黑河兴边煤矿矿井通风设计项目计划书

兴边煤矿矿井通风设计计划书

第一部分兴边煤矿矿井通风设计

第1章矿区及安全概况井田地质特征

1.1矿区概况

1.1.1交通位置

兴边煤矿位于省市西175km处，行政区隶属于市罕达气乡。其地理坐标为

东经125°55'48〃~126。00'50〃，北纬50°07z51〃~50。10'49"。井田

围北起煤层露头，西、南以F6,F5断层为界，东以F8断层为界。本矿区现有

公路与市和嫩江县相通。至加格达奇的砂石公路在本井田边界通过，公路交通

极为方便，黑宝山至木耳气（以下称黑一木铁路）的地方标准轨距铁路已在井田

北部建成通车，该线路距本矿井0.8km处通过，给本矿井煤炭的外运提供了便

利条件。本矿井的煤炭可通过铁路、公路运往全国各地，交通十分便利（详见交

通位置图1-1)o

图1-1交通位置图

1.1.2地形地势

本区位于大兴安岭西坡，居黑宝山-木耳气煤田的中段，属低山丘陵区，海

拔高度385〜446m,井筒海拔高度400m,地势为西北高，东南低，西部为丘陵

台地、东部为河谷低地。

1.1.3河流

本区有裸河和根里河由西向南流入泥瞅河，属季节性河。

1.1.4气象地震

本区属中温带大陆性季风气候，冬季严寒干燥，夏季凉爽多雨，年平均气

温00〜-0.20℃,最高气温31.8(TC,最低气温-370℃。年降水量531〜536mm,

年蒸发量869〜990mln。年平均风速3.2m/s,主导风向为西北风，每年10月至

翌年四月为冻结期，冻结深度2.6m,永冻层分布在河谷附近和潮湿地带，属岛

状冻土，厚度可达15m。

本区地震烈度为5区度。

1.1.5矿区经济概况

市兴边矿业是市政府通过招商引资引进的以煤炭生产为主业的民营企业。

1.1.6矿井水电源及通信情况

1）水源

根据省煤田地质勘探公司提供的井田水文地质图表明本地区地下水较丰富,

故分别在矿井的一采区和二采区附近设置深水井四眼，做为矿井水源。

2）电源

距本矿20km处设有嫩江电业局黑宝山区域变电所，（110/35/6.3KV,主

变容量为2X8000KVA）。该变电所两回HOKV线路分别来自嫩江和，可做为

矿井电源。

3）通信

外部有线通信和移动通信都已经具备。

1.1.7当地环境保护现状及存在问题

本矿井地处肥沃的“北大荒”，属国营“二九一”农场管辖，区耕地多，少

占农田是本设计的指导思想之一。考虑及兴边矿区的实际情况，阡石排放方式

为设临时讦石山。但从长远考虑，建议建设单位应尽早进行资源的综合利用，

以减少对环境的破坏。

1.2井田地质特征

1.2.1地质构造

1）地质年代，地层层序

本区煤系地层基底为古生界变质岩系，古生界之上为中生界侏罗系，白垩

系及新生界第三系和第四系地层。上侏罗统煤系地层在区普遍发育，煤层主要

赋存于上侏罗统九峰山组二段、三段。

2）煤系地层走向、倾向及倾角

井田为一宽缓的向斜构造，轴向NEE,向东倾伏。南翼被F5断层所切，西

部被F6断层截断，东部被F8断层切断，北翼地层出露。地层倾角在向斜北翼

一般为10。~20。，在向斜轴部附近则变为5。。

3）断层褶皱情况

（1）断裂构造

在本矿井开采围有8条断层，断层落差较大，均为正断层，但因断层面闭

合程度较好，且破碎带多被泥质、钙质所充填，断层含水性弱，导水性差。

⑵褶曲

本井田褶曲不发育，仅存在一个宽缓的向斜构造。向斜北翼地层倾斜较陡,

南翼地层倾斜很缓，且被F5断层截断，向斜轴部附近倾角仅5。左右。

（3）岩浆岩

本区火成岩侵入体为玄武安山岩，侵入层位于n及n上3煤层附近，目前钻

探控制平面位于6-9勘探线间的中浅部，在此围n号煤层被火成岩吞蚀。在6

勘探线以西，次玄武安山岩对煤层侵蚀逐渐减少。

1.2.2煤层及煤质

1）煤层

本区煤层赋存于九峰山组中部（二、三段中），共见煤八层，其中全区可采

两层（I、II）,本矿井开采I、n号煤层。I号煤层煤厚3.0〜3.6m,平均煤厚

3.3m左右；II号煤层煤厚2.9〜3.7m,平均煤厚3.3m左右。I、II煤层的平

均倾角均为20。，I、II煤层的平均间距为25m。

2）煤层露头

本区煤层露头平均厚度为0.9m。

3）煤质

本区煤炭呈黑色、灰黑色至钢灰色，以沥青光泽为主，少量含有金属光泽

0块状为主，少量粉浅状及鳞片状，条带状结构，贝壳状阶梯断口。肉眼煤岩

类型以光亮型为主。I、II号煤层原煤平均灰分15.19%,挥发份一般为40.14%,

胶质层厚度平均为1.5mm,原煤容重1.35T/W。硫含量为0.73轩1.81%,磷含量

为0.%-0,%,应用基低位发热量平均为25.OOMJ/kgo

本区煤层以特低硫，低磷、低一中灰份，中等发热量的长焰煤为主，零星

分布少量气煤，弱粘结煤及贫煤。粘结性不好，无结焦性，低熔点，易选。可

做为动力用煤及民用煤。

1.2.3地质勘探程度

本井田最后一次精查基本上搞清本井田的煤层赋存情况和主要的地质构造

情况。根据本区断裂的一般规律，往往在大断裂附近还有很多较小的断裂，还

可能有新的断裂没有控制，这些都需要在建井和生产过程中予以注意。

1.3矿井安全概况

1.3.1水文地质

本井田地处的黑宝山一木耳气煤田，为丘陵台地，井田边界地下含水带较

少，因此矿井开采时主要受地表河流、洪水堆积的地表水影响，总的变化趋势

是由西向东逐渐减弱，井田地表多为沼泽湿地，夏季含水丰富。

1.3.2瓦斯赋存状况

本矿井为瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为14m7min。采煤工作面绝对瓦

3

斯涌出量为3.3m7min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.7m/mino

1.3.3煤尘及煤的自燃

地质部门对I号煤层与n号煤层做了爆炸性试验，在勘探报告中注明，煤

尘具有爆炸性危险。

煤炭自燃倾向：经测定，I号煤层与n号煤层的自燃较发火严重。

1.3.4地温

本区测得简易和近似稳态测温数值均属地温正常围。

第2章矿井储量及生产能力

2.1井田境界及储量

2.1.1井田境界

由省国土资源厅2003年n月批准的兴边煤矿井田围由19个拐点坐标连线

2

圈定:井田面积8.52kmo

2.1.2储量

1)储量计算基础

(1)最低可采厚度：煤层倾角小于25。时取0.8m,煤层倾角在25~45。时取

0.7m；

(2)煤层灰分:小于40%；

(3)煤层容重：1.4、接触变质部分1.46；

(4)储量计算边界：与井田边界一致，浅部以煤层露头风化带底面(即至地

面垂深10m)为界，深部以-200m标高为界(垂深600m)；

(5)断层煤柱：根据断层落差暂定为：落差W50m的，断层一侧留30m煤柱，

落差〉50m的，断层一侧留50m煤柱。

2)储量计算结果

根据储量计算公式：可得出井田的工业储量。本设计井田面积为8.52Km\

本设计共含煤2层，I号煤层煤厚3.3m,II号煤层煤厚3.3m。煤层平均倾角为

20°。

根据储量计算公式:

(2-1)

式中：

一井田工业储量，Mt；

S一井田面积，m2；

m一煤厚，m；

一煤层容重；

。一煤层倾角。

可得出井田的地质储量以及井田的工业储量

=8.52X3.3X2X1.4/cos20°=83.77Mt

矿井工业储量83.77毗，扣除断层煤柱、井田境界煤柱、防水煤柱和工业

场地煤柱，以及开采损失煤量总计：8.19Mto

井田的可采储量计算公式：

(2-2)

=(83.77-8.19)80%

=60.46Mt

式中：

一井田可米储量，Mt；

Zg一井田工业储量，Mt；

P一固定损失，Mt；

C一回采率，厚煤层C275%,中厚煤层080%,薄煤层085%；

矿井工业储量83.77毗，扣除断层煤柱、井田境界煤柱、防水煤柱和工业

场地煤柱，以及开采损失煤量后，矿井设计可采储量为60.46毗。

2.2矿井设计生产能力及服务年限

2.2.1矿井工作制度

本矿井设计年工作日330d,采煤每日二班作业，一班准备；掘进三班作业；

每班工作8h,每天净提升时间为14h。

2.2.2矿井设计生产能力及服务年限

矿井设计时确定的煤炭年产量，单位:毗/a,应根据资源条件、外部建设条

件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作

面生产能力、经济效益等因素确定。

矿井设计生产能力划分为：

大型矿井:1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0、5.0、6.OMt/a及以上;

中型矿井：0.45、0.6、0.9Mt/a；

小型矿井：0.3Mt/a及以下；

新建矿井及其第一水平的设计服务年限不宜小于下表2-1的规定：

表2T新建矿井设计服务年限

第一开采水平设计服务年限

矿井设计

矿井设计生产能

服务年限煤层倾角

力(Mt/a)煤层倾角

(a)煤层倾角〉45。

<25°〜45°

<25°

6.0及以上7035—

3.0〜5.06030—

1.2〜2.450252015

0.45~0.940201515

服务年限的计算公式:

T=Z/(AXK)(2-3)

式中：

Z—设计可采储量，Mt；

T一矿井服务年限，a；

A一矿井设计生产能力，Mt/a；

K一储量备用系数，1.4；

按生产能力0.6Mt/a计算，储量备用系数取1.4,则矿井服务年限为：

7=60.46/(0.6X1.4)=72.0a

按生产能力0.9Mt/a计算，储量备用系数取1.4,则矿井服务年限为:

T=60.46/(0.9X1.4)=48.0a

按生产能力1.2毗/a计算，储量备用系数取1.4,则矿井服务年限为：

T=60.46/(1.2X1.4)=36.0a

根据兴边煤矿资源条件、外部建设条件开采条件、技术装备、煤层及采煤

工作面生产能力、经济效益等因素。按照以上计算，结合表2-1新建矿井生产

能力与服务年限的要求确定该设计的生产能力为0.9Mt/a,服务年限为48.0a。

采区的年生产能力计算

一采区年产量

=LXHXpXcX2X0.8X330

(2-4)

=220X3.3X1,4X0.8X2X0.8X330=429327.36t

二采区年产量

=LXHXpXcX2X0.8X330

(2-5)

=200X3.3X1,4X0.8X2X0.8X330=390297.6t

式中：

L一采煤工作面长度，m；

H一煤层平均厚度，m；

P一煤层容重，1.4；

c一回采率，80%；

矿井掘进出煤按采面生产能力10%计算

掘面年产量=(390297.6+429327.36)*10%=81962.496t

根据矿井设计的0.9毗/a的生产能力，应由两个工作面同时生产才能达到

设计生产能力。

第3章井田开拓

3.1井田开拓

3.1.1井田开拓方式

根据上述特点，设计确定本矿井采用多斜井单水平集中大巷、上下山开采

的开拓方式。

3.1.2井口数目

本矿井移交生产时共开凿三条井筒，分别为主井、副井、风井。具体参数

如表3-1所示。

表3-1井筒规格及功能

倾角

断面面积规格井筒长井口标高

井筒名称(°用途

(m2)(m)(m)

)

主井13.5102340020°提升煤，进风

人员、材料、设备、出

副井10.1113240018°

讦，进风

风井18.497640021°回风

3.2水平划分及阶段垂高

3.2.1水平划分

本井田呈一单斜构造，可采煤层倾角为0~25。，大部分在10~22。，属倾

斜~缓倾斜煤层。井田开采下部边界标高为-250m,地表标高为+400m,从地表至

井田下部边界，矿井开采垂高6500m,以现有采区上山提升设备的能力为限制

条件，本矿井可以实现一个水平上、下山开采。

根据本井田的煤层赋存条件及储量分布状况，设计运输水平确定在+50m标

高，开采垂高为650m。+50m以上为上山开采，+50m以下为下山开采。

3.2.2井口及工业场地位置

按矿井井口及工业场地位置选择的一般原则，结合首采区位置，对本矿井

井口及工业场地位置布置如下：

井口位置设在二采区上部。工业场地设主、副、风井三条斜井井筒，投产

时主、副、风井均掘至车场水平，然后通过+50m运输大巷与一采区联络。矿井

移交时+50m井底车场主要布置水泵房、变电所、机修碉室、火药库及水仓碉室，

其余井底车场工程可在矿井移交后接续采区三、四采区生产前建设。矿井初期

移交两个采区即一、二采区，二个综采工作面，开拓方式采用集中大巷，分区

石门开拓。

同时，方案具有井巷工程、公路、铁路投资省，井下运输环节少，运营费

用低等优点。

3.2.3水平及主要开拓巷道

1）开采上限确定

根据可采煤层风氧化带及防水安全煤岩柱留设高度计算结果，暂定本矿井

可采煤层开采上限为+350m,待矿井建设后可视实见围岩条件及涌水情况作适当

调整。

2）大巷布置

矿井水平大巷的布置方式采用集中大巷的布置方式。根据本井田有两个可

采煤层，井下主要运输巷道服务时间长，为保证巷道的稳定性，+50m运输大巷

及+50m运输石门均设于下层煤层底板岩石中。

3）主要开拓巷道断面尺寸如下图所示:

图3-1主井井筒断面示意图

图3-2副井井筒断面示意图

图3-3风井井筒断面示意图

巷道断面特征表

围岩断面(M)掘进宽度掘进高度壁厚锚杆净周长

分类净掘(mm)(mm)(mm)直径(mm)间距(mm)锚深(mm)m

14.916.745604180804)16900200014.67

每米巷道工程量及材料消耗量表

岩

围

掘进体积(m3)碎(m3)锚杆数铺轨水沟

类

分备注

巷道基础拱墙基础小计量(根)(m)(m)

16.70.560.320.8813.011

图3-4运输大巷断面

4600

巷道断面特征表

围岩断面(m2)掘进宽度掘进高度壁厚锚杆净周长

分类

净掘(mm)(mm)(mm)直径(mm)|司距(mm)锚深(mm)m

15.016.14600400010047

每米巷道工程量及材料消耗量表

—

围岩

掘进体积(m3)碎(m3)锚杆数铺轨水沟

分类备注

巷道基础拱墙基础小计量(根)(m)(m)

16.10.700.361.0616.01

图3-5回风大巷断面

3.3矿井采区接续

3.3.1首采区位置的确定

以断层及+50m煤层底板等高线及井田境界拐点联线可以将本井田划分为6

个采区。矿井的一、二采区的可采储量占全矿井的33%,高级储量占全矿井的

55虬三采区地理位置位置较偏僻，五、六采区煤层赋存深，高级储量比例低,

使井巷工程量加大，矿井初期投资费用高，采区布置可靠性低。根据采区煤层

赋存特点结合建井条件，设计确定矿井首采采区为一采区和二采区。

3.3.2采区划分及开采顺序

1）采区划分及采区储量

采区划分已在井口位置选择章节中论述，全井田划分六个采区，即一、二、

三、四、五、六采区，矿井基建一采区和二采区。

2）采区接续

设计对采区接续的原则确定为先近部后远部。即一、二采区先投产，后分

别接续三、四采区和五采区、六采区。采区接续表如表3-2。

可采储量年产量服务年限开采时间⑸

米区名称

(Mt)(Mt/a)(a)1020304050

一采区9.450.4714.4—

二采区9.090.4315.1—

三采区5.420.399.9

四采区8.170.4712.4L_

五采区13.070.4321.7L|-—

一485a

六采区15.310.5221.0L—

小计60.460.90(48.5)

表3-2采区接续表

第4章采区通风设计

4.1采区通风

4.1.1采区概况

1)采区位置：兴边煤矿二采区。

2)采区围：本采区煤层上边界为F10(I)断层，下边界为F13Q)断层，左

边界为F20(I)断层和F6(I)断层，右边界为采区边界线。

3)本采区共有两层煤可采，煤层特征见表4-1。

表4-1采区可采煤层特征表

煤层厚度

序号煤层名称煤层间距(m)倾角顶板岩性底板岩性

(m)

(5)

1I3.313粉砂岩粉砂岩

20

2II3.315粉砂岩细砂岩

4）瓦斯情况：根据地质报告提供的采样资料，本采区采煤工作面绝对瓦斯

涌出量3.3m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.711?/min,本采区瓦斯等级

为瓦斯矿井。

5）自然发火期：6-7月。

6）准备方式：本采区采用上山开采，开采+50m至+300m标高之间的煤层,

布置三条上山，一条轨道上山负担采区进风，一条皮带运输机上山负担采区煤

炭运输，一条回风上山负担采区回风。本采区布置一个采煤工作面，此采煤工

作面采用综合机械化采煤法，采用支撑式液压支架支护。工作面最大控顶距为

4.5m,最小控顶距为3.5m。顶板管理方式为全部垮落法管理顶板。

7）本采区还布置了2个掘进工作面和一个备用工作面。

4.1.2采区通风设计原则及要求

每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。煤层群或分层开采的每

个上山采区或下采区，采用联合布置，都必须至少设置一条专门的回风巷。采

区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山或采区的

风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。

采煤工作面和掘进工作面都应该采用独立通风，有特殊困难必须串联通风

时应符合有关规定。

采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。

4.1.3采区参数

1）采区走向长度：1498m；

2）区段斜长：200m；

3）区段数目:4；

4）回采工作面参数：回采工作面长度200m,高度3.3m,每班进0.8m,本

采区回采工艺为综合机械化采煤法。

4.1.4巷道及断面布置形式

巷道断面设计的基本原则是，在满足技术要求的前提下，尽量提高断面的

利用率以减小断面积、降低施工成本和加快施工速度。在充分考虑巷道所处位

置的围岩条件、受力条件、巷道用途、支护方式、支护材料、安全问题的前提

下，选择合理的巷道断面形状。

1）采区轨道上、下山断面

采区的轨道上、下山负担采区的材料、歼石的运输及行人任务，为采区的

主要进风巷道，布置单轨运输。其断面选择为半圆拱形较适合见图4-1；

2）采区运输上、下山断面

采区运输上、下山断面负担采区的运煤任务，巷道铺设单组皮带。其断面

选择为半圆拱形巷道较为适合见图4-2；

3）采区回风上、下山断面

采取回风上、下山主要负担采区各用风地点联系回风大巷的主要回风巷道,

巷道不铺设轨道及皮带。其断面选择为半圆拱形巷道较为适合见图4-3；

4）区段运输平巷断面

区段运输平巷主要负担工作面的煤炭运输，作为工作面的进风巷道，巷道

铺设单轨和单组皮带图。其断面选择为梯形巷道巷道较为适合见图4-4；

5）区段回风平巷断面

区段回风平巷主要负担工作面的回风及向工作面的运料，巷道铺设单轨。

其断面选择为梯形巷道巷道较为适合见图4-5；

6）采区石门断面选择为三心拱形巷道巷道较为适合见图4-6；

7）采区主要碉室断面选择为半圆拱形较为适合见图4-7。

巷道断面特征表

围岩断面(m2)掘进宽度掘进高度壁厚锚杆净周长

分类

净掘(mm)(mm)(mm)直径(mm)间距(mm)锚深(mm)m

10.811.83900345050616800200012.5

每米巷道工程量及材料消耗量表

一

岩33

围掘进体积(m)碎(m)锚杆数铺轨水沟

类

分备注

巷道基础拱墙基础小计量(根)(m)(m)

11.80.570.300.160.571.0313.611

图4-1采区轨道上、下山断面示意图

巷道断面特征表

围岩断面(m2)掘进宽度掘进高度壁厚锚杆净周长

分

类

净掘(mm)(mm)(mm)直径(mm)间距(mm)锚深(mm)m

8.38.73100315050616800200010.9

每米巷道工程量及材料消耗量表

围岩

掘进体积(n?)税(m3)锚杆数铺轨水沟

分

类备注

巷道基础拱墙基础小计量(根)(m)

8.70.240.170.4112.0

图4-2采区运输上、下山断面示意图图

巷道断面特征表

围岩断面血2)掘进宽度掘进高度壁厚锚杆净周长

分类

净掘(mm)(mm)(mm)直径(mm),可距(mm)曲深(mm)m

11.011.43900335050616800200012.6

每米巷道工程量及材料消耗量表

—

围岩

掘进体积(m3)碎(m3)锚杆数铺轨水沟

分类备注

巷道基础拱墙基础小计量(根)(m)(m)

11.40.300.150.4513.31

4-3采区回风上、下山断面示意图

图4-4区段运输平巷断面示意图

4-5区段回风平巷断面示意图

图4-6米区石门断面不意图

巷道断面特征表

围岩断面(m2)掘进宽度掘进高度壁厚锚杆

分类备注

净掘(mm)(mm)(mm)直径(mm)间距(mm)锚深(mm)

5.96.726402820704)1410001600

每米巷道工程量及材料消耗量表

围岩掘进体积(近)碎(m3)锚杆数铺轨水沟

分

类备注

巷道基础拱墙基础小计量(根)(m)(m)

6.70.280.220.210.716.611

图4-7采区主要碉室断面示意图

4.1.5开采顺序

本采区的开采顺序为先开采I号煤层，采I号煤层的同时备采I号煤层，

掘进n号煤层，开采每层煤都布置一个回采工作面。

4.1.6采区进风上山和回风上山的选择

1）采区上山布置

结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区

根据技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条运输上山。采

区通风方式主要有三种：输送机上山进风，轨道上山回风；轨道上山进风，输

送机上山回风；轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风。通过对采区通风

方式的比较（见表4-2）□

通过表4-2可知三种通风方式的优缺点，鉴于本采区生产能力大，所需风

量多，瓦斯涌出量大，同时从管理的角度考虑，所以本采区选用轨道上山、运

输机上山进风，回风上山回风的采区通风系统。

表4-2采区上山通风系统比较

通风系统上山数目适用条件及优缺点

L输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相

反，所以风门较少。比较容易控制风流；

输送机上山进2.由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增

力口，造成大量的煤尘飞扬；同时，煤在运输过程中不断涌

风，轨道上山2条

出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；

回风

3.输送机上山电器设备散热，使进风温度增高；

4.轨道上山下部车场需安设进风门，不易管理。

L轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便；

轨道上山进2.上山绞车房便于得到新鲜风流；

风，输送机上2条

3.进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；

山回风

4.当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区

段中部车场、上山下部车场均须设置风门，不易管理，漏

风大。

轨道上山、运采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、

输机上山进下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系

3条

风，回风上山统；避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，

回风但需增加一条上山，工程量较大。

2）工作面进风巷及通风方式的选择

工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作

面进回风巷的数量和位置，可分为U型、E型、W型、Z型等通风方式，其中U

型应用最为普遍。下面进行几种通风类型的比较和选择。

U型通风的煤炭自燃威胁较大，上隅角瓦斯浓度高，U型后退式通风方式

多适用于瓦斯涌出量不大，且不易自然发火的煤层开采中，对瓦斯涌出量很大，

且易自燃发火的煤层，必须采用特殊措施。

W型的优点在于：相邻的两个工作面共用一条进风或回风巷道，从而减少

了采煤巷道的开拓和维护费用；通风网络属于并联结构，故而风阻小，风量大，

漏风量小，利于防火。

E型通风方式与U型相比可使上部工作面气温降低，但采空区的空气流动

相应发生可变化，迫使采空区的瓦斯较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，

使该处时常处于瓦斯超限状态，故仅适用于瓦斯矿井。

Z型通风方式的优点是：与前进式U型相比，巷道的采煤工程量较少；进、

回风巷只需在一侧采空的条件下维护；采区进、回风巷的总长度近似不变，有

利于稳定风阻、改善通风。

Y型通风方式的优点是：较好的解决了回采工作面上隅角的瓦斯超限之患;

由于工作面上下端均处于进风流中，故改善了作业环境；实行沿空留巷，可提

高采区回收率。

本采区工作面采用U型通风，结构简单，巷道施工维修量小，易于管理。

对上隅角瓦斯超限，可设风障引流或在上隅角埋管抽放。由于采煤工作面进风

巷道水平低于回风巷道水平，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，为上行风。

3)工作面通风方向

(1)工作面通风的基本要求：

①回采工作面与掘进工作面都应独立通风；

②风流稳定。回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的联分

支上；

③当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；

④漏风小。应尽量减小回采工作面的部及外部漏风，特别应避免从外部向

回采工作面的漏风；

⑤回采工作面的调风设施可靠；

⑥保证风流畅通。

(2)工作面的通风方向选择

按回采工作面的回风方向选择，对上、下行通风优缺点进行比较(表4-3)o

表4-3回采工作面上、下行通风适用条件

通风系统适用条件及优缺点

1.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯

浓度；

2.风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流

上行通风中煤尘的浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，

增加了工作面的瓦斯浓度；

3.运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气

温升高。

在没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层中，可考虑采用下行通

风；工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少

下行通风

煤尘含量，减低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但

运输设备处于回风流中，不太安全。

工作面的绝对瓦斯涌出量为3.3m3/min,且从安全角度出发，本采区工作

面采用上行通风。工作面的新鲜风流由区段的运输平巷进风，分别向工作面供

风，由区段的回风平巷回至回风上山。

4.2局部通风

4.2.1局部通风设计原则

局部通风机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。其设计原则可以归纳如下：

1）矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件;

2）局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；

3）尽量采用先进技术先进的低噪、高效型局部通风机；

4）压入式通风易采用柔性风筒，抽出式通风易采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；

5）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。

4.2.2局部通风方法

压入式通风与抽出式通风比较：

掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法。

当总风压不能满足掘进通风的要求时，必须借助专门的动力设备对掘进巷道进

行局部通风，其中按动力源分为引射器和局部通风机通风。局部通风机通风是

矿井广泛采用的掘进通风方法，是由局部通风机和风筒组成一体进行通风。按

工作方式分为压入式通风和抽出式通风。

压入式通风的局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全。

风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，有利于巷道排

烟。抽出式有效吸程短，通风效果差，且局部通风及布置在回风流中。所以采

用压入式。

本采区掘进巷道局部通风系统布置如下图4-8：

图4-8采区局部通风示意图

4.2.3风筒选择

风筒是最常用的导风装置。在巷道断面容许的情况下，尽可能选择直径较

大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，通风长度在200m

以，宜选用直径为400mm的风筒；通风长度200~500m,宜选用直径500mm的风

筒；通风长度500"1000m,宜选用直径800"1000mm的风筒。

采区掘进巷道最长可达930m左右，根据情况选择直径为800mm的风筒进行

局部通风，由于工作面联络巷道为近水平，掘进条件较好，风筒采用罗圈反压

边连接，风筒按平均单节长30nl计算，最短风筒有32节，应有31个接头。

4.2.4局部通风机选择

1)掘进工作面实际需要风量的计算

在第五章可知道掘进工作面的需风量为Q掘=255m7min

2)局部通风机的选型：

根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算风机的工作风量:

Q«=Q«XP(4-1)

式中：

Q掘一局部通风机工作风量，m7min；

P一局部通风机供风巷道风筒漏风系数。如有实测百米漏风率P。。，可

按公式(4-2)计算，当无实测资料时，应按公式(4-3)计算。

P=l/(l-LXPloo/lOO)(4-2)

式中：

L一风筒长度，m；

柔性风筒应按下式计算：

P=l/(1-nL接)

(4-3)

式中:

n一风筒接头数;

L接一一个接头漏风率，插接时Li=0.01〜0.02；罗圈反压边连接时

Li=0.005o

故P=1/(1-31X0.005)=1.18

根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风

量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值：

hft=RpQ1Qa(4-4)

式中：

Rp—压入式风筒的总风阻，N-S7m8；风筒风阻是由摩擦风阻、局部风阻

组成，其大小取决于风筒的直径、接头方式、风筒总长度、风压、单节风筒长

度、风筒的材质等，如有实测百米风阻值艮。。，可按公式(4-5)计算，当无实测

资料时，应按公式(4-6)计算或参考表4.4中的百米风阻值按公式(4-5)计算。

hft一压入式局部通风机全风压，Pa；

Rp=R100X(L/100)(4-5)

Rp=6.5aXL/(d5)+(nXIjO+EGbei+Iin)X[p/(2s2)](4-6)

=6.5X0.0032X930/(0.85)+(31X0.11+4.08+0.1)X[1.2/(2X

0.5032)]

=77.03Ns2/m8

式中:

a一风筒摩擦阻力系数(无实测资料时可参用表4-4),N-S7m4；

L一风筒长度，m；

d一风筒直径，m；

P—空气密度，kg/m3；

s—风筒断面积，m2；

n一风筒接头个数；

4川一风筒接头局部阻力系数(无实测资料时可参用表4-4)；

4bei一风筒拐弯局部阻力系数(无实测资料时可参用表4-5),二采

区掘进风筒有一个40°、一个140°和一个90°的拐弯，

Z20.4+2.43+1.25=4.08；

4in一风筒入口局部阻力系数，

当入口处完全修圆时，取彳in=0.1；

不加修圆的直角入口时，取Gin=0.5〜0.6。

表4-4柔性风筒a、4j0选用围参考表

摩擦阻力系数a百米风阻值R

接头局部阻力系

风筒直径(mm)备注

(N*S2/m4)(Ns2*m-8)数「jo

3000.00531412

接头为

0.15

4000.0049314插接、反

边接头

5000.0045940.15-0.13

6000.004134

7000.003814.7

8000.00326.50.13-0.09

10000.00292.0

表4-5胶质风筒拐弯局部阻力系数参考表

拐弯

20°40°60°80°90°100°110°120°140°

角度

1be

0.180.40.621.01.251.551.631.982.43

i

表4-6风筒断面

风筒直径(mm)300400500600800

风筒断面(m?)0.0.1260.1960.2830.503

局部通风机工作风量计算

Q«=Q«XP(4-7)

式中：

Q掘一局部通风机工作风量，m7min；

P一局部通风机供风巷道风筒漏风系数。如有实测百米漏风率Pj。。，

可按公式(4-1)计算，当无实测资料时，应按公式(4-2)计算。

贝1Q^=Q«XP=255X1.18=300.9m7min=5.021117s

=

hftRPQ扇Q掘

=77.03X5.02X4.25

=1643.4Pa

表4-7FBD系列风机主要技术参数

电机功率全压

机号风量(nfVniin)级数

(kw)(pa)

NO.4.5/112X5.5200-140500-28002

NO.5.0/152X7.5240-180700-32002

NO.5.6/222X11350-240800-37002

NO.6.0/302X15400-3001500-44002

NO.6.0/372X18.5450-3502000-58002

NO.6.0/442X22500-3801600-50002

NO.6.3/602X30600-4302000-58002

FBD7.5/1102X55900-6003000-58002

根据风机实际工作特性，实际配分给风机的风量Qaf需要满足以下条件

-

Q扇W(Qmin+Qmax)/2=Qaf(48)

式中：

Qm一风机正常工作的最小风量

GU一风机正常工作的最大风量

3

Q扇=330.9m/min

即330.9》（350+240）/2=295

330.9W（400+300）/2=350

根据Qa、Ht,在可供选择的各种通风动力设备中选用合适的设备。根据本

采区情况，选定风机型号为FBD-N0.6.0/30一台。通过计算其它采区局部风机

型号也可以选择为FBD-NO.6.0/30o

4.2.5局部通风安全措施

采用局部通风机通风时，应做到：

1）局部通风机有专人负责管理。局部通风机启动装置必须装在进风巷道中，

距回风口不小于10m。局部通风机吸风量必须小于全风压供给该处的风量，以

免发生循环风。

2）防止局部通风机电动机烧坏，除加强对局部通风机和启动装置的检查与

维修外，若采用磁力启动器时，可在控制电路上装有电磁式接头，当启动器一

相电流断路时，两个互感器之一无电流，控制线路中的两个接点就会断开，造

成磁力启动器跳闸，切断电源保护局部通风机的电动机。

3）局部通风机和掘进工作面中的电气设备必须装有延时的风电闭锁装置,

一旦局部通风机停止运转便能立即自动切断局部通风机供风的巷道中的一切电

源。

4）在高瓦斯（或煤与瓦斯突出）矿井的煤巷掘进中，在工作面安设瓦斯自动

检测报警断电装置。局部通风机应用双回路供电，以保证局部通风机连续运转。

目前普遍采用“三专两闭锁”系统，即专用变压器，专用开关，专用电缆，风

电闭锁，瓦斯电闭锁。

5）建立局部通风机停止制度，当因检修、停电等原因停风时，必须撒出人

员，切断电源。在恢复通风之前，先要检查瓦斯，在局部通风机和开关附近10m

的风流中，瓦斯浓度小于0.5%时，方可开动局部通风机。

第5章矿井通风设计

5.1瓦斯煤尘自然发火情况