通风设计Word格式.docx
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矿区由四个拐点圈定而成，拐点坐标如下：
拐点号
平面坐标
开采控制标高：
+700～—+900m
划定矿区面积
0.3083km2
X
Y
1
3091047
35511179
2
3060818
35511556
3
3090306
35510810
4
3090568
35510532
矿型：
矿井设计生产能力6万t/a,2006年核定生产能力3万元t/a。
三、交通
矿井紧临威信至高田乡公路，公路经过这个矿井工业广场的南侧，至威信县城公路里程20km，至高田乡10km，经威信县城至四川泸州约200km，交通较方便。
第二节矿井开拓与开采
一、开采煤层
我矿开采C5煤层，赋予于龙潭组（P2l）顶部，煤层直接顶为粉砂质泥岩薄层泥质灰岩，厚0.2m～3.6m，局部有0.03～0.1m厚的灰质泥岩伪顶，直接顶板以下为C4煤层（厚0.05～0.15m），C4煤层以上为长兴组灰岩，灰黑色中厚层状泥质灰岩，厚5～8m，坚硬。
煤层底板为灰色粘土岩，有膨胀性，厚5～6m。
C5以厚0.8～4.0m，平均2.0，为中灰～高灰、中度硫、中热值～高热什的无烟煤。
矿区内为单斜构造，煤层走向北东～南西，倾向北西，倾角32º
～40º
，根据井巷揭露情况看，在矿区西南部推测有一倾向断层，但断层性质落差不明，尚待探测。
二、矿井开拓
我矿为平硐暗斜井开拓，下井开采，主井口位于矿区东部，标高+840m。
主平硐方位197º
，长度27m变坡，掘进下山至+765m落平，再向西沿C5煤层掘进运输平巷380m。
在运输平巷295m处及313m处，分别开口沿倾斜向上掘进了采区回风上山及溜煤上山，其中回风上山已与采区回风平巷贯通。
采区通风系统已经形成，待采区溜煤上山与采区回风平巷贯通后，则在+825水平沿煤层走向东西掘进区段平巷（双巷掘进）及区段开切眼，形成壁式开面。
我矿为突出矿井，为实施区域防突措施，计划在C5煤层底板（距C5煤层平距40m左右的位置）掘进顺层运输巷及采区轨道上山为区段，采区的进风、行人、运输及穿层抽放之用。
实施穿层抽放并经效果检验，让实消除了突出危险后，方可掘进煤巷。
三、开采
根据我矿煤层赋存条件及开采技术条件，采用走向壁式采煤方法，工作面煤爆破落煤，单体液压支柱配接顶梁支护与顶板，三·
五控顶（即风五回二）搪瓷溜槽自溜，采面顺槽及运输巷刮板运输，采面为“U”型通风。
第三节矿井开采技术条件
一、煤层顶、底板（见上节）。
二、矿井水文质条件
矿区中部为北东～南西向的山脊，向北东方向逐渐降低，至矿区东北角发育一条鱼井河，最低侵蚀基准面标高820m，低于主井口20m。
矿区属构造剥侵蚀低中山区，地形切割强烈，沟谷发育。
区内地层倾向与坡向相反。
地下水补给主要以大气降水为主，年降水量1050mm，5～10为半水期，约占全年降水量的78%。
由于受地形条件控制，大气队水以地表坡流排泄为主，最终汇集到矿区东北部外缘的鱼井河。
煤层顶板为粉砂岩，泥质灰岩，砂岩含裂隙水、孔隙水，水量小，煤层底板为泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，砂岩，为相对隔水层。
故矿井水文地质条件为以裂隙充水含水层为主的简单编中等类型。
矿井现开采+765m水平以上。
三、煤层自燃倾向性
2007年8月23日重庆煤科分院提交的鉴定报告：
我矿煤层自燃倾向为三类——不易自燃。
四、煤主爆炸危险性
2007年8月15日重庆煤科分院提交的鉴定报告：
我矿煤主爆炸性结论：
无煤尘爆炸性。
五、瓦斯：
我矿为突出矿井，2009年矿井瓦斯等级鉴定批复：
矿井最大相对瓦斯涌出量为11.56m3/t。
最大绝对瓦斯涌出量为1.13m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为4.5m3/t，最大绝对二氧化碳涌出量为0.44m3/min。
2009年4月昆明煤炭科研究所对我矿进行了开采煤层瓦斯参数测定，+765水平C5煤层瓦斯含量（w）16.81m3/t，瓦斯压力为0.9mPA。
六、地温：
矿井平均地温梯度1.7º
C/100m，矿区内地温无异常。
七、地震：
地震基本列席为V5度，威信历史上未姓破坏性地震。
第二章矿井需风量
第一节 矿井通风
一、通风方式及通风方法
根据矿井的开拓布局，设有一个主井——进风、运输，一个副井——行人、敷设管线，一个回风井。
主井位于矿区东北部，矿井为分别式通风方式。
主扇为FCCZNO14/37，功率为37kw，额定静压206～1212pa，额定全压273～1276pa，风量2454～1260m3/min，效率≥83%，数量为两台，一台工作，一台备用。
二、风井服务范围及时间
风井能够服务于主矿井开采的时间：
三、采掘工作面及硐室通风
（一）采掘工作面通风
采掘工作面为独立通风。
我矿现准备二采区，位于矿区中部，+770m～865水平。
采面采用“U”型通风方式，矿井正常生产时有两个掘进工作面，掘进面采用矿井全风压通风状态下的局部通风机压入式通风，配备FBDNO5.6/2×
11局部通风机，并设有区段回风上山及采区回风上山，掘进工作面的乏风直接导入采区回风巷或总回风巷，实现独立通风。
（二）硐室通风
我矿井下无中央变电所、无充电硐室、无炸药硐室，绞车硐室、配电硐室均位于进风流中，井下无独立通风硐室。
第二节矿井需风量及分配
一、矿井需风量
矿井需风量计算方法，依据《煤矿安全规程》、《采矿工程设计手册》，按核定生产能力3万t/a，即现阶段和矿井开采后期均为一个回采工作面，两个掘进工作及其它巷道作配风，本矿为突出矿井，按分别法计算需风量。
（一）、按井下同时作业最多人数计算
式中：
——矿井总需风量，m3/min；
——井下同时工作的最多人数，取N=40人；
——每人每分钟供风标淮，m3/min；
——矿井通风系数，我矿井分列式通风，取K＝1.20；
则：
Q=4×
40×
1.20=192m3/min
2、按采煤、掘进、独立通风硐室其它巷道等处实际需风量计算
式中：
Q——矿井实际需风量，m3/min；
——采面实际需风量之和，m3/min；
——掘进面实际需风量之和，m3/min；
——硐室实际需风量之和，m3/min；
∑Q它——其它用风地点实际需风量之和，m3/min；
——矿井通风系数，取K＝1.2。
1、采煤工作面需风量计算
采煤工作面需风量，按采面瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量及工作面的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速进行验算。
（1）按瓦斯涌出量预测：
我矿为生产矿井，矿井瓦斯涌出理参照2009年4月昆明煤炭科学研究院提交的我矿瓦斯参数测定报告的数据，并考虑开采深度及构造等因素，预测矿井最大相对瓦斯涌出量为16.86m3/t。
我矿核定生产能力为3万t/a，则矿井绝对瓦斯涌出量按下式计算：
g=
g——绝对瓦斯涌出量，m3/min；
g相——相对瓦斯涌出量，16.86m3/min;
D——月平均日产量，91t；
1440——常数，每天24h换算成的分钟数；
则g=16.86×
91/1440=1.07m3/min；
采掘工作面绝对瓦斯涌出量按此数据计算需风量
——采面需风量，m3/min;
——采面瓦斯涌出量，m3/min;
——采面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，我矿采用爆破落煤，取KC=2.0。
=100×
1.07m3/min×
2=214m3/min
②按采面温度计算
根据《煤矿安全规程》第一百零二条：
生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃。
采面需风量按下式计算：
·
Ki
——采面的适宜风速，m/s，取
＝1m/s；
——采面平均断面积m2；
按最大和最小控顶断面的平均值计算，经计算
＝6m2；
Ki---------采面长度系数，查表取Ki=0.9
=60×
1×
6×
0.9=324m3/min。
③按炸药使用量计算
AC——工作面一次使用的最大炸药量kg，AC=12kg;
=25×
12=300m3/min
④按采面最多人数计算
——采面同时工作的最多人数，取18人；
经计算得Q采＝4×
18＝72m3/min。
以上计算值，取最大值，为324m3/min。
⑤按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，采面风量应满足下式要求：
——采面平均有效断面m2，
=6。
即
经验算，所配风量符合要求。
由于本矿井为一个采面作业，原备用工作面则：
=324m3/min=5.4m3/s。
（2）掘进工作面需风量计算：
掘进工作面需风量，按照瓦斯涌出量，炸药使用量，局部通风机吸风量分别计算，取其最大值，并用风速验算。
①按瓦斯涌（或二氧化碳）涌出量计算
——掘进面需风量，m3/min；
——掘进面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。
根据前面的叙述，取
＝1.07m3/min；
——掘进面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。
我矿为爆破掘进，取
＝2.0。
则Q掘=100×
1.07×
2.0=214m3/min。
②按炸药使用量计算
Q掘=25Aj
Aj——掘进面一次使用的最多炸药量，kg；
则Q煤掘＝25×
3=75m3/min。
Q岩掘＝25×
8=200m3/min。
③按局部通风机吸风量计算
——掘进面局部通风机额定风量，m3/min；
171～260m3/min.取Qf=200m3/min;
——掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；
——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。
则Q掘=200v1×
1.3=260m3/min=4.33m3/s
④按工作人员数量计算
——掘进面同时工作的最多人数，取8人；
掘进工作面实际需风量为：
Q掘=4×
8＝32m3/min。
以上计算取最大值，为260m3/min
⑤按风速进行验算
按照《煤矿安全规程》规定，岩巷掘进面风量应满足下式条件：
煤巷掘进工作面风量应满足下式要求：
——掘进面巷道过风断面，m2，岩巷4.66m2，煤巷4.0m2。
则岩巷掘进面:
9×
4.66=4.2≤260≤4.66=1118
煤巷掘进面：
15×
4=60≤260≤240≤4=960
经验算，量符合要求。
我矿正常生产时，有一个岩巷掘进面，两个煤巷掘进面（两个煤巷掘进面为交替作业，但考虑到我矿为突出矿井，故需风量按两个煤巷进掘进面的需风量计算
＝260×
＝780m3/min。
（3）硐室需风量计算
我矿井下无爆破材料库、无充电硐室、配电硐室、绞车硐室、水泵硐室均设在风流中，故
=0。
（4）井下其它巷道需风量计算
①采区形成，正常生产期间，有一条采区溜煤上山需单独供风。
经瓦斯抽放后，煤层瓦斯含量为8m3/t，则绝对瓦斯涌出量为
Q它=133×
qs相·
kt=133×
0.51×
1.2=81m3/min
qt——用风巷道最大绝对瓦斯涌出量，m3/min；
kt其它用风巷道因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.2m3/min；
②按风速验算
Q它≥60×
0.15×
S
S——其它用风巷道的净断面m2，S=4.0m2
则60×
4=36
经验算，风量符合要求
（三）矿井需风量：
根据前面的计算，取大值
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）·
K
=（324+780+0+81）×
0.2
=1422m3/min
=23.7m3/s
根据《煤矿安全规程》规定，以上两种计算方法的结果取最大值23.7m3/s，因现准备区域（二采区）及+765～+700水平的开采（矿井末期开采）的采、掘工作面个数不变（一采二掘），且无独立供风硐室，故现生产时期与矿井生产末期总风量均确定为24m3/s。
二、矿井风量分配
（一）分配原则：
1、各用风地点（包括）采面、掘进面、其它巷道）的风量，不能低于前面计算出的风量。
2、为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全，所有巷道都应分配一定的风量；
3、风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。
（二）风量分配
1、采面：
风量6m3/s，风速1m3/s；
2、掘进面：
（1）煤巷：
风量6m3/s（各4.5m3/s），风速：
1.20m3/s
（2）岩巷：
风量5.4m3/s，速1.6m3/s
3、其它用风巷道：
风量3m3/s，（按两条巷道考虑），风速0.37m3/s。
风速符合《煤矿安全规程》的要求。
（三）风速验算
经风速验算，井下各用风地点的风量均符合《煤矿安全规程》第101条的规定。
第三节矿井供风标准
根据第二节计算，矿井总需风量24m3/s，其中采面6m3/s，每个煤矿掘进面4m3/s，岩巷5.4m3/s，其它用风巷道为3.0m3/s。
按照矿井采掘布局，分配给各采、掘用风点及其它用风巷道的风量不能低于上述计算值，即我矿我供风标准为：
6m3/s风速1m3/s；
2、煤巷：
4.8m3/s风速1.2m3/s；
3、岩巷：
5.4m3/s风速1.16m3/s；
4、其它用风巷道：
1.5m3/s风速0.37m3/s；
第三章矿井通风阻力计算
我矿井进、出风井口标高差为23m，小于150m；
且井深也小于400m，根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，可不计算自然风压，即h自=0。
第一节矿井通风总阻力
风流由主、副井口进入流，经过井下各巷道，至主要通风机吸入口，沿途克服内部相对运动造成的机械能量损失就是通风阻力，可用下式计算：
h=h摩+h局+h硐+h自
h——矿井通风总阻力，Pa；
h摩——矿井井巷摩擦阻力，Pa；
h局——矿井局部阻力，Pa；
h硐——风硐的通风阻力，Pa；
h自——矿井自然风压，Pa。
第二节矿井通风容易时期和通风困难时期的通风阻力计算
根据矿井防突工作的需用，我矿今年对矿井井巷布置作了较大调整。
矿井主要巷道均布置在顶（或底）板岩石中，即：
主提升下山沿顶板掘进，坡度-20º
，水平、采运输巷、采区轨道上山、采区回风巷、区段运输巷均布置在底板岩层中，用石门与煤巷贯通。
我矿准备二采区，二采区以东为老空区，西部推测有一倾向断层，但断层性质不明，尚待探测，因此二采区东以原老空区为界，西以推测断层为界，上至风井水平（+865），下于二采区运输巷（+765水平），二采区开采可作为通风容易时期，开采+700+765水平，矿区西总时为矿井通风困难时期。
井巷摩擦阻力按下式计算：
——摩擦阻力，Pa；
——摩擦阻力系数，kg/m7；
L——井巷长度，m；
V——井巷断面周长，m；
S——井巷净断面积，m2；
——通过井巷的风量，m3/s；
f——井巷摩擦风阻，kg/m7。
本矿为生产矿井，根据《煤炭工业小型矿井设计规范》的有关规定，井巷通风阻力取期摩擦阻力的15%。
经计算，我矿通我容易时期（二采区开采时期）的矿井通风阻力为592.3，通风困难时期（矿井末采时期）的通风阻力为790.9，详见表1、表2。
第三节矿井通风状况评价
一、矿井通风总风阻
（一）矿井总风阻按下式计算：
R=
R——矿井通风总风阻，kg/m7；
Q——矿井通风总风量，m3/s；
1、通风容易时期总风阻：
R=
=
=1.03
2、通风困难时期总风阻：
=1.37
（三）矿井通风等积孔按下式计算：
A=
A——矿进通风等积孔，m2；
Q——矿井总风量，m3/s；
h——矿进通风总阻力（负压），Pa；
经计算，矿井通风容易时期的等积孔为m2；
通风困难时期的等积孔为m2;
二、矿进通风状况评价：
三、通风设施，防止漏风积降低风阻的措
第四章主要通风机设备
我矿为高瓦斯矿井，采用分列通风，新风从主井（标高+840m）进入，污风由风井（标高+843m）排出。
第一节设备选型依据
一、矿井风量：
（一）、通风容易时期风量：
24m3/s。
（二）、通风困难时期风量：
24m3/s；
二、矿井通风阻力：
（一）、通风容易时期阻力：
592.6Pa.
（二）、通风困难时期阻力：
790.9Pa;
第二节设备选型计算：
一、主要通风机工作风量：
（一）、通风容易时期风量:
Qf1=24×
1.05=25.2m3/s；
（二）、通风困难时期风量:
Qf2=24×
二、主要通风机的工作静压：
（一）、自然风压：
我矿主井口标高+840m，风井口标高+863m，高差仅150m，且井深也小于400m，根据《煤炭工业矿井设计规范》有关规定，可不考虑自然风压，即H自=0。
（二）根据海拔高度校正：
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