矿井通风系统毕业设计Word文件下载.docx
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利用该矿已有开拓K1煤层的斜井作主斜井，作为矿井运输，进风及行人井，利用该矿矿已有开拓K1煤层的回风斜井作矿井扩建后一水平的回风井，中后期在矿井南翼边界新作二号回风斜井，为二水平的回风井。
在主斜井落平点+1650m标高的煤层底板中布置井底车场及硐室，然后在煤层底板30m的岩层中布置采区轨道下山至+1552m标高，布置采区下车场。
矿井共设置两个水平，即+1650m水平和+1552m水平，+1650m水平为一水平，下山开采。
+1552m水平为二水平，下山开采，在+1552m标高向下延深至+1512m标高，布置采区车场和硐室。
矿井可采煤层两层，但K2煤层已采完，实际为单一煤层开采；
同时，矿井范围较小，走向长度550～1150m，生产规模较小，设计不布置水平运输大巷，由各水平（采区）车场处布置石门，与区段运输平巷相连。
受F23、F24断层的影响，矿井开采范围被分成南、北两部分。
矿井划分为二个采区。
一采区为+1552m～+1664m之间的开采范围，走向长780～1300m，垂高148m，平均倾角9°
，采区倾斜长716m；
二采区为+1512m～+1552m的可采范围，走向长741～1067m，垂高40m，平均倾角9°
，采区倾斜长256m。
采区轨道上山均布置在K2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。
东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。
井为箕斗井提煤用，井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。
采用电煤钻打眼放炮落煤，采煤工作面采用人工攉煤、刮板运输机运输，工作面运输平巷采用矿车运输。
采用DZ系列外注式单体液压支柱加金属铰接顶梁支护；
“三·
五”控顶，柱排距分别为0.8m和0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距2.6m。
设计采煤工作面的放顶步距为1.6m，全部垮落法处理采空区顶板。
同时最大放炮炸药量Kg。
八”作业制度，采煤工作面二班生产、一班准备；
掘进工作面三班生产。
井下同时作业的最多人数为70人。
采煤工作面同时作业最多人数30人，掘进工作面同时最多人数15人。
矿井瓦斯涌出量：
7.68m3/t。
附录：
表1
附表1部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入
序
号
巷道名称
巷道
性质
断面
形状
支护
形式
长度
（m）
净宽
墙高
净断面
（m2）
掘进断
面（m2）
1
主斜井
岩巷
半圆拱
砌碹
308
5.77
7.19
2
西翼回风井
330
3
南翼回风井
402
4
西翼总回风巷
270
5.25
6.21
5
南翼主要运输石门
145
5.14
7.28
6
南翼主要回风石门
130
7
一采区提升上山
626
2.4
1.2
8
一采区回风上山
半煤
梯形
金支
722
2.2
2.1
9
一采区上车场
25
3.4
8.56
11.74
10
一采区下车场
60
11
一采区配电室、水泵房、消防材料硐室
30
3.6
9.37
12.68
12
一采区水仓
85
3.96
6.02
13
管子道
14
一采区各区段甩车场
6×
15
区段绕道
3×
100
4.6
5.94
16
回风联络巷
2×
50
17
1101工作面运输平巷
560
18
1101工作面回风平巷
620
19
1101工作面开切眼
煤巷
炬型
单支
80
0.7
1.68
20
1104工作面运输平巷
300
21
1104工作面回风平巷
178
22
1104工作面开切眼
23
信号硐室及躲身硐室
40×
1.5
3.0
第二章矿井通风系统的选择
一、选择矿井通风系统的原则
必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定：
每个矿井必须有完整的独立通风系统。
应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统。
箕斗提升井或胶带运输井不应兼作进风井，如果兼作进风井使用时，必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定：
当箕斗或胶带运输井兼作进风井时，箕斗井风速不得大于6m/s、胶带井风速不得大于4m/s，应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合卫生标准，胶带井还应设有消防设施。
当采用箕斗井回风时，井上、下卸载装置和井塔必须有完善的封闭设施，其漏风率不得大于15%，应有可靠的降尘设施，胶带井不得兼作回风井。
通风系统的选择应有利于加快矿井建设速度，有利于矿井高产高效、安全生产，整个系统技术经济合理。
还应综合考虑以下因素：
风井位置要在洪水位标高以上（大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井考虑50年一遇），进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500m。
井口工程地质及井筒施工地质条件简单。
占地少，压煤少，交通方便，便于施工。
通风系统简单，风流稳定，易于管理。
发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每个采区至少要有两个通往地面的安全出口，以便于人员撤出。
使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。
尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物，以免引起大量漏风。
多风机抽出式通风时，为了保证风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻（一般要求公共区段的负压不超过任何一个通风机负压的30%）。
新设计矿井不宜在同一井口采用多台主要通风机串、并联运转。
井下爆破材料库必须有单独的进风流，回风必须直接引入矿井主要回风道。
井下充电硐室必须独立通风，回风可引入采区回风道；
应满足防治瓦斯、煤层自燃、煤尘爆炸及火灾对矿井通风系统的特殊要求。
通风设计的依据是：
此煤矿绝对瓦斯涌出量为5.38m3/min，相对瓦斯涌出量为10.6m3/t,为煤与瓦斯突出矿井，煤尘无爆炸危险性，主采煤层二1煤层为不易自燃煤层。
矿井采用立井多水平上下山开拓，走向长壁后退式采煤法，炮采放顶煤采煤工艺，巷道掘进施工采用炮掘工艺。
矿井通风系统包括：
通风方式，即进风井和出风井的布置方式（分为中央式、对角式、分区式和混合式）；
通风方法，即矿井主要通风机的工作方法（分为抽出式、压入式和抽压混合式三种）
矿井通风系统应符合的要求：
1、每一个生产矿井，必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口。
各个出口之间的距离不得小于30m。
如果采用中央式通风系统时，还要在井田境界附近设置安全出口。
井下每一个水平到上水平和每个采区至少都要有两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连通。
保证有一个井筒进新鲜空气，另一个井筒排出污浊的空气。
2、进风井口，必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方，距离产生烟尘、有害气体的地点不得小于500m。
进风井筒冬季结冰，对工人身体健康、提升和其它设施有危害时，必须装设暖风设备，保持进风井口以下的空气温度在2℃以上。
进风井与出风井的设备地点必须地层稳定且有利于防洪。
总回风道不得作为主要行人道，矿井的回风流和主要通风机的噪音不得造成公害。
3、箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作风井。
如果兼作风井使用时，必须遵守下列规定：
箕斗提升兼作回风井时，井上下装、卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15%，并应有可靠的降尘设施，但装有皮带运输机的井筒不得兼作回风井；
2）箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；
装有皮带运输机的井筒中的风速不得超过4m/s，并都应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。
皮带运输机的井筒中还应装有专用的消防管路。
4、所有矿井都必须采用机械通风，主要主要通风机（供全矿、一翼或一个分区使用）必须安装在地面。
同一井口不宜选用几台主要通风机并联运转，主要通风机要有符合要求的防爆门，反风设备和专用的供电线路。
5、每一个矿井必须有完整的独立的独立通风系统，不宜把两个可以独立通风的矿井合并一个通风系统，若有两个出风井，则自采区流到各个出风井的风流需保持独立；
各工作面的回风在进入采区回风道之前，各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通，下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开，在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。
6、采用多台分区主要通风机通风时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；
各分区主要通风机的回风流，中央主要通风机和每一翼主要通风机的回风流都必须严格隔开。
7、采煤工作面的掘进工作面都应采用独立通风。
采煤工作面和其相连接的掘进工作面，在布置独立通风有困难时，可采用串联通风，但必须符合《煤炭安全规程》第114条的有关规定。
8、井下火药库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道，井下充电硐室必须有单独的风流通风，回风风流可以引入采区回风道中。
二、选择矿井主要通风机的工作方法
主要通风机的工作方法有压入式、抽出式和压抽混合式三种，三种通风方法的优缺点比较见表3—1。
由于此矿属于煤与瓦斯突出矿井，矿井通风方法设计为抽出式。
抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，为比较安全。
表3—1三种通风方式的比较
通风方式
适用条件及优缺点
抽出式
是当前通风方式中的主要形式,适应性较广泛,尤其对高瓦斯矿井,更有利于对瓦斯的管理,也适用于矿井走向长,开采面积大的矿井
优点:
井下风流处于负压状态，一旦主扇因故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；
漏风量小，通风管理较简单；
与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难;
缺点:
当地面有小窖塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，会把小窖积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少
压入式
低瓦斯矿井的第一水平,矿井地面地形复杂高差起伏，无法在高山上设置通风机。
总回风巷无法连通或维护困难的条件下
优缺点：
压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把把小窖塌陷区的有害气体带到地面；
进风线路漏风大，管理困难；
风阻大、风量调节困难；
由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难；
通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加
抽压
混合式
可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井
三、选择矿井通风方式
（一、）选择通风方式主要考虑因素
1、自然因素：
煤层赋存状态、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、煤层爆炸性、煤层自然发火性、矿井地质条件、井田尺寸及年生产能力等。
2、经济因素：
井巷工程量、通风运营费、设备运转、维修和管理条件等。
另外根据开采技术条件，要考虑灌浆，注水以及瓦斯抽放等要求。
（二、）通风方式的技术比较：
1、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（井田走向长度小于4km），而且瓦斯、自然发火都不严重的矿井，采用中央并列式是较合理的。
2、中央分列式的适用条件
煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井，采用中央分列式是较合理的。
它与中央并列式相比，安全性要好，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较有利的，且工业广场没有主要通风机噪音的影响。
3、两翼对角式的适用条件
煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯和自然发火严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。
4、分区对角式的适用条件
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巷，在此条件下开掘第一水平时，只能用这种小风井分区通风的布置方式。
5、混合式的适用条件
井型大、走向长，为了缩短基建时间，在初期采用中央式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界附近时，再建立对角式通风系统。
在矿井通风系统确定的基础上，绘制矿井最容易时期与最困难时期通风系统示意图，图中应标明巷道长度，通过风量，通风构筑物位置，新、乏风流方向等。
此矿煤层倾角不大、埋藏比较深，走向长度不大，而且煤层不易自燃、瓦斯涌出量不大，宜采用中央并列式。
矿井有主井、副井、风井三个井筒，其中主井和副井为进风井，风井为回风井，首采工作面的通风路线为：
副井（主井）→井底车场→联络巷→皮带运输下山→1101运输巷→1101工作面→1101回风巷→1101联络巷→专用回风下山→回风平巷→回风石门→风井→地面（主要通风机）。
第三章风量计算及风量分配
一、风量计算的标准和原则
风量计算的标准
供给煤矿井下任何工作面风地点的新鲜风量，必须依据下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该工作用风地点的供风量。
按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3。
按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算，取其最大值。
回风巷类型比较见表3—2。
表3—2风巷类型比较
类型
一
进
回
U型后退式：
应用普遍，优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。
但上隅角瓦斯容易超限，工作面、回风巷要提前掘进。
适用于低瓦斯矿井。
U型前进式：
可缓和采、掘紧张关系，采空区瓦斯不涌相工作面而涌相回风顺槽。
缺点是采空区漏风不易管理，且需沿空护巷。
这种通风系统适用于推进距离短、低瓦斯、自燃倾向性弱的煤层。
Z型前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，采空区漏风介于U型前进式和U型后退式之间，但需沿空护巷和控制经过采空区的漏风，其难度较小
两
Y型在U型的基础上增设了一条尾巷，改变了采空区瓦斯在上隅角处流动方向，使上隅角瓦斯不易超限，但需沿空护巷并做边界会风上山。
应用广泛。
U型+尾巷排放，优点同上，不需边界回风上山，但要另作一条专用回风顺槽
二
双Z型后退式通风系统，工作面风量较U型可增加一倍；
漏风带涌出的瓦斯不进入工作面，比较安全，但工作面漏风较大，需沿空护巷和设置边界回风上山双Z型前进式通风系统，工作面风量较U型可增加一倍；
工作面漏风较大，需在采空区同时维护两条巷道
W型后退式：
是高瓦斯矿井综采工作面的主要通风系统。
工作面的风量较U型通风可增加一倍，产量可显著提高，缺点是巷道工程量较大，且中间巷和工作面联结处支护较困难。
W型前进式：
较后退式可缓和采、掘紧张关系，但巷道均维护在采空区内，不易保证巷道有足够的断面积，且漏风大，采空区的瓦斯涌出量也较大。
H型后退式：
采空区内瓦斯不涌相工作面，上隅角瓦斯不易超限，增加了工作面安全出口，机电设备均在进风巷汇总，通风阻力小，缺点是有两条巷道需沿空维护且可能影响风流的稳定性，管理复杂
三
此型通风系统风排瓦斯能力大，上隅角瓦斯不易超限，机电设备均进风巷中，风流稳定，适合于高产高效的矿井，但巷道工程量较大，维护巷道多
风量计算原则
无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个地点的实际最大需风量，从而求出该地区风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。
即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算出各采区风量，最后求出全矿井总风量。
二、采煤工作面需风量的计算
采煤工作面需要风量应按矿井各个采煤工作面需要风量的总和计
即：
式中：
Q综采—综采工作面所需要的风量，m3/s
Q机采一般机采工作面所需要风量，m3/s；
Q炮采—炮采工作面所需要风量，m3/s；
Q其它—其它开采法工作面所要风量，m3/s；
Q备—备用工作面所需要风量，为生产工作面风量的一半，m3/s；
n—各种开采法工作面的个数，个；
炮采工作面所需风量，应按下列因素分别进行计算，取其最大值。
1、按瓦斯涌出量计算
根据矿区实际情况，采用本煤层预抽与高位顶板岩石钻孔抽放相结合的方法治理瓦斯，最终预计风排瓦斯量4.11m3/min。
Qwi=100×
Qgwi×
Kgwi
=100×
4.11×
1.8=739m3/min
Qwi—风排瓦斯量，4.07m3/min；
Kgwi—瓦斯涌出不均衡系数，取1.8；
2、按工作面空气温度计算
Q采=60×
Vwi×
Swi×
Kwi
=60×
1.5×
4×
1.35=486m3/min
Vwi—工作面适宜风速，取1.5m/s；
Swi—工作面有效断面积，取4m；
表3—3气温、风速表
采煤工作面进风流气温（0C）
采煤工作面风速（m/s）
＜15
0.3～0.5
15～18
0.5～0.8
18～20
0.8～1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～1.8
表3—4长度风量系数表
采煤工作面长度（m）
工作面长度风量系数
＜50
0.8
50--80
0.9
80--120
1.0
120--150
150--180
＞180
1.30--1.40
3、按炸药使用量计算
Qwi=25×
Awi
=25×
8=200m3/min
4、按工作人员数量计算
Qwi＝4N＝4×
60=240m3/min
N采—工作面最多人数，单班取30人，交接班时最多人数60人；
4—工作面人员供风量，m3/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的要求进行验算
据以上计算可知，采煤工作面最大风量为739m3/min。
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Qwi≥60×
0.25×
Swi
4=60m3/min
按最高风速验算各个采煤工作面最大风量
Qwi≤60×
4=960m3/min
为保证采煤工作面风量充足，降低工作面温度，根据以上计算，决定对工作面配风739m3/min。
三、掘进工作面风量计算
掘进工作面所需风量应按以下因素分别进行计算，取其最大值。
1）按瓦斯相对涌出量计算
Qhi=100×
Qghi×
Kghi
=100×
0.47×
1.7=80m3/min
Qhi—掘进工作面的需风量，m3/min；
Qghi—掘进面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
Kghi—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，取1.7；
2）按炸药量计算
Qhi=25×
Ahi
4=100m3/min
25—使用1kg炸药的供风量，m3/min；
Ahi—掘进工作面一次爆破需要的最大炸药量，取4kg；
3）按照局部通风机吸风量计算
本矿采用HTF（5）×
18KW型局部通风机供风，该局部通风机吸风量164m3/min。
=164×
1.3=214m3/min
—每个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和；
—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，此处取1.3；
4）按工作面人员数量计算:
Qhi=4×
Nhi
=4×
7=28m3/min
4—工作面人员的供风量，m3/min；
Nhi—掘进工作面最多人数，取7人；
5）按风速验算:
根据以上计算可知，掘进工作面需风量390m3/min。
按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面的最小风量：
Qhi≥60×
Sdi
=60×
10.5=158m3/min
按最大风速验算，各个煤巷掘进工作面的最大风量：
Qhi≤60×
Sdi=60×
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