乌拉素煤矿安全设施设计--内蒙古科技大学本科生毕业设计.doc

内蒙古科技大学毕业设计说明书内蒙古科技大学本科生毕业设计说明书 题 目：乌拉素煤矿安全设施设计学生姓名：王欢学 号：1172135207专 业：安全工程班 级：安全2011-2班指导教师：任玉辉 摘要根据乌拉素煤矿的实际情况，本设计对乌拉素煤矿进行了安全设施设计，此次设计主要针对乌拉素煤矿常见的安全问题，对煤尘、水、火、瓦斯、顶板等灾害进行分析，并做出了具体灾害的预防措施及安全设施保障。根据乌拉素煤矿的矿井开拓方式和纸质构造，本矿选用中央并列式通风通风方式，采用机械抽出式通风方法。本次设计针对乌拉素煤矿的瓦斯危害，设计采取了一些防爆和隔爆安全措施；针对粉尘危害，从防尘措施到防爆措施和隔爆措施都进行了安全方面的初步设计，在火灾防治方面，分别设计了煤外因火灾防治措施和内因自燃火灾防治措施。通过分析乌拉素煤矿的水文地质资料，在水灾繁殖方面设计了相关水灾防治措施，并且构建了一套完整的监测和监控系统，对全矿的各种灾害进行了严密的监测监控，本设计还提出了针对巷道顶低板、电器事故等灾害的防治措施。关键词:煤矿 矿井通风 安全设施IIAbstractAccording to actual situation of prosperous coal mine, the design of prosperous coal mine of safety facilities design, this design mainly for prosperous coal mine safety problems of common and of coal dust, water, fire, gas, roof and other disaster analysis and make the specific disaster prevention measures and safety facilities, security.According to the address of the prosperous coal mine and the development of the coal mine, the ventilation mode of this mine is ventilated by central parallel ventilation, and the ventilation mode of the whole mine adopts mechanical ventilation.The design of prosperous coal mine dust disaster, from the dust control measures, explosion-proof measures and flameproof measures were safety design, the prevention and control of gas disaster, designed to take the explosion-proof, explosion-proof safety measures, in terms of fire prevention and control, we design the coal natural fire prevention measures and external fire prevention measures.According to the prosperous coal mine hydrogeological data analysis, design the corresponding flood prevention security measures, and establish a set of complete security detection and monitoring system, the mine disasters are closely monitored, this design also present roof, transportation system, electric accident disaster prevention measures.Keywords: mine ventilation and safety facilitiesII第一章 矿井概况91.1 企业基本情况91.1.1 隶属关系91.1.2 矿井的历史延革91.1.3 建设规模91.2 矿井井田的基本情况91.2.1 地理位置和交通91.2.2 所属区域地形地貌101.2.3 气象和地震101.3 自然安全条件111.3.1 煤层赋存条件111.3.2 地质构造12田地质构造形态为单一斜构造，地层走向NE-SW，倾向NW，平均倾角25度，地质构造以断层为主，褶皱不发育。落差由浅至深部变小至-400水平消失。121.3.3 水文地质121.3.4 矿井瓦斯与煤的自燃121.3.5 井田范围12第二章 矿井开拓142.1井田开拓范围142.2 矿井的储量及服务年限142.3 矿井开拓开采142.3.1 开拓方案14IIIV2.3.2 开采方法16第三章 矿井通风与排水系统183.1 矿井通风系统183.1.1 矿井通风系统的构建183.1.2 计算和分配风量213.2 矿井排水353.2.1 地面防排水系统353.2.2井下防排水措施353.2.3 矿井透水事故的防治38煤矿水灾害突水类型见表3.838第四章 矿井瓦斯防治414.1 矿井瓦斯灾害危险性分析414.1.1 矿井瓦斯含量414.1.2 瓦斯事故的类型分析414.2 瓦斯事故的防治414.2.1 通风414.2.2 瓦斯的检查与监测424.3 瓦斯管理434.3.1 制度434.3.2 技术措施434.3.2.1防爆措施43第五章 矿井的防灭火475.1 自燃条件47IIIV5.2 自燃火灾的防治475.2.1自燃火灾危险性分析475.2.2 自燃火灾的防治475.2.3 矿井综合防灭火系统485.3 矿井明火火灾的防治535.3.1 明火火灾的分类535.3.2 明火火灾的防治措施53第六章 顶板灾害的防治556.1 顶板稳定性分析556.1.1 顶板岩石分类556.1.2 顶板的垮落机理556.2 顶板灾害的防治556.2.1 采掘支护55第七章 矿井粉尘的防治577.1 矿井粉尘的产生577.2 粉尘危害性分析587.2.1 尘肺587.2.2 煤尘燃烧587.2.3 煤尘爆炸587.3 粉尘的防治597.3.1 减尘措施597.3.2 将除尘措施60第八章 煤矿安全监测监控系统64IIIV8.1设置安全监测监控系统的目的648.2数据监测系统648.2.1模拟量监测系统648.2.2 视频监控系统688.2.3 人员定位系统718.2.4 矿压观测系统728.3 监测监控系统的维护与管理73第九章 安全避险六大系统749.1通讯系统749.2监测监控系统749.3人员定位系统749.4压风供水施救系统749.4.1压风749.4.2供水769.5紧急避险系统779.5.1避险方式的选型779.5.2避险装置的布置78第十章 安全经济7910.1投资概算原则及分类7910.2安全设施设备投资概算7910.3安全运营成本概算93IIIV内蒙古科技大学毕业设计说明书（毕业论文）第一章 矿井概况1.1 企业基本情况1.1.1 隶属关系乌拉素煤炭有限责任公司煤矿地处于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗，行政区划属于准格尔羊市塔乡管辖。1.1.2 矿井的历史延革2004年12月内蒙古自治区煤田地质局152勘探队编写了内蒙古自治区东胜煤田山不拉详查区外围乌拉素煤矿煤炭资源储量核实报告。内蒙古自治区国土资源厅以内国土资储备字2005014号文件进行了矿产资源储量评审备案证明。1.1.3 建设规模矿井的改扩建工程从2006年12月开工建设，2008年10月矿井建设主要工程竣工并经鄂尔多斯市煤炭局组织综合验收，以鄂煤局发2008320号鄂尔多斯市煤炭局关于印发准格尔旗羊市塔乡乌拉素煤炭有限责任公司煤矿改扩建工程项目（30万吨/年）竣工验收意见书的通知批准矿井改扩建工程竣工。1.2 矿井井田的基本情况1.2.1 地理位置和交通东经111度41分,北纬38度14分。乌拉素煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗行政区划隶属准格尔旗羊市塔乡管辖。交通运输以公路为主。矿区交通条件便利，边-府公路从工业广场东部约0.29km处通过，边-府公路向北5.8km在羊市塔和曹-羊公路相接，经过曹-羊公路于曹家石湾与109国道相连接。此外边-府公路于边家壕与包-府省道公路相连接。由边府公路向南与府-店公路相连接，可直达陕西、山西等地区。交通四通八达，运输方便。 矿井交通位置见图1.1图1.1 矿区交通位置图1.2.2 所属区域地形地貌矿区境内，地势东南多高山峻岭，山系走向为东南至南西，东坡陡峻，西坡较缓，向西低平，至三都平野，西北为三都山间冲积平原。矿区最高点罗仙岭，海拔高程+946米，最低侵蚀基准面为+133.4米。地貌属于“中低山”类型。煤层分布于-450m至-100m，垂高350m。1.2.3 气象和地震本矿区冬春多雨，寒冷潮湿，夏秋干旱，酷热干燥，气候变化异常。年平均气温17.3度，七至八月平均最高气温36.3度至37度，一至二月平均最低气温-2度至3度，极端最高气温40.7度，极端最低气温-7度至-8度，日温变化很大。年降雨量1301毫米、月蒸发量82.3毫米。雨季一般从11月始至次年4月，最多雨月为2月，有时整月阴雨绵绵，数月不见晴天。13月多西北风，46月转为东南风，79月为西南风，1012月为西北风，年均风速2.5米/秒，最大风速31米/秒。一般无地震发生。1.3 自然安全条件1.3.1 煤层赋存条件1.3.1.1 地层井田出露的地层由老至新有：茅仙岭组，唐垄组,杨梅垄组；下侏罗系唐垄组：主要含煤地层为杨梅垄组，厚214米，含煤地层主要由细砂岩、中细砂岩、砾岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩，砂质页岩及煤组成。采区出露地层由老到新为石碳系，三佚系，朱罗系，第四系，地层呈不接合接触。1）石碳系:神龙桥灰岩，深灰色质纯石碳岩，富含方解百脉和蜒蝌，珊瑚之类动物化石，厚度为数百米。2）三佚系：该地层为三都煤田的煤系地层，分为两层。出碳垄层：本层位于神龙桥岩之上，呈不接合接触，以灰渴色石英长石中细粒砂岩和砂质为主，本地层为三都煤田第二含煤层；杨梅垄层：本层位于出碳垄层之上，以砂质岩为主，是采区主要含煤地层，共含三层煤。3）朱罗系：该地层由唐垄层和茅仙岭层组成,它不接合于杨梅垄层之上，而唐垄层为煤系地层上的标志层，主要以黑白相同的砂质，页岩和灰褐色的中数细粒石英砂岩为主，茅仙岭层以白色长石中粒砂岩为主，并含植物化石碎屑。4）第四系：接合于茅仙岭层之上，以黄土，砂石为主。1.3.1.2 煤层据ZS202、ZS302、ZS402三个钻孔资料，矿区内含煤地层延安组仅有两个下部岩段4、5、6三个煤组，本井田处于工程见煤点的东北部，虽然钻孔见煤六层，但采矿许可范围内仅6-2中煤层可采。现将核实区周边工程点见煤情况介绍如下：1）4-2中煤层：仅ZS202钻孔见煤，煤厚为0.70m，由井田西北角向西南变薄，以至尖灭，是不稳定的不可采煤层。2）6-2上煤层：仅ZS302、ZS402钻孔见煤，煤厚为0.35-0.41m，是不可采煤层。3）6-2中煤层：利用钻孔均见煤，煤厚为3.03-3.27m，平均3.13m，是稳定可采煤层。1.3.2 地质构造田地质构造形态为单一斜构造，地层走向NE-SW，倾向NW，平均倾角25度，地质构造以断层为主，褶皱不发育。落差由浅至深部变小至-400水平消失。1.3.3 水文地质1）含水层、隔水层分布发育情况及其变化规律地表水系不发育，兼之无大的水体补给含水层，因而补给条件差。2）矿井充水条件（1）大气降水对矿井充水的影响地貌特征属低山类型（注：水文地质手册我国山地高度分类表）。由于地形切割形成悬崖峭壁，使地表大气降水对各含水层的补给条件差。（2）断裂带对矿井充水的影响：区内断裂构造不甚发育，按断裂结构面的力学性质分为两组。经勘探证明对矿井充水有影响的断裂为具有压扭性质的断裂组，如平野，白石江，抬轿垄逆等。3）矿井正常涌水量及最大涌水量的确定采用统计法，单位涌水量法，打井法，经验法的方法分别计算，并考虑到各种因素，确定矿井矿井正常涌水量20m/h，最大涌水量30m/h。1.3.4 矿井瓦斯与煤的自燃根据资料可知，该矿井为年低瓦斯矿井，其相对涌出量为1.73m3/t,煤层无爆炸危险，无自然发火性。地温：井温梯度1.45/百米。1.3.5 井田范围井田面积1.6959km2。矿井原生产能力为0.30Mt/a，经综合机械化采煤工艺改造后，生产能力提高到0.60Mt/a，设计矿井服务年限3.9a。第二章 矿井开拓2.1井田开拓范围本井田位于三都矿区南端，本井田北以唐垄一断层为自然边界与周源山矿毗邻，南以唐垄四断层为自然边界与鲤鱼江矿毗邻。井田走向长度为4.38km，倾斜宽度为2.84km，井田面积1.6959km2。根据生产发展的需要，及煤层赋存情况，按照开采深度，采用单水平开拓。井底车场设在-300m水平。各煤层均为缓倾斜煤层，井田四周无小窑开采。在采矿许可证批准的开采深度内有6-2中一层可采煤层。2.2 矿井的储量及服务年限井田内煤炭资源设计可采储量303.8万吨，根据地质构造复杂程度和煤层控制程度，储量备用系数取1.3。矿井服务年限按下式计算：T= Z/A.k式 中： T矿井服务年限a； Z设计可采储量303.8万吨； A设计生产能力0.60Mt/a； K储量备用系数取1.3。T=3.9（a）设计矿井服务年限为3.9a。2.3 矿井开拓开采2.3.1 开拓方案2.3.1.1 开拓方式利用现有开拓系统和工业场地开采井田内剩余储量比较合理等实际情况，本设计确定利用已有开拓系统，在已有工程的基础上，对部分系统进行改造、完善，以满足矿井采煤工艺升级改造后的生产需要。开拓方式：在改造利用已有三条井筒和大巷的基础上，为尽量增大工作面顺槽长度，减少综采工作面搬家次数，在F5断层南侧，将采区运输、辅助运输和回风巷平行井田西部边界布置。2.3.1.2 主要生产系统 1）开拓开采系统（1）根据地质构造情况，通过方案比较，调整二采区开拓巷道布置形式，使之更合理可行，有利于采掘作业和生产管理。（2）副井井筒、回风大巷及已形成的605、606备采工作面顺槽巷道断面尺寸不能满足综采设备运输的需要，进行扩大断面改造；对布置不规范的水仓进行改造。（3）采煤方法改造：将矿井原采用的悬移支架一次采全高炮采工艺改造为综合机械化采煤工艺，设计选择采煤、掘进设备。 2）通风系统（1）根据采煤工艺改造后矿井生产能力和采、掘工作面布置情况，重新计算矿井风量、负压和通风等级孔。（2）根据矿井风量和负压重新选择计算主扇风机。（3）完善通风建、构筑物。 3）供配电系统（1）在矿井已有地面供配电系统的基础上，调整主扇风机、空压机等设备的供配电系统。（2）对矿井井下供电系统进行重新设计，以满足综合机械化开采需要。 4）地面建筑及给排水（1）新增副斜井井口空气加热室，对部分不能满足生产需要的地面辅助设施（如空气压缩机房等）进行改造、扩建。（2）对井下消防、防尘给水系统进行设计。2.3.2 开采方法2.3.2.1 采区布置1）移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置根据矿井已有开拓开采巷道布置情况，本着初期工程量省、投资省、工期短等原则，设计矿井技术改造后首采区为一采区。2）采区巷道布置一采区内F4断层以北在采区中部布置有运输、辅助运输和回风大巷（其中605首采工作面以北回风大巷为东侧和西侧两条巷道），运输、辅助运输和回风系统已形成，设计综合机械化开采工作面利用现有大巷。3）工作面巷道布置、首采工作面位置和工作面接替顺序工作面巷道布置方式采用单巷布置方式，即每一个工作面分别布置运输顺槽和回风顺槽，形成工作面的运输、辅助运输和回风系统。采煤工艺升级改造后，矿井移交一个综合机械化采煤工作面达到设计产量。移交工作面为二采区605工作面，位于大巷东翼。一采区布置内可布置8个采煤工作面，编号从605612，接替顺序为605606607609610611612608（608工作面利用采区回风巷作为顺槽巷道，最后回采）。2.3.2.2 采煤方法本矿井目前为长壁工作面全部垮落法采煤法，支护设备为ZH2400/16/24T型抬移式组合顶梁液压支架，炮采工艺。根据鄂尔多斯市人民政府关于印发进一步促进煤炭产业优化升级淘汰落后产能实施方案的通知（鄂府发电20099号）精神，矿井确定将目前的炮采采煤工艺提升为综合机械化采煤工艺，以提高矿井的机械化装备水平。本矿井开采的6-2中煤层赋存稳定，厚度变化小，为近水平煤层，煤层顶底板岩性多为软弱岩层，适宜综合机械化开采。矿井设计生产能力为0.60Mt/a，选用综合机械化采煤工艺工作面顺槽巷道布置相对简单，技术成熟可靠，工作面安全程度高，生产能力大。根据以上分析，按目前矿井生产能力和煤层赋存条件，设计选用综合机械化一次采全高采煤方法是可行的。第三章 矿井通风与排水系统3.1 矿井通风系统3.1.1 矿井通风系统的构建3.1.1.1 通风方式方法的选择1) 方式选择（1） 中央并列式通风系统：即在矿井通风系统中，在矿井井田中间建设进风井和回风井，并且两风井相隔很近（一般相距3050米）的通风方式叫做中央并列式通风。优缺点：建井时间较短，开始投入少，保护井煤柱小，不过井下风流路线长，通风阻力大，井底车场周围存在较大漏风。一般适用于瓦斯含量和煤层自燃问题不严重，走向长度不大的煤矿。（2） 中央分列式通风系统：进风井和回风井分别建设在井田延向中央与浅部边界的中央，并且相隔一定距离，进风井的井底低于回风井井底。优点和缺点：漏风量小，工业广场无风机噪音，矿井风流路线长，适用于瓦斯和自燃火灾严重，埋藏深度浅小的煤矿（一般不大于4km）。 （3）两翼对角式通风系统：进风井大致位于井田走向中央，出风井位于沿浅部走向两翼附近。优缺点：通风路线短，通风阻力小，漏风少，调节风量简便。井筒安全煤柱较多投资大，适于向长度较大（一般大于4Km）的矿井，井筒较大，矿井瓦斯和煤层自燃严重的矿井。经考虑到该矿井为瓦斯矿井，依据井田开拓部署，采用中央并列式通风系统。一采区和二采区分别利用已有的回风斜井通风。2）方法选择（1） 抽出式通风方法：主扇位于回风井，通过负压对污染的空气进行抽取。抽出式通风是广泛用于矿山的通风方式，优点是：使用辅助进风口，风速的进气截面小，运输条件好，不需要特别的车道封闭井口；在不损害行人交通条件下，方便维护和管理；矿井风压为负压状态，对煤矿自燃预防火灾或停风主扇不会引起突然涌出的有毒有害气体，对采空区更有利。主要缺点是：当工作面放顶煤采空区和地面沟通时较难控制的风量泄漏；污染的空气通过风机，腐蚀性大。（2） 压入式通风方法，主风机提供正压压入新鲜空气，排出污浊空气。优点是可以形成多井回风阻力减少采空区冒落带或返回巷道的其他表面，维护成本低；正压状态减少巷道、矿岩断裂处和采空区有毒、有害气体；新鲜风流通过主风机，腐蚀性小。主要缺点是：维护困难；风速大，不利于运输和行动，劳动条件差；回风区通风速度慢。结合煤矿自身情况，并且该矿工业广场没有火灾区矿井采用机械抽出式通风方式。3.1.1.2 主要进回风井的布置1） 开拓方案的选择根据开拓巷道布置方式，采煤工作面采用长壁后退式回采，通风系统为“U”型通风系统。2）主要进回风井的布置根据井田开拓系统布置，每一个采区单独布置回风井，服务于本采区开采期间的回风。本矿井布置两个进风井，一个回风井。主斜井、副斜井进风，位于井田西北部边界的工业广场内，为整个矿井开采其间的进风井，服务年限同矿井服务年限；一采区回风斜井布置在主井口西南侧约320m处的风井场地内，井口坐标为X=4352566.841、Y=37472050.522，井口标高1168.810m，服务期一采区开采期间的回风，服务年限为2.1a。二采区回风斜井利用井田东部边界的原有井筒，井口坐标为X=4352900.00，Y=37472790.00，Z=1131.562m，服务于二水平开采时的回风，服务年限为0.7年。主斜井、副斜井和各采区回风斜井均为矿井的安全出口。回风斜井井口段设置风硐和人行道，井口设置防爆门，井口必须砌筑严密，漏风率不大于5%。3.1.1.3 主要进回风大巷的布置巷道布置：运输巷道延伸掘进方向和坡度的水平，通过F4，F5断层，与F5断层离开30m安全煤柱煤溜槽和行人之间，倾向于6-2煤层煤槽布局，沿煤层向巷道挖掘的西部边界，调整掘进方向，平行于矿井辅助运输巷道布置的西部边界；基于现有的岩质边坡改造，隧道倾角调整为6度30分钟，平行于巷道布置；在F4回风巷（北）和断层上盘断层30m煤柱留设的北西南东的布局后，西部边界，调整通过25角平行F4 断层边界掘进方向，F5断层和6-2煤层，沿煤层布置。运输大巷用于煤炭运输，大巷内铺设胶带运输机；辅助运输大巷用于设备、材料运输，大巷底板硬化后，采用防爆无轨胶轮车运输；回风大巷用于回风。1）原有大巷情况本矿井总的地层产状平缓，地层倾角1-3，近于水平；煤层硬度较大。按照多掘煤巷少掘岩巷的原则，原有大巷均布置在6-2中煤层内，沿6-2中煤层底板布置。主、副井筒至6-2中煤层落平后，布置有南、北翼二组大巷，其中南翼大巷与井筒同方向延伸，布置运输、辅助运输和回风三条大巷，由于巷道掘进过程中揭露的断层比较多，且断距较大，原有大巷在穿过断层时曾三次变坡，因此大巷在延伸方向上有三段呈斜巷布置；北翼布置二条大巷，大巷平行于井田北部边界呈北东南西向布置。2）设计大巷布置方式设计井田南翼一采区改造利用原有三条大巷的基础上（其中运输、辅助运输大巷利用原有巷道，回风大巷对原有巷道扩大断面，以满足通风需要），根据地质构造情况，调整巷道布置方式：运输大巷按原掘进方向水平向前，横穿F4、F5断层后，布置斜巷至F5断层下盘6-2中煤层，沿煤层布置北西南东向采区运输巷（与已有回采巷道平行，与F5断层之间留开30m安全煤柱）至井田西部边界，距井田西部边缘50m改变掘进方向，平行井田西部边界布置。采区运输巷与运输大巷之间设溜煤眼，与采区辅助运输巷之间设斜联络巷。利用现有的岩斜巷辅助运输大巷改造，巷道倾角调整到630，与运输巷道平行；采区回风巷中F4断层上盘后（北）和故障设置除了30米煤柱沿北西- 南东向布局，挖掘西部边界，调整平行矿西边界通过F4 F5断层25角方向掘进至62中煤层，沿煤层布置。井田北翼二采区利用原有的二条巷道分别做为采区辅助运输巷和回风巷，新布置采区运输巷，运输巷平行于回风巷布置（与回风巷间距30m），采区运输巷与主井筒之间利用岩石斜巷直接联络。3.1.1.4 通风系统的构成1） 系统的构成主斜井和副斜井将新鲜风流送入井下，经运输大巷、运输顺槽流入工作面，清洗工作面后，污风经工作面回风顺槽、回风大巷（首采605工作面为东翼回风巷）、回风斜井由主扇风机排出地面。2） 系统的特点优点：采空区漏风少；有利于防内因火灾、防尘、回风巷易施工钻孔。缺点：通风线路长，阻力大。3.1.2 计算和分配风量3.1.2.1 总风量的计算矿井需风量按下列公式计算且取其中最大值1） 按井下同时工作最多人数计算Q=4NK=4701.2=336m/min=5.6m/s式中Q 矿井总共风量m/ min N 井下同时工作最多人数，70人；4每人每分钟供风标准，4m/minK矿井通风系数，本矿K取1.22） 按采煤，掘进，硐室等处实际需要风量计算Q矿（Q采Q备Q掘Q胶Q硐Q其它）K漏式中：Q矿 风量，ms； Q采回采工作面总配风量，m/s。 Q备备采工作面总配风量，m/s。 Q掘掘进工作面总配风量，m/s。 Q胶稀释胶轮车尾气所需风量，m/s。 Q硐独立通风硐室总配风量，m/s。 Q其它其它用风地点总配风量，m/s。 K漏矿井通风系数，本矿取1.2。（1）回采工作面风量计算矿井设计一个综采工作面，工作面应按瓦斯涌出量、温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。按瓦斯涌出量计算：Q采=100q采Kc 式中：Q采采煤工作面需要风量，m/min； q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m/min； Kc最大涌出量与平均涌出量之比，本矿取1.45Q采=10011.45=145m/min。按工作面温度计算：Q采=60VcScKi 式中：Vc回采工作面适宜风速，1.0m/s； Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2； Ki工作面长度系数，取1.0。其气温与风速应符合表3.1的要求Sc=8.58Q采751.08.581.0634.5m/min 表3.1 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温采煤工作面风速m/s1515202022222424260.30.50.51.01.01.21.21.51.52.0 表3.2 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度（m）工作面长度风量系数155080801201201501501801800.80.91.01.11.21.301.40按工作人员数量计算Q采=4Nc 4每人每分钟应供给的最小风量，m/minNc采煤工作面同时工作人数。为35人；Q采Nc140m/min。经计算，矿井回采工作面总配风量Q采=514.8m/min按风速进行验算按回采工作面最低风速与最高风速分别为0.25m/s和4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足：15ScQ采240Sc经验算，128.7634.52059.2，回采工作面风量符合要求。综上计算，取最大值Q采634.5m/min=10.73m/s（2） 备用工作面风量计算其风量可取回采工作面风量的二分之一。0.510.73=5.27m/s=316.2m/min（3） 掘进工作面风量计算按人数计算人员最多配备按15人计算。按掘进工作面同时工作人数计算Q掘4N掘41560m/min 式中：N掘掘进工作面同时工作最多人数，取15人；按瓦斯涌出量计算：Q采=100q采Kc 式中：Q采采煤工作面需要风量，m/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。Q采=10011.5=150 m/min。按局部通风机通风机（FBD-No6.0/215）实际吸入风量计算Q掘=IKf=30021.3=780m/min=13m/s式中 风量备用系数，本矿有瓦斯涌出取1.3。掘进面局部通风机额定风量，；掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台。（4） 硐室所需风量计算独立通风硐室所需风量变电所硐室：主井处硐室包括中央变电所，水泵房经验得100m/min；。采区设采区变电所大小100m/min；材料库所需大小100m/min；本设计按经验值选取，其所需风量均取为为100 m/min（1.7 m/s）。硐室一共300m/min(4)井下胶轮车供风量根据已有矿山使用无轨胶轮车的经验及参照国内外使用柴油车单位供风量，胶轮车单车配风量确定为2.0 m/s，本矿井最多共有3台胶轮车同时工作。Q胶=3*2 =6m/S=360m/min（5） 其它巷道供风量因本设计简化了井底车场，省去水仓和泵房，因此矿井其它巷道所需供风量按按Q采、Q掘、Q硐、Q胶之和的5%取值，则：Q其它=（634+317+780+300+360）*5%=119.55m/min=1.99m/s（6） 矿井总供风量Q总=（Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q胶+Q其它）K=（634+317+780+300+360+120）1.2=2535m/min =42.25m/s变电所用风和胶轮车最终会流入工作面，所以矿井实际风量要比设计计算的要少。为避免造成浪费，根据以上计算和分析，确定矿井的总风量为42.25m/s。3.1.2.2风量的分配1) 风量的分配不考虑具体漏风情况下：（1）回采工作面风量为10.73m/s（2）备用工作面风量为5.27m/s（3）掘进工作面共配风量为13m/s（4）硐室供风量为中央变电所、水泵房、采区变电所、消防材料库共5m/s（5）胶轮车供风量每台胶轮车2.0m/s共6m/s（6）其他供风量为1.99m/s；见表3.3 表3.3 风量表（单位m/s）所需风量具体位置风量大小回采工作面供风量10.73备采工作面供风量5.27掘进工作面供风量13硐室供风量5胶轮车供风量6其他供风量1.99合计（总数的1.2倍）50.7风量分配主副井按3：7分配主井15.21m/S； ；副井35.49m/S2）风量调节如果矿井的需风网点风量不够，那么就需要进行风量调节。通常有一下几种措施。（1） 全矿风量的调节调节矿井总风道或风硐的闸门。多井巷进风、多井巷回风。采用多阶段共用的调配井巷，使进风段、回风段的巷道构成并联或角联。扩大巷道断面，特别是主要进、回风井巷的断面。改变井巷支护型式，提高井巷周壁的光滑程度。（2） 风流支路的风量调节主要调节进入支路的风阻和风压，可分为增大风阻、降低风阻和增加风压三种措施。3.1.2.3计算矿井通风压力1） 容易时期以及困难时期的通风位置图(1) 容易时期通风位置图(2) 困难时期通风位置图2） 阻力计算路线选择（1） 容易时期通风路线选择主井603运输顺槽603工作东回风大巷面603回风顺槽回风大巷回风井（2） 困难时期通风路线选择副井辅助运输大巷行人斜巷运输巷起坡点608回风大巷变点坡西回风大巷回风大巷回风井3）阻力计算容易时期通风阻力计算： 表3.4 矿井通风容易时期通风阻力计算结果表巷道 名称净断面积S（m2）巷道长度L(m)巷道周长P（m）风量Q（m/s）摩擦阻力系数（Ns2/m4）摩擦阻力ha（Pa）局部阻力（Pa）总阻力（Pa）主井9.75331.713.215.21锚喷10.92 1.6412.56 续表： 表3.4 矿井通风容易时期通风阻力计算结果表603运输顺槽10.218012.815.21锚喷 5.020.755.77603工作东回风大巷面11.442.513.610.73锚喷0.410.060.47603回风顺槽13.51601510.73锚杆1.550.231.78回风大巷11.417313.650.7锚喷40.826.1246.94回风井7.4120311.650.7砌碹624.8493.73718.57巷道 名称净断面积S（m2）巷道长度L(m)巷道周长P（m）风量Q（m/s）摩擦阻力系数（Ns2/m4）摩擦阻力ha（Pa）局部阻力（Pa）总阻力（Pa）合计683.56102.53786.09困难时期通风阻力计算： 表3.5 矿井通风容易时期通风阻力计算结果表巷道 名称净断面积S（m2）巷道长度L(m)巷道周长P（m）风量Q（m/s）摩擦阻力系数（Ns2/m4）摩擦阻力ha（Pa）局部阻力（Pa）总阻力（Pa） 续表： 表3.5 矿井通风容易时期通风阻力计算结果表副井14.8632516.435.49砌碹85.9312.8998.82 辅助运输大巷11.0518113.335.49锚喷22.413.3625.77行人斜巷10.23512.810.73锚喷0.450.070.52运输巷10.223112.810.73锚喷2.960.443.40608回风大巷11.419813.650.7锚喷46.727.0053.72西回风大巷11.421713.645.91锚喷