矿井通风设计说明书 贵大

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1、 通风设计通风设计课程名称：课程名称： 矿井通风设计矿井通风设计 学学 院：院： 矿业学院矿业学院 专专 业：业： 采矿工程采矿工程 姓姓 名：名： 学学 号：号： 1108010000 年年 级：级： 11 指导教师：指导教师： 20152015 年年 5 5 月月 2727 日日目录目录1.设计矿井概况.3 1.1 煤层赋存条件3 1.2 矿井巷道布置3 1.3 矿井开采技术条件3 1.4 矿井安全条件4 2.通风系统.5 2.1 通风方式5 2.2 通风方法5 2.3 上下山布置6 2.4 采面通风方式6 2.5 采区通风设施7 3.矿井风量与计.7 3.1 风机服务范围确定7 3.2

2、需风量计算7 3.3 风量分配10 4.矿井通风阻力与通风特性.11 4.1 容易困难时期阻力路线确定12 4.2 矿井通风阻力计算12 5.通风设备选型.14 5.1 局部通风机选型14 5.2 主要通风机选型14 6.矿井通风费用.16 6.1 吨煤通风费用16 6.2 吨煤通风成本17 7.矿井通风系统评价.17 7.1 矿井通风系统经济性评价17 7.2 矿井通风安全性评价181.设计矿井概况设计矿井概况1.1 煤层赋存条件煤层赋存条件采区位于贵州黔北南部黔北镇、大山镇及忠义乡境内的黔北煤田内，采区北部以煤层露头为界，东面以井田边界为界，西面以 F13 断层为界。本区含煤地层为上二叠统

3、龙潭组(P2l)，属海陆交互相沉积，厚88136m，一般厚110m，主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩夹泥灰岩、菱铁质灰岩及煤层组成。富含动、植物化石。含煤1215层，至上而下以1、215等命名。煤层总厚10.5m，含煤率为5.9%，含可采煤层两层，可采煤层总厚8.8m，可采含煤率为3.6%。根据岩性组合特征及含煤情况将煤组划分为上、下两段，上段含煤程度较高，含煤69层，其中9号为可采煤层，其余均为不可采煤层，其层位、厚度均不太稳定，时有尖灭现象，对比较困难；下段含煤层度较低，含煤35层。1.2 矿井巷道布置矿井巷道布置本采区开采 3#、12#、19#、23#煤层，采区内直接由井筒代替上山，不再 设置

4、专门上山。直接用平巷和石门与井筒相连，直通地面和连接运输大巷，形 成采区生产系统。1.3 矿井开采技术条件矿井开采技术条件回采工作面煤层位于龙潭组上段顶部,是井田内唯一稳定煤层，井田内无不 可采点，煤层采用厚度变化不大，呈由西向东逐渐变薄趋势，规律性明显。从 本矿井的煤层赋存情况来看，由于煤层的倾角为 21，符合走向长壁开采的条 件。且本矿井是煤与瓦斯突出矿井，在所试验的 3、19 层煤，均为具有煤与瓦 斯突出危险的煤层，为了能够使该矿井安全生产，需要保证采掘独立回风。综 合以上实际情况后确定所采用的采煤方法是：走向长壁后退式采煤法，回采工 艺为：综合机械化采煤。顶板管理采用全部跨落法管理。采

5、区主要生产系统为： 运煤：回采工作面（刮板运输机、转载机）运输平巷（皮带运输机） 区段运输石门（皮带运输机）区段溜煤眼主斜井（皮带运输机）井口。运料(或排矸)：材料从副斜井运输石门工作面回风平巷（工作面运输 平巷）采煤工作面。排矸线路与运料线路相反。通风系统：（新鲜风流）副斜井区段运输石门工作面运输平巷工作 面（污风）工作面回风平巷回风石门风井地面。行人: 副斜井运输石门运输平巷工作面 排水系统：工作面运输平巷（回风平巷） （水沟自流）运输石门（回风 石门） （水沟自流）主斜井（副斜井）井底水仓（水泵房）的排水泵地面。1.4 矿井安全条件矿井安全条件1.4.1 瓦斯 井田内主采煤层的瓦斯含量（

6、含重烃）7.4221.35ml/gr，平均 13.02 ml/gr。 瓦斯含量由上部向下部煤层增大，瓦斯梯度：煤层埋藏深度每增加 28.05m， 其瓦斯含量增加 1ml/gr；瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加 100m，瓦斯含量 增加 3.56ml/gr。 瓦斯含量的变化规律为不同煤层随埋藏深度的增加瓦斯含量增加，主要在浅 部至中深部规律较为明显。同一煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系较为明显，瓦 斯含量的等值线与底板等高线的走势基本一致，即由浅入深瓦斯含量增大。1.4.2 煤尘爆炸和煤的自燃倾向 井田范围内煤层均具有煤尘爆炸危险性。设计主要可采煤层 3、19 四层，其中： 3、19 煤层为易自燃煤层

7、。1.4.3 井田水文地质条件 矿井开发有关的岩层既是煤矿床充水的弱含水层段，又是茅口组、永宁镇 组灰岩岩溶水的隔水层段。该矿井属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿 床，水文地质条件简单，局部中等偏简单。1.4.4煤层顶、底板情况 主要可采煤层顶、底板岩性以泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，局部有粉砂岩 及泥岩。3 号煤层顶板稳定性好，自然状态下，抗压强度大于 50MPa，抗拉强度 大于 3MPa，抗剪强度大于 6MPa；3 煤底板、19 煤底板稳定性中等，自然状态下， 抗压强度 34.447.1MPa，抗拉强度 0.922.96MPa，抗剪强度 2.634.84MPa；19 煤顶板稳定性相对差一

8、些，抗压强度 18.827.9MPa，抗拉 强度 1.862.43MPa，抗剪强度 2.074.84MPa。2.通风系统通风系统选择任何通风系统，都要符合投产快，出煤较多、安全可靠、技术经济指标 合理等总原则。 （1）矿井通风网络结构合理，集中进、回风线路短，通风阻力小，多阶段同 时作业时主要人行、运输巷道和工作点上的风流不串联； （2）漏风少； （3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风设备少； （4）充分利用各条井巷，尽量减少专用回风巷道工程量； （5）通风能耗低. 矿井通风系统包括：通风方式、通风方法和通风网络。 本采区的通风系统类型为混合式抽出式，以中央并列式为主，中央分列式为 辅。回风

9、井位于采区中央，进风井分别为采区轨道上山和矿井的主平硐。2.1 通风方式通风方式通风方式即为进风井和出风井的布置方式，分为中央式、对角式、混合式。此采区采用的是混合式通风。副斜井为进风井；回风斜井为回风井。这种通风 系统适用于井田范围较大，多煤层、多水平开采的矿井，且多见于老矿井的改 造和扩建中。2.2 通风方法通风方法通风方法，即矿井主扇的工作方式，分为：抽出式、压入式、压抽联合式。 此矿井采用的是抽出式通风。抽出式通风是当前通风方法中的主要形式， 适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，可以使井下风流 处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采 空区

10、瓦斯涌出量减少，比较安全。且漏风量小，通风管理较简单。 2.2.1 各通风方式优缺点比较1、抽出式主要通风机安装在回风井口，风流由井下流入风机排出地表。整个通风系统 处于低于当地大气压力的负压状态。 优点：主扇停转时，井下风流压力升高，可能使采空区瓦斯涌出量减少，有 利于瓦斯管理；外部漏风量少，通风管理简单；与压入式通风相比，不存在向 下水平过渡时期改变通风方法的困难。 缺点：当地面存在老窑及采空塌陷区并和开采裂隙沟通时，会把其中的有害 气体抽到井下，并降低回采工作面的风量。 2、压入式 主要通风机安设在进风井口，风流由地面流入风机进入井下。整个通风系统 处于高于当地大气压力的正压状态。 优点

11、：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开采浅部 煤层时采区准备较容易，工程量少，工期短，出煤快；可用一部分回风把老窑 及采空塌陷区有害气体压到地面。 缺点：井口房、井底煤仓及装载硐室漏风大，管理困难；风阻大，风量调节 困难；由浅部的压入式过渡到深部水平的抽出式时改造工程量大，过渡期长， 通风管理困难；当主扇停转时，井下风流压力降低，可能自短时间内引起采空 区或封闭区的瓦斯大量涌出；主要通风机位于工业场地内有噪音。 一般认为：压入式通风不宜用于高瓦斯矿井。低瓦斯矿井的第一水平有地表 漏风，矿井地面地形较复杂，高差起伏大，无法在高山上安装主要通风机，总 回风巷维护苦难时，可以考虑采

12、用压入式通风。 3、压抽混合式 在进风井口安装风机做压入式通风，在回风井口安装风机做抽出式通风。 通风系统的进风处于正压状态，回风部分处于负压状态。工作面大致处于中 间状态，其正压或负压均不大，采空区联通地表的漏风因此而降低，适用于自 燃发火较严重的矿井。 其缺点是：使用的通风机设备较多，管理复杂。2.3 上下山布置上下山布置本采区采不再设置专门上山而是直接由井筒代替上山，直接由工作面平巷 和石门与井筒相连直通地面和连接运输大巷，形成采区生产系统。井筒设在 3# 和 12#煤层之间，倾角 18。2.4 采面通风方式采面通风方式采面通风方式设计为 U 型上行逆向通风，这样有利于瓦斯的排出，和避免

13、 瓦斯爆炸。U 型通风比较简单，可以保证矿井风流的稳定性。2.5 采区通风设施采区通风设施采区通风设施主要有风门，其布置方式见附图。密闭和挡风墙应该在采空区形 成后尽快布置，并在四周掏槽，槽深不小于 0.5m。采区通风设备有压入式局部 通风机两台，其布置方式见附图。这样有利于掘进工作面瓦斯的排出。局部通 风机实行“三专两闭锁” 。在掘进巷道的开端设水幕，防止煤尘浓度过大。并依 据煤矿安全规程在适当地点布置水棚，以隔绝煤尘爆炸。3.矿井风量与计矿井风量与计3.1 风机服务范围确定风机服务范围确定矿井风机分为主要通风机、局部通风机和辅助通风机。主要通风机服务整个矿井，本设计只服务二采区；局部通风机

14、服务掘进工 作面。根据本采区的情况，只需要主要通风机和局部通风机 。3.2 需风量计算需风量计算采区供风要求在保证风流数量、质量的前提下，还要经济合理。影响风量 多少的因素较多，目前主要针对各不同因素分别计算风量，最后取最大值。对 于新设计的采区，要参考相同条件的生产采区进行计算，投产后进行修正；对 于生产采区也要经常调整，以满足安全生产需要。采区风量计算目前需要按 2 种方法进行，取大值作为最终结果。这两种方法 为：按采区最多工作人数计算、按采区内各用风点需风量之和计算（又称：分 别法） 。计算时需计算容易时期和困难时期两种情况下的风量。一、按采区最多工作人数计算风量：Q1=4NK=4110

15、1.21=532.4 m3/min公式中，Q1采区所需风量，m3/min； N采区内最多工作人数； 4每人每分钟供风量。K矿井通风系数，取值 1.11.25；考虑了矿井内部 漏风和风量分配不均等因素。压入式或中央并列式通风取 1.201.25；中央分 列或混合式通风取 1.151.20；对角或分区式通风采用 1.101.15；上述取值 范围在 T90 万 t/a 时取小值。 按采区内各用风点需风量之和计算： 二、 Q2=(Qc+Qj+Qd+Qt)KQ2采区所需风量，m3/min；Qc所有采煤工作面实际需风量总和，m3/min ；Qj所有掘进工作面实际需风量总和，m3/min ；Qd所有需单独配

16、风硐室实际需风量总和，m3/min ；Qt除采掘硐外，其它巷道实际需风量总和，m3/min ；K矿井通风系数，取值 1.11.25，K 值原则同人数法。1. 采煤工作面需风量计算分别按“瓦斯涌出量、工作面温度、炸药使用量、采面工作人数”计算最 低需风量（上述计算结果中取最大值为最低需风量） ，并按“采面风速”验算风 量值。（1）按采面瓦斯 CH4 涌出量计算：Qc= Kc qc/(1/100-C1) 容易时期：Qc=1.611.20100=1792 m3/min=29.9m3/s困难时期：Qc=1.613.30100=2128 m3/min=35.5m3/s式中：Qc回风工作面需风量，m3/min；qc回采工作面沼气的绝对涌出量，m3/min；Kc回采工作面瓦