《矿井通风》课程设计.docx
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《矿井通风》课程设计
第一节矿井概况
一、地质概况
该矿地处平原，地面标高＋150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3.3km。
井田上界以标高-165m为界，下界以标高-1020m为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08亿吨。
该矿为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年。
井田内有两个开采煤层，为k1、k2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层15°，煤层倾角15°，各煤层厚度，间距及顶底板岩性参见综合柱状图。
矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/T，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％。
综合柱状图
柱状
厚度（米）
岩性描述
240.00
表土，无流砂
8.60
砂质页岩
8.40
泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定
0.20
沙质泥岩，松软
2.40
K1煤层，块状r＝1.25
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
7.80
灰色砂质泥岩
4.80
泥岩细砂岩互层
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
0.20
泥岩，松软
2.80
k2煤层煤质中硬r＝1.28
8.20
灰白色砂岩坚硬抗压强度600～900公斤/cm2
24.86
灰色中、细砂岩层互层
二、开拓方式及开采方法
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，因走向较短，两翼各布置一个采区。
每个采区上山部分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和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在k1煤层时为1620吨/日，在k2煤层时1935吨/日，日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面产量为k1煤层时为1080吨/日，k2煤层时1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一备用的高档普采工作面。
综采工作面装备的部分机电设备如表2所示，采区巷道采用集中联合布置。
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。
部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表1。
表1井巷特征参数
编号
井巷名称
支护形式
长度（m）
断面（m2）
周长（m）
1
副井井筒
混凝土
35.8
21.90
2
井底车场及主石门
锚喷
14.2
10.4
3
井底运输大巷
锚喷
12.8
13.6
4
采区下部车场
锚喷
12.8
13.6
5
轨道上山
锚喷
10.1
12.0
6
运输机上山
锚喷
9.6
11.8
7
综采区段进风平巷
U型支架
9.6
12.9
8
综采区段回风平巷
U型支架
9.6
12.9
9
液压支架工作面
7.80
11.95
10
高档普采工作面区段进风平巷
钢轨支架
9.6
12.9
11
高档普采面区段回风平巷
钢轨支架
9.6
12.9
12
高档普采面
液压支柱
9.4
11.0
13
高档普采备用进风平巷
钢轨支架
9.6
12.0
14
区段平石门
锚喷
10.28
12.4
15
采区回风石门
锚喷
10.08
12.4
16
风井
混凝土
12.8
13.6
17
总回风平巷
锚喷
9.62
11.70
18
风峒
混凝土
表2综采工作面部分机电设备一览表
序号
地点
机械设备名称
容量（千瓦）
1
工作面
MLS3-170双滚筒采煤机
170
2
工作面
SGW-250型溜子
125×2
3
下顺槽
S2Q-75型转载机
75
4
下顺槽
SD-160运输机
150
5
工作面
KBY-62矿用支架防爆重光灯
0.062×10
井内的气象参数按表3所列的平均值选取，除综采工作面采用4-6工作制外，其它均采用三八工作制。
表3空气平均密度一览表
季节地点
进风井筒（kg/m3）
出风井筒（kg/m3）
冬
1.28
1.20
夏
1.20
1.24
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，高档普采工作面同时作业最多人数60人。
第二节矿井通风系统方案
一、提出矿井通风方式
根据该矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井前25年左右的矿井通风系统方案为：
中央边界式、两翼对角式和分区对角式。
表2—1列出了三种通风系统方案的优缺点及适用条件。
表2—1各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件
通风
方式
优点
缺点
适用条件
中
央
边
界
式
通风阻力较小，内部漏风较小。
工业广场不受主通风机噪声的影响及回风风流的污染
风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大
适用于煤层倾角较小，埋深较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井
两
翼
对
角
式
风流在井下的流动路线是直向式，风流线路短，阻力小。
内部漏风少。
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
井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投产较晚
煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与自然发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井
分
区
对
角
式
每个采区有独立通风线路，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快
占用设备多，管理分散，矿井反风困难
煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷
二、技术比较和经济比较
1.技术比较
通过表2—1对各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件的比较，考虑到本矿为两个采区，两翼对角式和分区对角式差别不大的原因，将分区对角式排除在外。
剩下两个方案，分别是方案一：
中央边界式；方案二：
两翼对角式。
2.经济比较
对方案一和方案二的粗略经济比较见表2—2
表2—2矿井通风方案经济比较
单位（万元）
项目
方案
名
称
数
量
掘进费
维护费
合计
方案一
总回风巷
1
0.3×2500=750
（40+20）×2=120
1122
风井
1
0.8×315×0.3=252
方案二
总回风巷
0
0
（20+15）×4=140
644
风井
2
0.8×315×2=504
三、选择矿井通风系统
从表2－1中可以看出中央边界式风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大不适合现在的高产高效矿井。
根据表2－2的经济比较，方案二投资成本较低，再加上本矿井煤层有自然发火危险，发火期限比较长，煤尘有爆炸性等因素，为了使每个采区互不影响，所以综上述考虑采用两翼对角式更为合理。
第三节采区通风系统
一、采区通风系统的基本要求
采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。
为此采区通风系统就满足以下要求：
⑴一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。
⑵采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。
⑶煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，并遵守下列规定：
①采煤工作面的风速，不得低于1m∕s，不大于4m∕s；
②机电设备设在回风巷时，其风流中瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测警断电装置；
③进、回风巷中，都必须设置消防供水管路。
有煤与瓦斯（二氧化碳）突出的采煤工作面严禁采用下行通风。
⑷采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。
二、确定采区的通风方式并作技术比较
本矿井各采区都设置两条上山即运输机上山及轨道上山。
为此采区通风方式有两种方案。
方案一：
轨道上山进风，运输机上山回风
方案二：
运输机上山进风，轨道上山回风
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，其回风口设置调节风窗，利用两上山间的风压差通风。
输送机上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机上山设备所散发的热量，使进风流温度升高。
此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门。
为此，根据本矿井采区条件，综合考虑采用轨道上山进风，运输机上山回风比较合理，通风管理相对较容易。
三、确定采煤工作面的通风方式并作技术比较
1.采煤工作面的各通风方式的特点及其优缺点
采煤工作面的通风系统有采煤工作面进回风巷道的布置方式和类型，可将工作面通风系统分以下几类。
⑴U型与Z型通风系统
U型后退式通风系统在我国使用比较普遍，其有点结构简单，巷道施工维修量小，工作面漏风量小，风流稳定，易于管理。
缺点是上隅角瓦斯超限，工作面进、回风巷要提前掘进，维护工作量大。
U型前进式通风系统的维护工作量小，采空区瓦斯不会漏出工作面，当漏风不大时，有一定的优越性。
其缺点是采空区支护较困难。
采用Z型后退式通风系统的工作面，采空区瓦斯不会漏入工作面，而是漏向回风巷，前进式则漏向工作面。
需要沿空支护巷道，其难度较大。
⑵Y型、W型及双Z型
这三种均为两进一回或一进两回的采煤工作面，Y型会使回风巷道风量增大，但上隅角及回风道的瓦斯不易超限，并可在上部进风道内抽放瓦斯。
后退式W型通风系统：
用于高瓦斯矿井的长工作面或双工作面。
下中进风，上回风时均为上行通风容易造成上段风速高，对防尘不利，上隅角瓦斯容易超限。
所以在瓦斯涌出量很大时，常采用上下进，中间回或者采用中间进，上下回，但存在着上、下行通风，中间回风时，可以进行瓦斯抽放。
W型前进式通风系统维护在采空区内，维护困难，漏风大。
双Z型通风系统，其中间巷分别在由工作面的两侧，前进式时，上下进风巷在采空气内，采空区的瓦斯漏向工作面，是巷道不易维护。
后退式时，回风巷在采空区内，瓦斯不涌向工作面，但巷道依然维护困难。
在双Z型通风系统中有一段是下行通风。
⑶H型通风系统
H型通风系统有两进两回，三进一回的布置形式。
特点：
工作面风量大，采空区瓦斯不漏向工作面，气象条件好，增加了工作面的安全出口，工作面机电设备却在新鲜风流中，通风阻力小，在采空区巷道中可抽放瓦斯，易于控制上隅角的瓦斯，但沿空留巷困难，由于有附加巷道影响风流稳定管理复杂。
在工作面和采空区瓦斯涌出量都在比较大时，在入风侧和回风侧都需要增加风量以稀释整个工作面的瓦斯时，可考虑用H型通风系统。
2.确定采煤工作面的通风方式
工作面的回采顺序有前进式和后退式，前进式与后退式相比，回采时不用提前掘出回采巷道，可以边采边掘，但是回采巷道的上、下顺槽的维护费用多。
并且新鲜风流首先通过采空区，漏风严重，且风流会带着采空区涌出的瓦斯进入工作面，容易使瓦斯超限。
煤层本身具有自然发火危险，前进式通风使自然发火更加容易，增加通风管理难度，故考虑采用后退式回采顺序。
由于本矿井的准备巷道是二条上山，故只能采用U型通风，再加上本矿井的煤层倾角15°，属于中等，并且本矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/t，属于中等偏上，由于瓦斯比空气轻，为了减少在上隅角产生瓦斯积聚，因此采用上行通风方式。
四、确定主要通风机的工作方法并作技术比较
1.主要通风机的工作方法
主要通风机的工作方法有三种：
抽出式、压入式、压抽混合式。
各主要通风机工作方式的优缺点及适用条件如下：
⑴抽出式
主要通风机安装在回风井口，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，比较安全。
⑵压入式
主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。
在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。
当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。
⑶压抽混合式
在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设一风机作抽出式工作。
通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。
其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。
2.技术比较并确定主要通风机的工作方法
采区通风必须满足《煤矿安全规程》的规定。
每一个生产水平和每一个采区，都必须布置回风道，实行分区通风。
回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。
对于煤层倾角大的回采工作面应采用上行通风。
采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。
因为只考虑服务年限的头25年故混合式不于考虑。
抽出式：
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，比较安全。
压入式：
主要通风机安设在入风井口，在压入式通风机的作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气的正压状态。
在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外停止漏出。
当主要通风机运转时，井下风流的压力降低。
采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理难度加大，且漏风严重。
所以，通过比较，选择抽出式通风，通风管理较容易，安全可靠性好。
第四节矿井风量计算及确定
一、矿井风量计算原则
矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
⑴按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟共计风量不得少于4m³；
⑵按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
二、矿井需风量计算
1.采煤工作面需风量的计算
采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取得最大值。
⑴按瓦斯涌出量计算
Qwi＝100×Qgwi×kgwi
式中：
Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/min。
Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min。
kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。
生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。
通常机采工作面取kgwi＝1.2～2.1；炮采工作面取kgwi＝1.4～2.0；水采工作面取kgwi＝2.0～3.0。
Qgwi＝日产量×6.6/（24×60）
综采：
K1煤层：
Qwi＝100×Qgwi×kgwi
＝100×7.425×1.2
＝891m3/min
K2煤层：
Qwi＝100×Qgwi×kgwi
＝100×8.869×1.2
＝1064m3/min
高档普采：
K1煤层：
Qwi＝100×Qgwi×kgwi
＝100×4.95×1.2
＝594m3/min
K2煤层：
Qwi＝100×Qgwi×kgwi
＝100×5.9×1.2
＝709m3/min
备用高档普采工作面需风量按正常生产的工作面需风量的50%计算
709×50%＝355m3/min。
⑵按工作面进风流温度计算
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4—1的要求。
表4—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-1
<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
采煤工作面的需要风量计算：
Qwi=60
Vwi
Swi
Kwi
式中Vwi——第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表4—1中选取，m/s；
Swi——第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2
Kwi——第i个工作面的长度系数，可按表4—2选取。
表4—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Kwi
<15
50～80
80～120
120~150
150~180
>180
0.8
0.9
1.0
1.1
1.2
1.30~1.40
Vwi按其进风流温度选取1.0m/s。
由于本矿井地处平原，故采煤工作面进风流气温为20℃，工作面长150米，长度系数kwi选取1.1。
高档普采需风量：
K1煤层Qwi ＝60×Vwi×Swi×Kwi
＝60×1.0×9.4×1.1
＝620.4m3/min
K2煤层Qwi ＝60×Vwi×Swi×Kwi
＝60×1.0×9.4×1.1
＝646.8m3/min
综采需风量：
K1煤层Qwi ＝60×Vwi×Swi×Kwi
＝60×1.0×7.8×1.1
＝515m3/min
K2煤层Qwi ＝60×Vwi×Swi×Kwi
＝60×1.0×7.8×1.1
＝515m3/min
⑶按工作人员数量计算
Qwi ＝4×nwi
式中：
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min。
nwi——第i个工作面同时工作的最多人数，个。
综采：
Qwi＝4×nwi
＝4×40
＝160m3/min
普采：
Qwi ＝4×nwi
＝4×60
＝240m3/min
⑷按风速进行验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Qwi≥60×0.25×Swi
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Qwi ≤60×4×Swi
按最低风速验算最小风量：
K1高档普采：
60×0.25×9.4＝141m3/min
K2高档普采：
60×0.25×9.4＝141m3/min
按最高风速验算最大风量：
K1高档普采：
60×4×9.4＝2256m3/min
K2高档普采：
60×4×9.4＝2256m3/min
按最低风速验算最小风量：
K1综采：
60×0.25×7.8＝117m3/min
K2综采：
60×0.25×7.8＝117m3/min
按最高风速验算最大风量：
K1综采：
60×4×7.8＝1872m3/min
K2综采：
60×4×7.8＝1872m3/min
根据风速验算各个工作面的风量都符合要求。
用以上四种方法对采区每个独立通风的回采工作面进行计算，选择最值作为每个回采工作面所需风量，把这些风量和采区内独立通风的备用工作面所需风量累加起来，就是采区内回采工作面和备用工作面所需的总风量。
根据经验，考虑综采工作面漏风取10﹪，即：
（1064+709）×10﹪=177m3/min
3.掘进工作面需风量的计算
根据经验得掘进工作的分量为：
岩巷的风量为150～240m3/min；煤巷的风量为240～300m3/min。
考虑到本矿为底瓦斯矿，且又用两翼对角式通风，故本矿岩巷巷掘进工作面风量定为150m3/min，煤巷掘进工作面定为250m3/min。
根据风速进行验算：
每个岩巷掘进工作面的风量为：
Qhi≥60×0.15×Swi
每个煤巷掘进工作面的风量为：
Qhi≥60×0.25×Swi
式中：
Swi——第i个掘进巷道段面积，m2
岩巷：
0.15×60×10.1=91m3/min
煤巷：
0.25×60×9.6=144m3/min
根据风速验算各个工作面的风量都符合要求。
4.硐室需风量计算
采区各硐室的风量可按经验值来确定，又结合本矿为低瓦斯矿的实际情况确定为：
采区绞车房Q=60m3/min。
5.矿井总风量计算
矿井的总风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：
Qm=（∑Qwt＋∑Qht＋∑Qrt＋∑Qot）KWZ
式中：
∑Qwt——采煤工作面和备用工作所需风量之和，m3/min。
∑Qht——掘进工作面所需风量之和，m3/min。
∑Qrt ――硐室所需风量之和，m3/min。
∑Qot――其他用风地点所需风量之和，为以上工作面所需风量的总和的3％m3/min。
KWZ――采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般取1.2～1.25
矿井容易时期：
西翼容易：
∑Qwt=1064+709=1773m3/min
∑Qht=250×2=500m3/min
∑Qrt=60×3=180m3/min
∑Qot=（1773+500+180）×3％=74m3/min
Q西容=（1773+500+180+74）×1.2=3032m3/min
东翼容易：
∑Qwt=1064+709+355=2128m3/min
∑Qht=250×2=500m3/min
∑Qrt=60×3=180m3/min
∑Qot=（2128+500+180）×3％=84m3/min
Q东容=（2128+500+180+84）×1.2=3470m3/min
Q矿容=Q西容+Q东容=3032+3470=6502m+/min
矿井困难时期：
西翼困难：
∑Qwt=1064+709=1773m3/min
∑Qht=250×2+150=650m+/min
∑Qrt=60×3=180m3/min
∑Qot=（1773+650+180）×3％=78m3/min
Q西难=（1773+650+180+78）×1.2=3217m3/min
东翼困难：
∑Qwt=1064+709+355=2128m3/min
∑Qht=250×2+150=650m3/min
∑Qrt=60×3=180m3/min
∑Qot=（2128+650+180）×3％=89m3/min
Q东难=（2128+650+180+89）×1.2=3656m3/min
Q矿难=Q西难+Q东难=3217+3656=6873m3/min
第五节绘制通风系统图
一、确定矿井通风困难时期和容易时期的开采位置
矿井通风容易时期，上山采区东西两翼的第一个区段各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，共计四个工作面，东翼布置一个备用高档普采工作面.东西两翼各布置两个独立通风的煤层平巷掘进头，各有一个绞车房和一个采区变电所。
矿井通风困难时期，下山采区东西两翼的第四个区段K2煤层各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，共计四个工作面，东翼布置一个备用高档普采工作面.东西两翼各布置两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头，各有一个绞车房和一个采区变电所。
二、绘制两个时期的通风系统示意图和网络图
第六节矿井通风阻力计算
一、矿井通风总阻力计算
矿井通风总阻力是指风流由进风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻
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