PAGEPAGE20四川科技職工大學畢業設計(論文)題目:礦井通風系統姓名:魏吉專業:礦井通風與安全班級:10級安全3班指導教師:呂利剛完成日期:2013摘要本設計礦井為鶴崗礦業集團峻德煤礦240萬噸/年新礦井設計，共有2層可采煤層17#、21#。煤層工業牌號為1/3焦煤，設計井田的可采儲量20700Mt，服務年限為61a。設計采用以雙立井為主的聯合開拓方式，劃分兩個水平，六個采區。達產時采區為一采區和二采區，各布置一個工作面，聯合布置，17#、21#層單獨開采。采煤方法為走向長壁下行垮落采煤法，采煤工藝為綜合機械化放頂煤工藝，頂板處理方法為全部垮落法。礦井通風方式為分區式，通風方法為抽出式，采區通風系統為軌道上山和運輸上山進風，回風上山回風，采煤工作面采用“U”型上行式通風，掘進工作面采用壓入式通風，礦井容易時期設計需風量為139m3/s，困難時期設計需風量為146m3/s。進而選出礦井主要通風機型號為BDNO-22，電動機型號為YB355M2-8，且對礦井所需通風構筑物進行布置。關鍵詞：通風設計礦井通風系統通風阻力第1章井田概況及地質特征 71.1井田概況 71.1.1井田位置及范圍 71.1.2交通位置 71.1.3地形地勢 71.1.4氣候雨量風向風速 81.1.5河流 91.2地質特征 91.2.1礦區范圍內的地層情況 91.2.2煤層賦存狀況及可采煤層特征 91.2.3瓦斯煤塵煤的自燃性 9第2章井田境界儲量服務年限 102.1井田境界 102.1.1井田周邊狀況 102.1.2井田境界確定的依據 102.2井田儲量 102.2.1井田儲量的計算 102.2.2儲量計算方法 112.2.4儲量計算的評價 112.3礦井生產能力、服務年限 112.3.1礦井生產能力的確定 112.3.2礦井服務年限的確定 12第3章井田開拓 133.1選定開拓方案的系統描述 133.1.1井硐形式和數目 133.1.2采區劃分 133.2開采順序 143.2.1沿井田走向的開采順序 143.2.2沿井田傾向的開采順序 14第4章采區通風 144.1采區概況設計 144.1.1采區的地質和煤層情況 144.1.2采區的生產能力儲量及服務年限 154.2采區通風 154.2.1采區概況 154.2.2采區通風設計原則及要求 154.2.3采區上山通風系統選擇 164.2.4回采工作面通風系統 164.3掘進通風 194.3.1局部通風系統的設計原則 194.3.2局部通風方法 194.3.3風筒及局部通風機選擇 20第5章礦井通風系統 215.1礦井通風系統的選擇 215.1.1選擇礦井通風系統的原則 215.1.2礦井通風系統的選擇 225.1.3礦井通風方式的選擇 255.2礦井需風量的計算 265.2.1風量計算的標準和原則 265.2.2礦井風量計算 285.2.3礦井總風量計算 325.2.4礦井風量分配 325.2.5風量分配后的風速校核 335.3礦井通風阻力的計算 355.3.1圖紙和編制數據 365.3.2風網圖的繪制 385.3.3摩擦阻力的計算 385.3.4局部阻力的計算 405.3.5自然風壓 405.3.6礦井通風總阻力 435.3.7礦井等積孔 435.4扇風機的選擇 455.4.1選擇原則及步驟 455.4.2扇風機的選擇 465.4.3主扇工況點 475.5概算礦井通風費用 475.5.1計算主扇運轉耗電量 475.5.2噸煤通風電費計算 485.6通風構筑物 485.6.1通風構筑物 485.6.2主要通風機附屬設備 49結論 51致謝辭 52參考文獻 53附錄1 54第1章井田概況及地質特征1.1井田概況1.1.1井田位置及范圍峻德煤礦位于黑龍江省鶴崗市。為鶴崗煤田最南部的一個井田。其地理坐標為：東經，北緯。井田的北部邊界與興安煤礦相鄰。其界限為：緯線為界。緯線兩端分別與斷層和第十三層勘探線相交。由它們的連線的垂直截面組成北部的人文邊界。南止煤系地層與上復第三系地層的標高不整合接觸線。西起煤系地層基盤。東止號煤層的標高鉛直截面。全區走向長，寬,面積。1.1.2交通位置礦區西部有鶴崗市至佳木斯和雙鴨山的鶴大公路，并且與礦區公路相連均是白色的二，三級水泥路面，東部也有哈蘿公路最后與鶴大公路相連，礦區鐵路與至鶴崗的國有鐵路在集配站接軌，交通十分便利。1.1.3地形地勢本區屬于丘陵地形，峻德煤礦井田的地勢東高西洼，洼地面積占三分之二左右，中部原受鶴立河的侵蝕地勢較低洼，區內最高標高，一般在之間。1.1.4氣候雨量風向風速礦區屬于大陸性氣候，年最高氣溫，最低氣溫零下，年降水量左右，凍結期由月至次年月末，凍結深度一般在左右，風向多西風，最大風速為.1.1.5河流區內只有鶴立河在井田上方流過后經人工改造從西部邊界通過。最高洪水位。最大流最為。地下水原始流向與地表河流流向一致。水力坡度2‰左右。年平均降雨量為左右，雨季集中在六，七，八三個月。1.2地質特征1.2.1礦區范圍內的地層情況本區地層基本與鶴崗區域性地層一致。根據1975年東北地區區域地層表的統一對比，區內自下而上有：前古生界，上侏羅統：石頭河子組石頭廟子組。下白堊統東山組，第三系和第四系地層。為本礦井的主要含煤地層，煤層總厚度51.37M，含煤率4.7%。煤層厚度總趨勢為由北向南增厚，煤層層間距由北向南變薄，同時出現合并和尖滅。礦區主要含煤層有23層，劃歸給本設計礦井的可采煤層共二層。1.2.2煤層賦存狀況及可采煤層特征本井田內的所有煤層都富集在石頭河子組地層之中，本設計礦井在該組內共有可采煤層層，以下將各煤層的厚度、結構、煤容重和煤層頂底板情況說明如下(附煤層特征表)：1.號煤層：煤層厚度，平均煤層厚度，煤層結構為單斜構造，煤層平均傾角為，賦存穩定，有夾矸，煤層能夠發育到地面露頭，容重，頂板為中細砂巖，偽頂為的煤泥巖或含炭泥巖，底板為細砂巖。2.號煤層：煤層厚度，平均煤層厚度，平均傾角，煤層發育到地面露頭，貯存穩定的煤層，單斜結構，容重，頂板為細砂巖，底板為粉砂巖。1.2.3瓦斯煤塵煤的自燃性峻德煤礦只開采了四個煤層，其中11號層只局部開采，就3、9、17號煤層經歷年來瓦斯鑒定，該井為高瓦斯礦井。峻德煤礦對以開采的3、9、17煤層分別做了煤塵爆炸性鑒定，結論是三個煤層均存在爆炸性。爆炸試驗中其火焰長為：3號層300～400㎜、9號層320～530㎜、17號層20～500㎜。煤層自然發火期，3號層為18個月、9號層無發火史、17號層為9個月。煤層自然傾向性分類：11、17、21號煤層為Ⅰ類，其余煤層均為Ⅲ類。本礦自建井到現在無瓦斯、煤塵等重大災害發生。第2章井田境界儲量服務年限2.1井田境界2.1.1井田周邊狀況本區屬于丘陵地形，峻德煤礦井田的地勢東高西洼。區內原有鶴立河河流，因此井田中部受鶴立河侵蝕地勢較低洼。井田南北均由落差很大的斷層為邊界，與臨近的礦井沒有采動影響。峻德煤礦僅北部與興安煤礦相鄰。該礦同我礦接壤處。峻德礦僅淺部4個層進行了開采。2.1.2井田境界確定的依據1.以井田內的地理地形和地質條件作為劃分井田境界的依據；2.邊界所確定的井田范圍要有利于對井筒位置的選擇．安排地面生產系統和各建筑物；3.劃分的井田境界要盡量為礦井發展留有一定的空間；4.如果地質條件可以，井田要有合理的走向長度，以利于井型的擴大和機械化程度的不斷提高；根據以上原則，結合峻德礦井田的實際地質情況可知：井田走向長度：m左右，傾向長度：m左右。2.2井田儲量2.2.1井田儲量的計算在峻德礦井田范圍內，參加儲量計算的煤層有，和共2層，各煤層儲量計算邊界與井田境界大致相同，礦井儲量可分為礦井地質儲量，礦井工業儲量和礦井可采儲量。礦井儲量計算的標準以《儲量管理規程》和《煤炭資源地質勘探規范》的規定和我國能源政策，資源狀況及目前煤礦開采技術條件為依據。本設計礦井井田內絕大部分為煉焦用煤，和少量的優質動力煤。2.2.2儲量計算方法礦井儲量的計算標準要以《儲量管理規程》為依據，計算的方法這里采用底板等高線水平投影分水平塊段法。1.工業儲量的計算方法計算公式如下【2】：塊段儲量＝塊段水平投影的面積/平均傾角余切×塊段平均厚度×容重根據礦井煤層儲量計算圖，結合以上公式計算出本設計礦井的工業儲量大約為萬噸。各個煤層的工業儲量見表可采煤層儲量計算總表。2.可采儲量的計算公式如下：（2-1）式中：—可采儲量，—工業儲量，—永久煤柱損失，；—采區回采率。對回采率的要求：中厚煤層不應小于，薄煤層不應小于。經過對各個煤層的可采儲量進行計算，得出本井田可采儲量為。2.2.4儲量計算的評價該設計礦井所有的儲量計算過程，均是嚴格按照有關規定進行的。由于技術水平有限和資料的不很全面，所以各種儲量的結果可能與實際有點誤差。2.3礦井生產能力、服務年限2.3.1礦井生產能力的確定井田的儲量、煤層賦存的狀況、地質條件和開采技術等因素是確定礦井設計生產能力大小的依據，除此之外還應考慮到今后市場對煤炭的需求量。根據以上各因素結合本設計礦井的實際情況，確定本設計礦井為年設計生產能力。2.3.2礦井服務年限的確定礦井服務年限的確定和礦井生產能力的確定是息息相關的，受很多相同因素的影響，根據本設計礦井的實際情況和礦井服務年限的計算公式，（2-2）式中：—礦井設計可采儲量，—生產能力，—礦井儲量備用系數，K值取1.當礦井的設計生產能力為3.0Mt/a時，2.當礦井的生產能力為2.4Mt/a時，3.當礦井的設計生產能力為1.5Mt/a時，參照《煤礦工業礦井設計規范》，再通過以上計算可知，礦井的設計生產能力為2.4Mt/a比較合理。服務年限，符合要求。第3章井田開拓1.井田內外及附近生產礦井開拓方式概述峻德礦周邊有些小井和小窯，都是片盤斜井，他們的生產情況和開采狀況都已經基本查明。呈單斜構造，屬高瓦斯礦井。本設計礦井采用雙立井兩水平開拓，井田范圍內只有中部有一個大的正斷層，煤層的傾角在33°左右，煤層都呈單斜構造，通風方式為分區式通風。2.影響本設計礦井開拓方式的因素及具體情況由勘探的精查報告所描述的煤層自然產狀，構造困素，煤層頂底板的條件，沖積層結構，地形及水文地質條件等，其中井田內煤層的賦存深度和沖積層水文地質的條件對開拓方式的影響是最大的。峻德礦的所有設計建設的基本程序必須嚴格按照有關國家法規，設計規程，規范來進行，選取開拓方式的時候要及時的查閱和學習現有的最先進的開拓方式方法，對現有的最先進的機械化設備也要有一定的了解。先進的煤炭開采技術對礦井開拓開采方式的選擇有很大影響。3.1選定開拓方案的系統描述3.1.1井硐形式和數目根據井田范圍內的地形地勢，煤層賦存情況和地質構造等自然因素，經過上面對井筒的形式確定方案的技術分析和經濟比較，該礦井采用雙立井兩水平開拓，上山開采，共有兩個風井。3.1.2采區劃分本設計礦井是有三部分組成的，南半部分的走向長度不大，可以布置一個單翼采區進行回采，中部和北部大部分的走向長度較大，需要劃分為一個雙翼采區進行回采，布置單翼采區的目的是為了增加工作面的推進長度，從而減少了工作面的搬家次數，提高生產效率。根據采區的劃分原則，再結合本設計礦井的具體情況，本設計礦井將井田的第一水平劃分為6個采區。3.2開采順序開采順序是指對劃分的采區進行回采的順序，礦井的采掘接續工作要有計劃、按步驟進行，保證采掘關系的平衡，因此，要研究掌握采煤和掘進的關系特點，了解有關法規政策和規程、規范的有關規定。3.2.1沿井田走向的開采順序根據該設計礦井的地質煤層分布及采區劃分的具體情況可知，在走向方向上先把南部的西半部分開采完畢后，再對井田的東部和北部進行回采，這樣就減少了建井的初期工程量和基建投資，并且投產快，可以投資少，采出煤炭后，用礦井的凈收益去開拓另外的大巷和上山。采區通風4.1采區概況設計4.1.1采區的地質和煤層情況本采區位于鶴立的南部，采區地面標高在標高左右。采區范圍內沒有斷層，除邊界之外，地質構造比較簡單，煤層呈單斜構造，采區內的地層整體向南傾斜，有三層可采煤層，、、煤質以焦煤和瘦煤為主，煤層的傾角大致在左右。平均，本區沉積地層的基底為侏羅紀上統城元古界的花崗巖及花崗片麻巖。采區內所有煤層均無巖漿巖侵入，煤層都處在石頭廟組。煤層頂底板為砂巖，為中等堅硬程度，巷道支護比較容易。4.1.2采區的生產能力儲量及服務年限本采區內可采煤層就是17#號煤層，通過計算本設計采區工業儲量為31.95Mt,可采儲量28.76Mt。本采區為一個綜合機械化放頂煤工作面達到設計的1.2Mt/a，采區服務年限為24a。4.2采區通風4.2.1采區概況本采區為鶴崗礦業集團峻德礦一采區。本采區煤層上邊界為+200水平，下邊界為-300水平。采區共有煤層數兩層，分別為17#、21#。各煤層間距、傾角、厚度、頂底板等特征見一采區煤層特征表如表4-3。本采區瓦斯等級為高瓦斯，采區采區瓦斯抽放后絕對瓦斯涌出量為9.375m３∕min。有自燃發火危險，發火期為9個月。本采區采用上山開拓，開拓水平在-300m，布置采用三條上山山，一條軌道上山負擔采區進風，一條皮帶運輸機上山負擔采區煤炭運輸，一條回風上山負擔采區回風。本采區布置1個采煤工作面，分別位于17#層左一回采工作面，兩個采煤工作面均采用綜合機械化放頂煤采煤法，采用液壓支架支護。工作面最大拉頂距為4.51m，最小拉頂距為3.98m。頂板管理方式為全部垮落法管理頂板。本采區還布置了兩個掘進工作面，分別位于17#層右零片順槽，17#層右零片順槽。表4-3一采區煤層特征表序號煤層名稱煤層厚度（m）煤層間距（m）傾角（o）頂板巖性底板巖性117#9.5711833砂巖砂巖221#3.8633砂巖砂巖4.2.2采區通風設計原則及要求采區通風系統是礦井通風系統的基本組成部分。它主要取決于采區巷道和采煤方法，同時要滿足通風的特殊要求。如高瓦斯或地溫很高，有時是決定采區通風系統的主要條件，在確定采區通風系統時應滿足的條件如下：1.在采區通風系統中，保證風流流動的穩定性，盡可能避免對角風路，盡量減少采區漏風量，并有利于采區瓦斯的合理排放及采空區浮煤自燃，使新鮮風流在其流動路線上被加熱與污染的程度最小。2.回采工作面和掘進工作面都應采取獨立通風。3.煤層傾角大于12o的回采工作面都應采取上行通風，如采用下行通風時，必須報礦總工程師批準，并遵守下列規定：（1）回采工作面的風速不得低于1m/s；（2）機電設備設在風道時，回采工作面回風道風流中瓦斯濃度不得超過1%，并應裝瓦斯自動檢測報警斷電器；（3）應有能夠控制逆轉風流、防止火災氣體涌入風流的安全措施。在有煤和瓦斯突出的危險的、傾角大于12o的煤層中，嚴禁采用下行通風；（4）開采有煤塵爆炸危險的礦井，在井下的兩翼、相鄰的采區和相鄰的煤層，都必須用水棚隔開，在所有運輸巷道和回風巷道中，必須散布巖粉或沖洗巷道。（5）必須保證通風設施規格質量要求。（6）要保證風量按需分配，盡量使用通風阻力小而且風流暢通。（7）機電硐室必須在進風流中。（8）采空區必須及時封閉。（9）要設置管線、避災路線、避災硐室和局部反風系統。4.2.3采區上山通風系統選擇結合本礦的地質條件、煤層賦存情況及礦井生產能力等具體因素，本采區根據技術條件做如下布置，一條回風上山，一條軌道上山，一條輸送機上山。采區通風方式主要有三種：輸送機下山進風，軌道下山回風;軌道下山進風，輸送機下山回風;軌道下山、運輸機下山進風，回風上山回風。4.2.4回采工作面通風系統1.回采工作面通風系統的基本要求（1）回采工作面與掘進工作面都應獨立通風；（2）風流穩定。回采工作面分支應盡量避免處在角聯分支或復雜網絡的內聯分支上；（3）當無法避免時，應有保證風流穩定的措施；（4）漏風小。應盡量減小回采工作面的內部及外部漏風，特別應避免從外部向回采工作面的漏風；（5）回采工作面的調風設施可靠；（6）保證風流暢通。2.回采工作面的通風系統選擇按回采工作面的回風方向進行選擇，對上、下行通風的優缺點進行比較。上、下行風比較見表4-5。表4-4采區上山通風系統比較通風系統下山數目適用條件及優缺點輸送機上山進風，軌道上山回風2條1.輸送機上山進風，其風流與運煤路線相同而方向相反，所以風門較少.比較容易控制風流；2.由于風流與運煤方向相反，風流與煤的相對速度增2條加，造成大量的煤塵飛揚;同時，煤在運輸過程中不斷涌出瓦斯.使進風中是煤塵和瓦斯濃度增加；3.輸送機上山電器設備散熱，使進風溫度增高；4.軌道上山下部車場需安設進風門，不易管理。軌道上山進風，輸送機上山回風2條1.軌道上山下部車場可不設進風門、車輛通過方便；2.上山絞車房便于得到新鮮風流；3.進風風流不受上山運煤和瓦斯污染，含煤塵較少；4.當采用煤層雙巷布置時，作為回風、運料用的各區段中部車場、上山下部車場內均須設置風門，不易管理，漏風大。軌道上山、輸送機上山進風，回風上山回風3條采區生產能力大，所需風量多，瓦斯涌出量大，上、下階段同時生產。是目前大中型礦井普遍采用的通風系統；避免了上述兩種系統的缺點，同時具備兩者的優點，但需增加一條上山，工程量較大。表4-5回采工作面上、下行通風適用條件及優缺點通風系統適用條件及優缺點上行通風在煤層傾角大于12o回采工作面，都應采用上行通風。優缺點如下：1.瓦斯自然流動方向和風流方向一致，有利于較快的降低工作面的瓦斯濃度；2.風流方向與運煤方向相反，引起煤塵飛揚，增加了回采工作面進風流中煤塵的濃度；同時，煤炭在運輸中放出的瓦斯又隨風流帶到回采工作面，增加了工作面的瓦斯濃度；3.運輸設備運轉時所產生的熱量隨風流散發到回采工作面，使工作面氣溫升高。下行通風在沒有煤(巖)與瓦斯(二氧化碳)突出危險的、傾角小于12o的煤層中，可考慮采用下行通風；工作面下行通風，除了可以降低瓦斯濃度和工作面溫度外，還可以減少煤塵含量，降低水砂充填工作面的空氣溫度，有利于提高工作面的產量，但運輸設備處于回風流中，不太安全。根據本采區的實際情況，本采區煤層傾角均大于12°，因此采用上行通風。4.3掘進通風根據開拓、開采巷道布置、掘進區域煤巖層的自然條件以及掘進工藝，確定合理的局部通風方法及其布置方式，選擇風筒類型和直徑，計算風筒出入口風量，計算風筒通風阻力，選擇局部通風機。4.3.1局部通風系統的設計原則局部通風機是礦井通風系統的一個重要組成部分，其新風取自礦井主風流，其污風又排入礦井主風流。其設計原則可以歸納如下：(1)礦井和采區通風系統設計應為局部通風創造條件；(2)局部通風系統要安全可靠、經濟合理和技術先進；(3)盡量采用先進技術先進的低噪、高效型局部通風機；(4)壓入式通風易采用柔性風筒，抽出式通風易采用帶剛性骨架的可伸縮風筒或完全剛性的風筒。風筒材質應選擇阻燃、抗靜電型；(5)當一臺風機不能滿足通風要求時可考慮選用兩臺或多臺風機聯合運行[5]。4.3.2局部通風方法掘進通風方法分為利用礦井總風壓通風和利用局部動力設備通風的方法。當總風壓不能滿足掘進通風的要求時，必須借助專門的動力設備對掘進巷道進行局部通風，其中按動力源分為引射器和局部通風機通風。局部通風機通風是礦井廣泛采用的掘進通風方法，是由局部通風機和風筒組成一體進行通風。按工作方式分為，壓入式通風與抽出式通風。壓入式通風的局部通風機和啟動裝置都位于新鮮風流中，運轉較為安全。風筒出口風速和有效射程大，排煙能力強，工作面通風時間短，有利于巷道排煙。抽出式有效吸程短，通風效果差，且局部通風及布置在回風流中。所以本采區掘進通風采用壓入式。采區掘進巷道局部通風系統布置如圖4-1；圖4-1采區掘進巷道局部通風系統布置4.3.3風筒及局部通風機選擇1.風筒選擇根據本采區得實際情況和風筒的特點，本采區采用的是帆布風筒。因為帆布風筒應用廣泛，最大的優點時輕、拆裝方便，不通風時可占空間小。根據實際情況和規程規定，選擇直徑為400mm的帆布風筒30個(通風距離300m)。柔性風筒的Pq值可以用下式計算（4-2）式中：n——接頭數；——每個接頭的漏風率，插接=0.01～0.02；螺旋反接=0.005。掘進長度按最長的算由圖可量出來1200m,換算可得n為=1/(1-40×0.005)=1.252.局部通風機的選型根據掘進工作面所需風量Qh和風筒的漏風情況，用下式計算風機的工作風量：本礦井采用壓入式通風，設風筒出口動壓損失為hvo，則局部通風機全風壓Ht(Pa)；（4-3）根據需要的Qa、Ht值在各類局部通風機特性曲線上，結合本采區實際情況,選取型號為YBT-30/2×22的局部通風機，一個掘進工作面2臺。FBD系列風機主要技術參數見表4-6。表4-6YBT系列風機主要技術參數風機型號額定風量(m3/min)YBT-11130-24YBT-18.5195-300YBT-22240-370YBT-30250-425第5章礦井通風系統5.1礦井通風系統的選擇5.1.1選擇礦井通風系統的原則1必須符合《煤礦安全規程》和《煤炭工業礦井設計規范》的有關規定：（1）每個礦井必須有完整的獨立通風系統。（2）應根據礦井的災害類型及等級選擇適宜的通風系統。（3）箕斗提升井或膠帶運輸井不應兼作進風井，如果兼作進風井使用時，必須遵守《煤礦安全規程》的有關規定：當箕斗或膠帶運輸井兼作進風井時，箕斗井風速不得大于6m/s、膠帶井風速不得大于4m/s，應有可靠的降塵措施，保證粉塵濃度符合衛生標準，膠帶井還應設有消防設施。當采用箕斗井回風時，井上、下卸載裝置和井塔必須有完善的封閉設施，其漏風率不得大于15%，應有可靠的降塵設施，膠帶井不得兼作回風井。2通風系統的選擇應有利于加快礦井建設速度，有利于礦井高產高效、安全生產，整個系統技術經濟合理。3還應綜合考慮以下因素：（1）風井位置要在洪水位標高以上(大中型礦井考慮百年一遇、小型礦井考慮50年一遇)，進風井口須避免污染空氣進入，距有害氣體源的地點不得小于500m。（2）井口工程地質及井筒施工地質條件簡單。（3）占地少，壓煤少，交通方便，便于施工。（4）通風系統簡單，風流穩定，易于管理。（5）發生事故時，風流易于控制，井下每一水平到上一水平和每個采區至少要有兩個通往地面的安全出口，以便于人員撤出。（6）使專用通風巷道的數目最少，風路最短，貫通距離短，井巷工程量省。（7）盡可能使每個采區的產量均衡，阻力接近，避免過多的風量調節，盡量少設置通風構筑物，以免引起大量漏風。（8）多風機抽出式通風時，為了保證風機聯合運轉的穩定性，應盡量降低總進風道公共風路段的風阻(一般要求公共區段的負壓不超過任何一個通風機負壓的30%)。（9）新設計礦井不宜在同一井口采用多臺主要通風機串、并聯運轉。（10）井下爆破材料庫必須有單獨的進風流，回風必須直接引入礦井主要回風道。井下充電硐室必須獨立通風，回風可引入采區回風道；（11）應滿足防治瓦斯、煤層自燃、煤塵爆炸及火災對礦井通風系統的特殊要求。（12）后期通風合理。5.1.2礦井通風系統的選擇按進、回風井的相對位置分為中央式(包括中央并列與中央分列)、對角式、混合式(包括中央并列與對角、中央分列與對角、中央并列與分列式等)，以及分區式(分區進風和回風的獨立通風系統)【9】。1選擇通分系統主要考慮因素：（1）自然因素：煤層賦存狀態、埋藏深度、沖積層厚度、礦井瓦斯等級、煤層爆炸性、煤層自然發火性、礦井地形條件、井田尺寸及礦井年生產能力等。（2）經濟因素：井巷工程量大、通風運營費、設備運轉、維修和管理條件等。另外根據開采技術條件，要考慮灌漿、注水以及瓦斯抽放等要求。（3）各種通風系統的適用條件及優缺點分析見表5-1。表5-1各種通風系統的適用條件及優缺點分析分類通風系統適用條件及優缺點中央式中央并列式出風井與進風井大致并列于井田中央適用于煤層傾角較大，走向不長(一般小于4km左右)，投產初期暫未設置邊界安全出口。且自然發火不嚴重的礦井1．初期投資少，采區生產集中，并便于管理；2．節省風井工業場地，占地少，比在井田內打邊界風井壓煤少；3.進出風井之間的漏風較大，風路較長，阻力較大4.工業場地有噪音影響中央分列式進風井與出風井大致位于井田走向的中央，沿井田傾斜方向有一定的距離適用于煤層傾角小，走向長不大的礦井1.比中央并列式安全性要好；2.礦井通風阻力較小，內部漏風少，有利于對瓦斯、自然發火的管理；3.工業場地沒有噪音影響；4.多一個風井場地、壓煤較多對角式進風井大致位于井田走向的中央出風井位于沿傾斜淺部走向的兩翼一般適用于煤走向長(超過4km)、井田面積大，產量較大的礦井。其優缺點與中央并列式相反，不中央分列式安全性要好，但初期投資大，建井期較長對于瓦斯噴出或有煤與瓦斯突出的礦井，應采用對角式的通風系統混合式進風井與出風井由三個以上井筒按中央式與對角式混合組成。其中有中央分列與對角混合式，中央并列與對角混合以及中央并列與中央分列混合等混合式是前幾種的發展，適用于：1.礦井走向距離很長以及老礦井的改擴建和深部開采；2.多煤層多井筒的礦井。有利于礦井分區分期投產；3.大型礦井井田面積大，產量大或采用分區開拓的礦井分區式分區回風進風井大致位于井田走向的中央，在采區開掘回風井，并分別安設通風機分區抽出適用于煤層距地表較淺，或因地表高低起伏較大，無法開鑿淺部的總回風道。在開采第一水平時，能采用這種分區回風方式。另外礦井走向長，多煤層開采，高溫礦井，亦有采用次方式對有瓦斯瓦斯噴出或有煤與瓦斯突出的礦井應采用分區通風系統，除適用于上述條件外，還適用于高瓦斯礦井和具備一定條件的大型礦井分區通風各分區有獨立的進回風系統。但與中央進風系統大巷沒有通風設施隔絕1.各分區有獨立的通風路線，互不影響是此方法的優點，便于管理；2.建井工期短；3.安全生產好；4.分區進風井多，需增加風井場地，通風機管理分散經對表5-1中的各種通風系統的對比，結合本設計礦井實際情況，根據本礦地質報告，并參照相鄰礦井實際資料，可知本礦井為高瓦斯礦井，煤塵無爆炸危險及煤層自燃發火傾向。同時結合礦井開拓布置及首采區位置，設計初期采用分區式通風系統，后期采用中央并列與對角式混合通風系統。5.1.3礦井通風方式的選擇主要通風機的工作方法有壓入式、抽出式和壓抽混合式三種，三種通風方法的優缺點比較見表5-2。表5-2三種通風方式的比較通風方式適用條件及優缺點抽出式是當前通風方式中的主要形式,適應性較廣泛,尤其對高瓦斯礦井,更有利于對瓦斯的管理,也適用于礦井走向長,開采面積大的礦井優點:①井下風流處于負壓狀態，一旦主扇因故停止運轉時，井下風流的壓力提高，有可能使采空區瓦斯涌出量減少，比較安全；②漏風量小，通風管理較簡單；③與壓入式比，不存在過渡到下水平時期通風系統和風量變化的困難;缺點:當地面有小窖塌陷區分布較廣，并和采區相溝通的條件下，會把小窖積存的有害氣體抽到井下，同時使通過主扇的一部分風流短路，總進風量和工作面有效風量都會減少壓入式低瓦斯礦井的第一水平,礦井地面地形復雜高差起伏，無法在高山上設置通風機。總回風巷無法連通或維護困難的條件下優缺點：①壓入式的優缺點與抽出式相反，能用一部分回風把把小窖塌陷區的有害氣體帶到地面；②進風線路漏風大，管理困難；③風阻大、風量調節困難；④由第一水平的壓入式過渡到深部水平的抽出式有一定困難；⑤通風機使井下風流處于正壓狀態，當通風機停止運轉時，風流壓力降低，有可能使采空區瓦斯涌出量增加抽壓混合式可產生較大的通風壓力，能適應大阻力礦井需要，但通風管理困難，一般新建礦井和高瓦斯礦井不宜采用，只是個別用于老井延深或改建的低瓦斯礦井通過對三種通風方法優缺點的比較，并結合本礦井的地質條件：傾角較小（平均33°）煤層瓦斯含量高，煤層埋藏深度大。設計確定該礦井采用抽出式通風。5.2礦井需風量的計算本設計采用由里往外計算風量的計算方法，即先算礦井總風量后算井下用風點的需風量。將根據基本原則：以采、掘、開工作面為計算單位，備用工作面按同樣要求滿足瓦斯、二氧化碳、風流溫度等規定計算需風量，而且不低于其回采時需風量的50%，取各種計算方法的風量的最大值。5.2.1風量計算的標準和原則1風量計算的標準供給煤礦井下任何工作面風地點的新鮮風量，必須依據下述各種條件進行計算，并取其最大值，作為該工作用風地點的供風量。（1）按該用風地點同時工作的最多人數計算，每人每分鐘供給風量不得小于4m3。（2）按該用風地點的風流中瓦斯、二氧化碳、氫氣和其他有害氣體濃度，風速以及溫度等都符合《煤礦安全規程》的有關各項規定要求分別計算，取其最大值。表5-3回風巷類型比較類型適用條件及優缺點一進一回U型后退式：應用普遍，優點是結構簡單，巷道維修量小，工作面漏風小，風流穩定，易于管理。但上隅角瓦斯容易超限，工作面、回風巷要提前掘進。適用于低瓦斯礦井。U型前進式：可緩和采、掘緊張關系，采空區瓦斯不涌相工作面而涌相回風順槽。缺點是采空區漏風不易管理，且需沿空護巷。這種通風系統適用于推進距離短、低瓦斯、自燃傾向性弱的煤層。Z型前期掘進巷道工程量小，風流比較穩定，采空區漏風介于U型前進式和U型后退式之間，但需沿空護巷和控制經過采空區的漏風，其難度較小一進兩回Y型在U型的基礎上增設了一條尾巷，改變了采空區瓦斯在上隅角處流動方向，使上隅角瓦斯不易超限，但需沿空護巷并做邊界會風上山。應用廣泛。U型+尾巷排放，優點同上，不需邊界回風上山，但要另作一條專用回風順槽二進一回二進二回雙Z型后退式通風系統，工作面風量較U型可增加一倍；漏風帶涌出的瓦斯不進入工作面，比較安全，但工作面漏風較大，需沿空護巷和設置邊界回風上山雙Z型前進式通風系統，工作面風量較U型可增加一倍；工作面漏風較大，需在采空區同時維護兩條巷道W型后退式：是高瓦斯礦井綜采工作面的主要通風系統。工作面的風量較U型通風可增加一倍，產量可顯著提高，缺點是巷道工程量較大，且中間巷和工作面聯結處支護較困難。W型前進式：較后退式可緩和采、掘緊張關系，但巷道均維護在采空區內，不易保證巷道有足夠的斷面積，且漏風大，采空區的瓦斯涌出量也較大。H型后退式：采空區內瓦斯不涌相工作面，上隅角瓦斯不易超限，增加了工作面安全出口，機電設備均在進風巷匯總，通風阻力小，缺點是有兩條巷道需沿空維護且可能影響風流的穩定性，管理復雜三進二回此型通風系統風排瓦斯能力大，上隅角瓦斯不易超限，機電設備均進風巷中，風流穩定，適合于高產高效的礦井，但巷道工程量較大，維護巷道多（3）風量計算原則無論礦井或采區的供風量，均按該地區各個實際用風地點，按照風量計算標準，分別計算出各個地點的實際最大需風量，從而求出該地區風量總和，再考慮一定的備用風量系數后，作為該地區的供風量。即“由里往外”的計算原則，由采掘工作面、硐室和其他用風地點計算出各采區風量，最后求出全礦井總風量。5.2.2礦井風量計算采區實際需風量按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算，最后總和【10】。即：m3/min（5-1）式中：∑Q采——采煤工作面實際需風量總和，m3/min；∑Q掘——掘進工作面實際需風量總和，m3/min；∑Q硐——獨立通風硐室實際需風量總和，m3/min；∑Q其它——除采掘硐室外其它需風量總和，m3/min；1采煤工作面需風量計算：采煤工作面應按瓦斯（或者二氧化碳）涌出量、工作面溫度、炸藥用量、同時工作的最多人數分別計算，取其中最大值，并驗算風速。按瓦斯（或者二氧化碳）涌出量計算：Q采=100q采Kc（5-2）式中：Q采——采煤工作面需要風量，m3/min；q采——采煤工作面絕對瓦斯涌出量，9.375mKc——工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，即該工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與平均值之比。通常，機采工作面可取1.2～1.6；炮采工作面可取1.4～2.0；水平工作面可取2.0～3.0；本設計取1.2。這里的q采為9.375m3/min，這個值是根據峻德礦原來采17層煤時，采區采取瓦斯抽放之后工作面的絕對瓦斯涌出量的經驗數據。工作面風量：Q采=100×9.375×1.2=1500m（2）按工作面溫度計算：采煤工作面應有良好的氣候條件，其進風氣流溫度和風速符合表5-6要求。采煤工作面的需要風量可按下式計算：Q采=60×Vc×Sc×Ki（5-3）式中：V采——采煤工作面風速，工作面實測溫度為25°，按試行辦法查得其風速為1.7m/s。S采——采煤工作面的平均斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，根據工作選取的ZFSB-3600/16/28型液壓支架相關數據：最小控頂距為支架頂梁長3710+端面距270=3980mm，最大控頂距為最小控頂距3980+截深630=4610mm，高度2500-5000mm,本設計取平均控頂S采=12.5m2Ki——工作面長度系數。Q采=60×1.7×12.5×1.0=1275m3表5-4采煤工作面氣溫、風速表采煤工作面進風流氣溫(0C)采煤工作面風速(m/s)＜150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.5～1.8表5-5采煤工作面長度風量系數表采煤工作面長度（m）工作面長度風量系數＜500.850--800.980--1201.0120--1501.0150--1801.0＞1801.30--1.40（3）按工作人員數量和炸藥需要量計算Q采=4nc（5-4）式中：4——每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min；nc——采煤工作面同時工作的最多人數。在這里nc取40人，根據前面第4章里的4.2.2工作面勞動組織表可知一班20人，在交接班時人最多，所以取40人Q采=4×40=160m（4）按風速驗算根據《煤礦安全規程》規定，回采工作面最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。即回采工作面風量滿足要求：15×Sc≤Q采≤240×Sc（5-5）式中：Sc——回采工作面平均有效斷面，12.5m2；15×12.5=187.2≤Q采(1875)≤240×12.5=3000即:Q采=1500m3/min2掘進工作面需風量計算煤巷、半煤巷和巖巷獨頭通風掘進工作面的風量，應按下列因素分別計算，取其最大值。（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量計算Q掘=100×q掘×kd=100×1.9×1.6=304m3式中：Q掘—掘進工作面實際需風量，m3/min；q掘—掘進工作面平均絕對瓦斯涌出量，1.9m3kd—掘進工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數。即掘進面最大絕對瓦斯涌出量與平均絕對瓦斯涌出量之比。通常，機掘工作面取1.5～2.0；炮掘工作面取1.8～2.0。本設計取2。（2）按掘進工作面回風流中二氧化碳的濃度不超過1%的要求計算：Q掘=100×q掘×K掘通（5-7）=100×0.5×0.3=150m3式中：Q掘—單個掘進工作面需要風量，m3/minq掘—掘進工作面回風流中二氧化碳的絕對涌出量，m3/minK掘通—二氧化碳涌出不均衡通風系數。（正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大二氧化碳絕對涌出量與月平均日二氧化碳涌出量的比值，取0.5）（3）按工作面人員數量計算Q采=4nc（5-9）式中：4——每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min；nc——采煤工作面同時工作的最多人數。Q采=4×5=20m（4）按局扇的吸風量計算根據上述三項確定出掘進工作面風筒末端風量，再考慮掘進工作面的長度和風筒漏風情況確定掘進工作面的供風量Q掘。按據局部通風機的實際風量Q掘計算：（5-10）式中：-掘進工作面同時通風的局部風機臺數，1臺；-局部通風機實際吸風量，425m3-為防止局部通風機吸循環風的風量備用系數，一般取1.2-1.3，進風巷中無瓦斯涌出事取1.2，有瓦斯涌出取1.3。表5-6YBT系列局扇風機型號額定風量(m3/min)YBT-11130-24YBT-18.5195-300YBT-22240-370YBT-30250-425=395.2m3因而取局扇為FBT-30。（5）按風速進行驗算按《煤礦安全規程》規定的巖巷掘進工作面的風量應滿足：9×Sj≤Q掘≤240×Sj（5-11）煤巷、半煤巷掘進工作面的風量應滿足：15×Sj≤Q掘≤240×Sj（5-12）式中：Sj——掘進工作面巷道過風斷面，6.3m2；9×6.3=56.7m3/min≤Q掘≤240×6.3=15×6.3=94.5m3/min≤Q掘≤240×6.3=所以：Q掘=395.2m3/min3硐室需風量計算（1）各個獨立通風硐室實際需風量的總和按礦井各個獨立通風硐室實際需風量的總和計算，即（5-13）式中：Q硐——為第i個獨立通風的硐室的實際需要風量，m3/min；根據經驗，井下變電所取120m3/min，爆破材料庫取150m3/min充電室取150m3/min，水泵房取120m3/min，采（帶）區變電所、采區車場及絞車房配風各為80m3/min并裝設瓦斯監測報警自動斷電儀器，加強瓦斯監控保證安全生產。則：Q硐=120+150+150++120+80×6=1020m3/min（2）其他井巷實際需要風量按礦井其他用風量的總和計算（5-15）式中：Q其它——其他井巷的用風量，m3/min。新礦井設計其他用風巷道所需風量難以計算時，也可以采取按采煤、掘進、硐室的總和的3%～5%進行考慮。則Q其它=0.05×（1500×2+1500×0.5+395.2×6+1170）=306.06m3/min5.2.3礦井總風量計算∑Q總=Ka（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）（5-15）式中：Ka為考慮礦井通風系數，包括內部漏風和分配不均勻等因素。根據《采礦工程設計手冊》可知：當采用壓入式或中央并列式通風時 Ka=1.20～1.25當采用中央分列式或混合式通風時 Ka=1.15～1.20當采用對角式或分區式通風時Ka=1.10～1.15Ka的取值在礦井產量T≥0.9Mt/a時，取小值；在T≤0.9Mt/a時，取大值。本礦井設計產量2.4Mt/a，且采用分區式通風，取1.1；容易時期：∑Q總=1.1×(1500×2+1500×0.5+395.2×6+1170+306.06)=8357m3/min=139困難時期：∑Q總=1.15×(1500×2+1500×0.5+395.2×6+1170+306.06)=8747m3/min=1465.2.4礦井風量分配1分配原則及方法（1）分配原則礦井總風量確定后，應將其分配到各用風點，其主要分配原則是：分配到各用風地點(包括回采面、掘進面、硐室)的風量，應不低于上面所計算出的風量；風量分配后，應保證井下各處瓦斯濃度，有害氣體，風速等滿足《煤礦安全規程》的各項要求.（2）分配方法當礦井總風量確定后，首先按照采區布置圖給各回采工作面、掘進面、硐室分配用風量；從總風量中減去各回采工作面、掘進面、硐室用的風量，余下的風量按按采區產量、采掘面數目、硐室數目等分配到各采區。再按一定比例將這部分風量分配到其他用風點。用于維護巷道和保證行人安全。（3）風量分配本設計在風量按需分配時運用了礦井通風仿真系統，根據上述風速不超限，不低于下限的原則，將總風量分配各巷道，即將各個巷道固定風量，從而求得南北兩翼最大阻力路線，根據最大阻力路線，進行增阻調節，將巷道內的增加的阻力有構筑物的加在構筑物上，沒有構筑物的加在巷道的阻力上，從而使整個風網達到平衡。經過調節后使整個網絡自然分風滿足人們的意愿。并且經過仿真系統模擬后，可以肯定實際生產中的風量就是這樣分配的，對實際生產具有重要的指導意義。5.2.5風量分配后的風速校核1.規程要求根據《煤礦安全規程》供給井下空氣的質量主要有一下要求：(1)采掘工作面的進風流中，氧氣濃度不低于20%，瓦斯或二氧化碳濃度不超過0.5%。每人每分鐘供風量不少于4m3(2)有害氣體的濃度不超過表(5—7)規定。表5—7礦井有害氣體最高允許濃度名稱最高允許濃度(%)一氧化碳0.0024氧化氮(換算成二氧化氮NO2)0.00025二氧化硫SO20.0005硫化氫H2S0.00066氨NH30.004注:礦井中所有氣體的濃度均按體積的百分比計算。(3)作業場所空氣中粉塵(總粉塵、呼吸性粉塵)濃度應符合表5—8要求。(4)進風井口以下的空氣的溫度(干球溫度，下同)必須在2℃以上。(5)生產礦井采掘工作面空氣溫度不得超過26℃，機電設備硐室得空氣溫的不得超過30℃、機電設備硐室得空氣溫度超過34℃時必須停止作業。(6)井巷中的風流速度應符合表5—9要求。表5—8粉塵最高允許濃度粉塵中游離含量最高允許濃度(mg/m3)總粉塵呼吸性粉塵<10103.510～〈502150～〈8020.5≥8020.3表5—10井巷中的允許風流速度允許風速(m/s)最低最高無提升設備的風井和風硐15專為升降物料的井筒12風橋10升降人員和物料得井筒8主要進、回風巷8架線電機車巷道1.08運輸機巷，采區進、回風巷0.