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矿井通风知识概述
第二章矿井通风
第一节概况
一、瓦斯
根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队提供的《内蒙古自治区准格尔煤田酸刺沟井田勘探报告》，井田内钻孔测试瓦斯含量很低，甲烷（CH4）含量为0.00ml/g·燃。
自然瓦斯成份中甲烷（CH4）0.00%，二氧化碳（CO2）11.91%～77.69%，氮气（N2）22.31%～88.09%，瓦斯分带属二氧化碳—氮气带。
本矿井暂按低瓦斯矿井考虑。
二、煤尘爆炸
根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队提供的《内蒙古自治区准格尔煤田酸刺沟井田勘探报告》，井田内煤层煤尘爆炸指数在34.92%～46.05%之间，煤尘有爆炸危险性。
三、煤的自燃
根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队提供的《内蒙古自治区准格尔煤田酸刺沟井田勘探报告》，井田内各可采煤层煤的变质程度低，挥发分高，丝炭含量高，吸氧性强，且含有黄铁矿结核或薄膜，煤层易发生自燃。
据近年来对部分电厂用煤调查结果，准格尔煤田各煤层的自然发火期一般为40~60天。
四、地温
根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队提供的《内蒙古自治区准格尔煤田酸刺沟井田勘探报告》，矿井恒温带深度50～80m，温度6～17℃，一般为12℃，388m深度时温度14.2℃，本区属于地温正常区域，无地热危害。
第二节矿井通风
一、通风方式和通风系统
1、煤层开采技术条件及开拓方式
井田内断层、褶曲不发育，基本为一倾角小于10°的单斜构造，井田内无岩浆岩侵入，矿井瓦斯含量低，水文地质条件简单。
本矿井的4号煤层位于二迭系下统山西组第二岩段上部，可采区煤层储量利用厚度0.86～3.79m，平均2.44m，煤层结构复杂，含夹矸0～9层，一般为3层，夹矸大部分位于煤层中部，煤层自然厚度0～5.65m，平均3.82m，夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩。
顶板岩性为灰黑色砂质泥岩、泥岩，其中粘土岩含量较高，底板岩性为砂质泥岩或砂质粘土岩。
6上煤层位于石炭系上统太原组第二岩段上部，煤层储量利用厚度为5.73～16.82m，平均11.09m；煤层自然厚度7.04～20.77m，平均12.70m。
煤层厚度总体由东北向西南变薄。
煤层厚度巨大，结构较复杂，含0～12层夹矸，一般含5层夹矸，夹矸总厚平均1.58m，岩性多为泥岩、炭质泥岩。
煤层顶板多为粗粒砂岩、细粒砂岩，局部为泥岩；底板多为泥岩、砂质粘土岩，局部为粗粒砂岩。
设计4号煤层和6上号煤层均采用综采设备开采。
矿井开拓方式为斜井开拓，主斜井为胶带机斜井，副斜井为胶轮车斜井，风井为立井。
2、通风方法
矿井通风方法为抽出式。
3、通风方式
矿井通风方式为中央分列式，其中主、副斜井进风，回风立井回风。
二、风井数目、位置、服务范围及时间
根据生产系统以及通风需要，矿井初期共布置三个井筒，分别为主斜井、副斜井和回风立井，后期三盘区开采时设置矿井后期风井。
主斜井和副斜井为进风井，均位于矿井工业场地内，主斜井净断面21.2m2，副斜井净断面21.2m2；回风立井布置在工业场地的东北方向，井筒净直径5.5m，井筒装备玻璃钢梯子间，井筒净断面为23.8m2。
三、采掘工作面及硐室通风
1、采掘工作面通风
回采工作面采用后退式开采，全负压U形通风。
运输顺槽及辅运顺槽进风、回风顺槽回风。
掘进工作面采用局部压入式通风方式。
连采掘进工作面采用DSF-6.3/60型对旋风机通风，普掘工作面采用JBT62-2型风机通风。
局部通风机和掘进工作面中的电气设备能够实现风电闭锁。
当局部通风机停止运转时，能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源。
掘进工作面局部通风机采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电。
并能实现备用风机和使用风机的自动切换，当使用风机故障时备用风机自动起动。
2、硐室通风
井下独立通风硐室为盘区变电所、井底装载硐室，配风量为4m3/s。
四、井下通风设施及构筑物布置
井下通风设施主要有风门，调节风门、风墙、风桥、测风站。
进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，对处于使用状态的，设置两道连锁的正向和两道反向的风门，两组风门间距一般不小于10m，以满足运输需求，运输频繁的巷道，风门采用自动控制；对不使用的，必须进行及时的封闭或砌筑永久性风墙。
进、回风巷在平面交叉处应设置风桥。
在需要控制风量的地点设置调节风门以调节风量。
在主要进、回风巷，工作面进风顺槽及回风顺槽附近设置测风站，观测矿井总风量、回采工作面的进风量和回风量。
风门不应设在倾斜巷道中；如确须在倾斜巷道内设置风门，应安设自动风门或设专门管理人员，并有防止风门碰撞人员以及胶轮车碰坏风门的安全措施。
五、安全逃生途径
1、矿井安全出口及保证措施
矿井的安全出口为主、副斜井和回风立井，主斜井倾角16°，副斜井倾角6°，两个斜井作为安全出口均有保证；回风立井装备有玻璃钢梯子间。
2、风井井口设施
风井井口部位由防爆门、风硐和安全出口等构筑物组成。
3、避灾路线
井下巷道进出口和交岔点开阔处安装安全逃生方向指示牌，工作地点必须有避灾路线图，入井人员必须熟知矿井避灾路线。
避灾路线应随盘区位置变化而调整。
1）火、瓦斯、煤尘灾害避灾路线
火、瓦斯、煤尘灾害避灾原则是逆新风流而走。
火、瓦斯、煤尘灾害避灾路线详见第四章有关内容。
避灾路线见避灾路线示意图CA1609-175。
六、通风设备及反风
1、矿井风量、负压及通风设备
矿井总风量为200m3/s，通风容易时期：
1354.8Pa；通风困难时期：
2197.5Pa。
所选风机必需风量和负压：
Q＝200×1.05＝210m3/s
H易＝1354.8+250＝1604.8Pa
H难＝2197.5+300＝2497.5Pa
设计选用FBCDZ-10-№29型对旋轴流通风机2套，一套工作，一套备用。
配套电动机为YBF型防爆电动机，2×400kW、10kV、580r/min。
通风机运行工况见表2-2-1。
风机特性曲线见图2-2-1。
表2-2-1通风机运行工况表
通风时期
风量（m3/s）
负压（Pa）
效率（％）
叶片角
（º）
电机轴功率（kW）
容易时期
210
1604.8
80
-1
429.86
困难时期
210
2497.5
85
+4
629.62
2、通风机设置及要求
主要通风机设置满足以下要求：
1）通风机装在地面；风井井口封闭，并有可靠的防尘和防爆措施。
2）矿井安装两套同等能力的通风机，其中一套备用，备用通风机能在10min内启动。
3）必须保证主要通风机连续运转。
4）至少每月检查一次主要通风机。
5）严禁主要通风机房兼作它用；
6）通风机投入使用前，必须进行通风机性能测定和试运转工作；
7）通风机房内安装气压计、电压表、轴承温度计等仪表，并配调度电话。
3、反风方式、设施
图2-2-1通风机运行特性曲线图
反风方式采用风机反转反风。
能在10min内改变巷道内风流方向。
且反风量不少于
正常供风量的40%。
井下反风设施采用在主要进、回风巷之间的每个联络巷内，设联锁的两道正向和两道反向风门，以满足反风时的要求。
七、矿井风量、负压及等积孔
根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队提供的《内蒙古自治区准格尔煤田酸刺沟井田勘探报告》，井田内钻孔测试甲烷（CH4）含量为0.00ml/g·燃。
因此本次矿井风量计算暂不考虑瓦斯因素。
1、按井下同时工作的最多人数计算
公式如下：
Q＝4NK
式中：
Q－矿井供风量，m3/min；
N－井下同时工作的最多人数，173人；
K－风量备用系数，取1.35；
4－每人每分钟供风标准，m3/min。
则Q＝4×173×1.35=934.2m3/min=15.6m3/s
2、按采煤、掘进、辅运、硐室等处实际需风量计算
公式如下：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q胶+∑Q硐+∑Q其它）×K
式中：
Q—矿井的总进风量，m3/s；
∑Q采—矿井采煤工作面配风量之和，m3/s；
∑Q掘—矿井掘进工作面配风量之和，m3/s；
∑Q胶—稀释无轨胶轮车尾气配风量之和，m3/s；
∑Q硐—矿井独立通风硐室配风量之和，m3/s；
∑Q其它—考虑到矿井瓦斯涌出不均衡情况，巷道维护以及巷道内最低风速的要求等因素的配风量之和，m3/s；
K—矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素），取1.2。
1）采煤工作面需风量
（1）按工作面适宜风速计算
Q采=60×V×S×K
V—工作面适宜风速，取1.5m3/s；
S—回采工作面平均有效断面，4煤取10.0m2，6煤取12.0m2。
K—综采工作面长度系数，取1.4。
则：
综采工作面所需风量为：
Q4采=60×1.5×10.0×1.4=1260m3/min=21.0m3/s
Q6采=60×1.5×12.0×1.4=1512m3/min=25.2m3/s
（2）按工作面人员数量计算
Q采=4n
n—综采工作面同时工作的最多人数，取16人。
则：
综采工作面所需风量为：
Q采=4×16=64m3/min=1.07m3/s
根据相近条件邻近矿区回采工作面的配风经验，考虑工作面风速等因素，确定4煤综采工作面的配风量为25m3/s，6煤综采工作面的配风量为30m3/s。
矿井实际生产时，回采工作面尚未结束，而另一个接替工作面已经准备就绪，需要通风，因此设计考虑了备用风量，备用风量取20m3/s。
采煤工作面的总风量为：
∑Q采＝25+30+20＝75m3/s
（4）按风速进行验算
15×S/60≦Q采≦240×S/60
S：
采煤工作面平均有效过风断面，4煤取10.0m2，6煤取12.0m2。
采煤工作面配风量符合《煤矿安全规程》要求。
2）连采掘进工作面需风量计算
a.按局部通风机吸风量计算
Q综=Qf×I×k
Qf：
连采掘进工作面配用DSF-6.3/60型局部通风机额定风量，610m3/min；
I：
综掘工作面同时运转局部通风机台数，1台；
K：
风量备用系数，取1.3；
Q综=610×1×1.3=793m3/min=13.2m3/s
b.按工作人员数量计算
Q综=4n
n：
综掘工作面同时工作的最多人数，13人。
Q综=4×13=52m3/min=0.87m3/s
由以上计算，并结合矿井生产实际情况，连采掘进工作面配风量取15.0m3/s。
c按风速进行验算
15×S/60≦Q综≦240×S/60
S：
连采掘进工作面过风断面，取9m2；
Q综≧15×9/60=2.25m3/s
Q综≦240×9/60=36.0m3/s
连采掘进工作面配风量取15.0m3/s符合《煤矿安全规程》要求。
矿井共有二个连采掘进工作面，则掘进工作面总风量为：
∑Q掘＝15.0+15.0＝30.0m3/s
3）普掘工作面需风量计算
a.按局部通风机吸风量计算
Q综=Qf×I×k
Qf：
普掘工作面配用JBT62-2型局部通风机，额定风量，360m3/min；
I：
综掘工作面同时运转局部通风机台数，1台；
K：
风量备用系数，取1.3；
Q综=360×1×1.3=468m3/min=7.8m3/s
b.按工作人员数量计算
Q综=4n
n：
综掘工作面同时工作的最多人数，13人。
Q综=4×13=52m3/min=0.87m3/s
由以上计算，并结合矿井生产实际情况，普掘工作面配风量取15.0m3/s。
c按风速进行验算
15×S/60≦Q综≦240×S/60
S：
普掘工作面过风断面，取7m2；
Q综≧15×7/60=1.75m3/s
Q综≦240×7/60=28m3/s
普掘工作面配风量取8.0m3/s符合《煤矿安全规程》要求。
矿井共有二个连采掘进工作面，则掘进工作面总风量为：
∑Q掘＝8.0+8.0＝16.0m3/s
4）稀释无轨胶轮车尾气所需风量
设计选用的无轨胶轮车功率为45kW，本通风设计中全矿井按8辆胶轮车同时运行配风，则：
∑Q胶＝45×5.2＋45×5.2×0.7＋45×5.2×0.5×6＝18.33m3/s，取20m3/s。
5）∑Q硐的确定
井下独立通风硐室有4、6煤盘区变电所、主斜井井底装载硐室，以上硐室配风量均为4m3/s。
∑Q硐＝4×3＝12m3/s
6）∑Q其它的确定
∑Q其它按（∑Q采+∑Q掘+∑Q胶＋∑Q硐）的10％考虑。
∑Q其它＝（75+46+30+12）×10%＝16.3m3/s
7）矿井总风量计算
Q矿＝（75+46+30+12+16.3）×1.1＝197.2（m3∕s），取整为200m3∕s。
2、风量分配
按各用风地点需风量进行矿井风量分配，首先按照各回采工作面、掘进工作面、硐室等需风量对其进行风量分配，然后从矿井总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按一定比例分配到其它用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。
经验算，各用风地点的风量和风速均满足《煤矿安全规程》的要求，能保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度不超过《煤矿安全规程》的规定，各巷道风量及风速见表5-2-1、表5-2-2。
3、矿井通风风压
⑴矿井通风总阻力
按矿井工作面接替安排，确定矿井初期和后期工作面布置位置，计算矿井各时期的通风阻力。
初期为4煤开采时期；后期为4煤和6上煤同时开采时期，后期分通风容易和困难两个时期。
矿井通风总阻力等于矿井通风摩擦阻力与局部阻力之和，矿井通风摩擦阻力等于矿井最长通风线路中各井巷通风摩擦阻力之和，矿井局部阻力设计取矿井通风摩擦阻力的10％。
各井巷的通风摩擦阻力采用下列公式计算：
式中：
hi——各井巷的通风摩擦阻力，Pa；
αi——各井巷的通风摩擦阻力系数，kg·s2/m4；
Li——各井巷的巷道长度，m；
Pi——各井巷的巷道净周长，m；
Qi——通过各井巷的风量，m3/s；
Si——各井巷的巷道净断面积，m2。
根据所选择的不同通风时期位置，绘出通风节点网络图分别见图2─2─2、图2─2─3。
经对通风网络进行解算，矿井各通风时期的井巷摩擦阻力：
通风容易时期：
1409.8Pa
通风困难时期：
1978.3Pa
矿井通风负压电算结果分别见表2-2-2、表2-2-3。
考虑10%的局部阻力，则矿井不同时期的通风总阻力为：
通风容易时期：
1550.8Pa
通风困难时期：
2176.1Pa
表2-2-2矿井通风容易时期负压电算结果表
巷道
编号
风量
（m3/s）
风速
（m/s）
净面积
（m2）
摩擦阻力
（Pa）
节点负压
（Pa）
巷道风阻
（kμ）
起点
编号
末点
编号
1
66.23
3.77
21.10
-406.75
0.00
0.0065574
1
2
2
44.60
2.86
15.60
-4.05
-406.75
0.0002074
2
3
3
10.44
0.67
15.60
-2.88
-410.79
0.0026956
3
51
4
-40.84
2.62
15.60
52.45
-466.13
0.0032071
4
51
5
27.11
1.74
15.60
-7.47
-473.60
0.0010368
4
5
6
14.11
0.90
15.60
-2.06
-475.66
0.0010540
5
6
7
-2.49
0.16
15.60
0.00
-475.65
0.0004320
6
7
8
-3.89
0.25
15.60
0.03
-475.63
0.0001728
7
8
9
-10.89
0.73
15.00
3.80
-471.83
0.0032640
8
9
10
-27.16
1.81
15.00
39.56
-432.26
0.0054699
9
10
11
-31.16
2.08
15.00
19.99
-412.28
0.0020992
10
11
12
34.16
1.97
17.30
-1.49
-691.22
0.0001298
3
11
13
-68.00
3.38
20.10
72.95
-618.28
0.0016088
12
13
14
-38.00
1.89
20.10
16.70
-601.58
0.0011792
13
14
15
-25.00
1.24
20.10
3.15
-598.43
0.0005138
14
15
16
13.74
0.88
15.60
-25.69
-473.34
0.0138875
4
17
17
16.27
1.04
15.60
-1.51
-491.82
0.0005832
9
16
18
11.27
0.72
15.60
-18.48
-591.28
0.0148474
16
17
19
12.45
0.80
15.60
-20.30
-611.58
0.0133626
18
19
20
12.55
0.80
15.60
-20.65
-611.93
0.0133626
18
20
21
17.45
1.12
15.60
-0.35
-482.28
0.0001166
19
20
22
-30.00
1.92
15.60
6.35
-484.08
0.0007193
13
20
23
30.40
1.44
21.10
-1.28
-484.17
0.0001416
45
46
24
34.93
1.66
21.10
74.89
-533.45
0.0062594
2
30
25
16.68
0.79
21.10
-1.83
-488.06
0.0006706
30
31
26
-12.68
0.60
21.10
0.71
-500.50
0.0004471
23
31
27
-18.25
0.82
22.30
0.64
-505.20
0.0001948
21
30
28
13.25
0.71
18.70
-1.81
-548.71
0.0010491
21
22
29
8.25
0.44
18.70
-0.09
-557.54
0.0001392
22
23
30
20.93
1.12
18.70
-4.09
-481.64
0.0009527
23
35
续表2-2-2矿井通风容易时期负压电算结果表
巷道
编号
风量
（m3/s）
风速
（m/s）
净面积
（m2）
摩擦阻力
（Pa）
节点负压
（Pa）
巷道风阻
（kμ）
起点
编号
末点
编号
31
4.19
0.22
18.70
-0.21
-483.47
0.0011946
25
35
32
108.88
5.82
18.70
-12.44
-678.49
0.0001070
25
26
33
66.88
3.58
18.70
-4.69
-679.10
0.0001070
26
27
34
-56.88
3.29
17.30
28.25
-677.13
0.0008907
24
27
35
39.88
2.30
17.30
-15.25
-488.27
0.0009783
24
28
36
27.00
1.56
17.30
-8.83
-620.11
0.0012352
28
29
37
-113.07
5.36
21.10
75.67
-606.49
0.0006036
25
45
38
133.47
6.80
21.10
-412.39
-484.21
0.0020432
1
45
39
-52.00
2.59
20.10
13.62
-560.57
0.0005138
36
37
40
-69.00
3.43
20.10
57.02
-682.78
0.0012213
34
36
41
-46.54
2.32
20.10
1.97
-681.47
0.0000927
33
34
42
13.00
0.65
20.10
-0.61
-667.14
0.0003672
32
33
43
25.12
1.44
17.50
-63.12
-574.32
0.0101974
35
40
44
4.88
0.26
18.90
-2.10
-549.28
0.0090222
39
40
45
12.88
0.68
18.90
-0.58
-551.39
0.0003559
28
39
46
30.00
2.40
12.50
-100.33
-651.72
0.0113684
40
41
47
14.92
0.85
17.50
-21.33
-773.05
0.0097692
41
42
48
15.08
0.86
17.50
-21.78
-873.49
0.0097692
41
43
49
-38.00
2.17
17.50
3.64
-892.32
0.0002569
34
43
50
22.92
1.31
17.50
-0.44
-412.39
0.0000856
42
43
51
60.46
4.06
14.90
-15.19
-413.68
0.0004237
34
44
52
65.00
5.03
14.90
-35.06
-1026.28
0.0006356
12
47
53
59.54
4.00
14.90
-3.68
-1409.80
0.0001059
33
38
54
87.54
5.00
17.50
-9.54
0.0001269
38
44
55
135.00
6.67
22.20
-33.96
0.0001581
44
47
56
200.00
10.05
22.20
-451.84
0.0009266
47
48
表2-2-3矿井通风困难时期负压电算结果表
巷道
编号
风量
（m3/s）
风速
（m/s）
净面积
（m2）
摩擦阻力
（Pa）
节点负压
（Pa）
巷道风阻
（kμ）
起点
编号
末点
编号
1
62.02
2.94
21.10
-361.93
0.00
0.0065574
1
2
2
11.75
0.56
21.10
-8.06
-361.93
0.0059613
2
3
3
3.37
0.16
21.10
-0.12
-370.00
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