潘一矿课程设计1

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课程设计说明书

潘一矿通风设计

学院(部)： 能源与安全学院 专业班级： 安全06-1班 学生姓名： 指导教师： 袁树杰

2010年 1 月 20 日

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安徽理工大学课程设计任务书

学 号 设计题目 设 计 技 术 参 数 设 计 要 求 工 作 量 学生姓名 专业（班级） 潘一矿通风设计 1、潘一矿地质资料 2、潘一矿开拓开采设计资料 1、矿井通风前期和后期的通风立体示意图和通风网络图。 2、 图纸标注清楚，正确，主要标注风流方向，通风构筑物等设施，局部通风机位置和风筒布置等。 3、 说明书用A4纸打印，单位采用国际单位制，图表符合规范。 拟定通风系统、风量计算分配，阻力计算，设备选型，费用计算，前、后期立体示意图，通风网络图 1、矿井概况 0.5周 2、拟定通风系统 0.5周 3、风量分配 1 周 4、阻力计算 1 周 5、设备选型、费用计算 1 周 [1] 刘吉昌.矿井设计指南.徐州：中国矿业大学出版 [2] 徐永芹.中国采煤方法图集.徐州：中国矿业大学出版 [3] 煤矿矿井设计手册（上、中、下册）.北京：煤炭工业出版社 [4] 煤炭工业部北京设计研究院.煤炭工业设计规范.北京：煤炭工业出版社 [5] 中国能源部.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社 [6] 煤炭工业部供应局.煤炭工业设计手册.北京：煤炭工业出版社 [7] 中国能源部.煤炭工业设计规范.北京：煤炭工业出版社 [8] 张国枢.通风安全学.北京：中国矿业大学出版社 工 作 计 划 参 考 资 料 指导教师签字 教研室主任签字 I

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安徽理工大学课程设计成绩评定表

学生姓名： 学号： 专业班级 ： 课程设计题目： 潘一矿通风设计 指导老师评语 成绩 指导老师 年 月 日 2

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目 录

1 井田概况及井田地质特征 .................................................. 1

1.1 井田位置、范围和交通条件 ......................................... 1

1.1.1井田位置 ..................................................... 1 1.1.2井田范围 ..................................................... 1 1.1.3交通条件 ..................................................... 1 1.2 自然地理 ......................................................... 1 1.3 煤系地层 ......................................................... 1 1.4 13-1煤层 ......................................................... 2 1.5 地质构造基本特征 ................................................. 2

1.5.1张扭性正断层 ................................................. 2 1.5.2压扭性逆断层 ................................................. 4 1.6 水文地质概况 ..................................................... 5

1.6.1地表水系 ..................................................... 5 1.6.2矿井主要含水层 ............................................... 5 1.7 地温和地压 ....................................................... 5

1.7.1地温 ......................................................... 5 1.7.2地压 ......................................................... 6

2 矿井开采开拓设计 ........................................................ 7

2.1 矿井开拓 ......................................................... 7

2.1.1井田开采范围及面积 ........................................... 7 2.1.2井型确定 ..................................................... 7 2.1.3井田开拓方式和主副井口位置 ................................... 7 2.1.4通风系统 ..................................................... 7 2.1.5井筒数目及装备 ............................................... 8 2.1.6主要开拓方案 ................................................. 8 2.1.7井底车场及主要硐室 ........................................... 8 2.1.8水平、采区划分与接替 ......................................... 9 2.1.9矿井各大生产系统 ............................................. 9 2.2 采区设计 ........................................................ 10

2.2.1采区基本概况 ................................................ 10 2.2.2采区上山的位置、数量 ........................................ 10 2.2.3区断划分，采区上、中、下部车场的形式，联系及尺寸 ............ 11

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2.2.4采区回采顺序 ................................................ 11 2.2.5采煤方法及设备选定 .......................................... 11 2.2.6采煤方法及顶板管理 .......................................... 11 2.2.7采区巷道断面及支护 .......................................... 12 2.2.8采区技术装备 ................................................ 12 2.2.9采区生产系统 ................................................ 12 2.2.10 采区通风系统及风流控制 ..................................... 13

3 矿井通风设计 ........................................................... 16

3.1 矿井通风系统 .................................................... 16

3.1.1通风系统选择的条件和依据 .................................... 16 3.1.2选择通风系统主要应考虑的因素 ................................ 17 3.1.3采区通风系统的设计 .......................................... 17 3.1.4系统选择 .................................................... 18 3.2 矿井风量计算与分配 .............................................. 19

3.2.1矿井总风量的计算 ............................................ 19 3.2.2矿井风量分配 ................................................ 27 3.3 通风阻力计算及风速校核 .......................................... 28

3.3.1风速校核 .................................................... 28 3.3.2矿井通风时期的最大阻力 ...................................... 28 3.4 选择矿井通风设备 ................................................ 32

3.4.1计算通风机的工作风量 ........................................ 32 3.4.2计算风机的工作风压 .......................................... 33 3.4.3初选风机 .................................................... 33 3.4.4选择主要电动机 .............................................. 34 3.5 通风机电费概算 .................................................. 36 参考文献 ................................................................. 38 致 谢 ................................................................. 39

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1 井田概况及井田地质特征

1.1 井田位置、范围和交通条件

1.1.1井田位置

潘一井田位于安徽省淮南市西北部潘集区，距淮南洞山约28公里，向南西至淮南风台县城约24公里，南以淮河与淮南老矿区相隔，地跨淮南潘集、田集、古沟一镇两乡。 1.1.2井田范围

潘集一号井东以第0勘探线与潘集二号井毗临；西以人定境界与潘集三号井为界；北部0至Ⅳ-Ⅴ线间以F2-3、Ⅳ-Ⅴ至Ⅵ线间以背斜轴、Ⅵ至Ⅸ线间分别以F4、F5、F5-1、F5与潘二、潘四井田为界；南至13-1煤层-800米等高线地面投影。东西长约14.6公里，倾斜宽约4.0公里,面积约58.4平方公里。 1.1.3交通条件

本井田交通极为方便。合阜铁路由本井田穿过，淮河铁路公路两用桥和淮南老矿区相连，市内有12、13、112路公共汽车和各井田相通，每天还有定点班车直达蚌埠、合肥、南京等地，淮河水运也十分方便。 1.2 自然地理

本井田地处淮河冲积平原。地形平坦，地面标高+19～+23米。淮河为邻近本区主要河流。流经淮南时，一般水位标高+15米。历史最高洪水位标高为+25.63米(54年7月29日)。堤面标高+27.07米。泥河位于本井田南缘,由西北向东南流入淮河,受淮河控制。沿岸地势低洼，雨季易成内涝，内涝水位为+22.2米。

本区为过渡型气候。以东南风为多，年降雨量最大1423.3mm，最小649.9mm，平均910.6mm，多集中在7、8月份。最高气温41.4℃，最低气温-21.7℃,平均气温+15℃。最大冻土深度0.30m，最大降雪量为0.39m。

据有关资料，在1917、1931、1937、1954、1976年均有地震波及。震级在3～6级，地震烈度为7度。 1.3 煤系地层

本区含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系中下部。其中二叠系的山西组和石盒子

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组为主要含煤地层。 1.4 13-1煤层

主采厚煤层，煤厚2.79～6.66米，平均4.44米，变异系数24.26％，可采性指数1，稳定，煤层结构简单半数以上见煤点有1～2层夹矸。在Ⅴ－Ⅵ线至Ⅵ－Ⅶ线13-2煤多并于该煤层；在Ⅳ－Ⅴ线以东，底部有一层薄煤分叉。煤厚有东厚西薄，下厚上薄的趋势。顶板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，偶见冲刷现象；夹矸为炭质泥岩、泥岩；底板为泥岩、砂质泥。该煤层厚度大为特点，结合上下煤层组合关系及标志层特征，层位对比可靠。

1.5 地质构造基本特征

潘一井田位于潘集背斜南翼及东西部倾伏转折端南翼。地层走向自东向西为N30°E至N60°W，倾向SE～SW，倾角由浅入深逐渐变缓(20～7°)。井田内以斜切张扭性断层为主，压扭性断层次之。张扭性断层按走向可分为二组：一组为NEE及EW向，倾向SE及S，倾角50 ～75°。落差大小不一，为本井田主要断层，是影响矿井开拓、生产的主要地质因素。另一组走向为NW及NWW向，倾向SW及NE，倾角50～75°，落差较小，有些仅呈裂隙发育。井田内主要压扭性断层为走向和背斜轴轴向基本一致或二者交角20～30°的逆断层，其落差较大, 是确定井田边界及采区边界的地质依据。

据井田内现有的地质资料统计：落差大于等于煤厚的断层75条(指主要煤层中断层)，其中落差大于20米的断层14条，落差10米至20米的断层19条，落差小于10米的断层42条。这些断层中张扭性断层54条,约占断层总数的72%；压扭性断层21条，约占28%。现将主要断层分述如下： 1.5.1张扭性正断层

1. F4：位于井田中西部，为一斜切平移正断层。其走向为北东-南西，倾向南东，倾角35-55°，落差60～110米，平面延展长度6000米，切割水平为露头～－800米。钻探控制点8个，巷道揭露点5个，另外建井期间遗漏2个点。并有严密地震测线控制，为一控制可靠的断层。

2. F4－1：位于F4断层下盘，是F4断层分支断层，二者具分支再合再分的特点。其走向为北东-南西，倾向SSE，倾角180-50°,落差 20～45米，平面延展长度约4500米。切割水平为露头～－800米。断层平面形态在七线以东与F4断层分支，七线以西呈弧形弯曲，弧形两端与F4断层相汇合。钻探控制点3个，巷道揭露点11个，并有严密

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三维地震测线控制，属可靠断层。其性质与F4断层基本相似。

3. F4-3：位于F4上盘，为F4断层伴生断层，走向为北东－南西，倾向南东－南西，倾角35-65°，落差10-?25米，平面延展长度约 4000米。切割水平为露头━－800米。本断层平面形态在七线以东与F4断层分支,七线以西呈弧形弯曲，弧形两端与F4 断层相汇合。钻探控制点3个，巷道揭露点3个，并有严密的地震测线控制,属可靠断层。其性质与F4断层基本相似。

4. Fｅ1：位于F4－1断层上盘，与F4断层相距约450米。其走向为北东－南西，倾角60～70°，落差10～35米，平面延展长度 2000 米，切割水平－670米以上，与Fｅ3断层相汇而消失，钻探控制点 1个,巷道揭露点3个；另外建井期间遗露2个点。属控制可靠断层。

5. Fｅ2：位于Fｅ1断层上盘，其产状为：走向近东西向,倾角 45°,落差20～30米，平面延展长度2500米，切割水平为露头～ -800 米。钻探控制、巷道揭露点12个，另外建井期间遗漏1个点。属控制可靠断层。本断层落差明显衰减后，其平面形态为一弧形，当走向变化近地层时，断层迅速消失。

6.Fｅ8:位于 F4断层上盘,两者相距1000～2000米,其产状东西， 倾角40～55°,落差 5～20米,平面延展长度约 2000米，切割水平为露头 ～－800米。钻探控制点 3个，巷道揭露点 17个。属可靠断层。该断层平 面形态略呈“S”型弯曲，落差呈梭形，且中部多处见分支小断层。

7. F8：位于井田北部F5断层上盘，为跨潘一、潘三井田断层，与 F5断层相距约莫400米。其产状为：走向近东西，倾向SSW，倾角55～60°,平面延展长度约 2500米(本井田内)，切割水平－600以上。仅破坏Ｂ组煤层。钻探控制点2个，巷道揭露点4个，属控制可靠断层。

8. F2：为跨潘一、潘二井田断层。东部采区受其影响，其产状为：走向近东西向，倾向SSW 175°,倾角70～75°,落差 20～160米。本井田内平面延展长度约 1500米，切割水平为露头～－800米。本井田内钻探控制点5个，巷道揭露点 1个，并有严密地震测线控制。属控制可靠断层。

9.F2－3：为潘一、潘二井田边界断层。其产状为：走向近东西向，

倾向SSW，倾角40～60°，落差20～80米，平面延展长度约4500米，切割水平露头～－800米。本井田内钻探控制点6个，并有严密地震测线控制，属可靠断层。该断层为一扭曲断层，产状变化较大，主要在地层转折部位即Ⅲ西线至Ⅳ线之间发生扭曲，断层面倾角转缓。该断层于Ⅳ-Ⅴ线～Ⅴ线间与F2断层相汇而消失。其特征与F2断层基本相似。

10. F2－5：为F2－3分支断层,夹于F2－3与F3断层之间。其产状为：走向近东

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西向，倾向SSW，倾角40～70°，落差0～20米。水平延展长度约800米，界于Ⅲ西至Ⅳ西勘探线之间。该断层走向变化较大，西部走向为NW向， 东部变化为NE向。钻探控制点1个，地震测线控制差，属推断断层。 1.5.2压扭性逆断层

1. F5：为跨潘一、潘三井田及西北部边界断层。其产状为:自东 向西，走向SE－EW－SW，倾向由SW逐渐变为SSE，落差20～80米。本井田内水平延展长度约8000米，略成“弧形”，贯穿井田东 西。切割水平为露头～－800米，并被F4断层所切割。钻探控制点12个，巷道揭露点 14个，并有严密三维地震测线控制，属控制可靠断层。

2. F5－1：为本井田北部断层，介于Ⅵ－Ⅸ勘探线之间，两端均与F5断层相汇而消失。该断层分别被F5、F4断层所切割。其产状为：

走向北西－南东向，倾角50～65°，落差20～50米。平面延展长度约4000 米，切割水平为露头～－800米。钻探控制点3个，并有严密地震测线控制，属可靠断层。其特征与F5断层相似。

3.F3：为跨潘一、潘二井田断层，其产状为：走向北西－南东向,倾向S－SW，倾角40～65°,落差20～60米。本井田内平面延展长度约4500米，切割水平为露头～ -800米。钻探控制点4个，无巷道揭露，并有严密地震测线控制，属可靠断层。

4. F3－2：位于F3断层下盘，其产状为:走向近东－西,倾向N， 倾角55～70°，落差0～25米。平面延展长度约 800米，切割水平为露头～－600米，深部与F3断层汇合而消失，并切割了F39断层。该断层在Ⅳ线落差最大，两端落差很快减小至消失。钻探揭露点 2个，并有严密地震测线控制，属较可靠断层。

5.F35：位于井田东部倾伏转折端东南方。其产状为：走向北西－南东向，倾向南西245°，倾角10～65°，落差0～25米。本井田内水平延展长度约600米，切割水平为露头～－800米，钻探控制点1个，并有三维地震测线控制，属较可靠断层。地震补勘资料认为：该断层为一座椅式断层，断层面在13－1与11－2煤层之间倾角很缓，似顺层断层。

6. F39：位于井田东北方，其产状为：走向由北西－南东向逐渐 转近南北向，倾向南西，倾角45-65°,落差0～20米,水平延展长度约 1200米，切割水平为露头～－800米。钻探揭露点 3个，并有严密三维地震测线控制，属可靠断层。该断层走向变化较大，平面形态为一弧形，并被F3-2断层所切割。

7. F40：位于井田东北方,其产状为:走向北西－南东向,倾向南西，倾角30°，落差0～20米。平面延展长度约800米，切割水平为露头～－800米。钻探控制点2个，并有地震测线控制，属可靠断层。该断层倾角变化大，具东缓西陡的特点。

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1.6 水文地质概况

潘集矿区为隐伏式煤田，在煤系地层之上直接覆盖一套巨厚新生界松散沉积物，厚约120～484米。

本区主要含水层为奥陶系和石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。

潘一矿位于潘集背斜南翼，为一宽缓的单斜构造。新生界松散层下部含水层组直接覆盖在煤系地层之上，其水量充沛，对浅部煤层开采有威胁；煤系砂岩含水层发育于各煤层之间，其富水性较弱且差异大，连通差，石灰岩含水层水对深部煤层开采有威胁。 1.6.1地表水系

本区为淮河冲积平原,地势平坦,地面标高+19～+23米，西北高，东南低平均坡降为1/10000。

淮河为邻近本区的主要河流，经淮南时一般水位标高为+15米，最高水位可达+25.93米(1954.7.21鲁台洪水位)，淮河平均流量正阳关以下2000m3/s。

汛期淮河洪水位高，可能威胁矿井安全(如1991年，大汛期)。一般丰水年内涝时间为30～45天，较大洪水年漫滩时间长达140天左右。 1.6.2矿井主要含水层

井田内主要含水层为奥陶系和石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。 1.7 地温和地压 1.7.1地温

井田内地温垂向上正常，全层地温梯度为1.7～3. 9℃／百米,平均2.7℃／百米；基岩地温梯度为1.5～4.1℃／百米，平均2.8℃／百米。井田北部基岩地温梯度一般为3.0～4.1℃／百米，属地温异常区；井田南部基岩地温梯度一般为1.5～2.9℃／百米，属地温正常区。横向上，基岩界面井温度变化范围为22.2～30.2℃，各钻孔-350m切面井温度变化范围为24～34.4℃；-380m切面井温度变化范围为25.7～34℃; -530m切面井温变化范围为27.3～39.1℃；-670m切面井温变化范围为29.2-40.3℃；-800m切面井温度变化范围为31.7～42.3℃。各主采煤层底板温度随深度增加而增大。走向上，一般东部高，西部低，倾向上差异不显著。

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1.7.2地压

地质因素是引起地压的主导因素。岩体中由原生或后期构造形成的各种软弱结构面，是造成巷道失稳的主因。此外，岩石强度、地下水作用、残余应力及人为因素亦是地压大小的因素。不同煤层及其顶底板岩石强度不同，抗风化、抗软化能力不同,地下水作用不容忽视。潘一矿泥岩及泥质结构的岩石浸水后崩解、碎解，抗压强度小于160Mpa，软化系数约0.2～0.6，属易软化～极易软化岩石，从而直接影响围岩稳定，产生地压。

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2 矿井开采开拓设计

2.1 矿井开拓

2.1.1井田开采范围及面积

本矿井的井田境界按（72）煤开字第82号文件决定：

潘集一号井东以第0勘探线与潘集二号井毗临；西以人定境界与潘集三号井为界；北部0至Ⅳ-Ⅴ线间以F2-3、Ⅳ-Ⅴ至Ⅵ线间以背斜轴、Ⅵ至Ⅸ线间分别以F4、F5、F5-1、F5与潘二、潘四井田为界；南至13-1煤层-800米等高线地面投影。东西长约14.6公里，倾斜宽约4.0公里,面积约58.4平方公里。 2.1.2井型确定

本井田主要含煤地层为二叠系含煤地层，含煤层数42—56层，七个含煤段，本井田主要开采含煤段厚度约32.2m，含煤15余层，占可采总厚80%，其中可采与局部可采煤层有10层，可采总厚度约27.9m。占可采总厚的86.5%，局部可采5层，厚4.3米，占可采厚度的13.5%。工业储量29180.85万吨，地质储量29557.95万吨，可采储量20660.1万吨，生产能力为500万吨/年的矿井，服务年限86年 2.1.3井田开拓方式和主副井口位置

井田采用立井开拓方式。 主、副井坐标如下：

主井：X=3630310.000 Y=39482985.000 Z=+22.5 副井：X=3630252.323 Y=39482958.106 Z=+22.5 2.1.4通风系统

矿井通风方式为两翼对角式。

西风井地理坐标X = 32250.0000 Y = 84050.0000，风井深约370米，风井断面直径取8米；

东风井地理坐标X = 31200.0000 Y = 85900.0000，风井深约370米，风井断面直径均取8米。

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2.1.5井筒数目及装备

全矿井共有四个井筒，分别为主井、副井、西风井和东风井。

1.主井井筒：净直径7.5米，井筒内装设两套16吨双箕斗，供提煤用。井筒装备钢丝绳罐道，罐道绳选用直径为47mm密封钢丝绳，沿箕斗四角布置。

2.副井井筒：净直径8米，井筒内设两套５吨双层罐笼带平衡锤的提升装置。 3.西风井：净直径8米，不设梯子间，回风水平标高-350米。风井深约400米，担负前期全矿井通风。

4.东风井：净直径8米，设梯子间，回风水平标高-350米。风井深约400米，担负东二采区通风。 2.1.6主要开拓方案

根据本矿井的地质构造特征、煤层埋藏特点，针对首采煤层提出以下开拓方案： 第一水平定在-630米，划分为四个采区：西一、西二、东一、东二；西二采区西至井田边界，东与西一采区以F4断层为界；西一采区与东一采区以Fe8 断层为采区边界；东一采区与东二采区以F5断层为界；东二采区北以F3断层为采区边界。

东西两翼大巷贯通，开拓轨道石门和皮带石门各一条分别与轨道大巷和皮带大巷连接。大巷全部在-630米13-1煤层底板布置，距离煤层约20米，直接与各个采区的上山相连。

西一采区两条岩石上山在Fe2断层和Fe3断层之间布置，其他采区均为三条上山，其中东一与西二的三条上山布置在采区中央。东二采区三条岩石上山沿Fe5 断层东侧布置，采用单翼开采。 2.1.7井底车场及主要硐室

1.井底车场的形式：卧式环行车场

2.井底车场的调车方式：列车由机车牵引至车场调车场，机车摘钩将列车顶入重车场，机车绕至空车场，牵引空车返回矿井两翼工作点。

3.井底车场主要硐室：煤仓；排水系统硐室；中央变电所；车场内设有调度室、候车室、人车线、电机车修理硐室及工具备用品保管硐室等，另外还设有炸药库，在井底车场的右上部。

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2.1.8水平、采区划分与接替 1.水平划分

本井田为一缓倾斜煤层群，储量丰富，井型大，煤层赋存深，煤层露头标高约在-240m～-322m,回风水平标高为-350m～-380m,考虑到目前国内技术装备条件及每个水平均有合理的服务年限。本矿井水平划分

全矿井划分两个水平，水平标高：第一水平为-630m,第二水平为-800m. 2.采区的划分、接替关系及大巷石门布置

1)采区第一水平划分为四个采区。

2）采区的接替关系是准备先投产西一、西二、东一采区。 3）大巷石门的布置

该矿井采用皮带运煤，为减少巷道的工程量，缩短运输路线和降低通风阻力，分别在两翼各布置一条皮带石门大巷和一条轨道大巷，标高为-670m，主要运输大巷服务于整个水平，服务年限较长，大约为30年，为了使大巷不受采动影响，同时也为了便于维护，将大巷布置在距煤层底板20m，皮带巷在井底车场附近，有所抬高，主要是为有足够的井底煤仓留出空间；另外，在皮带大巷与采区轨道石门交替的地方也有所抬高，防止与采区轨道石门交叉。

轨道大巷担负着矿井几个采区的通风、运料、行人等任务，以及用于敷设各种管道、动力电缆等，为满足诸多要求，轨道大巷将采用砌碹支护，围岩条件较好的则采用锚喷支护。

如前所述，该矿所采用的是两翼对角式通风方式。回风大巷为整个矿井服务，服务年限长，也可兼作行人用。因此回风大巷采用半圆形砌碹支护，围岩条件较好的则采用锚喷支护。

2.1.9矿井各大生产系统 1.运输系统

1)运煤系统：一水平的煤采落后通过采区内运煤系统，到达采区煤仓，再由溜煤眼溜到皮带大巷的运煤皮带上并运往主井煤仓，由主井箕斗提至地面。

2)运矸系统：矸石主要是在岩巷掘进中产生。掘进产生的矸石通过扒矸机送至矿车，再由电机车拉到副井底，由罐笼提至地面。

3)运料系统：矿井各种材料由地面通过副井下至井底车场，再由机车运往各采区投入使用。

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2.通风系统

矿井采用抽出式通风方式，主要由副井进风，主井进部分风，通过轨道大巷到各采区下部车场，由轨道上山进入到采区内部各用风地点，再由采区回风石门流至回风大巷，由风井排入大气。另外，爆破材料库布置在煤层以下，稳定的岩层中，距各井筒及行人巷道均在安全距离以外，且采用独立的通风系统，风井由副井进入井下一部分直接经爆破材料库使用后，排至回风巷，再由风井排入大气。 3.排水系统

各采区内的涌水通过各自轨道上山的水沟流至轨道大巷的水沟，轨道大巷在施工时预留了一定的倾角，水流自轨道巷水沟可自行流入井底水仓，再由水泵通过副井内的排水管排至地面。 4.供电系统

地面高压电源经变压达矿用电压后由副井动力电缆线输送到井下中央变电所，再由中央变电所输送至各采区变电所，以供各种电机设备及充电硐室之用。 2.2 采区设计 2.2.1采区基本概况

采区是组成矿井的基础，其服务年限长短不一，少则3～4年，多则7～8年，还有的达十余年，本设计选取的是13-1煤层的东一采区，该采区为单翼上山采区，采区的上限标高为-350m，下限标高为-670m，采区内的地质构造较为复杂，有断层穿过，煤层顶板稳定，涌出量较小，煤层赋存稳定，煤层倾斜角8°～12°，煤层瓦斯涌出量为3.6m3/t。煤层有自然发火危险性。采区生产能力200万吨/年，回采工作面长度240米。 2.2.2采区上山的位置、数量 1.采区布置方式

由于13-1.11-2两煤层层间距较大，倾角平缓，为节省巷道工程量，13-1采区均采用单一煤层布置的开采方式。 2.上山布置方式 1)上山数量

为满足开采时通风设计的要求，本采区设置三条上山，即一条为轨道上山，一条为皮带上山，一条为行人上山。

2)采区上山方式为在底板岩石中开设上山。 3.回风巷道布置

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为了提高回采率，降低掘进率，减少巷道维护费用，工作面上下顺槽尽量采用无煤柱护巷，即沿空掘巷。为了保证工作面等长推进，综采面顺槽采用平行布置。 4.采区装车线布置

根据开拓巷道布置要求，采用石门装车方式。

2.2.3区断划分，采区上、中、下部车场的形式，联系及尺寸

东一采区走向长1300～1700米，倾斜宽1550～1650米，可划分6个区段。区段斜长240米左右，每个区段沿左右两个工作面，用综采，留区段护巷煤柱。上部车场采用甩车场.；采区中部车场采用小角度(近似平车场)的双侧甩车场；采区下部车场采用甩车场，

工作面通过中部车场到溜煤眼，由溜煤眼到皮带机上。通风系统通过回风斜巷回到回风上山，直到总回风巷。采区下部车场布置成石门装车式，底板绕道。轨道上山经绕道与轨道石门相通，由于绕道需要为运输车辆的调度及存放服务，故要求能够存放约下一列车的长度，长度约为150m。 2.2.4采区回采顺序

先采浅部，后采深部，在同一区段内沿走向后退式开采，即由采区边界 向上推进。采区内的回采工作应按计划有步骤地进行，以均衡生产，并有利于提高技术经济指标。 2.2.5采煤方法及设备选定 1.采煤方法

根据本井田的之煤层埋藏特征及目前技术条件，本采区开采煤层倾角8°～12°按照矿井生产实践，设计采用沿走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。 2.工作面推进方向

在正常情况下，未能切实掌握采区内煤层构造变化情况，充分发挥采煤机械化效能，保证矿井高产、高效。采区内回采工作面一律采用后退式回采，即走向长壁工作面沿煤层走向从采区边界向采区上山方向推进。 2.2.6采煤方法及顶板管理

根据煤层赋存状况，井田开拓布置及技术装备条件，准备采用走向长壁下行垮落采煤法。

由于地质条件比较好，断层比较少故采用综采。

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工作面顶板管理采用垮落法。

工作面的作业形式为“两采一备”，即两班采煤、一班准备，采煤班采煤、移架；准备班检修。

工作面一般为日进两排柱，进厚4.0～4.8m，每日一循环的作业方式，工作面采用分段作业，由装煤、支柱、移溜组或组成综合组。完成本段装煤、支柱、移溜工作。 2.2.7采区巷道断面及支护

由于该矿为高瓦斯矿井，为满足通风要求。采区内岩巷及硐室均采用半圆拱断面，煤及半煤巷则采用梯形断面，具体尺寸及支护形式见表2—1

表2—1 采区巷道参数表 巷道名称 轨道上山 皮带上山 回风上山 轨道平巷 运输平巷 石门车场 形式 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 梯形 梯形 断面（m） 16 16 16 14 14 16 2支护形式 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 梯形钢 梯形钢 采区内岩巷、硐室、煤仓条件较好的采用锚喷支护；条件不好顶板比较破碎的采用U形钢与锚索联合支护；煤巷采用矿用工字钢梯形支架与锚索联合支护。 2.2.8采区技术装备

综采放顶煤工作面的主要设备选用：ZFS-400/19/28型放顶煤支架，MG200型采煤机，前部运输机型号为SGZ-730/320,后部运输机型号为SGD-630/220. 2.2.9采区生产系统 1.运煤系统

工作面落煤 → 刮板运输机 → 转载机 → 顺槽胶带输送机 → 区段溜煤眼 → 运输上山 → 运输石门 → 采区煤仓 → 运输大巷 2.运料系统

轨道大巷 → 采区轨道石门 → 轨道上山 → 材料平巷 → 工作面上顺槽 → 工作面

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3.通风系统

轨道大巷 → 采区轨道石门 → 轨道上山 → 进风斜巷 → 工作面下顺槽 → 工作面 → 工作面上顺槽 → 采区回风斜巷 →回风上山→ 采区回风石门 → 回风大巷 4.供电系统

矿井中央变电所 → 采区中部变电所 → 工作面配电点 → 工作面用电 5.排水系统

工作面涌水 → 下顺槽溜煤眼 → 运输上山 → 采区石门 → 运输大巷 6.风流控制

为了保证风流按拟定的方向流动,必须在巷道中设置相应的通风构筑物用以引导风流,截断风流或控制风流的通风设施.

在该采区中,进风巷与回风巷连接处用两道风门隔开;需要一定风量的地方(如变电所 绞车房等)用调节风窗控制风量,工作面与备用面之间用调节风门分配风量. 2.2.10 采区通风系统及风流控制

1.采区通风路线如上所述。有关《规程》对采区通风有如下规定：

1)每一个生产水平和每一个采区，都必须布置回风道，实行分区通风；

2)回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的两个同一风路中的回采工作面，其工作面总长度不得超过400m；

回采工作面之间活采掘工作面之间的串联通风，进入串联工作面的风流中必须装有瓦斯自动检测报警断电装置。在此种风流中，瓦斯或二氧化碳浓度都不得超过0.5%，其他有害气体都应符合规程的规定

开采有瓦斯（二氧化碳）喷出活有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，严禁任何两个工作面之间串联通风。

3)煤层倾角大于12°的回采工作面都应采用上行通风。如果采用下行通风时候，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定： （1） 回采工作面风速不得低于1m/s；

（2） 机电设备设在回风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1%，并装有

瓦斯自动检测报警断电装置；

（3） 应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入进风流的安全措施。在有煤（岩）与

瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角大于12°的煤层中，严禁回采工作面采用下行通风；

（4） 开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，在矿井的两翼、相邻的采取和相邻的煤层，都

必须用水棚隔开；在所有运输巷道和回风巷道中，必须撒布岩粉或冲洗巷道。

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2.采区内部通风系统

1)工作面通风系统

工作面通风系统：采用U型后退式，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。

2)掘进头通风系统

掘进工作面通风方式采用压入式，其优点有：

(1)局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全；

(2)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，使用柔性风筒，风筒漏风也有利于巷道排烟。 2.2.10.1采区瓦斯抽排、防尘、防火

1.瓦斯抽排

该采区采用卸压钻孔抽排瓦斯，煤层在受回采和掘进的采动影响下，引起煤层和围岩的应力重新分布，形成卸压区和应力集中区。在卸压区内煤层膨胀变形，透气系数增加。若在这个区域内打钻抽排瓦斯，可以提高抽出量，并阻截瓦斯流向工作空间。 2. 随掘随抽

在掘进巷道的两帮，随掘进巷道的推进，每隔10～15m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔1～2个，孔径45～60mm，封孔深1.5～2.0m，封孔后连接于抽排系统进行了抽排。孔口负压不宜过高，一般为5.3～6.7kPa。巷道周围的卸压区一般为5～15m，个别煤层可达15～30m。封孔后抽排，降低了煤帮的瓦斯涌出量，保证了煤巷的安全掘进。

3. 随采随抽

它是在采煤工作面前方于上、下顺槽内每隔一段距离（20～60m），沿煤层倾向、平行于工作面打钻、封孔、抽排瓦斯。孔深应小于工作面斜长20～40m，工作面推进到钻孔附近，当最大集中应力超过钻孔后，钻孔附近煤体就开始膨胀变形，瓦斯的抽出量也因而增加，工作面推进到距钻孔1～3m时，钻孔处于煤面的挤出带内，大量空气进入钻孔内，瓦斯浓度降低到30％以下时，应停止抽排。 4. 防尘 1)通风除尘

风流流经采煤工作面或掘进工作面，并将其悬浮矿尘带出，从而降低作业场所的矿尘浓度。

2)湿式作业

作业时利用水或其他液体进行喷淋，使之与尘粒相接触从而捕集粉尘。具体包括：湿式凿岩、钻眼，洒水及喷雾洒水，水泡泥与水封爆破等等。

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3)个体防护

在作业规程中规定，作业场所粉尘浓度较大时，工作人员必须佩戴各种防护面具以减少人体的粉尘吸入量。 2.2.10.5防火

1.采用灌浆防火

浆液充填煤岩裂隙及其孔隙的表面，增大氧气扩散的阻力，减小煤与氧的接触和反应面；浆水浸润煤体，增加煤的外在水分，吸热冷却煤岩；加速采空区冒落煤岩的胶结，增加采空区的气密性。灌浆的实质是，抑制煤在低温时的氧化速度，延长自然发火其。

2.采用阻化剂防火

应用阻化剂防火的方法是：表面喷洒、用钻孔向煤体压注以及利用专用设备向采空区关入雾化阻化。

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3 矿井通风设计

3.1 矿井通风系统

3.1.1通风系统选择的条件和依据

选择通风系统总的原则应贯彻“安全第一，预防为主”的方针，并有利于矿井建设速度，技术经济合理。同时必须遵守《煤矿安全规程》的相关规定： 1. 有利于加快矿井建设，技术，经济合理，生产安全。 2. 必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计》有关规定： 1)每一个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；

3) 箕斗提升[兼作]或装有胶带输送机的井筒时，必须遵守下列规定：

a 箕斗提升井兼作回风井时，井上，下装卸装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风不得超过15%,应有可靠的防尘措施，但装有胶带输送机的井筒不得兼作回风井；

b箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒，兼作回风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s，并都有可靠的降尘度符合工业卫生标准胶带输送机的井筒中还应装有专用的消防管路。

根据以上原则，还应考虑的其他以下各因素：

1.风井位置要在洪水位标高以上（大中型矿井考虑百年一遇，小型矿井50年一遇）进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源地点不得小于500m

2.占地少，压煤少，交通方便，便于施工； 3.井口工程地质及井筒施工地质条件简单； 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，井下每一水平到上一水平和每一采区至少要有两个通向地面的安全出口，以便人员撤出；

6.使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程省。

7.尽可能使每个采区的产量均衡，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.多风机抽出式通风时，为了保持通风时联合运转的稳定性，应尽量减少总进风道公共路段的风阻；（一般要求公共路段的负压，不超过任何一个扇风机负压的25%）

9.通风费用少；

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10.后期通风合理。

3.1.2选择通风系统主要应考虑的因素 1.自然因素

沼气的含量和压力，煤层赋存状态，埋藏深度，冲积层厚度，矿井沼气等级，煤尘爆炸性，煤层自然发火性，矿井地质条件，井田尺寸及矿井生产能力，矿井地面气候，地温参数和常年主导风向等。 2.经济因素：

井巷工程量，通风运营费，设备运转，管理和维修条件等。 3.矿井生产条件

矿井服务年限，开拓、开采、提升系统，各采区的储量和产量分布，采掘工作面的比例关系，爆破的最多炸药量，井下同时工作的最多人数，生产及备用工作面个数等。 4.其他因素

根据开采技术条件，要考虑灌浆，注水及瓦斯抽放等的要求。 3.1.3采区通风系统的设计 1.〈〈规程〉〉有关采区的规定：

每一个生产水平和每一个采区，都必须布置单独的回风道，实行分区通风；回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风；煤层倾角大于12度的回采工作面都应采用上行通风，若采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，遵守下列规定： 1) 回采工作面风速不得大于4m/s；

2) 机电设备没在回风巷时，采煤工作面回凤巷内风流瓦斯能度不得超过1%,并应装有瓦斯自动检测报警断电装置；

3) 进风，回风巷中，都必须设有消防管路；

4) 开采有煤层爆炸危险煤层的矿井，在矿井的两翼相邻的煤层，都必须用岩粉棚或水棚隔开；在所有运输巷和回风巷中，必须撒布岩粉或冲洗巷道。 2. 采区上山通风系统

1)由于两采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，采用两条上山进风。一条上山回风，以满足风量要求，这样设置有利于：保证工作面各用风点大风量的要求，对于瓦斯涌出量大的矿井，效果更好；

2) 轨道上山的下部车场可不设风门，车辆通过方便； 3) 上山绞车房便于得到新鲜风流；

4) 进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘及瓦斯较少。缺点是作为运料用的

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各区段甩车场与工作面回风巷连联处的需设置风门，不易管理,漏风大。 3.回采工作面的通风系统

潘一煤矿所有的工作面都采用走向长壁后退式采煤工艺，回采工作面采用U型上行通风系统,该系统有如下特点:

1)采空区漏风小.

2)瓦斯自然流动方向与风流流动方向一致,有利于较快地降低工作面的瓦斯浓度. 3)风流方向与运煤方向相反,引起煤层飞扬,增加了回采工作面进风流中的煤尘浓度,同时煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带回工作面,增加了工作面的瓦斯浓度.

4)运输设备运转所产生的热量随进风流散发到回采工作面,使工作面的气温升高, 5)在工作面上隅角附近,由于风速很低或者完全不流动,有容易积聚瓦斯. 采区的通风路线为：

大巷新鲜风流→采区轨道石门→轨道上山→所在采区车场或甩车场→工作面进风平巷→工作面→工作面回平风巷→回风联络巷→回风上山→采区回风石门→风井 3.1.4系统选择 1.风井的位置

根据以上主要选择因素，结合本井田的各项条件，选择对角式通风系统。两翼对角式的通风方式，回风标高为-350米，风井坐标为

西风井 X=32250.000；Y=84050.000 东风井 X=31200.000；Y=85900.000

风井布置在井田的上部边界，地面标高+26m,井深+350m 2.扇风机的工作方式

根据本矿井煤层瓦斯含量高，煤层埋藏较深和赋存状态复杂，冲积层厚，煤与瓦斯具有突出危险，煤层自然发火性等综合考虑后采用抽出式。 3.风流路线

矿井的风流路线为：

地面新鲜风流→副井→-670m井底车场→-670m主要轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→工作面进风巷→工作面→工作面回风巷→回风联络巷→（回风上山）→采区回风石门→总回风巷→风井→地面

为控制风流流量及流向，在一些位置设置了一些通风构筑物，如风门、风桥、调节风窗及密闭墙等。

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3.2 矿井风量计算与分配

《规程》规定，生产矿井所需风量按井下同时工作最多人数，各工作地点排除各种有害气体，粉尘和维持适当气温的需要进行计算，原则上都是采用由里向外的计算方法，即先算出各掘进头及硐室等各地点的需风量，再乘以漏及备用等因素的系数，作为矿井的回风量。将矿井回风量乘以外部漏风系数，得出抽出式主扇的风量。

各采掘工作面实际需要的风量是按沼气，二氧化碳，一次爆破的最大炸药量，温度及风速等因素计算后，取其中的最大值。掘进工作面还要满足局扇实际需风量的需要，备用工作面的需风量按工作面需风量的50%来计算。 3.2.1矿井总风量的计算

根据《煤矿安全规程》第110条规定，矿井总风量按下列要求分别计算，并取其中最大值。

1. 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3；

Q=4NK

式中 Q---矿井总供风量, m3/min；

N---矿井井下同时工作的最多人数；

K---矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素,一般取

1.2～1.25；

2. 按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:

Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)3K

式中 ΣQ采---采煤工作面实际需要风量的总和, m3/min；

ΣQ掘---掘进工作面实际需要风量的总和, m3/min； ΣQ硐---硐室实际需要风量的总和, m3/min；

ΣQ其它—矿井其他井巷需要进行通风风量的总和, m3/min； K---- 矿井通风系数，取1.2 3.2.1.1 矿井需风量计算 1. 采煤工作面实际需要风量

应按矿井各个采煤工作面实际需要的风量总和计算，即： ΣQ采=KΣQ采i(ｉ=1,2,3?，N)

式中 Q采i---第i个采煤工作面实际需要的风量， m3/min

N ---采煤工作面个数，

K---备用工作面系数，一般K=1.2；备用工作面单独计算风量时，则K=1.0

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每个采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，必须取其中最大值。采煤工作面在有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1) 工作面需风量计算 按瓦斯涌出量计算 Q采i=100QCH42采iKi

式中 Q采ｉ——第i个采煤工作面需要的风量, m3/min

QCH4采ｉ——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；西二、东一、二的

绝对瓦斯涌出量7.2 m/min；西一的绝对瓦斯涌出量5.6m/min；

Ki——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与最小值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取1.2～1.6；炮采工作面取1.4～2.0；水采工作面取2.0～3.0。本设计为综采工作面取1.4。

按工作面进风流温度计算

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表3-1的要求：

表3-1 工作面空气温度与风速对应表

工作面空气温度（℃） <15 15～18 18～20 20～23 23～26 工作面风速(m/s) 0.3～0.5 0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 3

3

长壁工作面实际需要风量，按下式计算： Q采ｉ=60V采ｉS采ｉKｉ 式中： V

采i

---第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表3-1中选取，

m/s，本设计取最大值V采i ＝1.6

S采i---第i个采煤工作面的平均断面，可取最大和最小控顶时有效断面

的平均值计算，m2，综采工作面的平均断面积可用下式近似计算： a 使用支撑式支架时: S采i =3.753（m-0.3） b 使用掩护式支架时: S采i =33（m-0.3）

式中 m---煤层开采厚度，

c 其它采煤工作面实际需要风量，按良好劳动气候条件近似计算。

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按炸药量计算： Q采i=25 3Ai

式中 25—每千克炸药爆破后需要供给的风量，m3/min

Ai—第i个采煤工作面一次爆破的最大炸药量，kg 按工作人员数计算： Q采i=43Ni

式中 4 ---每人每分钟应供给的最低风量，m3/min

Ni---第i个采煤工作面同时工作的最多人数，取130人 按风速进行计算：

按最低风速验算，每个工作面的最低风量：

Q采i≥0.253 603S采i

式中 S采i---工作面平均断面积，取15 m2

按最高风速验算，每个工作面的最高风量： Q采i≤43603S采i 工作面实际需风量见下表3-2：

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表3-2 工作面实际需风量 采区工作面 瓦斯绝对涌出量m/min 按瓦斯涌出量计算m/min 按工作面温度计算m/min 按炸药量计算 按人数计算m/min 按风速验算 最低风量m/min 最高风量m/min 工作面所需风量m/min 备用面所需风量m/min 西风井 前期时期m/min 后期时期m/min 东风井 前期时期m/min 后期时期m/min 备注 当按温度计算为最大值时，不予考虑，可采用其他方法降低工作面温度 333333333333西二 西一 东一 东二 因为是机采，一般风量较小，可以不作考虑 西一：工作面、备用面；西二：工作面、备用面 西二：工作面、备采面 东一：工作面、备用面 东一：工作面、备用面；东二：工作面、备用面

2) 掘进工作面实际需风量计算：

按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需风量的总和计算，即： ΣＱ掘＝KΣＱ掘I（I=1，2 ┄N，）

式中 Ｑ掘I─分别为各个掘进工作面实际需要的风量，m3/min

K─备用掘进工作面系数，一般取K=1.2。当备用工作面以单独计算风

量并列入上式中。则K=1.0

每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯允许浓度和瓦斯涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。

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按瓦斯涌出量计算：

Ｑ掘I＝1003ＱCH4掘i3ki

式中 ＱCH4掘i---该掘进面瓦斯绝对涌出量，西翼取1.7 m3/min；

东翼取1.7 m3/min

Ki---综掘面瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取1.5～2.0本

设计取k=1.8

按最多的工作人数计算：

Ｑ掘I＝43N

式中 N---掘进面的同时工作的人数，取 30人。

按局部通风机的实际吸风量计算： Ｑ掘I＝ＱSI3II

式中 ＱSI─第I个掘进工作面局部通风机的实际吸入风量，m/min

a JBT-52（11KW） 取200 m3/min b JBT-62（28KW） 取350 m3/min

II─第I个掘进工作面同时通风的局部通风机台数

为了防止局部通风机吸循环风，防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，局部通风机所安装的巷道中的风量，除了保证局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s

掘进面配备一台28KW的JBT-62通风机，其实际风量为350m3/min 按炸药量计算：

Ｑ掘I=253AI

式中 25---每千克炸药爆破后需要共给的风量，局部通风机的实际吸

风量；

AI---第I个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，Kg。 按风速进行计算： a. 按最低风速进行验算：

每个岩巷掘进工作面的最低风量 Ｑ掘I≥6030.153S掘I

每个煤巷或半岩巷掘进工作面的最低风量 Ｑ掘I≥0.253603S掘I

S掘I ---为第I个掘进面的净断面积， 东一、二；西二取 15 m2 ；

西一取12 m2

3

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b. 按最大风速进行验算：

每个岩巷、煤巷或半岩巷掘进工作面的最高风量 Ｑ掘I＝43603S掘I

掘进工作面的实际需风量见下表3-3：

表3-3 掘进工作面的实际需风量 掘进 区域划分 瓦斯涌出量m3/min 按瓦斯涌出量计算m3/min 按局扇实际需风量计算m3/min 按人数计算m3/min 按炸药量计算 按风速进行验算 最低风量m3/min 最高风量m3/min 西翼 1.7 因采用机掘，一般风量较小，可以不作考虑 西一两个掘进面；西二两个掘进面 西二两个个掘进面 东一两个掘进面 东一两个掘进面；东二两个掘进工作面 备注

当按瓦斯计算为最大值时，不予考虑，可采用其他方法降低瓦斯涌出量 煤巷掘进 东翼 1.8 掘进工作面实际需风量m3/min 西风井 前期时期m3/min 后期时期m3/min 东风井 前期时期m3/min 后期时期m3/min 3. 硐室实量际风

Q硐=∑Q硐i（i=1，2，?，N）

式中 Q硐i---第i个独立通风的硐室实际需要的风量，m3/min

每个硐室实际需要风量应根据不同类型的硐室分别进行计算。 1） 水泵房与空气压缩机房等硐室需风量 可按硐室中机电设备运转的发热量进行计算：

Qri＝36003∑N3θ/(ρ3Cp3Δt)

式中 Qri---第i个机电硐室的需风量，m3/min

θ---机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时

的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定，一般水泵

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按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即：

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房θ=0.02～0.04，空气压缩机房0.2～0.23。 ∑N ----机电硐室中运转的电动机总功率，kw/s ρ----空气密度，一般取1.2kg/ m3

Cp----空气的定压比热，一般可取1.014kj/kg2k Δt----机电硐室进、回风流的温度差，℃ 2） 爆破材料库实际需要风量 按每小时4次换气量计算，即： Qr= 43V/60，m3/min 式中 Qr---爆破材料库所需的风量，m/min

V---包括联络巷在内的爆破材料库的空间总体积，m3 大型爆破材料库给

100～150 m3/min；中小型爆破材料库给60～100 m3/min。

3)其它硐室实际需风量

可按经验值确定需风量：采区变电所及绞车房为：Qri=60～80m3/min；充电硐室按其回风流中氢气浓度小于0.5﹪计算，不得小于100 m3/min，也可按经验值给定100～200 m3/min。

4)各硐室按经验配风量：

中央变电所、水泵房： 150 m3/min 炸药库： 174 m/min 采区绞车房 80 m3/min 采区变电所： 80 m3/min 充电整流硐室： 150 m3/min 硐室实际需风量见下表3-4：

表3-4 硐室实际需风量

硐室 变电所 绞车房 充电整流硐室等 硐室需风量 m3/min 西风井 前期时期m3/min 后期时期m3/min 东风井 前期时期m3/min 后期时期m3/min 备注 二绞车房；二变电所 一绞车房；一变电所 一绞车房；一变电所；一炸药库；一整流硐室 两绞车房；两变电所；一炸药库；一整流硐室 炸药库 3

3

井底车场的需风量由东风井承担 4. 其它井巷实际需风量：

按瓦斯涌出量计算

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Q采i=1333QCH42采i3Ki

式中 Q采ｉ ---第I个采煤工作面需要的风量, m3/min

QCH4采ｉ---第I个其他用风巷道瓦斯绝对涌出量，；巷道的绝对瓦斯涌出

量为1.2 m3/min；西一采区为0.8 m3/min

Ki---第I个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取

Ki=1.2~1.3

按最低风速验算：

Q采i≥0.253 603S采i

式中： S采i---工作面平均断面积，取12m2

其他巷道的所需风量见下表3-5：

表3-5 其他巷道需风量

采区 西一 西二、东一、二 瓦斯绝对涌出量m3/min 0.8 1.2 西风井 前期时期 后期时期 东风井 前期时期 后期时期 5. 矿井实际总体需风量：

按采煤、备用面、硐室，其它地点实际需风量的总和计算：

Ｑ矿＝（ΣＱ采+ΣＱ硐+∑Ｑ掘+Ｑ其它）3Ｋ漏

式中 ΣＱ采---采煤工作面风量之和，m3/min

ΣＱ硐---各个硐室风量之和，m3/min

ΣQ掘---掘进工作面实际需要风量的总和, m3/min； ΣQ其—矿井其他井巷需要进行通风风量的总和, m3/min； K---- 矿井通风系数，取1.2。 矿井实际总体需风量见下表3-6：

表 3-6 矿井实际总体需风量 西风井 前期时期 后期时期 东风井 前期时期 后期时期 26

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3.2.2矿井风量分配

风量分配原则：

1. 各硐室按矿井硐室实际配风；

2. 独立通风掘进头按Q掘3K配风（K=1.2）； 3. 其它巷道按实际所需风量分配；

4. 矿井总进风量减去上述三种风量后，剩下风量按瓦斯涌出量分配至各采煤面； 5. 备用面按工作面所需风量的一半配风。 东风井通风风量分配见下表3-7

表3-7 东风井通风风量分配

总风量m/min 井底车场硐室m/min 采区变电所绞车房m/min 掘进工作面m/min 其他巷道m/min 采区备用工作面m/min 采区回采工作面m/min 备注 3333333前期通风 东一 东一 后期通风 东二 井底车场的需风流经东一采区

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矿井西风井通风风量分配见下表3-8

表3-8 矿井西风井通风风量分配 总风量 井底车场硐室 采区变电所绞车房 掘进工作面 其他巷道 采区备用工作面 采区回采工作面 备注 西一 前期通风 西二 井底车场的需风不流经西部采区 后期通风 西二 3.3 通风阻力计算及风速校核 3.3.1风速校核

为了保证所设计的井巷、硐室的风量、风速符合《规程》要求，不致发生风速超限，必须进行风速校核。由各采区通风阻力计算表中数值可知，各个巷道风速均满足要求，说明风量分配合理。根据风量分配结果结合通风网络系统图各选择一条风量最大的路线，可计算出其阻力，从而确定其最大阻力路线。 3.3.2矿井通风时期的最大阻力 1. 计算原则：

1）进行矿井通风总阻力计算，应考虑主要通风机服务年限，在达到设计产量时，既能克服矿井的最大阻力，又能保证矿井在最小阻力的情况下通风机的效率不低于0.7，故必须计算两个时期的总阻力。

2）计算阻力路线的确定。根据所绘出的通风系统图，凭直观和经验选择一条风量最大，巷道总长度最长的线路计算最大阻力，不必计算所有巷道的阻力。

计算时先在选定的路线上，从进风井口到回风井口逐段编号，然后对各段巷道

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进行阻力计算，再将各段计算结果累加起来，便得出通风井巷通风阻力hf。

3）为经济、合理、安全的使用通风机，必须使矿井总阻力不能太大，矿井总阻力一般不应超过3000Ｐａ，必要时应采用降阻措施。

4）为计算风硐的阻力，必须先计算主要通风机的风量Ｑf。因为有外部漏风，通过主要通风机的风量Ｑf必须大于矿井总排风量。 2.计算方法：

确定出通风路线后，沿着风流路线依次计算各段的摩擦阻力和局部阻力。1） 摩擦阻力Hf 的计算 H2

f=RQ

式中 Hf ---摩擦阻力，pa

R ---摩擦风阻，Ns2/m8 Q ---风量，m3

/s 其中摩擦风阻

R=aLU/S3

式中 a ---摩擦阻力系数， Ns2/m4

L ---巷道长度，m U ---湿周，m；

S ---巷道断面， m２

其中U＝C3√S

C---断面形状系数

梯形断面： Ｃ＝4.16； 半圆拱：Ｃ＝3.90； 三心拱： Ｃ＝3.85； 圆断面：Ｃ＝3.54；

2） 局部阻力Hj

为了简化计算，局部阻力取为摩擦阻力的0.1~0.2倍。即

Hj=0.23Hf

3）总阻力计算

∑H=∑Hj+∑Hf=1.13∑Hf

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各个地点的摩擦阻力详细计算见通风阻力计算表3-9，3-10，3-11，3-12。

表3-9 西风井前期（西二采区） 巷道名称 支护形式 副井 西翼轨道大巷 轨道上山至采区变电所 采区变电所至局扇 局扇至下顺槽 14113下顺槽 14113工作面 锚喷 U型钢 液压支架 14113上顺槽 回风上山 回风巷 回风大巷 回风井 总风阻 Hf= U型钢 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 梯形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 圆形 半圆拱 梯形 梯形 锚喷 半圆拱 砌碹 锚喷 锚喷 断面形状 圆形 半圆拱 半圆拱 a /Ns/m 24L /m U /m S /m ２R /Ns/m 28Q /m/min 3Hf /Pa V /m/s

表3-10 西风井后期（西二采区）

巷道名称 支护形式 副井 西翼轨道大巷 轨道上山至局扇 局扇至下顺槽 14313下顺槽 14313工作面 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 U型钢 液压支柱 14313上顺槽 回风上山 回风巷 回风大巷 回风井 总风阻 Hf= U型钢 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 梯形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 圆形 断面形状 圆形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 梯形 梯形 a /Ns/m 24L /m U /m S /m ２R /Ns/m 283Q /m/min Hf /Pa V /m/s

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表3-11 东风井前期（东一采区） 巷道名称 支护形式 副井 东翼轨道大巷 上山至变电所 变电所至局扇 局扇至下顺槽 11113下顺槽 11113工作面 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 U型钢 液压支柱 11113上顺槽 回风上山 回风巷 回风大巷 回风井 总风阻 Hf= U型钢 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 梯形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 圆形 断面形状 圆形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 梯形 梯形 a /Ns/m 24L /m U /m S /m ２R /Ns/m 283Q /m/min Hf /Pa V /m/s 表3-12 东风井后期（东二采区） 巷道名称 支护形式 副井 东轨道大巷 东轨道大巷 上山-变电所 变电所-局扇 局扇-备用面 备用面-工作面 13113下顺槽 U型钢 13113工作面 液压支柱 13113上顺槽 U型钢 回风上山 回风巷 回风大巷 回风井 总风阻 Hf= 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 梯形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 圆形 梯形 梯形 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 断面形状 圆形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 a /Ns/m 24L /m U /m S /m ２R /Ns/m 283Q /m/min Hf /Pa V /m/s

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3.由通风阻力计算表可知，各个时期的总阻力分别为：

西风井前期（西二采区）

∑H=∑Hj+∑Hf=1.13∑Hf= Pa 后期（西二采区）

∑H=∑Hj+∑Hf=1.13∑Hf= Pa 东风井前期

∑H=∑Hj+∑Hf=1.13∑Hf= Pa 后期

∑H=∑Hj+∑Hf=1.13∑Hf= Pa

3.4 选择矿井通风设备

矿井通风设备的选型主要任务是在已有的风机系列产品中，选择适合矿井需要的通风机型号，转速和与之配套的电动机，若选用离心式风机，还需根据布置方式，同时确定其风流出口方向。所选用的通风机必须具有安全可靠，技术先进，经济指标良好等优点，根据《煤炭工业设计规范》等有关规定，进行矿井通风设备选型时，应符合以下要求：

1．选择的通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化的要求，并适当照顾下一水平的的通风需要，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少于5年。

2．应留有一定的余额，轴流式通风机在最大设计风压和风量时，叶片的安装角度一般比最大允许使用值小5゜

3．风机的服务年限内，其在矿井最大和最小阻力时期的工况点均应在合理的工作范围内。

4．考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐闸门来调节。

5．进出风井的井口的高差在150m以上或进出井井口的标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。 3.4.1计算通风机的工作风量

Qf=K2Qm

式中 Qf─主要通风机的工作风量 m3/s

Qm—— 矿井需风量

K—— 漏风损失系数（1.05---1.10），风井不做提升设备时取1.05。

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则通风机的工作风量为

西风井

前期 Qf= m3/s 后期 Qf= m3/s 东风井

前期 Qf= m3/s 后期 Qf= m3/s 3.4.2计算风机的工作风压

根据通风机厂提供的风机特性曲线的类别，计算风机的相应工作风压。计算抽出式通风轴流式风机的静压： hfs=hrm+hat±hn

式中 hfs---抽出式通风方式轴流式通风机的静压， mmH2O；

hrm---矿井通风时期的总阻力，mmH2O；

hat---通风机附属装置的阻力，取 20 mmH2O； hn---自然风压值，自然风压均为10mmH2O 根据上述计算公式，计算风井的工作风压分别为： 西风井

前期：hfs = hrm+hat+hn = Pa 后期：hfs = hrm+hat+hn = Pa 东风井

前期：hfs = hrm+hat+hn = Pa 后期：hfs = hrm+hat+hn = Pa

3.4.3初选风机

由以上计算可得两通风机的工况点： 西风井风机：

前期：M（Qf= m3/s，hfs = mmH2O = Pa） 后期：N（Qf= m3/s，hfs = mmH2O = Pa） 东风井风机：

前期：M（Q3f= m/s，hfs = mmH2O = Pa） 后期：N（Q3f= m/s，hfs = mmH2O = Pa）

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3.4.4.1根据设计工况点初选通风机

根据计算得出的设计工况点，西风井风机初步选择为 型通风机和 型通风机；东风井风机初步选择为 型通风机和 型通风机。 3.4.4.2 求风机的实际工况点 通风机的工作风阻计算如下： 西风井风机克服阻力：

前期：R 1=H/Q2 = N﹒s2/m8

后期：R 2=H/Q2 = N﹒s2/m8 东风井风机克服阻力：

前期：R 1=H/Q2 = N﹒s2/m8 后期：R 2=H/Q2 = N﹒s2/m8

3.4.4选择主要电动机

根据最后选择扇风机实际工作点，（ Hf，Qf，ηf）。按下式计算所配电动机的功率。

N= Kw3Hf3Qf/10003ηf3η

式中

N——配备电动机的功率 Kw Hf——通风机实际工作风压 Pa Qf——通风机实际工作风量 m3/s

ηf——通风机实际工作效率 ηw——传动效率，一般取0.98

Kw----电动机容量备用系数，一般取1.1—1.2，本设计取1.15。 则西风井风机电动机 ：

Nmax= Kw Nmin= Kw Nmin/ Nmax=

Nmax<500 KW,所以可选用一台同步电动机，功率为248.26KW。

东风井风机电动机

Nmin= Kw Nmax= Kw Nmin/ Nmax=

由于Nmin/Mmax= 〈0.6，故应选用两台电动机才可满足要求

前期：

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w

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Ne?Nmin?Nmax?Ke/??e?tr?

式中

Ke——电动机容量备用系数；Ke=1.1~1.2； ηe——电动机效率ηe=0.9~0.94； η

tr——传动系数，电动机与通风机直联时ηtr=1；皮带传动时ηtr=0.95。

Ne=

后期：电动机功率为 Kw。

各风机主扇的工作参数汇总如下表3-13示。

表3-13： 风机主扇工作参数

动轮叶片安 实际风压 效 率 事项 转数 实际风量 装角/° m3/s /Pa /% 风机型号 r/min 前期 后期 前期 后期 前期 后期 前期 后期 西 风 井 东 风 井

由上表可以看出：

此处比较风机，选择风机

所选 及 型风机的风机曲线和工况点如图3-14，3-15

此处为工况点图

图3-14 BDK-8-No.24A型风机曲线图

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此处为工况点图

图3-15 BDK-8-No.26A型风机曲线图 Rmin-前期风阻曲线 Rmax-后期风阻曲线 M-前期设计工况点 N-后期设计工况点

3.5 通风机电费概算

吨煤通风电费为主扇年耗电费及井下，辅局扇年耗电费之和除以年产量，用下式计算：

Ce=(E+EA)3D/T 元/吨

式中 Ce——吨煤通风电费 元/吨

E——主扇年耗电量 Kw2h EA——辅局扇年耗电量 Kw2h

D——电价，元/Kw2h 取1.0--1.4元/Kw2h

T——年产量 ，吨，本设计年产量为500万吨。 主扇年耗电量计算

本设计现阶段为刚投产阶段，只用一台电机即可满足生产需要，故年耗电量按下式计算：

E=3653243N/(Ke3ηv3ηe) Kw2h

式中 N——配备电动机的功率 Kw

Ke——电动机容量备用系数，取1.10-1.15。 η

v ——变压器效率，取

0.93-0.97。

ηe——电缆输电效率，取0.90-0.95。

局扇年耗电量计算

EA=3653243n3N 式中 EA——辅局扇年耗电量 Kw2h

n——辅局扇个数

N——局扇配备电动机的功率 Kw

矿井前期电费

E西= 万Kw2h E东= 万Kw2h

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E= 万Kw2h EA= 万Kw2h

则Ce=(E+EA)3D/T= 元/吨 矿井后期电费：

E西= 万Kw2h E东= 万Kw2h E= 万Kw2h EA= 万Kw2h

则Ce=(E+EA)3D/T= 元/吨

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参考文献

[1] 刘吉昌.矿井设计指南.徐州：中国矿业大学出版 [2] 徐永芹.中国采煤方法图集.徐州：中国矿业大学出版 [3] 煤矿矿井设计手册（上、中、下册）.北京：煤炭工业出版社

[4] 煤炭工业部北京设计研究院.煤炭工业设计规范.北京：煤炭工业出版社[5] 中国能源部.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社

[6] 煤炭工业部供应局.煤炭工业设计手册.北京：煤炭工业出版社 [7] 中国矿业大学.井巷工程.北京：煤炭工业出版社 [8] 中国能源部.煤炭工业设计规范.北京：煤炭工业出版社 [9] 俞启香.矿井瓦斯防.北京：中国矿业大学出版社 [10] 张国枢.通风安全学.北京：中国矿业大学出版社

[11] 王省身.矿井灾害防治理论与技术.徐州：中国矿业大学出版社 [12] 王省身，张国枢.矿井火灾防治.徐州：中国矿业大学出版社

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致 谢

通过课程设计使我更好地了解了矿井通风工程课程，为毕业设计打下了基础，也使我们对所学的矿井通风的知识有了实质性的了解，为以后的工作提供了有力的保障。

设计主要以矿井通风部分为主，涉及到矿井风量确定、风量分配、矿井阻力计算、风机选型、电机选型以及费用计算等，从中学到了矿井通风系统设计的方法。

设计过程中，在指导老师袁树杰教授热忱、耐心的指导下，课程设计才得以顺利完成。与袁老师一起对设计的合理性及可行性进行了细致的探讨，并加以修改和完善，这对提高设计质量起到了重要作用。在此向袁老师表示衷心感谢。

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