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1、目录1.矿井概况31.1矿区概况及井田地质概况31.1.1矿区概况31.1.2井田地质特征31.1.3煤层特征31.2井田开拓41.3巷道布置与采煤方法51.3.1带区巷道布置及生产系统51.3.2采煤方法51.3.3部分井巷特征参数62.矿井通风系统拟定72.1通风方式72.1.1通风方式简介72.1.2通风方式选择102.1.3通风方法选择123.采区通风133.1采区上山通风系统133.2回采工作面通风方式133.2.1回采工作面通风系统133.2.2回采工作面上下行通风153.2.3通风构筑物154.掘进通风164.1掘进方法确定164.2掘进工作面通风方式164.2.1压入式通风16
2、4.2.2抽出式通风164.2.3混合式通风174.3煤巷掘进工作面需风量174.3.1按压入式通风方式通风时174.3.2瓦斯涌出量计算184.3.3按人数计算184.2.4按炸药量计算184.2.5按风速验算194.3掘进通风设备选型194.3.1风筒的选择194.3.2局部通风机的选择205.矿井风量计算与分配225.1矿井总风量的计算225.1.1采煤工作面所需风量的计算225.1.2掘进工作面需风量的计算245.1.3硐室需风量255.1.4其它巷道所需风量255.1.5矿井总风量255.2矿井风量分配265.2.1通风容易时期和困难时期的确定265.2.2配风的原则和方法265.2
3、.3 井巷风量分配及风速验算汇总表276 矿井通风阻力计算286.1矿井通风总阻力的计算原则286.1.1矿井通风总阻力的计算原则286.1.2 通风容易和通风困难两个时期位置的确定286.2矿井最大阻力路线287矿井通风设备选型317.1矿井自然自然风压317.2 通风机的选择327.2.1通风机工作风量327.2.2通风机压力327.2.3通风机工况点327.2.4通风机选择337.3 电动机的选择347.3.1电动机功率的计算347.3.2电机台数及种类的确定347.4矿井主要通风设备要求347.5风机附属装置357.5.1反风装置357.5.2防爆门357.5.3扩散器357.5.4风
4、硐367.5.6消音装置368 矿井通风费用概算378.1吨煤通风费用378.2通风设备的折旧费和维修费378.3通风员工工资费用388.4 专为通风服务的井巷工程折旧和维护费用388.5 吨煤成本389 结论39参考文献40附录41附录1：通风容易时期通风网络图41附录2：通风困难时期通风网络图42附录3：通风容易时期通风立体图43附录4：通风困难时期通风立体图44附录5：通风机装置性能曲线451.矿井概况1.1矿区概况及井田地质概况1.1.1矿区概况新阳煤矿是汾西矿业集团有限责任公司技术改造提升生产能力中的一个井田，位于孝义市城西14km的新阳镇，属吕梁市孝义市行政管辖区。井田西南与水峪井
5、田毗邻；井田西部与羊寨勘探区为邻，即以南马庄正断层为界；东与白壁关井田(目前已规划为新阳煤矿白壁关区)相邻，即以偏店逆断层为界；北至丈八煤层露头；南到兑镇介西铁路北。井内的气象参数按表1-1所列的平均值选取。表1-1 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1.221.20夏1.181.201.1.2井田地质特征井田走南北长约为7.2km，东西宽约7km，总面积为39.1km2。开采深度由970m至500m（标高）。1.1.3煤层特征本矿井可采煤层有9-10-11号煤层，其煤层平均为12m，具体参见图1-1 综合地质柱状图。本矿未发生过瓦斯突出和喷出，但随着深部
6、煤层的不断开拓，瓦斯突出和喷出的可能性就会逐渐增大，因此，必须引起高度重视。根据现场实测数据：矿井瓦斯相对涌出量为0.73 m3/t， 二氧化碳相对涌出量为2.1 m3/t。根据鉴定报告知该煤层属高挥发性煤种，具有自燃倾向性，且该煤层煤尘均具有爆炸性。图1-1 综合地质柱状图1.2井田开拓工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部偏东。主、副井筒位置在井田中央。井田主采煤层为1#、2#、3#煤层和9-10-11#煤层，设计中只针对9-10-11#煤层。9-10-11#煤层倾角平缓，平均为6.4，为近水平煤层，故设计为单水平开采。水平标高+620 m，盘区式开采。矿井前后共有五个井筒，分别
7、为主立井、副立井、边界回风立井。主立井位于矿井工业场地，担负全矿井400万t/a的煤炭运输。副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。回风立井位于井田边界保护煤柱内，井筒净直径6.5m，净断面面积为33.18m2，井深240m。根据矿井开拓方案，在井田边界保护煤柱内布置两个风井，其内装备玻璃钢梯子间。风井担负矿井回风任务，并作为紧急情况下得安全出口。9-10-11#煤层平均厚度为12m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。考虑到矿井服务年限较长，故矿井运输大巷布置在煤层底板岩层中，辅助大巷布置在煤层中，留煤柱保护大巷，大巷间距40m。由于矿井瓦斯涌出
8、量不大，所以布置一条主运输大巷，一条辅助大巷，共两条大巷。大巷位于井田中央，沿倾向布置，辅助大巷坡度随煤层而起伏，一般5-7，主运输大巷坡度为3，主运输大巷上仓段局部10。立井单水平开拓（井筒位于井田中央），主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，只设一个水平。辅助大巷布置在煤层中，沿底板掘进，运输大巷布置在煤层底板岩层中。1.3巷道布置与采煤方法1.3.1带区巷道布置及生产系统设计首采盘区（一盘区）位于井田东翼，大巷南部。区段长平均1800m；煤厚9.82m，采高3.0m，放顶煤6.82m。确定条带工作面的长度为200m。根据综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，确定区段巷道的尺寸为5.0m宽
9、，3.0m高。盘区内煤层开采顺序：根据煤层的赋存条件，适宜建设高产高效矿井，因此本设计采用一矿一面达产。考虑到井田中央布置采区投产快，运输环节少，所以先采靠近井筒附近的盘区，这样准备时间短，出煤快，在第1个大盘区内采用顺序开采来进行接替，各盘区顺次接替。本设计先采一盘区煤层，沿边界向井田大巷回采，即后退式开采。1.3.2采煤方法主采煤层选用综采开采工艺，走向长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数选用配套设备：液压支架ZZ4000/18/38、采煤机AM500W、刮板输送机SGZ764/320D、 SZZ764/160型转载机、PCM110型破碎机、
10、SSJ1000/2160型带式输送机。采煤机截深0.8m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。回采巷道采用一般的U型布置方式，即一条区段运输平巷和一条区段运料平巷。区段巷道、联络巷断面均为5.0m宽，3.0m高。1.3.3部分井巷特征参数表1-2井巷名称长度(m)断面（m2）周长（m）副井44.1823.55井底车场20.318.6辅助大巷20.318.6辅助上山20.318.6辅助顺槽1516工作面1516.8运煤顺槽1516运输上山19.1418.2回风大巷19.7218.4回风石门15.615风井33.1820.412.矿井通风系统拟定
11、2.1通风方式2.1.1通风方式简介矿井通风方式是指进风井和回风井的布置，按照进、回风井的相对位置可以分为中央并列式（包括中央并列式和中央分列式）、对角式、混合式，以及分区式。各种通分系统的形式如图2-1至图2-4，优缺点对比如表2-1：表2-1 矿井通风系统分类分类通风系统适用条件及优缺点中央式中央并列式进、回风井大致并列位于井田中央适用于煤层倾角较大，走向不长（一般小于4km），投产初期暂未设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井：1 初期投资少，采区生产集中，并便于管理；2 节省风井工业场地，占地少，比在井田内打边界风井压煤少；3 进、出风井之间的漏风较大，风路较长，阻力较大；4 工业场
12、地有噪音影响中央分列式进、回风井大致位于井田走向中央，沿倾向有一定的距离，回风井位于浅部煤层处适用于煤层倾角小，走向长度不大的矿井1 比中央并列式安全性好；2 矿井通风阻力较小，内部漏风少，有利于对瓦斯、自然发火的管理；3 工业场地没有噪音影响；4 多一个风井场地，压煤较多对角式 进风井大致位于井田走向中央，回风井位于浅部走向两翼一般适用于煤层走向长度（超过4km），井田面积大，产量较大的矿井。其优缺点与中央并列式相反，比中央分列式安全性要好，但初期投资大，建井期较长对于有瓦斯突出或瓦斯喷出的矿井，应采用对角式的通风方式分区式分区进风各分区有独立的进风系统，但与中央进风系统大巷没有通风设施隔绝
13、。1 各分区有独立的通风路线，互不影响是此方式的主要优点，便于管理；2 建井工期短；3 安全生产好；4 分区进风井多，需增加风井场地，通风机管理分散分区回风 进风井大致位于井田走向中央，在采区开掘回风井，并分别按设通风机分区抽出适用于每层距地表较浅，或因地表高低起伏较大，无法开凿浅部的总回风道。在开采第一水平时，只能采用这种分区方式。另外矿井走向长，多煤层开采，高温矿井，亦有采用此方式对有瓦斯喷出或有煤与瓦斯突出的矿井应采用分区通风系统除适用于上述条件外，还适用于高瓦斯矿井和具备一定条件的大型矿井图2-1中央并列式图2-2中央分列式图2-3两翼对角式图2-4分区对角式2.1.2通风方式选择新阳
14、煤矿井田走向南北长约为7.2km，东西宽约7km，（远大于4km）。且可采煤层为9-10-11号煤层，煤层倾角平缓。平均6.4，为近水平煤层。因为通风线路较长，阻力大，风压不稳，造成通风机效率低，电能消耗大，而且由于进出风井距离过近存在漏风现象，容易造成风流短路，形成安全隐患。所以不适宜采用中央并列式通风。虽然分区式通风具有通风线路独立，互不影响，建井工期短，安全性好的优点。但因为该矿年产400万t/a，属于特大型矿井，分区较多，如采用分区式通风，分区风井较多，不利于进行通风机的管理。开采深度由970m至500m（标高），埋藏深度较大，增加掘进分区风井的费用。故该矿不适宜采用分区式通风。由上分
15、析得出两个实际可行的通风方式方案方案一：两翼对角式通风方案二：中央边界式通风1）技术比较由于煤层煤层走向长度（超过4km）井田面积大，年产量较大。且煤矿后期瓦斯突出和喷出的可能性就会逐渐增大，煤层具有自燃倾向性，煤层煤尘均具有爆炸性。方案一比方案二有明显优势。2）经济比较方案一和方案二两种通风方案经济方面主要从巷道开拓工程量、费用及巷道维护费用，通风设施购置费用和通风电费方面考虑，巷道开拓及维护费用只比较两种方案中不同的巷道，相同的巷道不在进行经济比较。见表2-1至2-4表2-2 井巷掘进费用比较方案项目两翼对角式中央边界式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用(万元)工程量（m）单价（元/m
16、）费用（万元）回风大巷3782.240001512.84936.340001974.5回风井7441000074449810000498合计2256.82472.5表2-3 井巷维护费用比较方案项目两翼对角式中央边界式工程项目工程量（m）单价（元/m）费用(万元)工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷3782.290344936.39044.4回风井7441208.94981205.9合计42.950.3表2-4 通风设备购置费用比较方案项目两翼对角式中央边界式通风设备费用2502万元250万元表2-5 通风总费用比较方案项目两翼对角式（万元）中央边界式(万元)井巷掘进费2256.82
17、472.5井巷维护费42.950.3通风设备费500250总费用2799.72772.8本矿井为年产24.0Mt的特大型矿井，对通风要求较高。方案一和方案二进行粗略的经济比较，虽然方案一前期投资稍多，但考虑到开采后期瓦斯突出和喷出的可能性就会逐渐增大，综合技术和经济方面考虑，本矿井选择方案一两翼对角式通风。2.1.3通风方法选择通风方法分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，其使用条件和优缺点分析见表26。表26通风方式分类通风方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井优点：1井下风流处于负压状态，
18、当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2漏风量小，通风管理较简单；3与压入式比较，不存在过度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并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点：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到地面；2 进风线路漏风大，管理困难；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困难；5 通风机使井下风
19、流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。由于该矿井田内煤层赋存稳定，不存在小窑漏风情况，年产量高，走向长度大，又由于煤的瓦斯相对涌出量为0.73m3/t，为了便于管理，通风安全，减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。3.采区通风通常一个矿井总是有几个采区同时进行采煤或准备。每一个采区都是矿井通风系统中的一个独立的通风区域，它们与各自矿井的主要进风巷和回风巷相连通。采取通风的好坏，对保证矿井的安全生产有着重要的意义
20、。3.1采区上山通风系统一般来说，采区上（下）山至少要有两条，即运输上山和轨道上山，对生产能力大的采区可有三条或四条上山。辅助上山进风，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，其回风口设调节风窗，利用两上山之间按风压差通风。运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，易于引起煤尘飞扬，运输煤炭释放大量瓦斯，可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量，使风流温度增高。此外须在轨道上山的下部车场内安设风门，此外运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路本矿开采初期无瓦斯突出和喷出危险，结合本矿井的实际情况
21、，在采区布置一条运输上山一条轨道上山。采用辅助上山进风，运输上山回风的通风方式，工作面获得的新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，工作安全卫生条件环境好。3.2回采工作面通风方式3.2.1回采工作面通风系统一般长壁回采工作面通风类型有U、Z、Y和双Z等形式见图3-1。这几种通风类型的粗略比较见表3-1。图3-1回采工作面通风类型表3-1回采工作面通风类型比较类 型优 点缺 点U形采空区漏风少在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产。Z形在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。采空区漏风大，需要维护一条巷道，
22、巷道维护费用高。Y形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，还需要在采区边界开一条为相邻两个采区共用的回风上山，故采区巷道的掘进和维护费用较大。双Z形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大。结合本矿的实际情况，本矿属于无瓦斯突出危险的矿井，瓦斯涌出量少，U形通风采空区漏风少，巷道施工维护工程量小，风流稳定易于管理，技术经济条件优越，所以确定回采工作面通风方式为U
23、型后退式通风。3.2.2回采工作面上下行通风回采工作面上下行通风比较见表3-2表32 回采工作面上、下行通风适应条件及优缺点通风方式适应条件及优缺点上行通风煤层倾角大于120的回采工作面，都应采用上行通风优缺点：瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度；风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；运输设备运转时所产生的热量随进风流散发到回采工作面，使工作面气温上升下行通风在没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的威胁、倾角小于12o的煤层中，可考虑采用下行通风工作面下行通风
24、，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气湿度，有利于提高工作面的产量。但是运输设备处于回风流中，不太安全。本煤矿煤层为近水平煤层，倾角平缓，平均为6.4。且煤矿没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的威胁，该煤矿应采用下行通风。3.2.3通风构筑物矿井通风系统除了有结构合理的通风网路和能力适当的通风机外，还要在网路中的适当位置安设隔断、引导及控制风流的设施和装置，以保证风流按生产需要流动。为了保证采区内通风风流的稳定，在巷道内设置一系列通风构筑物，控制风流的流动。本矿的主要通风构筑物有：风门：在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立风门。在行人或
25、通车不多的地方，可构筑普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应该构筑自动风门。挡风墙：（密闭）：在需要堵截风流的和交通的巷道内设置挡风墙。4.掘进通风矿井新建、扩建或生产时，都要掘进巷道，在掘进工程中，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出量的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘，以及创造良好的气候条件，必须对独头掘进工作面进行通风。4.1掘进方法确定掘进通风总的可以分为总风压通风法和局部动力通风法。出于掘进面通风必须做到风质好，风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部动力通风，采用局部通风机进行掘进的通风。4.2掘进工作面通风方式局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，局部通风机通风是由局
26、部通风机和风筒组成一体进行通风，按其工作方式分为：压入式通风，抽出式通风和混合式通风。4.2.1压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧，局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面，污风沿巷道排出。具体布置示意图如图4-1。图4-1 压入式通风4.2.2抽出式通风这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入，污风通过铁风筒由局部通风机排出，抽出式通风见图4.2。图4-2抽出式通风4.2.3混合式通风混合式通风的布置如图4.3所示，其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度，抽出式风筒吸收风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在
27、位置有关。压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动，与工作面距离保持在40-50米左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10米以上，同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度，一般为30米左右，混合式通风机见图4.3。图4-3 混合式通风压入式通风与抽出式通风优缺点比较：1）抽出式通风时，污浊风流必须通过局部通风机，极不安全。而压入式通风时，局部通风机安设在新鲜风流中，通过局部通风机的为新鲜风流，故安全性高。2）抽出式通风有效吸程小，排出工作面炮烟的能力较差；压入式通风风筒出口射流的有效射程达，排出工作面炮烟和瓦斯的能力强。3）抽出式通风由于炮烟从风筒中排出，不污染巷道中的空
28、气，故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，而且排出炮烟的时间长。4）抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒，压入式通风可以使用柔性风筒。从以上比较可以看出，两种通风方式各有利弊，但压入式通风安全可靠性较好，故在煤矿中得到广泛应用。由于本矿井开采初期无瓦斯突出问题，综合粉尘浓度等因素，本矿井设计采用压入式掘进通风。4.3煤巷掘进工作面需风量4.3.1按压入式通风方式通风时（4-1）式中：Qy采用压入式通风时，稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量，m3/min；A为同时爆破的炸药量，Kg，最大为6.5Kg；S掘进巷道的净断面积，m3,20；L从工作面至炮烟浓度稀释至安全
29、浓度的距离，可用下式计算：L=400A/S，则L=4006.5/20=130t掘进巷道的通风时间，一般取20-30min,取30min。=180.3m3/min4.3.2瓦斯涌出量计算掘进工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中的大值，并验算风速。（4-2）式中： 第个掘进工作面实际需风量，；该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，通常机掘工作面取1.52.0；炮掘工作面取1.82.0。取1.8；掘进工作面日产量：1342t；则瓦斯绝对涌出量： =13422.1/（6024）=1.96（）故工作面需风量： =1001
30、.961.8=352.8（） 4.3.3按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量=4（4-3）式中： 4每人每分钟供给4m3的规定风量，第i个工作面同时工作的最多人数，根据现场生产实际取40人。 =440=1604.2.4按炸药量计算岩石大巷的掘进一般采用炮掘，所以风量计算要按照炸药量计算。（4-4）式中：25使用一克炸药的供风量，m3/min；A该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，取6.5。由以上四中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为：4.2.5按风速验算按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量 =600.2520=300/min按最高风速验算，各个掘进工作面
31、的最大风量 =60420 =4800 /min式中:第i个掘进工作面最大巷道断面积，；因此，掘进工作面供风=352.8，能够满足要求。4.3掘进通风设备选型4.3.1风筒的选择由4.1节可知，本矿井掘进采用压入式通风，掘进通风使用的风筒有金属风筒和柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于存储和搬运，连接和悬吊也较为方便，胶布和人造革风筒防水性能好，且适合于压入式通风。考虑到本设计掘进头距离较长，为经济起见，决定使用胶片风筒，其具体参数见表4-1。表4-1 风筒规格及接头形式风筒类型风筒直径（mm）接头方法百米风阻（NS2/m8）节长（m）壁厚（mm）风筒质量（kg/m）胶布风筒800双反边13101.2
32、3.21）风筒风阻风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻，风筒长度为1000m，由于联络巷间距为200m，由其百米风阻值得风筒总风阻为：Rp=200/10013=26NS2 /m32）风筒的漏风率柔性风筒的漏风率风风量备用系数值可用下式计算：（4-5）式中：柔性风筒的漏风风量备用系数；Qf局部通风机的供风量，m3/min；Q0风筒末端的风量，m3/min；P风筒100m长度的漏风率，%,百米漏风率可从表4.2中查取；L风筒总长度，m。表4-2 柔性风筒百米漏风率风筒接头类型风筒100m漏风率p/%胶接0.1-0.4多反边0.4-0.6多层反边3.05插接12.8带入数据，则柔性风筒的漏风风量备用系数
33、为：4.3.2局部通风机的选择1）局部通风机工作风量Qa：（46）式中：风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.06；Qk掘进工作面所需风量，m3/min。则局部通风机工作风量。m3/min2）局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压Ht（Pa）为：（47）式中：Ht局部通风机工作全风压，Pa；R风筒总风阻，NS2/m8；Qa局部通风机工作风量，m3/s；Qk掘进工作面所需风量，m3/s；空气密度，kg/m3；4.3.3局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种，轴流式局部通风机具有体积小，便于安装和串联运转，效率等优点。本设计根据局部通风机工作风量Qa和工作全风压Ht选取B
34、JK66-11No5.0型风机，其工作参数见表4.3。表4.3 局部通风机参数风机类型功率（KW）电压（V）转速（r/min）效率风量m3/min风压（Pa）BKJ66-11No.5.015380/66029500%240-4201200-23005.矿井风量计算与分配5.1矿井总风量的计算5.1.1采煤工作面所需风量的计算1)按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的（或二氧化碳）浓度不得超过1的要求计算。即根据现场实测数据：矿井瓦斯相对涌出量为0.73 m3/t， 二氧化碳相对涌出量为2.1m3/t，按二氧化碳的涌出量计算可得：（5-1）式中： 第个回采工作面实
35、际需风量，m3/min；该采煤工作面回采时沼气（或二氧化碳）的平均绝对涌出量：m3/min；该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，通常机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0；水采工作面可取2.03.0；采煤工作面日产量：12121.21t；取1.5则瓦斯绝对涌出量：=12121.212.1/（6024）=17.68()故工作面需风量： =10017.681.5=2652()2)按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表5-1。表5-1 工作面气温与风速的关系工作面温度()151518182020232326工作面风速(m/s)0
36、.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8表5-2采煤工作面长度风量系数采煤工作面长度(m)180工作面长度风量系数(m/s)0.80.91.01.11.21.31.4按下式计算：（5-2）式中:回采工作面风速，取=1.4m/s；第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶距时有效断面的平均值；工作面最大控顶距： 4600+800=5400m；工作面最小控顶距：4600m；工作面平均断面积：(5-3）第i个工作面长度系数，取 =1.4故工作面风量：=601.4151.4=1764()3)按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。（5-4）式中： 4
37、每人每分钟供给4的规定风量，()；N工作面同时工作的最多人数矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取。故工作面风量：Q=440=200()4)按使用炸药量计算（5-5） 式中： 25每使用1kg炸药的供风量，；第i个工作面一次爆破使用的最大炸药量，4kg；由以上四种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为： =2652（）5)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： =600.2515=225 按最高风速验算各个采煤工作面 =60415=3600/min式中： 第i个工作面的平均断面积工作面风速为：（5-6） =2652/(1560)=根据矿井安全规程规定，采煤工作
38、面最低风速为0.25，最高风速为4，而0.252.954由此可知，本设计的工作面风速符合煤矿安全规程要求。由于本设计为一矿一面达产，不设备采面，因此通风容易时期及通风困难时期工作面风量均为：=2652。5.1.2掘进工作面需风量的计算应按矿井各个独立通风掘进工作面实际需要风量的总和计算 （5-7）式中-第i个掘进头工作面实际需要风量，。每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，且必须取其中最大值。掘进巷道时，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘以及保持良好的气候条件，必须对掘进工作面
39、进行通风。煤矿安全规程规定，掘进通风应采用矿井全风压和局部风机通风，禁止采用扩散通风。根据以上规定，矿井一般采用局部风机通风。1)瓦斯涌出量计算掘进工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中的大值，并验算风速。（5-8）式中： 第个掘进工作面实际需风量，；该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，通常机掘工作面取1.52.0；炮掘工作面取1.82.0。取1.5；掘进工作面日产量：1342t；则瓦斯绝对涌出量： =13422.1/（6024）=1.96（）故工作面需风量： =1001.961.5=294（） 2)按人数计算
40、按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量=4（5-9）式中：4每人每分钟供给4的规定风量，；第i个工作面同时工作的最多人数，根据现场生产实际取40人。 =440=1603)按局部通风机实际吸风量计算需要风量：Q=Q扇K（5-10） 式中：Q扇局部通风机实际吸风量，。取Q扇=220 ； Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数，Ii=2；K局部通风机吸循环风量备用系数的，m2。取K=1；Q掘=2202=440 m3/min由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=440（）4)按风速验算按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量 =600.2520=300/min按最高风速
41、验算，各个掘进工作面的最大风量 =60420 =4800 /min式中:第i个掘进工作面最大巷道断面积，；因此，掘进工作面供风=440 ，能够满足要求。5.1.3硐室需风量按经验值给风量：机车检修、充电硐室： =100（）火药库： =100（）矿井煤层为近水平煤层，辅助运输方式为无轨胶轮车，采区内各工作面设备材料均可由无轨运输设备运到各使用地点，故只在井底车场处布置各硐室，采区内不布置硐室。5.1.4其它巷道所需风量新矿井设计、其它用风巷道所需风量，可以采取按采煤、掘进、峒室总和的3%5%考虑。本设计取5%进行计算：=（2652+440+160）5%=162.65.1.5矿井总风量1)根据各用
42、风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：（5-11）式中： 矿井总风量，；K风量备用系数，取K=1.2；回采工作面所需风量，；备采面所需风量（本设计不设备采面），；掘进面所需风量，；硐室所需风量，；其它巷道所需风量，；则： =1.2(2652+0+4402+160+162.6)=4625.52（）=x=1.2(2652+0+4403+160+162.6)=5153.52（）2)根据矿井人数计算，按下式计算：Q=4N（5-12）式中： N井下同时工作的做多人数，取N=700人；风量备用系数，取 =1.2；则：Q = 4N= 47001.25=3500()两种方法取最大值，则矿井总风
43、量通风容易时期为4625.52，在矿在矿井通风困难时期5153.52为。5.2矿井风量分配5.2.1通风容易时期和困难时期的确定在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。其通风容易时期在南一首采区回采期间，困难时期在北一采区较远处（全矿进风距离最远）工作面的回采时期。在通风容易时期：南一采区有一个回采工作面、南一采区有2个掘进工作面。在通风困难时期：南一采区有一个回采工作面、西一采区有3个掘进工作面。5.2.2配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。
