薛湖矿通风系统设计

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神火集团薛湖煤矿矿井通风设计

摘 要：本设计是根据河南省神火集团薛湖矿井的实际情况进行的矿井通风设计。设计的井田面积为70.23平方公里，矿井年产120万吨，井田内二2煤层赋层较深，倾角较小，平均厚2.23m，地质结构简单，瓦斯涌出量相对较大，煤层无自然发火倾向，矿井涌水量较大。

矿井采用单水平上、下山开拓，开采水平为-800m水平。首采区采用倾斜长壁采煤方法，其它采区均采用走向长壁采煤方法；综合机械化的回采工艺，主要对矿井开拓方式、准备方式、采煤方法以及通风系统进行了初步设计，并对通风生产系统进行了设备选型计算。对在设计过程中，尽量采用先进的技术和设备，提高矿井的机械化装备水平和生产效率。

关键词：薛湖煤矿 通风方式 机械化

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目 录

1 前 言 ........................................................................................................... 1 2 矿井概况与井田地质特征 ......................................................................... 2 2.1 矿井概况 .............................................................................................. 2 2.1.1 地理位置及交通 ........................................................................... 3 2.1.2 地形地貌及水系 ........................................................................... 3 2.1.3 自然气象 ....................................................................................... 3 2.1.4 地震 ............................................................................................... 3 2.1.5 矿区开发概况 ............................................................................... 3 2.2 井田地质特征 ...................................................................................... 3 2.2.1 地层 ............................................................................................... 3 2.2.2 地质构造 ...................................................................................... 5 2.2.3 煤质 ............................................................................................... 6 2.2.4 水文地质 ....................................................................................... 7 2.2.5 开采技术条件 ............................................................................... 9 3 井田开拓 ................................................................................................... 11 4 采区通风设计 ......................................................................................... 11 4.1 采区通风设计 ...................................................................................... 11 4.1.1 采区通风系统的确定 ................................................................. 11 4.1.2 采煤工作面实际需要风量 ......................................................... 14 4.2 掘进工作面通风设计 ........................................................................ 16 4.2.1 掘进通风方法 ............................................................................. 16 4.2.2 掘进工作面所需风量 ................................................................. 17 4.2.3 掘进通风设备选择 ..................................................................... 19 4.2.4 掘进通风技术管理和安全措施 ................................................. 21 5 矿井通风系统设计 ................................................................................. 21 5.1 矿井通风系统的选择 ........................................................................ 21 5.1.1 选择矿井主要通风机的工作方法 ............................................. 21 5.1.2 选择矿井通风方式 ..................................................................... 21 5.2 风量计算及风量分配 ........................................................................ 22 5.2.1 采煤工作面所需风量 ................................................................. 22 5.2.2 掘进工作面所需风量 ................................................................. 29 5.2.3 硐室实际需要风量 ..................................................................... 29 5.2.4 矿井总风量计算 ......................................................................... 31 5.2.5 风速验算 ..................................................................................... 32 5.3 全矿通风阻力计算 ............................................................................ 33 5.3.1 计算原则 ..................................................................................... 33 5.3.2 计算方法 ..................................................................................... 35 5.4 主要通风机选型 ................................................................................ 41 5.4.1 采区通风系统的基本要求 ......................................................... 44 5.4.2 选择电动机 ................................................................................. 44 5.5 矿井反风措施 .................................................................................... 46 5.5.1 矿井反风的意义 ......................................................................... 46 5.5.2 反风方法及安全可靠性分析 ..................................................... 46

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5.6 矿井通风评价 .................................................................................... 46 5.6.1 矿井通风费用 ............................................................................. 47 5.6.2 矿井等级孔、总风阻 ................................................................. 47 5.6.3 矿井通风系统综合分析 ............................................................. 48 结 论 ............................................................................................................. 50 致 谢 ............................................................................................................. 51 参 考 文 献 ................................................................................................... 52

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1 前 言

本次毕业设计是根据在神火集团薛湖煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井相关资料和图纸，并作了一些改动以后，对矿井所做的初步设计。

通风系统优化毕业设计是通风安全专业（瓦斯防治方向）全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这三年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。

设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻《矿产资源法》、《煤炭法》、《煤炭工业技术政策》、《煤炭安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。

本设计以《实践教学大纲及指导书》为依据，严格按照《安全规程》的要求，采用工程技术语言，对矿井的通风系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者的知识水平有限，设计中难免有不当和错误之处，敬请审阅老师给予批评指正，以便在以后的工作学习中改进。

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2 矿井概况与井田地质

特征 2.1 矿井概况

2.1.1 地理位置及交通

薛湖矿井位于河南省永城市北部，属永城市管辖。地理坐标为东径116°17′30″～116°28′30″，北纬34°05′30″～34°10′00″。

井田中心南距永城市23㎞，西至商丘市75km，东至江苏徐州市80km，至安徽淮北市40km，分别与京九、陇海、津浦三条铁路干线有公路相连，北至陇海铁路砀山站38km，永城矿区自用铁路与京九、陇海铁路相连。连、霍高速公路从本区北缘通过，砀山～永城公路从井田东部通过，井田内乡间公路纵横成网，交通便利。

图2-1 薛湖矿交通位置示意图

2.1.2 地形地貌及水系

(1) 地形地势

本区位于淮河冲积平原北部，地势平坦开阔，总体为西北高，南东低。最高海拔标高+40.2m，最低+32.3m，一般+36～+38m。

(2) 地表水系

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本区属淮河水系，地表水体不发育，主要河流为王引河，流经勘探区东北部边界附近，最大流量为46.6m3/s，最高水位标高为+39.70m。其余均为季节性河流，雨季水位上涨，流量增大，旱季水量减少，甚至干涸无水。 2.1.3 自然气象

本区属半干旱半湿润季风型气候，年平均降水量877.4mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量为556.2mm，降水多集中于7、8、9三个月。多年平均蒸发量为1811.12mm，蒸发量大于降水量。每年七、八月最热，一、二月最冷，最高气温为+ 41.5℃，最低气温为-23.4℃，年平均气温+14.4℃。夏季多东南风，冬季多北、西北风，多年平均风速3.4m/s，最大风速20m/s。冰冻期为每年11月初至翌年3月底，最大冻土深度为0.21m。 2.1.4 地震

永城市属郯城～庐江地震带影响范围，地震烈度小于6。据有关记载，公元925年以来，永城市东部安徽省境内肖县、宿县一带曾发生38次强烈地震。1668年山东郯城曾发生8.3级地震，永城市受到地震影响。

根据《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），本区位于地震烈度Ⅵ度区。 2.1.5 矿区开发概况

永夏矿区面积1150km2，其中含煤面积716km2，全区探明储量2556Mt，其中精查储量1476Mt。全矿区规划7对矿井，规划总能力10.05Mt/a，其中统配矿井4对（陈四楼、车集、城郊、新桥），地方矿井3对（葛店、新庄、刘河），薛湖矿井规划为接替矿井。

本矿井供电电源双回路均来自距离矿井约41km已建成属神火集团管理的神火中心220kV变电站。

2.2 井田地质特征

2.2.1 地层

永夏煤田属华北地层区鲁西分区徐州小区，新生界松散沉积物覆盖全区，为一掩盖型煤田。依据钻孔揭露，本井田发育地层自下而上分别为：中奥陶统马家沟组(O2m)、中、上石炭统本溪组(Cb)、太原组(C3t)、下二迭统山西组(P1sh)与下石盒子组(P1x)、上二迭统上石盒子组(P2S)、石千峰组(P2sh)及新近系(N)、第四系(Q)。 地质构造

本区位于区域构造永城复背斜北部仰起端、次一级构造聂奶庙背斜的北翼，总体构

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造形态呈一走向北西西的单斜构造，由于受东西向构造和北北东向构造的控制和影响，而使其构造形态局部复杂化。本区地层产状在西部为近南北向～北西西向，向西倾斜；中部走向北西至87勘探线转为近东西向，向北倾斜，倾角在浅部为25°左右，深部一般为5～10°，沿走向及倾向均有小型起伏；62勘探线以东，受北北东向滦湖断层带影响，地层走向基本上为北50°东，并发育北北东向的背、向斜构造，其北端走向转为东西，向北倾斜。

本区断裂构造较发育，主要发育北北东向、北东向和近东西向三组断层，均为高角度正断层，东部以北北东向断层为主；中部发育北东向和近东西向断层；西部以近东西向为主。大断层主要分布于井田东、西边缘的两侧，呈相互平行状展布，形成阶梯状或地垒、地堑状组合的特点，构成本区边界。

本区发育的主要褶曲有5个，即北西向的聂奶庙背斜、薛湖向斜，近南北向的侯寺向斜和北北东向的张营背斜、徐营背斜。

本区局部发育岩浆岩，主要分布在井田东部66勘探线以东及西部87勘探线以西，岩浆岩侵入主采二2煤岩浆岩范围较大，可采煤层被吞蚀或部分吞蚀，残留部分也往往大部变质成不可采的天然焦。 2.2.3 煤质

一、 煤质 (1) 煤的物理性质

本区主采二2煤层为黑～灰黑色，少量钢灰色，似金属光泽，均一状～条带状结构，性脆，具贝壳状及参差状断口，层状构造，裂隙较发育，大都有松散易碎的碎裂煤及粉粒煤。主采二2煤层不同煤类无烟煤、贫煤、天然胶的视密度分别为1.45t/m3、1.44 t/m3、1.66 t/m3。

(2) 煤岩特征

宏观煤岩特征：主采二2煤是以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带，属光亮～半亮型煤，该煤的顶部普遍发育一层0.5～0.7m左右的光亮型、质地坚硬的块状煤，中部和下部多为粉粒煤。

显微煤岩特征：镜下鉴定，本区各煤层的有机组分均以镜质组为主，半镜质组、惰质组次之。

(3) 煤的化学性质

1) 水分（Mad） 各可采煤层原煤平均分析基水分为：二2煤贫煤0.51～1.77%,平均

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1.01%；无烟煤0.56～4.02%，平均1.54%。天然焦0.43～3.23%，平均1.39%。

2) 灰分（Ad） 各可采煤层原煤平均干燥基灰分为：二2煤贫煤9.79～29.21%，平均16.91%；无烟煤9.28～17.42%，平均14.39%，属低中灰煤。天然焦15.72～36.67%，平均24.61%。

3) 全硫（St.d） 各可采煤层全硫平均含量一般均小于1.0%，多在0.4～0.6%之间。二2煤贫煤0.28～1.14%，平均0.36%；无烟煤0.28～0.67%，平均0.49%，属特低硫煤。天然焦0.32～2.28%，平均1.02%。

4) 挥发分（Vdaf） 原煤挥发分其变化与煤中矿物质含量变化密切相关。二2煤无烟煤浮煤挥发分平均8.51%，贫煤11.63%。天然焦浮煤挥发分平均8.5%。

(4) 煤的工艺性能

1) 元素分析 各煤层原煤干燥无灰基碳的含量89.43～93.52%，含量较稳定，氮的含量为1.0～1.4%，氧、硫之和含量2～3%。

2) 发热量（Qnet.v.d）二2贫煤原煤发热量27.54～29.68MJ/Kg，平均28.47 MJ/Kg；无烟煤原煤发热量28.76～29.43MJ/Kg，平均29.10MJ/Kg。天然焦原煤发热量一般为18.14～26.34MJ/Kg，平均22.70MJ/Kg。

3) 简易可选性 二2煤层进行不同级别的简易筛分及浮沉试验，筛分结果二2煤具有一定的块煤率。

原浮沉试验，采用中煤含量法，用1.5比重级，进行简易筛分及浮沉试验，二2煤可选性评价结果，属中等可选～极难选煤 2.2.4 水文地质

(1) 水文地质边界条件

薛湖井田位于永城复背斜西翼北段，处在区域径流区带。F112正断层落差 90m，切割聂奶庙背斜轴部，使区外东部背斜轴部相对富水区的奥陶系地层与区内煤系地层对接，应为勘探区的供水边界；西部为太原组灰岩深埋区，灰岩顶面埋深在1000m以下，岩溶发育程度随深度减弱，地下水径流迟缓，但考虑到灰岩顶面1000m深度距离首采区较远，可视为无限边界；北部亦为太原组灰岩深埋区，灰岩顶面埋深在1000m以下，相对较封闭，可作为相对隔水边界。南部为聂奶庙背斜轴部的灰岩隐伏露头区，但新生界隔水层的覆盖，客观上削弱了上部灰岩含水层的富水程度，因此为无限边界。

(2) 地表水文特征

井田内无常年流水河流，王引河在勘探区东北边界穿过，1956年实测最大流量

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46.6m3/s，最高水位标高39.70m，平时水量较小。位于勘探区中、西部的白河、韩沟两条暂时性水流，自北向南注入沱河，旱季经常干枯无水。地表水体距离煤层垂直距离一般大于400～500m，并且有巨厚新生界阻隔，因此地表水对煤层开采无影响。

(3) 主要含水层

区内含水层自上而下划分为：新生界含水层（组）；基岩风化带含水层；二叠系下石盒子组、山西组砂岩含水层；石炭系太原组上段灰岩含水层；石炭系太原组下段灰岩含水层；奥陶系灰岩含水层，共计六个含水层。

(4) 主要隔水层特征 1) 新生界隔水层

新生界新近系上部与下部隔水层：新近系上部厚度30～50m，下部50～100m，岩性以粘土为主，分别为第四系与新近系上部含水层（组）、新近系下部第二段含水层与第一段含水层之间的良好隔水层。

新近系下部粘土、亚粘土及底部俗称“钙质层”的隔水层虽然全区发育，但是在92线，80～82线，72～70线浅部及77～74线中深部附近隔水层减薄或尖灭，基岩风化带与砂层直接接触，砂层厚度10～30m，单位涌水量0.135 L /s·m，渗透系数1.73m/d，富水性中等，盖层底部松散孔隙水将可能与基岩含水层之间产生水力联系，成为矿井开采浅部煤层的水源。

2) 下石盒子组和山西组隔水层

下石盒子组和山西组的含水层之间普遍发育三层隔水层，上石盒子组底部K5砂岩

至三22煤顶板层段，二

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煤顶板砂岩以上至三煤组底板层段，由砂质泥岩、粉砂岩及薄

层砂岩互层组成，厚度分别为30m，50～70m，隔水性能良好，已经为邻近生产矿井证实为区域性赋存稳定的隔水层。

3) 二2煤底板隔水层

太原组顶部第一层灰岩至二2煤底板，主要由泥岩和粉砂岩、细砂岩组成，总厚度23.16～61.89m，平均厚度42.56m，该层分布连续、稳定，正常情况下，为良好的隔水层。底板砂岩含水层与岩溶裂隙含水层之间没有水力联系

4) 太原组中段隔水层

L8与L2灰岩之间，隔水层厚度间距67～77m，岩性主要由砂质泥岩、中粒砂岩、薄层灰岩组成，赋存稳定,分布连续，能有效阻隔太原组上下段灰岩含水层的水力联系。

5) 本溪组隔水层

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隔水层厚度15.70～24.02m，平均厚度19.73m，该层分布稳定、连续，隔水性较好，正常情况可阻止奥陶系含水层水与上部的水力联系。

(5) 断层水文地质特征

区内断层多为高角度正断层，断层破碎带厚度不大，一般在10m以下，其组成物主要为砂质泥岩、粉砂岩、砂岩及煤屑。钻孔简易水文地质观测无发现断层带的漏、涌水现象。7708孔太原组上段灰岩与F121断层带混合抽水，单位涌水量q＝0.00000466 L /s·m，邻区断层带抽水，单位涌水量0.002～0.00437 L /s·m，富水性较弱，断层带渗透性能差。

本区落差大于30m的断层是底板直接充水含水层向主要可采煤层二2煤层充水的主要通道，从钻孔揭露的情况看太原组上段灰岩含水层岩溶裂隙不发育，但从区域生产矿井突水情况看，断层带及影响带的富水性较强，因此，本区断层突水对矿井生产的威胁（尤其在浅部）应引起注意。

井田的富水区分布特征：瞬变电磁勘查，奥陶系、太原组上、下段灰岩和二2煤顶板砂岩富水区受北东向构造控制明显；断层的转折部位，尤其是受北东向改造影响的转折部位和断层的交汇、尖灭处为相对富水区。

(6) 矿井充水因素分析

临近生产矿井资料：矿井水主要由顶、底板砂岩水和底板灰岩水构成；断层影响的太原组灰岩水对矿井影响较大；直接影响最大与正常矿井涌水量变化范围取值的是底板太原组灰岩水量的变化。

开采二煤组其顶板直接充水含水层为砂岩裂隙承压水，水量微弱，补给条件差，一般不会对矿井形成较大危害。二2煤底板直接充水含水层太原组上段灰岩岩溶不发育，富水性弱，单位涌水量q<0.1L/s·m，二

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煤层底板隔水层,厚度23.16～61.89m,平均

42.56m，隔水性良好，一般可阻止底板水的进入。

井田南部灰岩隐伏露头地带为混合型岩溶裂隙承压水汇集带，虽然有新生界隔水层覆盖，但未来矿井大降深疏排水时，仍会回补矿井，成为二2煤层浅部的主要补给来源。

区内构造西部简单、东部受北东向构造控制相对复杂，未来矿床充水的因素主要是断层，是今后矿井开采重点关注的地方。

(7) 矿床水文地质勘探类型

本区水文地质勘探类型：二2煤层为第三类第二亚类第二型，即以底板岩溶裂隙充水为主的中等矿床。

(8) 矿井涌水量

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勘探报告根据生产的陈四楼矿井资料，采用比拟法和稳定流解析法分别计算矿井涌水量，推荐矿井涌水量为1378.79m3/h，最大矿井涌水量为1654.55m3/h。 2.2.5 开采技术条件

(1) 煤层顶底板岩性

二2煤直接顶板以砂质泥岩粉砂岩为主，细粒、中粒砂岩顶板次之，厚度一般5～10m。老顶为细粒、中粒砂岩，厚度2.35～19.7m。直接底板主要为砂质泥岩、粉砂岩，厚度0.76～32.73m，一般1.18～12.71m，岩石致密分布连续稳定。三3煤顶底板均多粉

砂岩和砂质泥岩；三22煤直接顶底板大多为砂质泥岩、泥岩。

井田内大部分区段二2煤顶板岩石力学强度较高，完整性较好，属易于管理的顶、底板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片帮，需在采掘生产中加以注意。

(2) 瓦斯

区内生产矿井多为低瓦斯矿井。据本区二2煤层瓦斯成分分析，煤层底板-600m以浅地带，沼气成分最高占70%，一般小于20%，个别点氮气达60%，二氧化碳20%，甲烷含量在5ml/g以下，属瓦斯风化带；-600m以深地带沼气成分占80～95%之间，甲烷含量在5 ml/g以上。

瓦斯风化带内瓦斯含量一般在1.76～4.46ml/g之间；进入沼气带，沼气含量则有所增加，煤层底板-600～-800m瓦斯含量6.15～17.59 ml/g；800m以深最高达19 ml/g（71―4孔，孔深813.2m）。矿井初期开采井田东翼-600～-800m标高，预测为高瓦斯矿井，按煤与瓦斯突出矿井进行设计。

(3) 煤尘

区内各煤层多数为粉粒状煤，开采时易产生大量的煤尘，钻孔煤样煤尘爆炸性试验，

三3、三22、二2煤煤尘爆炸指数均大于10%，各可采煤层煤尘均有爆炸性。

(4) 煤的自燃

本区煤样测试结果，还原样着火点与氧化样着火点（△T0）均小于25℃，各煤层均应属不易自燃煤。

(5) 地温

参考我国东部地区一些资料，估算恒温带的深度为25m，恒温带温度16.5℃。地温梯度为2.2～2.79℃/hm，低于3℃/hm，故本区属地温正常区。

井田内二2 煤底板埋深340～1037m，底板温度25℃～43℃，存在Ⅰ、Ⅱ级高温区。

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正常地温区基本上在94勘探线以东二2煤层底板-550m水平以浅，占井田面积的15.57%；Ⅰ级高温区主要分布在94线以东二

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煤层底板-550～-850m水平之间，占井田面积

41.22%。基本上先期开采地段和首采区均在Ⅰ级高温区内。73―4、7288两孔之间存在地温偏低现象；Ⅱ级高温区主要分布在二2煤层底板-850m水平以深的范围，占井田面积43.20%。

2.2.6井田开拓及矿井储量

该井田为全隐蔽式煤田，煤系地层被巨厚的新生界松散沉积层所覆盖，煤层埋藏深，新生界松散沉积层含水丰富，故采用立井开拓方式。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下：

(1) 能通过复杂的地质条件，提升能力大．机械化程度高，易于自动控制。 (2) 井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大，通风条件好，管线短，人员升降速度快。

影响设计矿井开拓的主要因素：

(1) 该矿井井田形状不规则，煤层赋存情况从平面上看，基本是一扇形月牙状；井田东西长16km，南北宽2.8～6.5km。

(2) 井田地质条件中等，主采二2煤层层位稳定，结构简单，煤质较好；但煤层瓦斯含量较高，预测为高瓦斯矿井。

(3) 薛湖煤矿主采二2煤层厚度平均2.23m，煤层倾角为5～20°。 (4) 矿井涌水量为1378.79 m3/h。

本矿采用立井单水平开拓方式，主副井筒均位于井田中央。矿井储量为187Mt，设计储量171Mt，可采储量123Mt。

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3 矿井通风系统设计的可行性论证

3.1矿井通风系统优化背景

3.1.1矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析

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4 矿井通风系统设计 4.1 采区通风设计

4.1.1 采区通风系统的确定

(1) 采区通风系统的基本要求

在一般情况下，一个矿井总是同时有几个采区进行回采和准备。从通风的角度来看，每一个釆区就是矿井通风系统中的一个独立的通风区域，它们各自与矿井的主要进风巷和回风巷相连通，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，它包括采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路的连接形式及采区内的风流控制设施。

采区通风系统主要取决于采煤系统(采煤方法)，但又能在—定程度上影响着采区的巷道布置系统。其合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。

完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向，风量和风质，采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此，采区通风系统应满足下列基本要求：

1) 每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。

煤层群或分层开采的每个上、下山采区，采用联合布置时，都必须至少设置一条专门的回风巷。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。

2) 保证风流流动的稳定性，采区逆风系统中应尽量避免或减少角联通风。 3) 通风系统力求简单，以便在发生事故时易于控制风流和撤走人员。

4) 采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。有特殊困难必须串联通风时应符合《规程》有关规定。

5) 煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，并须遵守下列规定：

①采煤工作面的风速，不得低于lm/s；

②机电设备设在回风巷时，其风流中瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测报警断电装置；

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③进、回风巷中，都必须设置消防供水管路。

有煤与瓦斯(二氧化碳)突出的采煤工作面严禁采用下行通风。

6) 采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。水采工作面由采空区和冒落区回风时，必须使水采工作面有足够的新鲜风流，保证水采工作面及其回风巷的风流中的瓦斯和CO2浓度都必须符合《规程》规定。

7) 采空区须及时封闭。随着回采工作面的推进，通至采空区的风眼须逐一封闭，采区结束后，至多不超过一个月，必须设密闭全部封闭采区。

8) 机电硐室须设在进风流中。硐室深度不超过6m，入门宽度不小于1.5m者，可用扩散通风。个别机电硐室经矿总工程帅批准，可设在回风流中，但其中瓦斯浓度不得超过0.5%，并应安装瓦斯自动检测报警断电装置。

9) 改变采区通风系统时，应报矿总工程师批准。掘进巷道与其它巷道贯通前，通风部门必须做好调整通风系统的准备工作，贯通后须立即调整系统，防止瓦斯积聚，待风流稳定后，才可恢复工作。

10) 采掘工作面空气温度不得超过26°C；机电硐室不得超过30°C。 (2) 采区进、回风上山的选择

对于薄及中厚的缓倾斜煤层，我国广泛采用走向长壁采煤法。厚煤层则多采用倾斜分层走向长壁采煤法或放顶煤开采，开掘采区下、下山联络回风大巷及运输大巷。

从生产角度出发，采区至少有两条上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两条上山即为采区内的进、回风巷道。可以采用运输上山作进风道，轨道上山作回风道；也可以采用轨道上山作进风道，回风上山作回风道。有些大型矿井采区走向比较长，当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大时可以采用三条上山。除上面两条上山外，有一条专门的回风上山，供通风、行人之用。这样按标高布置这三条上山成为“品”字形巷道布置，专用回风上山(巷)在上面，并且在其他两条上山的中间，运输上山和轨道上山均为进风巷道，主要是靠专用回风上山(巷)回风。

轨道上山进风、运输上山回风的主要优点是：

1) 轨道上山的采区下部车场可以直接和阶段运输大巷相连通，不必在该处设置风门。从而，避免了因运料列车通过该处，导致风门漏风。

2) 在运输上山的运煤过程中，煤流将释放瓦斯并产风煤尘，运煤设备将释放热量。然而，轨道上山进风，可使新鲜风流免受瓦斯、煤尘的污染，有利于保证较优的风质。

3) 轨道上山发生火灾事故的机率较低，且可避免运输上山发生火灾事故时，有害

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毕 业 设 计

气体侵入采、掘作业地点，而造成的严重危害。

轨道上山进风方式的主要不足是：

1) 区段运输巷不宜直接和运输上山相联通。在该联接处，既需保证运煤的方便和畅通，又需设置风门、防止新鲜风流直接由运输上山排入总回风巷形成短路。显然，在该处设置的风门常存在确较大的漏风。

2) 轨道上山的上部车场和区段回风巷不能直接相通也需有风门。从而，引起了运料串车通过该处风门时的漏风。

3) 当运输上山采用多台运输机串联运输时，其上部运输机的动力设备系设在不能确保新鲜风流的地点，这是《规程》所不允许的。

当煤层倾角大于21～23°时，运煤上山采用溜槽自溜运煤方式时，运煤过程中产生的煤尘很大，为保证风质，一般不宜采用运输上山进风方式。如煤层倾角大于15～17°，运煤上山无法使用皮布运输机而只好风用多台链板运输机时，为避免在回风巷道中，布置运输机的机电设备，一般多宜采用运输上山进风方式。当煤层倾角小于15～17°，运煤上山中只需安设一台皮带运输机时，则视运料（运矸）工作量的大小和来料地点而异。一般由运输水平来料且运输量较大时，宜采用轨道上山进风方式。由回风水平来料或(运料(矸))工作量较少时，则宜采用运输上山进风方式。

以上两种采区通风方式均在我国广泛采用。结合本矿条件，瓦斯涌出量大，设计首采区采用倾斜长壁采煤法，不设采区上山，并且开采水平大巷走向长度相对较长，故采用运输巷和轨道巷进风，专用回风巷回风。

(3) 回采工作面的通风系统

结合本矿情况，经过综合比较，工作面采用U型通风，采煤工作面风流流动形式是上行通风。如下图：

图6-1 采煤工作面通风方式图

4.1.2 采煤工作面实际需要风量

采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算，即：

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毕 业 设 计

?Q采?nQ综采?nQ机采?nQ炮采?nQ其它?Q备(m3min)

式中：Q综采——综采工作面所需要的风量，m3min；

Q机采Q炮采3mmin； ——般机采工作面所需要的风量，3mmin； ——炮采工作面所需要的风量，

3mmin； ——其它开采工作面所需风量，

Q其它Q备3mmin； ——备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，

n——各种开采法工作面的个数。

本设计两个工作面开采，即一个综采工作面和一个炮采工作面，所以上式可简化为：

?Q采＝Q综采＋Q备

采煤工作面的实际需风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 (1) 根据瓦斯涌出量计算：

薛湖煤矿二2煤综采工作面瓦斯鉴定相对涌出量平均为5.85m3/t，绝对瓦斯涌出量12.18m3/min。二3.79m3/min。

按瓦斯涌出量计算：

Q采＝100×q瓦采×K采通 ，m3/min

式中：Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；

q瓦采——采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min

K

采通

2

煤炮采工作面瓦斯相对涌出量平均为5.46m3/t，绝对瓦斯涌出量

——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采取1.4，炮采取

Q综采=100×12.18×1.4=1705 m3/min Q炮采=100×3.79×1.6=606 m3/min

1.6

(2) 按工作面温度计算

Q采＝60×Vc×Sc×Ki，m3/min

式中：Vc——采煤工作面风速，当机采长壁工作面稳定在23～26℃之间时，工作面风速应在1.5～1.8m/s之间。取1.7；

Sc——采煤工作面的平均断面积，12.3m2； Kc——工作面长度系数，取1.2；

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毕 业 设 计

Q采＝60×1.7×12.3×1.2＝1506m3/min (3) 按人数计算实际需风量：

Q采＝4×N，m3/min

式中：N——工作面同时工作的最多人数，取55人

Q采＝4×55＝220m3/min

(4) 按风速进行验算：

60×0.25×S采≤Q采≤60×4×S采

式中S采——采煤工作面的平均断面积，综采工作面13.2m2；炮采工作面10m2。 综采工作面：184.5≤Q采≤2952 炮采工作面：150≤Q采≤2400

根据以上计算，设计综采工作需风量为1705m3/min，炮采工作面需风量为606 m3/min。

则：?Q采=1705+606=2311 m3/min

4.2 掘进工作面通风设计

4.2.1 掘进通风方法

掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，按期工作方式又可分为：

(1) 压入式通风

局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧，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。

工作面爆破后，烟尘充满迎头形成一个炮眼抛掷区，，风流由风筒射出后按紊动射流的特性使炮烟被卷吸到射出的风流中，二者参混共同向前移动，其流速在轴流方向逐渐减小，到一定距离后反响往巷道口方向运动，为了有效的排出炮烟，风筒出口与工作面的距离不能超过有效射程，否则会出现烟流停滞区。

(2) 抽出式通风

局部通风机安装在离掘进巷道口10m以外的回风侧，新鲜风流沿巷道流入，污风通过风筒由局部通风机抽出。

(3) 混合式通风

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它是由压入式和抽出式联合工作，可分为长压短抽方式和长抽短压方式适用于大断面长距离的岩、半煤岩和煤巷掘进。

上述方式各有利弊，如压入式通风，由于局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，在瓦斯矿井运转安全，风筒出口风速和有效射程较大，排烟能强，工作面通风时间短以及可采用柔性风筒故为井下广泛采用。鉴于本矿井为高瓦斯矿井，局部通风机和启动装置应置于新鲜风流中，因此应采用压入式通风方法。 4..2.2 掘进工作面所需风量

掘进工作面所需风量：

根据〈规程〉规定：高瓦斯矿井必须采用局部通风措施。高瓦斯矿井掘进通风量计算可用下式：

Q掘＝100×q瓦掘×K掘通，m3/min

式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；

q瓦掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，经计算为1.29m3/min； K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.8； Q掘＝100×1.29×1.8＝232 m3/min

当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。 4.2.3 掘进通风设备选择

(1) 风筒的选择

掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，因此可选用直径为600㎜的胶布风筒。风筒特性如表4-1。

表4-1 风筒特性表

风筒类别 胶布风筒

风筒直径㎜

600

接头方式 双反边

百米风阻Ns2/m8

15.88

备注 30m一节

(2) 风筒漏风

正常情况下，金属和透气性极小的塑料风筒的漏气主要是发生在接头处，胶皮风筒不仅接头而且全长的壁面和针眼都有漏风，所以风筒漏风量属连续的均匀的漏风。漏风使风筒和局部通风机连接端的风量Qf与风筒靠近工作面的风量Qh不等。因此应按始末

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毕 业 设 计

端风量的几何平均值作为通过风筒的风量Q即：

Q?QfQ h m3/min

显然Qf与Qh之差是风筒的漏风量Ql，它与风筒种类，接头数目，方法和质量以及风筒直径 ，风压有关，但更主要的是与风筒的维护和管理密切相关。反应风筒漏风程度的指标参数有三：

1) 风筒漏风率

风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数：

Qf?QhQl?100%??100% Le?QfQf2) 风筒有效风量

掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数：

Qf?QlQh?100%??100%?(1?Le)?100% pe?QfQf3) 风筒漏风备用系数 风筒有效风量率的倒数： pq?QfQh?QfQf?Ql?11? pe1?Le柔性风筒的pq值可用下式计算： pq?11==1.176

1?nLei1?30?0.005式中：n——接头数；

Lei——一个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02；反边连接时取0.005。 (3) 局部通风机的选择 1) 确定局部通风机的工作参数 ①局部通风机工作风量Qf

根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算局部通风机的工作风量。

Qf?pqQh=1.176×232=273m3/min =4.55 m3/s

②局部通风机的工作风压hf

局部通风机风压用于克服风筒的通风阻力，由于风筒漏风，计算风筒通风阻力时，

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毕 业 设 计

应按通风方式不同选用不同方法。

压入式通风时，设风筒出口动压损失为hv，则局部通风机的全压Ht为：

2QhHt?RfQfQh?hv?RfQfQh?0.811?4

D=158.8×4.55×3.87+0.811×1.2×3.87÷0.1296 =2908.7pa

式中：Rf——压入式风筒的总风阻。 ③局部通风机选型：

根据需要的Qf、Ht、Hs值在各类局部通风机特性曲线上，选用型号为BJK66-11No5.6的局部通风机。

表4-2 局部通风机技术特征

主要技术特征 风机外径 风量 风压 电机功率 转速 动轮直径 额定电流 起动电流 电机效率 功率因数

单位 mm m3/min

2

BJK66-11No5.6

Φ600 330~570 1500~3000

22 660 0.56 31.2 218.4 88 0.89

pa

KW r.min-1 m A A %

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5 矿井通风系统 5.1 矿井通风系统的选

择

本矿井服务年限达到73.7年，分前后期设计，本设计只对前期东翼做详细设计，后期西翼暂不考虑。

5.1.1 选择矿井主要通风机的工作方法

(1) 抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；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。

(2) 采用压入式通风时，须使矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。

(3) 在地面小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；压入式通风则能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面。

(4) 在地面小窑塌陷区严重，开采第一水平和低沼气矿井的条件下，采用压入式通风是较合适的，深水平时再过渡到抽出式通风。

结合本矿井情况，采用抽出式通风。 5.1.2 选择矿井通风方式

(1) 选择通风方式主要考虑因素

1) 自然因素：煤层赋存状态、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、煤层爆炸性、煤层自然发火性、矿井地质条件、井田尺寸及年生产能力等。

2) 经济因素：井巷工程量、通风运营费、设备运转、维修和管理条件等。 另外根据开采技术条件，要考虑灌浆，注水以及瓦斯抽放等要求。 (2) 通风方式的技术比较 1) 中央并列式的适用条件

煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大(井田走向长度小于4km)，而且瓦斯、自然发火都不严重的矿井，采用中央并列式是较合理的。

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2) 中央分列式的适用条件

煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井，采用中央分列式是较合理的。它与中央并列式相比，安全性要好，通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯、自然发火的管理工作是较有利的，且工业广场没有主要通风机噪音的影响。

3) 两翼对角式的适用条件

煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯和自然发火严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。

4) 分区对角式的适用条件

煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风巷，在此条件下开掘第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。

5) 混合式的适用条件

井型大、走向长，为了缩短基建时间，在初期采用中央式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界附近时，再建立对角式通风系统。

结合本矿井情况，经过综合对比，本矿井通风方式采用混合式，即初期矿井投产时一个采区，一个综采工作面，投产时为中央并列式通风系统，即副井进风，中央风井回风；矿井达产时，再增加一个炮采工作面，通风方式为混合式，即主井、副井进风，中央风井和东风井回风。

5.2 风量计算及风量分配

5.2.1 采煤工作面所需风量

由上章计算结果可得：综采煤工作面的需风量为1705 m3/min，即28.42 m3/s；炮采工作面的需风量为606 m3/min，即10.1 m3/s。 5.2.2 掘进工作面所需风量

由上章计算可知单个掘进工作面的需风量为232 m3/min。则据此可取：岩巷掘进工作需风量为232 m3/min，煤巷掘进工作面的需风量为岩巷的80％即232×0.8=186 m3/min。

掘进工作面所需总风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算，即：

?Q

掘?(nQ煤掘?nQ岩掘)K掘备 m3min

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式中：Q煤掘——每个煤巷掘进工作面所需要的风量，m3/min；取

Q岩掘——每个岩石掘进工作面所需要的风量，m3/min； n——需独立通风的煤巷、岩巷数； K掘备——掘进工作面备用系数，一般取1.20。

(1) 投产时掘进工作面风量计算：

矿井投产时，中央风井回风，井下布置一个综采工作面，两个煤巷掘进头、两个岩巷掘进头，即：

?Q掘=（2×186+2×232）×1.2=1003 m3/min

(2) 达产时掘进工作面风量计算：

当东风井和主、副井贯通后，在东23采区再布置一个炮采工作面，三个煤巷掘进头，一个岩巷掘进头，即：

?Q掘=（3×186+1×232）×1.2=948 m3/min

5.2.3 硐室实际需要风量

硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即

?Q(m3/min)；

硐?Q火?Q机＋Q充?Q采硐＋Q其它 m3min

式中：Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=0.07V

V——包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m3 )或按经验值给定风

量，大型火药库供风100～150m3 /min；中小型火药库供风60～100m3/min；

Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但

不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min；

Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即：

Q机?860Wi(1?ui) m3s

1.2?0.24?60??tWi ——机电硐室中运转的机电总功率，kW；

(1-μi )——机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下

列数值，空气压缩机房取0.20～0. 23；水泵房取0.02～0.04；

860——1kW/h的热当量数，千卡； μi——机电设备效率；

Δt——机电硐室进回风流的气温差，℃；

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Q

80m3/min ；

Q

其它硐采硐

——采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～

——其它硐室所需风量，根据本设计矿井情况，采区内需要布置瓦斯

抽放硐室，按经验供给风量80～100m3/min ；

(1) 投产时硐室风量计算：

矿井投产时，井下布置一个采区变电所、一个瓦斯抽放硐室、一个爆炸材料库和充电硐室，即：

?Q硐=120+180+80+90=470 m3/min

(2) 达产时掘进工作面风量计算：

矿井达产时，井下载布置一个采区变电所、采区绞车房和一个瓦斯抽放硐室、，即：

?Q5.2.4 矿井总风量计算

矿井总风量按下式计算

硐=80+80+90=250 m3/min

Qkj?(?Qcj??Qjj??Qdj??Qgj)Kkj

式中：Qkj ——矿井总进风量，m3/s；

∑Qcj ——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qjj ——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qdj ——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；

∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s； Kkj ——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15～

1.25。

(1) 投产时风量计算

Q投产＝（1705+1003+470）×1.25=39733/min =66.22m3/s (2) 达产时风量计算

Q达产＝（606+948+250）×1.25= 2255m3/min=37.58m3/s (3) 矿井总风量

Q总= Q投产+ Q达产=66.22+37.58=103.8 m3/s

根据上述计算，矿井总风量为103.8 m3/s ，其中投产时风量为66.22m3/s，即中央

22

毕 业 设 计

风井回风量为66.22m3/s，达产时再增加37.58m3/s，即东风井回风量为37.58m3/s。 5.2.5 风速验算

各条井巷的供风量确定后，要按《规程》第101条规定的风速进行验算。 如果某条井巷的风速不符合《规程》规定，则必须进行调整，然后将各地点、各

巷道的风量、断面、风速列成一览表。

《煤矿安全规程》规定的风速限定值见表5-1所示。

表5-1 风速限定值

井巷名称

无提升设备的风井和风硐 专为升降物料的井筒

风桥

升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷道 架线电机车巷道

运输机巷道、采区进、回风巷道 采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷

掘进中的岩巷 其它人行巷道

最低允许风速(m/s)

— — — — — 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15

最高允许风速(m/s)

15 12 10 8 8 8 6 4 4 —

各巷道的风量、断面、风速一览表见下表5-2

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表5-2 各巷道风速、断面、风量一览表

巷道名称 副井井筒 井底车场 轨道大巷 运输大巷 轨道上山 运输上山 综采轨道平巷 综采运输平巷 综采工作面 炮采轨道平巷 炮采运输平巷 炮采工作面 专用回风巷 风井

风量 m3/s 103.8 103.8 93.42 10.38 93.42 10.38 28.42 28.42 28.42 10.1 10.1 10.1 103.8 103.8

断面 m2 33.2 14.7 14.7 15.2 14.7 15.2 10.5 12.7 12.7 8.4 8.4 8.4 15.2 23.8

风速 m/s 3.13 7.06 6.36 0.68 6.36 0.68 2.71 2.24 2.24 1.20 1.20 1.20 6.83 4.36

允许风速 m/s ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜6 ＜6 ＜4 ＜6 ＜6 ＜4 ＜8 ＜15

经验算，风速均能满足要求。

5.3 全矿通风阻力计算

在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。 5.3.1 计算原则

(1) 在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般，可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上(分最容易和最困难时期)，从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力( h阻易 、h 阻难 )。如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出

24

毕 业 设 计

其中最大值。

如果矿井服务年限较长，则只计算头15～25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。

(2) 通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力，必先算出Q扇。对于抽出式，则有：

中央风井：

Q中扇=1.05Q矿 (m3/min) =1.05×3973 =4171.65m3/min =69.53m3/s

东风井：

Q东扇=1.05Q矿 (m3/min) =1.05×2255 =2367.75m3/min =39.46m3/s

Q矿扇= Q东扇+ Q中扇=69.53+39.46=108.99 m3/s

式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。

(3) 为了经济、合理、安全地使用主要通风机，应控制h阻难不太大，h阻不应超过2940Pa。 5.3.2 计算方法

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力： h 摩=a?L?U?Q2/S3 (Pa)

摩擦风阻Rf??LU （NS2/m8） 3S式中：L、U、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m，m，m2)；

a——摩擦阻力系数，可查阅《通风安全学》一书的附录；

Q—— 各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室

所需要的实际风量值再乘以K矿(即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值，m3/s。

25

毕 业 设 计

中央风井网络计算结果详见通风容易时期和通风困难时期网络计算表5-3及表5-4。

东风井网络计算结果详见通风容易时期和通风困难时期网络计算表5-5及表5-6。

其总和为总摩擦阻力∑h摩，即是： ∑h摩 =h1-2+h 2-3+??+hn-(n+1) (Pa) 式中：h1-2、h2-3、……为各段井巷之摩擦阻力，Pa (1) 中央风井回风时全矿总阻力为： 1) 通风容易时期的总阻力

h阻易?1.15??h摩易? 1.15×1355.701=1559.056 Pa

2) 通风困难时期的总阻力

h阻难?1.1??h摩难?1.1× 2605.969=2865.969 Pa (2) 东风井回风时全矿总阻力为： 1) 通风容易时期的总阻力

h阻易?1.15??h摩易? 1.15×1439.947=1655.939 Pa

2) 通风困难时期的总阻力

h阻难?1.1??h摩难?1.1×1709.723=1880.696Pa 式中：1.15，1.1——考虑风路上的局部阻力的系数

26

毕 业 设 计

表5-3 中央风井通风容易时期阻力计算表

项目 时期

支架 形式

α

（NS2/m4） L（m）

净断面

U（m）

S（㎡）

S3(m6)

R （NS2/m8）

风量

Q（m3/s）

Q(m/s)

2

6

2

巷道名称

h摩 （Pa）

v （m/s）

副井井筒 钢筋砼 0.0314 838.5 20.42 33.2 36594.368 0.014692 108.99 11878.820 174.5209 3.282831

容 井底车场 锚喷 0.007 1000 14.6 14.7 3176.523 0.0321735 108.99 11878.820 382.1837 7.414286

东翼轨道大巷 锚喷 0.007 880 14.6 14.7 3176.523 0.028313 98.09 9621.6481 272.415 6.672789

易 东翼运输大巷 锚喷 0.007 1200 14.85 15.2 3511.808 0.03552 10.9 118.81 4.220151 0.717105

采区运输平巷 锚杆 液压支

架

0.0145 920 14.4 12.7 2048.383 0.093779 28.42 807.6964 75.74523 2.237795

时 回采工作面 0.033 170 14.4 12.7 2048.383 0.039438 28.42 807.6964 31.85388 2.237795

采区轨道平巷 锚杆 0.0125 920 13.4 10.5 1151.625 0.1331174 28.42 807.6964 107.5184 2.706667

期 专用回风大巷 锚喷 0.007 1113 14.85 15.2 3511.808 0.032945 69.53 4834.4209 159.2698 4.574342

中央风井 钢筋砼 0.0314 760.5 17.28 23.8

27

13481.272 0.0306085 69.53 4834.4209 147.9743 2.921429

毕 业 设 计

表5-4 中央风井通风困难时期阻力计算表

项目 时期

巷道 名称

支架 形式

α

净断面 S（㎡） 33.2 14.7 14.7 15.2

S3(m6) 36594.37 3176.523 3176.523 3511.808

R （NS2/m8） 0.0146918 0.0321735 0.0546950 0.0600883

风量

Q（m3/s） Q(m/s) 108.99 108.99 98.09 10.9

11878.8201 11878.8201 9621.6481 118.81

2

6

2

h摩 （Pa） 174.5209 382.1837 526.2556 7.139088

v （m/s） 3.282831 7.414286 6.672789 0.717105

（NS2/m4） L（m） U（m） 0.0314 0.007 0.007 0.007

838.5 1000 1700 2030

20.42 14.6 14.6 14.85

副井井筒 井底车场

钢筋砼 锚喷 锚喷 锚喷

困 东翼轨道大巷

东翼运输大巷

难 轨道下山 锚喷 0.011 1880 14.6 14.7 3176.523 0.0950498 62.58 3916.2564 372.2395 2.237795

运输下山 锚喷 0.011 1880 14.85 15.2 3511.808 0.0874473 6.95 48.3025 4.223921 2.237795

时 期

采区运输平巷 回采工作面 采区轨道平巷

锚杆 液压支

架 锚杆

0.0145 0.033 0.0125

1800 170 1800

14.4 14.4 13.4

12.7 12.7 10.5

2048.383 2048.383 1157.625

0.1834813 0.0394379 0.260447

28.42 28.42 28.42

807.6964 807.6964 807.6964

148.1972 31.85388 210.3621

2.706667 4.574342 2.921429

专用回风巷 中央风井

锚喷 钢筋砼

0.007 0.0314

4200 760.5

14.85 17.28

15.2 23.8

3511.808 13481.27 28

0.1243206 0.0306085

69.53 69.53

4834.4209 4834.4209

601.018 147.9743

3.282831 7.414286

毕 业 设 计

表5-5 东风井通风容易时期阻力计算表

项目 时期 容 易

时

期

巷道 名称 副井井筒 井底车场 东翼轨道大巷 东翼运输大巷 东翼轨道大巷 东翼运输大巷 轨道上山 运输上山 采区运输平巷 回采工作面 采区轨道平巷 专用回风巷 回风石门 东风井

支架 形式 钢筋砼 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚杆 摩擦支柱 锚杆 锚喷 锚喷 钢筋砼

α

（NS2/m4） L（m） U（m） 0.0314 0.007 0.007 0.007 0.007 0.007 0.011 0.011 0.0145 0.033 0.0125 0.007 0.007 0.0314

838.5 1000 1700 2030 2210 2210 1715 1715 1645 110 1645 70 45 649

20.42 14.6 14.6 14.85 14.6 14.85 14.6 14.85 12.4 12.4 12.4 14.85 14.6 17.28

净断面 S（㎡） 33.2 14.7 14.7 15.2 14.7 15.2 14.7 15.2 8.4 8.4 8.4 15.2 14.7 23.8

S3(m6) 36594.37 3176.523 3176.523 3511.808 3176.523 3511.808 3176.523 3511.808 592.704 592.704 592.704 3511.808 3176.523 13481.27

R （NS2/m8） 0.0146918 0.0321735 0.0546950 0.0600883 0.0711035 0.0654163 0.0867077 0.0797724 0.4990197 0.0759435 0.4301894 0.002072 0.0014478 0.0261208

Q（m3/s） 108.99 108.99 98.09 10.9 35.5 3.96 35.5 3.96 10.1 10.1 10.1 39.46 39.46 39.46

风量 Q(m/s) 11878.8201 11878.8201 9621.6481 118.81 1260.25 15.6816 1260.25 15.6816 102.01 102.01 102.01 1557.0916 1557.0916 1557.0916

2

6

2

h摩 （Pa） 174.5209 382.1837 526.2556 7.139088 89.60822 1.025832 109.2734 1.250958 50.905 7.746994 43.88362 3.226309 2.254372 40.67255

v （m/s） 2.346731 4.257212 3.833333 0.51875 2.414966 0.260526 2.414966 0.260526 1.202381 1.202381 1.202381 2.596053 2.684354 1.657983

29

毕 业 设 计

表5-6 东风井通风困难时期阻力计算表

项目 时期 困 难

时

期

巷道 名称 副井井筒 井底车场 东翼轨道大巷 东翼运输大巷 东翼轨道大巷 东翼运输大巷 轨道上山 运输上山 采区运输平巷 回采工作面 采区轨道平巷 专用回风巷 回风石门 东风井

支架 形式 钢筋砼 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚杆 摩擦支柱 锚杆 锚喷 锚喷 钢筋砼

α

（NS2/m4） L（m） U（m） 0.0314 0.007 0.007 0.007 0.007 0.007 0.011 0.011 0.0145 0.033 0.0125 0.007 0.007 0.0314

838.5 1000 1790 2130 3695 3695 1300 1300 1950 110 1950 4465 45 649

20.42 14.6 14.6 14.85 14.6 14.85 14.6 14.85 12.4 12.4 12.4 14.85 14.6 17.28

净断面 S（㎡） 33.2 14.7 14.7 15.2 14.7 15.2 14.7 15.2 8.4 8.4 8.4 15.2 14.7 23.8

S3(m6) 36594.37 3176.523 3176.523 3511.808 3176.523 3511.808 3176.523 3511.808 592.704 592.704 592.704 3511.808 3176.523 13481.27 30

R （NS2/m8） 0.0146918 0.0321735 0.0575906 0.0630483 0.1188812 0.1093725 0.065726 0.0604689 0.5915432 0.0759435 0.509951 0.1321646 0.0014478 0.0261208

Q（m3/s） 108.99 108.99 98.09 10.9 35.5 3.96 35.5 3.96 10.1 10.1 10.1 39.46 39.46 39.46

风量 Q(m/s) 11878.8201 11878.8201 9621.6481 118.81 1260.25 15.6816 1260.25 15.6816 102.01 102.01 102.01 1557.0916 1557.0916 1557.0916

2

6

2

h摩 （Pa） 174.5209 382.1738 554.1169 7.490768 149.8201 1.715136 82.83113 0.948248 60.34332 7.746994 52.0201 205.7924 2.254372 40.67255

v （m/s） 2.346731 4.257212 3.833333 0.51875 2.414966 0.260526 2.414966 0.260526 1.202381 1.202381 1.202381 2.596053 2.684354 1.657983

毕 业 设 计

5.4 矿井通风设备的选型

5.4.1 通风系统的基本要求

通常用主要通风机的个体特性曲线来选择主要通风机。要保证主要通风机在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主要通风机在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。本矿在通风容易时期，自然风压为47Pa；在通风困难时期，自然风压为69 Pa。

(1) 确定主要通风机的风压

对抽出式通风，分别求出两个时期的主要通风机静压： 1) 中央风井

容易时期： h扇静易 =h阻易-h自助

=1559.056-47 =1512.056Pa

式中：h

自助

——通风容易时期帮助主要通风机风压工作的矿井自然风压，

Pa，h自=47 Pa。

困难时期： h扇静难=h阻难+h自反 =2866.566+69 =2935.566Pa 式中：h

自反

——通风困难时期反对主要通风机风压工作的矿井自然风压，

Pa，h自=69 Pa。

2) 东风井

容易时期： h扇静易 =h阻易-h自助

=1655.939-47 =1608.939Pa

式中：h

自助

——通风容易时期帮助主要通风机风压工作的矿井自然风压，

Pa，h自=47 Pa。

困难时期： h扇静难=h阻难+h自反

31

毕 业 设 计

=1880.696+69 =1949.696Pa 式中：h

自反

——通风困难时期反对主要通风机风压工作的矿井自然风压，

Pa，h自=69 Pa。

(2) 选择主要通风机 1) 中央风井：

根据求出的Q扇、h扇难、h扇易两组数据，据此中央风井初选DK40-6-No20, n=980r/min 的轴流式风机两台，一台工作，一台作为备用。

查《中国采矿设备手册》下册，在主要通风机个体特性曲线图表上选择合适的主要通风机,见图5-1。

①根据设计工况点初选风机

在下图风机曲线风量坐标Q=69.53m3/s点处，做Q轴垂线，在风压坐标Ht=1512.056Pa和Ht=2935.566Pa点做Q轴平行线，与曲线交于两点M1、M2，由图可见，两个工况点均在合理工作范围内。

DK40-6-No20装置性能曲线35003000250020001500100050003025o/20o8090M1M1'0.500.600.70M2M2'0.750.800.750.700.600.5035o/30o30o/25o40506069.5370100110120130

图5-1 DK40-6-No20型轴流式通风机性能曲线

②求风机的实际工况点 计算风机的工作风阻：

32

毕 业 设 计

Rsmax=Htmax/Qf2=2935.566/69.532=0.6072Ns2/m8 Rsmin=Htmin/Qf2=1512.056/69.532=0.3128Ns2/m8

根据风机的工作风阻，在风机性能曲线上作风阻曲线。风阻曲线和性能曲线交于M1’和M2’两点，则这两点就是风机的实际工况点。

表5-7 通风机特征表

风 机型 号 DK40-6-No20

实际风压/Pa 大 3050

小 1530

实际风量/m3·s-1 大 71

小 70.3

效率/% 大 78

小 72

轴功率/KW

2×160

2) 东风井：

根据求出的Q扇、h扇难、h扇易两组数据，据此东风井初选DK40-6-No17, n=9800r/min 的轴流式风机两台，一台工作，一台作为备用。

查《中国采矿设备手册》下册，在主要通风机个体特性曲线图表上选择合适的主要通风机,见图5-2。

①根据设计工况点初选风机

在下图风机曲线风量坐标Q=39.46m3/s点处，做Q轴垂线，在风压坐标Ht=1608.939Pa和Ht=1949.696Pa点做Q轴平行线，与曲线交于两点m1、m2，由图可见，两个工况点均在合理工作范围内。

DK40-6-No17装置性能曲线24000.500.60m0.70m2200016000.752'0.800.750.70m1m1'12000.600.5080040002025o/20o555035o/30o30o/25o25303539.464045606570

33

毕 业 设 计

图5-2 DK40-6-No17型轴流式通风机性能曲线

②求风机的实际工况点 计算风机的工作风阻：

Rsmax=Htmax/Qf2=1949.696/39.462=1.2521Ns2/m8 Rsmin=Htmin/Qf2=1608.939/39.462=1.0333Ns2/m8

根据风机的工作风阻，在风机性能曲线上作风阻曲线。风阻曲线和性能曲线交于m1’和m2’两点，则这两点就是风机的实际工况点。

表5-8 通风机特征表

风 机型 号 DK40-6-No17

实际风压/Pa 大 2040

小 1700

实际风量/m3·s-1 大 41.5

小 40.5

效率/% 大 78

小 73

轴功率/KW

2×75

5.4.2 选择电动机

根据通风容易和通风困难两个时期主要通风机的输入功率，计算电动机

的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。

(1) 当主要通风机的输入功率在通风容易时期为 N

入难

扇入易

与困难时期的N扇

相差不大时，即N扇入易≥0.6N扇入难时，则两个时期都用一种较大功率的电动机。

其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入分别用下式计算：

N电出?N扇入难?转( kW )

转

式中：η

转

——传动效率，直接传动时，η =1 ；

N电出N电入＝（1.10~1.15） ( kW )

?电式中：1.10～1.15——电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取1.15，对于轴流式主要通风机取1.10；

η电——电动机效率，一般取0.9～0.95，或在电动机的技术特征上查

得。

(2) 当主要通风机的输入功率 N

扇入易

<0.6N

扇入难

时，则容易时期用功率较小

的电动机，在适当时候换用功率较大的电动机。

34

毕 业 设 计

通风容易时期电动机的输出功率用比例中项式计算：

N电出易＝N扇入易?N扇入难 ( kW )

N电入易＝(1.10~1.15)N电出易?电( kW )

通风困难时期电动机的输出功率用下式计算：

N电出难?N扇入难?传( kW )

N电出难N电入难＝(1.10~1.15)?电( kW )

因所选主要通风机的输入功率 N扇入易 ＞0.6N扇入难，所以选用第一种方法。 中央风井：

N电出难?N扇入难?转 =320.0

NN电入难＝（1.10~1.15）电出难 =382.6kW

?电在《电动机技术手册》JR系列电动机的技术参数表上查出选择型号为：

表5-9 电动机技术参数表

型 号

容量（Kw） 电压（Kv） 电流（A） 转速（rpm） 效率（％） 功率因数

6

51

1485

0.92

0.88

JR148-4 420

东风井：

N电出难?N扇入难?转 =150.0

NN电入难＝（1.10~1.15）电出难 =183.3kW

?电在《电动机技术手册》JR系列电动机的技术参数表上查出选择型号为：

35

毕 业 设 计

表5-10 电动机技术参数表

型 号

容量（Kw） 电压（Kv） 电流（A） 转速（rpm） 效率（％） 功率因数

6

25

735

0.90

0.80

JR147-8 200

5.6 矿井通风评价

1 矿井通风费用

吨煤的通风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，可用下公式计算：

W1=E?=

D(If?Ia)T

0.80?(6103151?1220630)

1200000=4.88元

式中：E——通风机年耗电量，元/t；

D——电价，元； T——矿井年产量，t；

If——矿井主要通风机年耗电量；

Ia——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量。

中央风井、东风井通风容易时期和困难时期均共选一台电动机时，则:

If?Nemax?365?24?e?c?v?H

式中：ηe ——主要通风机电动机效率 取0.90；

ηc——传动效率 直接传动时取1.0； ην——变压器的效率 取0.95； ηH ——电线的输出功率 取0.95.

中央风井：Nemax=382.6kW；东风井： Nemax=183.3kW，故：

=

(382.6?183.3 )?365?24

0.90?1.0?0.95?0.95=6103151 kW

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毕 业 设 计

2、设备折旧费

吨煤的通风设备折旧费W2为

W2=G1+G2/T =54.4/120 =0.45 元/吨

式中：G1——年基本投资折旧费，元 G2——年大修折旧费，元

T——矿井年产量，t

3、材料消耗费用W3

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。每吨煤的通风材料费用，按照每年1500万元。

W3=C/T =1500/12 =12.5 元/吨

式中：C——年材料消耗总费用，元 T——矿井年产量，t

4、通风工作人员工资费用W4

矿井通风工作人员10年平均工资3000元，工作人数20人 则通风工作人员每年总工资

W4=A/T

=3000×20×12/T =720000/1200000 =0.6 元/吨

式中：A——通风工作人员年工资总额，元 T——矿井年产量，t

5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用W5 专为通风服务的井巷工程按6000万计算，服务年限为10年，则每年按10%

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