矿井通风与安全课程设计新庄矿90万t新井通风设计说明书

矿井通风与安全课程设计中国矿业大学.学院矿井通风与安全课程设计小组成员： 设计题目 新庄孜矿90万t/a新井通风设计班级 指导教师 成绩 日 期 目录1矿井设计概况11.1矿区概述及井田地质特征11.2井田开拓11.3巷道布置与采煤方法22矿井通风系统拟定42.1矿井通风系统基本要求42.2矿井通风方式的选择42.3矿井通风方案技术和经济比较62.4通风机的工作方法73采区通风93.1采区上山通风系统93.2回采工作面通风方式94掘进通风124.1掘进方法的确定124.2掘进工作面通风方式124.3煤巷掘进工作面需风量134.4掘进通风设备选型155矿井风量计算与分配185.1矿井总风量的计算185.2矿井风量分配216矿井通风阻力计算236.1矿井通风阻力计算原则236.2矿井通风容易时期和困难时期的确定236.3矿井通风阻力计算237矿井通风设备选型317.1选择主要通风机317.2电动机选型337.3矿井主要通风设备要求357.4通风附属装置及其安全技术357.5特殊灾害的防治措施368矿井通风费用概算388.1吨煤通风费388.2通风设备的折旧费和维修费398.3通风员工工资费用398.4专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费398.5吨煤通风成本399结论40参考文献411矿井设计概况1.1矿区概述及井田地质特征1）矿区概述新庄孜矿位于安徽省淮南市八公山东麓，南与谢一矿相接，北与孔李公司为邻。地处东经1164938北纬323541，行政区划属淮南市八公山区。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。表1.1 空气平均密度一览表季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.261.22夏1.201.252）井田地质特征新庄孜井田东以第勘探线与李一矿井田毗邻，西以第勘探线及人定境界与新庄孜相接，北部至勘探线间以八公山背斜轴、至勘探线，南至3-1煤层-650m底板等高线地面投影线，东西走向长约6.47.4km，平均7.2km；倾斜宽：最大约2.7km，最小2.54km，平均2.6km。井田的水平面积约18.72km2。3）煤层特征本井田第三含煤组平均总厚4.75m，含煤2余层；其中可采煤层3-1煤层，平均可采总厚4.25m，含煤系数为9.01%。具体参见图1 综合地质柱状图。具体参见图1 综合地质柱状图。本矿井达产时相对瓦斯涌出量为12.7m3/t。矿井东翼在开采3-1煤层时，其绝对瓦斯涌出量最大达到108.17m3/min，最大相对瓦斯涌出量为18.3m3/t，矿井瓦斯等级应定为高瓦斯矿井。煤层自燃倾向性等级鉴定为三级。依据矿井防灭火规范，矿井自燃危险等级划归为二级自燃矿井。1.2井田开拓1）井田境界及储量矿井地质资源量：31煤79.01（Mt），矿井工业储量81.45（Mt）， 矿井可采储量68.17（Mt），本矿井设计生产能力为90万t/年。工业广场的尺寸为315m400m的长方形，工业广场的煤柱量为5.7(Mt)。2）矿井工作制度、设计生产能力及服务年限本矿井年工作日330天，每天净提升时间16小时。每天三班作业，其中两班采煤，一班检修，每班工作时间8小时。本矿井的设计生产能力为90万吨/年,矿井服务年限为57年。 图1.1 地质综合柱状图3）井田开拓工业广场应布置在井田储量中央处，大致在井田走向中央，倾向略微偏下位置，主副井均位于工业广场内。风井井筒布置在井田外。矿井为立井单水平开采，所以将大巷布置在煤层底板下方20m处的砂岩中。主要开拓巷道如运输大巷，轨道大巷均布置在底板砂岩中。煤炭由采煤工作面采区运输上山采区煤仓胶带运输大巷井底煤仓主井提升到地面；材料自井底车场轨道运输大巷采区下部车场采区轨道上山区段回风平巷工作面。1.3巷道布置与采煤方法1）采区巷道布置及生产系统首采的东翼采区走向长度为36504500m。西翼采区走向长度为23002700m。首采的东翼采区上山阶段斜长为1130m，下山阶段为1080m，为保证合理的工作面长度，故上山阶段区段长度确定为150m左右，下山阶段为170m左右，区段数目为上山6个，下山6个。在同一采区内，先采上层，后采下层；沿倾斜方向，由上向下开采。本设计只布置一个采煤工作面达产，工作面的接替顺序为：在上山两翼进行左右跳采接替。设计首采区（西二带区）位于井田南部，接近井底车场；由井底车场至大巷120 m处。根据西二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。西二带区走向长平均2357.8 m，倾向长平均1940.5 m。带区内划分为11个倾斜分带，分带平均长1757.6 m。首采带区工作面长度取150 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5 m，高为3.2 m；回风斜巷宽5m，高3 .2m。2）采煤方法主采煤层选用综采开采工艺，走向长壁综采一次采全高采煤法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数选用：选用DZ40型液压支柱、选用MGTY750/1715-3.3D型双滚筒采煤机、SGEC-830/500型刮板运输机。采煤机截深0.8m，采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。3）回采巷道布置回采巷道采用一般的U型布置方式，即一条区段运输平巷和一条区段回风平巷。4）部分井巷特征参数表1.2 部分井巷特征参数（其他井巷参数自行设计、计算或在相关图纸上提取）井巷名称长度(m)断面（m2）周长（m）副井井筒33.1720.41井底车场2018.8轨道运输大巷1817.9轨道上山1816区段运输平巷16.016采煤工作面17.2117.9区段回风平巷16.016回风石门2017.3风井26.4215.7运输大巷、石门12.8017.792矿井通风系统拟定2.1矿井通风系统基本要求选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪、不受粉尘有害集体的污染；（3）北方矿井，井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得兼作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。2.2矿井通风方式的选择1)选择通风方案的考虑因素选择任何通风方式都需要符合投产快、出煤较多、安全可靠和技术经济合理等原则。选择矿井通风方式时，应该考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。2）矿井通风方案矿井通风方式根据回风井的位置的不同，可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、采区式和混合式通风中选择，以下为前四种方案的示意图。方案一：中央并列式风井主副井都位于中央工业广场上，副井进风，风井回风，如图2.1。图2.1 中央并列式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风大巷，5-回风石门方案二：中央分列式两回风井位于井田边界的两翼，副井进风、风井回风，如图2.2。图2.2 中央分列式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风大巷，5-回风石门方案3：两翼对角式进风井位于井田中央，回风井设在井田两翼的上部边界，如图2.3。图2.3 两翼对角式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风大巷，5-回风石门方案4：采区式通风方式每一个分区内均设置进风井和回风井，构成独立的通风系统，如图2.4。图2.4 采区式通风方式1-主井，2-副井，3-运输大巷，4-回风石门3)矿井通风方式的选择下面对几种通风方式的特点及优缺点及适用条件列表进行比较，见表2.1。表2.1 通风方式的比较通风方式优点缺点适用条件中央并列式初期投资少，工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小，保护井筒的煤柱较少，构成矿井通风系统的时间短。风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自燃发火都不严重。中央分列式通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业场的保护煤柱小，保护井筒的煤柱较少，构成矿井通风系统的时间短。建井期限略长，有时初期投资稍大。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。两翼对角式风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。建井期限略长，有时初期投资稍大。煤层走向较大（超过4Km），井型较大，煤层上部都距地表较浅，瓦斯和自燃发火严重的矿井。采区式通风方式通风线路短、几个分区域可以同时施工的优点外，更有利于处理矿井事故运送人员设备也方便。工业场地分散、占地面积大、井筒保护煤柱较多。井田面积较大，局部瓦斯含量大，采区离工业场地较远。2.3矿井通风方案技术和经济比较1）技术比较由于该矿为高瓦斯及突出矿井，自燃发火严重，通过初步的技术比较，方案二和方案三比方案一和方案四有更明显的优势。2）经济比较方案二和方案三两通风方案的经济主要从巷道开拓工程量、费用及巷道维护费用、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑。巷道开拓及维护费用只比较两个方案中不同（或多出）巷道，相同巷道不再作经济比较，经济比较见表2.2至2.5。（1）进行工程掘进费用比较中央分列式，回风大巷工程量：3080m，回风井工程量：305m；两翼对角式，回风井工程量：3052=610m，回风大巷工程量：0m。表2.2 井巷掘进费用方案项目中央分列式两翼对角式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量(m)单价（元/m）费用（万元）回风大巷308040001232040000回风井3051000030561010000610合计1535万元610万元（2）井巷维护费用表2.3 井巷维护费用比较项目方案中央分列式两翼对角式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷30809027.720900回风井3051203.666101207.32合计31.38万元7.32万元（3）通风设备购置费用矿井主通风、配套电机设备购置费按100万元计算，主要通风机房必须安装两套主要通风机机配套电机，一套工作，一套备用，则共需要设备费用1002=200万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反风设施等通风设施的土建费按50万元计算，则建一风机房需要250万元。两方案的经济比较见表2.4。表2.4 通风设备购置费用方案项目中央分列式两翼对角式通风设备费250万元2502=500万元（4）通风总费用比较通风总费用见表2.5。表2.5 通风总费用比较方案项目中央分列式（万元）两翼对角式（万元）井巷掘进费1535610井巷维护费31.387.32通风设备费250500总费用1816.381117.32由于本矿井设计为90万t的大型矿井，同时为高瓦斯突出矿井，对通风量要求较高，方案二和方案三进行粗略的经济比较，方案二需要掘进回风大巷，同时矿井走向达到7.2Km，走向太长，掘进费用太多，综上可知，方案三投资少，因此本矿井通风方式为两翼对角式通风方式。2.4通风机的工作方法矿井通风机的工作方法有抽出式、压入式和压抽混合式三种，其适用条件和优缺点见表2.6。表2.6 通风方式的分类通风方式使用条件及优缺点抽出式优点：井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量少，通风管理较简单；与压入式相比，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：当地面有小窑塌陷区和采区沟通时，抽出式会使小窑存积的有害气体抽到井下使矿井有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高差起伏，无法在高山上设置扇风机。总回风巷无法连通或维护苦难时期的条件下优缺点：（1）压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面；（2）进风线路漏风大，管理苦难；（3）风阻大，风量调节困难；（4）由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；（5）通风机使井下风流处于负压状态，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。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，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。（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风机电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，路线较长，有时还必须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。用抽出式通风，就没有这些缺点。正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压装填，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量少，通风管理较简单；与压入式相比，不存在过渡时到下水平时期通风系统和风量变化困难。本矿井地质构造较简单，为高瓦斯突出矿井，自燃发火危险性较大，走向较长，开采面积较大，因此选用抽出式通风方式。3采区通风采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，也是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进、回风和工作面进、回风巷道的布置方式，采区通风路线的链接形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容。它主要取决于采区巷道布置和采煤方法，同时要满足全矿井通风的特殊要求。采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。在通风系统中要能保证采区风流的稳定性，尽量避免角联风路，尽量减少采区漏风量，新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小，回采工作面和掘进工作面都应该独立通风，采区布置独立的回风道，实行分区通风，采区通风系统既要保证质量，安全可靠，又要经济合理。3.1采区上山通风系统采用轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，但输送机设备处于回风流中，轨道上山的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多。采用运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中释放的瓦斯，可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，需在轨道上山的下部车场内安设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。本矿井的相对瓦斯涌出量为12.7m3/t，属于高瓦斯突出矿井，结合矿井的实际条件，确定在有一个采区布置三条上山，一条是运输上山，一条是轨道上山，一条是回风上山。采用轨道上山进风，回风上山回风的通风方式，运输上山仅进少量新风，供行人和维修使用。这样布置的优点是使运输上山的风速较小，不致激起煤尘，也使轨道上山风速不致太大。车辆通过方便，上山绞车房便于得到新鲜风流，进风流污染少，工作面环境好。3.2回采工作面通风方式1）回采工作面通风系统工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“Y”、“W”、“Z”形，各通风系统示意图优缺点和适用条件（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只有考虑后退式），如下见表3.1。表3.1 回风工作面主要通风系统比较通风系统示意图优缺点及适用条件U型在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大。工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。Y型当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯，对于综采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量。这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。Z型回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长度基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。W型当采用对拉式工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产的需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装维护采煤设备等又良好的环境，同时，易于稀释工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于积聚，排放炮烟、煤尘速度快。2）回采工作面上下行通风回采工作面上行通风和下行通风的比较见下表3.2，由于3-1号煤层倾角为8，根据该矿的实际情况，确定回采工作面为上行通风。3）通风构筑物因为生产的需要，井下巷道是纵横交错彼此贯通。为了使井下各用风地点得到所需要的风量，保证风流按预定的通风路线，就必须在某些通风巷道的交叉口附近巷道设置通风设施，如风桥、挡风墙、风门等，以控制风流，为了防止这些设施漏风或风流短路，要求对通风设施进行正确的设计，合理的选择形式及位置，保证通风设施的可靠性。（1）风桥在进风与回风流平面交叉的巷道处，必须设置风桥，风桥使两支相叉的风流隔开，使之构成立体交叉风路的通风设施。（2）挡风墙在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙，按其服务年限长短分为永久性和暂时性。（3）风门风门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道，而又不允许风流通过的巷道，按其规定要建两座风门，其间距要大于运输车辆的长度，以便一座风门启动时，另一座风门能够关闭，不至于形成风流短路。分为普通风门和自动启动风门两种。（4）调节风窗调节风窗用以增加巷道的局部阻力，以调节用风地点的风量，本设计主要通风机采用抽出式工作方法，调节风窗全部设在回风道中。（5）测风站用以测量全矿井总进风量和总回风量以及各水平采掘区和回采工作面的进风量。测风站的位置一般在比较规整的巷道内。表3.2 回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点通风系统示意图适用条件及优缺点上行通风适用条件：在煤层倾角大于12度的回采工作面，应采用上下通风。优点：瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度。工作面平巷中的运输设备处于新鲜风流中，安全性好。缺点：风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面的进风流中煤尘浓度；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。运输设备运转时多产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。下行通风适用条件：在没有煤（岩）与沼气（二氧化碳）突出危险的、倾角小于12度的煤层中，可考虑采用下行通风。优点：工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，不易出现瓦斯分层流动和瓦斯积聚，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量。缺点：采用下行风时，运输设备处于回风巷中，安全性较差，下行风发生瓦斯爆炸的可能性要比上行风可能性大。4掘进通风掘进巷道时，为了稀释和排除自煤岩体内涌出量的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘，保持掘进头的良好气候条件，必须对掘进头进行独立通风，即向掘进面进入新鲜风流，排出含有烟尘的污浊空气。本设计采区达产时，配备两个煤巷掘进头。4.1掘进方法的确定本设计掘进头的供风既利用局部通风机，也利用矿井的总风压，此处只对局部通风机通风方法做具体分析。4.2掘进工作面通风方式矿井新建、扩建或生产时，都要掘进巷道，在掘进工程中，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出量的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘，以及创造良好的气候条件，必须对独头掘进工作面进行通风。掘进通风总的可以分为总风压通风法和局部动力通风法。出于掘进面通风必须做到风质好，风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部动力通风，采用局部通风机进行掘进的通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，局部通风机通风是由局部通风机和风筒组成一体进行通风，按其工作方式分为：压入式通风，抽出式通风和混合式通风。1）压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧，局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面，污风沿巷道排出。具体布置示意图如图4.1。图4.1 压入式通风2）抽出式通风这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入，污风通过铁风筒由局部通风机排出，抽出式通风见图4.2。图4.2 抽出式通风3）混合式通风混合式通风的布置如图4.3所示，其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度，抽出式风筒吸收风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关。压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动，与工作面距离保持在40-50米左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10米以上，同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度，一般为30米左右，混合式通风机见图4.3。图4.3 混合式通风由于混合式通风适用于大断面长距离的岩巷掘进通风的较好方式，由于采煤工作面属于普通断面，短距离岩巷掘进，因此本次设计只考虑压入式和抽出式两种方式。压入式通风与抽出式通风优缺点比较：（1）抽出式通风时，污浊风流必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜风流中，通过局部通风机的为新鲜风流，故安全性高。（2）抽出式通风有效吸程小，排出工作面炮烟的能力较差；压入式通风风筒出口射流的有效射程达，排出工作面炮烟和瓦斯的能力强。（3）抽出式通风由于炮烟从风筒中排出，不污染巷道中的空气，故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出炮烟的时间长。（4）抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式通风可以使用柔性风筒。从以上比较可以看出，两种通风方式各有利弊，但压入式通风安全可靠性较好，故在煤矿中得到广泛应用。综合本井田的瓦斯浓度、掘进条件、粉尘浓度等因素，本次设计采用压入式掘进通风。4.3煤巷掘进工作面需风量各掘进工作面所需风量计算如下：1）按压入式通风方式通风时 （4.1）式中：Qy采用压入式通风时，稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量，m3/min；A为同时爆破的炸药量，Kg，最大为6.5Kg；S掘进巷道的净断面积，m3,16；L从工作面至炮烟浓度稀释至安全浓度的距离，可用下式计算：L=400A/S，则L=4006.5/16=162.5t掘进巷道的通风时间，一般取20-30min,取20min。2）按瓦斯涌出量计算根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1%的要求计算，即： （4.2）式中：Qb掘进工作面实际需风量，m3/min；qb该掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量，5.5 m3/min；Kb该掘进工作面的瓦斯涌出量不均衡的风量系数，根据实际观测为1.5；Kg矿井瓦斯抽放率，为80%。工作面需风量：3)按人数计算按每人每分钟所需风量和掘进工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （4.3）式中：4每人每分钟供给4 m3的规定风量，m3/min；N该掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。故连采机掘进工作面风量：4）炸药量计算岩石大巷的掘进一般采用炮掘，所以风量计算要按照炸药量计算。 （4.4）式中：25使用一克炸药的供风量，m3/min；A该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取6.5。由以上四中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：5）按风速进行验算（1）按煤矿安全规程规定煤巷掘进工作面的风量满足：式中S为煤巷掘进巷道断面积，16m2；由风速验算可知，Q=165 m3/min不符合风速要求。根据配风经验取250 m3/min，经风速验算符合要求。（2）按照煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量满足：式中S为岩巷掘进巷道断面积，18 m2；按照以上方法1、2、3、4（式中S取代为18m2）可以计算出岩巷掘进最大需风量为162.5 m3/min，刚刚满足要求。对于岩巷掘进根据配风经验取200 m3/min，经风速验算符合要求。4.4掘进通风设备选型1）风筒的选择掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于存储和搬运，连接和悬吊也较为方便，胶布和人造革风筒防水性能好，且适合于压入式通风。考虑到本设计掘进头距离较长，为经济起见，决定使用胶片风筒，其具体参数见表4.1。表4.1 风筒规格及接头形式风筒类型风筒直径（mm）接头方法百米风阻（NS2/m8）节长（m）壁厚（mm）风筒质量（kg/m）胶片风筒1000双反边13.88301.24.0（1）风筒风阻风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻，风筒长度为1500m，由于联络巷间距为200m，由其百米风阻值得风筒总风阻为：（2）风筒的漏风率柔性风筒的漏风率风风量备用系数值可用下式计算： （4.5）式中：柔性风筒的漏风风量备用系数；Qf局部通风机的供风量，m3/min；Q0风筒末端的风量，m3/min；P风筒100m长度的漏风率，%,百米漏风率可从表4.2中查取；L风筒总长度，m。表4.2 柔性风筒百米漏风率p风筒接头类型风筒100m漏风率p/%胶接0.1-0.4多反边0.4-0.6多层反边3.05插接12.8带入数据，则柔性风筒的漏风风量备用系数为：2）局部通风机选型（1）局部通风机工作风量Qa： （4.6）式中：风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.1；Qk掘进工作面所需风量，m3/min。则局部通风机工作风量Qa=1.09250=272.5 m3/min。（2）局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压Ht（Pa）为 （4.7）式中：Ht局部通风机工作全风压，Pa；R风筒总风阻，NS2/m8；Qa局部通风机工作风量，m3/s；Qk掘进工作面所需风量，m3/s；空气密度，kg/m3；带入已知数据得：（3）局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种，轴流式局部通风机具有体积小，便于安装和串联运转，效率等优点。本设计根据局部通风机工作风量Qa和工作全风压Ht选取FD-No5/15型轴流式风机，其工作参数见表4.3。表4.3 局部通风机参数风机类型功率（KW）电压（V）转速（r/min）级数风量（m3/min）风压（Pa）FD-No5/1527.5380/66029002190-250200-32004.5掘进通风机技术管理和安全措施1）保证工作面有足够的新鲜风流（1）局部通风机通风时，无论是工作和交接班都不准停风或减少风量。（2）提高有效风量。应减少导风设施的漏风，减低导风设施的风阻，要采用接头严密漏风小的反边接头法，及时修补风筒和堵补风筒针眼，选用大直径风筒，提高通风设备的安装质量。2）保证局部通风机的安全运转（1）局部通风机必须有专人负责管理，局部通风机和启动装置必须装在进风道中，距回风口不小于10m，局部通风机吸收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，采用QC83-80型磁力启动器。（3）局部通风机和机电设备必须配有延时风电闭锁装置。（4）安设瓦斯自动检测报警断电装置，局部通风机应采用双回路供电，以保证局部通风机连续运转。3）局部通风机的管理工作主要是保证局部通风机安全正常运转，减少漏风，降低风筒阻力，提高工作面的有效风量，加强局部通风机管理及检查。5矿井风量计算与分配5.1矿井总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点有效风量和各条风路上的漏风的总和。本设计采用按实际需要由里往外细致配风的计算方法。生产矿井总风量按以下要求风别计算，并取其中的最大值。1）按井下同时工作的最多人数计算 （5.1）式中：N井下同时工作的最多人数，700人；Kt矿井通风系数，一般可取1.2-1.25，本设计取1.25。本矿井下同时作业的最多人数为700人，则2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算 （5.2）式中：采煤工作面和备用工作面实际需要风量的总和，；掘进工作面实际需要风量的总和，；硐室实际需要风量的总和，；除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，。Kt采区风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=1.21.25，取Kt =1.20；（1）综采工作面实际需要风量计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯(或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。按瓦斯涌出量计算根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即： （5.3）式中：第个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，3101工作面= 10.65 m3/min；第个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，测出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取Kai=1.21.6；炮采工作面可取Kai=1.412。3101工作面其按照瓦斯浓度涌出量计算：按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表5.1。表5.1 采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度/1515181820202323262628工作面风速/ms-10.30.50.50.80.81.01.01.51.52.02.02.5按下式计算： （5.4）式中：Vai第i个工作面风速，m/s；Sai第i个采煤工作面的平均断面积，m2。对于综采一次采全高工作面，取温度为25，则风速为1.7m/s，采煤工作面面积为S=17.21m2，代入上式可得：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （5.5）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/minNi第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人已知Ni=40，可得：按照以上三种计算风量的方法，选择计算的最大风量，所以综采一次采全高工作面的风量为1755.42 m3/min。按风速进行验算： （5.6）式中：Sai第i个采煤工作面的平均断面积，m2综采一次采全高工作面的面积为17.21m2，代入上式所以综采工作面的风量为1755.42 m3/min，满足风速要求。（2）备用工作面需要风量计算根据矿井资料，本矿不设备用工作面。（3）掘进工作面需风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：按瓦斯涌出量计算：根据煤矿安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即： （5.7）式中：qbi第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kbi第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般机掘工作面取1.52，炮掘工作面取1.82.0， Kbi取2。掘进工作面日出煤量按工作面日出煤量的10%计算，所以所以掘进工作面瓦斯涌出量可以计算为：按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （5.8）式中：4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；Ni第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人，取40人。由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：（4）硐室需风量计算井下火药库煤矿安全规程规定，大型爆破材料库风量不得小于100 m3/min，中小型不得小于60m3/min，本设计中取100m3/min。绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为6080m3/min，取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。采区变电所按煤炭安全规程要求，一般为80m3/min。充电硐室：150m3/min检修硐室：120m3/min其它硐室：200m3/min综上所述，硐室总风量：（5）其他巷道所需风量计算其它巷道所需风量由下式计算： （5.9）式中：S其它巷道平均断面面积，取S=12.8 m2；（6）Kt的确定Kt是矿井漏风系数，是反映井下通风构筑物及通风管理水平的一个综合性指标，矿井采用两翼对角式通风方式，由表5.2可以查出Kt=1.15。表5.2 矿井通风系数表通风方式Kt取值中央并列式1.201.25中央分列式或混合式1.151.20对角式或分区式通风1.101.15综上所述，按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算得矿井所需风量总和为：根据上述方法计算取较大者，得出矿井总风量为4227.2m3/min。5.2矿井风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.15。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）采煤工作面，考虑到采煤工作面的采空区漏风占工作面风量的15%，工作面进风侧平巷风量为：Q进=1755.421.15=2018.73 m3/min（2）掘进面：Q掘=2211.21.15=485.76 m3/min（3）火药库：Q火=1001.15=115m3/min（4）绞车房：Q绞车=801.15=92 m3/min（5）采区变电所：Q机电=801.15=92 m3/min（6）充电硐室：Q充电=1501.15=172.5 m3/min（7）检修硐室：Q检修=1201.15=138m3/min（8）其它硐室：Q检修=2001.15=230 m3/min（9）其它巷道：Q其它1=7681.15=883.2 m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕，具体风量分配见表5.3，井巷风速验算结果见表5.4。表5.3风量分配表用风地点采煤工作面平巷掘进工作面充电硐室火 药 库绞 车 房采区变电所检修硐室其它硐室其它巷道合计分配风量/m3min-12018.73242.885172.51159292138230883.24955.8表5.4 井巷风速验算表井 巷限速/ms-1有效断面/m2风量/m3s-1实际风速/ms-1备注低高副井井筒1233.1782.62.49符合井底车场82082.64.13符合轨道运输大巷81871.683.98符合运输大巷石门812.8071.685.60符合轨道上山61870.143.70符合区段运输平巷616.060.513.78符合采煤工作面0.25417.2160.513.52符合区段回风平巷616.060.513.78符合回风主石门82082.64.13符合风 井1526.4282.65.51符合6矿井通风阻力计算6.1矿井通风阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）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；（3）矿井通风网路中有很多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。6.2矿井通风容易时期和困难时期的确定矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期（通常在达产初期），即容易时期矿井最大阻力路线。本设计在初期开采第一水平3号煤层时，当平巷掘进结束工作面采煤开始时为通风最容易时期，此时通风线路较短。东一采区前期上山开采，布置综采一次采全高首采面3101工作面；在东一采区右翼准备工作面3202；掘进头共两个。其通风容易时期的通风系统立体示意图和网络图如图6.1和图6.3所示。通风系统总阻力最大时称通风困难时期（通常在生产后期），即困难时期矿井最大阻力路线。本设计在开采3号煤层时，当东一采区快要采完时，是通风最困难的时期。此时在东一采区下山3121工作面开采，准备3222工作面。其通风困难时期的通风系统立体示意图和网络图如图6.2和图6.4所示。矿井通风最容易和最困难时期都在主要通风机服务年限之内。6.3矿井通风阻力计算1）通风最容易时期为了计算通风最容易时期的风压，就首先要找到一条通风压力最大的通风路线。通风最容易时期的通风立体图如图6.1所示，可以知道通风阻力最小的风流路线为：新风路线：进风井（副井）井底车场及硐室运输大巷轨道上山区段运输平巷采煤工作面污风路线：区段回风平巷回风上山回风石门回风井。2）通风最困难时期通风最困难时期的通风立体图如图6.2所示，可以知道通风阻力最大的风流路线为：新风路线：进风井（副井）井底车场及硐室运输大巷轨道下山区段运输平巷采煤工作面污风路线：区段回风平巷回风下山回风上山回风石门回风井。42图6.1 通风容易时期的通风系统立体图图6.2 通风困难时期的通风系统立体图图6.3 通风容易时期的通风网络图图6.4 通风困难时期的通风网络图3）矿井通风阻力计算矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算： （6.1）式中：摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；U井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2；各井巷的摩擦阻力计算结果见表6.1，表6.2。表6.1 矿井通风最容易时期井巷通风阻力计算表井巷区段序号井巷名称支护形式LSU104Qhfmm2mNs2/m4m3/sPa1-2副井混凝51233.1720.4141082.680.097784282-3车场及硐室锚喷5002018.89082.672.1506873-4运输大巷锚喷15401817.99071.68218.57210724-6轨道上山锚喷118018168570.14135.37389466-8区段运输平巷锚网170016168060.51194.51506788-9综采工作面支架15017.2117.933060.5163.645825659-10区段回风平巷锚网1700161612060.51291.772601710-11甩车道锚喷18012.8017.7921060.51117.406500911-13回风上山锚喷80181612070.1412.9570228113-14回风石门锚喷2002017.39082.626.557593314-15回风井混凝30526.4215.79082.615.94423387合计1228.993319表6.2 矿井通风最困难时期井巷通风阻力计算表井巷区段序号井巷名称支护形式LSU104Qhfmm2mNs2/m4m3/sPa1-2副井混凝51233.1720.4141082.680.097784282-3车场及硐室锚喷5002018.89082.672.1506873-4运输大巷锚喷33101817.99071.68469.78810064-8轨道下山锚喷105018168551.4464.790691038-9区段运输平巷锚网227016168049.90666667176.68228469-10综采工作面支架17017.2117.933049.9066666749.0671020310-11区段回风平巷