020开滦范各庄矿240万t新井通风设计

中国矿业大学矿业工程学院

矿井通风与安全

课程设计

课程设计题目：020开滦范各庄矿240万t新井通风设计

小组成员：

班级 指导教师

成绩 日 期

中国矿业大学2011级本科生《矿井通风与安全》课程设计

目 录

1 矿井概述及井田地质特征 1

1.1矿区概述 .................................................................................................................. 错误！未定义书签。 1.2井田地质特征 .......................................................................................................... 错误！未定义书签。 1.3 煤层特征 ................................................................................................................. 错误！未定义书签。

2 井田开拓 1

2.1井田境界与储量 ...................................................................................................... 错误！未定义书签。 2.2矿井工作制度、设计生产能力及服务年限........................................................... 错误！未定义书签。 2.3井田开拓 .................................................................................................................. 错误！未定义书签。

3 巷道布置与采煤方法 1

3.1采区巷道布置及生产系统 ...................................................................................... 错误！未定义书签。 3.2采煤方法 .................................................................................................................. 错误！未定义书签。 3.3回采巷道布置 .......................................................................................................... 错误！未定义书签。 3.4部分井巷特征参数 .................................................................................................. 错误！未定义书签。

4 矿井通风与安全 4

4.1通风系统的选择 ........................................................................................................................................ 4

4.1.1 矿井开拓开采条件 ......................................................................................................................... 4 4.1.2矿井通风系统的确定 ...................................................................................................................... 5 4.1.3通风方法确定 .................................................................................................................................. 9 4.2采区通风 .................................................................................................................................................. 10 4.3掘进通风 .................................................................................................................................................. 14

4.3.1 掘进通风方法 ............................................................................................................................... 14 4.3.2 掘进工作面需风量计算 ............................................................................................................... 16 4.3.3 掘进通风设备选型 ....................................................................................................................... 17 4.3.3.1 风筒的选择 ................................................................................................................................ 17 4.3.3.2 局部通风机工作风压 ................................................................................................................ 17 4.3.3.3 局部通风机的选择 .................................................................................................................... 17 4.3.3.4 掘进通风机技术管理和安全措施 ............................................................................................ 17 4.4 矿井需风量 ............................................................................................................................................. 20

4.4.1矿井需风量计算的原则 ................................................................................................................ 20 4.4.2矿井需风量的计算 ........................................................................................................................ 22 4.4.3矿井风量分配 ................................................................................................................................ 22 4.4.4其它巷道所需风量∑Qd ................................................................................................................ 22 4.4.5矿井总风量及其分配 .................................................................................................................... 22 4.5 矿井通风阻力 ....................................................................................................................................... 23 4.6矿井主要通风设备选型 .......................................................................................................................... 28

4.6.1 矿井的自然风压 ........................................................................................................................... 29 4.6.2通风机选型及技术验证 ................................................................................................................ 30 4.6.3电动机的选型..................................................................................................................................32 4.7矿井通风费用概算 .................................................................................................................................. 33

4.7.1吨煤通风成本 ................................................................................................................................ 33 4.7.2设备折旧费 .................................................................................................................................... 34 4.7.3材料消耗费用 ................................................................................................................................ 34 4.7.4通风工作人员工资费用 ................................................................................................................ 34

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4.7.5每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用 ..................................................................................... 35 4.8主要通风机及其附属装置 ...................................................................................................................... 35

4.8.1反风装置 ........................................................................................................................................ 35 4.8.2防爆门 ............................................................................................................................................ 35 4.8.3扩散器 ............................................................................................................................................ 36 4.8.4风硐 ................................................................................................................................................ 36 4.8.5消音装置 ........................................................................................................................................ 36 4.9矿井通风系统评价 .................................................................................................................................. 36

参考文献 37

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1 矿区概述及井田地质特征

1.1矿区概述

范各庄矿业分公司坐落在华北著名工业重镇—唐山市的古冶区境内，位于燕山南麓、渤海之滨的京津唐经济圈腹地。井田北部及西北部与吕家坨矿相接。西及西南部与钱家营矿相邻，两矿的技术边界未确定，暂以毕25孔与毕34孔联线，再经毕34孔与Ｏ15孔联线延至9煤层-800米等高线上，作为范各庄矿与钱家营矿的储量计算边界，东部及南部以14煤层的基岩露头为界。井内的气象参数按表1-1所列的平均值选取。

表1-1 空气平均密度一览表 地点 季节 冬季 夏季 进风井口1 1.23 1.18 -394井底车场2 1.28 1.24 -120风井底3 1.24 1.22 -120风井4 1.22 1.18 1.2 井田地质特征

井田南北走向长度10.48km,东西倾斜长2.84km，得出井田水平面积为29.76km2。

1.3 煤层特征

本矿井可采煤层有7、12煤层，其煤层平均厚度分别为3.52m、3.54m，具体参见图2-1综合地质柱状图。根据范各庄矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定等级报告，矿井瓦斯相对涌出量为0.258m3/t，瓦斯绝对涌出量为2.23m3/min，矿井的瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。

范各庄井田具有有自然发火煤层9、12煤层，发火期一般在8～12月之间。12煤层的自然发火期定为11个月，矿井发火等级定为四级。

2 井田开拓

2.1 井田境界与储量

矿井地质资源量：7#煤、12#煤333.45（Mt），矿井工业储量323.45（Mt）， 矿井可采储量.213.08（Mt），本矿井设计生产能力为240万t/年。工业广场的尺寸为600m×400m的长方形，工业广场的煤柱量为7#煤511.39(万t)，12#煤 541.73(万t)。

2.2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

本矿井设计生产能力按年工作日300天计算，“三八”工作制，即二班采煤，一班准备，每班净工作时间为8个小时，净提升时间为16小时。本矿井的设计生产能力为240万吨/年,矿井服务年限为63.4年。

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图2-1 综合地质柱状图

2.3 井田开拓

工业场地的布置在井田走向的中央。

本矿井煤层露头标高-70m左右，煤层埋藏最深处达-800m，井田走向长度平均走向长10.48km，倾斜长2.84km，煤层平均倾角13°，根据上下山斜长的要求，此井田开拓至少为二水平或三水平，延伸方式可为立井延伸或暗斜井延伸。由于受第一水平至少要服务30年以上的限制，第一水平采用上下山开采。

采用一对立井开拓：主井采用箕斗提煤；副井采用罐笼提升矸石，升降人员、设备、材料，且兼作进风井。风井安装梯子间，作为一个安全出口。考虑到范各庄井田范围较大，矿井通风方式经过比较后确定为两翼对角式通风（具体比较情况见第四章），在井田东西两翼

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边界各开掘一个风井，风井安装梯子间，作为回风井并兼作安全出口。

大巷布置在12煤层底板以下20m的灰色细砂岩～灰白色中砂岩层内。其优点是便于大巷的维护，维护费用低，巷道施工条件能够保持一定方向和坡度；在开采上下阶段时可跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，同时便于设置煤仓。。

立井开拓一水平，暗斜井延伸二水平的开拓方案。煤层设计两个阶段开采，第一阶段为-120 m～-550 m，阶段斜长1645 m，水平标高为-364 m，采用上下山开采；第二阶段为-550～-800 m，阶段斜长1378 m，水平标高-736 m，采用上下山开采。整个井田共分为16个采区，第一水平设置8个采区，第二水平8个采区。

3 巷道布置与采煤方法

3.1 采区巷道布置及生产系统

井田共划分为两个开采水平，其中一水平沿走向上山布置4个采区、下山部分布置4个采区。二水平沿走向上山部分布置4个采区、下山部分布置4个采区，全部为双翼采区。矿井首采区位于井田东部第一水平上山部分，北部以工业广场保护煤柱为界，东部以煤层露头保护煤柱为界，南部与南四采区相邻，西部以一水平运输大巷与下山部分相望。采区内无其它地质构造，开采布置简单。采区走向长2560～2040m，平均2300m，倾斜平均长817m，采区垂高184m。。首采区走向长度2560m，单翼走向长度1280m。

采区倾斜长度817m，区段平巷采用单巷掘进，在回采下区段时，采用留小煤柱的沿空掘巷。区段上平巷宽度为4.5m，下平巷宽度为4.5m，区段煤柱为15m。确定工作面长度250m，划分3个区段。每个区段宽为274m。

采区间工作面的接替顺序为左右两翼跳采接替，区段接替由上到下依次接替。

3.2 采煤方法

主采煤层选用综采开采工艺，走向长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。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设备如下：液压支架ZZ5600/21/42、采煤机MGTY300/730-1.1D、刮板输送机SGEC-830/500、 SZP—830/180型转载机、PCM132型破碎机、SSJ-1200/2×250型带式输送机。采煤机截深0.6m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。

3.3回采巷道布置

本设计中采用单巷布置，区段之间留15m的煤柱作沿空掘巷。在煤层中共布置二条区段平巷，采用综掘机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。区段平巷的断面能够满足通风和安装综采设备的要求，运输和回风平巷均为梯形断面，运输断面宽4.5m，高3.0×2.5m。回风断面宽4.5m，高3.0×2.5m。

3.4部分井巷特征参数

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表3-1部分井巷特征参数

井巷名称 副井 井底车场 运输大巷 采区下部车场 采区进风上山 采区中部车场 区段进风平巷 综采工作面 区段回风平巷 采区回风石门 回风大巷 回风石门 风井 长度(m) 315 320 1300 80 780 100 1018 280 1001 50 1342 50 145 断面（m2） 44.18 15.21 15.21 15.21 15.21 15.21 12.07 14.6 12.07 15.21 15.21 15.21 19.63 周长（m） 23.55 14.83 14.83 14.83 14.83 14.83 14.35 14.5 14.35 14.83 14.83 14.83 15.7

4 矿井通风与安全

4.1通风系统的选择

4.1.1 矿井开拓开采条件

(1)基本情况

井田含两个可采煤层，自上而下为7号和12号煤层，厚分别为3.52m、3.54m，这里主要开采12号煤层，煤层倾角为13°，容重为1.40t/m。本矿井属瓦斯矿井，12煤层具有自然发火危险倾向性，自然发火期定为11个月，矿井发火等级定为四级。

根据开拓开采设计确定，采用立井开拓一水平，暗斜井延伸二水平的开拓方案，煤层设计两个阶段开采，第一阶段为-120 m～-550 m，阶段斜长1645 m，水平标高为-364 m，采用上下山开采；第二阶段为-550～-800 m，阶段斜长1378 m，水平标高-736 m，采用上下山开采，采用综采生产工艺。初期投产达到设计产量时，由井田东部的一个工作面达到产量，综采面产量确定为240万t/a。

大巷及采区上山均布置于煤层底板岩石中，区段平巷采用单巷掘进，在回采下区段时，采用留小煤柱的沿空掘巷。为保证生产正常接替，前期及后期均设两个岩石掘进头掘进大巷

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及两个煤巷掘进头。 (2)基本要求

一般情况下矿井通风系统 ，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说要适应以下基本要求：

1) 每个矿井，特别是地震区、多雷区的矿井至少要有两个通地面的安全出口，每个出口之间距离不得小于30m；

2)进风井口，要有利于防洪，不受粉尘、污风、炼焦气体、燃烧气体等有毒有害气体的侵入；

3)采用多台分区主要通风机通风时，为了保持联合运转的稳定性，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和每一翼的主要通风机的回风流都必须严格隔开；

4)所有矿井都要采用机械通风，主要通风机和分区通风机必须安装在地面； 5)北方矿井，井口要有供暖设备； 6)总回风巷不得作为主要人行道； 7)工业广场不允许受通风机噪音的干扰； 8) 装有皮带机的井筒不允许兼作回风井； 9)装有箕斗的井筒不允许兼作进风井；

10)可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；

11)通风系统要为防瓦斯、火、水、尘及降温创造条件；通风系统要有利于深水平延伸或后期通风系统的发展变化；

12)要注意降低通风费用。

4.1.2矿井通风系统的确定

一般情况下，矿井主要有五种通风类型：中央并列式(图4-1)、中央边界式(图4-2)、两翼对角式(图4-3)、分区对角式(图4-4)和混合式通风。但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择。混合式是前几种方式的综合，多在老井的改建、扩时使用。因而，我们只对前4种通风方式作一个比较。见表4-1所示。

图4-1 中央并列式

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图4-2中央边界式

图4-3两翼对角式

图4-4 分区对角式

(1)技术比较

一般的说，新建矿井多数是中央边界式、中央边界式、两翼对角式、分区对角式。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较。如表4-1所示。

[1]

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表4-1矿井通风方式对比表 通风方式 中央并列式 中央边界式 两翼对角式 分区对角式 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。 风路较短，阻力较小，采空区的漏建井期限略投资稍大 风较小，比中央并列式安全性更好 长，有时初期 初期投资较少，工业场地布置集中，风路较长，风管理方便，工业场地保护煤柱小，阻较大，采空保护井筒的煤柱较少，构成矿井通风系统的时间短。 区漏风较大 建井期限略长，有时初期投资稍大 煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重 优点 缺点 适用条件 通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。 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 煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井 煤层距地表较浅，井田面工业场地分散、占地面积大、井筒保护积较大，局部瓦斯含量大，采区离工业广场比较远。 煤柱较多 通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合本矿井的地质条件，因为范各庄煤矿平均走向长度10.48km,走向长度较大，井型较大，煤层自燃发火比较严重，煤层埋藏深，我们初步选定中央边界式和两翼对角式，现将这两种方案进行经济比较来确定最终通风方式。 (2) 经济比较

1)进行工程掘进费用比较

中央边界式，回风大巷工程量：2623m，回风井工程量为145；两翼对角式，回风井工程量：145×2=190m，回风大巷工程量：1342m。

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表4-2 井巷掘进费用

方案项目 工程项目 回风大巷 回风井 合计 2)井巷维护费用比较

表4-3 井巷维护费用比较 方案项目 工程项目 回风大巷 回风井 合计 3)通风设备购置费用

矿井主通风机、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及配套电机。一套工作，一套备用，则共需要设备费用100×200万元。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4-4。

表4-4 通风设备购置费用 方案项目 通风设备费 4)通风总费用比较 通风总费用见表4-5。

表4-5 通风总费用比较 方案项目 井巷掘进费 井巷维护费 通风设备费 总费用 相对百分数 中央边界式（万元） 1194.2 25.35 250 1469.55 118.4% 两翼对角式（万元） 726.8 14.36 500 1241.16 100% 中央边界式 250万元 两翼对角式 250×2万元 [2]

中央边界式 工程量(m) 2623 145 单价(元/m) 4000 10000 1194.2万元 费用(万元) 1049.2 145 两翼对角式 工程量(m) 1342 190 单价(元/m) 4000 10000 726.8万元 费用(万元) 536.8 190 中央边界式 工程量(m) 2623 145 单价(元/m) 90 120 25.35 费用(万元) 23.61 1.74 工程量(m) 1342 190 两翼对角式 单价(元/m) 90 120 14.36 费用(万元) 12.08 2.28 通过经济比较，两方案相差不到18.4%，费用差距比较明显，因此可考虑采用两翼对角式作为通风方式，而且：

①范各庄矿煤层平均走向长10.48km，走向长度较大，井型较大，煤层自燃发火较为严

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重，适应于两翼对角式通风方式；

②两翼对角式通风，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。

所以综合考虑，本设计采用两翼对角式通风。

4.1.3矿井通风机工作方法的确定

矿井通风机的工作方法有抽出式和压入式两种： 1)抽出式的风流运动过程

在服务范围内的风井安设抽出式主通风机。主通风机开始工作后，矿井内的风流处于负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后风流沿轨道大巷经采区车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经采区回风巷回到回风大巷，再经风井排到地面。

2)压入式的风流运动过程

在副井井口安设压入式主通风机，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开。主通风机开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿轨道大巷经采区车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经采区回风巷回到回风大巷，再经风井排到地面。

表4-6抽出式和压入式的优缺点 工作方式 优 点 整个通风系统处于负压状态，缺 点 在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，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。总进风量和工作面通风量都会减少。 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难，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。 抽 当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。 用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下使用比较安全。如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。 出式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上运转时，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

压入式 9

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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下，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。

(2)抽出式和压入式的技术经济比较

范各庄矿煤层自燃发火严重，矿井沿通风线路漏风少，通风管理工作比较容易，并且新旧水平过渡容易。另外，主通风机布置在井田边界而不是副井井口，对工业广场不造成噪音污染。因此，综合以上因素，确定主通风机的工作方法为抽出式。

4.2采区通风

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，它由采区进风、回风和工作面进风、回风巷道组成的风路连接形式，还包括采区内的风流控制及设施。

采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配及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情况。

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。 (1)采区通风总体要求

1) 能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质； 2) 漏风少； 3) 风流的稳定性高；

4) 有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和纷尘飞扬； 5) 有较好的气候条件； 6) 安全、经济、合理； (2)采区通风的基本要求

采区应该有足够的风量并按需分配到各采面。为此，采区通风设计应满足下列要求： 1) 每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；

2) 工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定； 3) 煤层倾角大于12°时，不能采用下行通风； 4) 回采工作面的风速不得低于0.25m/s；

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5) 工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%；

6) 必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格、质量要求； 7) 要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小、风流畅通； 8) 机电硐室必须设在进风流中； 9) 采空区必须要及时封闭；

10) 要有压风自救管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。 (3)采区进回风上山的选择

根据《煤矿安全规程》要求：开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。由于该矿井有自然发火倾向，采取必须设置专用回风巷。 (4)工作面上行风与下行风的确定

工作面通风方式有上行通风和下行通风两种方式。下面对这两种通风方式的优缺点比较如下：

1)上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；

2)上行风时，在运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；

3)上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；

4)上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力； 5)下行风运输设备在回风巷运转安全性差；

6)下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一但停风机，工作面风向逆转；

7)下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升而引起爆炸，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。

下面的表4-7即为上行风和下行风的比较。通过对上行风和下行风的比较，工作面风流方向除遵照安全规程之规定外又考虑煤层实际起伏情况、回采巷道的布置，再结合本矿北采区12号煤层倾角为13°等条件，确定选择工作面通风方式为上行通风方式。

表4-7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 上 行 通 风 适用条件及优缺点 适用条件：在煤层倾角大于12度的回采工作面，应采用上行通风。 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；

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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。 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，运输设备处在回风巷中，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。

(5)工作面通风方式

工作面通风方式可分为U型、Y型、Z型、W型，比较如下表4-8所示。

表4-8 工作面通风方式比较表 通风系统 U 型 示意图 优缺点及适用条件 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。 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U形 Y 型 Y形 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。 12

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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Z形 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。 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W 型 W形备等有良好的环境；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。 工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关，通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素。

工作面通风应满足下列要求：

1)工作面有足够的风量并符合安全规程的要求，特别要防止上隅角积聚瓦斯。 2)风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。 3)根据通风要求，进、回风巷有足够的断面及数目。

根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件和本矿开拓方案，矿井绝对瓦斯涌出量为2.23m/min，工作面长250m，工作面单巷掘进，采用沿空留巷，正常生产时工作面轨道巷进风，皮带巷回风。由此确定工作面采用“U”型通风方式，这种通风方式具有系统简单，漏风小等优点。 (6)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

在进风流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

3

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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。

4.3掘进通风

无论在新建矿井，还是生产矿井及其改（扩）建中，都需要开掘大量的井巷，以便准备新的水平、采区和采煤工作面。在开掘井巷时，为了满足掘进工作面生产安全及劳动卫生条件的需要，必须不断供给掘进工作面适量的新鲜空气。这种利用主要通风机或局部通风机产生的风压对井下掘进工作面等独头巷道进行的通风称为掘进通风（又称局部通风）。

4.3.1 掘进通风方法

《煤矿安全规程》规定，掘进通风应采用矿井全风压和局部通风机通风，禁止采用扩散通风。根据以上规定，矿井一般采用局部通风机通风，下面就以采区的一条煤巷进行设计。 (1)掘进通风方法的选择

掘进通风的方法，按照通风动力形式不同，可分为矿井总风压通风、引射器通风和局部通风机通风。其中以局部通风机最为常用。

本设计掘进通风由于掘进头长度较长，利用矿井总风压通风达不到掘进通风的要求，因此本设计选用局部动力通风方法，动力设备为局部通风机 (2)掘进通风方式的选择

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4-5：

图4-5 压入式通风

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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4-6：

3)混合式通风

混合式通风的布置如图所示。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40～50m左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10m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30m左右，混合式通风见图4-7：

图4-6抽出式通风

≥10

图4-7 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大，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较长。

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

≥1015

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矿中得到广泛应用。由于瓦斯涌出量小，故适应压入式，比较前两种通风方式效果，决定适用局部通风机压入式通风。

F

图 例名 称进 风 风 流回 风 风 流符 号名 称风 门调 节 风 窗符 号

图4-8 局部通风示意图

4.3.2 掘进工作面需风量计算

该设计矿井掘面进采用综掘机掘进。掘进工作面需风量应满足《规程》对作业地点空气的成分、含尘量、气温、风速等规定要求，按下列因素计算。

(1).压入式通风掘进头所需风量或风筒出口的风量或风筒出口的风量Qfa为：

2Qfa?7.8?3A（La.S）/t, m/min （4-1）

3

式中：A—工作面一次爆破炸药消耗量，10㎏/m

S—掘进巷道断面，12.07㎡

t—通风时间，min，一般取20～30min

La—从工作面至炮烟稀释到安全浓度的距离。可按下式计算，La＝400A/S，m。如

巷道实际长度L小于式中的La，应用L代替La

该煤层掘进硬度 f＝2～3，掘进断面12.3㎡，查阅《煤炭井巷综合预算》知一次爆破炸药消耗需要量A为10㎏/m，故La＝390.24m

2Qfa?7.8?310（390.24?12.07）/30=159.43m3/min

(2).按同时工作的最多人数计算：

Q＝4N （4-2）

3

＝4×30＝120m/min

式中：N—工作面同时工作的人数，取30人

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(3).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：

Qai=100Qgai×Kai （4-3）

式中：Qai—第ｉ个掘进工作面实际需风量，m/min；

Qgai—该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，取1.5m/min Kai—该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，按综掘掘进取Kai＝1.5； 工作面需风量：Qa掘=100Qai×Kai=100×1.5×1.5=225（m/min） (4).按炸药量计算

Qai=25Agai （4-4）

式中：Qai—第ｉ个掘进工作面实际需风量，m/min；

Agai—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，㎏/m，查阅《煤炭井巷综合预算》知

一次爆破炸药消耗需要量Agai为10㎏/m； Qai=25×10 =250m/min (5).按照风速验算

根据上述计算结果，应取最大风量为250m/min

1)按最低风速验算：Q1＝SV1＝12.07×15=181.05m/minQ 式中：Q1—巷道最低风速所需要的风量；

Q2—巷道最高风速所需要的风量； S—巷道设计断面积，12.07㎡； V1—最低风速要求，煤巷取0.25m/s； V2—最高风速要求，煤巷取4m/s。

综上：本设计取250m/min足以稀释掘进工作面的炮烟、瓦斯以及其他有害气体，使掘进工作面有个良好的环境。

岩巷掘进头用风量根据范各庄实际配风经验定为250m/min

3

3

33

3

3

3

3

3

3

4.3.3 掘进通风设备选型 4.3.3.1风筒的选择

由4.1节可知，本矿井掘进采用压入式通风，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。为经济起见，决定使用胶片风筒，其具体参数见表4-9。

表4-9风筒规格及接头形式

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风筒类型 胶布风筒 风筒直径 （mm） 800 接头方法 双反边 百米风阻 28（NS/m） 13 节长 （m） 10 壁厚 （mm） 1.2 风筒质量 （kg/m） 3.2 （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1300m，由其百米风阻值得风筒总风阻为：

Rp?13?13?169NS2/M3

柔性风筒的漏风率风风量备用系数ψ值可用下式计算：

（2）风筒的漏风率

??

式中：

QfQ0?1pL1?10000

Φ—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，m/min；

P—风筒100m长度的漏风率，%,百米漏风率可从表4-10中查取； L—风筒总长度，m。

表4-10柔性风筒百米漏风率p

风筒接头类型 胶接 多反边 多层反边 插接 风筒100m漏风率p/% 0.1-0.4 0.4-0.6 3.05 12.8 3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=1.080.6?13001?10000

（1）局部通风机工作风量Qa：

式中：

3Qa??Qk

ψ—风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.08； Qk—掘进工作面所需风量，m/min。

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则局部通风机工作风量：

Qa?1.08?223.8?241.7m3/min

4.3.3.2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：

Q Ht?RQaQb?0.811?b4，Pa （4-5）

D

式中：

Ht—局部通风机工作全风压，Pa； R—风筒总风阻，N·S2/m8； Qa—局部通风机工作风量，m3/s； Qb—掘进工作面所需风量，m3/s； ρ—空气密度，kg/m3； 带入已知数据得：

2Ht?27.26?241.7/60?223.8/60?0.811?1.21?223.82/3600/0.84?2572.7Pa4.3.3.3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FBD№5/2×7.5对旋轴流式风机，其工作参数见表4-11。

表4-11 局部通风机参数

转速风机类型 功率（kw） 电压（V） （r/min） 效率 风量m3/min 风压（Pa） №5/2×7.5 2×7.5 380/660 2900 ≥75% 250-190 600-3200 4.3.3.4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

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（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。

4.4 矿井需风量

矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风量的总和。

对新设计的采区，应使各个用风地点的风量符合《规程》中关于人员所需风量、沼气、CO2、CO和其它有害气体的安全浓度，各工作地点的空气允许温度，空气中煤尘的安全浓度，最低和最高风速的允许值以及各种漏风的允许值等规定。

矿井风量计算应根据实际需要按由里向外的原则，先从各用风地点算起，由里向外，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，上下顺槽的风量乘以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。即：

∑Q=K×[∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它] （4-6）

式中：∑Q—矿井总风量，m/min；

K—风量备用系数，取K=1.15； ∑Q采—回采工作面所需风量，m/min； ∑Q掘—掘进面所需风量，m/min； ∑Q硐—硐室所需风量，m/min； ∑Q其它—其它巷道所需风量，m/min；

3

3

3

3

3

4.4.1工作面所需风量的计算

每个采煤工作面实际需要风量，应按沼气(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。

矿井初步设计年生产能力240万t。预计矿井绝对瓦斯涌出量为2.23m/min，为低瓦斯矿井。

(1).按沼气涌出量计算：

根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1％的要求计算。即：

Qai=100Qgai×Kai （4-7）

式中：Qai——第ｉ个回采工作面实际需风量，m/min；

Qga——该采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m/min，取2.23m/min；

20

3

3

3

3

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Kai——该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kai＝1.5； 工作面需风量：Qa=100Qgai×Kai=100×2.23×1.5=334.5m/min (2).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，起温度和风速应符合下列要求，见表4-12。

3

表4-12采煤工作面空气温度与风速对照表

工作面温度(℃) 工作面风速(m/s) <15 15～18 18～20 20～23 23～26 0.3～0.5 0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 按下式计算：

Qai=60×Vai×Sai×kai （4-8）

式中：Vai—回采工作面风速，取Vai=1.5m/s（查表4-12）；

Sai—第i个回采工作面平均断面积，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，综采

工作面按近似S=3.75(M-0.3)=13.4m kai—第i个回采工作面的长度系数，取1.3. 故工作面风量：Qa=60×1.5×13.2×1.3=1568（m/min） (3).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。

Qa=4×Nai （4-9） 式中：4—每人每分钟供给4m的规定风量，m/min；

Nai—第i个工作面同时工作的最多人数，取36人。 故工作面风量为：Qa=4×36=144（m/min）

由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：

Qa=1568（m/min）

(4).按风速进行验算：

根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。

每个回采面：Qmin≥0.25×60×Sai（m/min）

3

Qmax≤4×60×Sai（m/min） （4-10） 式中：Sai—第i个工作面的平均断面积m，Sa=13.2m

198m/min≤Qa≤3168m/min

由风速验算可知，Qa=1568m/min符合风速要求。

3

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2

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333

3

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2

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4.4.2掘进工作面需风量

掘进工作面需风量已由4.3.2算出，需风量为250m/min。

3

4.4.3硐室需风量

煤矿井下硐室需要独立回风的峒室主要有：采区变电所、采区绞车房、炸药库等 按矿井实际经验值给风量，对这些硐室配风如下：

采区变电所：120m/min 采区绞车房：60m/min

3

炸药库：150m/min

33

4.4.4其它巷道所需风量∑Qd

∑Qd即其它巷道所需风量之和，主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风，由下式计算：

∑Qd=5%（∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐）

K为矿井风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，本设计采用两翼对角式通风，取K=1.15

通风容易时期Qd=156.5m/min 通风困难时期Qd=166.5m/min

依据风量计算可知：回采工作面供风量为：1568m/min；掘进工作面供风量为：250m/min；采区变电所：120m/min；炸药库：150m/min；采区绞车房：60m/min。

3

3

3

3

3

33

4.4.5矿井总风量及其分配

通风容易时期和困难时期的确定：

在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在一采区正常回采期间，困难时期为五采区即将采完与二水平衔接时。

在通风容易时期：南二采区有一个回采工作面、两个煤巷掘进头，一个岩石大巷掘进工作面。

在通风困难时期：南六采区有一个回采工作面、两个煤巷掘进头，同时与二水平衔接时，有两个岩石暗斜井掘进工作面。

表4-13 矿井容易时期分风一览表

项目 用风地点 工作面 硐室 综采工作面 煤巷掘进头 采区变电所 采区绞车房 12煤层 单位需风量/ (m3/min·个) 1568 250 120 60 需风量/ (m3/min) 1568 500 120 60 2248 数量/个 1 2 1 1 22

采区 有效风量

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配风量 掘进 硐室 其它 岩巷掘进头 炸药库 其它巷道所需风量 1 1 3286.50 492.98 2907.9 145.4 3053.29 表4-14矿井困难时期分风一览表

200 150 2585 200 150 129.9 矿井有效风量 内部漏风（漏风系数取15%） 矿井总进风量 外部漏风（总进风的5%） 风机风量 项目 用风地点 工作面 采区 硐室 12煤层 数量/个 单位需风量/ (m3/min·个) 1568 250 120 60 200 150 2937.9 440.685 3378.585 201.05 3580.1 需风量/ (m3/min) 1568 500 120 60 2248 2585 400 150 139.9 综采工作面 煤巷掘进头 采区变电所 采区绞车房 1 2 1 1 2 1 有效风量 配风量 掘进 硐室 其它 岩巷掘进头 炸药库 其它巷道所需风量 矿井有效风量 内部漏风（漏风系数取15%） 矿井总进风量 外部漏风（总进风的5%） 风机风量 4.5 矿井通风阻力

矿井井巷风流一般都处于紊流状态，设计依据摩擦阻力定律分段计算井巷风阻。由于各生产时期通风线路与通风距离的不同，其通风阻力也不同，设计分矿井达产后通风容易时期与通风困难时期，分别计算全矿井通风阻力及通风等积孔。 (1)矿井通风总阻力的计算原则：

[5]

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1)矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。

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)当风量按照各用风地点的需要或自然分配后，选择达到设计产量时通风最容易时和最困难时通风阻力最大的风路，然后分别计算这两条风路中各段井巷通风阻力，分别累加后即得到矿井通风最容易和最困难两个时期的最大通风阻力。 (2)通风容易和通风困难两个时期位置的确定

由矿井通风方式及巷道布置形式可以看出，当开采南采区第一个采面时，通风线路短，通风阻力小，确定此时为通风容易时期。一台风机的服务 年限一般为20～25a。当开采一水平南十采区最后一个采面时，正好处在25年左右，通风线路长，通风阻力大，确定此时为通风困难时期。通风容易时期和困难时期的掘进工作面的采煤工作面的个数都相同，容易时期和困难时期总进风量和总回风量相同。在采面回采过程中都存在着瓦斯抽放，因此，容易和困难时期总回风，要比实际的小。

通风容易时期最大阻力路线(见图4-9，4-10所示)：

通风容易时期：副井1→2→18→3→4→5→6→7→8→9→11→12→13→地面；

东风井1311121710951561614341-- 主井2--副井3-- 井底车场5-- 采区下部车场7-- 采区变电所9-- 采区中部车场11-- 采区煤仓13--综采工作面15--回风井4-- 水平运输大巷18196-- 采区轨道上山8--区段运输石门图例新鲜风流乏风流风门调节风门调节风窗局部通风机210-- 采区皮带上山12-- 区段运输平巷图4-9 通风容易时期立体示意图14-- 区段回风平巷16-- 绞车房

图4-9 容易时期通风系统立体图

24

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891213

16面工作综采1071715614453图4-10容易时期通风系统网络图

通风困难时期最大阻力路线 (见图4-11，4-12所示)：

通风困难时期：副井1→2→22→3→4→5→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16→17→地面；

30西风井东风井17293015423232226249141071982827913122118112011861251373451816171418252615161-- 主井2--副井3-- 井底车场5-- 采区上部车场7-- 采区变电所9-- 采区中部车场11-- 采区煤仓13--综采工作面15--皮带暗斜井17--回风井104-- 水平运输大巷6-- 采区轨道下山8--区段运输石门10-- 采区皮带下山12-- 区段运输平巷14-- 区段回风平巷16-- 轨道暗斜井18-- 绞车房图例新鲜风流乏风流风门图4-10 通风困难时期立体示意图调节风门调节风窗局部通风机 图4-11 困难时期通风系统立体图

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3017

图4-12 困难

网络图

(3)沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各个区段的摩擦阻力hf：

时期通风系统

345113hf??LUQ2/S3 (4-11)

式中：L――巷道长度，m；

U――巷道周长，m；

24 ?――摩擦阻力系数，N?S/m；

3 Q――通过该巷道的风量，m/s

综采工作面 S――巷道断面积，m；

根据前面设计巷道的长度、周长、净断面、巷道的支护方式查出?值，带入上式即可算出最大阻力路线内各井巷的通风摩擦阻力，计算结果见表4-15，表4-16所示。

沿着风路，将各区段的摩擦阻力相加，井巷的局部阻力按摩擦阻力的10%考虑，即可算出通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力[6]。分别为：

通风容易时期：hrmin=1.1×459.59=505.55pa (4-12) 通风困难时期：hrmax=1.15×654.66=752.86pa (4-13)

式中：hm—矿井井巷通风总阻力，pa。 表4-15通风容易时期矿井通风阻力 序井巷名称 支护形式 α×104 L U S Rf Q hfr V 2 26

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NS2/m4号 NS2/mm m 23.m2 44.2 16.6 16.6 16.6 16.6 16.6 13.7 13.2 12.3 16.6 16.6 19.6 0.0109 0.0126 0.0015 0.1092 0.0706 0.0753 0.0030 0.0227 0.0024 0.0358 0.0088 0.0030 8 m3/s 50.88 50.88 50.88 49.54 49.54 49.54 47.37 40.27 47.37 40.27 56.31 50.88 pa m/s 1.11 2 3 副井 井底车场 运输大巷 混凝土 砌碹 锚喷 350 85 85 315 320 1300 6 14.8 14.8 14.7.81 22.79 92.56 5 3.07 3.07 2.94 5 采区下部车场 采区进风上山 锚喷 锚喷 92 90 80 780 8 14.8 14.5.84 55.74 8 2.98 2.96 采区中部车场 锚喷 92 100 1018 15.4 14.5 14.6 14.7.31 169.01 114.51 245.09 8 3.45 3.05 3.84 2.47 8 9 区段进风平巷 综采工作面 区段回风平巷 锚网 液压支架 锚网 124 400 140 8 280 1001 10 11 12 回风石门 总回风巷 风井 总阻力 /pa 锚喷 锚喷 混凝土 92 60 350 50 650 145 8 14.8 15.7 2.41 40.01 28.21 3 3.39 2.59 791.294 表4-16矿井通风困难时期摩擦阻力 α×104 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 井巷名称 副井 井底车场 运输大巷 采区上部车场 采区进风下山 采区中部车场 区段进风平巷 综采工作面 区段回风平巷 采区中部车场 采区回风下山 支护形式 混凝土 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚网 液压支架 锚网 锚喷 锚喷 NS2/m4 350 85 85 92 90 92 124 400 140 92 90 m 315 320 m m2 L U S Rf NS2/m8 m3/s pa 9.56 m/s 1.28 Q hfr V 23.6 44.2 0.003 56.31 14.8 16.6 0.009 56.31 27.90 4.04 1173 14.8 16.6 0.032 56.31 102.29 4.04 80 663 100 14.8 16.6 0.002 56.31 7.55 3.43 14.8 16.6 0.019 50.80 49.82 3.06 14.8 16.6 0.003 50.80 7.68 3.06 1473 15.4 13.7 0.109 50.80 281.25 3.70 280 14.5 13.2 0.071 43.18 131.65 3.27 1468 14.6 12.3 0.160 50.80 413.37 4.12 120 14.8 16.6 0.004 50.80 9.22 3.06 1570 14.8 16.6 0.046 50.80 117.98 3.06 27

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12 13 14 总回风巷 回风石门 风井 总阻力 /pa 锚喷 锚喷 混凝土 60 92 350 536 50 145 14.8 16.6 0.010 67.02 46.74 4.03 14.8 16.6 0.001 56.31 4.72 3.39 15.7 19.6 0.011 59.67 53.98 3.59 1263.71673

（4）矿井风阻值计算如下：

R=hr/Q2

式中：R——矿井风阻，Ns2/m8；

hr——矿井总阻力，Pa； Q——矿井总风量，m3/s；

根据前一节计算的风量和阻力值，由式4-14可分别计算出矿井在不同时期的风阻值，计算结果见表4-17。

（5）等级孔

等级孔是衡量矿井通风难易程度的数值，可由下式计算：

A=1.19×Q/hr （4-15）

式中：A——等级孔，m2；

等级孔值越大说明通风越容易；值越小，通风越困难。根据表4-17，利用矿井等级孔值判断各个时期的通风难易程度。等级孔计算结果列入表4-18，然后说明矿井在不同时期的通风难易程度。

表4-17 阻力值和等级孔 时期 容易时期 困难时期 矿井通风难易程度 容易 中等 困难 风量 m3/s 50.66 52.86 总阻力 Pa 505.55 752.86 风阻 NS2/m-8 0.1970 0.2694 等积孔 m2 2.68 2.29 难易程度 容易 容易 （4-14）

表4-18 矿井通风难易程度分级 矿井总风阻Rm/NS2/m-8 等积孔A/ m2 <0.355 0.355～1.420 >1.420 >2 1～2 <1

4.6矿井主要风机选型

矿井通风设备的要求

(1)矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用，备用的一套通风机要求在10min内能够启动。

(2)选择通风设备应满足第一水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行，当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。

(3)通风机能力应留有一定的余量，轴流式风机在最大设计负压和风量轮叶运转角度应

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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、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。

(5)矿井的主通风机房应有两回路直接由变(配)电所馈出的供电线路，线路上不应分接任何负荷。

(6)主通风机要有灵活可靠、合乎要求的反风装置和防爆门，要有规格质量符合要求的风硐和扩散器。分区主要通风机也应符合这个要求。

(7)主通风机和电动机的机座必须坚固耐用，要设置在不受采动影响的稳定地面上。 (8)主要通风机必须安装在地面；装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%。

(9)严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。

(10)装有主要通风机的出风井口应安装防爆门，防爆门每6个月检查维修1次。 (11)至少每月检查1次主要通风机。改变通风机转速或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。

(12)新安装的主要通风机投入使用前，必须进行1次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年至少进行1次性能测定。

(13)生产矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机供给的风量不应小于正常风量的40%。

每季度应至少检查1次反风设施，每年应进行1次反风演习；矿井通风系统有较大变化时，应进行1次反风演习。

(14)严禁主要通风机房兼作他用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表，还必须有直通矿井调度室的电话，并有反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责，司机应每小时将通风机运转情况记入运转记录簿内；发现异常，立即报告。

4.6.1 矿井的自然风压

由于风流流过井巷时与岩石发生了热量交换，使得进、回风井内的气温出现差异，回风井里面的空气密度比进风井里的空气密度较小，因而两个井筒底部的空气压力不相等，其压差就是自然风压。矿井自然风压是借助于自然因素而产生的促使空气流动的能量。矿井自然风压的大小，主要取决于进回风侧空气的温度差和矿井的深度，温差越大，矿井越深，自然风压就越大。

1）地表气温的变化

对于山区平硐开拓的矿井，或深部露天转地下的矿井，或井筒开拓的浅矿井，自然风压受地表气温变化的影响较大。对于竖井开拓的深矿井，地温随深度增加而增大，地面空气进入井筒与岩石发生热交换，地表气温的影响比较小，自然风压的大小虽有改变，方向不变。

2）矿井深度

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近似认为自然风压的大小与矿并深度成正比。深1000 m的矿井，“自然通风能”占总通风能量的30％

3）地面大气压

地面大气压变化不大，对自然风压的影响较小 自然风压的计算公式为：

hn?(?1?2z1?2??2?3z2?3??3?4z3?4)g （4-16）

式中：hn——自然风压，Pa；

g——重力加速度，取9.8 m/s2；

z1?2z2?3z3?4——分别为图中1、2、3点之间的高差，m；

?1?2?2?3?3?4——分别为图中1、2、3点之间的平均空气密度，kg/m3；

矿井进风井的风流参数因季节的不同而不同，所以分夏季和冬季两个差别较大的时期。空气平均重率r2、r1参数见表4-19；

表4-19空气平均重率（kg/m ） 季节 地点 冬季 夏季 进风井口1 -394井底车场2 1.23 1.18 1.28 1.24 -120风井底3 1.24 1.22 -120风井4 1.22 1.18 3

冬季：

hn=9.8×[（1.23+1.28）/2×（25+394）-（1.28+1.24）/2×（394-120）-(1.24+1.22）

/2×（25+120）] =22.10pa 夏季： hn=9.8×[（1.18+1.24）/2×（25+394）-（1.24+1.22）/2×（394-120）- (1.22+1.18）

/2×（25+120）] = -39.5pa

通过以上计算，自然风压在冬季为正，夏季为负，说明冬季自然风压帮助通风，夏季自然风压阻碍主要通风机通风。

4.6.2通风机选型及技术验证

矿井通风的主要动力是通风机，通风机是矿井的“肺脏”，其昼夜不停运转，能耗很大，所以合理选择通风机不仅关系到矿井安全生产和职工身体健康，而且对矿井的主要技术经济指标也有一定的影响。

通风机选型的依据是根据计算出的总风量Q，容易时期最小阻力Hrmin和困难时期最大阻力Hrmax。它包括通风机和电动机的选择及通风机附属装置的设计。

1）选择通风机的基本原则

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所用的通风机除应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外，还应符合下列要求： （1）选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求，并适当照顾下一水平通风机的需要。当阻力变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电机的使用年限不宜小于10 a；

（2）留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度一般比最大允许使用值小5°，离心式通风机的转数一般不大于允许值的90%；

（3）通风机的服务年限内，其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内； （4）考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门调节。 2）确定主要通风机工作风压

选择通风机选型的依据是风量和风压，此外，为了使所选的主要通风机在通风容易时期的工作效率不致太低，选择主要通风机要考虑自然风压的影响。

（1）通风容易时期，自然风压有利于通风机工作，主要通风机静风压：

hfSmin=hrmin-hn冬

（4-17）

式中： hrmin——表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa； hn冬——表示容易时期帮助通风的自然风压，hn冬=107.7Pa； 则： hfSmin=505.55-107.7=397.85 pa 。

（2）通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压：

hfSmax=Hrmax-hn夏 （4-18）

式中：hrmax——表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；

hn夏——表示困难时期阻碍通风的自然风压，hn夏=-3.92 Pa；

则： hfSmax=752.86-(-3.92)=756.78 Pa 。

3）主要通风机的工作风量Qf

对于抽出式通风方式，主要通风机的工作风量为：

Qf=K×Q （4-19）

式中：Qf——实际风量，m3/s；

Q——风井总风量，m3/s；

K——抽出式矿井通风外部漏风系数,取K=1.05； 通风容易时期：

Qfmin=1.05×50.66=53.19（m3/s） 通风困难时期：

Qfmax=1.05×52.86=55.5（m3/s）

主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压列入表4-20中。

表4-20 主要通风机工作参数一览表 容易时期 困难时期 风量m3/s 53.19 风压Pa 397.85 风量m3/s 55.5 风压Pa 756.78 项目 范各庄矿南翼 4）主要通风机工况点的确定

Rf=hfs/Qf2 （4-20）

式中：Rf——通风机容易、困难时期工作风阻，Ns2/m-8；

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hfs——通风机静压，Pa； Qf——通风机工作风量,m3/S； 通风容易时期：

Rf=hfs/Qf2=397.85/53.192=0.1406（Ns2/m8）

-

通风困难时期：

Rf=hfs/Qf2=756.78 /55.52=0.2457（Ns2/m8）

-

5）主要通风机选型

根据表4-20所列出的矿井需风压、风量，结合当前技术经济条件，在供选择的通风机特征曲线图上粗绘通风机工作风阻曲线，范各庄矿主要通风机选择62A14-11No24型。

在62A14-11No24型风机装置性能曲线上精确绘制通风机的工作风阻曲线，见图4-13。62A14-11No24型轴流式主要通风机性能参数如表4-21。

表4-21 主要通风机性能参数

型号 62A14- 11NO24 时期 容易时期 困难时期 叶片安装角° 25° 35° 转速 r/min-1 500 500 风压 Pa 473 791 风量 m3/s 55.50 56.10 效率 输入功率 KW 78% 95% 33.9 56.4

Nfi(kw)

62A14-11风机装置性能曲线No24型 n=750r/min 叶片数1640030020010003015603Q (m /s)f209014523545403525301201501802000hfs (Pa)200403530160201512025450.95 Hmax16001477.46B'0.7B81289.620.800.750.70ysthfs (mmH2O)800690.51641.780AA'0.74402515203030

00603Q (m /s)f 40 4535

设计风量60=0.50.88359.66890工作风量57.976.66120150180图4-13通风机性能曲线

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4.6.3电动机的选型

根据本矿通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率Nfmin和Nfmax，计算电动机的输出功率Neo。

本矿前期通风容易时期输入功率为145Kw，通风困难时期为235Kw，Nfmin和Nfmax相差大，Nfmin/Nfmax=145/235=0.617>0.6

根据目前电动机的使用情况，在两个时期均能同时使用235Kw功率以上的异步电动机，这种电动机的输出功率Neo和输入功率Nei分别用下式计算

Neo=Nfmax/ηe (4-21)

式中：ηe：传动效率，取ηe=0.9；

Nei=(1.10-1.15)×Neo/ηe (4-22)

式中：1.10-1.15：电动机容量系数，轴流式通风机取1.10；

ηe：电机效率，取ηe=0.9。

所以

Neo=Nfmax/ηe=235/0.9=261.1（Kw）

Nei=(1.10-1.15)×Neo/ηe1=1.1×261.1/0.9=319.2（Kw）

根据以上计算电动机的输入、输出功率及主要通风机要求的转速（数）；主要通风机相配套的电动机型号为JR-148-8，其主要技术参数见表4-22。

表4-22 电动机技术参数

额定功率 Kw 350 额定电压 V 380 最大力矩 1.84 额定负载时 电流A 699 飞轮转矩 /Nm2 580 转速rmin-1 734 总重 Kg 3100 效率 94.2% 功率因数 0.87 型号 JR-148-8 电压 509 转子数据 电流 472 制造厂家

4.7矿井通风费用概算

4.7.1吨煤通风成本

(1).主要通风机运转的耗电量If

（4-23） If?〔(N1?N2)/2?365?24〕〔/?e.?c.?y.?H〕式中：N1、N2—主要通风机风机运行最大、最小功率，kw；

?e—主要通风机电动机的效率，取0.85；

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?c—传动效率，取0.95；

?y—变压器的效率，一般取0.8； ?H—电线的输电效率，取0.95。

If＝（145＋235）×365×24/（2×0.85×0.8×0.8×0.95）

＝206.1176×104kw·h/a (2).局部通风机运转的耗电量Il

Il?N?365?24/? （4-24）

式中：N—局部通风机电动机功率，kw；

?—电机效率，90％。

Il＝37×365×24/0.9=36.01×104kw·h/a

(3).一年内各内风机的总耗电量Ia

本矿井生产时共有2台主要通风机和4台局部通风机同时运转，故

Ia＝If＋4×Il＝448.245×104 kw·h/a

(4).吨煤耗电量Io

Io＝Ia/T， kw.h/t （4-25）

Io=448.245×104/240×104=1.867kw·h/t

(5).吨煤通风电费

E＝Io×D （4-26）

式中：D—每度电费用，取0.63元

E＝1.867×0.63＝1.1767Y/t

4.7.2设备折旧费

通风设备的折旧费是指主要通风机及配套电机、风机所有附属设备的折旧费用。 根据《煤矿生产经营指标》，一全套风机房所有通风设备造价共计40万元，其回收率为4%，服务年限为25a，则年折旧费为：

Q折旧= 2×40×(1-4%)/25＝3.072，万元

则吨煤通风设备的折旧费为：3.072/240=0.013，元/t

根据《煤矿生产经营指标》通风设备的年维修费为80000元/a，则通风设备的吨煤维修费为：

Q维护=80000×2/（240×10000）＝0.00298，元/t

吨煤的通风设备折旧费为：0.013元/t 吨煤维修费和设备折旧费为：0.016元/t。

4.7.3材料消耗费用

包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费为：

Q 消耗=

C，元/t (4-27) T34

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式中:

C ——材料消耗总费用，元/a，设计取70000元。

= 70000/1200000 =0.058元/t

4.7.4通风工作人员工资费用

矿井通风工作人员，每年工资总额为A(元)则一吨煤的工资费用为：

Q工资=

A，元/t (4-28) T = 3000000/1200000= 2.5元/t

4.7.5每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用

W6 = 200000/1200000= 0.167元/t

矿井每采一吨煤的通风总费用W为：

W = 1.1767+0.016+0.058+2.5+0.167= 3.918元/t

4.8主要通风机及其附属装置

矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向，控制灾害和灾情的发展的应变措施。为了保证运转的安全可靠，除主要通风机机体外，仍需设置一系列附属装置，如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等[9]。

4.8.1反风装置

本矿井采取的反风方式为风机反转反风。反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。本设计选取62A14-11No24型轴流式风机，这种风机反转后的风量可以达到正常时期风量的60%，故不须设置反风装置进行反风。

本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用。

4.8.2防爆门

防爆门为保护风机，在风井井口设置钟形防爆门。防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。如图4-14所示：

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图4-14 防爆盖示意图

1-防爆井盖；2-密封液槽；3-滑轮；4-平衡重锤；5-压脚；6-风硐

54.8.3扩散器

本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部分速压转变为静压，以减少风机出风口的速压损失，提高风机的静压。

4.8.4风硐

风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷道，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。

4.8.5消音装置

《规程》规定矿井主要通风机噪音不得超过90dB，本设计采用主动式消音装置，把大部分噪音吸收掉。

4.9矿井通风系统评价

本矿井采用抽出式通风，设计风井在整个服务年限内通风阻力较小，风机运转平稳，通风均比较容易；吨煤通风成本低，比较经济；所选用的轴流式风机效率高，电耗少；风机反转反风安全可靠；每个采区工作面都有独立的通风系统，通风系统较为简单。在工作面 通过预抽瓦斯大大降低了瓦斯浓度，提高了通风系统的安全性。

通风安全设施主要有：风门、调节风窗、回风井井口防爆门等。 矿井采掘工作面独立通风，井下硐室实现了独立通风。

综上所述，本矿井通风系统简单、合理、稳定，通风方式合理，配风满足需要，通风设施齐全有效，抗灾能力强。

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参考文献

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本文来源：https://www.bwwdw.com/article/i1k.html