矿井通风设计范例.docx
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矿井通风设计范例
4矿井通风
4.1通风系统
4.1.1通风系统
4.1.1.1通风方式和通风方法
根据煤层赋存条件，矿井采用平硐开拓，根据矿井开拓方式，本矿井走向较短，只有一个采区的走向长度，采用分列式通风方式，抽出式通风方法，采煤工作面利用全矿井负压通风，采用“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
4.1.1.2通风系统
根据矿井开拓部署，该矿为平硐开拓方式，主平硐、副平硐和后期排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。
矿井初期主要通风线路为：
主平硐/副平硐→+1690m水平运输巷/+1690m双龙炭运输巷/+1728m运输巷/+1728m双龙炭运输巷→+1690m运输石门/+1728m运输石门→一采区轨道上山/一采区行人上山→+1756m运输石门→11011工作面运输巷→11011采煤工作面→11011工作面回风巷→回风石门→+1798m正炭回风巷→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。
矿井后期主要通风线路为：
主平硐/副平硐/排水进风行人平硐→+1690m水平运输大巷/+1728m运输巷和通风行人斜巷/+1630m排水行人巷→二采区轨道上山/二采区行人上山→+1548m水平运输巷→三采区轨道上山/三采区行人上山→区段运输石门→23013工作面运输巷→23013采煤工作面→23013工作面回风巷→区段回风石门→三采区回风上山→回风暗斜井→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。
矿井初期开采一采区时为通风容易时期，后期二、三采区同采时为通风困难时期。
通风系统图（初、后期）和通风网络图（初、后期）详见图C1795-171-1（修改）、C1795-171-2（修改）。
4.1.1.3井筒数目、位置、服务范围及时间
矿井开采一采区时有3个井筒，即：
主平硐、副平硐和回风平硐，主平硐、副平硐进风，回风平硐回风。
矿井二、三采区开采时4个井筒，即主平硐、副平硐、排水进风行人平硐和回风平硐。
主平硐、副平硐和排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。
各井筒均位于井田东部。
主平硐为改造利用原基地一号井主平硐；副平硐为改造利用原基地一号井副主平硐；回风平硐为改造利用原基地一号井回风平硐；排水进风行人平硐为改造利用原顺风煤矿主平硐。
矿井回风平硐井口坐标为：
X=3278284，Y=18267648，Z=+1788.867，服务于全矿井生产期间。
通风系统（初、后期）详见图4-1-1、4-1-2；
通风网络（初、后期）详见图4-1-3、4-1-4。
4.1.1.4矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
4.1.1.4.1矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施
矿井采用抽出式通风方式，此方式使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减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利，漏风量小，通风管理较简单。
该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风，而且对抵御灾害具有很大的优越性：
1、矿井采用平硐开拓方式，主平硐、副平硐、后期排水进风行人平硐和回风平硐均可做为矿井安全出口，井口间距离大于30m，井下发生灾变时，人员可按避灾路线撤至地面。
前期、后期矿井安全出口均不少于两个。
2、矿井通风系统设置较合理，一旦井下发生灾变时，根据灾变地点的不同，既可采用全矿井反风来控制灾害扩大，也可对发生在回采工作面的灾变进行回采面反风来控制灾害扩大。
合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低。
3、井下设置了风门、调节风门等通风构筑物，能够使风流按拟定的路线流动。
井下突出煤层工作面的风门、调节风门、风窗等均设在进风侧。
4、矿井主要通风机采用轴流式抽出式通风机，配备两台，一台工作一台备用，符合《煤矿安全规程》的规定。
5、矿井采掘工作面全部为独立通风，且装备有甲烷传感器及断电仪（分站），一旦瓦斯浓度超限，即实现超限报警断电。
6、井下风门、调节风门等通风构筑物的设置可以确保各条巷道的风速符合《煤矿安全规程》的规定。
矿井通风方式及通风系统对矿井安全有保障。
7、在措施方面主要有：
对主要进、回风巷，工作面进、回风巷，掘进头回风巷，独立通风硐室回风巷等进行风量、风速监测，保确风量满足设计要求，风速符合《煤矿安全规程》的规定；检查风门、调节风门的制作、安装质量和使用情况，对不符合要求的拆除重建，直至合格为止；在电气控制方面实施风电闭锁；在瓦斯预测预防方面实现工作面瓦斯超限报警断电等。
8、矿井采区回风上山为采区专用回风巷。
4.1.1.4.2矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响
矿井采用平硐开拓方式，布置有水平运输大巷、回风大巷；采区布置有采区轨道上山、行人上山、回风上山；回采工作面布置有工作面运输巷和工作面回风巷。
矿井、水平、采区、回采工作面均有至少两个安全出口，符合《煤矿安全规程》规定。
井下所有通风巷道中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定。
本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，任何2个工作面之间均无串联通风现象，符合《煤矿安全规程》第114、116条的规定。
4.1.1.4.3其它安全保证措施
1、回采及掘进工作面等局部通风的保证程度和措施
本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，回采工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%的标准进行配风的。
经计算，双龙煤层采煤工作面投产初期配风为10.0m3/s，风速为1.69m/s，后期配风为12.0m3/s，风速为2.03m/s。
臭炭煤层采煤工作面配风为4.0m3/s，风速为1.67m/s。
回采面风速符合《煤矿安全规程》第101条的规定。
掘进工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1％为标准来进行配风的。
掘进工作面采用局部通风机压入式供风。
2、矿井风量与通风网络对安全的保证程度
设计按分别计算法计算矿井初、后期需风量分别为46.0m3/s、51.0m3/s，满足《煤矿安全规程》第135条的规定。
设计所配风量，可确保矿井安全生产。
各井巷中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定，设计通风网络能保证矿井安全生产。
通风网络图经解算，各并联网路风压平衡，只要生产中根据风压的动态变化，通过风门、调节风门的控制，能完全满足各用风地点的风量要求。
3、反风系统及其可靠性
根据《煤矿安全规程》的规定，矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变矿井风流方向。
本矿井回风井所选风机均为轴流式风井，反风方式为主要通风机电机反转来实现反风，各回风井安全出口内设置两组双向风门，既满足安全行人需要也满足反风要求。
反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。
4、风机房检测仪器
风机房配有测定主要通风机性能参数的仪器仪表，按规定对主要通风机运行工况进行测试和调节。
另外，在风机房备用两个风门；当风门损坏时，可及时安装以满足通风需要。
5、保证风流稳定的措施
（1）为使风流按拟定线路流动和控制各用风地点的风量，在各并联的通风网络上设有风门、调节风门和密闭等通风构筑物。
并随生产进度进行调节，确保各用风地点的风量、风速符合《煤矿安全规程》的规定。
（2）清除巷道的杂物或障碍，尽量避免在主要巷道内停放矿车，堆放材料，确保风流通畅。
（3）巷道断面尺寸除满足运输的要求外，还应满足风量、风速要求，因为缩小断面会急剧增大巷道阻力，造成与之并联的通风线路被迫增阻，影响整个系统风量分配，而且运营不经济。
（4）巷道断面大小应保持相对稳定，避免忽大忽小。
巷道转弯处应呈弧形或斜线形，避免直角转弯。
6、防止漏风的措施
（1）检查、测试引风道，风硐的密封性，控制外部漏风。
（2）采空区密闭墙或巷旁充填带应用黄泥浆充实或用砂浆勾缝，尽可能减少漏风。
（3）风门、调节风门、风桥、密闭等通风构筑物砌筑应保证质量，加强通风构筑物的严密性。
（4）加强通风管理，设置专人负责通风构筑物的检查和维修。
在主要风流的分支或汇合地点，各用风地点的进出风侧均设测点，测出风量、风速等参数，从而得到主要漏风地点、漏风区段的漏风量数据，有针对性地进行处理。
（5）降低用风地点风阻，使漏风压差减小，能降低并联漏风风路的漏风量。
4.2矿井风量、风压及等级孔
4.2.1矿井风量计算
矿井需风量计算方法依据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》，矿井开拓方式平面图及采区巷道布置图，投产初期按1个采煤工作面（双龙煤层），1个抽采工作面（双龙煤层），2个掘进工作面；生产后期按2个采煤工作面（双龙煤层、臭炭煤层各1个），1个抽采工作面（双龙煤层），2个掘进工作面，生产能力150kt/a计算矿井风量、负压。
1、按整体法计算
按井下同时工作的最多人数需要风量计算
Q=4NK
式中：
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.人；
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，K取1.20；
Q=4×94×1.20
=451.2m3/min
=7.52m3/s
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K
式中：
∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/min；
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，取1.20。
（1）采煤工作面需风量计算
①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q采=100×q采×Kc
式中：
Q采——采煤工作面需风量，m3/min；
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。
预计初期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为3.240m3/min，预计后期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为4.796m3/min，双龙煤层回采工作面按40％的抽采率扣减，则双龙煤层回采工作面风排瓦斯量初期为1.95m3/min，后期为2.88m3/min。
臭炭煤层回采工作面瓦斯涌出量预计0.685m3/min，抽采率按15%扣减，则风排瓦斯量为0.583m3/min，抽采工作面瓦斯涌出量预计为0.685m3/min。
Kc——工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采取1.8；
经计算，双龙煤层采煤工作面初期Q采1为351m3/min，后期Q采2为519m3/min；后期臭炭煤层采煤工作面Q采3为105m3/min。
抽采工作面Q抽采为123.3m3/min。
②按炸药使用量计算
Q采=25Ac
式中：
Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，取4.6㎏；
经计算，采煤工作面Q采为115m3/min。
③按工作人员数量计算
Q采=4nc
式中：
4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；
nc——采煤工作面同时工作的最多人数，双龙炭煤层取25人，臭炭和正炭煤层取10人。
经计算，双龙炭煤层采煤工作面Q采为100m3/min。
臭炭和正炭煤层采煤工作面Q采为40m3/min。
④按工作面温度计算
Q采=60×Vc×Sc×Ki
式中：
Vc——回采工作面适宜风速，取1.4m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，双龙炭煤层取5.9m2，臭炭和正炭煤层均取2.4m2。
Ki——工作面长度系数，取1.0。
经计算，双龙炭采煤工作面Q采为496m3/min，正炭和臭炭煤层为202m3/min。
⑤按风速验算
15×Sc≤Q采≤240×Sc
式中，Sc——回采工作面平均有效断面，双龙炭煤层取5.9m2，正炭和臭炭煤层取2.4m2，经验算，所配风量符合要求。
采煤工作面取以上计算风量的最大值，双龙炭采煤工作面初期Q采为496m3/min，后期Q采为519m3/min；正炭和臭炭煤层为202m3/min。
瓦斯抽采工作面按采煤工作面风量50%配风，双龙炭煤层抽采工作面配风初期为250m3/min，后期为260m3/min。
（2）掘进工作面需风量计算
①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q采=100×q掘×kd
式中：
Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；
q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，预计双龙炭煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量机掘为1.28m3/min，炮掘为1.07m3/min，预计臭炭和正炭煤层掘进工作面瓦斯涌出量为0.59m3/min。
双龙炭煤层掘进工作面设计按40％的抽采率扣减，臭炭和正炭掘进工作面抽采率按25%的抽采率扣减，双龙炭煤层掘进工作面风排瓦斯量机掘为q掘＝0.77m3/min，炮掘为q掘＝0.65m3/min，臭炭和正炭煤层掘进工作面风排瓦斯量为q掘＝0.45m3/min；
kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，机掘取1.8，炮掘取2.0。
经计算，双龙炭煤层机掘工作面Q掘为139m3/min，炮掘工作面Q掘为130m3/min。
臭炭煤层掘进工作面Q掘为90m3/min。
②按炸药使用量计算
Q掘=25Aj
式中：
Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取4.8㎏；
经计算，每个工作面Q掘为120m3/min。
③按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I×kf
式中，Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，掘进工作面局部通风机型号为FBD-№5.6/2×11，其吸风量取230m3/min；臭炭、正炭掘进工作面局部通风机型号为FBD-№5.0/2×5.5，其吸风量取150m3/min。
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；
kf——风量备用系数，取1.43。
经计算，双龙掘进工作面Q掘1为328.9m3/min；臭炭、正炭掘进工作面Q掘2为214.5m3/min。
④按工作人员数量计算
Q掘=4nj
式中：
4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；
nj——掘进工作面同时工作的最多人数，取6人。
经计算，每个工作面Q掘为24m3/min。
⑤按风速验算
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中，Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2
掘进工作面取以上计算风量的最大值，Q掘为301m3/min。
经验算，所配风量符合要求。
（3）硐室配风量计算
矿井初期主变电所和一采区绞车房独立通风后期采区变电所独立通风，变电所配风量按照电器设备的发热量进行计算：
Q硐＝
式中：
Q硐——主变电所供风量,m3/min；
3600——热功当量，1Kw·h=3600kJ；
∑W——变电所中电器总功率按照最大350Kw计算；
θ——机电硐室发热系数，取0.02；
ρ——空气密度，取1.2㎏/m3；
Cp——空气的定压气热，取1.000kJ/㎏·K；
Δt——硐室进回风温差，本矿变电所进回风温按照4℃计算。
经计算，矿井主变电所配风量Q硐为87.5m3/min，一采区绞车房配风60m3/min，初期∑Q硐为147.5m3/min；后期二个采区变电所，∑Q硐为175m3/min。
（4）按柴油机车需风量计算
矿井选用3台CCG5/600FB型防爆柴油机车运输。
按单位功率的需风量指标计算：
Q柴＝q0×N
式中：
q0——单位功率的供风指标，取4.0m3/min；
N——防爆柴油机车总功率，1台CCG5/600FB型防爆柴油机车其总功率为15Kw。
Q柴＝4.0×15×3＝180m3/min
经计算，3台防爆柴油机车需风量为180.0m3/min。
（5）其它维修、行人巷道、柴油机车配风量计算
矿井需独立通风的维修、行人巷道、柴油机车配风量，初期共配风∑Q它为540m3/min；后期共配风∑Q它为530m3/min。
矿井初期、容易时期总需风量为：
Q1=（496×1＋250×1＋328.9×2＋147.5＋180＋540）×1.2
=2725.56m3/min
=45.5m3/s取46.0m3/s
矿井后期、困难时期总需风量为：
Q2=（519×1＋202×1＋260×1＋328.9×2＋175＋180＋530）×1.2
=3028.56m3/min
=50.5m3/s取51.0m3/s
根据《煤矿安全规程》规定，矿井总进风量应选以上风量计算方法中的最大值，因此，矿井初期总需风量为46.0m3/s，矿井后期总需风量为51.0m3/s。
4.2.1.2矿井风量分配
初期：
采煤工作面：
1×10.0=10.0m3/s；
抽采工作面：
1×5.0=5.0
掘进工作面：
2×6.0=12.0m3/s；
硐室配风：
3.0；
其他行人通风巷道：
16.0m3/s；
合计：
46.0m3/s。
后期：
采煤工作面：
1×12.0＋1×4.0=16.0m3/s；
抽采工作面：
1×6.0=6.0
掘进工作面：
2×6.0=12.0m3/s；
硐室配风：
4.0；
其他行人通风巷道：
13.0m3/s；
合计：
51.0m3/s。
4.2.2矿井通风总阻力计算
4.2.2.1矿井通风阻力
1、矿井通风阻力
按矿井通风最长路线估算矿井通风总阻力，通风摩擦阻力计算公式如下：
h=
式中：
h——通风摩擦阻力，Pa；
α——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4
L——井巷长度，m；
P——井巷净断面周长，m；
Q——通风井巷的风量，m3/s；
S——井巷净断面面积，m2。
通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15％。
经计算，矿井通风阻力初期为732Pa，为通风容易时期；后期为防止风速超限，设计三采区回风上山、回风暗斜井、+1788m总回风巷均采用回风平硐断面，即：
净宽为2.8，净高2.8m，墙高1.4m，净断面为7.0m2，净周长为10.0m，经调整后，后期阻力为1037Pa，为通风困难时期。
见表4-2-1、4-2-2。
2、矿井自然风压估算
矿井初期进、回风井井口高差最大为100m，小于150m，最大开采深度为99m，小于400m，自然风压忽略。
矿井后期进、回风井井口高差最大为163m，大于150m，考虑自然风压。
后期进风井平均温度取17℃，回风井平均温度取24.5℃，地面大气压力取626㎜Hg，采用下列公式计算自然风压：
he=
式中：
he——自然风压，Pa；
P0——地面井口大气压，Pa；
H——矿井开采深度，m；
T1——进风侧平均温度，K；
T2——回风侧平均温度，K；
R——矿井空气常数，干空气的常数为287J/（㎏·K）
he=
=41Pa
表4-2-1初期通风阻力计算表
序号
巷道名称
断面形状
支护方式
阻力系数
净周长
巷道长
净断面
风量
风阻
风速
负压
α
P（m）
L（m）
S（㎡）
Q（m3）
R（kµ）
V（m/s）
1
主平硐
半圆拱
砌碹
0.0045
8.8
237
5.4
28.0
0.05960
5.19
46.73
2
+1690m水平运输巷
半圆拱
砌碹
0.0045
8.8
384
5.4
28.0
0.09657
5.19
75.71
3
+1690m水平运输巷
半圆拱
砌碹
0.0045
8.8
532
5.4
18.0
0.13379
3.33
43.35
4
+1690m运输石门
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
153
6.3
18.0
0.02616
2.86
8.48
5
一采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
100
6.3
9.0
0.01710
1.43
1.38
6
一采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
90
6.3
13.0
0.01539
2.06
2.60
7
+1756m运输石门
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
186
6.3
17.0
0.03180
2.70
9.19
8
11011工作面运输巷
梯形
金属支架
0.0250
9.2
50
5.2
12.0
0.08179
2.31
11.78
9
11011工作面运输巷
梯形
金属支架
0.0250
9.2
550
5.2
10.0
0.89966
1.92
89.97
10
11011工作面
矩形
单体液压支柱
0.0350
10.6
100
5.9
10.0
0.18064
1.69
18.06
11
11011工作面回风巷
梯形
金属支架
0.0250
9.2
656
5.2
10.0
1.07305
1.92
107.31
12
回风石门
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
139
6.3
15.0
0.02376
2.38
5.35
13
+1798m正炭回风巷
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
126
6.3
46.0
0.02154
7.30
45.58
14
总回风斜巷
半圆拱
砌碹
0.0045
10.0
266
7.0
46.0
0.03490
6.57
73.84
15
回风平硐
半圆拱
砌碹
0.0045
10.0
323
7.0
46.0
0.04238
6.57
89.67
16
引风道
半圆拱
砼碹
0.0030
10.0
40
7.0
46.0
0.00350
6.57
7.40
17
小计
636.40
18
加15%局部阻力
95.46
19
合计
732
表4-2-2后期通风阻力计算表
序号
巷道名称
断面形状
支护方式
阻力系数
净周长
巷道长
净断面
风量
风阻
风速
负压
α
P（m）
L（m）
S（㎡）
Q（m3）
R（kµ）
V（m/s）
1
主平硐
半圆拱
砌碹
0.0045
8.8
237
5.4
26.0
0.05960
4.81
40.29
2
+1690m水平运输巷
半圆拱
砌碹
0.0045
8.8
560
5.4
26.0
0.14083
4.81
95.20
3
二采区轨道上山及车场
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
250
6.3
23.0
0.04274
3.65
22.61
4
二采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
60
6.3
27.0
0.01026
4.29
7.48
5
二采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
80
6.3
25.0
0.01368
3.97
8.55
6
二采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
100
6.3
23.0
0.01710
3.65
9.04
7
三采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
210
6.3
23.0
0.03590
3.65
18.99
8
三采区轨道上山
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
160
6.3
21.0
0.02735
3.33
12.06
9
运输石门
半圆拱
砌碹
0.0045
9.5
75
6.3
18.0
0.01282
2.86
4.15
10
32013工作面运输
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