平煤九矿己四采区通风系统标准.docx

平煤九矿己四采区通风系统分析及优化

前 言

随着我国煤炭资源的枯竭和煤炭开采过程中困难的增大，每个生产矿井对通风系统的能力的要求也越来越大，各生产矿井在原通风系统的基础上进行改造和优化已经成为摆在工程技术人员面前一个刻不容缓的课题。当今全国的煤矿企业都面临着开采深度增大，生产水平脱节的问题。
就我所在毕业实习的单位平煤集团九矿而个问题也是迫在眉梢的。该矿始建于1956年，1958年投产。随着产量的不断提高，开采深度也越来越深。矿井通风系统虽然也经历了几次改造和优化，但以远远不能满足矿井生产的需要和要求。基于这种情况，对矿井通风系统进行分析和优化的方法和内容很有必要进行一些研究和论证，制定出矿井改造和优化的可行性方案，以利于煤矿的安全生产。
众所周知矿井通风系统是由矿井主要通风机装置和井下通风网络组合而成的动态系统。为保证安全生产和降低生产成本，这个动态系统应保持最佳运行状态。然而生产矿井的生产布局的不断发展变化必然要对这个动态系统的运行状态产生较大影响，制约矿井的安全生产，同时导致技术经济也不合理。这种情形在当前我国矿井通风系统中具有一定的普遍性。因此，矿井通风系统优化工作对提高我国煤矿经济效益、改善煤矿经营状况将具有重要的意义。
良好的矿井通风系统的标志是各矿井主要通风机装置运行状态良好，通风井巷联结形式合理，通风网络内部实行最优化调节。许多矿井的通风系统由于在安全、技术、经济方面存在着不合理现象，从而导致煤矿经济效益的严重滑坡，有的甚至难以维持矿井的正常生产。产生这些不合理现象的原因可能是由设计不当引起，或是因通风技术管理不当，生产布局的发展变化、设备老化或是主要通风机通风能力与井巷通过能力不匹配等造成。而实践证明:不论是哪方面原因引起的矿井通风系统不合理，只要及时加以改造、优化调整，相应的通风系统就会大大改善，从而有利于安全生产。通风系统优化对保证矿井的安全生产至关重要。对设计阶段矿井的通风系统进行优化、生产矿井通风系统质量的正确评估及优化改造，对矿井灾害的预测及其控制，对矿井的安全生产及通风系统的科学管理，均有着重要的意义。

目 录

前 言 1
第一章 矿井矿井基本概况 6
1.1 井田概况 6
1.1.1 交通位置 6
1.1.2 己四采区概况 6
1.2 煤层地质概况 8
1.2.1 地质构造 8
1.2.2 断层 9
1.3.3 地层 10
1.3.4 煤层 10
2.2 煤质 12
2.2.1 己15煤层 12
2.2.2 己16-17煤层 12
1.3 矿井瓦斯概况 14
1.4 水文概况 15
1.5采区主要充水水源及特征 16
1.5.1己组煤层顶板砂岩水 16
1.5.2己四采区地下水联系情况及含水层的赋水性 17
1.6 涌水量计算 18
1.7 煤尘概况 18
1.8 矿井通风概况 18
第二章 矿井通风系统优化设计的可行性论证 20
2.1 矿井通风优化设计背景 20
2.1.1 矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析 20
2.1.2 井巷布置及支护情况 20
2.2 矿井通风系统优化设计方案 确定的基本原则 21
第三章 矿井通风系统优化设计的 选择与计算 22
3.1 矿井主要风机工作方法的选择确定 22
3.2 矿井通风网络方式的选择确定 23
3.3 矿井进风井与出风井的布置方式 24
3.4 矿井风量计算 24
3.4.1 通风容易时期的需风量计算。 24
3.4.2 己17—24161采面 26
3.4.3 掘进工作面风量计算： 26
3.4.4 硐室风量计算 29
3.4.5 容易时期需风量计算 29
3.5 困难时期的需风量计算。 30
3.5.1 采煤工作面需风量计算： 30
3.5.2 掘进工作面风量计算： 31
3.5.3 硐室风量计算 36
3.5.4 困难时期需风量计算 36
第四章 矿井通风设备的选择 38
4.1 主扇风机的选择 38
4.2 己四采区通风设备方案 39
4.3 通风设备选型 39
第五章 概算矿井通风费用 42
5.1 吨煤通风电力费用 42
5.2 其他吨煤通风费用 42
5.3 矿井通风总费用 43
第六章 矿井通风安全管理 44
6.1 采区主要风机的安全管理和反风措施： 44
6.2 采区主要通风设施与质量管理措施 44
6.3 采区风量的调节方法安全管理措施： 45
6.4 采区漏风管理措施： 46
6.5 掘进工作面扇风机的安装、开、停管理措施： 46
6.6 掘进工作面风筒吊挂质量及漏风控制措施： 46
参 考 文 献 47
致 谢 48

第一章 矿井矿井基本概况

1.1 井田概况

1.1.1 交通位置
平顶山天安煤业股份有限公司九矿（简称平煤九矿）位于平顶山市以西10 km，在平顶山矿区的西部，东部与一矿、四矿为邻，西与十一矿为邻，北和六矿为邻。行政区划分属平顶山市郊区和宝丰县管辖。连接京广、焦枝两大干线的孟（庙）～宝（丰）支线和矿区铁路专用线与矿井工业广场铁路接轨，铁路运输已形成。公路以平顶山市为枢纽与周边县市相通，交通十分便利。
1.1.2 己四采区概况
平煤九矿58年投产，设计生产能力1.2Mt/a， 1984 年达到设计产量，2004年产煤1.43 Mt，矿井年工作日为330d，每天三班作业。每天净提升时间为16h。矿井现设计生产能力为1.2Mt/a。己四采区投产后，矿井生产能力将达到2.0Mt/a。
九矿己四采区位于五矿井田西北部，南邻五矿己二扩大采区，东邻己三采区，采区南部以己15煤、己16-17煤层-450m底板等高线和锅底山断层为界，东以47勘探线为界，西部以50勘探线为界，北至己15、己16-17煤层-800m底板等高线。
己四采区走向长度平均2500m，倾斜长度平均2300m，采区面积约5.75km2，可采储量：己15煤8.628Mt，己16-17煤22.823 Mt。根据采区走向长度大部分在2500m左右，适合双翼开采；采区上部己16-17煤层底板等高线-500m～-700m之间，走向长度在1700m～2100m之间，由于落差20m以上的断层较多，走向长度较长，采区单翼布置开采时综采设备通过断层比较困难，因此，将采区下山布置在DF1断层和DF4断层之间，既能兼顾DF1断层和DF4断层两侧的开采，矿井采用立井多水平分组大巷，分区石门上下山开拓方式。
己四采区采用走向长壁采煤法，己15煤工作面长度150～180m。己16-17煤工作面长度200m，均为综采工作面。己15煤浅部均厚1.4m，深部均厚1.7m，为一次采全高；己16-17煤均厚5.0m，采用分层综采，采高2.5m，人工假顶采用铺设金属网。顶板管理均为全部陷落法。1、 运煤系统：
原煤由回采工作面→运输顺槽→己四采区运输下山→-500m运输石门→己二扩大采区运输下山→己二扩大采区运输斜巷→-225m～-80m上仓带式输送机斜巷→老主井。
辅助运输系统：
材料及设备由副井（副斜井）下井→井底车场→-225m水平戊己西大巷→己二扩大采区轨道下山→己四采区轨道石门→己四采区轨道下山→回风顺槽→采面。
通风系统：
新鲜风流：（主）副井→-225m水平井底车场→-225m水平戊己西大巷（己二扩大运输斜巷）→己二扩大采区轨道下山（己二扩大运输下山）→己四轨道石门（己四运输石门）→己四采区轨道下山（己四采区运输下山）→运输顺槽→采面。
乏风：采面→回风顺槽→己四采区回风下山（辅助回风下山）→己四回风石门→新建回风井。
排水系统
工作面涌水→运输顺槽→采区轨道下山→-700m水平水仓→-500m水平轨道石门→己二扩大采区水仓→-225m水平戊己西大巷→-225m水平水仓→新主井→地面。
人员运输
己四采区距-225m水平井底车场约3200m，人员若步行至工作地点占用时间长，有效工作时间将大大缩短。设计在-225m水平戊己西大巷采用平巷人车，在己二扩大采区原回风下山安装猴车，在-500m水平轨道石门选用平巷人车。
1.2 煤层地质概况
1.2.1 地质构造
平顶山煤田位于华北平原西南部边缘，伏牛山以北，箕山以南。本煤田处于豫西断隆、华北断拗和北秦岭褶皱带的交接部位。先后受到中岳期、怀远期、加里东期、印支期、燕山期和喜马拉雅山期六次构造运动的影响。
平顶山矿区突出的地质特征为断块隆起，四周凹陷。区内主体构造为一宽缓的复式向斜，即以李口向斜和灵武山向斜为主，其间为尖山背斜的一系列北西方向的褶皱。李口向斜为东南端收敛、西北端呈扇形展开的宽缓褶曲，向北西方向倾伏。区内断层主要是一组平行褶曲轴向的正断层及逆断层。如七里店断层、白石沟逆断层、任店断层、锅底山正断层和九里山断层。
九矿己四采区位于李口向斜的西南翼，锅底山断层以北。李口向斜西南翼为一平缓单斜构造，走向280°～295°，倾向北东，地层倾角5°～17°，平均10°。锅底山断层位于李口向斜西南翼的西南部，是控制该区的主要地质构造，47勘探线以东走向312°，以西折转为350°，倾向西南，东北盘抬升，西南盘下降，为落差40～280m的高角度正断层。五矿己四采区位于锅底山断层的东北盘，从现有资料分析，采区上部构造复杂，发育有F5正断层、山庄复式褶皱和诸葛庙背斜，中下部也发育有多条断层。
1、诸葛庙背斜轴部位于46-18孔、45′-23孔、45′-7孔一线，向北倾伏，轴向350°，南部北部宽缓。己四采区位于诸葛庙背斜西翼，该背斜在己四采区表现不明显，构造幅度较小，为宽缓褶皱。
1.2.2 断层
锅底山正断层：锅底山断层为九矿己四采区南部及西部边界断层，是控制该地区的主要地质构造，47勘探线以东走向312°，47勘探线以西走向350°，倾向西南，东北盘抬升，西南盘下降，落差40～280m，倾角40°～65°，为一高落差正断层，五矿己四采区正处于该断层抬升的东北盘。
通过三维地震勘探，F5断层与以前提供的地质资料相比有了变化，原资料中的F8断层没有出现，另外又发现了不少断层。

采区断层特征表
表1-2-1
断层名称
性质
走向
倾向
倾 角（度）
落 差（m）
延展长度
锅底山断层
正断层
北西°
南西
40～65°
40～280
2000m
F4
正断层
南北
西
45°～50°
0～4.5
700m
F5
正断层
北西
北东
70°～75°
0～25
640m
DF1
正断层
北东
北西
48°
0～35
400m
DF2
正断层
北北东
西
45°
0～15
430
DF3
正断层
北西
北东
65°
0～25
330
DF4
逆断层
南北
西
55°
0～21
350
DF5
正断层
北东
北西
65°
0～25
300
DF6
逆断层
东西
北
50°
0～20
400
DF7
正断层
北东
北西
69°
0～32
500
DF8
正断层
北东
北西
49°
0～30
350
DF9
正断层
北西西
北
63°
0～70
1100
DF10
正断层
北西
南西
55°
0～35
470
这些断层影响采面的布置。
己四采区内构造复杂程度属较复杂类型。

1.3.3 地层
己四采区地层从老到新为：寒武系固山组、上石炭太原组、二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组、平顶山砂岩、第四系黄土坡沙砾石，其中太原组、下石盒子组、上石盒子组为含煤地层，含煤21～56层，厚度68.55～85.92m,其中可采煤层七层,分别为庚20、己16-17、己15、戊9-10、戊8、丁5-6、丙3。
1.3.4 煤层
己组煤层赋存于二叠系山西组，该组发育煤层4～6层，其中己15、己16、己17煤层为可采煤层，己16、己17煤大部分地段合层，局部分层。
己15煤层位于山西组下部，上距沙锅窑砂岩（K5）39.04～81.27m，平均59.95m，距戊9-10煤层121.88～197.42m，平均156.97m，局部发育炭质泥岩伪顶，厚度0.3m左右，直接顶为砂质泥岩，厚度1.5～4.2m，老顶为细砂岩（K4），厚度2.8～17m，一般在6.0m左右，在-850m底板等高线以北，大部分地段己15煤层直接顶为细砂岩（K4），且不发育伪顶，底板为泥岩或砂质泥岩，局部夹细砂岩，距下伏己16-17煤层0.9～13m，一般在9.0m左右，己15煤层为块状、片状，煤厚0.56～4.5m，平均厚度1.4m，采区中上部48线以西大面积不可采，48～47线己15煤层厚度1.3m左右，中下部己15煤层厚，一般煤厚1.7m，煤层倾角9°～12°。
己16-17煤层距L1灰岩3.15～17m，L1灰岩一般厚度在7.0m左右，其中49-18孔揭露己16-17煤层直接与L2灰岩接触，上距己15煤层0.9～13m，一般在9m左右，伪顶为炭质泥岩，直接顶为泥岩或砂质泥岩，直接底板为泥岩或砂质泥岩，厚度1.2～12m，一般在2.0m左右，老底为细砂岩，俗称老君堂砂岩，一般厚度在3.0m左右。
己16-17煤层呈块状、片状、粉末状，厚度1.51～9.0m，平均煤厚4.0m，含夹矸0～3层，大部分地段为一层夹矸，厚度一般在0.40m左右，局部夹矸较厚，48-20孔、47-20孔揭露夹矸分别为2.7m、2.9m，造成己16与己17分层；47-17、47-19、48-19孔揭露己17底部由1～2层薄层夹矸和薄煤组，虽然结构复杂，但对实际生产没有影响。
本区大部分地段己16与己17合层，煤层总厚度绝大部分在5.0m左右。区内有两个钻孔揭露特别，一个是50′-15孔，己16-17煤层厚度9m，一个是49-16孔，己16-17煤厚1.51m。总之，己16-17煤层属较稳定煤层，全区可采。
2.2 煤质
2.2.1 己15煤层
物理性质: 己15煤层呈厚层状,具条带状结构，破坏后呈块状、粒状，煤质较硬，煤岩类型以半亮型煤、亮煤为主，煤的容重为1.4t/m3，单向抗拉强度Rt=44N/cm2，坚固性系数F=0.56，普氏硬度f=1～2，单向抗压强度Rc=915N/cm2。化学性质：内在水分（Wad）0.75％，灰分（Ad）17.15％，硫分(Sfd) 0.5％，挥发分（Vdaf）28％，含油率（Td）8.37％，发热量29.07MJ/kg
2.2.2 己16-17煤层
物理性质: 己16呈块状、粒状，己17呈片状、粉末状，容重为1.4t/m3，己16-17煤层的各种物理参数与己15相近，己17煤层的单向抗拉强度Rt=30N/cm2，坚固性系数F=0.53，普氏硬度f=1，单向抗压强度Rc=793N/cm2。化学性质：内在水分（Wad）：0.7％，灰分（Ad）：15.02％，硫分(Sfd)：0.35％，挥发分（Vdaf）：28.86％，含油率（Td）：5.93％，发热量29.07MJ/kg。见表1-2-1、表1-2-2。
九矿己15煤层煤质化验成果表
表1-2-1
采样点
原煤
胶质层
胶结指数
煤种
Wad
（％）
Ad
（％）
Vdaf
（％）
CRc
1-8
Std
（％）
Qgrad
MJ/Kg
Pd
（％）
X
Y
曲线性
46-22孔
0.4
13.47
32.33
7
0.47
30.47

35.0
17.0
之字型
80
1/3JM
45-14
0.84
15.50
26.16
5
0.93
29.37

35.5
18.0

81
1/3JM
46-21
1.80
36.57
33.04
4
0.29
20.28

1/3JM
48-20
0.92
26.71
30.16
5
0.34
25.08

1/3JM
50-15
0.70
19.57
32.13
7
0.58
28.52

81
1/3JM

九矿己16-17煤层煤质化验成果表
表1-2-2
采
样
点
原煤
胶质层
胶结指数
煤种
Wad
（％）
Ad
（％）
Vdaf
（％）
CRc
1-8
Std
（％）
Qgrad
MJ/Kg
Pd
（％）
X
Y
曲线性
49-14孔
0.68
14.63
30.48
7
0.38
35.22

30.0
28.0
之字型
93
肥煤
49-15
0.84
26.67
29.57
6
0.36
25.58

21.0
22.5

95
1/3JM-35
49-16
1.80
19.06
28.55
6
0.28
27.86

63
瘦煤
48’-22
0.92
29.3
29.8
7
0.32
29.84

50-15
0.70
14.65
27.96
3
0.32
23.03

38.0
12.5

77
焦煤
49-16
0.78
28.14
30.07
7
0.42
25.07

16.0
27.5

95
肥煤-36

1.3 矿井瓦斯概况
据九矿己三采区实际生产及钻孔瓦斯资料证实，己三采区位于瓦斯风化带以上，风化带界线大致在己16-17煤层底板-450m水平，其氮气、沼气带的分界线大致位于-520m水平，风化带线以上己16-17煤层瓦斯含量在0～1mL/g之间，-450m～-520m水平，瓦斯含量在1～4.5mL/g之间，往北逐渐变大，-520m水平以下为高瓦斯区。
己16-17煤-23200机巷在掘进过程中，曾发生过两次突出，该机巷绝对瓦斯涌出量2～4.8m3/min，从钻孔瓦斯资料分析，己四采区己组煤层瓦斯含量10.07mL/g～20.28 mL/g之间，从南到北呈现南北大中间低的态势，49-15、47-19孔连线以南，48线以西，为瓦斯异常区，面积约3.5km2，异常区内煤层瓦斯含量14.08mL/g～20.28 mL/g，靠近锅底山断层及F5正断层两侧煤层瓦斯含量较高，该区域平均瓦斯含量17 mL/g，是己三采区上部瓦斯含量的17倍，是己三采区下部瓦斯含量的3.5倍。
49-15、47-19孔连线以北350m内，煤层瓦斯含量在10.07mL/g～11.33 mL/g，往北增大较快，北部瓦斯含量平均17.5mL/g。
九矿2005年瓦斯鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量为9.74m3/t，绝对瓦斯涌出量为25.12m3/min，并且相邻己三采区曾经发生过煤与瓦斯突出，五矿为煤与瓦斯突出矿井。根据平煤[2002]227号文件，己16-17煤层为煤与瓦斯突出煤层，己三采区为突出采区，己三采区-450m以下按突出危险管理。因此，己四采区己16-17煤层为煤与瓦斯突出煤层，己四采区按煤与瓦斯突出危险管理。
1.4 水文概况
（一）地表水系及气象
采区内地表水系不发育，在采区北部有汝河、外滩水库，南部有湛河、白龟山水库、北干渠等大的地表水系，但距采区较远，与矿坑涌水无明显联系。在采区西南，有龙门口水库，此水库紧邻己四采区，但由于锅底山断层阻隔，加上南部地表第四系覆盖层隔水层较厚，对己四采区水文条件无影响。地表冲沟较发育，由于地表季节性径流条件较好，不利于大气降水汇集和渗透，五矿、六矿采区生产表明，大气降水对矿坑充水无明显影响。
（二）采区边界条件
己四采区位于诸葛庙背斜西翼，己16-17煤层底板呈东高西低，采区南部、西部由锅底山断层及分支阻断了来自南部及西南部区域的地下水补给，北部可视为隔水边界，己四采区上部的东边与本矿三采区相邻，目前，己三采区顶板砂岩水已基本排完，因此，本采区形成了一个半封闭的水文地质块段，与区域地下水联系较弱，垂向上有多层厚度较大的隔水层相阻隔，在生产过程中，地下水消耗以净储量为主。
（三）采区主要含水层及隔水层
1、主要含水层
己组煤层的直接充水含水层为己组煤层顶板砂岩含水层和底板L2灰岩含水层。间接充水含水层为L7灰岩含水层及寒武系白云质灰岩含水层，其它含水层对煤矿生产影响较小。
2、主要隔水层
己组煤底板隔水层由砂岩含水层之间的泥岩及砂质泥岩组成，在没有断裂的情况下，在垂向上使得顶板砂岩含水层之间缺乏水力联系。
己组煤层底板隔水层为己组煤层底板厚约10m左右的砂质泥岩、泥岩隔水层和L2～L5之间的砂质泥岩段隔水层，前者一般可阻断L2灰岩水直接进入矿坑，后者一般可阻断L2与L7灰岩水之间的水力联系，太原组底部的铝土质泥岩厚度稳定，可阻断寒武系灰岩水。
1.5采区主要充水水源及特征
1.5.1己组煤层顶板砂岩水
己组煤层顶板砂岩含水层主要有大占砂岩含水层及其上部砂岩含水层，大占砂岩为己15煤层老顶，厚度2.8～17m，平均厚度在6.0m左右，层位稳定，大部分地段与己15煤层直接接触，其上部普遍发育的细～中粒长石石英砂岩，厚度大于50m，中间有泥岩及砂质泥岩相隔，从五矿己三采区开采的情况来看，己组煤顶板砂岩水以孔隙水的方式存在，如47-8、47-7孔附近己组煤层顶板破碎，大占砂岩近直立，这些复杂地段为砂岩富水区，对掘进回采影响较大。
顶板砂岩含水层之间在正常情况下水力联系较弱，经实际生产证明，同层砂岩水在倾向上受重力作用，渗透能力较强，渗透系数最大可达K=0.12m/d，顶板砂岩水水质类型为HCO3-Na，经测试，PH值试纸呈浅绿色，PH值为8.2，呈弱碱性。
虽然在垂向上水力联系较弱，但采面回采顶板垮落后，使上部岩层产生裂隙，根据经验公式，裂隙带高度最大可达80m高，煤层开采加大顶板砂岩含水层之间的水力联系，使采面涌水增大，预计己四采区在掘进时，山庄复式褶皱附近涌水量为5～15m3/h，其它地段，顶板砂岩水局部有滴淋现象，回采时，采面正常涌水量为20m3/h，最大可达50 m3/h。
总之，己四采区顶板砂岩水与其它含水层联系较差，矿坑充水以消耗净储量为主，易于疏干。
1.5.2己四采区地下水联系情况及含水层的赋水性
九矿锅底山断层以北采区为半封闭的水文单元，受大气降雨、地表水系及己组煤段以上含水层的影响较小，对生产的实际影响主要来自于己组煤段砂岩水及底板灰岩水，而且上述充水水源以净储量为主。
己组煤顶板砂岩水在没有开采情况下，由于各含水层之间有隔水层存在，各含水层之间水力联系较差，开采后采空区上方产生断裂，裂隙带高度最大可达80m，基本能贯穿己组顶板砂岩含水层，采空区上方砂岩水通过裂隙导入采空区，另外，采空区上部阶段顶板砂岩水在重力作用下，沿岩层倾斜方向渗入采空区，对采空区上部阶段砂岩水起排泄作用，如己17-23140先回采后，上部采面己17-23120、己17-23080在回采过程中基本没有进行排水。
己17煤层直接底板小裂隙发育，在下部阶段采空区有排泄空间的情况下，上部阶段采空区可以通过底板裂隙及煤岩交接面渗透到下部采空区，己三采区生产证明，上部老空水可以在2～3年内全部泄完，在己三采区生产过程中，还发现四次底板灰岩水通过底板裂隙导入巷道或采面，但渗入量很小，一般1～2m3/h，而且随机消失。
从宏观上看，己四采区位于平顶山矿区灰岩地下水的滞留带，目前，锅底山断层以南灰岩水位+56m，以北灰岩水位-238m，证明锅底山断层有效阻隔了西部及南部的地下水补给，地下水运动条件差，灰岩岩溶发育程度弱，灰岩含水层赋水性差，以净储量为主，易于疏干，而且还受东部二矿灰岩地下水降落漏斗和本矿己三采区开采影响，灰岩水位近几年迅速下降，从94年至今，灰岩水已下降74m。
综上所述，己四采区地下水补给条件差，含水层之间缺乏水力联系，地下水以消耗净储量为主。
1.6 涌水量计算
由于本采区没有水文孔，考虑到己四采区与己三采区水文地质情况相近，涌水量预计采用相关比拟法。
己三采区面积3.75Km2 己三采区正常涌水量为120m3/h
己四采区预计正常涌水量为：
Q=165 m3/h
己四采区面积5.75Km2己四采区最大涌水量Qmax=280 m3/h

1.7 煤尘概况
本区己组煤层煤尘爆炸性指数为21.35～34.30％，煤尘具有爆炸危险性。 第六节煤炭自燃概况
1.8 矿井通风概况
矿井通风方式为分区对角抽出式。现有进风井5个，即新主井、老主井、副井、北山风井、戊四斜井。回风井2个，即己二风井和己三风井。矿井总进风量18903 m3/min,庚一采区3086 m3/min，己二采区5529 m3/min，三水平二采区6702 m3/min，

第二章 矿井通风系统优化设计的可行性论证

2.1 矿井通风优化设计背景

2.1.1 矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析
矿井通风方式为分区式，副井、新主井、老主井、北山进风井、戊四斜井为进风井，庚一、己二、己三、北山风井安装四组主要通风机，矿井有独立完善的通风系统,目前矿井总进风量为15859 m3/min,主扇工作风量为16770 m3/min。相应的通风设备及参数见附表：
矿井或风井名称
主扇工作风量
m3/min
总进
风量
m3/min
总排风量
m3/min
有效风量
m3/min
矿井等
积孔
M2
风叶角度
0
工作
风压
pa
有效风量率
%
主扇型号、
电机型号及功率
矿井
16770
15859
16299
14716

庚一
风井
3502
3306
3386
3061
1.76
25
1700
88.2
2k6O—NO24
475KW
己二
风井
2536
2283
2461
2184
0.95
45
3000
88.5
BDK—6—NO.18
YBF355-6
2×160kw
己三
风井
4259
3977
4259
3719
2.11
15
1860
89.1
BDK-8-No30，
YBFe630S1-8
2×500kw，
北山风井
6473
6193
6321
5752
2.44
6
2650
86.7
GAF22.4-13.3-1
YR1000-6/1180
1000KW
2.1.2 井巷布置及支护情况
结合本矿煤层厚度和现使用液压支架，己16-17煤选用ZY4000/17/37型支撑掩护式支架。
2.2 矿井通风系统优化设计方案 确定的基本原则

一、根据矿井或采区设计生产能力、瓦斯涌出量、煤层赋存条件、煤炭自燃发火情况、地温及生产发展需要等因素，拟定多个技术上可行方案进行论证比较，优化确定出技术性可靠经济合理的通风系统设计方案。
二、优化设计的通风系统方案应具备较强的抗灾能力，能将灾害控制在最小的范围内，并能迅速恢复生产。
三、优化设计的通风系统本着安全、经济、可靠、效益的原则，进行设计的。

第三章 矿井通风系统优化设计的 选择与计算

3.1 矿井主要风机工作方法的选择确定
抽出式通风优点：当主要风机因故障停止运动时，井下空气绝对压力增加，在短时间内可以抑制采空区和煤壁瓦斯涌出，有利于安全；进风道无需安设风门，便于运输、行人，通风管理比较简单。其缺点：当矿井与地面存在漏风通道时，漏风从地面漏入井内，并使工作面的有效风量减少。(见下图)

抽出式通风示意图
压入式通风的优点：在矿井主要通风机的作用下，使井下风流处于稳定状态，当矿井与地面间存在漏风通道时，漏风从井内漏向地面；节省风井场地，施工管理方便。其缺点：通风设施复杂，使行人、运输不便，漏风较大，管理比较困难；当主要通风机停风时，井下空气压力降低，可能在短时间内引起采空区和煤壁或封闭区的瓦斯涌出量增加，造成瓦斯积聚，对安全不利。(见下图)

压入式通风示意图

因此根据上述利弊关系和本采区实际情况我选择抽出式通风方法。
3.2 矿井通风网络方式的选择确定
矿井空气在井巷中流动时，风流分岔、汇合的结构形式，称为通风网络，它可以直观地用几何图形绘制得出的图形来表示通风网络。比如下面两个图例：

图A 图B
在图A中，节点1表示进风井，节点2表示出风井，分支1表示风流经过井下巷道排放到地面大气，分支2表示地面大气进入井下巷道从而形成回路。
在图B中，节点1表示进风井，节点2、3、4和5表示井下风流的分岔、汇合交叉点，节点6表示出风井。图B是图A的延伸，图B中把风流在井下风流的流动路径具体化，两图原理相同
3.3 矿井进风井与出风井的布置方式
新鲜风流：（主）副井→-225m水平井底车场→-225m水平戊己西大巷（己二扩大运输斜巷）→己二扩大采区轨道下山（己二扩大运输下山）→己四轨道石门（己四运输石门）→己四采区轨道下山（己四采区运输下山）→运输顺槽→采面。
乏风：采面→回风顺槽→己四采区回风下山（辅助回风下山）→己四回风石门→新建回风井。
3.4 矿井风量计算
3.4.1 通风容易时期的需风量计算。
容易时期己四采区采掘布置为二个综采工作面，四个开拓掘进工作面，采煤工作面分别为己15-24120、己16-17-24161采面，开掘工作面分别为己15-24080机巷、己17-24121机巷、己15-24070机车场、己15-24110机车场。硐室为爆破材料库、充电房、上部变电所、泵房各一个。
1、采煤工作面需风量计算：
（1）己15—24120采面
①按回采工作面的绝对瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×K ch4 =100×9.816×1.8=1767m3/min
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min
q瓦—采煤工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min
K瓦—采煤工作面因瓦斯用处不均备用风量系数，通常机采工作面取K瓦=1.2—1.6，炮采工作面取K瓦=1.4—2.0，水采工作面取K瓦=2.0—3.0，
②按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采=60×V采×S采=60×2.0×8=960 m3/min
V采—单个采煤工作面风速，m/S，
S采—单个采煤工作面有效通风断面，m2
K瓦—单个工作面的长度风量系数，
③工作面最多人数计算需要风量
Q采=4N=4×40=160m3/min
４—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min
Ｎ采—单个工作面同时工作的最多人数。

④风速验算
满足15×S <Q采<240×S =15×8<1200<240×8的要求，因此己15—24120采面供风量取1800 m3/min。
3.4.2 己17—24161采面
①按回采工作面的绝对瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×K ch4 =100×8.345×1.8=1502m3/min
Q采—单个采煤工作面需要风量，m3/min
Q采—采煤工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min
K瓦—采煤工作面因瓦斯用处不均备用风量系数
②按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采=60×V采×S采=60×2.5×12=1800 m3/min
③工作面最多人数计算需要风量
Q采=4N=4×40=160m3/min
④风速验算
满足15×S<Q采<240×S=15×12<1440<240×12的要求，因此己17—24161采面供风量取1800 m3/min。
3.4.3 掘进工作面风量计算：
Q掘 =100×Q瓦掘×K瓦掘
Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min
Q瓦掘—单个掘进工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min
K瓦掘—单个掘进工作面因瓦斯用处不均备用风量系数，一般可取1.5—2.0.
（1）己15—24080机巷
①按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K掘通=100×3.2×1.8=576m3/min
②按局部通风机实际吸风量计算需要风量
Q掘= Q扇+60×0.25S =576×1+60×0.25×14=786m3/min
③工作面最多人数计算需要风量
Q掘=4N=4×25=100m3/min
④按工作面炸药量计算需要风量
Q掘=25A=25×6=150 m3/min
⑤风速验算
V×S掘 =15×14=210m3/min
240×S掘=240×14=3360m3/min
根据计算满足V×S掘<Q掘<240×S掘的要求，因此己15—24080机巷供风量取800m3/min。
（2）己17—24121机巷
①按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K掘通=100×4.31×1.8=776m3/min
②按局部通风机实际吸风量计算需要风量
Q掘= Q扇+60×0.25S =576×1+60×0.25×14=786m3/min
③工作面最多人数计算需要风量
Q掘=4N=4×25=100m3/min
④按工作面炸药量计算需要风量
Q掘=25A=25×6=150 m3/min
⑤风速验算
V×S掘 =15×14=210m3/min
240×S掘=240×14=3360m3/min
根据计算满足V×S掘<Q掘<240×S掘的要求，因此己17—24121机巷供风量取800m3/min。
（3）己15—24070机车场
①按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.1×1.2=12m3/min
②按局部通风机实际吸风量计算需要风量
Q掘= Q扇+60×0.25S =573×1+60×0.15×14=699m3/min
③工作面最多人数计算需要风量
Q掘=4N=4×25=100m3/min
④按工作面炸药量计算需要风量
Q掘=25A=25×6=150 m3/min
⑤风速验算
V×S掘 =15×14=210m3/min
240×S掘=240×14=3360m3/min
根据计算满足V×S掘<Q掘<240×S掘的要求，因此己15—24070机车场供风量取700m3/min。
（4）己17—24110机车场
①按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.1×1.2=12m3/min
②按局部通风机实际吸风量计算需要风量
Q掘= Q扇+60×0.25S =572×1+60×0.15×14=698m3/min
③工作面最多人数计算需要风量
Q掘=4N=4×25=100m3/min
④按工作面炸药量计算需要风量
Q掘=25A=25×6=150 m3/min
⑤风速验算
V×S掘 =15×14=210m3/min
240×S掘=240×14=3360m3/min
根据计算满足V×S掘<Q掘<240×S掘的要求，因此己15—24110机车场供风量取700m3/min。
3.4.4 硐室风量计算
硐室配风见附表，配风均能满足要求。
3.4.5 容易时期需风量计算
Q己四=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×k矿通m3/min
K矿通——矿井通风系数，取1.20
己四采区容易时期所需风量为
Q1.20=6920×1.20=8304m3/min。
具体用风地点如下：
工作面或硐室名称
计算需风量
（m3/min