矿井通风与安全课程设计概述ebkw.docx

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1、矿井通风与安全课程设计中国矿业业大学矿矿业工程程学院矿井通风风与安全全课程设计计小组成员员：施佳佳泉01107001111龙周彪00107001088王龙飞00107701115设计题目目九龙矿1500万t/a新井井通风设设计(一一)班级 采矿007-44班 指指导教师师方宗武武成绩 日日期 20011年1月目录1 矿井井设计概概况11.1 矿区概概述及井井田地质质特征111.2 井田开开拓11.3巷巷道布置置与采煤煤方法332 矿井井通风系系统拟定定52.1矿矿井通风风系统基基本要求求52.2矿矿井通风风方式的的选择552.3矿矿井通风风方案技技术和经经济比较较72.4通通风机的的工作方方法

2、83 采区区通风1103.1采采区上山山通风系系统1003.2回回采工作作面通风风方式1104 掘进进通风1134.1 掘进方方法的确确定1334.2 掘进工工作面通通风方式式134.3 煤巷掘掘进工作作面需风风量1444.5 掘进通通风机技技术管理理和安全全措施1175 矿井井风量计计算与分分配1885.1矿矿井总风风量的计计算1885.2矿矿井风量量分配2226矿井通通风阻力力计算2246.1矿矿井通风风阻力计计算原则则246.2矿矿井通风风容易时时期和困困难时期期的确定定246.3矿矿井通风风阻力计计算2997矿井通通风设备备选型3337.1选选择主要要通风机机337.2电电动机选选型3

3、557.3矿矿井主要要通风设设备要求求377.4通通风附属属装置及及其安全全技术3377.5特特殊灾害害的防治治措施3388矿井通通风费用用概算4408.1吨吨煤通风风费4008.2通通风设备备的折旧旧费和维维修费4418.3通通风员工工工资费费用4118.4专专为通风风服务的的井巷工工程折旧旧费和维维护费4418.5吨吨煤通风风成本4419结论442参考文献献431矿井设设计概况况1.1 矿区概概述及井井田地质质特征1）矿区区概述九龙矿位位于河北北省邯郸郸市峰峰峰矿区东东南部。九九龙矿地地处鼓山山东麓。区区内有公公路与主主干道相相通，向向北399.5公公里到邯邯郸市与与1077国道和和京深高

4、高速公路路接壤，并并向北332公里里与3009国道道相连北北起以FF9-11 和FF9-22断层，南南以F226 断层，西西以F88断层，东东以二号号煤层-9000的等高高线为边边界。井内的的气象参参数按表表1.1所列的的平均值值选取。表1.11 空气气平均密密度一览览表季节 地点点进风井筒筒（kgg/m33）出风井筒筒（kgg/m33）冬1.2001.177夏1.17721.15532）井田田地质特特征南北走向向长度约约为 88km。东东西倾斜斜宽大约约大约22.5kkm。井井田面积积约200 kmm2。3）煤层层特征本矿井可可采煤层层有2#煤层，其其煤层平平均厚度度为6.2m，具具体参见见

5、图1.1 综综合地质质柱状图图。根据据精查地地质报告告的瓦斯斯地质资资料，119855年，抚抚顺煤研研所确定定本矿井井2#水平平瓦斯相相对涌出出量为114 mm3/tt，属高高瓦斯矿矿井。九龙矿煤煤类为烟烟煤，煤煤尘爆炸炸指数均均大于115%，都都具有爆爆炸危险险性，在在精查勘勘探与二二水平补补勘阶段段井田内内2、44、8、99#煤层进进行了煤煤尘爆炸炸性实验验，均有有爆炸危危险性。矿井投产产以来，井井下煤层层及地表表煤堆、矸矸石山未未发生过过自燃现现象。经经煤炭科科学研究究总院抚抚顺分院院对九龙龙矿2、44#煤的自自燃进行行了鉴定定，鉴定定结果表表明2号号、4号号煤为三三类不易易自燃。1.2

6、 井田开开拓1）井田田境界与与储量矿井地质质资源量量：2#煤1774.550（MMt），矿矿井工业业储量1164.50（MMt）， 矿井可可采储量量1199.077（Mtt），本本矿井设设计生产产能力为为1500万t/年。工业广广场的尺尺寸为4450mm4000m的的长方形形，工业业广场的的煤柱量量为11133 (万t)。2）矿井井工作制制度、设设计生产产能力及及服务年年限本矿井设设计生产产能力按按年工作作日3330天计计算，“三八”工作制制，即二二班生产产，一班班准备，每每班净工工作时间间为8个个小时。净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为150万吨/年,矿井服务年限为61年。图1.1

7、1 综合合地质柱柱状图3）井田田开拓工业场地地的位置置选择在在主、副副井井口口附近，了均衡矿井初期和后期的生产运输量，缩短通风网路，决定将井筒的位置设于井田中央偏东的位置，风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井初步考虑采用两翼对角式通风，故将风井布置在边界。本矿井采采用两个个水平划划分，一一对立井井二水平平开拓，一一水平标标高为-6500m( 采区布布置)，二二水平标标高为-8500m（采采区布置置），两两水平之之间通过过斜井延延伸。主主要运输输大巷沿沿煤层走走向布置置。井底底车场为为梭式车车场，立立井井口口设在井井田中

8、央央偏东，井井口标高高为+1117mm。本设计主主要开拓拓巷道有有运输大大巷和轨轨道大巷巷均布置置2号煤煤层底版版岩中层层。辅助助运输大大巷和胶胶带输送送机大巷巷沿煤层层底板布置置，巷道道坡度随随煤层而而起伏，一一般为00-3左左右。矿井为立立井开拓拓，煤炭炭由主立立井箕斗斗提升运运到地面面。物料料经副立立井罐笼笼运输到到井底车车场，然然后架线线电机车车运到盘盘区。矸矸石由11.5tt矿车经经架线电电机车运运至井底底车场经经副井罐罐笼提升升到地面面1.3巷巷道布置置与采煤煤方法1）采区区巷道布布置及生生产系统统2#煤层层为单斜斜煤层，煤煤层走向向NE，长长80116m；倾向NNW，倾倾斜长度度

9、平均为为24996m；倾角113。煤层层平均厚厚度6.2m，煤煤层较稳稳定。首采区为为南一采采区，采采用走向向长壁采采煤法。采采区走向向长度为为40000m，倾倾斜长度度9355m，双双翼布置置，上山山开采。因因此工作作面长度度设计为为1500m，采采用综采采放顶煤煤，所以以把整个个采区划划分分55个区段段，100个工作作面。根据九龙龙矿2号号煤层的的赋存条条件，适适宜建设设采用一一矿一面面达产。开开采南翼翼采区时时，在北北翼同时时开掘准准备及回回采巷道道，为工工作面接接替做好好准备。待待首采采采区全部部采完后后，北采采区一采采区工作作面已经经准备出出来，可可以投入入生产，依依次类推推。同理理

10、，设计计首采采采区的工工作面接接替顺序序为两翼翼跳采。即即：22201240062200224007220032400822004240092200524110。2）采煤煤方法本矿采用用综合机机械化采采煤的回回采工艺艺（简称称综采），放放顶煤，全全部垮落落法管理理顶板。工工作面的的推进方方向确定定为后退退式。根根据工作作面的关关键参数数，选用用编号为为ZC1186ZZ338的配配套设备备：液压支支架ZZZPF448000/177/333、采煤煤机MXXA3000/3.5D、刮板输送机SGZ-764/400、 SZZ-764/160型转载机、SB1200型破碎机、SSJ1000/2160型带式输

11、送机。采煤机截深0.8m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。3）回采采巷道布布置本工作面面采用综综采放顶顶煤采煤煤工艺，回回采巷道道采用一一般的“内错式式U+LL”型布置置方式，即即一条区区段运输输顺槽,一条区区段回风风顺槽和和一条高高顶排放放瓦斯巷巷。该采采区采用用双巷布布置，间间留155m的煤煤柱，掘掘进通风风简单，通通风阻力力小。回回采巷道道宽度为为4.22m，高高度为33.3mm。高顶顶瓦斯排排放巷为为3000020000mmm。4）部分分井巷特特征参数数表1.22部分井井巷特征征参数（其其他井巷巷参数自自行设计计、计算算或在相相关

12、图纸纸上提取取）井巷名称称长度(mm)断面（mm2）周长（mm）副井44.11623.555井底车场场及石门门15.6615轨道大巷巷15.6615采区下部部车场14.3313.885运输上山山14.3313.885运输石门门14.3313.885区段运输输13.88615工作面1014区段回风风13.88615高顶排放放巷610回风石门门14.3313.885回风上山山14.3313.885回风大巷巷15.5515风井19.6619.55风硐1211.779672矿井通通风系统统拟定2.1矿矿井通风风系统基基本要求求选择任何何通风系系统，都都要符合合投产快快、出煤煤较多、安安全可靠靠、技术术

13、经济指指标合理理等原则则。具体体地说，要要适应以以下基本本要求：（1）矿矿井至少少要有两两个通地地面的安安全出口口；（2）进进风井口口要有利利于防洪洪、不受受粉尘有有害集体体的污染染；（3）北北方矿井井，井口口需装供供暖设备备；（4）总总回风巷巷不得作作为主要要行人道道；（5）工工业广场场不得受受扇风机机的噪音音干扰；（6）装装有皮带带机的井井筒不得得兼作回回风井；（7）装装有箕斗斗的井筒筒不得兼兼作为主主要进风风井；（8）可可以独立立通风的的矿井，采采区尽可可能独立立通风；（9）通通风系统统要为防防瓦斯、火火、尘、水水及高温温创造条条件；（10）通通风系统统要有利利于深水水平式或或后期通通风

14、系统统的发展展变化。2.2矿矿井通风风方式的的选择1)选择择通风方方案的考考虑因素素选择任何何通风方方式都需需要符合合投产快快、出煤煤较多、安安全可靠靠和技术术经济合合理等原原则。选选择矿井井通风方方式时，应应该考虑虑以下两两种因素素：（1）自自然因素素：煤层层赋存条条件、埋埋藏深度度、冲击击层深度度、矿井井瓦斯等等级。（2）经经济因素素：井巷巷工程量量、通风风运行费费、设备备装备费费。2）矿井井通风方方案矿井通风风方式根根据回风风井的位位置的不不同，可可分为中中央并列列式、中中央分列列式、两两翼对角角式、采采区式和和混合式式通风中中选择，以以下为前前四种方方案的示示意图。方案一：中央并并列式

15、风井主副副井都位位于中央央工业广广场上，副副井进风风，风井井回风，如如图2.1。图2.11 中央央并列式式通风方方式1-主井井，2-副井，33-运输输大巷，44-回风风大巷，55-回风风石门方案二：中央分分列式两回风井井位于井井田边界界的两翼翼，副井井进风、风风井回风风，如图图2.22。图2.22 中央央分列式式通风方方式1-主井井，2-副井，33-运输输大巷，44-回风风大巷，55-回风风石门方案三：两翼对对角式进风井位位于井田田中央，回回风井设设在井田田两翼的的上部边边界，如如图2.3。图2.33 两翼翼对角式式通风方方式1-主井井，2-副井，33-运输输大巷，44-回风风大巷，55-回风

16、风石门方案四：采区式式通风方方式每一个分分区内均均设置进进风井和和回风井井，构成成独立的的通风系系统，如如图2.4。图2.44 采区区式通风风方式1-主井井，2-副井，33-运输输大巷，44-回风风石门3)矿井井通风方方式的选选择下面对几几种通风风方式的的特点及及优缺点点及适用用条件列列表进行行比较，见见表2.1。表2.11 通风风方式的的比较通风方式式优点缺点适用条件件中央并列列式初期投资资少，工工业场地地布置集集中，管管理方便便，工业业场地保保护煤柱柱小，保保护井筒筒的煤柱柱较少，构构成矿井井通风系系统的时时间短。风路较长长，风阻阻较大，采采空区漏漏风较大大。煤层倾角角大、埋埋藏深，但但走

17、向长长度并不不大，而而且瓦斯斯、自燃燃发火都都不严重重。中央分列列式通风阻力力较小，内内部漏风风小，增增加了一一个安全全出口，工工业场的的保护煤煤柱小，保保护井筒筒的煤柱柱较少，构构成矿井井通风系系统的时时间短。建井期限限略长，有有时初期期投资稍稍大。煤层倾角角较小，埋埋藏较浅浅，走向向长度不不大，而而且瓦斯斯、自然然发火比比较严重重。两翼对角角式风路较短短，阻力力较小，采采空区的的漏风较较小，比比中央并并列式安安全性更更好。建井期限限略长，有有时初期期投资稍稍大。煤层走向向较大（超超过4KKm），井井型较大大，煤层层上部都都距地表表较浅，瓦瓦斯和自自燃发火严严重的矿矿井。采区式通通风方式式通

18、风线路路短、几几个分区区域可以以同时施施工的优优点外，更更有利于于处理矿矿井事故故运送人人员设备备也方便便。工业场地地分散、占占地面积积大、井井筒保护护煤柱较较多。井田面积积较大，局局部瓦斯斯含量大大，采区区离工业业场地较较远。2.3矿矿井通风风方案技技术和经经济比较较1）技术术比较由于该矿矿为高瓦瓦斯矿井井，三类类不以自自燃，并通过初初步的技技术比较较，方案案二和方方案三比比方案一一和方案案四有更更明显的的优势。2）经济济比较方案二和和方案三三两通风风方案的的经济主主要从巷巷道开拓拓工程量量、费用用及巷道道维护费费用、通通风设施施购置费费用和通通风电费费等方面面考虑。巷巷道开拓拓及维护护费用

19、只只比较两两个方案案中不同同（或多多出）巷巷道，相相同巷道道不再作作经济比比较，经经济比较较见表22.2至至2.55。（1）进进行工程程掘进费费用比较较中央分列列式，回回风大巷巷工程量量：30080mm，回风风井工程程量：3305mm；两翼翼对角式式，回风风井工程程量：33052=6610mm，回风风大巷工工程量：0m。表2.22 井巷巷掘进费费用方案项目目中央分列列式两翼对角角式工程项目目工程量（m）单价（元/mm）费用（万元）工程量(m)单价（元/mm）费用（万元）回风大巷巷435663000013066.800388.3830000116.52回风井43280000345.60432*2

20、80000691.2合计16522.4万万元924.24万万元（2）井井巷维护护费用表2.33 井巷巷维护费费用比较较项目方案案中央分列列式两翼对角角式工程项目目工程量（m）单价（元/mm）费用（万元）工程量（m）单价（元/mm）费用（万元）回风大巷巷4356690*115588388.3890*11552.335回风井432120*1577.77432*2120*15155.55合计665.7万元元207.9万元元（3）通通风设备备购置费费用矿井主通通风、配配套电机机设备购购置费按按1000万元计计算，主主要通风风机房必必须安装装两套主主要通风风机机配配套电机机，一套套工作，一一套备用用，则

21、共共需要设设备费用用10002=2200万万元。风风机房、风风硐、扩扩散器、防防爆门、反反风设施施等通风风设施的的土建费费按500万元计计算，则则建一风风机房需需要2550万元元。两方方案的经经济比较较见表22.4。表2.44 通风风设备购购置费用用方案项目目中央分列列式两翼对角角式通风设备备费280万万元2802=5560万元元（4）通通风总费费用比较较通风总费费用见表表2.55。表2.55 通风风总费用用比较方案项目目中央分列列式（万万元）两翼对角角式（万万元）井巷掘进进费16522.4924.24井巷维护护费665.7207.9通风设备备费280560总费用25988.115755.62

22、2由于本矿矿井设计计为1550万tt的大型型矿井，同同时为高高瓦斯突突出矿井井，对通通风量要要求较高高，方案案二和方方案三进进行粗略略的经济济比较，方方案二需需要掘进进回风大大巷，同同时矿井井走向达达到7.2Kmm，走向向太长，掘掘进费用用太多，综综上可知知，方案案三投资资少，因因此本矿矿井通风风方式为为两翼对对角式通通风方式式。2.4通通风机的的工作方方法矿井通风风机的工工作方法法有抽出出式、压压入式和和压抽混混合式三三种，其其适用条条件和优优缺点见见表2.6。表2.66 通风风方式的的分类通风方式式使用条件件及优缺缺点抽出式优点：井井下风流流处于负负压状态态，当主主要通风风机因故故停止运运

23、转时，井井下的风风流压力力提高可可能使采采空区沼沼气涌出出量减少少，比较较安全；漏风量量少，通通风管理理较简单单；与压压入式相相比，不不存在过过渡到下下水平时时期通风风系统和和风量变变化的困困难。缺点：当当地面有有小窑塌塌陷区和和采区沟沟通时，抽抽出式会会使小窑存存积的有有害气体体抽到井井下使矿矿井有效效风量减减少。压入式低瓦斯矿矿的第一一水平，矿矿井地面面地形复复杂、高高差起伏伏，无法法在高山山上设置置扇风机机。总回回风巷无无法连通通或维护护苦难时时期的条条件下优优缺点：（1）压压入式的的优缺点点与抽出出式相反反，能用用一部分分回风把把小窑塌塌陷区的的有害气气体压入入到地面面；（22）进风风

24、线路漏漏风大，管管理苦难难；（33）风阻大大，风量量调节困困难；（44）由第第一水平平的压入入式过渡渡到深部部水平的的抽出式式有一定定的困难难；（55）通风风机使井井下风流流处于负负压状态态，当通通风机停停止运转转时，风风流压力力降低，有有可能使使采空区区瓦斯涌涌出量增增加。现将两种种工作方方法的优优缺点对对比如下下：（1）抽抽出式主主要通风风机使井井下风流流处于负负压状态态，当一一旦主要要通风机机因故停停止运转转时，井井下风流流的压力力提高，有有可能使使采空区区瓦斯涌涌出量减减少，比比较安全全。（2）压压入式主主要通风风机使井井下风流流处于正正压状态态，当主主要通风风机停止止运转时时，风流流

25、压力降降低，有有可能使使采空区区瓦斯涌涌出量增增加，比比较危险险。（3）采采用压入入式通风风时，须须在矿井井总进风风路线上上设置若若干构筑筑物，使使通风管管理工作作比较困困难，漏漏风较大大。（4）在在地面小小窑塌陷陷区分布布较广，并并和采区区相沟通通的条件件，用抽抽出式通通风，会会把小窑窑积存的的有害气气体抽到到井下，同同时使通通过主要要通风机机的一部部分风流流短路，总总进风量量和工作作面有效效风量都都会减少少。用压压入式通通风，则则能用一一部分回回风风流流把小窑窑塌陷区区的有害害气体带带到地面面。（5）如如果能够够严防总总进风路路线上的的漏风，则则压入式式主要通通风机的的规格尺尺寸和通通风机

26、电电力费用用都较抽抽出式为为小。（6）在在由压入入式通风风过渡到到深水平平抽出式式通风时时，有一一定困难难，过渡渡时期是是新旧水水平同时时产生，路路线较长长，有时时还必须须额外增增掘一些些井巷工工程，使使过渡期期限拉得得过长。用用抽出式式通风，就就没有这这些缺点点。正因为抽抽出式有有着独自自的优点点，井下下风流处处于负压压装填，当当主要通通风机因因故停止止运转时时，井下下的风流流压力提提高可能能使采空空区沼气气涌出量量减少，比比较安全全；漏风风量少，通通风管理理较简单单；与压压入式相相比，不不存在过过渡时到到下水平平时期通通风系统统和风量量变化困困难。本本矿井地地质构造造较简单单，为高高瓦斯突

27、突出矿井井，自燃燃发火危危险性较较大，走走向较长长，开采采面积较较大，因因此选用用抽出式式通风方方式。3采区通通风采区通风风系统是是矿井通通风系统统的主要要组成单单元，也也是采区区生产系系统的重重要组成成部分，它它包括采采区进、回回风和工工作面进进、回风风巷道的的布置方方式，采采区通风风路线的的链接形形式，以以及采区区通风设设备和通通风构筑筑物的设设置等基基本内容容。它主主要取决决于采区区巷道布布置和采采煤方法法，同时时要满足足全矿井井通风的的特殊要要求。采采区通风风系统的的合理与与否不仅仅影响采采区内的的风量分分配，发发生事故故时的风风流控制制，生产产的顺利利完成，而而且影响响到全矿矿井的通

28、通风质量量和安全全状况。在通风系系统中要要能保证证采区风风流的稳稳定性，尽尽量避免免角联风风路，尽尽量减少少采区漏漏风量，新新鲜风流流在风路路上被加加热和污污染的程程度小，回回采工作作面和掘掘进工作作面都应应该独立立通风，采采区布置置独立的的回风道道，实行行分区通通风，采采区通风风系统既既要保证证质量，安安全可靠靠，又要要经济合合理。3.1采采区上山山通风系系统采用轨道道上山进进风，新新鲜风流流不受煤煤炭释放放的瓦斯斯、煤尘尘污染及及放热影影响，但但输送机机设备处处于回风风流中，轨轨道上山山的上部部和中部部甩车场场都要安安装风门门，风门门数目较较多。采用运输输上山进进风，由由于风流流方向与与运

29、煤方方向相反反，容易易引起煤煤尘飞扬扬，煤炭炭在运输输过程中中释放的的瓦斯，可可使进风风流的煤煤尘和瓦瓦斯浓度度增大，影影响工作作面的安安全卫生生条件；输送机机设备所所散发的的热量，使使进风流流温度升升高。此此外，需需在轨道道上山的的下部车车场内安安设风门门，运输输矿车来来往频繁繁，需要要加强管管理，防防止风流流短路。本矿井的的相对瓦瓦斯涌出出量为14m3/t，属属于高瓦瓦斯矿井井，结合合矿井的的实际条条件，确确定在有有一个采采区布置置三条上上山，一一条是运运输上山山，一条条是轨道道上山，一一条是回回风上山山。采用用轨道上上山进风风，回风风上山回回风的通通风方式式，运输输上山仅仅进少量量新风，

30、供供行人和和维修使使用。这这样布置置的优点点是使运运输上山山的风速速较小，不不致激起起煤尘，也也使轨道道上山风风速不致致太大。车车辆通过过方便，上上山绞车车房便于于得到新新鲜风流流，进风风流污染染少，工工作面环环境好。3.2回回采工作作面通风风方式1）回采采工作面面通风系系统工作面通通风方式式的选择择与回风风的顺序序、通风风能力和和巷道布布置有关关。目前前工作面面通风系系统形式式主要有有“U”、“Y”、“W”、“Z”形，各各通风系系统示意意图优缺缺点和适适用条件件（由于于工作面面为后退退式开采采，故各各种通风风形式只只有考虑虑后退式式），如如下见表表3.11。表3.11 回风风工作面面主要通通

31、风系统统比较通风系统示意图优缺点及及适用条条件U型在区内后后退式回回采方式式中，这这种通风风方式具具有风流流系统简简单、漏漏风小等等优点，但但风流线线路长，变变化大。工工作面上上偶角易易积聚瓦瓦斯，工工作面进进风巷一一次掘进进，维护护量大。这这种通风风方式，如如果瓦斯斯不太大大，工作作面通风风能满足足要求，即即可采用用。Y型当采煤工工作面产产量大和和瓦斯涌涌出量大大时，采采用这种种方式可可以稀释释回风流流中的瓦瓦斯，对对于综采采工作面面，上下下平巷均均进新鲜鲜风流有有利于上上下平巷巷安装机机电设备备，可以以防止工工作面上上偶角瓦瓦斯积聚聚及保证证足够的的风量。这这种通风风方式使使用于瓦瓦斯涌出

32、出量大的的工作面面，但需需要边界界准备专专用回风风上山，增增加了巷巷道掘进进、维护护费用。Z型回风巷为为沿空巷巷，可以以提高煤煤炭回采采率；巷巷道采准准工作量量小；采采区内进进风总长长度基本本不变，有有利于稳稳定风阻阻；无上上偶角瓦瓦斯积聚聚问题，但但是回风风巷常出出现沼气气超限的的情况；同时也也需要在在边界准准备专用用回风上上山，增增加了行行道的维维护和掘掘进费用用。W型当采用对对拉式工工作面时时，可以以采用上上下平巷巷同时进进风和中中间巷道道回风的的方式。采采用此种种方式有有利于满满足上下下工作面面同采，实实现集中中生产的的需要。这这种通风风方式的的主要特特点是不不用设置置第二条条风道；若

33、上下下端平巷巷进风，在在该巷只只撤、安安装维护护采煤设设备等又又良好的的环境，同同时，易易于稀释释工作面面瓦斯，使使上偶角角瓦斯不不易于积积聚，排排放炮烟烟、煤尘尘速度快快。2）回采采工作面面上下行行通风回采工作作面上行行通风和和下行通通风的比比较见下下表3.2，由由于2#煤层倾倾角为113，根据据该矿的的实际情情况，确确定回采采工作面面为上行行通风。3）通风风构筑物物因为生产产的需要要，井下下巷道是是纵横交交错彼此此贯通。为为了使井井下各用用风地点点得到所所需要的的风量，保保证风流流按预定定的通风风路线，就就必须在在某些通通风巷道道的交叉叉口附近近巷道设设置通风风设施，如如风桥、挡挡风墙、风

34、风门等，以以控制风风流，为为了防止止这些设设施漏风风或风流流短路，要要求对通通风设施施进行正正确的设设计，合合理的选选择形式式及位置置，保证证通风设设施的可可靠性。（1）风风桥在进风与与回风流流平面交交叉的巷巷道处，必必须设置置风桥，风风桥使两两支相叉叉的风流流隔开，使使之构成成立体交交叉风路路的通风风设施。（2）挡挡风墙在需要截截断风流流和不通通行的巷巷道内可可以设置置挡风墙墙，按其其服务年年限长短短分为永永久性和和暂时性性。（3）风风门风门是建建筑在人人员和矿矿车需要要通过的的巷道，而而又不允允许风流流通过的的巷道，按按其规定定要建两两座风门门，其间间距要大大于运输输车辆的的长度，以以便一

35、座座风门启启动时，另另一座风风门能够够关闭，不不至于形形成风流流短路。分分为普通通风门和和自动启启动风门门两种。（4）调调节风窗窗调节风窗窗用以增增加巷道道的局部部阻力，以以调节用用风地点点的风量量，本设设计主要要通风机机采用抽抽出式工工作方法法，调节节风窗全全部设在在回风道道中。（5）测测风站用以测量量全矿井井总进风风量和总总回风量量以及各各水平采采掘区和和回采工工作面的的进风量量。测风风站的位位置一般般在比较较规整的的巷道内内。表3.22 回采采工作面面上、下下行通风风适用条条件及优优缺点通风系统示意图适用条件件及优缺缺点上行通风适用条件件：在煤煤层倾角角大于112度的的回采工工作面，应应

36、采用上上下通风风。优点：瓦瓦斯自然然流动方方向和风风流方向向一致，有有利于较较快地降降低工作作面瓦斯斯浓度。工工作面平平巷中的的运输设设备处于于新鲜风风流中，安安全性好好。缺点：风风流方向向与运煤煤方向相相反，引引起煤尘尘飞扬，增增加了回回采工作作面的进进风流中中煤尘浓浓度；同同时，煤煤炭在运运输中放放出的瓦瓦斯又随随风流带带到回采采工作面面，增加加了工作作面的瓦瓦斯浓度度。运输输设备运运转时多多产生的的热量随随风流散散发到回回采工作作面，使使工作面面气温升升高。下行通风适用条件件：在没没有煤（岩岩）与沼沼气（二二氧化碳碳）突出出危险的的、倾角角小于112度的的煤层中中，可考考虑采用用下行通通

37、风。优点：工工作面下下行通风风，除了了可以降降低瓦斯斯浓度和和工作面面温度外外，不易易出现瓦瓦斯分层层流动和和瓦斯积积聚，还还可以减减少煤尘尘含量，降降低水砂砂充填工工作面的的空气温温度，有有利于提提高工作作面的产产量。缺点：采采用下行行风时，运运输设备备处于回回风巷中中，安全全性较差差，下行行风发生生瓦斯爆爆炸的可可能性要要比上行行风可能能性大。4 掘进进通风掘进巷道道时，为为了稀释释和排除除自煤岩岩体内涌涌出量的的有害气气体，爆爆破产生生的炮烟烟和矿尘尘，保持持掘进头头的良好好气候条条件，必必须对掘掘进头进进行独立立通风，即即向掘进进面进入入新鲜风风流，排排出含有有烟尘的的污浊空空气。本本

38、设计采采区达产产时，配配备两个个煤巷掘掘进头。4.1 掘进方方法的确确定本设计掘掘进头的的供风既既利用局局部通风风机，也也利用矿矿井的总总风压，此此处只对对局部通通风机通通风方法法做具体体分析。4.2 掘进工工作面通通风方式式矿井新建建、扩建建或生产产时，都都要掘进进巷道，在在掘进工工程中，为为了稀释释和排出出自煤（岩岩）体涌涌出量的的有害气气体、爆爆破产生生的炮烟烟和矿尘尘，以及及创造良良好的气气候条件件，必须须对独头头掘进工工作面进进行通风风。掘进通风风总的可可以分为为总风压压通风法法和局部部动力通通风法。出出于掘进进面通风风必须做做到风质质好，风风量稳定定等多方方面的考考虑。本本设计决决

39、定采用用局部动动力通风风，采用用局部通通风机进进行掘进进的通风风。局部通风风机通风风是矿井井广泛采采用的掘掘进通风风方法，局局部通风风机通风风是由局局部通风风机和风风筒组成成一体进进行通风风，按其其工作方方式分为为：压入入式通风风，抽出出式通风风和混合合式通风风。1）压入入式通风风局部通风风机和启启动装置置安装在在离掘巷巷道口110m外外的进风风侧，局局部通风风机把新新鲜风流流经风筒筒压送到到掘进工工作面，污污风沿巷巷道排出出。具体体布置示示意图如如图4.1。图4.11 压入入式通风风2）抽出出式通风风这种通风风方式是是把局部部通风机机安装在在离巷道道口100m以外外的回风风侧。新新鲜风流流沿

40、巷道道流入，污污风通过过铁风筒筒由局部部通风机机排出，抽抽出式通通风见图图4.22。图4.22 抽出出式通风风3）混合合式通风风混合式通通风的布布置如图图4.33所示，其其中压入入式风筒筒出风口口与工作作面的距距离仍应应小于有有效射程程长度，抽抽出式风风筒吸收收风口与与工作面面的距离离和压入入式局部部通风机机所在位位置有关关。压入入式局部部通风机机可随工工作面的的推进及及时向前前移动，与与工作面面距离保保持在440-550米左左右。抽抽出式风风筒吸风风口应超超前压入入式局部部通风机机10米米以上，同同时其风风筒吸风风口距工工作面的的距离还还应大于于炮烟抛抛掷长度度，一般般为300米左右右，混合

41、合式通风风机见图图4.33。图4.33 混合合式通风风由于混合合式通风风适用于于大断面面长距离离的岩巷巷掘进通通风的较较好方式式，由于于采煤工工作面属属于普通通断面，短短距离岩岩巷掘进进，因此此本次设设计只考考虑压入入式和抽抽出式两两种方式式。压入式通通风与抽抽出式通通风优缺缺点比较较：（1）抽抽出式通通风时，污污浊风流流必须通通过局部部通风机机，极不不安全。而而压入式式通风时时，局部部通风机机安设在在新鲜风风流中，通通过局部部通风机机的为新新鲜风流流，故安安全性高高。（2）抽抽出式通通风有效效吸程小小，排出出工作面面炮烟的的能力较较差；压压入式通通风风筒筒出口射射流的有有效射程程达，排排出工

42、作作面炮烟烟和瓦斯斯的能力力强。（3）抽抽出式通通风由于于炮烟从从风筒中中排出，不不污染巷巷道中的的空气，故故劳动卫卫生条件件好。压压入式通通风时炮炮烟沿巷巷道流动动，劳动动卫生条条件较差差，而且且排出炮炮烟的时时间长。（4）抽抽出式通通风只能能使用刚刚性风筒筒或带刚刚性圈的的柔性风风筒，压压入式通通风可以以使用柔柔性风筒筒。从以上比比较可以以看出，两两种通风风方式各各有利弊弊，但压压入式通通风安全全可靠性性较好，故故在煤矿矿中得到到广泛应应用。综综合本井井田的瓦瓦斯浓度度、掘进进条件、粉粉尘浓度度等因素素，本次次设计采采用压入入式掘进进通风。4.3 煤巷掘掘进工作作面需风风量各掘进工工作面所

43、所需风量量计算如如下：1）按压压入式通通风方式式通风时时 （4.1）式中：Qy采采用压入入式通风风时，稀稀释、排排除掘进进巷道炮炮烟所需需风量，mm3/mmin；A为同同时爆破破的炸药药量，KKg，最最大为66.5KKg；S掘进进巷道的的净断面面积，mm3,114.33；L从工工作面至至炮烟浓浓度稀释释至安全全浓度的的距离，可可用下式式计算：L=4000A/S，则则L=44006.55/144.3=1822t掘进进巷道的的通风时时间，一一般取220-330miin,取取20mmin。2）按瓦瓦斯涌出出量计算算 因为是是高瓦斯斯矿井，对对瓦斯进进行提前前抽采，以以达到矿矿井安全全规程规规定的按按

44、工作面面回风风风流中沼沼气的浓浓度不得得超过11%的要要求。数数值大概概在1）中中数值上上下。3)按人人数计算算按每人每每分钟所所需风量量和掘进进工作面面的最多多人数计计算工作作面所需需风量。 （44.3）式中：4每人人每分钟钟供给44 m33的规定定风量，mm3/mmin；N该掘掘进工作作面同时时工作的的最多人人数，取取40人。故连采机机掘进工工作面风风量：4）炸药药量计算算岩石大巷巷的掘进进一般采采用炮掘掘，所以以风量计计算要按按照炸药药量计算算。 （44.4）式中：25使使用一克克炸药的的供风量量，m33/miin；A该掘掘进工作作面一次次爆破所所使用的的最大炸炸药量，取取6.55。由以

45、上四四中方法法计算的的掘进巷巷道所需需风量最最大值为为：5）按风风速进行行验算（1）按按煤矿矿安全规规程规规定煤巷巷掘进工工作面的的风量满满足：式中S为为煤巷掘掘进巷道道断面积积，144.3mm2；由风速验验算可知知，Q=3600 m33/miin符合合风速要要求。为为保证风风量的充充足供应应，根据据配风经经验取2200 m3/minn，经风风速验算算符合要要求。（2）按按照煤煤矿安全全规程规规定岩巷巷掘进工工作面的的风量满满足：式中S为为岩巷掘掘进巷道道断面积积，155.6 m2；按照以上上方法11、3、44（式中中S取代代为155.6mm2）可可以计算算出岩巷巷掘进最最大需风风量为3393mm3/mmin，满满足要求求。对于于岩巷掘掘进根据据配风经经验取2200 m3/minn，经风风速验算算符合要要求。4.4 掘进通通风设备备选型1）风筒筒的选择择掘进通风风使用