顾桥矿矿井通风设计毕业论文.doc

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1、 2013届 毕业论文(设计)论文题目：顾桥矿矿井通风设计系（部）通风与安全系专业 矿井通风与安全班 级 10级通风一班学生姓名指导教师 完 成 时 间2013年5月摘 要随着煤矿工业的发展，安全生产已经成为其中重要的部分。为确保煤矿的安全生产，对煤矿的安全设计十分重要。根据顾桥煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对顾桥煤矿进行了安全设计。设计针对煤矿常见的安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。根据顾桥煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通

2、风，井下通风设施和构筑物等进行设计，选择了安全逃生路线，分析了矿井通风系统的合理性和可靠性。针对顾桥煤矿的粉尘灾害，从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。对于瓦斯灾害防治，设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。在火灾防治方面，分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。通过对顾桥煤矿水文地质资料的分析，设计了相应的水灾防治安全措施。同时建立一套完善的安全监测与监控体系，对各种灾害形式进行严密的监控，在灾害发生前将事故处理，确保生产能够安全高效的进行，同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。同时还设计了顶板灾害、运输系统灾害、电气事故灾害的安全措施。关键词: 安

3、全条件 粉尘防治 瓦斯防灭火 安全监测目 录1 矿井概况11.1 矿井地理位置、交通11.2 矿井简介、发展情况、水文地质概况等12 矿井开采开拓设计32.1 矿井开拓32.1.1井田开采范围及面积32.1.2井型确定32.1.3井田开拓方式和主副井口位置32.1.4通风方式42.1.5井筒数目及装备42.1.6主要开拓方案42.1.7井底车场及主要硐室52.1.8水平、采区划分与接替52.1.9矿井各大生产系统62.2 采区设计62.2.1采区基本概况62.2.2采区上山的位置、数量72.2.3区段划分72.2.4采区回采顺序72.2.5采煤方法及设备选定72.2.6采煤方法及顶板管理82.

4、2.7采区巷道断面及支护82.2.8采区技术装备92.2.9采区生产系统92.2.10 采区通风系统及风流控制92.2.11制采区瓦斯抽排、防尘、防火103 矿井通风设计123.1 矿井通风系统123.1.1通风系统选择的条件和依据123.1.2选择通风系统主要应考虑的因素133.1.3采区通风系统的设计143.1.4系统选择153.2 矿井风量计算与分配153.2.1矿井总风量的计算163.2.2矿井风量分配193.3 通风阻力计算及风速校核193.3.1矿井通风时期的最大阻力193.4 选择矿井通风设备213.5 通风机电费概算234 矿井通风技术管理（一通三防细则）255 致 谢266

5、参考文献271 矿井概况1.1 矿井地理位置、交通顾桥矿位于潘谢矿区中西部，东距凤台县城约20km，井田面积106.7平方公里，属高瓦斯、高地温、高地压矿井，交通便利，资源丰富，煤质优良，地质储量16亿吨，可采储量9.67亿吨，建设规模1000万吨。矿井由国务院总理办公会议立项、国家发展和改革委员会核准开工的国家重点建设工程，是安徽省861重点督查工程。1.2 矿井简介、发展情况、水文地质概况等矿井简介：顾桥煤矿是淮南矿业集团实施“建大矿、办大电、做资本”发展战略，建设国家亿吨级煤炭基地和大型煤电一体化新型能源基地的核心工程。矿井于2003年11月1日开工建设，2007年4月24日通过国家竣工

6、验收，当年4月28日正式投产。矿井先后被授予“瓦斯治理示范矿井”、“循环经济示范矿井”、“国家特级安全高效矿井”、“中华环境友好煤炭单位”、“全国绿化模范单位”、 “安徽省花园式单位”、“安徽省园林式单位”等荣誉称号。矿井建设情况：矿井建设按照淮南矿业集团“一先进三保护”即发展先进生产力，保护生命、保护资源、保护环境的发展理念，定位“国际先进、国内一流”的建井目标，用不到35个月安全、快速、高标准地建成了顾桥矿，成为淮南矿业集团新一轮大发展的标志性矿井。采煤工作面可实现自动化。主井提升可实现井下装煤、提煤及地面卸煤的全过程自动化运行；副井提升在国内率先实现了在井口进行远程开车，同时作为上下人的

7、通道，通过设备更新、技术攻关，实现了全自动提升，这在全国煤炭系统是第一家。调度指挥中心是目前国内最先进的，具有自主知识产权。整个矿井的技术装备水平都处于目前全国煤炭行业的先进水平。矿井安全高效生产情况：顾桥矿投产以后，认真贯彻落实国家安全生产方针及法律法规，狠抓质量标准化和“两规范”工作，积极推进技术创新和管理创新，矿井保持安全高效的良好发展势头。2006年出煤150.6万吨；2007年生产原煤681万吨，矿井最高月产96万吨，工作面最高单产460万吨，均创淮南矿区最好纪录，并实现了安全年。同时积极开展技术创新，在1115（1）工作面试验了“沿空留巷、Y型通风”无煤柱煤与瓦斯共采技术，取得重大

8、突破，已通过国家专家委员会鉴定，为全煤行业推广该技术奠定了基础。2008年，生产原煤1055万吨，创造了年产500万吨的综采队；2009年原煤产量突破1200万吨；2010年原煤产量达1230万吨。 水文地质：顾桥矿区为隐伏式煤田，在煤系地层之上直接覆盖一套巨厚新生界松散沉积物，厚约120484米。本区主要含水层为奥陶系和石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。顾桥矿位于顾桥背斜南翼，为一宽缓的单斜构造。新生界松散层下部含水层组直接覆盖在煤系地层之上，其水量充沛，对浅部煤层开采有威胁；煤系砂岩含水层发育于各煤层之间，其富水性较弱且差异大，连通差，石灰岩含水层水对深部煤层开采有威胁

9、。井田内主要含水层为奥陶系和石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。本区为淮河冲积平原,地势平坦,地面标高+19+23米，西北高，东南低平均坡降为1/10000。淮河为邻近本区的主要河流，经淮南时一般水位标高为+15米，最高水位可达+25.93米，淮河平均流量正阳关以下2000m3/s。 汛期淮河洪水位高，可能威胁矿井安全(如1991年，大汛期)。一般丰水年内涝时间为3045天，较大洪水年漫滩时间长达140天左右。井田内主要含水层为奥陶系和石炭系石灰岩含水层，煤系砂岩含水层和新生界松散含水层。井田地温：井田内地温垂向上正常，全层地温梯度为1.73. 9百米,平均2.7百米；基岩地

10、温梯度为1.54.1百米，平均2.8百米。井田北部基岩地温梯度一般为3.04.1百米，属地温异常区；井田南部基岩地温梯度一般为1.52.9百米，属地温正常区。各主采煤层底板温度随深度增加而增大。走向上，一般东部高，西部低，倾向上差异不显著。地压：地质因素是引起地压的主导因素。岩体中由原生或后期构造形成的各种软弱结构面，是造成巷道失稳的主因。此外，岩石强度、地下水作用、残余应力及人为因素亦是地压大小的因素。不同煤层及其顶底板岩石强度不同，抗风化、抗软化能力不同,地下水作用不容忽视。顾桥矿泥岩及泥质结构的岩石浸水后崩解、碎解，抗压强度小于160Mpa，软化系数约0.20.6，属易软化极易软化岩石，

11、从而直接影响围岩稳定，产生地压。2 矿井开采开拓设计2.1 矿井开拓2.1.1井田开采范围及面积顾桥矿井田面积106.7平方公里，煤炭地质储量16亿吨，可采储量9.67亿吨。该矿整体建设投资29亿元，设计年产量1000万吨，主要生产系统具备年产1000万吨的生产能力。2.1.2井型确定本井田主要含煤地层为二叠系含煤地层，含煤层数4256层，七个含煤段，本井田主要开采含煤段厚度约32.2m，含煤15余层，占可采总厚80%，其中可采与局部可采煤层有10层，可采总厚度约27.9m。占可采总厚的86.5%，可采与局部可采煤层有5层（1、6、8、11-2、13-1），厚4.3米，占可采厚度的13.5%。

12、2.1.3井田开拓方式和主副井口位置井田采用立井开拓方式。主、副井坐标如下：主井：X=3630310.000 Y=39482985.000 Z=+22.5副井：X=3630252.323 Y=39482958.106 Z=+22.5开拓系统示意图如下：2.1.4通风方式矿井通风方式为两翼对角式。西风井地理坐标X = 32250.0000 Y = 84050.0000，风井深约370米，风井断面直径取8米；东风井地理坐标X = 31200.0000 Y = 85900.0000，风井深约370米，风井断面直径均取8米。2.1.5井筒数目及装备全矿井共有四个井筒，分别为主井、副井、西风井和东风井。

13、1.主井井筒：净直径7.5米，井筒内装设两套32吨双箕斗，供提煤用。井筒装备钢丝绳罐道，罐道绳选用直径为47mm密封钢丝绳，沿箕斗四角布置。2.副井井筒：净直径8米，井筒内设两套吨双层罐笼带平衡锤的提升装置。3.西风井：净直径8米，不设梯子间，回风水平标高-350米。风井深约400米，担负前期全矿井通风。4.东风井：净直径8米，设梯子间，回风水平标高-350米。风井深约400米，担负东二采区通风。2.1.6主要开拓方案根据本矿井的地质构造特征、煤层埋藏特点，针对首采煤层提出以下开拓方案： 第一水平定在-780米，划分为四个采区：西一、西二、东一、东二；西二采区西至井田边界，东与西一采区以F4断

14、层为界；西一采区与东一采区以Fe8 断层为采区边界；东一采区与东二采区以F5断层为界；东二采区北以F3断层为采区边界。东西两翼大巷贯通，开拓轨道石门和皮带石门各一条分别与轨道大巷和皮带大巷连接。大巷全部在-780米13-1煤层底板布置，距离煤层约20米，直接与各个采区的上山相连。西一采区两条岩石上山在Fe2断层和Fe3断层之间布置，其他采区均为三条上山，其中东一与西二的三条上山布置在采区中央。东二采区三条岩石上山沿Fe5 断层东侧布置，采用单翼开采。2.1.7井底车场及主要硐室1.井底车场的形式：卧式环行车场2.井底车场的调车方式：列车由机车牵引至车场调车场，机车摘钩将列车顶入重车场，机车绕至

15、空车场，牵引空车返回矿井两翼工作点。3.井底车场主要硐室：煤仓；排水系统硐室；中央变电所；车场内设有调度室、候车室、人车线、电机车修理硐室及工具备用品保管硐室等，另外还设有炸药库，在井底车场的右上部。2.1.8水平、采区划分与接替1.水平划分本井田为一缓倾斜煤层群，储量丰富，井型大，煤层赋存深，煤层露头标高约在-240m-322m,回风水平标高为-350m-380m,考虑到目前国内技术装备条件及每个水平均有合理的服务年限。本矿井水平划分：全矿井划分两个水平，水平标高；第一水平为-780m,第二水平为-1008m.2.采区的划分、接替关系及大巷石门布置1)采区第一水平划分为四个采区。2）采区的接

16、替关系是准备先投产西一、西二、东一采区。3）大巷石门的布置该矿井采用皮带运煤，为减少巷道的工程量，缩短运输路线和降低通风阻力，分别在两翼各布置一条皮带石门大巷和一条轨道大巷，标高为-670m，主要运输大巷服务于整个水平，服务年限较长，大约为30年，为了使大巷不受采动影响，同时也为了便于维护，将大巷布置在距煤层底板20m，皮带巷在井底车场附近，有所抬高，主要是为有足够的井底煤仓留出空间；另外，在皮带大巷与采区轨道石门交替的地方也有所抬高，防止与采区轨道石门交叉。轨道大巷担负着矿井几个采区的通风、运料、行人等任务，以及用于敷设各种管道、动力电缆等，为满足诸多要求，轨道大巷将采用砌碹支护，围岩条件较

17、好的则采用锚喷支护。如前所述，该矿所采用的是两翼对角式通风方式。回风大巷为整个矿井服务，服务年限长，也可兼作行人用。因此回风大巷采用半圆形砌碹支护，围岩条件较好的则采用锚喷支护。2.1.9矿井各大生产系统1.运输系统1)运煤系统：一水平的煤采落后通过采区内运煤系统，到达采区煤仓，再由溜煤眼溜到皮带大巷的运煤皮带上并运往主井煤仓，由主井箕斗提至地面。2)运矸系统：矸石主要是在岩巷掘进中产生。掘进产生的矸石通过扒矸机送至矿车，再由电机车拉到副井底，由罐笼提至地面。3)运料系统：矿井各种材料由地面通过副井下至井底车场，再由机车运往各采区投入使用。2.通风系统矿井采用抽出式通风方式，主要由副井进风，主

18、井进部分风，通过轨道大巷到各采区下部车场，由轨道上山进入到采区内部各用风地点，再由采区回风石门流至回风大巷，由风井排入大气。另外，爆破材料库布置在煤层以下，稳定的岩层中，距各井筒及行人巷道均在安全距离以外，且采用独立的通风系统，风井由副井进入井下一部分直接经爆破材料库使用后，排至回风巷，再由风井排入大气。3.排水系统各采区内的涌水通过各自轨道上山的水沟流至轨道大巷的水沟，轨道大巷在施工时预留了一定的倾角，水流自轨道巷水沟可自行流入井底水仓，再由水泵通过副井内的排水管排至地面。4.供电系统地面高压电源经变压达矿用电压后由副井动力电缆线输送到井下中央变电所，再由中央变电所输送至各采区变电所，以供各

19、种电机设备及充电硐室之用。2.2 采区设计2.2.1采区基本概况采区是组成矿井的基础，其服务年限长短不一，少则34年，多则78年，还有的达十余年，本设计选取的是13-1煤层的东一采区，该采区为单翼上山采区，采区的上限标高为-350m，下限标高为-670m，采区内的地质构造较为复杂，有断层穿过，煤层顶板稳定，涌出量小，煤层赋存稳定，煤层倾斜角812，煤层瓦斯涌出量为3.6m3/t。煤层有自然发火危险性。采区生产能力200万吨/年，回采工作面长度240米。2.2.2采区上山的位置、数量1.采区布置方式由于13-1.11-2两煤层层间距较大，倾角平缓，为节省巷道工程量，13-1采区均采用单一煤层布置

20、的开采方式。2.上山布置方式1)上山数量为满足开采时通风设计的要求，本采区设置三条上山，即一条为轨道上山，一条为皮带上山，一条为行人上山。2)采区上山方式为在底板岩石中开设上山。3.回风巷道布置为了提高回采率，降低掘进率，减少巷道维护费用，工作面上下顺槽尽量采用无煤柱护巷，即沿空掘巷。为了保证工作面等长推进，综采面顺槽采用平行布置。4.采区装车线布置根据开拓巷道布置要求，采用石门装车方式。2.2.3区段划分采区上、中、下部车场的形式，联系及尺寸东一采区走向长13001700米，倾斜宽15501650米，可划分6个区段。区段斜长240米左右，每个区段沿左右两个工作面，用综采，留区段护巷煤柱。上部

21、车场采用甩车场.；采区中部车场采用小角度(近似平车场)的双侧甩车场；采区下部车场采用甩车场，工作面通过中部车场到溜煤眼，由溜煤眼到皮带机上。通风系统通过回风斜巷回到回风上山，直到总回风巷。采区下部车场布置成石门装车式，底板绕道。轨道上山经绕道与轨道石门相通，由于绕道需要为运输车辆的调度及存放服务，故要求能够存放约下一列车的长度，长度约为150m。2.2.4采区回采顺序 先采浅部，后采深部，在同一区段内沿走向后退式开采，即由采区边界 向上推进。采区内的回采工作应按计划有步骤地进行，以均衡生产，并有利于提高技术经济指标。2.2.5采煤方法及设备选定1.采煤方法根据本井田的之煤层埋藏特征及目前技术条

22、件，本采区开采煤层倾角812按照矿井生产实践，设计采用沿走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。2.工作面推进方向 在正常情况下，未能切实掌握采区内煤层构造变化情况，充分发挥采煤机械化效能，保证矿井高产、高效。采区内回采工作面一律采用后退式回采，即走向长壁工作面沿煤层走向从采区边界向采区上山方向推进。2.2.6采煤方法及顶板管理根据煤层赋存状况，井田开拓布置及技术装备条件，准备采用走向长壁下行垮落采煤法。由于地质条件比较好，断层比较少，故采用综采。工作面顶板管理采用垮落法。工作面的作业形式为“两采一备”，即两班采煤、一班准备，采煤班采煤、移架；准备班检修。工作面一般为日进两排柱，进厚4.04

23、.8m，每日一循环的作业方式，工作面采用分段作业，由装煤、支柱、移溜组或组成综合组。完成本段装煤、支柱、移溜工作。2.2.7采区巷道断面及支护由于该矿为高瓦斯矿井，为满足通风要求。采区内岩巷及硐室均采用半圆拱断面，煤及半煤巷则采用梯形断面，具体尺寸及支护形式见表21表21 采区巷道参数表巷道名称形式断面（m2）支护形式轨道上山半圆拱16锚喷皮带上山半圆拱16锚喷回风上山半圆拱16锚喷轨道平巷半圆拱14锚喷运输平巷梯形14梯形钢石门车场梯形16梯形钢采区内岩巷、硐室、煤仓条件较好的采用锚喷支护；条件不好顶板比较破碎的采用U形钢与锚索联合支护；煤巷采用矿用工字钢梯形支架与锚索联合支护。2.2.8采

24、区技术装备综采放顶煤工作面的主要设备选用：ZFS-400/19/28型放顶煤支架，MG200型采煤机，前部运输机型号为SGZ-730/320,后部运输机型号为SGD-630/220.2.2.9采区生产系统1.运煤系统工作面落煤 刮板运输机 转载机 顺槽胶带输送机 区段溜煤眼 运输上山 运输石门 采区煤仓 运输大巷2.运料系统轨道大巷 采区轨道石门 轨道上山 材料平巷 工作面上顺槽 工作面3.通风系统轨道大巷 采区轨道石门 轨道上山 进风斜巷 工作面下顺槽 工作面 工作面上顺槽 采区回风斜巷 回风上山 采区回风石门 回风大巷4.供电系统矿井中央变电所 采区中部变电所 工作面配电点 工作面用电5.

25、排水系统工作面涌水 下顺槽溜煤眼 运输上山 采区石门 运输大巷6.风流控制为了保证风流按拟定的方向流动,必须在巷道中设置相应的通风构筑物用以引导风流,截断风流或控制风流的通风设施.在该采区中,进风巷与回风巷连接处用两道风门隔开;需要一定风量的地方(如变电所 绞车房等)用调节风窗控制风量,工作面与备用面之间用调节风门分配风量.2.2.10 采区通风系统及风流控制1.采区通风路线如上所述。有关规程对采区通风有如下规定：1)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；2)回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的两个同一风路中的回采工作面，其工作面总长度不

26、得超过400m；回采工作面之间活采掘工作面之间的串联通风，进入串联工作面的风流中必须装有瓦斯自动检测报警断电装置。在此种风流中，瓦斯或二氧化碳浓度都不得超过0.5%，其他有害气体都应符合规程的规定开采有瓦斯（二氧化碳）喷出活有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，严禁任何两个工作面之间串联通风。3)煤层倾角大于12的回采工作面都应采用上行通风。如果采用下行通风时候，必须报矿总工程师批准，并遵守下列规定：（1） 回采工作面风速不得低于1m/s；（2） 机电设备设在回风道时，回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1%，并装有瓦斯自动检测报警断电装置；（3） 应有能够控制逆转风流、防止火灾气体

27、涌入进风流的安全措施。在有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角大于12的煤层中，严禁回采工作面采用下行通风；（4） 开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，在矿井的两翼、相邻的采取和相邻的煤层，都必须用水棚隔开；在所有运输巷道和回风巷道中，必须撒布岩粉或冲洗巷道。2.采区内部通风系统1)工作面通风系统工作面通风系统：采用U型后退式，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。2)掘进头通风系统掘进工作面通风方式采用压入式，其优点有：(1) 局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中，运转较为安全；(2)风筒出口风速和有效射程大，排烟能力强，工作面通风时间短，使用柔性风筒，风筒漏风也

28、有利于巷道排烟。2.2.11制采区瓦斯抽排、防尘、防火1.瓦斯抽排该采区采用卸压钻孔抽排瓦斯，煤层在受回采和掘进的采动影响下，引起煤层和围岩的应力重新分布，形成卸压区和应力集中区。在卸压区内煤层膨胀变形，透气系数增加。若在这个区域内打钻抽排瓦斯，可以提高抽出量，并阻截瓦斯流向工作空间。2. 随掘随抽在掘进巷道的两帮，随掘进巷道的推进，每隔1015m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔12个，孔径4560mm，封孔深1.52.0m，封孔后连接于抽排系统进行了抽排。孔口负压不宜过高，一般为5.36.7kPa。巷道周围的卸压区一般为515m，个别煤层可达1530m。封孔后抽排，降低了煤帮的瓦斯涌出量

29、，保证了煤巷的安全掘进。3. 随采随抽它是在采煤工作面前方于上、下顺槽内每隔一段距离（2060m），沿煤层倾向、平行于工作面打钻、封孔、抽排瓦斯。孔深应小于工作面斜长2040m，工作面推进到钻孔附近，当最大集中应力超过钻孔后，钻孔附近煤体就开始膨胀变形，瓦斯的抽出量也因而增加，工作面推进到距钻孔13m时，钻孔处于煤面的挤出带内，大量空气进入钻孔内，瓦斯浓度降低到30以下时，应停止抽排。4. 防尘1)通风除尘风流流经采煤工作面或掘进工作面，并将其悬浮矿尘带出，从而降低作业场所的矿尘浓度。2)湿式作业作业时利用水或其他液体进行喷淋，使之与尘粒相接触从而捕集粉尘。具体包括：湿式凿岩、钻眼，洒水及喷雾

30、洒水，水泡泥与水封爆破等等。3)个体防护在作业规程中规定，作业场所粉尘浓度较大时，工作人员必须佩戴各种防护面具以减少人体的粉尘吸入量。5.防火1).采用灌浆防火浆液充填煤岩裂隙及其孔隙的表面，增大氧气扩散的阻力，减小煤与氧的接触和反应面；浆水浸润煤体，增加煤的外在水分，吸热冷却煤岩；加速采空区冒落煤岩的胶结，增加采空区的气密性。灌浆的实质是，抑制煤在低温时的氧化速度，延长自然发火其。2).采用阻化剂防火应用阻化剂防火的方法是：表面喷洒、用钻孔向煤体压注以及利用专用设备向采空区关入雾化阻化。3 矿井通风设计3.1 矿井通风系统3.1.1通风系统选择的条件和依据选择通风系统总的原则应贯彻“安全第一

31、，预防为主”的方针，并有利于矿井建设速度，技术经济合理。同时必须遵守煤矿安全规程的相关规定： 1. 有利于加快矿井建设，技术，经济合理，生产安全。2. 必须符合煤矿安全规程和煤炭工业设计有关规定：1)每一个矿井必须有完整的独立通风系统；2)新建或改建的矿井如果采用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口；3) 箕斗提升兼作或装有胶带输送机的井筒时，必须遵守下列规定：a 箕斗提升井兼作回风井时，井上，下装卸装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风不得超过15%,应有可靠的防尘措施，但装有胶带输送机的井筒不得兼作回风井；b 箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒，兼作回风井时，箕斗提升井

32、筒中的风速不得超过6m/s，并都有可靠的降尘度符合工业卫生标准胶带输送机的井筒中还应装有专用的消防管路。根据以上原则，还应考虑的其他以下各因素：1.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，距有害气体源地点不得小于500m2.占地少，压煤少，交通方便，便于施工；3.井口工程地质及井筒施工地质条件简单；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，井下每一水平到上一水平和每一采区至少要有两个通向地面的安全出口，以便人员撤出；6.使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程省。7.尽可能使每个采区的产量均衡

33、，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物，以免引起大量漏风；8.多风机抽出式通风时，为了保持通风时联合运转的稳定性，应尽量减少总进风道公共路段的风阻；（一般要求公共路段的负压，不超过任何一个扇风机负压的25%）9.通风费用少；10.后期通风合理。3.1.2选择通风系统主要应考虑的因素1.自然因素沼气的含量和压力，煤层赋存状态，埋藏深度，冲积层厚度，矿井沼气等级，煤尘爆炸性，煤层自然发火性，矿井地质条件，井田尺寸及矿井生产能力，矿井地面气候，地温参数和常年主导风向等。 2.经济因素井巷工程量，通风运营费，设备运转，管理和维修条件等。3.矿井生产条件矿井服务年限，开拓、开采、提升系统，

34、各采区的储量和产量分布，采掘工作面的比例关系，爆破的最多炸药量，井下同时工作的最多人数，生产及备用工作面个数等。4.其他因素根据开采技术条件，要考虑灌浆，注水及瓦斯抽放等的要求。3.1.3采区通风系统的设计1.规程有关采区的规定：每一个生产水平和每一个采区，都必须布置单独的回风道，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；煤层倾角大于12度的回采工作面都应采用上行通风，若采用下行通风时，必须报矿总工程师批准，遵守下列规定：1) 回采工作面风速不得大于4m/s；2) 机电设备没在回风巷时，采煤工作面回凤巷内风流瓦斯能度不得超过1%,并应装有瓦斯自动检测报警断电装置；3) 进风，回风巷

35、中，都必须设有消防管路；4) 开采有煤层爆炸危险煤层的矿井，在矿井的两翼相邻的煤层，都必须用岩粉棚或水棚隔开；在所有运输巷和回风巷中，必须撒布岩粉或冲洗巷道。 2. 采区上山通风系统1)由于两采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，采用两条上山进风。一条上山回风，以满足风量要求，这样设置有利于：保证工作面各用风点大风量的要求，对于瓦斯涌出量大的矿井，效果更好；2) 轨道上山的下部车场可不设风门，车辆通过方便；3) 上山绞车房便于得到新鲜风流；4) 进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘及瓦斯较少。缺点是作为运料用的各区段甩车场与工作面回风巷连联处的需设置风门，不易管理,漏风大。3.回采工作面

36、的通风系统顾桥煤矿所有的工作面都采用走向长壁后退式采煤工艺，回采工作面采用U型上行通风系统,该系统有如下特点:1)采空区漏风小.2)瓦斯自然流动方向与风流流动方向一致,有利于较快地降低工作面的瓦斯浓度.3)风流方向与运煤方向相反,引起煤层飞扬,增加了回采工作面进风流中的煤尘浓度,同时煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带回工作面,增加了工作面的瓦斯浓度.4)运输设备运转所产生的热量随进风流散发到回采工作面,使工作面的气温升高,5)在工作面上隅角附近,由于风速很低或者完全不流动,有容易积聚瓦斯.采区的通风路线为：大巷新鲜风流采区轨道石门轨道上山所在采区车场或甩车场工作面进风平巷工作面工作面回平风巷回风

37、联络巷回风上山采区回风石门风井3.1.4系统选择1.风井的位置根据以上主要选择因素，结合本井田的各项条件，选择对角式通风系统。两翼对角式的通风方式，回风标高为-350米，风井坐标为西风井 X=32250.000；Y=84050.000东风井 X=31200.000；Y=85900.000风井布置在井田的上部边界，地面标高+26m,井深+350m2.扇风机的工作方式根据本矿井煤层瓦斯含量高，煤层埋藏较深和赋存状态复杂，冲积层厚，煤与瓦斯具有突出危险，煤层自然发火性等综合考虑后采用抽出式。3.风流路线 矿井的风流路线为：地面新鲜风流副井-870m井底车场-870m主要轨道石门轨道大巷采区下部车场轨

38、道上山采区中部车场工作面进风巷工作面工作面回风巷回风联络巷（回风上山）采区回风石门总回风巷风井地面 为控制风流流量及流向，在一些位置设置了一些通风构筑物，如风门、风桥、调节风窗及密闭墙等。3.2 矿井风量计算与分配规程规定，生产矿井所需风量按井下同时工作最多人数，各工作地点排除各种有害气体，粉尘和维持适当气温的需要进行计算，原则上都是采用由里向外的计算方法，即先算出各掘进头及硐室等各地点的需风量，再乘以漏及备用等因素的系数，作为矿井的回风量。将矿井回风量乘以外部漏风系数，得出抽出式主扇的风量。各采掘工作面实际需要的风量是按沼气，二氧化碳，一次爆破的最大炸药量，温度及风速等因素计算后，取其中的最

39、大值。掘进工作面还要满足局扇实际需风量的需要，备用工作面的需风量按工作面需风量的50%来计算。3.2.1矿井总风量的计算根据煤矿安全规程第110条规定，矿井总风量按下列要求分别计算，并取其中最大值。矿井最高风量按井下同时工作的最多人数计算 Q矿=4nk K为矿井备用系数，经查资料k=1.151.25取k=1.25 则 Q矿=41201.2=576 m3/s.按采煤，掘进，硐室等处的实际需风量计算：采煤工作面需风量 煤工作面需风量应按下面因素分别计算，并取其最大值。按瓦斯（CO2）涌出量计算Q采=100Q瓦k瓦q瓦=1440 Q瓦/TdQ瓦=22.9 m3/mink瓦为瓦斯涌出不均匀的备用风量系

40、数，机采k瓦=1.21.6，k瓦取1.5. Q采=10022.91.5=3435 m3/t按工作面进风流温度计算Q采=60V瓦S采K采K采为工作面的长度风量系数，工作面长度为135m，经查表k=1.1 工作面的温度为20，经查表 V=1.0m/s S采=2.2（3.2+4.2）/2=8.14m2 Q采=601.118.14=537.2m3/min 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度，采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-5按下表选取采煤工作面长度/m工作面长度风量系

41、数1801.3-1.4按炸药量使用量计算采煤工作面采用光面爆破，断面为8.1410经查表 A采=10kg ，Q采=2510=250 m3/min按工作人员数量Q采=4n采=426=104 m3/min按风速验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量Q采600.258.14=122.1 m3/min按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量Q采604S采=6048.14=1953.6 m3/min所以122.1 m3/minQ1953.6 m3/min 取其最大者为537.2 m3/min所以 采煤工作面的需风量为537.2 m3/min掘进工作面需风量有关参数见下表通风距离（m）有效风量（m3/m

42、in）风筒直径（mm）型号功 率（Kw）台 数备 注15005001000JBT-62282节长50m掘进工作面需风量应按下面因素分别计算，并取其最大值。按瓦斯（CO2）涌出量计算Q掘=100qk/C K Q矿掘为1.52.0 取1.5q-最大瓦斯绝对涌出量，取2.0C-回风瓦斯控制浓度，取0.8则Q掘=1002.01.5/0.8=375m3/min按炸药量使用量计算根据预期爆破效果，单位炸药消耗量为1.26kg/m3则Q掘=25A掘=258.141.26=256.4 m3/min按局部通风机吸风量计算Q掘=Q通ik通k通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。进风巷中无瓦

43、斯涌出取1.2，有瓦斯涌出取1.3，这里取k通=1.3。Q掘=1001.3=130 m3/min按工作人员数量计算Q掘=4n掘=426=104 m3/min按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足600.15S掘Q掘604 S掘73.26 m3/minQ掘1953.6 m3/min煤巷，半煤岩巷掘进工作面的风量应满足600.25 S掘Q掘604 S掘122.1 m3/minQ掘1953.6 m3/min取其最大值为375 m3/min所以掘进工作面的需风量为375 m3/min硐室需风量井下爆炸材料库按库内空气每小时更换次数计算Q硐=4V/60经检查爆破材料库的体积为1800m3则Q硐=418

44、00/60=120 m3/min充电硐室按硐室回风流中H2浓度0.5%计算Q硐=200Q氢=2000.87=174 m3/min机电硐室Q硐=（3600P）/(60Cpt)机电硐室的发热系数，取0.01空气密度，取1.25kg/m3Cp空气的定压比热，取1KJ/kg.Kt机电硐室进回风流温度差，一般温差2N电动机的总功率，取0.5KwQ=36000.010.5103/601.2512 =144 m3/min其他巷道需风量计算按瓦斯（CO2）涌出量计算Q其他=133 Q其他k其他 k其他巷道的通风系数为1.21.3,取1.2Q其他=13311.2=159.6 m3/min2) 按最低风速验算Q其

45、他9s m3/min=73.26 m3/min所以符合条件。矿井总风量计算Q矿=(Q采+Q掘+Q硐+Q其他) k备k备为通风系统备用系数为1.151.25，取1.2Q矿=（3537.2+21375+120+174+144+1159.6）1.2=4751 m3/min3.2.2矿井风量分配风量分配原则：1. 各硐室按矿井硐室实际配风；2. 独立通风掘进头按Q掘K配风（K=1.2）；3. 其它巷道按实际所需风量分配；4. 矿井总进风量减去上述三种风量后，剩下风量按瓦斯涌出量分配至各采煤面；5. 备用面按工作面所需风量的一半配风。3.3 通风阻力计算及风速校核风速校核：为了保证所设计的井巷、硐室的风量、风速符合规程要求，不致发生风速超限，必须进行风速校核。由各采区通风阻力计算表中数值可知，各个巷道风速均满足要求，说明风量