+888+440+36.74 =4081.814

40、 m³/min第4章矿井通风总阻力计算§4.1 井巷通风阻力计算井巷通风阻力的计算原则如果矿井的服务年限小于1020年，可选择在达到设计产量以后的通风容易和通风困难两个时期内的最大（长）通风路线进行计算，得到，则可使所选通风机满足于通风容易和困难时期的要求；如果矿井的服务年限为3050年，则可只选择在达到设计产量后的1525年内的通风容易和通风困难两个时期最大（长）通风路线进行计算，得到，从而可使所选通风机满足于该时期内的通风容易和困难时期的要求。为此，必须先绘出这两个时期的通风网路图；通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段

41、井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较；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；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；考虑外部漏风的影响，风机风量与风井总回风量的关系为：式中，风井没有提升任务时可取1.05；条件许可时，可以通过网络解算来计算矿井的总阻力。矿井总阻力的计算方法1）井巷摩擦风阻的计算方法井巷风阻是反映通风巷道几何特征的参数，其大小可根据式（41）计算。 (41)式中，风道摩擦阻力系数，kg/

42、m³或Ns2/m4；风道长度，m；风道断面周长，m；风道断面积，m2；2）矿井通风总阻力的计算方法分别针对上述通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前）的每一段巷道计算其摩擦阻力，分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力，必要时可列表计算。（42）式中，风道风量，m3。将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即：（43）矿井总阻力的计算1）通风容易时期通风阻力的计算（1）东翼通风容易时期摩擦阻力的计算表及通风阻力分布图，见表41（2）西翼通风容易时期摩擦阻力的计算表及通风阻力分布图，见表422）通风困难时期通风阻力的计算（1）东

43、翼通风困难时期摩擦阻力的计算表及通风阻力分布图，见表43（2）西翼通风容易时期摩擦阻力的计算表及通风阻力分布图，见表44表41 东翼容易时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式×104NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s101副井井筒混凝土25053021.935.845882.7120.0063263.3254010.05325.3611.769212井底车场及主石门锚喷8520010.414.22863.2880.0061763.3254010.05324.7614.460324运输大巷锚喷90

44、125013.612.82097.1520.0729634.2731174.66285.6992.678446轨道上山到变电所锚喷20032512.010.11030.3010.0757132.7931075.29481.4063.2475610轨道上山到掘进面锚喷21015012.010.11030.3010.0366931.6811003.66536.8233.13761022轨道上山到采煤面锚喷22017512.010.11030.3010.0448420.904436.97619.5952.07072224区段进风石门锚喷25014512.410.31086.3740.0413819.

45、422377.22615.6081.88682428综采进风平巷U型支护230126012.99.6884.7360.422568.80877.58632.7830.91892830综采工作面液压支架35015012.07.8474.5520.132768.98480.71110.7151.152103038综采回风平巷U型支护260126012.99.6884.7360.477669.07482.33539.3280.945113840采区回风石门锚喷25022012.410.11024.1930.0665920.101404.05126.9051.990124086风井混凝土1003151

46、3.612.82097.1520.0204335.5611264.59125.8332.778合计424.816表42 西翼容易时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式×104NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s101副井井筒混凝土25053021.935.845882.7120.0063263.3254010.05325.3611.769212井底车场及主石门锚喷8520010.414.22863.2880.0061763.3254010.05324.7614.460324运输大巷锚喷901250

47、13.612.82097.1520.0729629.052843.99861.5782.270446轨道上山到变电所锚喷20032512.010.11030.3010.0757127.570760.10357.5472.7305610轨道上山到掘进面锚喷21015012.010.11030.3010.0366926.459700.07725.6862.62061022轨道上山到采煤面锚喷22017512.010.11030.3010.0448420.904436.97619.5952.07072224区段进风石门锚喷25014512.410.31086.3740.0413819.422377.

48、22615.6081.88682428综采进风平巷U型支护230126012.99.6884.7360.422568.80877.58632.7830.91892830综采工作面液压支架35015012.07.8474.5520.132768.98480.71110.7151.152103038综采回风平巷U型支护260126012.99.6884.7360.477669.07482.33539.3280.945113840采区回风石门锚喷25022012.410.11024.1930.0665920.101404.05126.9051.990124086风井混凝土10031513.612.8

49、2097.1520.0204330.181910.88218.6092.358合计358.476表43 东翼困难时期通风阻力计算表序号井巷区段序号巷道名称支护形式×104NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s101副井井筒混凝土25053021.935.845882.7120.006368.0564631.59529.2911.901212井底车场及主石门锚喷8520010.414.22863.2880.006268.0564631.59528.5994.7933256运输大巷锚喷90125013.612.82097.1520.073036.6391342.39997.9362.86245662轨道下山锚喷20065012.010.11030.3010.151434.0461159.136175.5073.37156264区段进风石门锚喷25014512.410.31086.3740.041420.927437.94818.1212.03266468综采进风平巷U型支护230130012.99.6884.7360.43609.49090.05939.2620.98