古城矿120万吨新井通风设计，矿井通风与安全课程设计

中国矿业大学资源与地球科学学院

矿井通风与安全

课程设计

课程设计题目：古城矿120万t/a新井通风设计

小组成员：朱宇

孙如心 王浩

焦邵博

班级 地质12-8班 指导教师 杨永良

成绩 日 期 2015年 6月

1.1矿区概述及井田地质特征

1.1.1矿区概述

古城矿井位于山东省兖州市新兖镇古城村，距兖州市中心3km，东距曲阜市20km，西南距济宁市30km。分属兖州、曲阜两市管辖。古城矿井位于兖州东北侧兖州市境内，由临沂矿务局筹建开发。西以京沪铁路东侧煤柱线及兖州市煤柱线，即Z1～Z8、Z12～Z17各点连成为界，东至F33断层，北以F18断层及D1～D5各点连成与单家村煤矿为界，南以第31勘探线及-1200米煤层地板等高线为界。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。

表1 矿井进回风井的风流温度参数一览表

季节 地点 冬 夏 进风井筒（K） 301 283 出风井筒（K） 298 298 1.1.2 井田地质特征

井田水平面积约17.95km2 ，井田周长18.68km，井田的水平宽度是：3.5km。倾斜长度 Lmin=0 平均长度是4.3km 。井田走向长度 Lmax= 5.92km， Lmin=0.72km 平均走向长度是4.8km 。储量计算范围为井田境界内各可采煤层。

1.1.3 煤层特征

本矿井主要可采煤层有3煤层，其煤层平均厚度分别为5m，具体参见图1 综合地质柱状图。根据精查地质报告的瓦斯地质资料，本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯鉴定结果为矿井相对瓦斯涌出量CH4=2.52m3／t、CO2 =2.22m3／t，为低瓦斯低二氧化碳矿井，无煤和瓦斯突出现象。

据煤芯煤样爆炸性实验：煤尘爆炸指数36.41%,各煤层均有爆炸性危险。 煤芯煤样测定结果，自燃发火等级为II类，各煤层都有程度不同的自然发火倾向。 根据矿井实际生产资料统计发火期一般在3～6月。

1.2 井田开拓

1.2.1 井田境界与储量

矿井地质资源量3#煤118.51（Mt），矿井工业储量114.24（Mt）， 矿井可采储量

101（Mt），本矿井设计生产能力为120万t/年。工业广场的尺寸为300m×400m的长方

形，工业广场的煤柱量为630(万t)

1.2.2 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，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为120万吨/年,矿井服务年限为64年。

煤 岩 名 称 粉砂岩 柱 状 1：200 层 厚 累 厚 (m) (m) 4.40 4.40 岩 性 描 述 紫红色，成分以石英为主，含云母星 点，无层理。 中砂岩 6.60 11.0 以白色为主，少带灰白色，含暗色矿 物，钙质胶结。 砂质泥岩 2.83 13.83 黑灰色，块状构造，性脆，含植物化 石，呈滑面。 3煤 5 黑色烟煤，半亮型为主，夹有镜煤条 22.16 带，煤层结构呈条带状，夹有矸石薄 层。 砂质泥岩 1.79 灰黑色，致密、性脆，块状构造，含 23.95 菱铁矿结核，偶见黄铁矿散晶，具纵 向裂隙。 中砂岩 8.45 灰白色，微带绿色，成分以石英为主， 32.4 长石次之，含云母星点黑色矿物较多， 硅泥质胶结，隐显斜水平层例。 细砂岩 5.85 38.25 灰色，泥质胶结，有明显的黑色泥质 量条带,具波状层理。 砂质泥岩 8.40 灰黑色，致密,厚层状，中夹菱铁矿结 46.65 核和少量黄铁矿散晶，有少量植物化 石，有滑面。 图1 综合地质柱状图

1.2.3井田开拓

工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。采用立井开拓，井筒置于工业场地之中。

主、副井筒均为立井，布置在井田中央，只设一个水平。由于辅助运输采用电机车运输，大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半岩及岩巷。

矿井共有两个井筒，分别为主井、副井。主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井120万t/a的煤炭提升任务。副井位于井田中央工业场地之中，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。

矿前期开采井田的-690m标高以上煤为上山开采。 后期开采-690标高以下煤层为下山开采。前期煤层倾角变化较小为13°，缓倾斜煤层，为实现高产高效，要求巷道布置系统力求简单，掘进工程量要少，结合实际生产中带区布置与带区布置各自的优缺点及适用条件分析比较可知本矿井采用带区式开采优势明显，故设计为带区式开采。井底车场布置在3#底板岩石中。

矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。

1.3巷道布置与采煤方法

1.3.1 带区巷道布置及生产系统

首采带区为一带区，位于井田西南方向，大巷北部，靠近工业广场。带区内划分为10个倾斜分带，组成一个统一的采准系统。根据古城矿实际情况，各分带之间留设3m窄小煤柱，采用沿空掘巷的方法掘进回采巷道。

首采带区工作面长度取200 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷断面面积10.64；回风斜巷断面面积10.08。

1.3.2 采煤方法

主采煤层选用综采开采工艺，倾斜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，选用编号为ZC186—ZZ38的配套设备：液压支架ZY3500/25/47、采煤机MXA-300/4.5、刮板输送机SGZ-730/220、SZB-764/132型转载机、PCM110型破碎机、SSJ1000/2×160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。

1.3.3回采巷道布置

工作面回采巷道采用单巷布置；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工。采用1000 mm宽的胶带输送机运煤；无极绳绞车斜巷运料、运设备；辅助运输巷铺设轨道，通过设备车辆。

1.3.4部分井巷特征参数

表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 副井 井底车场 轨道大巷 进风行人斜巷 分带运输斜巷 采煤工作面 分带运料斜巷 运输大巷 风井 长度(m) 断面（m） 33.18 14.3 14.3 14.3 10.64 12 10.08 14.2 19.62 2周长（m） 20.42 14.8 14.8 14.8 13.34 13 12.94 14.4 15.7

2 矿井通风系统拟定

2.1矿井通风系统基本要求

⑴应有利于加快矿井建设速度，鼓术经济合理，生产安全。

⑵必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》有关规定。 ①每一矿井必须有完整的独立通风系统。

②新建或改建的矿井，如果采用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口。

⑶箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不兼作风井。如兼作风井时，必须遵守下列

规定： ①箕斗提升井兼作回风时，井上、下装卸载装置和井塔都必须有完善的封阂措施，其漏风率不得超过15％，并应有可靠的降尘设施。但装有肢带输送机的井筒，不得兼作回风井。

②箕斗提升井，或装有胶带输送机的井筒，兼作进风井时，箕斗提升并筒中的风速不得超过每秒6 m，装有胶带输送机的井筒的风速不得超过每秒4m，并都应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度，符合工业卫生标准。胶带输

送祝的并筒中还应装有专用的消防管路。

⑷其他还应考虑以下各因素：

①风井位置要在洪水位标高以上，进风并口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500 m。

②井口工程地质及井筒施工地质条件简单。 ③占地少，压煤少，交通方便，便于施工。 ④通风系统简单，风流稳定，易于管理。

⑤发生事故时，风流易于控制，每个带区至少有两个通向地面的安全出口，以便于人员撤出。

⑥使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。 ⑦尽可能使每个带区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物．以免引起大量漏风。

⑧多风机抽出式通风附，为了保持风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻(一般要求公共区段的负压不超过任何一个扇风机负压的25％)。

⑨通风费用少。 ⑩后期通风合理。

2.2矿井通风方式的选择 1）选择通风方案的考虑因素 选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：

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。 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

一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。

3）矿井通风方式的选择

2.3矿井通风方案技术与经济比较

根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井矿井通风系统方案为：

方案一：中央并列式。方案二：两翼对角式。

1）矿井通风方案的技术比较

根据以上提出的二种通风方案，对其进行技术上的优缺点比较，方案的技术比较列表进行比较。通风方案技术比较见表4.2。

表4.2通风方案技术比较表 方案1 优点 这种通风方式只设有一个出风井，初期投资少节省工业场地，建井工期短。 这种通风方式的优点在于通风路线长方案2 度和风压变动较小，通风机工作稳定，漏风少，矿井个带区能保持独立的通风，有利于矿井通风系统管理，发生灾变时，两个风井均可作为安全出口，抗灾能力强 缺点 进出风井漏风大，风路长，阻力大。 初期投资大，建井期长，工程量大 方案1和方案2个有其优缺点，在技术上难于明显的分出其优劣，因而还需进一步作经济比较。

2）通风方案的经济比较

通风方案在经济比较中，对相同巷道的开拓和维护费用均不作比较。大巷和风井的维护费用按20年的服务年限进行计算

(1) 井巷工程掘进费用比较。

表4.3 井巷掘进费用比较 方案 项目 工程项目 回风大巷 回风井 合计 相对百分工程量（m） 5525 780 100% 方案1 单 价 费 用 工程量 （m） 7748 255×2 112.45% 方案2 单 价 费用 1043.42 286．50 1329.92 (元/m） （万元） 1346.7 5617.7 744．52 438.13 1182.65 （元/m） (万元） 1346.7 5617.7

数 (2) 巷道维护费用能够比较

表4.4 井巷维护费用比较表

方案 项目 工程项目 回风大巷 回风井 合计 相对百分数 100% 工程量 单价 费用 工程量 （m） 7748 255×2 120.18% 单价 /ma） 80 4.6 费 用 （万元） 61.98 4.42 66.40 （m） (元/ma） （万元） 5525 780 80 90 44.2 7.02 55.25 方案1 方案2 (3) 通风设备购置费用

矿井主风机、配套电机设备购置费按90万元计算，主风机房必须安装两套主风机及配套电机。一套工作，一套备用。则共需设备费90*2=180万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反门设施等通风设施的土建费按60万元计算。则建一个风机房共需240万元。

表4.5 通风设备费用比较表

方案 项目 通风设备费 相对百分数 方案1 240 100% 方案2 2×240 200% (4) 通风电费比较 根据《矿井生产经营费指标》矿井通风分册，中央并列式通风时风井风量为72.2立方米/秒，风井年耗电费50.2万元。两翼对角式通风时风井风量为42立方米/秒，风机年耗电费18.5万元。风机服务年限按25年计算。

表4.6 通风电费比较表 方案 费用 项目 通风电费（万元） 相对百分数 50.2×25=1255 135.67% 18.5×25×2=925 100% 方案1 方案2 (5) 通风总费用比较

表4.7 通风总费用比较表 费用 （万元） 项目 井巷掘进费 井巷维护费 通风设备费 通风电费 总费用 相对百分数 55.25 240 1255 2732.9 100% 1182.65 66.40 480 925 2801.32 102.05% 1329.92 方案1 方案2 综上的技术比较和经济比较，可以看出，方案1优越于方案2。因此本矿井采用方案1 中央并列式通风。 2.4通风机工作方法

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抽 出 式 ，当主扇应故停止运转时，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，在地面小窑压 入 式 塌陷区分布较广，并和带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，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。 缺点 在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。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。 压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。

1)两种主扇工作方法的风流运动过程 (1) 抽出式的风流运动过程

在服务范围内的西风井安设抽出式主扇。主扇开始工作后，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，风流沿运输大巷经带区上部车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面。

(2) 压入式的风流运动过程

在副井井口安设压入式主扇，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开。主扇开始工作后，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，风流沿轨道大巷经过带区上部车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面。 本矿井虽然为低瓦斯矿井，但是煤层有自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险性。采用抽出式通风，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，主扇布置在两翼风井而不是副井井口，对工业广场不造成噪音污染。因此，综合以上因素，确定主扇的工作方法为抽出式。 3 采区通风

采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分，它包括采区进回风和工作面进回风巷道的布置方式，采区通风路线的连接形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本

采区通风系统应满足：分区通风、采掘工作面应采用独立通风，采区内所有的巷道，回采工作面，备用工作面，掘进工作面和硐室等有足够的风量；采区内风流稳定；有利于采空区瓦斯排放和防止浮煤自燃；通风系统具有一定的抗灾能力和满足一些特殊要求的能力（如抽放瓦斯、防火灌浆、煤层注水、区域反风和降温等）。使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。

3.1采区通风系统的要求 采区通风的基本要求：

1) 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，不能采用下行风； 4) 回采工作面的风速不得低于1m/s； 5) 工作面回风流中沼气浓度不得超过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) 机电硐室必须在进度风流中； 9) 采空区必须要及时封闭； 3.2 回采工作面的通风方式

1) 采煤工作面通风类型的确定

本设计是带区布置通风方式是中央并列式 适合本采煤工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式，见图4.2，通风类型的粗略比较图

U形Z形Y形双Z形4.2回采工作面通风类型

表4.9 回采工作面通风类型比较表

类型 U形 优点 采空区漏风少 缺点 在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产。 采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高。 Z形 在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。 增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。 Y形 对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿带区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，巷道的掘进和维护费用较大。 双Z形 对于瓦斯涌出量大和采用综中间巷道开掘在煤体中，并且采机组的回采工作面，能有效解在回采期间始终维护，故掘进和维决产量严重受通风限制的问题。 护费用较大。 由于本设计矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量很小，且U形通风漏风量少，易于通风管理。结合设计带区回采工作面推进方向，确定回采工作面的通风类型为U型通风。

4掘进通风

4.1掘进通风方法选择

掘进通风方法分为利用矿井总风压和利用局部动力设备两种方法。 利用矿井总风压进行局部通风，将增大矿井通风阻力，增加矿井通风成本，且设计矿井掘进工作面掘进长度较长，利用矿井总风压通风难以满足掘进通风要求，因此，设计选用局部动力通风方法，动力设备为局部通风机。 4.2掘进通风方式选择

局部通风机通风由局部通风机和风筒组成，按其工作发式分为：压入式、抽出式和混合式。其特点分别是：

1) 压入式通风时，局部通风机及其附属电器设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，安全性差。

2) 压入式通风，风筒出口风速和有效射程较大，可以防止瓦斯层状积聚，散热效果好，然而，抽出式通风有效吸程小，排污风时间长、速度慢。

3) 压入通风时，可用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便，而抽出式的风筒承受负压，必须使用刚性或带钢性骨架的可伸缩风筒，成本高、重量重、运输部方便

本设计，煤巷掘进工作面瓦斯涌出较少，由于现在掘进机械化的提高，工作面需风量大，再综合压入式和抽出式通风优缺点比较，故本设计选用压入式掘进通风，其示意图如图4.3

4.3 掘进工作面所需风量

1) 按瓦斯涌出量计算

图4.3掘进通风示意图Qhi?100?Qghi?Kghi (4.1)

式中： Qhi—第i个掘进工作面的需风量

Qghi—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，相对瓦斯涌出量为：2.52m3/t.d

Kghi—第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用系数，一般为

1.5—2.0。取1.5

按日产160t 计算

q掘=160×2.52/（60×24）=0.28 m3/min

Qhi=100×0.28×1.5=42 m3/min

2) 按人数计算

Qbi =4NbiKm3/min （4.2）

式中： 4——以人数为计算单位的供风标准，即每人每分钟供给4 m3的规定风量；

Nbi——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，根据古城矿现场生产实际，取Nai=40人。

K----风量备用系数：中央并列式取1.45。 则 Qbi =4Nbi =4×40×1.45=232m3/min

3) 按炸药量计算

Qbi =25Ab K，m3/min （4.3）

式中： 25——以炸药量为计算单位的供风标准[m3/（min·kg）]，即为每公斤炸药爆破后，需要供给的风量；

Abi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。 根据参照《煤炭井巷综合预算》关于炸药用量的规定，取一次爆破使用的最大炸药量为6.5 kg。

则: Qbi =25Abi=25×6.5×1.45=235.7 m3/min

通过以上的计算，选取最大值236m3/min。而本设计根据矿井的实际经验，对于煤巷掘进头的 供风量确定为236m3/min。满足计算要求。

4) 按风速进行验算

按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量

Qhi?60?0.25?Sdi （4.4）

=60×0.25×4×2.5 =150 m3/min

按最高风速验算，各个煤巷掘进工作面的 最大风量

Qhi?60?4?Shi （4.5）

=60×4×4×2.5 =2400 m3/min

式中： Shi—第i个掘进工作面最大风量

因此，掘进工作面供风Qh=378 m3/min，能够满足要求。 4.4 掘进通风设备选型

选用风筒要与局部通风机选型一起考虑，其原则是：

1) 风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求；

2) 在巷道断面容许的条件下，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，立井凿井时，选用600～1000mm的铁风筒或玻璃风筒；通风长度在200m以内，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800～1000mm的风筒。

(1) 风筒的种类

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贮存和搬运，连接和悬吊也简便。胶布和人造革风筒防水性能好，但柔性风筒只适用于压入式通风。为了满足抽出式通风的要求，目前有用金属整体螺旋弹簧钢丝为骨架的塑料布风筒。矿山常用的风筒直径有300、400、500、600和800mm等。

本设计采用压入通风，选用用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便。设计煤巷掘进长度一般都大于500m，所以选用800mm直径的风筒。规格选用胶布风筒。起规格参数见表4.10。

表4.10 胶布风筒规格参数表 直径/mm 300 400 500 600 800 1000 截长/m 10 10 10 10 10 10 壁厚/mm 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 风筒质量/kg.m1.3 1.6 1.9 2.3 3.2 4.0 -1 风筒断面/ m 0.071 0.126 0.196 0.283 0.503 0.785 2(2) 风筒的接头

柔性风筒的接头方式有插接，单反边接头、双反边接头、活三环多反边接头、螺圈接头等多种形式。插接式最简单，但漏风量大；反边接头漏风较小，不易涨开，但局部风阻较大；后两种接头漏风量小、风阻小，但易涨开，拆装比较麻烦，通常在长距离掘进通风时采用。本设计采用多反边接头方式。

多反边接头如图示，是在双反边的基础上多一个活环3。活环3先套在有铁环2的风筒上(图A)，当风筒1反边翻套在风筒2上时，再把活环3套在风筒2的反边和风筒1的翻边上(图B)，然后把风筒2的反边和风筒l的翻边都翻套在活环3上 (图C)。

3) 风筒阻力

根据风筒的百米风阻值R100可以直接计算长度为L的风筒实际风阻：

图4.4 风筒联结示意图

RF=(L/100)*R100，N?S2/M RF=500÷100×6.5 =32.5 N?S2/M8 百米风阻值见表4-11

风筒直径/mm α104/N?S?m R100/N?S?m 2?82?48

（4.6）

表4-11 胶布风筒的摩擦阻力系数与百米风阻值 300 ×53 49 45 41 38 32 30 29 400 500 600 700 800 900 1000 1412 314 94 34 14.7 6.5 3.3 2.0 4) 风筒漏风

风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数称为风筒漏风率Le，Le虽然能够反映风筒的漏风情况，但不能作为对比指标。故常用百米漏风率Le100表示：

Le = (Qf –Q)/ Qf×100

Le100=(Qf–Q)/(QfL/100)

=Le/L×100 （4.7）

表4-12 一般要求柔性风筒的百米漏风率达到中的数值

式中： L——风筒全长，m;

通风距离/m ＜200 200～500 500～1000 1000～2000 ＞2000 Le100/％ ＜15 ＜10 ＜3 ＜2 ＜1.5 本设计风筒长度取500m，百米漏风率取1.5％。

柔性风筒的漏风备用系数Φ值用下式计算

Φ=1/（1－nLi） （4.8） 式中： Φ——漏风备用系数。

n——接头数；n=500÷50=10；

Li——每个接头的漏风率，插接时Le =0.01～0.02；螺圈

反接头时Li=0.005；

Φ=1÷（1－10×0.005） =1.05 确定局部通风机的工作参数：

风机的工作风量

Qf=ΦQ

式中 Q——工作面需风量；

Qf =局扇的工作风量

Qf=1.05×378 =396.9 m3 /min =6.2m3/s 所以风筒漏风量

Qe= Qf－Q

（4.9）

=396.9-378 （4.10）

=18.9m/min

3

本设计采用压入式通风。则局部通风机全风压Hf(Pa)

Hf=RFQfQ＋0.811ρQ2/D4 （4.11）

式中: ρ—— 空气密度，取1.2Kg/m3

D——风筒直径，0.8m;

Ht=32.5×6.3×6.2＋0.811×1.2×(6.03)2÷(0.8)4

=1321.04 Pa

O由风机工作风量和全风压，决定选用FD—N?6.3/60轴流式局部通风机，其参数见表表4—13。

O表4-13 FD—N?6.3/60轴流式局部通风机参数

型号 OFD—N?6.3/60 电动机功率（KW） 风机级数 风量m/min 风压（pa） 重量（Kg） 生产厂家 3202 450～320 1250～5000 1100 重庆煤科分院 4.5 局部通风机安全技术措施

1) 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。

2) 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。

3) 必须采用抗静电、阻燃风筒。

4) 局部通风做到双风机、双电源、自动换机和自动倒凤装置。

5) 掘进工作面的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；两闭锁。

6) 专人负责维护管理。接头严格实行双向反压边，风筒逢环必挂，吊挂平直，拐弯处要安设专用弯头，杜绝拐死弯，尽量降低通风阻力，减少风筒吹扯、断裂现象。

7) 使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。

8) 恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。

9) 安设瓦斯自动检测报警断电仪并与矿井监控系统联网。 10) 建立局部通风机停开制度等。

Q总?Q采? Q掘?5 全矿所需风量

???3?Q?Q K, m/min?硐?其它5.1矿井风量计算标准及原则

风量计算的标准

1) 供给煤矿井下任何工作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。

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、氢气和其它有害气体浓度，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计算，取其最大值。

风量计算原则

无论矿井或带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，从而求出该地点的风量总和，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带区风量。最后求出全矿井总风量。 5.2矿井总风量的计算

按下列要求分别计算，并且取其中最大值。 1）按井下同时工作的最多人数计算

Q?4NK （4.12）

式中

Q——矿井总风量，m3/min

N——井下同时工作的最多人数，人 4——每人每分钟供风标准，m3/min K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等

因采用压入式或中央并列式通风时，可取1.20-1.25；采用中央分列式时取或混合式时取1.15-1.20；采用对角式或分区通风时，可取1.10-1.50。上述备用系数在矿井产量T≥90×104t/a时取小值；T＜90×104t/a时取大值。 则 设计矿井按井下同时工作的最多人数计算的需风量

Q =4NK

=4×200×1.20

=960m3/min=16 m3/s

2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算

（4.13）

式中 ?Q采——采煤工作面所需风量之和，m3／min；

3

——掘进工作面所需风量之和，m／min； Q?掘3——硐室所需风量之和，m／min； Q?硐3——采掘硐室外其它地点所需风量之和，m/min Q?其它 K——矿井通风系数，考虑矿井内部漏风和配风不均匀等因素，K的取值范围为1.20—1.25。

(1) 采煤工作面需风量计算

采煤工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其最大值，并用风速验算。

①按工作面瓦斯（或二氧化碳）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瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算，有

Q采?100?q采?Kc （4.14）

式中：

Q采q采——所有出煤工作面实际需风量，m3 /min；

——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3 /min；

Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，即该工作面瓦斯绝

对涌出量的最大值与平均值之比。机采工作面可取1.2-1.6，本设计取1.5 工作面日产量： 4050t； 综采工作面瓦斯绝对涌出量：

q采=4050×2.52/（60×24）=7.1 m3/min

则综采工作面需风量：

Q采 =100×

q采×Kc =100×7.1×1.5=1065 m/min

3

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

工作面气温与风速的关系

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

Q采=60×Vc×Ki×Si （4.15）

式中：Vc——回采工作面适宜风速，取Vc=1.5m/s

Si——回采工作面有效断面，按最大和最小空顶有效断面的平均值

计算，m2 支撑式支架时用Si =3.75(M-0.3) 掩护支架时用Si =3 (M-0.3) M=5m

Ki——工作面长度系数，按表4—15选取 ，工作面长205m 。取1.3 。

表4.15 采煤工作面长度风量系数

采工作面长度（m） ＜50 工作面长度风量系数 0.8 50～80 80～120 0.9 1.0 120～150 150～180 1.1 1.2 ＞180 1.3～1.4 则按工作面气温与风速的关系计算的需风量

Q

采=60×Vc×Si×Ki （4.16） =60×1.5×14.1×1.3 =1649.7 m3/min

③按工作人员数量计算：

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。

Q采=4×Ni （4.17）

式中： 4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；

Ni——第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。

则 按工作人员数量计算高工作面需风量

Q采 =4×60=240m/min

由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：

3

Q采=1649.7 m/min

取 Q采=1649.7 m3/min

=27.5 m3/s

④按风速进行验算：

3

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。即回采工作面应满足：

15?Sc?Q采?240?Sc （4.18）

式中： Sc——回采工作面的平均有效断面，m2设计矿井大采高工作面：

Sc =14.35m

2

215.25m3/min ≤Q采≤ 3444m3/min

由风速验算可知，Q采 =1649.7m3/min符合风速要求。

则：综采工作面的需风量为1649.7m3/min，

取Q采=1649.7 m3/min

(2) 掘进需风量计算

矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，前期安排四套独立通风的综掘机掘进头，后期仍为四个独立通风的

Aj?b煤层掘进头。

Q掘?通风方式：采用综t?c掘机掘巷。在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风。

煤巷、半煤巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。

① 按瓦斯（二氧化碳）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：

Q掘?100?q掘?kd 式（4.19） 式中：

3

Q掘——掘进工作面实际需风量，m/min；

3

q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m/min； kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系

数，机掘工作面取1.5～2.0，这里取 kd=1.5 单个掘进工作面日产量：160t； 则 ：

煤巷掘进工作面瓦斯绝对涌出量：

q掘=160×2.52/（60×24）=0.28 m/min

煤巷掘进工作面需风量：

3

q掘=100q×K=100×0.28×1.5=42 m3/min

aiai② 按炸药消耗量计算

式（4-20）

式中

Q掘——掘进工作面实际需风量，m/min； Aj——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg；

3

b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，煤巷取0.1m3/kg,岩

巷取0.04m/kg；

t——通风时间，一般不少于20 min；

c——爆破后经通风后，允许人员进入工作面工作的CO浓度，一

般取c=0.02%

岩巷全断面一次爆破消耗炸药15kg。 则按炸药消耗计算岩巷掘进工作面需风量

m/min

③ 按局部通风机吸风量计算

3

Q掘?Qf?I?kf （4.21）

式中

Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3/min

I ——掘进面同时运转的局部通风机台数，台

kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2-1.3。 则

Q掘=250×1×

Q掘?Aj?bt?c?3751.2=300 m/min

3

④ 按掘进工作面工作人员数量计算

Q掘?4Nj （4.22） 式中：

4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；

Nj——第j个掘进工作面同时工作的最多人数，取40人。

故综掘机掘进工作面风量：Q掘=4×40=160 m3/min 大巷掘进工作面风量：Q掘=4×40=160 m3/min

由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：

Q掘=375 m3/min

⑤ 按风速进行验算

按《矿井安全规程》规定岩巷掘进工作面的风量应满足：

9?Sj?Q掘?240?Sj （4.23）

煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：

15?Sj?Q掘?240?Sj式中

（4.24）

Sj——掘进工作面过风断面，m2

煤巷Sj =12.11 m2，岩巷Sj =16.37 m2 9×17.6=158.4≤375 ≤ 240 ×17.6=4224 15×13.8=207 ≤ 375 ≤ 240×13.8=3312 由风速验算可知， Q掘=375m3/min符合风速要求。 则 ：掘进工作面的需风量均为375m3/min。 (3)硐室需风量

硐室的需风量可以根据经验值取： 井下炸药库 Q硐= 80m/min 带区变电所 Q硐=80 m3/min 充电硐室 Q硐=100 m3/min (4)其它巷道需风量计算

新矿井设计、其它用风巷道所需风量可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的3%～5%进行考虑。

Q其它=（1649+300×4+80+80×2+100）×5%m/min

3

3

=159.45 m3/min

Q其它取160m3/min。

由以上计算结果，按采煤、掘进、硐室等处实际需风量分别计算矿井通风容易时期和困难时期的矿井总需风量，该矿井容易时期和困难时期所需的总风量相差不多，详见立体图。用风地点见图4—3和4—4。

矿井通风容易时期：

Q总?( 1649 +375×4 +80 +80×2 +100 +160 )×1.2

=4379 m3/min 矿井通风困难时期：

Q总?( 1649 +375×4 +80 +80×2 +100 +160 )×1.2

=4379 m3/min 5.3风量分配

风量分配原则主要是：

1) 分配到各用风地点的风量，应不低于本节上面计算出的风量； 2) 为维护巷道，防止坑木腐烂，金属生锈，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；

3) 风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。

风量分配应按不同时期的矿井总进风量和用风地点，采用由里到外，细致配风。矿井通风容易和困难时期的确定见4.5节矿井通风阻力。

说明：由于本矿设计运输大巷单独的进风风流不经工作面，故给该巷分440 m3/min。

表4.16 矿井通风困难时期风量分配表

用风量 用风点 数量 个 采煤 综采工作面 工作面 掘进 煤掘工作面 工作面 充电硐室 独立 通风 硐室 变电所 火药库 小计 其它用风地点 1 4 1 2 1 单位需风量 m /min 1649 375 100 80 80 3需风量 m /min 1649 1500 100 160 80 340 160+440 3配风量 m /min 2000 1500 110 190 90 390 690 3配风系数 1.24 1.25 1.1 1.19 1.1 1.15 矿井有效风量 内部漏风 矿井总进风量 体积膨胀量(总进风5%) 外部漏风量(总回风5%) 通风风机风量 4089 500 4580 130 140 5571 表4.17 矿井通风困难时期风量分配表 用风量 用风点 数量 个 采煤 综采工作面 工作面 小计 掘进 煤掘工作面 工作面 小计 充电硐室 独立 通风 硐室 变电所 火药库 小计 其它用风地点 矿井有效风量 内部漏风 矿井总进风量 体积膨胀量(总进风5%) 外部漏风量(总回风5%) 通风风机风量 1 4 1 2 1 单位需风量 需风量 m /min 1649 375 100 80 80 4089 721 4580 130 140 5571 3配风量 m /min 2000 1500 110 190 90 390 690 3配风系数 1.24 1.25 1.1 1.19 1.1 1.15 m /min 1649 1500 100 160 80 340 160+440 3

风速校核

风量分配到各用风地点后，验算各过风巷道的风速，防止巷道内风速过大或过小，使之满足对巷道的风速规定。具体验算见4.5节矿井通风阻力。

6全矿通风阻力的计算

6.1矿井通风总阻力计算原则

1) 矿井通风总阻力，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）宜按照井巷摩擦阻力的10％计算，扩建矿井应该按照井巷摩擦阻力的15％计算。

6.2通风阻力最大路线

首带区首采工作面通风路线最短，通风阻力最小，为矿井通风通风容易时期；边界带区（最后一个工作面通风路线最长，通风阻力最大，为矿井通风困难时期。

确定矿井通风容易时期的最大阻力路线为：

根据通风容易和困难时期的立体图：图4.3、图4.5和网络图：图4.4、4.6，经过综合分析，确定：

矿井通风容易时期，最大通风阻力路线为： 0 → 1 → 2 → 3 →4 → 5→6 → 7 → 8 →9→10

矿井通风困难时期，最大通风阻力路线为： 0 → 1 → 2 → 3 →4 → 5→6 → 7 → 8 →9→10 6.3通风阻力计算

井巷通风总阻力是选择矿井主要通风机的重要因素之一。所以，在选择矿井主要通风机之前，必须计算井巷通风总阻力。

风量按各用风地点的需要或自然分配后，达到设计产量时，选择通风最容易和最困难时期的通风阻力，计算公式如下：

H??式中

?LPS3Q2?h局?He

（4.25）

H——矿井通风总阻力，Pa；

?——井巷摩擦阻力系数，N?s2m4

L——井巷长度，m；

P——井巷净断面周长，m； S——井巷净断面积，m3/s； Q——井巷通过风量，m/s； H局——局部阻力，Pa； He——自然风压，Pa。

综采面

图例 图4-3 容易时期的矿井通风立体图 图4-4 容易时期的矿井通风网络图

图例图4-6 困难时期的矿井通风网络图 图4-5 困难时期的矿井通风立体图

2序 巷道 支护 α×-410 综采面

表4-18 矿井容易时期通风阻力计算表 L/m U/m S/m Rf Q hf v 号 名称 1-2 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 副井 井底车场 轨道大巷 进风行人斜巷 分带运输斜巷 采煤工作面 分带运料斜巷 运输大巷 形式 NS/4m 2NS/m m/s pa 243m/s 混凝土 0.03 690 200 580 20.42 33.18 0.0116 76.4 67.71 1.3 锚喷 0.008 锚喷 0.008 锚喷 0.008 锚喷 0.018 液压0.02支架 5 锚喷 0.0125 锚喷 0.012 混凝土 0.00314 14.8 14.3 0.0081 72.9 43.05 3.23 14.8 14.3 0.0235 63.4 94.40 2.98 2.59 50 14.8 14.3 0.0020 61.8 7.73 1613.300 4 205 13 10.64 12 10.08 0.3190 36.8 431.94 2.4 0.0386 33.4 43.01 1.46 0.2764 36.8 374.27 2.49 1.47 3.52 1712.950 4 380 680 14.4 14.2 0.0229 8 15.7 19.62 9-风井 10 合计 0.0044 76.4 25.91 2 0.7065 1089.46

表4-19 矿井困难时期通风阻力计算表

α×-4序 巷道 支护 10 NS/m号 名称 形式 混凝0-1 副井 土 42Rf L/m U/m S/m 2Q 4hf pa v m/s 2.3 NS/m 2m/s 320.40.03 690 2 33.18 67.70.0116 76.4 087 井底0.001-2 车场 锚喷 8 轨道0.002-3 大巷 锚喷 8 3-10 进风行人0.00斜巷 锚喷 8 43.0200 14.8 14.3 0.0081 72.9 4671 5.11 2400 390.14.8 14.3 0.0972 63.4 60 4.43 7.7350 14.8 14.3 0.0020 61.8 20 1600 13.34 10.64 431.0.3190 36.8 94 43.00.0386 33.4 1 4.32 分带运输0.01104 斜巷 锚喷 8 采煤工作4-5 面 液压0.02支架 5 3.46 205 13 12 2.78 5-11 分带运料0.01斜巷 锚喷 25 1600 2150 12.94 10.08 342.0.2527 36.8 20 8 3.41 6 运输0.01-7 大巷 锚喷 2 7 混凝-8 风井 土 合计 14.4 14.2 0.1298 0.004438551 8.30 0.56 3.89 0.0019.6314 680 15.7 2 25.976.4 1 1360 .45 0.8633 由表4-18和表4-19计算结果得出，矿井通风容易时期的最大摩擦阻力为1089.46Pa,困难时期的最大摩擦阻力为1360.45Pa 。各用风地点的风量满足用风要求，风速均满足《煤矿安全规程》对风速的要求，见表4-20。验证2.2节的各种巷道和井筒的断面选型是合理的。

表4-20 井巷合理风速

允许风速(m/s) 井巷类型 最低 无提升设备的风井和风硐 专为提升物料的井筒 风桥 升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷 架线电机车巷道 运输机巷、带区进、回风巷 采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷 掘进中的岩巷 其它通风行人巷道 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15 最高 15 12 10 8 8 8 6 4 4

1) 局部阻力计算

按《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井井巷的局部阻力计算，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。

h局?hf?10% （4.26）

式中

h局——局部通风阻力，Pahf——井巷摩擦阻力，Pa

容易时期通风总阻力为：

hmin?hf?h局?hf?hf?10% （4.27）

=1089.46+1089.46×10% =1198.41Pa 困难时期通风总阻力为：

hmax?hf?h局?hf?hf?10%

=1360.45+1360.45×10% =1496.50Pa 6.4矿井总风阻和等积孔的计算 1) 通风容易时期 矿井总风阻

通风容易时期矿井总风阻可按下式计算

Rmin?hmin/Q2 式中：

R2min——通风容易时期矿井总风阻，Ns/m8 hmin——通风容易时期的矿井总阻力，Pa

Q——矿井总风量，m3/min

则

Rmin?hmin/Q2

=1198.41/76.402 =0.20m2

矿井等积孔

通风容易时期矿井等积孔可按下式计算

A1.19Qmin?h min式中：

Amin——通风容易时期矿井等积孔，m3 hmin——通风容易时期的矿井总阻力，Pa

Q——矿井总风量，m3/min

4.28）4.29）（

（

则

Amin?1.19Qhmin?1.19?76.41198.41?2.64m2

2）通风困难时期 矿井总风阻

通风困难时期矿井总风阻可按下式计算

Rmax?hmax/Q2 （4.30）

式中：

28——通风困难时期矿井总风阻，Ns/m hmax——通风困难时期的矿井总阻力，Pa Q——矿井总风量，m3/min

Rmax则

Rmax?hmax/Q2

=1496.50/76.42 =0.26m2

矿井等积孔

通风困难时期矿井等积孔可按下式计算

Amax?1.19Qhmax （4.31）

式中：

——通风容易时期矿井等积孔，m hmax——通风容易时期的矿井总阻力，Pa Q——矿井总风量，m3/min

则

Amax3Amax?1.19Qhmax?1.19?76.41496.50?2.35m2

表4-21 矿井通风阻力等级分类

等积孔A 小于1 风阻（Ns/m） 大于1.416 28通风阻力等级 大阻力矿 通风难易程度 难 1～2 大于2 1.416～0.354 小于0.354 中阻力矿 小阻力矿 中 易 对照上表，本矿井在通风容易时期属小阻力矿井，通风容易，后期即通风困难时期也属小阻力矿井，通风难易程度容易

7 矿井主要通风机选型

根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主扇，要先确定通风容易和通风困难两个时期主扇运转时的工况点。 7.1自然风压

自然风压对主要通风机的工作压力有很大影响。因此在风机选型计算风机压力时须考虑矿井自然风压。

矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。 自然风压的经验计算公式（“科马洛夫”公式）： 1) 当井深小于100m时

Hn?2)当井深大于100m时

P0H?11????g （4.32） ??R?T1T2?PHHn?0R式中：

?11??H????g1??? （4.33） ?TT?10000?2???1Hn——自然风压，pa H——矿井开采深度，m T1——进风侧平均温度，K； T2——回风侧平均温度，K；

R——矿井空气常数，干空气的常数287J/（kgK），水蒸汽气体常数R=461 J/（kgK）。

g ——重力加速度，9.8m/s2

由于矿井进回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，具体见表4—22

表4-22 T1、T2 参数表

地点 副井 季节 夏季（K） 301 298 风井 冬季（K） 283 298 设计矿井开采深度大于100m于是夏季的自然风压Hn1为

Hn1??11??H????g1??TT??10000??2???1740?9.8?13.61??690??1??690?9.8??1????

287?301298??10000?P0HR??83.42pa

冬季的自然风压Hn2为

Hn2??11??H????g1????TT?10000?2???1743?9.8?13.61??690??1??690?9.8????1??28728329810000????P0HR?443.62pa

7.2主要通风机的风压和风量 通风容易时期

为了使所选用的风机在通风容易时期的工作效率不至太低，应考虑矿井自然风压帮助通风机风压的作用，即抽出式风机，在通风容易时期的静风压为：

hsmin?hmin?h风硐?Hn2 （4.34）

式中

hsmin ——通风容易时期通风机静压，pa hmin——通风容易时期的矿井通风阻力，pa

Hn2——通风容易时期帮助风机风压的矿井自然风压，pa（冬季）

h风硐——表示风硐影响的阻力，取h风硐＝110 pa。

则

hsmin?1198.41?110?443.62?864.79Pa

通风困难时期

为了使所选用的风机在通风困难时期也能满足要求，需要考虑矿井自然风压反对风机风压的作用，即抽出式风机在通风困难时期的静风压为

hsmax?hmax?h风硐?Hn1 （4.35）

式中

hsmaxhmax——通风困难时期通风机静压，pa

——通风困难时期的矿井通风总阻力，pa Hn1——通风困难时期阻碍风机风压的矿井自然风压，pa（夏季） h风硐h——表示风硐影响的阻力，取风硐＝110 pa。

则 hsmin?1496.50?110?83.42?1689.92Pa

通过以上计算，得出矿井风机通风容易和困难两个时期对应的静风压见表4—23

Q主要通风机的通过风量f

Q因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量f必须大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：

Qf?1.05?Q （4.36）

式中：

Qf——通风机风量，m3/s

Q——风井总风量，m3/s

1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数

则 通风容易时期：

Qf?1.05?76.4?80.22m3/s

通风困难时期：

Qf?1.05?76.4?80.22m3/s 矿井主要通风机通过风量见表4-21。

表4-23 通风容易、困难时期风压、风量对应表 风压（Pa） 风量(m3/s) 容易时期 864.79 80.22 困难时期 1689.92 80.22 设计工况点下的矿井总风阻

R总?h扇/Q2 （4.37）

式中：

28R总

——矿井总风阻，Ns/m h扇——通风机风压，Pa Q——通风机风量，m3/min

则 矿井通风容易时期总风阻为

R总min?h扇864.7928 ??0.13N?s/m22Q80.22矿井通风困难时期总风阻为

R总max?h扇1689.92??0.26N?s2/m822Q80.22

7.3主要通风机的选择

根据以上计算得出的风压和风量数据，选用2台2K56-No24型轴流式通风机

（n=750r/min），一台工作，一台备用。风机的特性曲线见图4—7 1) 主要通风机工况点

在风机曲线上，设计的风机风量与风压对应点即为风机设计工况点，而风阻曲线与风机特性曲线上的交点才是实际工况点。（风机叶片调角最小为2.5度）表4-24按风压与风量关系列出了几个对应点。

表4-24 风阻曲线对应点

风量 阻力 容易时期 困难时期 20 52 104 30 117 234 40 208 416 50 325 650 60 468 936 根据表格数据在风机特性曲线上作出矿井通风困难和容易时期的风阻曲线，在曲线上作图得到风机实际工况点M'和M'，见图4-7，工况点各参数如表4-25所示。

ny

表 4—25 风机工况点 型号 2K56-No24 时期 容易 困难 叶片安装角 30 32.5 转速 风压 (rpm) (Pa) 750 750 865 1690 风量 (m3/s) 80.22 80.22 效率 0.72 0.82 输入功率kw 120 245

P/KW50°45°40°35°30°25°20°32.5°Pst×9.8Pa0.853MnMn'0.80.700.60MyMy'50°45°40°20°25°30°35°q(m3/s)2K56No.24 装置性能曲线(n=750r/min)图

4-7 通风机特性曲线

7.4配套电动机的选择 1) 电动机选择

通风机输入功率按容易、困难时期，分别按下式计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax

Nmin＝Qfminhmin （4.38）

1000?sQfmaxhmax （4.39）

1000?sNmax＝式中

Nmin(Nmax)——通风阻力最小（最大）时期通风机的输入功率，KW；

Qfmin（Qfmax）——通风阻力最小（最大）时期通风机工作风量，m3/s；

hmin（hmax）——风机实际最小（最大）工作风压，pa； ηs——通风机工作效率，%；

则

通风容易时期通风机的输入功率

Nmin?80.22?864.791000?0.72 ?100KW通风容易时期通风机的输入功率

Nmax＝80.22?1689.921000?0.82 ?166KW当Nmin?0.6Nmax时，可选一台电动机，电机功率按下式计算：

Ne?Nmax?ke/??e??tr? （4.40）

当Nmin?0.6Nmax时，需选两台电动机。 电动机功率分别按下式计算：

Ne?Nmin?Nmax?ke/??e??tr? （4.41）

?e?——电动机效率，e=0.9～0.94 ?tr——传动效率，直联传动取1，皮带传动取0.95～0.9，连轴器传动取0.98；

Ke——动机容量备用系数，取1.1～1.2。

因Nmin?0.6Nmax, 所以需要选择一台异步电动机，根据公式4-41 有：

Nemin?100?166?1.2/?0.90?0.98??175Kw

因为主要通风机的功率在500KW以下，可以选用异步电动机。根据以上计算所得的电动机输入，输出功率及通风机所要求的转数N=750r/min，在〈电工手册〉上可以选出合适的电动机。电动机有关技术参数如表4.26所示：

表4.26 电动机技术参数

额定负载下 型号 额定功率/Kw 180 定子电流/A 30.1 转速r/min 750 效率% 91.3 功率因数 0.78 3086 重量/kg Y4502-10 7.5矿井主要通风设备的要求

1) 主要通风机运转平稳、无异声，无喘振现象，能力足够，运转工况的排风量应大于矿井需风量加内部和外部漏风量之和；

2) 必须保证风机连续运转； 3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装着一套通风机和一部备用电动机。备用风机或备用电动机和配套通风机，必须在10min内开动。

4) 主要通风机必须保证经常运转； 5）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；

6）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机的转数的风叶的角度，必须报矿总工程师批准；

7）新安装的通风机投入使用前，必须进行一次通风机性能测定和试运转。 8）有计划停或倒开主要通风机时，必须制定安全技术措施报矿总工程师批准。

9）主要通风机因故停止运转，通风机司机要立即查明原因，如果可以应立即启动备用通风机，并向矿调度汇报。

8矿井反风措施及装置

8.1矿井反风的目的意义

矿井生产过程中如果在进风井附近进风巷道中发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸等事故时，为避免CO、CO2等进入工作区域，危及井下作业人员及设备安全，要求主要通风机能够使井下风流反向，避免灾害或事故扩大。此过程叫反风。反风装置就是使矿井风流反向的设施、设备，《煤矿安全规程》规定：“生产矿井主要通风机必须在10分钟内完成反风。并且达到正常风流的40%。” 8.2矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析

目前我国常用的反风方法有两种：一是利用反风道反风；二是利用主要通风机反风。设计矿井所选的通风机是双级叶轮轴流式矿井主要通风机。叶片型线为机翼扭曲式，安装角度在20～50之间无级可调。当需要反风时可使通风机直接反转，不需要调节通风机的任何装置为缩短通风机的正反风交替时间，通风机上备有刹车装置。通风机与电动机之间调心连轴器通过传动轴直联。通风机的直接反转风量达到60%，部分超过75%。

9.概算矿井通风费用

1）电费（W1）

吨煤电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下式计算：

E?8760(Nemax?Nemin)/2(ke??v??w) (4.42)

=8760×133/(1.1×0.95×0.95) =1173588.52kw?h

EA?8760Nemax/(ke??v??w) (4.43) =8760×20/(1.1×0.95×0.95) =176479.476kw?h

W1?(E?EA)?D/T (4.44)

=(1438307.731＋176479.476×4)×0.8/1200000 =1.25

式中: W1――吨媒电费，元/t；

E――主要通风机年耗电量，kw?h； D――电价，元/kw?h； T――矿井年产量，t；

EA――局部通风机和辅助通风机的年耗电量，kw?h； Nemax――通风机的最大功率，kw； ?v――变压器效率，可取0.95；

?w――电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在

0.9～0.95范围内选取。

吨煤其他通风费用见表4-27

设计矿井的一套机房所有的通风设施造价总机200万元。回收率4% ，服务年限为25年，年折旧费为 2?200??1?4%?/25?15.36万元。则吨煤通风设备折旧为：15.36/120=0.128元/吨

根据生产经营指标通风设施年维护费为：8万元/年 则吨煤通风设备维护为： 8/120=0.067元/吨

通风设备折旧和维修费0.128元/吨+0.067元/吨=0.195元/吨。

通风器材购置维修费：所有通风器材购置按30万计算。则吨煤通风材料消耗费为：30/120=0.25元/吨

井巷工程折旧、维修费：风井380元/米 回风顺槽400元/米 专为通风服务的井巷维护费为：380?680?400?2500?125.84万元/吨 则吨煤井巷维护费为：125.84/120=1.04元/吨。

通风人员工资：根据工资制度和人数计算一年工资支出100万元。 吨煤工资为：100/120=0.83元/吨

表4-27 通风费用列表

费用项 通风设备折旧和维修费 单价（元/t） 0.195 井巷工程折旧、维修费 1.04 通风器材购置维修费 0.25 通风人员工资 0.83 1.419 合计 则吨煤通风成本为： 0.195+1.04+0.25+0.83+1.25=3.57 元

10.井下防止特殊灾害的安全措施

10.1井下防尘

为了保护工人健康和防止煤尘爆炸事故，保证安全生产，都必须制定防尘、降尘、预防和控制煤尘爆炸范围的措施，加强管理，严格执行。

（1）加强通风管理，严格按照《煤矿安全规程》之规定，控制风速，防止煤尘飞扬，井下所有溜煤眼及煤仓必须有一定量的存煤，不得放空。

（2）设计中已考虑完整的洒水防尘系统，在煤流中各转载点、采煤和掘进工作面以及凡能产生粉尘的地方，都进行洒水降尘。在敷设管路时，每100米留一个三通，以便定期冲洗巷道岩粉。在主要进风和回风巷道设置使风流净化的水幕。

（3）对易于积存煤尘的巷道要定期清洗刷浆，浮煤定期清扫运走。

（4）岩石巷道掘进工作面和煤层巷道掘进工作面，在掘进过程中必须间隔一定时间洒水降尘。

（5）由于本矿井主采煤层，有煤尘爆炸危险，因此，相邻的带区、各转载点、装载点、回采工作面、掘进工作面等都比许设置水棚隔开。在所有运输及回风道中都必须定期撒布岩粉。

（6）在粉尘浓度和颗粒大小对工人身体健康构成威胁的工作地点，工人必须佩戴防尘口罩。 10.2 瓦斯预防

本区煤层瓦斯(CH4)含量和成分最高分别为6.306cm3/g和80.10%，二氧化碳(CO2)最高含量为0.354cm3/g。本矿井为低瓦斯矿井，但和邻区相比，本区瓦斯含量相对较高。因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。为杜绝瓦斯事故的发生，必须强化瓦斯管理宣传教育，提高全矿职工对瓦斯管理重要性的认识，牢固树立“瓦斯超限就是事故”的原则，认真贯彻落实“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，严格执行各项瓦斯管理制度。认真落实“一通三防”齐抓共管责任制和各级岗位责任制，强化职工业务技术培

训。认真组织开展“一通三防”三项创优工程活动；继续深入开展“一通三防”四个专项治理会战活动，即：瓦斯综合治理、粉尘综合治理、防灭火和局部通风机停掉电治理，杜绝“一通三防”事故发生。在瓦斯灾害的预防工作中，要着重抓好通风、瓦斯管理、杜绝火源三方面工作。 10.3 火灾预防

由于本矿井主采煤层有自燃发火倾向，因此，预防煤层自燃发火的工作必须给予高度重视，制定系统、完整的防火措施。

针对本矿井的具体情况，在生产中应注意以下及个方面。

（1）改革带区布置。随着工作面的推进，及时设置各种通风设施切断进入已报废的区段平巷的风流。并做到风路最短，通风设施最少，利用调压控制采空区，以减少自燃发火。

（2）加强对带区自燃发火的监测工作，随时掌握发火倾向动态，发现问题及时处理，对于危险的地点要设置自燃发火遥控仪，进行自动监测。

（3）采用跨上山开采，不留上山保护煤柱，从而减小自燃发火的危险性。 （4）井下设置消防材料库，机电硐室、火药库、检修硐室、胶带运输机机头硐室等备有一定数量的灭火器材，带区变电所及中央变电所应加设防火门。

（5）加强井下电器设备和高低压电网的管理和维护，避免发生短路和绝缘破坏漏电而引起火灾事故。 10.4 水灾预防

开采3上煤的直接充水含水层为3上煤层顶、底板砂岩，富水性弱，局部块段开采3上煤时，冒裂带高度可达到上侏罗统下部砂砾岩含水层，其富水性弱。精查地质报告预计本矿井开采3上煤层时矿井涌水量为140m3/h，三灰正常涌水量为40m3/h。考虑矿井防火灌浆及消防洒水用水，确定矿井正常涌水量按200 m3/h考虑。

1、在矿井建设和生产过程中自始至终都要认真做好水文地质工作，切实掌握水文情况，保证矿井安全施工和生产。

2、为了防止钻孔沟通侏罗系和第四系含水层，带区准备施工前，应严格检查封孔质量，不合乎要求的必须重新启封。

3、在落差较大的断层两侧必须留有足够的防水煤柱。当掘进工作面接近断层时，必须打超前钻孔探水。

4、从建井阶段到生产初期还没有充分掌握水文情况并建立相应可靠的排水设施之前，应尽量避免穿过深部石灰岩和断层，以保证矿井安全。

5、为了防止侏罗系底部含水层溃入井下，在开采露头附近煤层时，要对上覆岩层含水层、隔水层进行研究，不要盲目地提高开采上限，确保裂隙带的高度不使侏罗系底部水溃入井下。

开采下组煤时，应进一步搞清奥灰的水文情况及其对开采的影响，并制定包括设置防水闸门硐室和排水能力在内的专门防水措施

10.5井下防爆及隔爆

1、井下防爆

煤尘爆炸须同时具备：①煤尘本身具有爆炸性；②煤尘必须悬浮与空气中并达到一定浓度；③有一个引燃煤尘爆炸的热源。防止煤尘爆炸就是要破坏以上三个条件使之不能同时发生，关键在于消灭高浓度浮尘。前面所做的综合防尘设计除创造良好的环境外，与防止煤尘爆炸也息息相关。总之，防止煤尘爆炸的措施主要从以下三个方面来制定：1）防止悬浮煤尘爆炸；2）防止积尘再次飞扬参与爆炸；3）防止产生引爆火源。

2、巷道隔爆

《规程》规定，开采有煤尘爆炸危险的矿井，隔爆煤尘爆炸传播可用水棚，岩粉棚，撒布岩粉，喷雾洒水等措施。

1）撒布岩粉

矿井下列地区应撒布岩粉：①采掘工作面所有的运输巷道和回风巷道中；②煤尘经常聚集的地方；③有煤尘爆炸危险的巷道。

2）喷雾洒水

喷雾洒水作为隔爆措施时，应遵守如下规定： ①喷雾洒水巷道的总长度不得小于200m。

②在喷雾洒水的巷道内，必须随时保证煤尘中水分大于33%(水分大于12%时，可防止煤尘爆炸)。

3）隔爆棚：即岩粉朋和水棚。按隔爆的保护范围分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚。

（1）主要隔爆棚设置地点：

①矿井与井筒相连的主要运输大巷和回风大巷。 ②相邻带区之间的集中运输巷道和回风巷道。 ③相邻煤层之间的运输石门和回风石门。 （1） 辅助隔爆棚设置地点： ①带区工作面进风、回风巷道。 ②带区内煤巷掘进头。

③采用独立通风，并有爆炸危险的其他巷道。 10.6 避灾线路

1、综采工作面避灾路线 1）、综采工作面发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的避灾路线

工作面→运输顺槽→带区集中运料平巷→带区车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面。

2）、综采工作面发生水灾事故的避灾路线

工作面→运输顺槽→回风大巷→总回风石门→风井→地面。 2、掘进工作面避灾路线 1）、掘进工作面发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的避灾路线

掘进工作面→带区集中运料平巷→轨道大巷→井底车场→副井→地面。 2）、掘进工作面发生水灾事故的避灾路线

掘进工作面→带区集中运输平巷→带区回风斜巷→回风大巷→总回风石门→风井→地面。

3、矿井反风时避灾路线 当主、副井或井底车场附近发生火灾进行全矿反风时井下带区人员的撤离路线（如果火灾发生在带区内，需要局部反风或短路反风时，可以通过建立风桥及增加其他通风设施来实现，因本设计安全部分重点在防尘，在这里对其不考虑）：

工作面→运输顺槽→带区回风斜巷→运输大巷→总回风石门→风井→地面。

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