矿井通风安全学课程设计.doc

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1、学院：能源学院班级：采矿09-6班姓名：秦志平学号：310902010614指导教师：王兵建 二0一二年五月二十日目录第一章 矿井通风系统的确定4第一节 矿井概况4一、煤层地质概况4二、井田范围4三、矿井生产任务4四、矿井开拓方式4五、开采方法4第二节 矿井通风系统7一、拟定通风系统的具体要求有：7二、选择矿井通风系统的安全原则7三、矿井通风系统的要求7四各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件8五、矿井通风系统的选择9第三节、采区的通风方式10一、采区通风系统的基本要求10二采区进风上山与回风上山的选择10三采区通风方式的选择10第四节 采煤工作面的通风方式11一、采煤工作面上行风与下行风11二

2、工作面通风系统11第五节 通风机的工作方法12一、矿井通风机的通风方式主要有抽出式、压入式、压抽混合式。12二、矿井通风方式的选择12第二章 矿井风量计算与分配13第一节 风量计算13一、矿井风量计算原则13二、矿井风量的计算13三、按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算13矿井总风量计算13四、采煤工作面需风量的计算14五、掘进工作面的需风量计算16六、硐室需风量计算17七、矿井其他巷道的需风量计算17第二节 矿井风量分配19一、分配原则19二、风速验算19三、局部风量调节20四、矿井总风量的调节20第三章 矿井通风阻力计算21第一节 矿井通风系统图21一分别绘制困难和容易时期的

3、通风系统立体图和网络图。21第二节 矿井通风总阻力计算24一、矿井通风总阻力的计算原则24二、矿井通风总阻力的计算原则：24三、计算方法.24第四章 通风机选型27第一节 风设备的选择27一、矿井通风设备是指主要通风机和电动机。27第二节 主扇的选择计算28一、矿井的自然风压28二、通风机的总风量计算：28三、计算通风机风压29四、通风机的实际工况点29五、电动机的选型32第五章 矿井通风费用的计算34一、电费34第六章 矿井灾害防治措施35第一节 预防瓦斯事故措施35第二节 火灾防治措施36一、防止外因火灾36二、 内因火灾的预防36第三节 防尘措施37一、综合防尘37二、防止煤尘爆炸37三

4、、反风措施37第七章 设计参考资料38第一章 矿井通风系统的确定第一节 矿井概况一、煤层地质概况两个开采煤层k1和k2，煤层赋存稳定，煤层倾角15。，k1煤层厚2.4米， k2煤层厚2.8米，矿井相对瓦斯涌出量为6.6 m3/t，煤层自燃发火期16-18个月，煤尘爆炸指数为36%。二、井田范围井田走向长度5km，倾向方向长度3.3km，每翼长2.5km，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。三、矿井生产任务本矿井设计年生产能力是150万t，第一水平服务年限27年，全矿井服务年限72年。四、矿井开拓方式本矿井开拓方式采用立井多水平上下山开拓，多煤层联合开采。五

5、、开采方法本矿井开采方法，在区段中采用单一走向长臂采煤法，回采顺序采用后退式。表1-1 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2.40k1煤层，块状r1.25 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 2.80k2煤层煤质中硬r1.28 8.20灰白色砂岩坚硬抗压强度600900公斤/cm2 24.86灰色中、细砂岩层互层表1-2 巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数表编号井巷名称支护形式断面（m

6、2）周长（m）1副井井筒混凝土35.821.902井底车场及主石门锚喷14.210.43井底运输大巷锚喷12.813.64采区下部车场锚喷12.813.65轨道上山锚喷10.112.06运输机上山锚喷9.611.87综采区段进风平巷U型支架9.612.98综采区段回风平巷U型支架9.612.99液压支架工作面7.8011.9510高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架9.612.911高档普采面区段回风平巷钢轨支架9.612.912高档普采面液压支柱9.411.013高档普采备用进风平巷钢轨支架9.612.014区段平石门锚喷10.2812.415采区回风石门锚喷10.0812.416风井混凝土1

7、2.813.617总回风平巷锚喷9.6211.7018风峒混凝土表1-3 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MLS3170双滚筒采煤机1702工作面SGW250型溜子12523下顺槽S2Q75型转载机754下顺槽SD160运输机1505工作面KBY62矿用支架防爆重光灯0.06210 表1-4 空气平均密度一览表地点季节进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.20夏1.201.24第二节 矿井通风系统选择矿井通风系统的总原则：投产较快，出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等。一、拟定通风系统的具体要求有：(1) 每个矿井和阶段水平之间都必须有

8、两个安全出口；(2) 进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度0.5mg/ m3；(3) 新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求； (4) 主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒有害气体污染，井口排风不得造成公害；(5) 矿井有效风量率应在60以上；(6) 井下破碎硐室和炸药库，必须设独立的回风道；(7) 主要通风机一般应设反风装置，要求10 min内实现反风，反风量大于40。二、选择矿井通风系统的安全原则 （1）要有完整的独立通风系统。每一通风系统至少有一个进风井和一个回风井。（2）进风井口必须布置在粉尘、有害气

9、体和高温气体不能侵入的地方（3）通常以罐笼提升井兼做进风井，回风井则常是专用风井，装有带式输送机的井筒和箕斗提升井不应兼做风井。（4）通风系统简单，风流稳定，易于管理。（5）发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出。（6）所有矿井都要采用机械通风，矿井主要通风机必须安在地面。矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机用。三、矿井通风系统的要求（1）.每一矿井必须有完整的独立通风系统。（2）.进风井囗应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。（3）.箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。（4）.多风机通风

10、系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。（5）.每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。（6）.井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。（7）.井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。四各类型矿井通风系统的优缺点及适用条件（1）中央并列式优点：进回风均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱小，矿井反风容易，便于管理。缺点:风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，阻力大，井底车场附近漏风大，工业广场受主要通风机的影响和回风流的污染。适用条件

11、：适用于煤层倾角大、埋藏深、井田走向长度小于4千米，瓦斯与自然发火都不严重的矿井。（2）中央边界式优点：通风阻力小，内部漏风较小，工业广场不受主要通风机的影响和回风流的污染。缺点: 风流在井下的流动路线为折返式，风流线路长，阻力较大。适用条件：适用于煤层倾角小、埋藏较浅、井田走向长度不大，瓦斯与自然发火都严重的矿井。（3）两翼对角式风流在井下的流动路线是直向式，风流线路短，阻力较小。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，工业广场不受主要通风机的影响和回风流的污染。缺点：井筒安全煤柱较多，初期投资大，投产较晚。适用条件：井田走向长度大于4千米，井型较大，瓦斯与自然发

12、火都不严重的矿井，或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井。（4）分区对角式优点：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。缺点：占用设备多，管理分散，矿井反风困难。适用条件：煤层埋藏较浅或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷。（5）区域式优点：即可改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工期，风流线路短，阻力较小，漏风少。网路简单风流易于控制，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达大的大型矿井。（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

13、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。五、矿井通风系统的选择属于低瓦本设计矿井生产能力为150 ，煤层倾角为15，煤层赋存稳定。本井田相对瓦斯涌出量6.6 ,斯矿井。煤层有自然发火的危险，发火期为1618个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。根据开拓开采设计确定，采用立井多水平上下山开拓，走向较短，两翼各布置一个采区，因此选择两翼对角式通风。第三节、采区的通风方式一、采区通风系统的基本要求1、每一生产水平和每一个采区，都必须布置回风道，实行分区通风。2、准备采区必须在采区内构成通风系统后，方可开掘其它巷道。3、采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必

14、须串联通风时应符合有关规定。4、井下机电硐室必须设在进风风流中。个别井下硐室，经矿总工程师批准，可设在回风流中，但瓦斯浓度不超过0.5%，并应安装瓦斯自动检测报警断电装置。5、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；有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。6、采煤和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。7、高瓦斯矿井、突出矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。8、采空区必须及时封闭。9、倾斜运输巷道，不应设置风门。开采突出煤层时，工

15、作面回风侧不应设置风窗。10、改变一个采区的通风系统时，应报矿总工程师批准。二采区进风上山与回风上山的选择1、轨道上山进风，运输机上山回风优缺点：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；但输送机设备处于回风流中，轨道上山的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多。2. 运输机上山进风、轨道上山回风优缺点: 输送机上山进风，容易引起煤尘飞扬，使进风流的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，可使进风流的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。三采区通风方式的选择矿井新鲜风流由副井进入矿井，经石门，大巷，采区轨道上山至回采工作面

16、，乏风经采区回风平巷，采区回风石门，回风大巷及回风井排到地表。第四节 采煤工作面的通风方式一、采煤工作面上行风与下行风上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。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，否则是下行通风优缺点：、下行通风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。、上行通风比下行通风工作面的气温要高；、下行通风比上行通风所需要的机械风压要大，而且，主要通风机一旦因故停转，工作面的下行通风流就有停风或反向的可能。、下行通风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行通风要大。由以上比较，该矿井的采煤工作面应该选

17、用上行通风。二工作面通风系统1、U型通风系统优点：U型后退式通风系统结构简单，巷道施工维修量少，工作面漏风少，风流稳定，易于管理。缺点：上隅角瓦斯易超限，工作面进回风巷要提前掘进，维护工作量大。2、Z型通风系统优点：Z型后退式通风系的工作面采空区瓦斯不会用如工作面，而使用如回风巷，工作面采空区回风侧能用钻孔抽放瓦斯但进风侧不抽放瓦斯。缺点：该通风系统需沿空支护巷道和控制经过采空区的漏风。3、Y型通风系统优点：工作面采用Y型通风系统会使回风道风量加大，上隅角和回风道瓦斯不易超限，并可在上部进风道内抽放瓦斯。缺点：采空区流过的氧气较多从而易发火。4、W型通风系统优点：在中间巷道布置抽放瓦斯钻孔时，

18、抽放孔由于处在抽放区域的中心，因而抽放率比采用U型通风系统工作面提高50%。5双Z型通风系统优点: 双Z型后退式通风系统的上下入风平巷布置在煤体中，漏风携的瓦斯不进入工作面，工作面比较安全。缺点：双Z型通风系统的工作面有一段是下行通风，并且需要设置边界上山，维护在采空区的巷道在支护上还需要防止漏风。6、H型通风系统优点：工作面风量大，采空区瓦斯不涌向工作面，气象条件好，增加了工作面的安全出口，工作面机电设备在新鲜风流巷道中，通风阻力小，在采空区抽放瓦斯。易于控制上隅角的瓦斯。缺点：沿空护巷困难，由于有附加巷道，可能影响通风的稳定性，管理复杂。通过技术比较采煤工作面采用U型后退式通风系统比较经济

19、，并且风流稳定，易于管理。第五节 通风机的工作方法一、矿井通风机的通风方式主要有抽出式、压入式、压抽混合式。1、 抽出式安装在回风井口，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。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露出，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。2、 压入式安设在入风井口，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，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，式通风管理困难并且漏风比较大。3、 压

20、抽混合式 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。主要用于压入、抽出互相转换的过渡期。二、矿井通风方式的选择矿井通风方法一般采用抽出式，当地形复杂，露头发育老窖多、采用多风井通风有利于时，可采用压入式通风。该矿井地形通风路线并不复杂，所以应该采用抽出式通风比较合适。第二章 矿井风量计算与分配第一节 风量计算一、矿井风量计算原则（1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4；（2）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。（3）无论矿井或采区的供风量，均按该

21、地区各个实际用风地点，按照风量依据，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，在考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即由采、掘工作面、硐室和其他用风地点计算到各个采区和矿井总风量。 二、矿井风量的计算根据现行煤矿安全规程规定，矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。本矿井瓦斯相对涌出量为6.6 m3/t，属于低瓦斯矿井，初期投产投产区域位于瓦斯风化带内，但考虑到通风设备的服务年限和通风安全等因素，风量计算仍采用瓦斯带的参数。1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK式中： Q矿井总风量，m3/t 4每人每分钟供风标准，m3/min.人 N井下同时

22、工作的最多人数，700人 K矿井通风系数，两翼对角式取1.15则Q=47001.15=3220 m3/min三、按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算矿井总风量计算 矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和: Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q其他) K 式中Q矿井总风量，m3/min； Q采采煤工作面所需风量之和，m3/min Q掘掘进工作面所需风量之和，m3/min； Q硐硐室所需风量之和，m3/min； Q其他其他用风地点所需风量之和，m3/min； K矿井通风系统（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）备用系数，宜取1.151.25，两翼对角式取1.2.四、采

23、煤工作面需风量的计算有题目的条件：相对瓦斯涌出量为6.6 m3/t，矿井年生产能力为1.5Mt/a，矿井有四个采区同时开采，共有五个采煤工作面，其中四个开采，两个备用，实行上下分层同采，计算工作面出瓦斯绝对涌出量。Q采瓦=日产量6.6/（2460）（a）按瓦斯涌出量计算综采时：K1煤层：Q综采瓦1=16206.6/（2460）=7.425 m3/min 则Q1100Q采瓦1K瓦1007.4251.2891 m3/min=14.85m3/sQ1采煤工作面实际需风量Q综采瓦1个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量K瓦采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取K瓦=1.21.6 炮采工作面取K

24、瓦=1.42.0,水采工作面取K瓦=2.03.0，现取K瓦=1.5 K2煤层：Q综采瓦2=19356.6/（2460）=8.869m3/min 则Q2100Q采瓦2K瓦1008.8691.21064 m3/min=17.7 m3/s高档普采：K1煤层：Q普采瓦1=10806.6/（2460）= 4.95m3/minQ普1100Q普采瓦1K1004.951.2594 m3/min=9.9 m3/sK2煤层：Q普采瓦2=12906.6/（2460）=5.912m3/minQ普2100Q普采瓦2K 1005.9121.2 709 .44m3/min=11.8 m3/s备用高档普采工作面需风量按正常生

25、产的工作面需风量的50%计算709.4450%355.22 m3/min。（b）按工作面进风流计算 Q采=60VcScKc 式中：Vc 采煤工作面的风速， m/s, 现取温度在22。，则Vc=1.0 m/s Sc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 ；高档普采面的断面积是9.4 m2，综采工作面的断面积是7.8 m2，Kc工作面的长度系数，采煤工作面是150m，取Kc=1.2高档普采需风量：K1煤层Q高1601.09.41.2676.8 m3/minK2煤层Q高2601.09.41.2676.8 m3/min综采需风量：K1煤层 Q综1 601.07.81.2561

26、.6 m3/minK2煤层Q综2601.07.81.2561.6 m3/min（c）按人数计算实际需风量Q采=4 N4每人每分钟应供给的最小风量 ，m3/minN表示回采面同时工作的最多人数，N=100人Q采=4 100=400 m3/min（d）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：Q采600.25Sc按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量Q采604Sc式中：Sc采煤工作面有效通风断面 按最低风速验算最小风量：K1高档普采：600.259.4141 m3/minK2高档普采：600.259.4141 m3/minK1综采：600.257.8117 m3/minK2综采：600

27、.257.8117 m3/min按最高风速验算最大风量：K1高档普采：6049.42256 m3/minK2高档普采：6049.42256 m3/min按最高风速验算最大风量：K1综采：6047.81872 m3/minK2综采：6047.81872 m3/min则117 m3/minQ采2256 m3/min通过验算，计算所得符合要求，则取Q采取最大值为m3/min根据经验，考虑综采工作面漏风取10，即：Q漏=（1064+709.44）10=177 .4m3/min本矿井布置四个回采工作面和一个备用工作面，因而回采工作面和一个备用工作面所需风量之和为 Q= Q备+2Q采+2Q普+2漏=210

28、64+2.5709.44+354.8=4256.4 m3/min=五、掘进工作面的需风量计算（a）按瓦斯涌出量计算根据经验可取70 m3/min（b）按炸药量计算Q掘=25A式中 25使用1kg炸药的供风量，m3/min; A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg，现取大断面一次爆破炸药量为10Kg则Q掘=2510=250m3/min（c）按局部通风机吸风量计算Q掘=Q掘局扇K式中 Q掘局扇各个掘进工件面同时运转局部通风机额定风量的和。 K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3本设计采用JBT51(11KW),额定风量为

29、200 m3/min因为采区巷掘进所以采区掘进通风量为：Q掘=2001.2=240m3/min（d）按人数计算掘进工作面的最多人数Q掘 =4 N式中 N一个掘进工作面同时工作的最多人数，人本矿井按15人计算Q掘 =4 15=60 m3/min （e）按风速进行验算按最小风速验算，岩巷掘进面最小风量： Q掘600.15S掘 各个煤巷或半煤岩巷掘进面的最小风量； Q掘600.25S掘 按最高风速验算，掘进面的最大风量： Q掘604S掘 式中S掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2综采工作面和高档普采面的进回风巷道德断面积都是9.6 m2，并且掘进巷道都是在煤巷中，则6049.6Q掘600.2 59.6

30、即2304 m3/minQ掘144 m3/min根据以上综合计算可以初步确定Q掘=250 m3/min。根据以上计算取最大值 250 m3/min，为保证生产接续，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。则： 容易时期 Q掘=2504=1000m3/min困难时期 Q掘=2506=1500m3/min六、硐室需风量计算各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算，采区硐室必须设在进风流中，采区变电所和绞车房一般根据各矿井经验值计算。（a） 变电所包括采区变电所和中央变电所，每个变电所的的风量

31、约为 60-80m3/min，本矿井取70 m3/min（b） 绞车房根据绞车滚筒直径的大小，确定绞车房所需风量为90 m3/min（c） 井下爆破材料库大型火药库供风量100-150 m3/min，中小型火药库供风量60-100 m3/min，本设计取120 m3/min。（d） 充电硐室通常充电硐室的供风量不得小于100 m3/min，按经验值取150 m3/min则懂事的需风总量为Q硐=70+90+120+150=430 m3/min，七、矿井其他巷道的需风量计算根据我国各大矿井的经验，其他地点需风量之和取100 m3/min，两翼是Q其他=200 m3/min。矿井的总进风量，应按采煤

32、、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和: Q=(Q采备+Q掘+Q硐+Q其他) K 式中Q矿井总风量，m3/min； Q采采煤工作面所需风量之和，m3/min Q掘掘进工作面所需风量之和，m3/min； Q硐硐室所需风量之和，m3/min； Q其他其他用风地点所需风量之和，m3/min； K矿井通风系统（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）备用系数，宜取1.151.25，两翼对角式取1.15.即Q=(4256.4 +1500 +430+100)1.15=7230 m3/min=120m3/s则一翼的通风量为Q东=Q西=60m3/s第二节 矿井风量分配一、分配原则（1）分配到各用风地点（包括回采

33、面、掘进面、硐室等）的风量应不低于所计算出的需风量。（2）为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定风量。（3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求。矿井风量分配量：（1）各个综采工作面分配风量1064m3/min，普采工作面分配风量709.44m3/min，普采备用工作面分配风量354.5m3/min。（2）各个掘进工作面分配风量250m3/min。（3）硐室分配风量为430m3/min，充电硐室150 m3/min，爆破材料库取120m3/min，采区变电所取70m3/min。采区绞车房个供给新鲜风流90 m3/m

34、in。（4）其他用风巷道所需风量100m3/min。二、风速验算矿井在设计的时候要考虑巷道断面对风的影响，巷道断面大风速就太慢，巷道断面小了行人过车不方便，所以合理的设计断面选择最适宜的风速是很重要的。各种巷道适宜风速见表2-6。各巷道允许最大最小风速见表2-7。表2-6 各种巷道和采煤工作面适宜风速表 序号巷道名称适宜风速（m/s）1运输大巷、主石门、井底车场4.55.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.56.53采区回风巷、回风上山3.54.54采区进风巷、进风上山4.55.55采区运输机巷、胶带输送机巷3.03.56采煤工作面1.52.5 表2-7 井巷中风流风速（m/s）井巷名称允许风

35、速最低最高回采工作面，掘进面0.254无提升设备的风井15专为升降物料的井筒12大巷1.08根据风速计算公式，可计算出各井巷中风流的速度，如表2-8所示。表2-8 主要井巷风速计算表计算公式井巷名称风量(m3/min)净断面积(m2)风速(m/s) 式中 v风速，m/s；Q通过巷道或工作面的总风量，m3/min；S净巷道或工作面净断面积，m2；上下顺槽10649.61.85掘进面2509.60.43副井723035.83.36大巷361512.84.71总回风巷36159.626.26风井361512.84.71由表中计算得出的风速可知各风量分配是可以的，某些为达到适宜的风速和理想的通风系统以

36、及提高对火灾的预防能力等可进行风量的调节。三、局部风量调节采用调节风扇，调节临时风帘等调节装置进行局部风量调节或者扩大巷道断面，降低摩擦阻力系数，清除巷道中的局部阻力物，采用并联风路，缩短风流线路的总长度等四、矿井总风量的调节采用改变全矿通风机的叶轮转速，轴流式风机叶片安装角和离心式风机前导器叶片角等，来改变通风机的风压特性，从而达到调节风机所在系统总风量的目的第三章 矿井通风阻力计算第一节 矿井通风系统图一分别绘制困难和容易时期的通风系统立体图和网络图。 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

37、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.矿井通风系统图见最后设计图，矿井通风网络图见最后设计图，如下图： 第二节 矿井通风总阻力计算一、矿井通风总阻力的计算原则矿井通风的总阻力，不应超过2940pa；矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15计算。当风量按照各用风地点的需要或自然

38、分配后，选择达到设计产量时通风容易时和最困难时通风阻力大的风路，然后分别计算这两条风路中各段井巷通风阻力，分别累加后即得到矿井通风最容易和最困难两个时期的最大通风阻力。二、矿井通风总阻力的计算原则：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力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应该按每台主要通风机所服务的系统分别计算。东翼：副井主石门运输大巷轨道上山区段进风石门综采进风平巷综采工作面综采回风平巷回风石门风井当一水平开采到下山第四个区段时为通风困难时期，最困难时期最大风阻风路：东翼：副井主石门运输大巷轨道

39、下山区段进风石门综采进风平巷综采工作面综采回风平巷运输上下山风井三、计算方法.沿两个时期东、西两翼的通风阻力最大路线，分别用下式算出各段巷道的摩擦阻力因东西两翼是对称的，所以同一时期只需算一翼的最大通风阻力即可。HfaLUQ2/S3，Pa 式中： Hf巷道摩擦阻力，Pa.a 巷道摩擦阻力系数，Ns2/m4L井巷长度，mQ通过井巷的风量，m3/sU井巷净断面周长，m.S井巷净断面积，容易时期：a104L/mU/mQ/m2.sQ2/m6。S-2S/m3S3/m9hf/pa副井40053021.901201440035.845883145.7主石门10020010.41201440014.22863

40、104.6运输大巷100125013.660360012.82097291.8轨道上山10065012.0604032.2510.11030272.5区段进风石门1005012.417.7313.297.810864.1综采进风平巷220122512.917.7313.299.6885123.1综采工作面30015011.9517.7313.297.8474.635.5综采回风平巷220122512.917.7313.299.6885123.1风井20031513.6604032.2512.82097147.1则容易时期东西两翼的通风阻力最大为Q阻=（145.7+104.6+291.8+272

41、.5+4.1+123.1+35.5+123.1+147.1）1.15=1435pa困难时期a104L/mU/mQ/ m3。S-1Q2/m6。S-2S/m3S3/m9hf/pa副井40053021.901201612935.845883145.7主石门10020010.41201612914.22863104.6运输大巷100125013.6604032.2512.82097291.8轨道下山10065012.0604032.2510.11030272.5区段进风石门1005012.417.7313.2910.2810864.1综采进风平巷220122512.917.7313.299.6885123.1综采工作面30015011.9517.7313.297.8474635.5综采回风平巷220122512.917.7313.299.6885123.1运输上下山100125011.8604032.259.6885600.2风