1、北石礦東三采區通風課程設計第一章 采區概況 一、本章內容的資料來源 設計任務書；采區煤層地板等高線；剖面圖；儲量圖；煤層綜合柱狀圖；井上下對照圖等。二、本章說明書內容1.采區概述該采區位于北石礦第二水平，開采3號煤層。采區上以-160為界，下以-360為界，左以f5斷層和相鄰采區為界，右以f6和f7斷層為界。采區走向長1700m，傾斜長度900m，煤層為東西走向，煤層平均厚度為3.5m，傾角平均13o左右，煤的密度為1.42t/m3地面無需保護地物。2.采區煤層及其頂底板特征煤層的自然發火期為6個月，煤層頂板無偽頂，直接頂為厚度6.0m的細沙巖，基本頂厚度為15m厚度的粗砂巖。煤層底板為中砂巖

2、，3.采區瓦斯、相對涌水量、媒質采區瓦斯相對涌水量16m3/t，正常涌水量160 m3/h煤塵具有爆炸性。媒質中硬。4.采區儲量及服務年限 采區可采儲量為747.3萬t/a，采區的年生產能力情況大約為120萬t/a,按這種情況大約可采7年。 5.采取巷道布置 掘進工作面數目有2個。為了減少煤柱損失提高采出率，利于滅災并提高經濟效益，根據所給地質條件及采礦工程設計規劃，在第一開采水平中，把為該采區服務的運輸大巷布置在距地板巖石20m處位于地板等高線-360.5處。 第二章 采區通風系統一、 采區進回風上山的選擇上（下）山至少有兩條，對于生產能力較大的采區可以有3到4條上山。軌道上山進風，運輸上山

3、回風。依據：軌道上山進風，新鮮風流不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵污染及 放熱的影響。運輸機上山進風，運輸過程中所釋放的瓦斯，使進風流的瓦斯、煤塵濃度增大，將影響工作面的安全工作問題。、二、 采區工作面進風巷與回風巷的布置區段運輸平巷和區段回風平巷分別為進風與回風巷，在采區運輸巷進風可使風量經過工作面，將沖洗工作面的煤塵與瓦斯經過回風巷到回風石門到大氣中，也可使工人呼吸新鮮空氣，也保證了工作面的瓦斯含量控制在瓦斯允許范圍之內。三、 采煤工作面上行風與下行風的選擇上行風與下行風是指風流方向與煤層傾向的關系而言。當采煤工作面進風巷標高低于回風巷標高時，采煤工作面風流沿工作面傾斜向上流動，此種稱為上行風，反

4、之為下行風。依據：1.下行風的方向與瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不利于出現瓦斯分層流動和局部積聚的現象。2.上行風比下行風工作面的氣溫要高。3.下行風比上行風所需的機械風量要大。4.下行風在瓦斯起火地點爆炸的可能性要比下行風大。第三章 采區所需風量的確定一、采煤工作面所需風量的計算1、工作面的風量應按下列因素進行計算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量計算： q = 100 q k 式中： q 第i個采煤工作面需要風量，m/min q 第i個采煤工作面瓦斯絕對涌出量，m/min k 第i個采煤工作面因瓦斯涌出不均勻的備用系 數，通常機采工作面取k=1.2 1.6，炮 采工作面取k=1.4 2.

5、0 ，水采工作面取 k=2.0 3.0 q = 100 16 1.5 = 2400m/min (2)按工作面進風流溫度計算 采煤工作面應有良好的氣候條件.其進風流溫度可根據風流溫度預測方法進行計算。其氣溫與風速應符合表中的要求。采煤工作面的需風量可按下式進行計算： q = 60 v sk式中: v 第i個采煤工作面的風速，按其進風流溫度從表3-1中取，m/s ； s 第i個采煤工作面有效通風斷面，取最大和最小控頂距時的有效斷面的平均值，； k 第i個工作面的長度風量系數，按表3-2選取；表3-1采煤工作面進風流氣溫、風速對應表采煤工作面進風流氣溫/ 采煤工作面風速/(m/s)< 150.

6、30.5 15 180.50.8 18 200.81.0 20 231.01.5 23 261.51.8表3-2采煤工作面長度風量系數表采煤工作面長度 工作面長度風量系數< 150.8 50 800.9 80 1201.0 120 1501.1 150 1801.2 > 1801.301.40 q = = 2304m/min （3）按使用炸藥量計算： q = 25 × a式中： 25 每使用1炸藥量的供風量，m/min； a 第i個采煤工作面一次使用的最大炸藥量，。 （4）按工作人員數量計算： q = 4 × n式中： 4 每人每分鐘應供給的最低風量。m/min

7、； n 第i個采煤工作面同時工作的最多人數，個。 q = 4 × （5）按風速進行驗算： 按風速驗算各個采煤工作面的風量： q60×0.25×s q60×4×s60×0.25×21.5 q60×4×21.5 322.5 q5160經驗算知采煤工作面所需風量為2400 m/min；二、備用工作面所需風量的計算備用工作面的供風量，通常取其條件相似的生產工作面的需風量之半。當采煤工作面不富裕時，也可按工作面不聚集瓦斯為原則進行配風，但工作面風速不應小于0.25m/s。三、掘進工作面所需風量的計算：煤巷、半煤巖和

8、巖巷掘進工作面的風量，應按下列因素進行計算，取其最大值。（1） 按瓦斯涌出量計算： q = 100×q×k式中： q 第i個掘進工作面的需風量，m/min； q 第i個掘進工作面的絕對瓦斯涌出量；m/min； k 第i個掘進工作面的瓦斯涌出不均勻和備用風量系數一般情況下可取1.5-2.0。 q = 100×16×1.5 = 2400 m/min （2）按炸藥量計算： q = 25×a式中： 25 使用1炸藥的供風量，m/min； a 第i個掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，。 q = 25×（3）按局部通風機吸風量計算： q = &

9、#215;k式中： q第i個掘進工作面同時運轉的局部通風機額定風量之和。 k為防止局部通風機吸循環風的風量備用系數，一般情況取1.21.3；進風巷道中無瓦斯涌出時1.2，有瓦斯涌出時取1.3. q = (4)按工作人員數量進行計算： q = 4×n式中： n第i個掘進工作面同時工作的最多人數，個。 q = 4× （4）按風速進行驗算： 各個巖巷掘進工作面應滿足： 60×0.15×sq60 ×4×s 各個煤巷和半煤巖巷掘進工作面風量應滿足： 60×0.15×sq60 ×4×s 式中： s第i個掘進

10、工作面巷道的凈斷面積，。 60×0.15× q60 ×4×四、 采區硐室需風量計算：（1） 機電硐室需風量： 發熱量大的機電硐室，按硐室中運行的機電設備發熱量進行計算，即 q= 式中： q第i個機電硐室的需風量，m/min； 機電硐室中運轉的電動機（變壓器）總功率，kw； 機電硐室的發熱系數； 空氣密度，一般取1.25/m； c空氣的定壓比熱，一般可取1kj/kg·k； 機電硐室進回風流的溫差，。 采區變電所及變電硐室，可按經驗值確定需風量，即 q= 6080機電硐室中運轉電動機的總功率為1000kw，機電硐室的發熱系數查表得。即 q= 70

11、m/min（2） 爆破材料庫需風量： q= 式中： q井下爆破材料庫需風量，m/min v井下爆破材料庫的體積，m q= （3） 充電硐室需風量： 按其回風流中氫氣濃度小于0.5計算，即 q= 200·q式中： q第i個充電硐室在充電時產生的氫氣量，m/min。 q= 200五、 礦井總風量計算： 礦井的總進風量，應按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算，即 q= （+）×k式中： 采煤工作面和備用工作面所需風量之和，m/min； 掘進工作面所需風量之和，m/min； 硐室所需風量之和，m/min。 k礦井通風系統（包括礦井內部漏風和配風不均勻因素） 備用系數，

12、宜取1.151.25。 q= 第四章 計算礦井通風總阻力一、礦井通風總阻力的計算原則:1、 礦井通風設計的總阻力，不得超過2940pa；2、 礦井井巷的局部阻力，新建礦井按井巷摩擦阻力的10計算，擴建礦井按井巷摩擦阻力的15計算。二、計算兩個時期的摩擦阻力:礦井通風總阻力：風流由進風井口起，到回風井口止。沿一條通路（風流路線），各個分支摩擦阻力和局部阻力的總和，為礦井總阻力，用h表示。對于礦井有兩臺或多臺主要通風機，礦井通風阻力按每臺主要通風機所服務的系統分別計算。在主要通風機的服務年限范圍內，隨著采煤工作面及采區的接替變化，通風系統的總阻力也將因之變化。當根據風量和巷道參數直接判定最大總阻力

13、路線時，可按該路線的阻力計算礦井總阻力，當不能直接判定時，應選幾條最大的可能的路線計算總阻力，然后確定該時期的礦井總阻力。兩個摩擦阻力時期為通風容易時期和通風困難時期。計算時要出各個計算系統中自然分配風量和按所需分配風量的分支，然后在按各自分配的風量計算各分支支的通風阻力。計算礦井通風總阻力時，可不必考慮風路沿途的漏風和局部阻力。因不考慮漏風所計算得到的礦井摩擦總阻力比實際漏風存在所產生的礦井摩擦總阻力約為2025。而礦井的局部阻力一般為礦井摩擦總阻力的1525。但是，礦井中局部阻力較多，且位于大風速區域內，則應將計算出的礦井摩擦總阻力加大1020表4-1井巷摩擦阻力計算表井巷名稱支架形式an·s/ml/mu/m s/ms/m qm/s h/pav/（m/s）立井u型長鋼梁135156 108 51212 5923 1.5 計算兩個時期的總阻力: h= kh h= kh式中： h、h礦井通風容易時期、通風困難時期的總阻力，p； h、h礦井通風容易、困難時期總摩擦阻力，p； k局部阻力的系數，一般取k= 1.0，當風路阻力物較多且位于的風速區時，取k= 1.11.2，計算h時取k= 1.15，計算h時取k= 1.20.第五章 選擇礦井通風設備一、 礦井通風設備選擇中的要求1、 礦井必須裝設兩臺同等能力的通風機，其中一臺作為備用。2、 選擇通風機設備應滿足第一開采水平各個時