矿井通风与安全 设计文档格式.docx
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（1）煤层地质概况
单一煤层，倾角15-18°
，煤层厚4m，相对瓦斯涌出量为12m3/t,煤尘有爆炸危险。
（2）井田范围
设计第一水平深度200m，走向长度5600m，双翼开采，每翼长2800m。
（3）矿井生产任务
设计年产量为0.4Mt，矿井第一水平服务年限为20a。
（4）矿井开拓与开采
用竖井主要石门开拓，在底板开围岩平巷，其开拓系统如图1-1所示。
拟采用两翼对角式通风。
采区巷道布置见图1-2。
全矿井有2个采区同时生产，分上、下分层开采，共有4个采煤工作面，1个备用工作面。
为准备采煤有4条煤巷掘进，采用4台局部通风机通风，不与采煤工作面串联。
井下同时工作的最多人数为180人。
回采工作面最多人数为26人，温度t=22℃，瓦斯绝对涌出量为3.0m3/min。
放炮破煤，一次爆破最大炸药量为2.0kg。
有1个大型火药库，独立回风。
1.2采煤方法
1.采煤工艺：
走向长壁普通机械化采煤；
2.巷道布置：
主、副井布置在井田的中央，通过主要石门与东西向的运输大巷相连通。
总回风巷布置在井田的上部边界，回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央（如图1.2）形成两翼对角式通风系统通风方式:
1.
矿井通风方式：
抽出式通风。
2.
局部通风方式：
压入式通风。
图1.1采区划分示意图
图1.2采区巷道布置示意图
表1.1井巷尺寸及支护形式
区段
丼巷名称
断面形状
支护形式
断面积
长度m
备注
1-2
副井
圆形
混凝土碹
直径D=5
320
双罐笼提升设用梯子间
2-3
车场绕道
半圆拱
料石碹
9.7
50
3-4
70
4-5
主石门
11.0
80
5-6
煤层运输大巷
567
6-7
135
7-8
采区下部车场
锚喷
7.8
85
8-9
采区轨道上山
梯形
工字钢
6.3
500
9-10
269
10-11
下区段回风平巷
5.5
30
11-12
联络巷
木支护
5.1
10
12-13
区段运输平巷
675
13-14
采煤工作面
矩形
单体柱铰接梁
采高2.2最大控顶距4.2最小控顶距3.2
14-15
区段回风平巷
胶带输送机（落地）
15-16
绕道
16-17
17-18
运输上山
半圆梯形
料石碹工字钢
7.36.3
15
18-19
料石/工字钢
19-20
矿井总回风巷
2800
20-21
风井
D=4
92
9’-11’
119
设用梯子间
11’-12’
落地胶带输送机
12’-25’
280
2.拟定矿井通风系统
2.1矿井的通风系统
根据煤层倾角较大，井田走向大于4km，井型比较大，而瓦斯涌出量比较大的新建矿井，宜采用两翼对角式通风。
矿井主要进风井为位于井田中央的副井，总回风巷布置在井田的上部边界，回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央，形成两翼对角式通风系统。
表2.1两翼对角式优缺点
两翼对角式
风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。
内部漏风少中。
安全出口多，抗灾能力强。
便于风量调节，矿井风压比较稳定。
工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害
井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚
煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与发火严重的矿井；
或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井
2.2矿井通风路线
图2.1通风网络系统图
采区工作面通风系统：
新鲜风流从地面经副井（1-2）进入井下，经车场绕道（2-3、3-4），主石门（4-5），主要运输大巷（5-6、6-7），采区下部车场（7-8），采区轨道上山（8-9、9-10），下区段回风平巷（10-11），联络巷（11-12），区段运输平巷（12-13），清洗工作面后，污风经区段回风平巷（14-15），绕道（15-16），区段回风平巷（16-17），运输上山（17-18），回风石门（18-19）、总回风巷（19-20），回风井（20-21）排入大气。
掘进工作面通风系统：
新鲜风流从地面经副井（1-2）进入井下，经井底车场（2-3、3-4），主石门（4-5），主要运输大巷（5-6），采区下部车场（7-8）、采区轨道上山（8-9、9-10），下区段回风平巷（10-11），联络巷（11-12），清洗工作面后，污风经运输上山，回风石门（18-19）、总回风巷（19-20），回风井（20-21）排入大气。
2.3矿井通风机的通风方式
表2.2抽出式与压入式通风的优缺点
通风方式
使用条件及优缺点
抽出式
优点：
井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；
漏风量少，通风管理较简单；
与压入式相比，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：
当地面有小窑塌陷区和采区沟通时，抽出式会使小窑存积的有害气体抽到井下使矿井有效风量减少。
压入式
低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高差起伏，无法在高山上设置扇风机。
总回风巷无法连通或维护苦难时期的条件下优缺点：
（1）压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面；
（2）进风线路漏风大，管理苦难；
（3）风阻大，风量调节困难；
（4）由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；
（5）通风机使井下风流处于负压状态，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。
该矿井属于高瓦斯矿井，主要通风机安设在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。
当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，可以控制有毒有害气体的涌出量，通风比较安全。
故采用抽出式通风。
3.计算与分配矿井总风量
3.1矿井需风量的计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。
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少于4m3/min。
按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体浓度、风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关规定分别计算，取其最大值。
3.2矿井需风量的计算方法
矿井所需风量按以下方法计算，并取其中最大值。
3.2.1按井下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK（式3.1）
=4×
180×
1.15
=828m3/min
式中：
Q矿—矿井总供风量，m3/min；
N—井下同时工作的最多人数，人；
4—每人每分钟供风标准，m3/min；
K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。
采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20～1.25；
采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；
采用对角式或区域式通风时，可取1.10～1.15。
上述备用系数在矿井产量T≥0.9Mt/a时取小值；
T＜0.90Mt/a时取大值。
3.2.2采煤工作面需风量的计算
采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。
（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算
（式3.2）
=100×
3×
1.5
=450m3/min
---采煤工作需要风量，m3/min；
---采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量3m3/min；
---采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。
通常，机采工作面可取1.2~1.6；
炮采工作面可取1.4~2.0；
水采工作面可取2.0~3.0。
生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。
（2）按工作面进风流温度计算
表3.1采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面进风流气温/℃
采煤工作面风速/（m/s）
＜15
15~18
18~20
20~23
23~26
0.3~0.5
0.5~0.8
0.8~1.0
1.0~1.5
1.5~1.8
采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。
其气温与风速应符合表3.1的要求。
表3.2采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面长度/m
工作面长度风量系数
﹤50
50~80
80~120
120~150
150~180
﹥180
0.8
0.9
1.0
1.1
1.2
1.30~1.40
采煤工作面长度风量系数K采应该符合表3.2的要求
采煤工作面的需风量按下式计算：
Q采=60v采S采K采（式3.3）
=60×
1.3×
8.14×
=698.412m3/min
式中v采——采煤工作面适宜风速，m/s（根据表3.1）
S采——采煤工作面平均有效断面积，㎡，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算；
K采——采煤工作面长度风量系数，按表3.2取
（3）按炸药使用量计算：
Q采=25A采，m3/min（式3.4）
=25×
2
=50m3/min
式中25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min
A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量.
（4）按工作人员数量计算：
Q采=4N采，m3/min（式3.5）
26
=104m3/min
式中4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min
N采——采煤工作面同时工作的最多人数，人。
（5）按风速验算：
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Q采≧60×
0.25S采（式3.6）=60×
0.25×
8.14
=122.1m3/min
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Q采≦60×
4S采（式3.7）
4×
=1953.6m3/min
所以采煤工作面的最大风量为：
1953.6m3/min
采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。
备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯（二氧化碳）、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。
3.2.3掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
（式3.8）
12×
2.0
=2400m3/min
Q掘---掘进工作面实际需风量，m3/min
QCH4--掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
（按12m3/min计算）
K掘---掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。
即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。
通常，机掘工作面取1.5~2.0；
炮掘工作面取1.8~2.0。
（2）按炸药使用量计算
（式3.9）
=50m3/min
25--使用1㎏炸药的供风量，m3/min；
A掘---掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量，㎏（按10㎏计算）。
（3）按局部通风机吸风量计算
表3.3局部通风机额定风量
风机型号
额定风量m3/min
JBT-51（5.5kW）
JBT-52（11kW）
JBT-61（14kW）
JBT-62（28kW）
150
200
250
300
本次设计算用的风机型号JBT-52（11kW），局部通风机额定风量为200m3/min
岩石巷道：
Q掘=Q通I+60×
0.15S掘（式3.10）
=200×
1+60×
0.15×
=273.26m3/min
煤层巷道：
0.25S掘（式3.11）
=322.1m3/min
Q掘---掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；
Ι---掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；
K通---为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
（4）按工作人员数量计算
Q掘=4N掘（式3.12）
=4x26
=104m3/min
N掘---掘进工作面同时工作的最多人数，人（按26人计算）。
（5）按风速进行验算
岩巷掘进工作面的风量应满足：
（式3.13）
73.26m3/min≤Q掘≤1953.6m3/min
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
（式3.14）
122.1m3/min≤Q掘≤1953.6m3/min
---掘进工作面巷道过风断面积，m2。
取8.14。
根据上述的计算掘进工作面的风量应取其最大值，Q掘=1200m3/min
所以，Q掘=1200m3/min符合上述要求
3.2.4硐室需风量的计算
各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。
（1）井下爆破材料库
按经验值计算，中小型矿井爆破材料库不得小于60m3/min，大型矿井爆破材料库不得小于100m3/min。
按库内空气每小时更换4次计算：
Q硐=40V/60（式3.15）
=40×
90/60
=60m3/min
Q硐—炸破材料库供风量，m3/min；
V—炸破材料库总容积，90m3。
（2）充电硐室
按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算：
（式3.16）
0.5
=100m3/min
式中：
qH2—充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min（按0.5m3/min计算）。
通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。
（3）机电硐室
采区小型机电硐室，可按经验值确定风量。
一般为60~80m3/min。
所以Q硐=80m3/min
3.2.5其它巷道需风量计算
新建矿井，其它用风巷总需风量难以计算时，也可按采煤、掘进、硐室的需风量总和的3%~5%估算。
=（1950+1200+240）*5%（式3.17）
=170m3/min
3.2.6矿井总风量计算
矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。
（式3.18）
=（1950×
2+1200+240+175）×
1.20
=6618m3/min。
∑Q采—采煤工作面、备用工作面需风量之和，m3/min；
∑Q掘—掘进工作面需风量之和，m3/min；
∑Q硐—独立通风硐室需风量之和，m3/min；
∑Q它—其它用风地点需风量之和，m3/min；
K—矿井通风系数。
当采用对角式或区域式通风时，K=1.10~1.15，矿井年产量T≥0.9Mt时，取小值；
T＜0.9Mt时，取大值。
表3.4各用风地点供风量表
供风地点
供风量
数量
1950
掘进工作面
1200
1
硐室
240
其他
175
合计
3565
5
3.3矿井总风量的分配
1．分配原则
矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；
所有巷道都应分配一定的风量；
分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。
2.分配的方法
按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。
风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《煤矿安全规程》对风速的要求。
4.计算矿井通风总阻力
4.1矿井通风总阻力的计算原则
1．如果矿井服务年限不长（10~20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；
若矿井服务年限较长（30~50年），只计算前15~25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。
为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。
2．通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。
最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。
3．矿井通风总阻力不应超过2940Pa
4．矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；
扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
4.2矿井通风总阻力的计算方法
沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；
（式4.1）
将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。
1．计算矿井通风容易时期的通风总阻力
（式4.2）
=1.1×
2023.7
=2226.07Pa
2．矿井通风困难时期通风总阻力
（式4.3）
=1.15×
2291.7
=2635.455Pa
表4.1矿井通风容易时期井巷摩擦阻力计算表
区段
井巷名称
α/（NS2/m4）
L/m
U/m
S/m2
S3/m6
R/（Ns2/m8）
Q/（m3/s）
h摩/Pa
v/（m/s）
Q2/（m6/s2）
0.0031
15.7
19.6
384.16
0.002
70.56
10.30
3.6
4978.71
0.0038
12.146
94.09
0.003
70.81
12.68
7.3
5014.06
0.004
17.75
0.0061
12.935
11
121
0.005
70.4
23.50
6.4
4956.16
0.01
0.055
35.2
68.27
3.2
1239.04
0.013
34.1
15.26
3.1
1162.81
0.0103
10.892
60.84
0.020
35.1
24.76
4.5
1232.01
0.0209
10.442
39.69
0.436
34.65
523.94
1200.62
0.235
17.64
73.06
2.8
311.17
9.756
30.25
0.037
17.6
11.39
309.76
0.0185
9.395
26.01
14.28
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