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华北科技学院通风设计说明书

目录

摘要……………………………………………………………………2

井田特征及开采、开拓系统　…………………………………………3

采煤方法和井田开采、开拓　…………………………………………6　

矿井通风系统的确定……………………………………………………7　

矿井风量计算和风量分配　……………………………………………11

计算矿井通风阻力　……………………………………………………16　

选择矿井通风设备　……………………………………………………18

通风费用概算……………………………………………………………22

参考文献………………………………………………………………23

【摘要】

矿井通风系统是向矿井工作地点供给新鲜空气、以供给人员呼吸，并稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘，创造良好的矿内工作环境，保障井下作业人员的身体健康和劳动安全。

这种利用机械或自然通风为动力，使地面空气进入井下，并在井巷中做定向和定量的流动，最后将污浊空气排出矿井的全过程称为矿井通风。

包括进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。

矿井通风设计是矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节，因此必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。

其设计是否合理对全矿井的安全生产及经济效益具有长期而重要的影响。

【关键词】通风系统风量通风阻力风压通风机

1.井田特征及开采、开拓系统

1.1井田概况

本矿区气候属北方气候。

气候温和，四季明显，日照充足，春秋季短。

该煤系地层为石灰二叠纪，山西统和太原群，井田内无地质构造，埋藏稳定，均为全部可采煤层，地表平坦，有河流等自然地物，井口及工业广场选择不受地形限制，供电等系统良好。

煤层赋存状态表：

煤层

赋存

状态

M1厚（m）

3.7

M2厚（m）

4.9

煤层间距（m）

350

煤层倾角α（°）

15

煤层容重γ（t/m3）

1.41

煤层埋藏深度（m）

300

煤层顶底板岩石性质：

煤层顶底板岩石性质

M1层

顶板

岩性

伪顶

无

直接顶

泥页岩

老顶

砂岩

底板岩性

灰岩

M2层

顶板

岩性

伪顶

无

直接顶

页岩

老顶

灰岩

底板岩性

灰岩

1.2矿井采区划分与布置

1）M1层与M2层相距280m，设计时只研究M1层的开采通风情况，M2层与M1层类似。

2）把井田划分为2个阶段，每个阶段沿煤层的倾斜方向长度为720m。

3）沿煤层的走向把煤层划分为4个采区，即C1,C2,C3,C4（如图示），则每个采区的倾斜长度为720m，走向长度为1350m。

4）在每个采区内沿走向划分为3个区段,即Q1,Q2,Q3（如图示）每个区段的宽度为240m，即采掘工作面宽度为240米。

5）第一水平有两个采区同时工作，每个采区内有一个采掘工作面工作和一个准备工作面。

采区划分与布置图

C1

Q1

Q1

C4

C2Q2

C3Q2

Q3

Q3

1.3煤炭储量的计算

1.3.1矿井工业储量

Zg=S×m×γ

式中：

Zg——矿井工业储量，万t；

S——可采煤层面积，m2；

γ——煤的容重，1.41t/m3；

m——为两个可采煤层煤的厚度之和，为8.6m；

Zg=777.6×8.6×1.41=9429.2万t

1.3.2设计可采储量

Zk=（Zg－p）×C

式中：

Zk——设计可采储量,万t；

Zg——工业储量，万t；

p——永久煤柱损失量，万t；

C——矿井采出率，取0.8；

根据《煤矿安全规程》规定，井田边界要留设边界煤柱、防水煤柱以及工业广场的保护煤柱。

估算本煤田内工业煤柱、境界煤柱等永久煤柱损失约占工业储量的5%。

煤层为中厚煤层，按《矿井设计规范》要求，确定本矿的采区采出率为85%。

本煤田已探明的工业储量为9429.2万t。

根据《规程》规定，故煤田的可采储量：

9429.2×95%×80%=7166.2万t。

1.4设计生产能力及服务年限

1.4.1确定矿井的生产能力

根据井田的可采储量及地质构造，确定本矿井的设计生产能力为90万t/a。

1.4.2矿井服务年限

由T=Zk／（K×A）

其中：

T——矿井的服务年限，a；

Zk——矿井的可采储量，万t；

K——矿井储量备用系数，K取1.4；

A——矿井设计生产能力，万t/a。

经计算得T=7166.2／（1.4×90）=56.8年

因此矿井的服务年限为57年。

矿井的服务年限57年>40年符合《煤炭工业设计规范》的规定，也就是说矿井的设计生产能力定为90万t/a是合理的。

2.采煤方法和井田开采、开拓

2.1采煤方法

矿井采用立井开拓，倾斜长壁采煤法，综采工艺，全部垮落法控制顶板，中央并列式通风，副井进风，主井回风。

矿井为低瓦斯矿井，各煤层煤尘爆炸危险性不大，不易自燃。

2.2井田的开采

根据该矿井的赋存条件将井田分为两个水平，以标高-375m为界，-375m以上为第一阶段，-375m以下为第二阶段。

在地质、煤层赋存条件、煤质合适的情况下，采用下山开采能充分利用开采水平的井巷和设施，省了开拓工程量和基建的费用，延长了水平的服务年限，推迟了向下一水平延伸的期限，提高了矿井的经济效益。

该井田的走向长度为5.4km，为提高工作面的产煤率，提高第一水平的服务年限和降低设备的成本。

决定采用沿煤层走向开采顺序，并且在井田划分时采用中央分列式开采。

井筒位于沿走向的中央，将井田分为两部分。

在走向开采的过程中有前进式和后退式两种。

由于后退式开采可进一步掌握煤层情况及地质变化，采掘互相干扰较小，采空区不易漏风，巷道支护方便，决定采用后退式的开采顺序。

2.3井田的开拓

矿井采用立井开拓，倾斜长壁采煤法，综采工艺，全部垮落法控制顶板，该煤矿共有采煤工作面2个，掘进工作面8个。

硐室8个（煤仓、炸药库、绞车房、变电所），其中四个掘进工作面进行开拓，另外四个掘进工作面进行采区的准备，上下山共分为4个采区，分2个阶段进行开拓，划分为2个开采水平。

该采区东西走向长度1350m，南北倾向长度720m，4个掘进工作面完全能够保证矿井开拓、采区准备、回采的正常进行。

3.矿井通风系统的确定

3.1各类通风系统的优缺点及适用条件

3.1.1中央并列式

优点：

进回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小。

矿井反风容易，便于管理。

缺点：

风流在井下的路线为折返式，风流线路大，阻力大，井底车场附近漏风大。

工业广场受主要通风机噪声的影响和回风风流的污染。

适用条件：

煤层倾角大，埋藏深，井田走向长度小于4km，瓦斯与自燃发火都不严重的矿井。

3.1.2中央边界式

优点：

通风阻力较小，内部漏风较小，工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染。

缺点：

风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力大。

适用条件：

煤层倾角较小，埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自燃发火比较严重的矿井。

3.1.3两翼对角式

优点：

风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。

内部漏风小，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。

缺点：

井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投产较晚。

适用条件：

煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯和自燃发火严重的矿井，或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井。

3.1.4分区对角式

优点：

每个采区有独立通风路线，互不干扰，便于峋调节，安全出口多，抗灾能力强，建井期短，初期投资少，出煤快。

缺点：

占用设备多，管理分散，矿井反风困难。

适用条件：

煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷。

3.1.5区域式

优点：

既可发送通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工期。

风流线路短，阻力小。

漏风少，网络简单，风流易于控制，便于主要通风机的选择。

缺点：

通风设备多，管理分散。

适用条件：

井田面积大，储量丰富或瓦斯含量大的大型矿井

3.1.6混合式

优点：

回风井数量较多，通风能力大，布置较灵活，适应性强。

缺点：

通风设备多。

适用条件：

井田范围大，地质和地面地形复杂，或产量大，瓦斯涌出量大的矿井。

3.2选择通风机的工作方式

矿井主要通风机的工作方式有三种：

抽出式、压入式、压抽混合式。

该矿井主要通风机的工作方式采用抽出式，主要通风机分别安装在两个回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处于低于当地大气压的负压状态。

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。

3.3确定通风系统

3.3.1矿井通风系统

由于煤层倾角较大，埋藏深，瓦斯与自然发火都不太严重，因此应选择中

央分列式。

其简单示意图如下所示：

由于该矿井属于中厚的缓倾斜煤层，采用倾斜长壁采煤法。

所以采用运输机上山进风，轨道上山回风的通风系统。

3.3.2采区工作面通风系统

采区进风上山与回风上山的选择。

采区进风上山与回风上山有两种方式：

轨道上山进风，运输机上山回风和运输机上山进风，轨道上山回风。

本设计采区采用运输机上山进风，轨道上山回风。

运输机上山进风时，风流与煤流方向相反。

运输机上山的下部与进风大巷间设联络巷入风，禁止从溜煤眼上风，运输机上山的中部，上部与回风巷或回风上山连接的巷道中设置风门或风墙。

轨道上山回风，它与各区段回风巷或回风石门连通，与进风巷道连接地点，设置通风构筑物。

将轨道上山与采区进风巷隔离，其下部车场中应设两道以上风门，风门间隔不小于一列列车长度。

采煤工作面通风分上行通风和下行通风。

本设计采用上行通风。

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。

如图示：

工作面通风系统可分为：

U型,Z型,Y型,W型,双Z型,H型通风系统。

本设计采用U型通风系统。

工作面通风系统只有一条进风巷道和一条回风巷道。

如图示：

4.矿井风量计算和风量分配

4.1风量计算

4.1.1采煤工作面的需风量

每个回采工作面实际需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算然后取其最大值。

㈠采煤工作面的需要风量

由于本采区的相对瓦斯涌出量为5m3/min，故按低瓦斯矿井的实际需要风量计算。

低瓦斯矿井的采煤工作面按瓦斯涌出量的计算公式为

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温

Q基本——工作面需要的基本风量，它的计算公式是

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速

在该采区中，控顶距取4.0于采区的回采方式是综采，工作面实际采高取3.7；适宜风速应不小于1m/s，在本采区中取1.5m/s。

即Q基本=4.0×3.7×1.5×0.7=15.54m/s

K采高——回采工作面采高调整系数，在本采区中K取1.5；

K采面长——回采工作面长调整系数，在本采区中K取1.3；

K温——回采工作面温度调整系数，在本采区中K取1.3；

Q采=15.54×1.5×1.3×1.1=33.3m3/s=2000m3/min

㈡按工作面温度选择适宜的风速进行计算：

＝60×

×

式中

——采煤工作面风速,m/s;

——采煤工作面平均断面积,m2.

㈢按回采工作面同时作业人数和炸药量计算：

每人供风4m3/min

>4N＝4×25＝100m3/min

每千克炸药供风

25m3/min

>25A＝25×3.6＝90m3/min

其中N——工作面最多人数，

A——一次爆破炸药最大用量，单位kg

㈣按风速进行验算：

15S<

<240S

式中S——工作面平均断面积，m2

的最大值为2000m3/min，在上述范围内，所以回采面供风量是合理的。

备用工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量且最少不得低于采煤工作面实际需风量的50%。

＝1000m3/min

4.1.2掘进工作面的需风量计算

㈠按瓦斯涌出量计算：

=100×

×

式中

——单个掘进工作面需要风量m3/min

——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量m3/min（取2.1m3/min）

——瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5

所以

=100×2.1×1.5=315m3/min

㈡按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风

4m3/min

4N＝4×25＝100m3/min

每kg炸药供风

25m3/min

25A＝25×3.6＝90m3/min

式中N——掘进工作面最多人数，

A——一次爆破炸药最大用量，kg

㈢按风速进行验算：

岩巷掘进最低风量　

>9

＝9×5.2＝46.8m3/min

煤巷掘进最低风量

>15

=15×5.2=78m3/min

岩巷掘进最高风量　

＝240×5.2＝1248m3/min

式中

——掘进工作面的断面积m2.

的最大值为315m3/min，符合作业要求。

4.1.3井下硐室需要风量

矿井井下硐室配风原则：

井下爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量，大型矿井100～150m3/min，中小型矿井60～100m3/min。

=4V/60＝0.07V（m3/min）

式中

——井下爆炸材料需风量，m3/min

　V——井下爆炸材料库的体积，m3　

井下充电室，应按其回风风流中氢气浓度小于0.5%计算风量，规定风量不小于100m3/min。

机电硐室规定风量在60～80m3/min的范围内。

选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30

其他硐室不超过26

∑Q硐＝

+

+…+

＝80+60+60+60+70+80+70+80＝500m3/min

式中∑Q硐——所有独立硐室需要总风量，m3/min

——n个独立硐室需风量。

4.1.4其它井巷实际需风量

应按矿井各个其它巷道用风量的总和计算：

∑Q其它＝

+　…　+

式中　

…　

——各其它井巷风量，m3/min

按瓦斯涌出量计算：

=100×qCH4×K其通

式中

——第i个其它井巷实际用风量，m3/min

　qCH4——第i个其它井巷最大瓦斯绝对涌出量，m3/min

　　K其通——瓦斯涌出不均衡系数，取1.2—1.3

由于无其它井巷，所以　∑Q其它＝0

4.1.5矿井总需风量的确定

按采煤、掘进、硐室及其它地点需风量的总和计算

∑Q矿进

（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其）×K矿通

（2000×2+315×4+315×0.5×4+500+1000×2+0）×1.15＝9648.5m3/min

K矿通——矿井通风系数（抽出式取1.15—1.2）

4.2风量分配

风量分配表

序号

用风地点

个数

（个）

单位配风量

总配风量

m3/min

m3/s

m3/min

m3/s

1

回采工作面

2

2000

33.3

4000

66.7

2

备用回采面

2

1000

16.7

2000

33.3

3

掘进面

4

315

5.25

1260

21

4

备用掘进面

4

157.5

2.625

630

10.5

5

爆破材料库

1

80

1.3

80

1.3

6

采区变电所

2

70

1.17

140

2.3

7

机电硐室

2

80

1.3

160

2.6

8

绞车房

2

60

1

120

2

9

井下充电硐室

1

60

1

60

1

合计

20

3822.5

63.7

8450

140.8

5.通风阻力的计算

5.1通风风流流向

新鲜风流自地面——进风立井——进风石门——进风大巷——进风联络巷——运输机上山——区段运输平巷——采煤工作面——区段回风平巷——回风石门——总回风巷——回风立井——地面。

5.2矿井通风阻力采用下式计算

h=∑（α·L·U·Q2/S3）

式中：

h——矿井通风阻力，Pa；

α——井巷摩擦阻力系数，kgs2/m4；

L——井巷长度，m；

U——井巷净断面周长，m；

S——井巷净断面积，m2；

Q——通过井巷的风量，m3/s；

5.3通风容易时期通风阻力计算

通风容易时期的通风阻力的计算：

矿井的第一水平划分为四个采区，可按煤层的走向分别标定为采区1，采区2，采区3，采区4。

每个采区长度为1350m，其中有两个采区同时工作，每个采区有一个采煤工作面和一个准备工作面。

当采区2和采区3同时工作时，通风路线最短，通风阻力最小，此时为通风容易时期。

通风容易时期通风阻力计算如下表示：

通风容易时期通风阻力计算表

序序号

巷道名称

断面形状

支护形式

α

U

（m）

S

（m2）

L

（m）

Q

（m3/s）

h

（Pa）

v

（m/s）

1

进风立井

圆

砌碹

0.0343

17.72

25

360

160.8

362.1

6.432

2

进风石门

半圆拱

锚喷

0.008

17.44

20

65

135

20.66

6.75

3

进风大巷

半圆拱

锚喷

0.008

14

13

675

67.5

156.78

5.2

4

进风联络巷

半圆拱

锚喷

0.009

14

13

80

67.5

20.9

5.2

5

运输机上山下部

半圆拱

锚喷

0.015

14

13

250

67.5

108.88

5.2

6

运输机上山中部

半圆拱

锚喷

0.015

14

13

250

49.5

58.55

3.81

7

区段运输平巷

梯形

锚杆

0.015

13.92

11.2

675

33.3

111.24

2.97

8

工作面

梯形

液压支架

0.025

13.92

11.2

240

33.3

65.92

2.97

9

区段回风平巷

梯形

锚杆

0.01

13.92

11.2

675

33.3

74.16

2.97

10

采区上部车场

半圆拱

锚喷

0.008

13

11.2

80

33.3

6.57

2.97

11

回风石门

半圆拱

锚喷

0.008

14

13

65

67.5

15.10

5.2

12

总回风巷

半圆拱

锚喷

0.008

14

13

675

67.5

156.78

5.2

13

回风立井

圆

砌碹

0.034

17.72

25

260

135

182.71

5.4

14

局部阻力

1340.35×20%=268.07

15

合计

1340.35+268.07=1608.42

5.4通风困难时期通风阻力计算

通风困难时期通风阻力计算：

当采区1和采区4同时工作时，通风路线最长，此时为通风困难时期。

通风困难时期的通风阻力计算如下表示：

通风困难时期通风阻力计算表

序号

巷道名称

断面形状

支护形式

α

U

（m）

S

（m2）

L

（m）

Q

（m3/s））

h

（Pa）

v

（m/s）

1

进风立井

圆

砌碹

0.0343

17.72

25

360

160.8

362.1

6.432

2

进风石门

半圆拱

锚喷

0.008

17.44

20

65

135

20.66

6.75

3

进风大巷

半圆拱

锚喷

0.008

14

13

2025

67.5

470.35

5.2

4

进风联络巷

半圆拱

锚喷

0.009

14

13

80

67.5

20.9

5.2

5

运输机上山下部

半圆拱

锚喷

0.015

14

13

250

67.5

108.88

5.2

6

运输机上山中部

半圆拱

锚喷

0.015

14

13

250

49.5

58.55

3.81

7

区段运输平巷

梯形

锚杆

0.015

13.92

11.2

675

33.3

111.24

2.97

8

工作面

梯形

液压支架

0.025

13.92

11.2

240

33.3

65.92

2.97

9

区段回风平巷

梯形

锚杆

0.01

13.92

11.2

675

33.3

74.16

2.97

10

上部车场

半圆拱

锚喷

0.008

13

11.2

80

33.3

6.57

2.97

11

回风石门

半圆拱

锚喷

0.008

14

13

65

67.5

15.10

5.2

12

总回风巷

半圆拱

锚喷

0.008

14

13

2025

67.5

470.35

5.2

13

回风立井

圆

砌碹

0.034

17.72

25

260

135

182.71

5.4

14

局部阻力

1967.49×20%=393.498

15

合计

1967.49+393.498=2360.988

6.矿井通风设备的选择

6.1概述

矿井通风设备主要包括主要通风机和电动机。

矿井通风设备的要求：

矿井必须设计两套同等能力的主要通风设备，其中一套备用。

选择通风机应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使设备长期高效率运行，当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。

通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5o;离心式风机的选择设计转速不宜大于允许最高转速的90%；

进、出风井井口的高差在150米以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400米以上时，宜计算矿井的自然风压。

6.2主要通风机的选择

6.2.1通风机风量Qf

由于外部漏风，风机风量Qf大于矿井风量Qm。

Qf=kQm=1.1×160.8=176.89（m3/s）

其中Qf——主要通风机的工作风量，m3/s；

Qm——矿井需风量，m3/s；

K——漏风损失系数，在本采区中取1.1

6.2.2计算风机风压

通风机全压Hsd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm和通风机附属装置的阻力hd。

通风机在容易的时期自然风压与通风机风压作用相同，通风机有较高效率的，故从通风机系统阻力中减去自然风压，即取HN“-”值。

计算公式是：

Hsdmin=hm+hd-HN

根据第四节计算结果可知，hm=1608.42Pa

取通风机附属装置的各部分阻力hd=90Pa

取矿井通风系统在阻力最小时的自然风压为60Pa，即HN=60Pa.

Hsdmin=hm+hd-HN=1608.42+