矿井通风系统课程设计

矿井通风系统课程设计

姓 名 班 级: 学 号: 指导教师：

2011年1月20日

1

目 录

第一章 矿井通风系统的拟定 ...................................................................... 4 一、矿井通风系统 .............................................................................. 4 二、拟定矿井通风系统 ...................................................................... 8 第二章 矿井风量的计算和分配 ............................................................ 12 一、矿井风量的计算 ........................................................................ 12 二、风量的分配 ................................................................................ 19 第三章 矿井通风阻力计算 .................................................................... 22

一、计算的原则： .......................................................................... 22 二、矿井通风阻力的计算 ................................................................ 23 第四章 矿井通风设备选型 .................................................................... 24 一、矿井通风设备的要求 ................................................................ 24 二、主要通风机选型 ........................................................................ 24 第五章 概算矿井通风费用及评价 ...................................................... 30 一、吨煤的通风电费 ........................................................................ 30 二、矿井等积孔、总风阻 ................................................................ 30 主要参考文献 .................................................................................. 36

2

矿井通风课程设计

摘要

矿井通风系统设计是矿井总体设计的一个重要组成部分，是保证矿井安全生产的重要组成部分。其基本任务就是结合矿井开拓与开采设计，建立一个安全可靠、技术先进、经济合理和便于管理的通风系统，并在此基础上计算各用风所需风量、总风量与总风压，选择矿井通风设备，再概算通风费用。因此，必须配合其他生产环节来周密考虑、精心设计以达到最佳效果。

题目：某煤矿井田东西走向长约3 Km，南北倾向宽约1.7Km，井田面积约4.5519Km2，井田总体呈单斜构造，煤层倾角大部分小于15°，属缓倾斜煤层。顶板为黑色泥岩，致密而均一，底板为灰白色细—中粒砂岩，煤层厚度0.84～6.69米，平均5.9米，以镜煤、亮煤为主，含黄铁矿，煤层夹矸0～3层，倾角10°～14°。矿井煤层自燃发火期为1个月，自燃趋势较突出的是2月～3月。煤尘具有爆炸性，爆炸指数为40.3%。矿井属低瓦斯矿井。设计生产能力为90万t/年。

矿井属于低瓦斯矿井，采用斜井单水平上下山开拓，矿井的采煤方法为走向长壁，采煤工艺为综采放顶煤。采用中央边界式通风方式。风井设在采区的边界。主、副井进风，风井回风。矿井通风难易时期的系统示意图见后。采区采用轨道上山、运输上山进风，专用回风巷回风。工作面采用U型后退式开采，采煤工作面风流流动形式是上行通风。综放面平均控顶距为3.96m，实际采高4.1 m，工作面面长150米，工作面温度20℃，回采工作面同时作业人数最多90人。矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为3.2 m3/min，掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量7.2kg，掘进工作面同时工作的最多人数40人。

3

第一章 矿井通风系统的拟定

一、矿井通风系统

矿井通风系统是矿井通风方式、通风方法和通风网络的总称。矿井通风系统是由通风机和通风网络两部分组成。风流由入风井口进入矿井后，经过井下各用风场所，然后进入回风井，由回风井排出矿井，风流所经过的整个路线称为矿井通风系统。矿井通风系统是由向井下各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路和通风动力以及通风控制设施等构成的工程体系。矿井通风系统与井下各作业地点相联系，对矿井通风安全状况具有全局性影响，是搞好矿井通风防尘的基础工程。无论新设计的矿井或生产矿井，都应把建立和完善矿井通风系统，作为搞好安全生产，保护矿工安全健康，提高劳动生产率的一项重要措施。矿井通风系统按服务范围分为统一通风和分区通风；按进风井与回风井在井田范围内的布局分为中央式、对角式和中央对角混合式；按主扇的工作方式分为压入式、抽出式和压抽混合式。此外，阶段通风网络、采区通风网络和通风构筑物，也是通风系统的重要构成要素。防止漏风，提高有效风量率，是矿井通风系统管理的重要内容。

（1）统一通风和分区通风

一个矿井构成一个整体的通风系统称为统一通风；划分为若干个独立的通风系统，风流互不干扰，称为分区通风。拟订矿井通风系统时，首先应考虑采用统一通风还是分区通风。

我国金属矿山采用统一通风的较多。统一通风，进排风比较集中，便于管理。开采范围不大的矿井，特别是深矿井，采用全矿统一通风比较合理。

分区通风具有风短路、阻力小、网路简单、风流易于控制等特点。因此，在一些矿体埋藏较浅且分散的矿山或矿井开采浅部矿体的时期，得到了广泛的应用。但是，由于分区通风需要具备较多的进排风井，它的推广使用就受到一定的限制。

是否适合分区通风，主要看开凿通达地表的通风井巷工程量的大小或有无现成的其他井巷可供利用。一般说来，在下述条件下，采用分区通风比较有利：矿体埋藏较浅切分散，开凿通达地表的通风井巷工程量较小，或有现成的井巷可供利用；矿体埋藏较浅，走向长，产量大，若构成一个通风系统，风路长，漏风大，

4

网路复杂，风量调节困难；开采围岩或矿石有自然发火危险的规模较大的矿井。

（2）进风井与回风井的布局

每一通风系统至少有一个可靠的进风井和一个可靠的回风井。在一般情况下，均以罐笼提升井兼做进风井，箕斗井和箕斗、罐笼混合井则不做进风井。这是因为，装卸矿过程中产生大量粉尘能造成风流污染的缘故。排风井通常均为专用，因为排风风流中含有大量有毒气体和粉尘。

按进风井和排风井的相对位置，可分为中央式、对角式和中央对角混合式三类不同的布置形式：中央式，是进风井与排风井均位于井田走向的中央，风流在井下的流动路线呈折返式；对角式，是进风井在矿体一翼，排风井在矿体另一翼，或者进风井在矿体中央，排风井在两翼，风流在井下的流动路线呈直线式；中央对角混合式，当矿体走向长，开采范围广，采用中央式开拓，可在井田中部布置进风井和回风井，用于解决中部矿体开采时通风；同时在矿井两翼另开掘回风井，解决边远矿体开采时的通风。

由于矿体赋存条件复杂，开拓、开采方式多种多样，在矿井设计和生产实践中，要结合各矿具体条件，因地制宜，灵活运用，而不要受上述类别的局限。

矿井通风系统是指矿井通风方式、通风方法、通风网络和通风设施的总称。它包括从进风到回风的全部路线。《规程》对矿井通风系统的基本要求是：

⑴进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵扰的地方，并能防洪、防冻。矿井排风和主通风机噪音不得造成公害。

⑵箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时，必须符合《规程》对风速、防尘和消防的要求。箕斗提升井兼作回风井时，必须有完善的防尘和封闭设施。且漏风率不得超过15%。装有带式输送机的井筒兼作回风井，井筒中的风速不得超过6m/s，且必须装有甲烷断电仪。

⑶矿井必须采用机械通风。主要通风机或分区的主通风机必须安装在地面，主要通风机要设防盗门（盖）、反风设施和专用供电线路。

⑷禁止把两个独立通风的矿井合并为一个通风系统。若矿井有几个出风井，则各通风子系统需保持独立。各水平、各采区风流保持独立，进、回风流严格分开。

⑸多台通风机联合运转应稳定可靠，总进风和总回风巷断面积不宜过小，尽

5

量减少公共风路的风阻，防止多台风机相互影响。

⑹尽可能采用并联通风，并使各条风路的阻力接近相等。避免在通风系统中设置过多的风桥、风门、调节风窗等通风构筑物。 （一） 矿井通风的方法

根据风流获得动力的来源不同，矿井通风的方法可分为自然通风和机械通风。根据矿井通风压力状态分为正压通风和负压通风。

⑴自然通风。利用自然因素产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法称为自然通风。自然风压的大小和风流方向，主要受地面气温变化、高差、井口的风速等影响。其实质上是进回风进口的空气密度差引起。

采用机械通风的矿井，自然风压也是始终存在的，并在各个时期内影响着矿井通风工作。对于自然风压较大的深井，自然风压对矿井通风起着重要作用，而且它在夏季内可能会出现风流的反向，这在通风管理工作中，应予以充分重视，特别是高瓦斯矿井尤应注意。

⑵机械通风。利用通风机转动产生的通风动力，致使空气在井下巷道中流动的通风方法称之为机械通风。根据通风机的工作方式不同，可分为抽出式通风（负压通风）、压入式通风（正压通风）和混合式通风三种。

（1）抽出式通风是将矿井主通风机安设在出风井一侧的地面上，新风经进风井流到井下各用风地点后，污风再通过风机排出地表的一种矿井通风方法。

抽出式通风的特点是：在矿井主要通风机的作用下，矿内空气处于低于当地大气压力的负压状态，当矿井与地面间存在漏风通道时，漏风从地面漏入井内。抽出式通风矿井在主要进风巷无需安设风门，便于运输、行人和通风管理。在瓦斯矿井采用抽出式通风，若主要通风机因故停止运转，井下风流压力提高，在短时间内可以防止瓦斯从采空区涌出，比较安全。因此，目前我国大部分矿井，一般多采用抽出式通风。

（2）压入式通风是将矿井主通风机安设在进风井一侧的地面上，新风经主要通风机加压后送入井下各用风地点，污风再经过回风井排出地表的一种矿井通风方法。

压入式通风的特点是：在矿井主通风机的作用下，矿内空气处于高于当地大气压力的正压状态，当矿井与地面间存在漏风通道时，漏风从井内漏向地面。压

6

入式通风矿井中，由于要在矿井的主要进风巷中安装风门，使运输、行人不便，漏风较大，通风管理工作较困难。同时当矿井主通风机因故停止运转时，井下风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，造成瓦斯积聚，对安全不利。因此，在瓦斯矿井中一般很少采用压入式通风。

（3）混合式通风是在进风井和回风井一侧都安设矿井主要通风机，新风经压入式主要通风机送入井下，污风经抽出式主要通风机排出井外的一种矿井通风方法。

混合式通风的特点是：能产生较大的通风压力，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状态，其正压或负压均不大，矿井的内部漏风小。但因使用的风机设备多，动力消耗大，通风管理复杂，一般很少采用。

（二） 矿井通风方式

选择矿井通风方式一般是针对服务范围来确定的。如果矿井的服务年限不长(10～20a)，则服务范围为整个矿井；如果矿井范围较大，服务年限较长(30～50a)，则只考虑头15～25a的开采范围作为服务范围；这时服务范围往往是第一水平；或者包括第一、第二水平在内。对于服务范围之外的后期通风系统，设计中只作粗略的考虑。

1）中央并列式的使用条件：煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大(≤4km)，瓦斯、自然发火都不严重，在此条件下，采用中央并列式是比较合理的。

尽管存在着风路较长，阻力较大，采空区的漏风较大的缺点，但对于瓦斯、自然发火不严重的矿井来说，这并不很重要。同时，由于产生的阻力较大，通风电力费较大，进风与出风两井筒之间的漏风较大，箕斗井回风时外部漏风较大等，这些缺点对走向不大的矿井来说也不是一个很大的问题。

2）中央分列式的适用条件：一般地说，这种通风方式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大（≤4km），而且瓦斯，自然发火比较严重的新建矿井。与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，建井期限略长，有时初期投资稍大（多打一个出风井，少掘一条总回风石门），但相差不悬殊。

如果中央有两个井筒，以后在延深井筒、做深部通风的准备工作时，也就不会困难，这种方式由于多打一个直通地面的回风井，所以矿井的通风阻力较小，

7

内部漏风小，这对于瓦斯，自然发火的管理工作是比较有利的，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响，从回风系统铺设防尘洒水管路系统都比较方便。

3）两翼对角式的适用条件：一般认为，这种布置方式（指对角风井位于浅部边界附近者）适用于煤层走向较大（超过4 km）、井型较大、煤层上部距地面较浅、瓦斯和自然发火严重的新建矿井。

它的优缺点，完全和中央并列式相反，比中央分列式的安全性更好，但初期投资更大。如果能够进行相向掘进，就能适当减轻建井期限长，投产较晚的缺点。有些瓦斯等级不高，但煤层走向较长、产量较大的新矿井，也可采用这种通风方式。

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道(因会穿出地面)，在此条件下，开采第一水平时，只能采用这种小风井(立井、斜井或平峒)分区通风的布置方式。每个采区各有独立通风路线，互不影响，是主要优点。

对于一个实际条件下的矿井，并不唯一只适用某种通风系统，往往是有几种通风系统都可考虑，很难肯定哪种最好，这时就得进行方案比较，即除了作技术分析外，还要进行经济比较，然后选定。

（三）通风网络

一般把矿井和采矿区通风系统中风流分流、回合的线路结构形式称为通风网络。由于矿井开拓的方式和采区巷道布置不同，通风网络飞的连接方式也就不一致，大体分为：串联、并联、角联、和复杂连接4种类型。由于矿井通风系统是一个动态的系统，尤其是矿井通风网络拓扑结构随着矿生产的发展而变化，因此矿井通风系统的设计应由静态设计向动态设计方向发展。矿井通风系统优化设计、规化和调节的计算要准确，最好应用计算机软件处理，优化方法由线性向非线性优化方向发展，使得优化结果更加合理有效。针对以上矿井通风系统容易出现的问题，结合所查资总结出以下几点解决办法： 建立合理的风网结构优化矿井风网结构，能使主要通风机与矿井风网的最佳匹配，使矿井通风系统稳定、可靠，并达能达到节能降耗的目的。

二、拟定矿井通风系统

8

矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要一环。矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。

拟定矿井通风系统主要是拟定进风井与回风井的布置方式，矿井风流路线，矿井主要通风机的工作方法，这是矿井通风设计的基础。

矿井通风系统应和矿井的开拓、开采设计一起考虑，并通过技术、经济比较之后确定。确定的通风系统，应符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。

矿井通风系统的基本任务是：

（1）、供给井下足够的新鲜空气，满足人员对氧气的需要。 （2）、冲淡井下有毒有害气体和粉尘，保证安全生产。 （3）、调节井下气候，创造良好的工作环境。 矿井通风系统设计依据的基础资料 （1）、 矿井自然条件： a) 地质、地形图；

b) 煤岩中的游离二氧化碳含量;

c) 煤层的瓦斯含量和压力以及瓦斯和二氧化碳涌出量； d) 煤的自燃倾向性及自燃发火期；

e) 煤尘爆炸性指数；矿区气候条件（年最高、低气温和年平均气温

常年主导风向，地温及地温增深率）。 （2）、矿井生产条件： a) 矿井年产量及服务年限； b) 矿井的开拓、开采与运输系统；

c) 各采区储量及按年限分配的位置与产量分配情况； d) 同时开采的煤层数、采区数、采掘工作面数； e) 井下同时工作的最多人数； f) 同时爆破的最多炸药消耗量； g) 井巷断面及支护形式等。

（3）、邻近生产矿井与通风设计有关的经验数据或统计资料及风量计算方

9

法。

（4）、各种技术经济参数、性能的资料以及有关法规与政策规定。 在符合实际情况时，应尽可能多的收集和准备以上基础资料，以达到最佳的矿井通风设计系统，大大提矿井的高安全生产及效益。 （一）拟定矿井通风系统的基本要求

1、每个矿井必须至少要有2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少于30米。新建和改扩建矿井，如果采用中央式通风时，还要在井田边界附近设置安全出口；当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时，必须掘出井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和每个采区至少都必须有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通。通到地面的2个安全出口和2个水平间的安全出口，都必须有便于行人的设施（台阶和梯子间等）。

2、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500米。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。 3、箕斗提升井一般不应兼作进风井或出风井。如果井上、下装卸载装置和井塔有完善的封闭措施，其漏风不超过15%，并有可靠的防尘措施，箕斗井可以兼作出风井；若井筒中风速不超过6m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准，箕斗井可以兼作进风井。胶带输送机斜井一般不得兼作风井。如果胶带输送机斜井中的风速不超过4m/s，并有可靠的防尘措施和防火措施，可以兼作进风井；如果胶带输送机斜井中的风速不超过6m/s，并装有甲烷断电仪，可以兼做回风井。

4、所有矿井都要采用机械通风，主要通风机必须安装在地面。新建矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机联合运转。

5、不宜把两个可以独通风的矿井合并为一个通风系统；若有几个出风井，则自采区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、采用分区式（多台主要通风机）通风时，为了保证联合运转的稳定性，总进

10

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）每一翼的回风流都必须严格隔开。

7、尽可能降低通风阻力。尽量采用并联通风，并使主要并联风路的风压接近相等，以避免过多的风量调节。尽可能利用旧巷道通风。

8、尽可能避免设置大量风桥和风门或采用容易引起大量漏风的通风系统。 9、井下爆炸材料库必须有单独的进风流，回风必须引进矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风风流应引入回风巷。 10、矿井有效风量率应在60%以上。

11、采场、二次破碎巷道和电耙道，应该利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业。

12、主要通风机设反风装置，要求10min内实现反风，反风量大于40%。 13、进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3。

14、主回风巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体污染，井口排风不得造成公害。

(二) 矿井主要通风机工作方法的选择

根据矿井的实际情况，结合上述机械通风中队主要通风机工作方法抽出式、压入式、和混合式3种类型描述的特点，选择适当的矿井主要通风机的工作方式。

一般来说，矿井主要通风机工作方法采用抽压式。当地形复杂、老窖多、且出风井较多时、可采用压入式通风。宁武陈家沟煤矿采用抽压式通风机。 (三) 矿井进风井与回风井的选择

①确定服务范围内的通风容易和通风困难两个时期的位置；

②确定采区内的通风系统，即确定采用轨道上山还是运输上山进风； ③确定采煤工作面采用U型、Z型、Y型还是W型通风系统，这些都要经过技术经济比较才能确定；

④根据采掘比确定掘进头的数目和位置； ⑤绘制两个时期的通风系统图、立体图和网络图。

根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。

11

第二章 矿井风量的计算和分配

对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算：

一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需风量。

另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。

矿井总风量即井下各个工作点的有效风量与各条风路上的漏风量只总和。

一、矿井风量的计算

矿井风量计算根据相关设计手册和规范,一般分别按井下同时工作最多人数计算和按采煤、掘进、硐室

等处实际所需风量计算,公式如下: （ 1 ） 按井下同时工作最多人数计算

=4

(90+40)

1.10=462m3/min=7.7m3/s

式中：N—— 井下同时工作的最多人数

K —— 井下通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取k =1.2——1.25.采用中央并列式的通风系统时，K＝1.45；采用中央分列式或对角式通风系统时，K＝1.10——1.15。

( 2 )按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算

采用的是由内到外的计算原则,即由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各采区风量,最后求出全

12

矿井总风量：

式中: Q —矿井总风量,m3/min ;

—采煤工作面实际需风量总和, m3/min ;

—掘进工作面实际需风量总和, m3/min;

—独立通风硐室实际需风量总和m3/min;

—除采、掘、硐室外其它需风量总和, m3/min; K — 矿井通风系数;

N — 井下同时工作最多人数。

1) 采煤实际需求风量，应按照矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和来计算：

式中：Qai—第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Qdi—第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。 采掘工作面所需风量计算中,包括按瓦斯(二氧二碳) 涌出量、按炸药使用量、按工作人员数量分别计算,采面和掘进面还需按工作面温度和按局部通风机吸风量分别进行计算,并对计算的风量进行风速验算。各个独立供风的硐室,应根据不同类型的硐室分别进行计算,但对小型煤矿可根据经验值进行配风。其它巷道所需风量一般可按采煤、掘进,硐室的总风量的3 %～5 %进行考虑。

小型煤矿的风量计算根据煤矿安全监察条例的要求,是按上面提到的以井下同时工作最多人数计算的矿井风量和按采煤、掘进、硐室等处实际需风量分别计算后汇总的矿井风量相比后,取最大计算风量。对于采掘工作面的风量计算的各种公式,分别考虑到了稀释瓦斯、稀释炸药产生的CO 等有害气体、工作面良

13

好的气候条件、人员的最低需风量、合适的风速等要求,而对于小型煤矿,一般情况下对于采掘工作面,以瓦斯涌出量计算的风量值较大,故从上面的风量计算公式中可知,瓦斯涌出量的取值至关重要。

矿井和采掘工作面的瓦斯数据的取值,是根据煤层瓦斯含量预测瓦斯涌出量,或按矿井实际瓦斯涌出量和瓦斯梯度推算,但由于大多数小煤矿瓦斯基础资料匮乏,一般都是采用矿井瓦斯等级鉴定报告中的数据进行计算;新建矿井由于瓦斯资料不足一般借鉴和采用邻近矿井的瓦斯资料进行计算,故同样也是采用邻近矿井的瓦斯等级鉴定报告中的数据。

（1）、按瓦斯涌出量计算

低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算公式）：

式中：Qai——采煤工作面需要的风量，m3/min；

Qal——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；一般按下

式计算：工作面控顶距面70%）

工作面实际采高（工作面有效断

适宜风速（不小于1m/s）；

Kah——采煤工作面采高调整系数 Kal——采煤工作面长度调整系数； Kap——采煤工作面温度调整系数。

表2.1回采工作面采高调整系数

采 高 系数(K采高)

表2.2回采工作面长度调整系数

回采工作面长度(m) 80～150 150～200 >200 <2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 2.5～5.0及放顶煤面 1.5 14

长度调整系数(K长)

1.0 1.0～1.3 1.3～1.5 表2.3回采工作面温度与对应风速调整系数

回采工作面空气温度（℃） <18 18～20 20～23 23～26 26～28 28～30 采煤工作面风速（m/s） 0.3～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 1.8～2.5 2.5～3.0 配风调整系数K温 0.90 1.00 1.00～1.10 1.10～1.25 1.25～1.4 1.4～1.6 代入上式得：Qai=3.96×4.1×0.7×1.3×1.5×1×1

=22.16 (m3/s)

（2）按工作面温度选择适宜的风速计算：

采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合要求： 长壁工作面实际需要风量(Qai)，按下式计算：

, m3/min

式中：Vai——第i个采煤工作面风速，m/s;

Sai——第i采煤工作面的平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算。

其他采煤工作面实际需风量可按良好的劳动气象条件计算。

(3) 按同时作业人数和炸药量计算实际需要风量(Qai）: 按每人供风量≮4 m3/min；

；

=4×90=360 (m3/min)=6 （m/s）

15

没千克炸药供风≮25 m3/min；

=25×7.2=180( m3/min)=3（m/s）

;

式中Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数；

A ——一次爆破炸药的最大用量，kg。 取最大值Qai=22.16m/s （4）按风速进行验算：

按最低风俗验算，各个采煤工作面的最低风量（Qai）:

0.7=2.8(m/s)

式中Sai——第i个采煤工作面的平均断面积，㎡。 按最高风险验算，各个采煤工作面的最高风量（Qai）:

=240×3.96×4.1×0.7=45.5(m/s)

=15×3.96×4.1×

根据上述计算， 22.16m3/s符合。

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，备用工作面不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。

所以备用工作面风量取22.16×50%=11.1（m3/s） 2)掘进工作面所需风量

每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。

（1）按瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量计算；

式中：Qbi——第i个掘进工作面回风流中的瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；

16

qbi ——第i个掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数（正常生产条件下，连续观察1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），一般取kbi=1.5——2。

按二氧化碳涌出量的计算，可参照按瓦斯涌出量计算的方法执行。 Qbi=100×3.2×1.9=10.1(m/s)

（2）按炸药量计算掘进工作面需要的风量（Qbi）： 每千克炸药供风≮25 m3/min：

式中： Ai—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，kg。

=25×7.2=3(m/s)

（3）按人数计算掘进工作面实际需要风量（Qbi） 每人供风≮4 m3/min：

式中: Ni——第i个掘进工作面同时工作的做多人数。

Qbi取10.1 m/s （4）按风速进行验算： ①按最低风速验算:

=4×40=2.7(m/s)

各个岩巷掘进工作面的最低风速量（Qybi）

式中：Sybi——第i个岩巷掘进工作面的断面积，㎡。取8.5㎡ 各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最低风量（Qmbi）

17

式中:Smbi—第i个煤巷掘进工作面的断面积。取8.5

②按最高风速验算：

各个岩巷、煤巷或半煤岩掘进工作面的最高风量（Qbi）

式中：Sbi——第i个掘进工作面的断面积，㎡。

根据上述计算，10.1m3/s符合。 3）硐室实际需要风量

硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，

式中：Q火——火药库实际需要风量，按每小时4=4V/60=0.07V (m3/s)

Q火

V——井下爆炸材料库的体积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m3)，一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min；这里取80既1.333 m3/s

Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min

机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。

Q即

Wi ——机电硐室中运转的机电总功率，kW；

(1-μi )—— 机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0. 23；水泵房取0.02～0.04；

机

——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，

18

860——1kW/h的热当量数，千卡； μi Δt

——机电设备效率；

——机电硐室进回风流的气温差，℃；

Q采硐 —— 采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80 m3/min ；这里都取80既1.333 m3/s

Q其它硐 ——其它硐室所需风量，根据具体情况供风即：

=1.333+1.333+1.333 =3.999（m3/s）

4）矿井总风量

Qkj(QcjQjjQdjQgj)Kkj

=(22.16+10.1+11.1+3.999) ×1.20 = 56.8 式中：Qkj ——矿井总进风量，m3/s；

∑Qcj ——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qjj ——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qdj ——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；

∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，

m3/s；

Kkj ——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取

1.15～1.25。

二、风量的分配

将各用风点计算的风量值乘以备用系数K，就是配给用风地点所在巷道的风量。如各个掘进巷道和峒室的风量就是这样确定的。但是采煤工作面的风量只配给各自计算的风量，由备用系数确定的风量考虑从采空区走。因此在U型通风的上顺槽和下顺槽的风量是采煤工作面的计算风量乘以备用系数。

19

图2.1巷道配风量的确定 图2.2 形通风系统上平巷和下平巷风量的确定

从各个用风地点开始，逆风流方向而，遇分风点则加上其它风路的分风量一起分配给未分风前那一条风路，作为该风路的风量，直至确定进风井筒的总进风量。这一风量应该等于刚才计算的矿井总风量。如果是压入式通风，则要加上矿井外部漏风量，才能得出通过压入式主要通风机的总风量。

图2.3进风线路的配风计算 图2.4 回风线路的配风计算

图2.5网络通风图

20

风量分配

容易时期 副井:56.8 m3/s 井底车场:56.8 m3/s 运输大巷:56.8 m3/s

运输上山4－5: 56.8-1.333×3-1.65×4-11.3=34.901 m3/s 运输上山5－6：34.901-11.1=23.801 m3/s 运输平巷6－7： 24.761-1.65=22.16 m3/s 工作面： 22.16 m3/s 回风平巷：22.16 m3/s 回风大巷56.8 m3/s 风井 56.8 m3/s 困难时期

副井 56.8 m3/s

21

井底车场 56.8 m3/s 运输大巷 56.8 m3/s

运输上山4～5 56.8-1.333×3-1.65×2-11.3=38.201 m3/s 运输上山5~6

38.201-1.65×2-11.1=23.801 m3/s

运输平巷6～7 23.801-1.65=22.16 m3/s 工作面7～8 22.16 m3/s 回风平巷8～9 22.16 m3/s

专用回风下山9～13 22.16+1.65×3+11.3=38.41 m3/s 专用回风下山13～14 38.41+11.1+1.333+1.65×2=54.1 m3/s 专用回风上山14~15 回风大巷15~10 风井10~11

56.8 m3/s 56.8 m3/s 56.8 m3/s

第三章 矿井通风阻力计算

一、计算的原则：

（1）矿井通风设的总阻力，不应超过2940Pa。

(2) 矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10 %计算，扩建矿井按井巷摩擦阻力的15 %计算

（3） 在矿井通风系统服务的范围内，分别在容易时期和困难时期确定一条最大阻力路线。沿着这两条路线，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的井巷通风总阻力hrmin和hrmax。这样能够保证所选用的主要通风机满足通风困难(hrmax)时期的要求，并且在以后的通风管理中均可采用增阻法进行风量调节。

22

（4） 因有外部漏风（指在防爆门和主要通风机周围的漏风），通过主要通风机的风量须先算出

必大于通过总出风井的矿井总风量Q。为了计算风峒的阻力，。

对于抽出式主要通风机，用下式计算：

1.05、1.10—抽出式通风矿井的外部漏风系数，抽出式出风井无提升运输任时，取1.05，有提升运输任务时，取1.10。 对于压入式主要通风机，用下式计算：

，m3/s

1.10、1.15—压入式通风矿井的外部漏风系数。压入式进风井巷无提升运任任务时，取1.10，有提升运输任务时，取1.15。

（5） 为了经济合理(减少矿井外部漏风和主要通风机运转费用)，不致因主要风机的风压过大造成瓦斯和自然发火难于管理，以及避免主要通风机选型太大，使购置、运输，安装，维修等费用加大，须控制hrmax不能太大（一般不超过3000Pa，特大型的矿井除外）；必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施。 （6） 要先分析整个通风网路，对于自然分配风量和按需分配风量的区段，要分别按这两种分配风量的方法计算风量，然后计算出各区段的通风阻力。

二、矿井通风阻力的计算

（1） 矿井通风总阻力：风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hr表示。（2） 对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。

（3） 矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时亦称

23

为通风困难时期。

（4） 对于通风困难和容易时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦

阻力：

式中：hfr—矿井通风总阻力，pa;

a——井巷摩擦阻力系数， L——井巷长度，m； U——井巷断净面周边长，m， S——井巷净断面积，

；

Q——分配给各井巷的风量，。

第四章 矿井通风设备选型

风机是煤矿井下生产的主要设备, 风机选择得当与否, 直接关系着煤矿的安全生产和经济效益。选择风机时, 考虑到风管、设备的漏风以及压力损失计算的不精确, 应该考虑附加量, 一般风量附加值为10%~ 20%。而且风机的使用设计工况效率不应低于风机最高效率的90%。风机使用工况与样本工况不一致时, 应该对风机性能进行修正。并且要考虑到矿井的长远规划,矿井是否需要挖潜改造和延深扩建, 所选风机能否满足矿井改造或扩建后的需要, 减少不必要的麻烦。对于多风机分区通风并联系统, 公用风路风阻要小于公用风路上消耗的风压, 不得超过多风机并联通风中最小风机风压的30%, 各台并联通风的风机风量与

24

公用风路风量之比值不得大于0. 5, 各风机专用风路, 应保持独立, 风阻不宜过大, 不宜在各专用风路之间有风路连通。

一、矿井通风设备的要求

(1)矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，一套作备用。

(2)选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。

(3)风机能力应留有一定的余量。

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

二、主要通风机选型

（一）自然风压

矿井冬、夏季气温差别较大，使得空气密度也有所差别，致使矿井自然风压也气温变化而变化，因此需计算矿井自然风压。规定矿井冬、夏季空气密度如表6-2所示。

表4.1 矿井冬、夏季空气密度

密度/kg/m3 季节 进风 冬季 夏季 1.28 1.20 回风 1.24 1.24

如图6-1所示，根据自然风压定义，以矿井最低水平作为计算的参考面，图所示系统的自然风压HN可用下式计算：

HN1gdZ2gdZ

0325为了简化计算，一般采用测算出0-1-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值ρ

25

m1和ρm2，用其分别代替上式的ρ1和ρ2，则上式可写为：

HNZg(m1m2)

式中：g——重力加速度，m/s2；

Z——矿井最高点至最低水平间的距离，m；

1、2——分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气密度，kg/m3；

m1、m2——分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气平均密度，

kg/m3。

图4.1

根据上述计算原则可分别计算出矿井冬、夏季自然风压。 本设计矿井冬，夏季自然风压都取50 pa （二）选择主要通风机

本矿井为高瓦斯矿井，考虑压人和抽出通风方式的优缺点及轴流式通风机和离心式通风机的优缺点。

初步选择轴流式通风机采用抽出通风方式通风。 1、确定主要通风机的风量

（1）容易时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿， 对于抽出式：

26

(m3/s)

式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。 此处取1.05

（2）困难时期时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量 Q矿， 对于抽出式：

(m3/s)

式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。 此处取1.05

Q扇=1.05×56.8=59.64 (m3/s)

2、确定主要通风机的风压 轴流式通风机：

容易时期

困难时期 式中：

hd——通风机装置阻力，Pa。此处取150pa

27

所以 容易时期 =1682.12＋150－50=1782.12pa

困难时期 =2108.11＋150＋50=2308.11 pa

观察BDNo-20通风机特性曲线图知，其可满足要求,在其风量坐标51.8 做Q轴垂线，在风压坐标1207.1。 1817.7点分别做Q轴平行线，分别Q轴垂线于A. B两点，有图可见，此两个工况点均在合理工作范围内，故选BDNo-20通风机

3、求通风机的实际工况点 计算通风机的工作风阻

即：

R易=1207.1÷51.82=0.4498

R难=1817.7÷51.82=0.6774

在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点 A/, 即为实际工况点A/。和B/沿风阻曲线上移一级得容易时期和困难时期风机实际工况点A和B。由图可见，两个工况点均在合理工作范围内

容易时期应在安装角θ较小的情况工作，困难时期应在安装角 θ较大的情况下工作。

（三）选择电动机

1、根据通风容易和通风困难两个时期实际工况点计算主要通风机的输入功率

28

式中：、、 均为实际工况点的对应参数

η——风机效率，可在风机特性图上查得。

所以:

=(55×1360.6) ÷(1000×0.76)=98.5(KW)

=(53.1×1914.2)÷(1000×0.82)=123.96(KW)

2、由通风容易通风困难两个时期主要通风机输入功率，计算电动机的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。

当主要通风机的输入功率在通风容易时期为 N扇入易 与困难时期的N扇入难相差不大时，即N扇入易≥0.6N扇入难时，则两个时期都用一种较大功率的电动机。其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入

式中： ——传动效率，直接传动时，η转 =1

式中：1.10～1.15——电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取1.15，对于轴流式主要通风机取1.10；

η电——电动机效率，一般取0.9～0.95，此处取0.91。 因98.5＞123.96×0.6=74.376 所以

=123.96÷1=123.6

=(1.1×123.6) ÷0.91=149.4（kw）

29

查《电动机技术手册》合适的电动机为：JS－400S2－8 功率160Kw 转数740r/min 效率91.功率因数0.85.

30

第五章 概算矿井通风费用及评价

一、吨煤的通风电费

吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下公式计算

式中：E——主要通风机年耗电量，元/t； D——电价，元； T——矿井年产量，t；

If——矿井主要通风机年耗电量；通风容易时期和困难时期共选一台电动机时：

式中：ηe ——主要通风机电动机效率，取0.90； ηc——传动效率，直接传动时取1.0； ην——变压器的效率 取0.80；

ηH ——电线的输出功率 取0.95 If=(149.4×365×24)÷(0.9×1×0.8×0.95)=1913368.4 Ia——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量 Ia=（15×365×24）÷（1×1×0.8×0.95）=172894.7

31

E=｛1×（1913368.4＋172894.7）｝÷900000=2.32（元/t）

二、矿井等积孔、总风阻

式中：R矿易、R2矿难——容易时期和困难时间的全矿总风阻，Ns/m8 R矿易=1207.1÷51.82=0.4498

R矿难=1817.7÷51.82=0.6774

AQ矿易矿易1.19

h矿易

A1.19Q矿难矿难 h矿难

式中： A矿易 、A矿难 ——容易时间、困难时期全矿通风等积孔，m2

A矿易=（1.19×51.8）÷922.61/2=2.03

A矿难=(1.19×51.8)÷1617.71/2=1.53 矿井通风难易程度评价见依据见表5.1 表5.1

等积孔（㎡） 风阻 Ns2/m8 矿井通风阻力等级 矿井通风难易程度评价 <1 >1.44 大阻力矿 难 1-2 1.44-0.36 中阻力矿 中 32

>2 <0.36 小阻力矿 易 容易时期和困难时期矿井通风难易程度都为中等。

5.1矿井通风图

1主斜井副斜井2风井111011采区绞车房91101回巷风平F1102回110巷1运输平风平巷掘进面11回风上山上山平巷掘进面主变电所煤斜巷8工101作面6上山1311轨道111运输输1102运7采区变电所121104备用工作面清理撒5采区炸药库水仓管子道3井底煤仓主排水硐室候车室及通道411采区煤仓 33

1主斜井副斜井11风井21015主变电库所斜巷药采区炸煤清理撒子道水仓管区11采14绞车房井底煤3仓4主排水硐室候车室及通道区12采煤仓下山轨道变采区电所1204备采面运输下山135输平巷1202运9F掘进面1201回风平巷861201工作面1201运输平巷水仓75.1矿井通风图

34

35

附表1

容易时期 节点序号 1～2 2～3 3～4 4～5 5~6 6～7 7～8 8～9 9～10 10～11 局部阻力 合计 巷道名称 副井 井底车场 运输大巷 运输上山 运输上山 运输平巷 工作面 回风平巷 回风大巷 风井 支护形式 砌碹 锚喷 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 U型钢支护 液压支架 U型钢支护 锚喷 砌碹 α×104（NS2/m4） 33.0 55 90 210 210 135 320 135 80 70 L(m) 782 1000 1500 850 850 750 150 750 1500 120 U(m) 13.576 13.576 13.576 12.264 12.264 12.829 13.155 12.829 12.264 13.079 1682.12 S(m2) 12.5 12.5 12.5 10.2 10.2 9.51 11.36 9.51 10.2 11.6 R（NS2/m8） 0.01794 0.03823 0.09383 0.20629 0.20629 0.151 0.04307 0.151 0.13868 0.007038 风量Q（m3/s） 56.8 56.8 56.8 34.901 23.81 22.16 22.16 22.16 56.8 56.8 h摩(pa) 57.87 123.3 302.7 251.3 116.9 80.1 21.15 74.2 447.4 22.7 184.5 36

附表2

困难时期 节点序号 1～2 2～3 3～4 4～5 5~6 6～7 7～8 8～9 9～13 13～14 14-15 15-10 10-11 局部阻力 合计

巷道名称 副井 井底车场 运输大巷 运输上山 运输上山 运输平巷 工作面 回风平巷 专用回风下山 专用回风下山 专用回风上山 回风大巷 风井 支护形式 砌碹 锚喷 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 U型钢支护 液压支架 U型钢支护 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 α×104（NS2/m4） 33 55 90 210 210 135 320 135 100 100 100 80 70 L(m) 782 1000 1500 850 850 750 150 750 440 410 850 850 120 U(m) 13.576 13.576 13.576 12.264 12.264 12.829 13.155 12.829 12.264 13.079 12.264 12.264 13.079 S(m2) 12.5 12.5 12.5 10.2 10.2 9.51 10.0 9.51 10.2 10.2 10.2 10.2 11.6 R（NS2/m8） 0.01794 0.03823 0.09383 0.20629 0.20629 0.151 0.06314 0.151 0.05085 0.05053 0.09823 0.07859 0.07038 风量Q（m3/s） 56.8 56.8 56.8 38.201 23.801 22.16 22.16 22.16 38.41 54.1 56.8 56.8 56.8 211 2108.11 h摩(pa) 57.87 123.3 302.7 301 116.9 74.16 31 74.16 75.02 147.9 316.9 253.5 22.7 37

主要参考资料

[1] 王德明 《矿井通风与安全》[M] 北京 中国矿业大学出版社。

[2] 国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局《煤矿安全规程》[M] 北京：煤炭工业出版社 2004年11月。

[3] 张国枢《通风安全学》[M] 徐州 中国矿业大学出版社 2004.4。 [4] 朱银昌《煤矿安全工程设计》[M] 北京: 煤炭工业出版社 1995.7。

[5] 金朝阳《现代采矿工程设计全书》[M] 北京: 当代中国出版社 2004.5。[6] 《煤矿固定机械》[M] 北京:煤炭工业出版社。

38