安全工程专业毕业论文《矿井通风与安全课程设计》最终版

1、贵州工程应用技术学院贵州工程应用技术学院课课 程程 设设 计计题题 目：目： 矿井通风与安全课程设计矿井通风与安全课程设计学学 号：号： 姓姓 名：名： XXX院院 别：别： 矿业工程学院矿业工程学院专业班级：专业班级： 2011 级安全工程本科级安全工程本科 1 班班指导教师：指导教师： XX完成时间：完成时间： 2014 年 7 月毕节学院教务处制毕节学院教务处制目目 录录第一章第一章 拟订矿井通风系统拟订矿井通风系统1 1第一节第一节 矿井概况矿井概况1 1第二节第二节 矿井通风系统矿井通风系统2 2第二章第二章 矿井风量计算与分配矿井风量计算与分配1 12 2第一节第一节 风量计算风量

2、计算1 12 2第二节第二节 风量分配风量分配2020第三章第三章 矿井通风总阻力计算矿井通风总阻力计算2 23 3第一节第一节 绘制通风系统图绘制通风系统图2 23 3第二节第二节 矿井通风阻力计算矿井通风阻力计算2 23 3第三节第三节 矿井通风难易程度评价矿井通风难易程度评价2 27 7第四章第四章 矿井主要通风机的选型矿井主要通风机的选型2 28 8第一节第一节 矿井自然风压矿井自然风压2 28 8第二节第二节 主要通风机的选择主要通风机的选择2 28 8- 1 -第一章第一章 矿井通风系统矿井通风系统 第一节第一节 设计矿井概况设计矿井概况一、矿井灾害简述（1）瓦斯本矿为新建矿井，未

3、作过瓦斯等级鉴定，根据煤质指标计算，即矿井相对瓦斯涌出量为 15.423m/t，则绝对瓦斯涌出量为 4.868 m/min, 由于该矿没有做煤与瓦斯突出鉴定，根据（黔安监管办字2007345 号）文，该矿应定为煤与瓦斯突出矿井，因此本设计按突出矿井进行设计和管理。（2）煤尘爆炸性该矿井由贵州省煤炭产品质量监督检验所 2008 年 5 月对 M1 煤层作煤尘爆炸性鉴定报告，其结果属煤尘无爆炸性；但是为了生产安全，还是应采取综合预防爆炸的措施。（3）煤炭自燃倾向该矿井由贵州省煤炭产品质量监督检验所 2008 年 5 月对 M1 煤层作自燃发火倾向性鉴定报告，其结果 M1 属级（自燃煤层） ，在开采

4、过程中应加强通风管理工作，防止采空区、老巷长期漏风，防止巷道长期处于微风状态，防止煤层自燃发火。（4）地温本矿区地温无异样，属正常区。（5）突出危险性该矿未取样进行煤层突出危险性鉴定，暂按煤层有突出危险性进行设计。建议煤矿在生产过程中必须坚持“四位一体”的防突措施，搞好瓦斯抽放工作，确保安全文明生产和矿工的生命安全。（6）水患井田内水患主要以大气降水为主要补给源的裂隙水、老窑采空区积水。（7）煤层顶底板顶板：直接顶板为炭质泥岩强度较低，含水性差。间接顶板为细砂岩。强度较低，- 2 -含水性差。底板：直接顶板为炭质泥岩强度较低，含水性差。间接顶板为细砂岩。强度较低，含水性差。（8）煤层特征本矿井

5、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。厚度(m)地层地层单位界 系 统 组标志层厚最小-最大平均(m)煤层间距(m)柱 状煤层及标志层编号煤层及标志层特征细、中粒石英砂岩，胶结良好，岩性坚硬。古二下山二叠西叠系统组石上太生石炭原炭系统 组界汾西矿业集团新峪煤业公司煤系地层综合柱状图制图清绘审核科长总工图号比例日期图 例页岩灰岩铝土砂岩粉砂岩煤层及夹矸位于山西组顶部K8砂岩之下,为极不稳定之不可采煤层,系中灰低硫之肥煤,发热量较高,容重1.35t/m3,从南而北变质程度加深, 顶板为泥岩,底板为砂岩。为山西组稳定可采煤层,系中灰低硫之焦肥煤,发热量高,

6、容重1.40t/m3,从南而北变质程度加深, 其顶板为粉砂岩,底板为砂页岩。位于山西组上部2#煤层之下,常有尖灭,为极不稳定之不可采煤层, 其顶底板均为页岩。石英砂岩,厚度变化大,亦不稳定,井田中不易对比。位于太原组顶部,井田内常尖灭,为不稳定之不可采煤层,其顶板为K7砂岩,底板为泥岩。位于太原组上部,属不稳定之不可采煤层,其顶板为泥岩,底板为K6砂岩。灰白色细粒-中粒石英砂岩,胶结良好.位于太原组上部,在井田内常尖灭,为极不稳定煤层,其顶底板增为页岩。深灰色石灰岩,产有海相动物化石,在井田西北部相变为黄色细粒砂岩。位于K4石灰岩之下,为不稳定之不可采煤层,其顶底板均为泥岩。位于太原组中部K5

7、、K4石灰岩之间,为不稳定之局部可采煤层,系中-高灰分,中硫-富硫之焦煤, 发热量较高,其顶板为页岩、砂质泥岩，底板为砂质页岩，细-中粒砂岩。深灰色石灰岩，夹有燧石带条及团块，产有海相动物化石。位于K3石灰岩之下，部分地区尖灭，为极不稳定之不可采煤层，顶板为K3石灰岩，底板为砂岩。位于太原组中下部，常常尖灭，为极不稳定之不可采煤层，其顶底板均为砂岩、粉砂岩。为厚层深灰色石灰岩，其中有条带状及团块状黑色燧石，石灰岩下部常有一层黑色页岩，厚度在1.5m左右，石灰岩中产有较为丰富的海相动物化石，系矿井充水的直接水源。位于K2石灰岩之下,本矿井主采煤层之一,为稳定可采煤层中富硫之焦煤,发热量较高,容重

8、:1.40t/m3,其顶板为K2石灰岩,常有0.3m左右之页岩伪顶,随采随落,底板为10#、11#煤层顶板之黑色泥岩,平均厚度0.80米左右。位于太原组下部,本矿井主采煤层,为结构复杂的稳定可采煤层,系低灰-中灰富硫之焦煤、瘦煤,发热量高,容重:1.35-1.40t/m3, 由北而南,由下到上变质程度逐渐减低,其顶板为9#煤底板之黑色泥岩,底板为铝土泥岩,遇水膨胀,煤层有自燃,煤尘有爆炸之危险性,生产中分三层开采,金属网假顶。图图 1 1 综合地质柱状图综合地质柱状图第二节第二节 矿井通风系统矿井通风系统根据矿井采掘系统，确定合理的矿井通风系统。拟定矿井通风系统主要是拟定进风井与回风井的布置方

9、式，矿井风流路线，矿井主要通风机的工作方法，这是矿井通风设计的基础。- 3 -矿井通风系统应和矿井的开拓、开采设计一起考虑，并通过技术、经济比较之后确定。确定的通风系统，应符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。一、拟定矿井通风系统的基本要求1） 、每个矿井必须至少要有 2 个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于 30 米。新建和改扩建矿井，如果采用中央式通风时，还要在井田边界附近设置安全出口；当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时，必须掘出井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和每个采区至少都必须有 2 个便于行人的安全出口，并与通

10、达地面的安全出口相连通。通到地面的 2 个安全出口和 2 个水平间的安全出口，都必须有便于行人的设施（台阶和梯子间等） 。2） 、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 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 500 米。井口工程地质及井筒施工地质条件简单，占地少、压煤少、交通方便、便于施工。3） 、箕斗提升井一般不应兼作进风井或出风井。如果井上、下装卸载装置和井塔有完善的封闭措施，其漏风不超过 15%，并有可靠的防尘措施，箕斗井可以兼作出风井；若井筒中风速不超过 6m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准，箕斗井可以兼作进

11、风井。胶带输送机斜井一般不得兼作风井。如果胶带输送机斜井中的风速不超过 4m/s，并有可靠的防尘措施和防火措施，可以兼作进风井；如果胶带输送机斜井中的风速不超过 6m/s，并装有甲烷断电仪，可以兼做回风井。4） 、所有矿井都要采用机械通风，主要通风机必须安装在地面。新建矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机联合运转。5） 、不宜把两个可以独立通风的矿井合并为一个通风系统；若有几个出风井，则自采区到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前、各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合

12、。6） 、采用分区式（多台主要通风机）通风时，为了保证联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流、（中央主要通风机）每一翼的回风流都必须严格隔开。7） 、尽可能降低通风阻力。尽量采用并联通风，并使主要并联风路的风压接近相等，以避免过多的风量调节。尽可能利用旧巷道通风。- 4 -8） 、尽可能避免设置大量风桥和风门或采用容易引起大量漏风的通风系统。9） 、井下爆炸材料库必须有单独的进风流，回风必须引进矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风风流应引入回风巷。二、确定矿井通风系统的方法依据矿井通风设计的条件，提出多个技术上可行的方案。首先根据

13、矿井生产实际，选定 23 个技术上可行，且符合安全要求的方案进行经济比较，将最优方案确定为设计方案。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后，所确定的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复生产。 （附通风示意图及网络图）（一） 、矿井通风系统的类型按进、回风井在井田的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式和混合式（如图 2） 。1） 、中央式进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式（中央分列式） 。（1）中央并列式中央并列式进风井和回风井大致并列在井田走向的中央，两井底可以开掘到第一水平，也可只将回风井掘至回风水平。

14、（2） 中央边界式（中央分列式）中央边界式（中央分列式）是进风井大致位于井田走向的中央，回风井大致位于井田浅部边界沿走向中央、在倾斜方向上两井相隔一段距离，回风井的井底高于进风井的井底。2） 、对角式（1）两翼对角式进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼（沿倾斜方向的浅部） ，称为两翼对角式。（2）分区对角式进风井位于井田走向的中央，在各个采区开掘一个回风井，无总回风巷。3） 、区域式在井田内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。- 5 -4） 、混合式由上述几种方式混合组成。例如：中央并列与两翼对角混合，中央分列与两翼对角混合。 （e e） 图 2 矿井

15、通风系统类型（a）中央并列式；（b）中央边界式；（c）两翼对角式；（d）分区对角式；（e）区域式（二）各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件- 6 -各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件如表 1-2-1 所示。表 1-2-1 各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件通风方式优点缺点适用条件中央并列式进、回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小。矿井反风容易，便于管理。风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，阻力大，井底车场漏风大。工业广场受主要通风机噪声的影响和回风流的污染适用于煤层倾角大埋藏深井田走向长度小于 4km，瓦斯与自燃发

16、火都不严重的矿井。中央式中央分列式通风阻力较小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪生的影响及回风流的污染。风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，阻力大。适用于煤层倾角较小埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自燃发火比较严重的矿井。对角式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。安全出口多，抗灾能力强，便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受主要通风机噪生的影响及回风流的污染。井筒安全煤柱压煤较多初期投资大，投产较晚。煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与自燃发火比较严重的矿井。或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井。- 7 -分区对角式每个采区有独立的通

17、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。占用场地多，管理分散，矿井反风困难。煤层埋藏浅，或因地表起伏较大，无法开掘总回风巷。（三）主要通风机的工作方式与工作地点主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。1） 、抽出式抽出式是主要通风机安装在回风井口，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。当主要通风机因故障停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。2） 、压入式压入式是主要通风机安装在入风井口，在压入式主要通风机的作用下，整个矿井优点缺点适用条件区域式既可改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建

18、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。通风设备多，管理分散。井田面积大，储量丰富，或瓦斯含量大的大型矿井。混合式回风井数量较多，通风能力大，布置较灵活，适应性强。通风设备较多井田范围大，地质和地面地形复杂，或产量大，瓦斯涌出量大的矿井。- 8 -通风系统处在高于当地大气压力的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机停止运转时，井下风流的压力降低。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理困难，且漏风较大。3） 、压抽混合式在入风井口设一风机做压入式工作，回风井口设一风机做抽出式工作

19、。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风设备多，管理复杂。（四）矿井通风系统的选择根据本矿井设计生产能力、煤层赋存条件表土层厚度、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要，通过对以上各个可行的矿井通风系统方案进行经济技术比较后，确定选用中央并列式、抽出式的通风系统方案。三、采区通风系统设计采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，是采区生产系统的重要组成部分。它包括采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式与采区内的风流控制设施。（一）采区进风上山与

20、采区回风上山的选择对于薄及中厚的缓倾斜煤层，我国广泛采用走向长壁采煤法，开掘采区上（下）山联系回风大巷及运输大巷，上（下）山至少有两条，即运输机上山及轨道上山；对于生产能力大的采区可有三条或四条上山。只设两条上山时，一条进风另一条回风。新鲜风流由大巷经进风上（下）山、进风平巷进入采煤工作面， ，回风经回风巷、回风上（下）山到采区回风石门。又本矿虽有厚煤层，但其厚度接近最大厚度的中厚煤层，采煤方法仍用走向长壁采煤法，故本矿各个采区内的布置均相同。采区进回风巷道的形式有：轨道上山进风，运输机上山回风；轨道上山回风，运输机上山进风两种。以下对其作简略说明。1） 、轨道上山进风，运输机上山回风如图 3

21、 所示：新鲜风流由进风大巷 1、流经采区石门 2、下部车场 11 到轨道上山4，故下部车场绕道中不设风门。轨道上山的上部及中部车场凡与回风巷连接处，均设置风门和回风隔离。为此车场巷道要有适当的长度，以保证两道风门间距有一定的- 9 -长度，以解决通风与运输的矛盾。 图 3 轨道上山进风的采区通风系统1运输大巷；2采区进风石门；3运输机上山；4轨道上山；5、7运输、- 10 -进风巷道；6回风巷道；8轨道巷；9联络巷；10区段溜煤眼；11采区下部车场；12采区煤仓；13绞车房 14采区变电所；15回风石门2） 、运输机上山进风，轨道上山回风如图 4 所示，运输机上山进风时，风流方向与煤流方向相反

22、。运输机上山的下部与进风大巷间必须设联络巷入风，禁止从溜煤眼上风。运输机上山的中部、上部与回风上山连接的巷道中均设置风门或风墙。轨道上山回风，它与各区段回风巷及回风石门连通，凡与进风巷连接地点，设置通风构筑物。为了将轨道上山与与采区进风巷隔离，其下部车场必须设两道以上风门，风门间隔不小于一列长度，这对于下部提料 的采区特别重要，否则提料与通风易发生矛盾，风门破坏或敞开，风流短路，工作面风量不足，可能造成事故。对于从上水平下料的采区来说，料车通过下部车场很少，上述问题一般不存在，所以这种通风系统对于从上水平下料的采区比较适合。图 4 运输机上山进风的采区通风系统1进风大巷；2进风联络巷；3运输机

23、上山；4运输机平巷；5轨道上山；6采区变电所；7绞车房；8回风巷；9回风石门；10总回风巷3） 、轨道上山进风，回风上山回风本方法与轨道上山进风，运输机上山回风基本相同，只是有三条上山，另外多打一条回风上山。4） 、采煤工作面上行通风与下行通风- 11 -上行通风与下行通风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，如图 5中的（a） ，否则是下行通风如图 5 中的（b） 。 图 5 采煤工作面上行风与下行风 5） 、工作面通风系统采煤工作面的通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层的自燃发火等所确定的，根据采煤工作面进

24、回风巷道的布置方式和数量，可将工作面通风系统分为以下几种。A、U 型及 Z 型通风系统；B、Y 型、W 型及双 Z 型通风系统；C、H 型通风系统6） 、工作面通风系统的选择根据工作面具体情况和开采方法，工作面通风路线为：运输巷道采煤工作面回风巷，形成 U 型通风方式，通过进行经济技术和安全效果比较后，工作面通风系统选用 U 型通风系统。- 12 -第二章第二章 矿井风量计算与分配矿井风量计算与分配 煤矿矿井的供风是保证矿井工作人员正常劳动和安全生产的基本条件。矿井供风量也是确定矿井主要井巷断面尺寸和主要通风机能力的基础数据。依据煤矿安全规程和国家标准 MT/T 6341996煤矿矿井风量计算

25、方法的规定，按下列要求进行风量计算，以及矿井通风管理中的风量分配与调节。第一节第一节 风量计算风量计算一、风量计算的标准依据 供给煤矿井下任何用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该用风地点的供风量。1） 、按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3；2） 、按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速以及温度等都符合煤矿安全规程的有关各项规定要求，分别计算，取其最大值。二、风量计算原则无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总

26、和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各采区风量，最后求出全矿井总风量。三、矿井需风量的计算（一）按井下同时工作最多人数计算：- 13 -Q=4NK(m3/min) (2-1-1)式中：Q-矿井总供风量，m3/min； N-井下同时工作的最多人数，本矿井为 70 人； 4-每人每分钟供风标准，m3/min； K-矿井风量备用系数，本矿井采用的是中央并列通风，取 K1.2 则：Q=4701.1=308 m3/min=5.1m3/s（二）按各用风地点的实际需风量计算(由内到外的计算方法)1） 、采煤工作面需风量的计算。

27、 采煤工作面的风量应按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量按式(2-1-2)计算：(2-1-2)gfigfifikqQ100式中；Qfi第 i 个采煤工作面需要风量，m3/min； qgfi第 i 个采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量，m3/min。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算； kgfi第 i 个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，在整个工作面开

28、采期间，均匀间隔的选取不少于 5 个昼夜，进行观测，得出 5个比值，取其最大值。通常根据采煤方法可按表 2-1-1 选取： 表 2-1-1 各种采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数采煤方法Kgfi机采工作面炮采工作面水采工作面1.21.61.42.02.03.0当采煤工作面有其他有害气体涌出时，也可按有害气体涌出量和不均匀系数，使其稀释到煤矿安全规程规定的最高允许浓度计算。 gfigfifikqQ100 =1004.8682.0 =973.70 m3/min- 14 - =16.30m3/s（2）按工作面进风流温度计算：采煤工作面应有良好的气候条件。进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。

29、其气温与风速应符合表 2-1-2 的规定：表 2-1-2 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）15151818202023232603050508081010151518 采煤工作面的需要风量按式(2-2-3)计算：(2-1-3)flifififikSvQ 60式中；vfi第 i 个采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流温度从表 2 中选取，ms； Sfi第 i 个采煤工作面的平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2； Kf1i第 i 个工作面的长度系数。可按表 2-1-3 选取。 表 2-1-3 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度（

30、m）工作面长度风量系数（kf1i）1801.11.21.301.40 flifififikSvQ 60 =600.94.21.0 =226.8m3/min =3.78m3/s （3）按使用炸药量计算： 按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为 500m3计算：(2-1-4)tAQfifi500式中：Afi第 i 个采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； t爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取 2030min。 tAQfifi500 =1250025.=240 m3/min=4 m3/s（4）按工作人员数量计算： 按每人每分钟应供给 4m3新鲜风量计算：(2-1-5)fifinQ 4式

31、中：nfi第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数，人。本矿井采煤工作组最多人数为 25 人，所以=425=100 m/min=1.67 m3/sfifinQ 4（5）按风速进行验算：按煤矿安全规程规定的最低风速，以式(2-1-6)验算最小风量：(2-1-6)fifiSQ25. 060 =63 m/min =1.05 m3/s - 16 -按煤矿安全规程规定的最高风速，以式(2-1-7)验算最大风量：(2-1-7)fifiSQ460 =1008 m/min =16.8 m3/s 由验算得 1.67m/s Q采 16.8 m/s。 由以上计算所得 ，该采煤工作面的风量取 Q采=973.70m/mi

32、n =16.30m3/s 2） 、掘进工作面需风量计算： 煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值：（1）按瓦斯涌出量计算：(2-1-8)gdigdidikqQ100式中：Qdi第 i 个掘进工作面的需风量，m3/min； qgdi第 i 个掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量。生产矿井可按条件相似的掘进工作面来推算之。 kgdi第 i 个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常取kgdi1.82.5。当有其他有害气体时，应根据煤矿安全规程规定的允许浓

33、度按上式计算的原则计算所需风量。 gdigdidikqQ100 =1004.8681.8 =876.24m3/min = 14.61 m3/s （2）按炸药量计算： 按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为 500m3计算：(2-1-9)tAQdidi500式中：diA第 i 个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； t爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取 2030min。 0.4450025=32 m3/min = 0.53 m3/stAQdidi500（3）按工作人员数量计算：- 17 -(2-1-10)didinQ 4 式中：ndi第 i 个掘进工作面同时工作的最多人数。 由于

34、该矿井掘进工作面同时工作的最多人数为 15 人，所以=415=60 m3/min =1 m3/sdidinQ 4（4）按局部通风机吸风量计算 （2-1-11）dfidfidiIQQ 式中：Qdfi第 i 个掘进工作面局部通风机的吸风量。一般取 100m3/min、 200 m3/min、300 m3/min；Idfi该掘进工作面同时运转的局部通风机的台数。 （各种局部通风机的额定风量可按下表 2-1-4 选取）表 2-1-4 各种局部通风机额定风量风机型号吸风量（m3/min）JBT51（4kW）JBT52（11 kW）JBT62（28 kW）100200350在本矿中风机取 JBT62（28

35、 kW） ，吸风量等于 350m3/min，所以 =3502=700m3/min=11.67m/sdfidfidiIQQ （5）按风速进行验算：每个岩巷掘进工作面的风量(2-1-12)didiSQ15. 060 式中：Sdi第 i 个掘进工作面巷道的净断面积，m2。 didiSQ15. 060 =600.154.6=41.6 m3/min=0.69 m3/s 每个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的风量didiSQ25. 060- 18 - =600.154.6 =69 m3/min =1.15m3/s每个煤巷、岩巷或者半煤岩掘进工作面的风量 didiSQ460 =6044.6=1104 m3/min=

36、18.4m3/s所以 0.69 m3/s Q掘 18.4 m3/s按上述条件计算的最大值为 876.24m3/min。所以掘进巷道风量取 14.61m3/s。（6）局部通风机设计选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径，计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风安全技术措施、装备。根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。局部通风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。其设计原则可归纳如下：矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造

37、条件；局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机；压人式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜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；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。根据本矿井通风情况，掘进巷道局部通风方式应选用压入式。通风方法应选择柔性（胶布）风筒。风筒特性见表 2-1-5。表 2-1-5风筒特性表风筒类别风筒直径接头方式百米风阻 Ns2/m8节长 m胶布风筒400单反边131.3210胶布风筒400双反边121.7210胶布风筒500双反边64.1150胶布风筒600双反边23.3310胶布风筒

38、600双反边15.8830结合本矿具体情况和各种风筒特性应选择直径为 600m，接头方式为双反边，百米- 19 -风阻为 15.88Ns2/m8 ，节长为 30m 的胶布风筒。局部通风机及风筒布置见附图。3） 、硐室需风量计算：各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：（1） 、机电硐室：发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量进行计算：(2-1-13)tCWQPri603600式中：Qri第 i 个机电硐室的需风量，m3/min； W机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算)，kW； 机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的

39、实际热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定，也可按表 2-1-6 选取； 空气密度，一般取 1.2kg/m3； CP空气的定压比热，一般可取 CP1.000 6kJ/(kgK)。 t机电硐室进、回风流的温度差，K。表 2-1-6 机电硐室发热系数()表机电硐室名称空气压缩机房水泵房变电所、绞车房发热系数0.150.180.010.030.020.04 采区小型机电硐室，按经验值确定需风量或取 6080m3/min。（2）消防材料材料库： 按库内空气每小时更换四次计算：(2-1-14)604 VQri式中：V库房容积，m3。但大型消防材料库不得小于 100m3/min，中小型消防材料库不

40、得小于 60m3/min。故取：Q=120 m3/min =2 m3/s。mc（3）绞车房 Q=6080 m3/minmc- 20 - 取：Q=60 m3/min = 1 m3/smc（4）避难硐室 取 100m3/min=1.67（5）本矿井下遇难硐室为一个独立进风的硐室，根据经验每个独立通风的硐室取Qb60 m3/min=1 m3/s。故取：Qb60 m3/min=1 m3/s。 （6）信号硐室本矿井下遇难硐室为一个独立进风的硐室，取：Qb60 m3/min =1 m3/s （7）变电所 本矿井下遇难硐室为一个独立进风的硐室，根据经验每个独立通风的硐室取Qb60 m3/min1 m3/s。

41、故取：Qb60 m3/min =1m3/s 所以机电硐室的风量总和为：120+60+100+60+60=400 m3/min = 6.67m3/s。4）矿井总需风量计算：矿井所需总风量 Qm是矿井井下各个用风地点需风量之和，并考虑漏风和配风不均匀等的备用风量系数，按式(2-1-16)进行计算： (2-1-16）mmeimrimdimfimkQQQQQ)(式中：Qm矿井所需总风量，m3/min； Qmfi各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； Qmdi各掘进工作面所需风量之和，m3/min； Qmri各硐室所需风量之和，m3/min； Qmei其他用风巷道所需风量之和，m3/min

42、； km矿井内部漏风和调风不均匀等因素的备用风量系数。通常可取1.151.25。即该矿井所需总风量 Qm=（876.242+973.70+400）1.2=3751.42m3/min=62.53m3总上所述，该矿总进风量为 Qm=3751.42 m3/min，即：62.53 m3/s。- 21 -第二节第二节 风量分配风量分配 1） 、分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。 2） 、分配的方法先将以上计算得出的矿井总风量 Qm中减去独立回风的掘进风量

43、Qmdi和硐室风量Qmri，再按以下原则对剩余的风量进行大致的分配；各个回采工作面的风量，按照与产量成正比的原则进行分配；各个备用工作面的风量，按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即：(2-2-1)(mrimdimreQQQQ 式中：Qre矿井总风量中减去独立回风的掘进风量和峒室风量后的剩余风量，m3/min；Qm矿井总风量, m3/min；Qmdi各掘进工作面所需风量之和，m3/min；Qmri各硐室所需风量之和，m3/min；=2595.17（973.6+400）=1221.57m3/min=20.36 )(mrimdimreQQQQm3/s剩余风量 Qre分配方法是：先用下式计算回采工

44、作面日产一吨煤所需配给的风量 q,即：(2-2-2)2/(aareTTQq式中：q回采工作面日产一吨煤所需配给的风量， dtmmin3Ta各个回采工作面的日产量之和，t/d；Ta各个备用工作面的计划日产量之和，t/d。分配给各个回采工作面的风量为： (2-2-3)afiqTQ - 22 -分配给各个备用工作面的风量为： (2-2-4)2aaqTQ 表 221 风量分配表通风地点计算风量（m3/s）分配风量(m3/s)三区段行人大巷31102 运输巷掘进头14.6116副平硐（40m3/s）行人大巷（40m3/s）一区段联络平巷一区段运输斜巷1101运输巷1101切眼1101回风巷1101回风斜

45、巷 16.3018- 23 -三区段运输大巷三区段联络斜巷6.53主平硐运输大巷1102 辅助运输斜巷1102 回风巷掘进头14.6119回风大巷62.53第三章第三章 矿井通风总阻力计算矿井通风总阻力计算矿井通风总阻力的大小是选择通风设备的只要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算矿井通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分为摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力一般占通风阻力的 90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。第一节第一节 绘制通风系统图绘制通风系统图在设计中，主要通风机在

46、服务年限（1525 年内） ，随着才没工作面及采取接替的变化，通风系统的总阻力也将因之而变化。通风困难时期是指在通风阻力最大时期，一般出现在距离较远的采取或带区，通风容易时期是指通风阻力最小的时候，一般出现在矿井达到设计生产能力的时候，通常取首采区的最近的那个工作面。确定矿井通风容易时期和困难时期的开采位置，分别绘制两个时期的通风系统系统图和网络图。 （附图：困难与容易时期通风系统图及网络图）- 24 -第二节第二节 矿井通风阻力计算矿井通风阻力计算一、矿井通风总阻力的计算原则1） 、如果矿井服务年限不长（1020 年） ，选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务

47、年限较长（3050 年） ，只计算头 1525年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出这两个时期的通风网路图。2） 、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。3） 、矿井通风总阻力不应超过 2940 Pa。4） 、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。二、矿井

48、通风总阻力的计算方法沿矿井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），分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力： 或 （3-3-1）23QSLUh摩SLUVh2摩巷道的摩擦风阻: NS2/m8（3-3-3SaLUR摩2） 值可以从附录一中查得，或选用相似矿井的实测数据。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：=（1.11.15）（3-3-阻难h摩难h3）- 25 -=（1.11.15）（3-3-阻易h摩易h4）在计算矿井通风总阻力时，新建矿井的局部阻力按矿井通风摩擦阻力的 10%计算。两个时期的摩擦阻力可按表 3-1-1 进行计算。

49、容易时期通风路线为：副平硐行人大巷一区段联络平巷一区段运输斜巷1101 运输巷1101 切眼1101 回风巷1101 回风斜巷回风大巷引风道。 表 3-1-1 容易时期井巷摩擦阻力计算表巷道名称支护形式摩擦阻力系(NS2/m4)周长巷道长 L (m)净断面积风量（m3/s）摩擦风阻R(NS2/m8)摩擦阻力hfr(Pa)副平硐锚喷0.019.70706.6370.023632.3084行人大巷 锚喷0.019.704106.6370.1383189.3327一区段运输斜锚喷0.019.70256.6340.00849.7104- 26 -巷1101 运输巷金支0.01758.924404.61

50、80.7056228.61441101 开切眼单体0.04511.201104.44180.633205.0921101 回风巷金支0.01758.925154.6180.826267.6241101 回风斜巷锚喷0.0109.70506.6180.01685.4432回风大巷锚喷0.0109.705006.6370.1687230.9503引风道锚喷0.01110.25357.13370.010814.7852一区段联络平巷 1锚喷0.0109.7056.6340.001681.94208合计1185.80268 由上表计算得：容易时期的通风摩擦阻力为 1185.81Pa。本矿井为新建矿井，

51、故其局部阻力按摩擦阻力的 10%计算，所以总阻力为：h=1185.81+1185.8110%=1304.40Pa。 困难时期通风路线为：副平硐行人大巷n 区段联络平巷n 区段运输斜巷1n01 运输巷1n01 切眼1n01 回风巷1n01 回风斜巷回风大巷引风道。表 3-1-2 困难时期井巷摩擦阻力计算表巷道名称支护形式摩擦阻力系(NS2/m4)周长巷道长L (m)净断面积风量（m3/s）摩擦风阻R(NS2/m8)摩擦阻力（Pa）副平硐锚喷0.019.7706.6370.0236177232.33265868行人大巷 锚喷0.019.712606.6370.425118958581.987853

52、5- 27 -n 区段运输斜巷锚喷0.019.7306.6340.0101218811.700893281n01运输巷金支0.01758.929204.6181.475425331478.03780721n01开切眼单体0.04511.21104.44180.662185195214.54800321n01回风巷金支0.01758.929604.6181.539574258498.82205961n01回风斜巷锚喷0.019.7506.6180.0168698 5.4658152回风大巷锚喷0.019.713556.6370.457171578625.8678903引风道锚喷0.01110.2

53、5357.13370.01088719514.90456996n 区段联络平巷1锚喷0.019.756.6340.001686981.950148882465.6177 由上表计算得：困难时期的通风摩擦阻力为 2465.62Pa。由于本矿井为新建矿井，故其局部阻力按摩擦阻力的 10%计算，所以总阻力为：2465.62+2465.6210%=2712.19 Pa第三节第三节 矿井通风难易程度评价矿井通风难易程度评价一、用下式计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔。 R矿易= h易/ Q2 （3-3-1） R矿易= h易/ Q2 =1304.4062.532=0.33 NS2/M8 R矿难= h难/

54、Q2 （3-3-2） R矿难= h难/ Q2 =2712.1962.532=0.69 NS2/M8 二、矿井通风难易程度评价矿井通风难易程度评价 - 28 -难=（3-3-3）A阻难hQ19. 1易=（3-3-4）A阻易hQ1917. 1等级孔可以表示矿井通风的难易程度，具体关系见表 3-3-1。 难=1.191762.53/2712.19=1.43m2A难hQ1917. 1 A易=1.191762.53/1304.40=2.06m2易hQ1917. 1表 3-3-1 矿井通风容易时期和困难时期难易程度评价表 第四章第四章 矿井主要通风机的选型矿井主要通风机的选型基本要求：基本要求：1） 、矿

55、井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。2） 、选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备参照等积孔 A（m2）矿井通风容易程度计算等级孔 A（m2）难易程度评价2容易2.06容易2困难1.43中等- 29 -长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节能情况，分期选择电动机。3） 、通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小 5；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的 90%。4） 、进、出风井井口的高差在 150m 以上，或进

56、、出风井口标高相同，但井深400m 以上时，宜计算矿井的自然风压。第一节第一节 矿井自然风压矿井自然风压矿井进、回风井的空气柱的容重差(容重差又主要由湿度差造成)以及高差和其它自然因素所形成的压力差称为自然风压，它对矿井主要通风机的工况点会产生一定的影响，但由于本矿井属于平硐开拓，且进、回风井井口高差小于 150m，因此不用考虑自然风压对主要通风机的影响。第二节第二节 选择主要通风机选择主要通风机通常用主要通风机的个体特性曲线来选择主要通风机。要保证主要通风机在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主要通风机在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。一、确定主要通风机的风量

57、通过主要通风机的风量 Q吸必大于通过出风井的矿井总风量 Qm，Q吸=QmK ，(m3/s) （4-2-1）式中，K 为外部漏风系数，风井不作提升运输任务时取 1.1，箕斗井兼做回风井用时取 1.15，回风井兼做升降人员时取 1.2。 Q吸=QmK=62.531.1=68.79（m3/s）（4-2-2）二、确定主要通风机的风压分别求出通风容易和通风困难两个时期的主要通风机风压。通常离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此对抽出式通风矿井：全= 阻+硐+扩自 ，pa （4-2-3） HhhhH风硐阻力一般不超过 200 Pa。离心式通风机：- 30 - 容易时期 全小= 阻小+硐+扩-自 （4-2-4）HhhhH 困难时期 全大=