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第一章矿井及采区概况
1.1地质条件及岩性
该矿地处平原、地面标高＋150m。
采区内煤层赋存稳定，倾角12°
—16，为单层煤,厚度为2.4m。
埋藏岩性特征及采区内地质构造如下图：
水文条件良好基本无含水层，正常涌出水量为6m3/min
矿井相对瓦斯涌出量为6.6
煤层有自然发火危险，发火期为16—18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%
根据开采条件，煤炭供求状况及“规程”规定，确定此矿为年产130万吨的大型矿井，服务年限为65年。
根据开拓开采设计确定，采用立井多水平上下山开拓，第一水平标高-380m，倾斜长为825×
2m，服务年限为27年，因为走向较短，两翼各布置一个采区。
每个采区上山和下山部分各分为五个区段回采。
每采区各布置一个综采工作面,工作面长度150m。
井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人。
第二章矿井及采区通风系统
矿井通风系统包括：
通风方式（进、出风井的布置方式）；
通风方法（矿井主通风机的工作方法）；
通风网路。
2.1.1通风方式的确定
通风方式一般可分为中央式，对角式，混合式三种。
现分别分析如下，并从技术和经济两方面比较其优缺点，择优选用。
1、中央式
（1）中央并列式
在地形条件许可时，进风井和出风井大致并列在井田走向的中央，二井底都开掘到第一水平，主要通风机设在出风井的井口附近，将污风抽到地表，出风井的井底必须和总进风流隔开，出风井的井口一般用防爆门紧闭；
还要在岩石中做条回风石门m—n，煤层倾角越大、总回风石门越短，反之越长。
图2-1中央并列式
注：
用斜井开拓时，可以大致在走向的中央开掘一对并列斜井。
图2-1中央并列式
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（≤4km），瓦斯、自然发火都不严重，在此条件下，采用中央并列式是比较合理的。
这种通风方式（和其它方式相比），尽管存在着风路较长，阻力较大，采空区的漏风较大的缺点，但对于瓦斯、自然发火不严重的矿井来说，这并不很重要。
同时，由于产生的阻力较大，通风电力费较大，进风与出风两井筒之间的漏风较大，箕斗井回风时外部漏风较大等，这些缺点对走向不大的矿井来说也不是一个很大的问题。
相反，由于煤层倾角大，总回风石门长度小，开掘费小，两个井筒（立井或斜井）集中，便于开掘，开掘费也较少，便于贯通，建井期限较短，采用中央并列式通风方式，具有初期投资较少、出煤较快的优点。
同时它的护井煤柱较小，且便于延深井筒，为深部通风的准备工作提供有利条件。
（2）中央分列式（又名中央边界式）
进风井大致位于井田走向的中央，出风井大致位于井田浅部边界沿走向的中央，在沿倾斜方向上，出风井和进风井相隔—段距离，出风井的井底高于进风井的井底，主要通风机设在出风井口附近；
在井田走向的中央开凿主井和副井。
图2-2中央分列式
中央分列式的适用条件：
一般地说，这种通风方式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大（≤4km），而且瓦斯，自然发火比较严重的新建矿井。
与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，建井期限略长，有时初期投资稍大（多打一个出风井，少掘一条总回风石门），但相差不悬殊。
如果中央有两个井筒，以后在延深井筒、做深部通风的准备工作时，也就不会困难，这种方式由于多打一个直通地面的回风井，所以矿井的通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯，自然发火的管理工作是比较有利的，增加了一个安全出口，工业广场设有主要通风机的噪音影响，从回风系统铺设防尘洒水管路系统都比较方便。
2、两翼对角式
进风井筒大致位于井田走向的中央，两个出风井筒分别位于两翼边界采区中央的浅部，主要通风机设在出风井口附近。
为了开采深水平，有时把两翼风井设在两翼沿倾斜的中央和沿走向的边界附近。
用斜井和平峒开拓时，可把下图中的立井改为斜井和平峒。
图2-3两翼对角式
两翼对角式适用条件：
一般认为，这种布置方式（指对角风井位于浅部边界附近者）适用于煤层走向较大（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新建矿井。
它的优缺点，完全和中央并列式相反，比中央分列式的安全性更好，但初期投资更大。
如果能够进行相向掘进，就能适当减轻建井期限长，投产较晚的缺点。
有些瓦斯等级不高，但煤层走向较长、产量较大的新矿井，也可采用这种通风方式。
3、分区对角式
进风井大致位于井田走向的中央，在每个采区各掘一个小回风井，并分别安设抽出式分区主要通风机，可不必做总回风道。
在图9—5中也可以用斜井代替立井，或者进风用垂直于走向（或平行于走向）的平峒，出风用斜井；
或者进风和出风都用平峒。
图2-4分区对角式
分区对角式适用条件：
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道（因会穿出地面），在此条件下，开采第一水平时，只能采用这种小风井（立井、斜井或平峒）分区通风的布置方式。
每个采区各有独立的通风路线，互不影响，是这种通风方式的主要优点。
4、混合式
进风井与出风井由三个以上井筒按上述各种方式混合组成，其中有中央分列与两翼对角混合式和中央并列与中央分列混合式等。
以中央分列与两翼对角混合式通风系统为例简单说明。
（1）中央分列与两翼对角混合式
为了缩短基建时间，在初期采用中央分列式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界时，则用中央分列与两翼对角混合式的通风系统。
总之，要在初期通风系统的基础上，根据煤层赋存条件和生产发展情况等进行分析确定。
图2-5中央分列与两翼对角混合式
混合式适用条件：
这种通风方式适用于井田范围大，多煤层，多水平开采的矿井。
大多用于老矿井的改造和扩建。
2.1.2确定通风方式并做技术比较
根据矿井概况可知该矿井的年产量为150万吨的大型矿井，由于该井田走向长度为5KM，大于中央并列式走向长度不大于4KM的设计要求，且该井田的瓦斯相对涌出量为6.6m3/T属于低瓦斯矿井，井田上部标高-165m属埋藏较浅的矿井，初期考虑中央分列式通风方式和两翼对角式作比较：
1、技术比较：
中央边界式使用于走向不大的矿井（井田长度小于4000米），两翼对角式适合于走向较大、井型较大的矿井，与中央边界式相比，安全性更好，多一个通往地面的安全出口，发生事故时两翼不相互影响，便于控制通风，阻力较小。
2、经济比较：
因进风、采掘、运输部分所需费用相差不大，主要考虑回风部分的费用。
风井的断面为12.8
，总回风平巷的断面为9.62
，故假设开掘1m总回风平巷需5000元，1m风井需6500元，假设两翼对角式风机一台200万元，中央边界式风机一台300万元。
故在不考虑通风电费和井巷的维修费的条件下
采用中央边界式通风系统时回风部分的费用为：
1245×
2×
0.5+（165+150）×
0.65+300=1749.75万元
采用两翼对角式通风系统时回风部分的费用为：
（165+150）×
0.65×
2+200×
2=809.5万元
3、安全比较：
因矿井走向较大，相对于中央分列式，两翼对角式多一个安全通道，安全性更高。
综上分析，应选用两翼对角式的通风方式。
2.2采（盘）区通风系统
采区通风系统是矿井的基本组成部分，它包括采区进回风和工作面进回风巷道的布置方式，采区通风路线的连接方式以及采区通风设备的和通风构筑物的设置等基本内容。
一般可以采用两种方式：
轨道上山进风，运输上山回风；
运输上山进风，轨道上山回风。
这两种通风方式的比较：
轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。
轨道上山的绞车房易于通风，变电所设在两上山之间，在回风处设调节风窗，利用两上山间风压差通风。
运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中释放的瓦斯，可使风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。
此外，需在轨道上山的下部车场内安设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。
因此，该矿上山开采采用轨道上山通风，下山开采采用轨道下山进风，同时上山部分采用轨道上山和运输上山同时回风，这样可以大大降低阻力。
采煤工作面的通风方法视甲烷涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进、回风巷的数量和位置，可分为U型、E型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为广泛。
根据矿井开采设计图纸，本矿井采用的就是U型通风方式，U型通风方式是指采煤工作面有二条巷道，一条为进风巷，一条为回风巷，上行通风时，其下顺槽为进风巷，上顺槽为回风巷，下行通风是则相反。
U型通风系统优点是：
布置方便，通风简单，工作面可采用后退式回采。
上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，风流流动为上行方向，上、下顺槽布置于煤体中，漏风量小；
瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快降低工作面瓦斯浓度。
这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。
采用U型通风，用运输巷进风，回风巷回风，这样布置有利于在回风巷中布置轨道，在运输巷中铺设动力电缆，这样布置符合《煤矿安全规程》中的回风巷中不能布置动力电缆的规定。
2.2.3采煤工作面上行风流和下行风流的选择
上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。
当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。
优缺点：
１、下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。
２、上行风比下行风工作面的气温要高。
３、下行风比上行风所需要的机械风压要大；
４、下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。
综上所述，根据工作面实际情况采用上行通风。
如图示：
第3章采区及矿井所需风量的确定
说明：
矿井需要风量按照各采煤、掘进工作面，硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算。
现有通风系统必须保证用风地点稳定可靠用风。
由：
Qra=（ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl）×
kaq（m3/min）
即：
各地点用风的总和乘通量
所以应该分别计算出各用风地点的风量。
3.1采煤工作面（包括备用工作面）实际需要风量计算
Scf—采煤工作面有效断面积m2；
取4.98m2
Kch—采煤工作面采高调整系数，取1.1
Kcl—采煤工作面长度调整系数，取1.1（150M）
70%——有效通风断面系数；
3.1.1按照瓦斯涌出量计算
Qcfi=100×
qcgi×
kcgi=100×
1.4=91（m3/min）
qcgi——第i个采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。
抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；
kcgi——第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；
通常机采工作面可取Kcgi=1.2~1.6；
炮采工作面可取Kcgi=1.4~2。
这里使用1.4（机采工作面）
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
3.1.2按工作面同时工作的最多人数计算
Qcfi≥4Ncfi≥4×
25=100（m3/min）
Ncfi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4——每人需风量，m3/min。
《煤矿安全规程》第一百零二条规定：
生产矿井采掘工作面空气温度不得超过
26°
C。
按回采工作面适宜温度计算
Q采＝60Vc·
Sc·
Ki=60.0×
1×
6.29×
0.9=339.66m3/min≈5.66m3/s
式中：
Vc--回采工作面适宜风速m（20°
～23°
时取1.0m/s）；
Sc--采面平均过风面积。
工作面采高2.0m,平均控顶距3.7m,平均断面积7.4㎡,考虑运输机、浮煤、支柱影响因素，有效过风断面积按平均断面积的85%计取，面积6.29㎡;
Ki：
回采工作面长度系数，取0.9。
根据以上计算，采煤工作面实际需风量最大值为5.66m3/s,即339.6m3/min
按气象计算附表1：
采煤工作面进风流气温／℃
采煤工作面风速／（m·
s-1）
＜20
1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～1.8
26～28
1.8～2.5
28～30
2.5～3.0
按气象计算附表2：
采高／m
＜2.0
2.0～2.5
＞2.5及放顶煤面
系数（kch）
1.1
1.2
3.1.4按《煤矿安全规程》规定的最低与最高风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。
即回采工作面风量应满足：
Qcfi≥60×
0.25Scbi（m3/min）
根据以上计算结果确定投产时采煤工作面实际需要风量的总和
∑Qc=5.66×
4=22.64m3/s风是可行的。
按风速进行验算
（1）验算最小风量
0.25Scbi≥60×
0.25×
4.98=74.7（m3/min）
Scbi=lcbi×
hcfi×
70%（m2）
hcfi——第i个采煤工作面实际采高,m；
Scsi——第i个采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
lcsi——第i个采煤工作面最小控顶距,m；
0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%——有效通风断面系数；
4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；
5.0——综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后允许的最大风速，m/s。
（2）验算最大风量
Qcfi≤60×
4.0Scsi（m3/min）
Scsi=lcsi×
最大风量为：
60×
4.0×
4.98=1195.2
（3）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量
5.0Scsi≤60×
5.0×
4.98=1494（m3/min）
Scbi——第i个采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
lcbi——第i个采煤工作面最大控顶距,m；
339.6m3/min满足最低和最高风速验算，因此可以确定采煤工作面的实际需风量为339.6m3/min
3.2备用工作面所需风量的计算
确定原则：
备用工作面的供风量，通常取其条件相似的生产工作面的需风量之半。
当采煤工作面不富裕时，也可按照工作面不聚集瓦斯为原则进行配风，但工作面风速不应小于0.25m/s
备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。
取50%为339.6×
50%=169.8m3/min
3.3掘进工作面需要风量
每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
3.3.1按照瓦斯涌出量计算
Qhfi=100×
qhgi×
khgi（m3/min）
0.12×
1.4=16.8（m3/min）
qhgi——第i个掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，取0.12m3/min
khgi——第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
Q局=Qf×
I×
Kf=120×
1.25=150m3/min≈2.5m3/s
式中：
I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数为1台；
Kf—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.25；
Qf--掘进工作面局部通风机额定风量，取280m3/min；
3.3.3按风速进行验算
半煤岩巷、煤巷掘进风量应满足：
0.25S＜Q煤掘＜4S（m3/min）
则0.25×
4.5＜Q煤掘＜4×
4.5
验算结果:
1.13＜Q煤掘＜18,符合要求。
根据以上计算，选取计算中最大需风量2.5m3/s，即150m3/min
3.4采区硐室需风量计算
采区通风硐室的需要风根据矿井开拓布置,井下不设充电硐室等需要单独供风的硐室。
井底车场主要硐室均位于稳定岩层，有大于1.5m的通道、管子道等与井底车场、副井井筒联接的进风风流中，而且机电设备容量较小，不需单独供风。
爆破材料库∑Q硐=1.5m3/s、绞车房∑Q硐=2×
1.5m3/s
3.5其它用风巷道风量计算
其他用风巷道的需要风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。
3.5.1按瓦斯涌出量计算
Qrli=133qrgi·
krgi（m3/min）
=133×
1.3
=112.385（m3/min）
qrgi——第i个其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
krgi——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2～1.3；
133——其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。
（1）一般巷道
Qrli≥60×
0.15Srci（m3/min）
≥60×
0.15×
4.98
≥44.82满足条件
（2）架线电机车巷道
—有瓦斯涌出的架线电机车巷道
Qrli≥60×
1.0Srei（m3/min）
4.98满足条件
—无瓦斯涌出的架线电机车巷道
0.5Srei（m3/min）
0.5×
Qrli——第i个一般用风巷道实际需要风量，m3/min；
Srci——第i个一般用风巷道净断面积，m2；
Srei——第i个架线电机车用风巷道净断面积，m2；
0.15——一般巷道允许的最低风速，m/s；
1.0——有瓦斯涌出的架线电机车巷道允许的最低风速，m/s；
0.5——无瓦斯涌出的架线电机车巷道允许的最低风速，m/s。
所以其他用风巷道风量确定为112.385m3/min
3.6采区总需风量计算
Qra=（ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl）kaqm3/min。
Qra=（339.6×
4+16.8×
4+270+169.8×
2+112.385）×
1.20=2577.102（m3/min）=42.95m3/s
按采煤、掘进、硐室及其它地点需风量的总和计算
Qra—矿井需要风量m3/min;
Qcf—采煤工作面实际需要风量：
m3/min
Qhf—掘进工作面实际需要风量：
Qur—硐室实际需要风量：
Qsc——备用工作面实际需要风量：
Qrl——其他用风巷道实际需要风量：
矿井总风量分配表表3-3-2
井下用风地点
风量（m3/s）
风速（m/s）
风速验算
采煤工作面
22
1.23
符合规程要求
备用采煤工作面
6
0.77
运输平巷掘进头
4
0.89
回风平巷掘进头
运输上山绞车房
2
0.45
炸药库
其它巷道用风
2.95
0．5
合计
42.95m3/s×
第四章矿井通风总阻力的计算
4.1计算原则
1、矿井通风设计的总阻力，不应超过2940Pa。
2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
3、矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期；
最大时称为通风困难时期。
4、对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。
4.2矿井通风总阻力计算
矿井通风总阻力：
风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，称矿井总阻力。
通风容易时期总阻力：
hm1=hf1+he=hf1+（0.1—0.15）hf1=（1.1-1.15）hf1
通风困难时期总阻力：
hm2=hf2+he=hf2+（0.1-0.15）hf2=（1.1-1.15）hf2
hf按照以下公式
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