鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策.doc

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1、中国地质大学（武汉）远程与继续教育学院毕业设计（论文）远程与继续教育学院本科毕业论文（设计）题目：鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策学习中心： 内蒙古学习中心 学 号： 090F15153001 姓 名： 刘涛 专 业： 公共安全管理 指导教师： 兰谨 2017 年 9 月 20 日 中国地质大学（武汉）远程与继续教育学院本科毕业论文（设计）指导教师指导意见表学生姓名： 刘涛 学号： 090F15153001 专业： 公共安全管理 毕业设计（论文）题目： 鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策 指导教师意见：（请对论文的学术水平做出简要评述。包括选题意义；文献资料的掌握；所用资料、实验结果和计算数

2、据的可靠性；写作规范和逻辑性；文献引用的规范性等。还须明确指出论文中存在的问题和不足之处。）论文思路清晰，语句通顺、板式设计较规范。文章针对牛连沟煤矿水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，并提出具体的灾害预防措施及安全保障措施。思路清晰，层次清晰，逻辑结构合理，观点表达准确。在论证过程中能有效的将专业原理与要论述的主题结合起来，参考了丰富的文献资料。但是文中矿井通风部分论述过多，建议删减；另外结论部分不够精炼，与主题联系不密切。总体上达到毕业论文要求。指导教师结论： 合格 （合格、不合格）指导教师姓名兰谨所在单位扎赉诺尔煤业公司培训中心指导时间2017.10.6中国地质大学（武汉

3、）远程与继续教育学院 本科毕业设计（论文）评阅教师评阅意见表 学生姓名： 刘涛 学号： 090F15153001 专业： 公共安全管理 毕业设计（论文）题目： 鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策 评阅意见：（请对论文的学术水平做出简要评述。包括选题意义；文献资料的掌握；所用资料、实验结果和计算数据的可靠性；写作规范和逻辑性；文献引用的规范性等。还须明确指出论文中存在的问题和不足之处。）填写要求：1.请评阅教师按以上要求填写意见，2.上传论文时不得将以上括号内的内容删除。3.当学生论文评阅成绩不及格重写时，评阅教师要重新填写意见及新的评阅日期。 （评阅教师填写指导意见时请将填写要求删除）修改意见

4、：（针对上面提出的问题和不足之处提出具体修改意见。评阅成绩合格，并可不用修改直接参加答辩的不必填此意见。）毕业设计（论文）评阅成绩 （百分制）： 评阅结论： （同意答辩、不同意答辩、修改后答辩）评阅人姓名所在单位评阅时间论文原创性声明本人郑重声明：本人所呈交的本科毕业论文鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策，是本人在导师的指导下独立进行研究工作所取得的成果。论文中引用他人的文献、资料均已明确注出，论文中的结论和结果为本人独立完成，不包含他人成果及使用过的材料。对论文的完成提供过帮助的有关人员已在文中说明并致以谢意。本人所呈交的本科毕业论文没有违反学术道德和学术规范，没有侵权行为，并愿意承担由此而

5、产生的法律责任和法律后果。 论文作者（签字）： 刘涛 日期：2017年9月20日摘 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，对煤矿的安全论文十分重要。本文根据牛连沟煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对牛连沟煤矿进行了安全论述。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，论文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。通过对牛连沟煤矿水文地质资料的分析，论述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

6、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: 1、矿井通风 2、粉尘防治 3、瓦斯防灭火 4、安全监测 目 录一、矿井概况及安全条件1（一）井田概况1（二）安全条件2（三）矿井生产情况4二、矿井通风10（一）矿山通风方式与通风系统的选择10（二）采掘工作面和硐室通风11（三）矿井风量、风压及等积孔计算12（四）循环作业方式12（五）矿井总风量的计算13（六）矿井风量的分配15（七）矿井通风阻力计算15（八）矿井通风困难时期的通风阻力计算17（九）矿井等积孔计算20（十）矿井通风难易程度评价20（

7、十一）矿井通风设备的选择20（十二）电动机的选择22三、粉尘灾害防治23（一）粉尘23（二）防尘措施24（三）隔爆措施28（四）矿井地面生产系统防尘29四、瓦斯灾害防治30（一）瓦 斯30（二）防爆措施30（三）隔爆措施31五、矿井防灭火33（一）概 况33（二）井下外因火灾防治33（三）矿井瓦斯抽放系统35六、矿井防治水40（一）矿井水文安全条件分析40（二）矿井防治水措施41（三）井下防治水安全设施42七、井下其它灾害防治44（一）顶板灾害防治及装备44（二）爆炸材料库45（三）电气事故防治措施及设备46八、矿井安全监测监控48（一）概述48（二）安全监测、监控和传输设备选择48（三）监测

8、设备各类传感器布置49（四）矿井各类传感器装备50（五）矿井安全监测监控系统运行可靠性分析51结论52致谢53参考文献54 一、矿井概况及安全条件（一）井田概况1、地理位置鄂尔多斯市蒙泰煤业有限责任公司牛连沟煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔煤田牛连沟地方煤矿详终区中部，矿井所在地行政隶属鄂尔多斯市准格尔旗薛家湾镇管辖。该地处于内蒙古经济最发达，最具发展潜力的呼和浩特、包头、鄂尔多斯市经济“金三角”区域，北距内蒙古自治区首府呼和浩特市120km，西距鄂尔多斯市125km，东距山西大同市265km，其所在地准格尔地区铁路，公路纵横交错，交通运输十分方便，煤炭、电力、石灰石等资源十分丰富。图1-

9、1 牛连沟煤矿交通位置图2、主要自然灾害本区地震裂度为6度。3、矿区开采现状二水平中央水泵硐室现有3台PJ-1507型水泵，每台排水量为300m3/h，二水平正常涌水量为165 m3/h。二水平最大涌水量为205 m3/h。一水平中央水泵硐室现有4台200D438型水泵，每台排水量为288 m3/h，其正常涌水量（包括二水平涌水）为265 m3/h，最大涌水量325 m3/h。矿生产供电来自地面变电所，其电源分别来自梨恒线，梨平线两趟60KV高压输入。变电所内设一台S9-16000/66主变压器，一台SLF1-20000/60主变压器。一二水平供电来自地面变电所，电压为60KV，由两趟LJ-2

10、4架空线线路输送至山下变电所，再由两趟MYJV3X150高压电缆经皮带道至井下中央变电所，然后由井下中央变电所送出两趟高压电缆输送至采区变电所配电。（二）安全条件1、地质特征（1）地质及地层牛连沟矿区位于鄂尔多斯煤高原西南端，窑沟-牛连沟断裂构造单元的一部分。近于南北向东倾的单斜地层，为不对称的向背斜复杂化，地层被两条近于南北向的断层切割成二大构造块段。在这些块段里，相对下降的块段构造简单，地层倾角小（15-25）；相对上升的块段构造复杂，地层倾角大（20-40）。一组北45-55西贯穿全区的主断裂体系又将全矿区进一步分割成几大构造单元。各构造单元其构造形态各异，地层产状各异，构造复杂程度各异

11、。（2）成煤时期及煤层赋存情况牛连沟矿区煤系地层为早白垩系鄂尔多斯群杨塔含煤组和东孔沟含煤组，杨塔含煤组位于煤系地层的下部，可采和局部可采煤层共有35#层、33#层、32#层煤层，煤质主要为瘦煤，中部层组的25#层、23#层、22#层煤层的煤质，牌号主要为焦煤，上部层组15#层、14#层煤层的煤牌号主要为主焦煤。东孔沟组位于煤系地层的上部，可采区层有6#层、5#层、3#层、1#层。东孔沟组煤层的煤牌号均为1/3焦煤，以上各煤层的厚度均在0.8-2.0m之间，为薄煤层或中厚煤层。2、煤层及煤质（1）煤层含煤性：牛连沟矿区开采东孔沟组和杨塔组的煤层。东孔沟组含煤6-8层，1层全区可采，3层局部可采

12、，主要可采煤层发育较稳定，煤层本身的煤岩特征明显，煤层结构稳定，岩煤层物性特征明显，煤层间距较为稳定。横向上变化规律性强，全区内煤层对比清楚。煤层发育属于较稳定型。可采煤层总厚度为14.4m，含煤系数1.11%。东孔沟含煤组：1#煤层：为牛连沟矿区内最上部的可采煤层，单一结构，煤厚0.68-0.92m，顶板为含豆状包裹体的凝灰岩或凝灰砂岩，底板为粉砂岩。 3#煤层：距1煤层48-50m，一般分上、下两层，上、下分层均在0.59-0.89m之间，平均0.78m，上、下分层间距不稳定，大体在2-4m之间，顶板为灰白色细砂岩，底板为0.3m的黄灰色凝灰岩。3煤层在凤山背斜轴以南可采。2、煤质物理性质

13、：肉眼观察多呈光亮和半光亮形，煤层油质光泽和玻璃光泽，块状构造，断口参差不齐，内生裂隙发育，煤层多以凝胶化基质为主，镜煤、亮煤占煤岩总比例的75-90%，丝质组和稳定组占5-20%，岩矿杂质占总量的5%左右，硫磷含量特低。化学性质、工艺性能、可选性及煤类：牛连沟矿区各煤层组均为中等变质程度的烟煤。各煤层组、各含煤段的变质程度不一，煤层的有机质含量较多，有害杂质少，精煤灰分低，可选性强。是可贵的炼焦用煤。（三）矿井生产情况1、工程性质矿井技术改造初步设计。2、井田开拓与开采（1）井田境界上至+350m标高，下至-600m标高，东至F25断层，西至F16断层。井田走向长10.01km，倾斜长3.2

14、 km，井田面积35.2km2。（2）储量牛连沟煤矿有地质储量12397.1万t，可采储量7438.2万t。储量构成情况见储量汇总表、煤柱损失量表、矿井工业资源储量、设计资源储量、设计可采储量表。表1-1 牛连沟煤矿分水平各类煤柱损失量汇总表 万t煤柱分类+100标高以上+100-600m标高合计断层保煤柱219.669.8289.4工业广场保护煤柱42.987.6130.5主要井巷保护煤柱273.9674.7948.6合计536.4832.11368.5表1-2 工业资源储量、设计储量、设计可采储量汇总表 单位：万t储量类型+100标高以上+100-600m标高合计工业资源储量3417.88

15、979.312397.1设计资源储量3209.18961.51187.1设计可采储量1848.65589.67438.2（3）矿井设计生产能力及服务年限矿井工作制度设计年工作日330天，每天三班作业。日净提升时间为16h。 生产能力核定生产能力90万t/a。服务年限T = ( 1-1) = 7438.2901.3= 70a 其中： T：服务年限 Z：可采储量 A：生产能力 K：储量备用系数3、提升、通风、排水和压缩空气设备（1）提升设备牛连沟煤矿的煤炭主要提升采用带式输送机运输。采用GDS-1000型钢丝绳皮带提升机，提升能力230万t/a。矸石主要由斜副井，一段提升机型号为XKT-2.5/2

16、0的矿用提升机，提升能力为125万t/a；二段提升机型号为2JK-3/20的矿用提升机，提升能力为119万t/a。（2）通风设备回风井现2台GAF31.5-20-1GZ型通风机，排风能力为8700-15000m3/min。（3）排水设备一水平主水泵型号为200D438，现有四台，两台使用，两台备用。（4）压缩空气设备该矿生产现主要在二水平，在地面设一个压风机房，内设有2台4L-20/8型压风机，经核定满足要求。4、井上下主要运输设备（1）地面运输公路交通：矿区内有公路与哈绥公路鸡图线国道相通，距鄂尔多斯市27km。铁路交通：煤矿铁路专用线与国铁梨树镇火车站相连。本矿目前运输主要以铁路为主，现已

17、形成较为完善的铁路运输线，对矿区的开发、建设提供了较为便利外运条件。（2）井下运输本矿井设计井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式，辅助运输采用10t架线式电机车牵引1t或3t固定式矿车运输。（3）地面生产系统主井生产系统煤炭由牛连沟矿皮带井一段、二段皮带运输机运至地面手选厂车间至洗煤筛分车间复式振动筛之中，原煤经过洗煤车间分精煤和中煤两种分别进入各自煤仓。手选矸石经汽运到矸石山。皮带井一段、二段皮带运输机并担任运送人员升入井。副井系统副井及下料斜井承担提升矸石、升降人员、运送设备和材料的功能,地面材料、设备在地面车场装入花栏车或平板车，由提升机运入井下。地面排矸系统井下矸石由副井运到地面车场子，

18、由一台ZK10-6/550电机车牵引300M至矸石山车场子，由JD-11.4绞车拉入翻车机，翻入排矸箕斗后由矸石山前JK1600/1224型绞车牵引到矸石山顶部排掉。5、工业场地布置特征、防洪排涝、地面建筑及煤柱（1）工业场地为确保场内外来物资运输，消防安全通道要求，主干道路面宽12m，次干道路面宽为6m，路面结构为水泥路面。（2）场内排水该区地形由丘陵和构成，该矿井工业场地位置处在一山岗的北侧坡上，场地内东南高西北低，地形坡度变化不大，地形也便于场地内排水。场地内自然高差为6m。6、供电及通讯（1）供电电源矿变电所60kv电源分别引自“梨恒线”和“梨平线”，所内一台主变：S91600066主

19、变压，一台SLF1-20000/60主变压器。（2）电力负荷一水平用电负荷为3780 KW，其有功功率为2270 KW。二水平用电负荷为6200 KW，其有功功率为3720 KW。7、给水、排水和采暖通风及供热（1）水源工业场地生活用水水源供水水源井：在牛连沟矿凤山沟上游现有6口机井，用水泵将水抽至地面蓄水水池中。联合办公楼和27公里水塔的用水均由该蓄水池供应。储水池：300 m3，LBH1056 m半地下钢筋混凝土矩形水池1座，地下部分为3.5 m。供水泵房：LBH1053 m矩形泵房1座150m2。 分别设：生产消防洒水泵：XBD430-125G/Z、Q72-12b3/h。 H0.42-0

20、.37MPa N22kw 380V 2台。生活给水泵：80D-129，Q20 m3/h H102 m 17kw 2台加药设备：JY-0.61.44-B-1 2台次氯化钠发生器：JYM-1 2台工业场地设有生活供水管网、生产及消防供水管网。生活供水为PPV管，干管为80，生产及消防供水管网采用镀锌无缝钢管，干管管网为D100，生产和消防供水管网上靠近建筑物时有室外地下消火栓，其型号为SS100-1.0。生产、消防用水水源地面生产用水由本地区自来水供水网供给；井下消防洒水同时采用地面和井下两种水源。（2）用水量矿井生产及生活用水量451.4m3/d, 最高时用水量为300.6m3/h，井下除尘洒水

21、日用水量为680m3/d，时用水量为53.5m3/h。（3）排水系统 排水量工业场地排水主要是生活污水、浴池排水、锅炉排污水、井下排水和其它排水，予计总排水量为6336 m/d；排水系统平房居民区的生活污水及雨水，未经处理由地面沟渠排入凤山河和东孔沟河。楼房居民区的生活污水、浴池排水、锅炉排水经排水管路排入沉淀池中，经沉淀过滤后由排水管路排入凤山河。井下排水除部分流入地面静压水池管路排入凤山河。洗煤厂洗煤废水经洗煤厂内部净化处理后继续循环使用。排水构筑物排水管采用Dg250陶瓷管；Dg350钢筋砼管。水泥沙浆接口，埋地铺设。埋深为2.0m。采用重力排水，沿地形坡度铺设。埋深不小于2.0m。（4

22、）采暖通风及供热采暖根据气象资料、工艺要求及有关规定，本设计在经常有人工作、休息和生产工艺有要求的建筑物内，设置集中采暖系统。整个工业场地的采暖热媒均采用95/70低温水，热媒来自工业场地锅炉房，行政福利建筑物内散热器采用铸铁四柱型散热器，其余生产系统建筑和工业厂房内散热器采用钢制高频焊螺旋翅片管散热器。热水供应浴室、洗衣房的浴用和洗衣用由专用锅炉房的供给。井筒防冻井筒防冻仅做主皮带中，二采区绞车道。矿井主皮带井及斜副井由锅炉房内的两台4t锅炉供暖。经校核均满足需要。8、技术经济（1）移交生产时井巷工程量表井巷工程量表（1-3）序号工程名称单位数量煤岩别月进度工期（月）1返送绞车道m60半60

23、12返送风道m150全岩5033二段绞车道风眼m20全岩600.54采区风道下延m150半10035采区绞车道下延m80半10016工作面m90煤1201（2）劳动定员及劳动生产率本设计根据矿井原煤年产量120万t，年工作天数330天，确定原煤全员效率为2.95吨/工。经计算，原煤生产出勤人员3596人，其中，管理人员206人，井下工人2182人，地面工人1027人。二、矿井通风（一）矿山通风方式与通风系统的选择1、矿山通风方式的确定矿井的通风方式有抽出式、压入式和混合式三种。确定矿井通风方式的主要有以下几点考虑。（1）开采过程中产生漏风大小的条件和因素（2）安装主扇的地形条件。（3）矿井总通

24、风阻力的大小（4）漏风方向对风质的影响。（5）需设置通风构筑物的多少，极其可靠程度和维护管理的难易。（6）内因发火矿井、海拔高矿井、含铀金属矿井和高温、热水、高硫矿井等对通风方式的要求。基于以上几点的考虑我采用抽出式通风方式。该种通风方式的优缺点如下：优点：利用副井进风，进风段速度小，人行、运输、劳动条件较好；不需专用进风井和井口密闭；排烟速度快，且风流主要在回风段进行调节，不防碍人行运输，便于维护管理。缺点是当工作面经崩落空区与地表沟通时较难控制漏风；利用提升井进风时需要防冻；污风通过主扇时，腐蚀性较大。2、矿山通风系统的确定矿井通风系统的选择原则（1）矿井通风网路结构合理，严格遵循安全可靠

25、，通风基建费用和经营费用之总和最低以及便于管理的原则；（2）内外部漏风少；（3）通风构筑物和风流调节设施及辅扇要少；（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量小；（5）通风动力消耗少，通风费用低3、矿井通风系统的几项具体规定（1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口；（2）进风井与工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5mg/ m3；（3）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒有害气体污染，井口排风不得造成公害；（4）矿井有效风量率应在60%以上。4、矿井通风系统简述本矿井的通风采用自然和局扇通风。第一阶段新鲜风流从主斜井流入，通过石门，从石门到达阶段运输巷内，再流

26、入采场，在通过该阶段运输巷经回风井流入地表。在开采以下的矿体的时，其通风和第一阶段差不多，只不过在流经采场时经过凿岩天井流入上一阶段运输巷道，再经过回风井流向地表。总之，进行通风系统选择时，在满足技术可行、保证安全可靠的前提下力求经济合理。另外，随着矿井生产的发展，若矿体赋存条件和开拓方法、采矿方法等发生变化时，应对通风系统进行调整。（二）采掘工作面和硐室通风矿山生产核心部分的采掘工作面随生产的发展处于不断的动态变化之中。这一显著特点是矿山生产与一般工厂生产的主要区别之一，通过具体安排，确定矿体、阶段和矿块开采的先后顺序，逐年的矿石产量和质量，以及矿山投产和达到设计产量的日期。根据设计中确定的

27、矿山排水疏干、开拓、生产探矿、采准、切割、回采等工序的时空超前关系，进一步验证基建与生产的衔接和基建进度计划中所确定的工程量，确保矿山持续、均衡的生产。它也给矿山的规划、设计、施工和生产所应用的技术手段和管理方法提出了更高的要求。采掘工作面大量回采是以切割立槽、拉底空间为自由面，通过分段凿岩巷道中的上向炮孔来实现的。采用扇形炮孔落矿，使用平柱式凿岩机凿岩，孔径6075mm，最小抵抗线为1.5m，孔底距为1.52.0m，每次爆破一排或几排炮孔。当补偿空间足够大时，应尽量采用多排孔微差爆破，以提高爆破质量。爆下的矿石一般不在空场中贮存，及时经过底部漏斗结构放出。顶柱回采滞后矿房回采一段距离，当顶柱

28、最大悬距达120160m即有三个矿块时，爆破由上分段电耙道向顶柱进行回采。顶柱崩距取6080m，不宜过小，以免崩下的矿石过多的落在前次崩顶落下的废石下面，造成损失。分段矿房法采场通风比较简单，该矿采用把落矿炮孔全部凿完后再分次爆破落矿，因此工作面矿房由上风向方向的通风行人天井进风，清洗工作面后由下风向方向的通风人行天井回风，采用双侧推进的通风方式。各矿井硐室通风量则按照有关规定的风量给及，个别需要独立通风的硐室则可以采用独立通风的方式。（三）矿井风量、风压及等积孔计算1、矿井服务年限的计算本矿的设计年产量为90万吨/年。根据矿体的产状和采矿方法，确定回采率取为 K=85%T=QK/A（1-R）

29、 式中：T矿井服务年限，年； K矿石总回采率，%； R费石总混入率，810%； Q矿床工业储量，7438万吨。所以：T=743885%/90（1-9%）=70a（四）循环作业方式1、矿井工作制度：年工作天数为330天，月工作26天，每天三班，每班工作八小时，连续作业，工人实行轮休制，管理人员除直接生产管理人员外实行双休日休息制度。2、劳动组织及劳动定员：凿岩工9人，放炮工3人，装药工3人，信号工2人，装运机司机3人，准备工3人。3、回采工作面循环。（五）矿井总风量的计算1、矿井通风的几点规定（1）井下采掘工作面进风流中的空气成分（按体积计算），氧气不得低于20%，二氧化碳不得高于0.5%。（2

30、）井下所有作业地点的空气含尘量不得超过每立方米2mg入风井巷和采掘工作面的风源含尘量不得超过每立方米0.5mg。（3）井下作业地点（不采用柴油设备的矿井）有毒有害气体浓度，不得超过规定的标准。（4）使用柴油设备的矿井，井下作业地点有毒有害气体的浓度应符合以下规定：一氧化碳小于50ppm，二氧化碳小于5ppm，甲醛小于5ppm，丙烯醛小于0.12ppm。（5）井下破碎硐室，主溜井等处的污风要引入回风巷，否则必须经过净化达到一定的要求是，方准今年如其他作业地点。（6）采场、二次破碎巷道和电耙巷道，应利用贯穿风流通风。（7）井所需风量，按要求计算，并取最大值。其中按井下同时工作的最多人数计算，每人每

31、分钟供给风量不得少于4；按排尘风速计算风量，硐室型采场最低风速不应小于每秒0.15米；巷道型采场和掘进巷道不应小于0.25米；电耙道和二次破碎巷道不应小于每秒0.5米；箕斗硐室、破碎硐室等作业地点，可根据具体条件，在保证作业地点符合国家规定的卫生标准的前提下，分别采取计算风量的排尘风速值。2、矿井通风总风量的计算（1）工作面的需风量 同时工作的最多人数计算：供风量应不少于每人4 m3/min，即： Q=4n，m3/min式中：n工作面同时工作的最多人数根据上述循环作业人数可知：一个工作面同时工作的人员数为：9+3+3+2+3+3=23人，所以，需风量为：423=1.6 m3/s按排尘风速计算：

32、Q=sv12.250.3=3.7m3/s。 式中：s工人和产尘设备所在位置过风断面，3.5=12.25m2；v作业面排尘风速（v依据采矿设计手册第1586页的取值范围v=0.250.5 m/s 取0.31）。按排除炮烟计算回采工作面的风量： 式中：L采场长度44m；S采场过风断面积12.25m2；t爆破后排烟通风时间（t依据采矿设计手册第1587页取值范围12002400s 取1800s1）；N风流交换倍数（N依据采矿设计手册第1587页取值范围N=1012取121）。则：Q=（124412.25）/1800=3.6。根据以上结果，取三者最大值3.7 m3/s计算风量。每个矿块中有两个凿岩进路

33、，回采矿块有两个，回采总需风量为：回采3.72214.8。（2）备采工作面风量备采工作面风量为回采工作面风量的一半（依据采矿设计手册第1590页）。每个矿块有一个备采工作面，回采矿块有两个，所以共有两个备采工作面。备采总需风量为：备采（3.7/2）23.7。（3）掘进工作面风量由于有两个矿块同时在进行准备工作，每个矿块有三个掘进队在进行掘进工作，每个矿块有一个掘进工作面，所以，共有六个掘进工作面。每个掘进工作面风量取3（依据采矿设计手册第1590页表2-16-16取值31）。掘进3618.0。（4）硐室风量 依据矿井通风与空气调节第204页取值范围12取值1.0变电硐室风量：3（依据采矿设计手

34、册第1590页）；井下水泵硐室风量：2（依据采矿设计手册第1590页）；电机车库风量（依据矿井通风与空气调节第125页取值范围11.5取值1.0）；机修硐室（依据矿井通风与空气调节第204页取值范围11.5取值1.5）；炸药硐室（依据矿井通风与空气调节第204页取值范围12取值1.0）。硐室总风量为：硐室3+2+1.0+1.5+1.08.5。（5）矿井总风量为（回采备采掘进硐室） 1.251.20（14.8+3.7+18.0+8.5）=67.5。式中：分别为：外部漏风系数与内部漏风系数（依据采矿设计手册第1584表2-16-12与表2-16-13分别取值1.25、1.20）。所以，本矿井总风量

35、应取68（六）矿井风量的分配矿井总风量为68/s，可大致将总风量分配如下：矿井总风量为68/s，斜井的风量为68/s，石门的风量为68/s，运输巷道的风量为68/s，凿岩天井的风量为16/s，凿岩天井出风巷道的风量为24/s，采场的风量为13/s，采场下阶段运输巷道的风量为11/s，回风井的风量为68/s。（七）矿井通风阻力计算 矿井通风容易时期的通风阻力计算 式中：巷道通风摩擦阻力，pa；S巷道的通风断面，；P巷道通风断面的周边长度，m；a巷道的通风摩擦阻力系数，；巷道的通过风量，；L巷道长度。其中，a（巷道的通风摩擦阻力系数）（依据采矿设计手册第1596页表2-16-19和表2-16-20

36、取得），L的长度由图中量出所得。各巷道在计算通风阻力时所用的各个参数：断面积、周边长度、通风阻力系数、巷道长度的数值在表2-1及表2-2中已列出，见表。（1）斜井通风阻力的计算=0.0129.88147.65688.5=131.81 Pa（2）石门通风阻力的计算=0.0129.8860.7068=54.19 Pa（3）运输巷道通风阻力的计算=0.0149.88483.79688.5=499.78 Pa（4）凿岩天井通风阻力的计算=0.055847.40164=83.43 Pa（5）凿岩天井出风巷道通风阻力的计算=0.055847.40244=187.71 Pa（6）采场通风阻力的计算=0.05

37、014421312.25=2.71 Pa（7）采场下阶段运输巷道通风阻力的计算=0.0149.8842118.5=1.15 Pa（8）风井通风阻力的计算=0.0139.4210.71687.06=17.24 Pa所以，容易时期通风总摩擦力为： =131.81+54.19+499.78+83.43+187.71+2.71+1.15+17.24=978.02 Pa式中:总摩擦阻力，pa；各段巷道的摩擦阻力，pa。总阻力为：=978.02 +978.02 20%=1173.63 Pa式中： 通风总阻力；通风总摩擦力；总局部阻力（为总摩擦力的20%）；（八）矿井通风困难时期的通风阻力计算1、斜井通风阻

38、力的计算=0.0129.88510.14688.5=455.40 Pa2、石门通风阻力的计算=0.0129.8823.1268=20.64 Pa3、运输巷道通风阻力的计算=0.0149.88947.17688.5=986.45 Pa4、凿岩天井通风阻力的计算=0.055849.69164=87.46 Pa5、凿岩天井出风巷道通风阻力的计算=0.055849.69244=196.78 Pa6、采场通风阻力的计算=0.05014421312.25=2.71 Pa7、采场下阶段运输巷道通风阻力的计算=0.0149.8842118.5=1.15 Pa8、风井通风阻力的计算=0.0139.42160.7

39、1687.06=258.61 Pa所以，容易时期通风总摩擦力为： =455.40+20.64+986.45+87.46+196.78+2.71+1.15+258.61=2009.20Pa式中:总摩擦阻力，pa；各段巷道的摩擦阻力，pa。总阻力为：=2009.20+2009.2020%=2411.04Pa式中： 通风总阻力；通风总摩擦力；总局部阻力（为总摩擦力的20%）；表2-1 矿井通风容易时期风阻计算井巷名称支护方式摩擦阻力系数巷道长度 L(m)巷 道 净周长 P(m)净断面 S (m2)风 量Q(m3/s)摩擦阻力 h(Pa)斜井锚喷0.012147.659.888.568131.81石门

40、锚喷0.01260.709.888.56854.19运输巷道锚喷0.014483.799.888.568499.78凿岩天井出风巷道锚喷0.05547.408.04.024187.71凿岩天井锚喷0.05547.408.04.01683.43采场锚喷0.05042.014.012.25132.71采场下阶段运输巷道锚喷0.01442.09.888.5111.15风井锚喷0.01310.719.427.066817.24小 计978.02局部阻力20%195.61总 计1173.63表2-2 矿井通风困难时期风阻计算井巷名称支护方式摩擦阻力系数巷道长度 L(m)巷 道 净周长 P(m)净断面 S

41、 (m2)风 量Q(m3/s)摩擦阻力 h(Pa)斜井锚喷0.012510.149.888.568455.40石门锚喷0.012 23.129.888.56820.64运输巷道锚喷0.014947.179.888.568 986.45凿岩天井运输巷道锚喷0.05549.698.04.024196.78凿岩天井锚喷0.05549.698.04.01687.46 采场锚喷0.05042.014.012.25135.42采场下阶段运输巷道锚喷0.01442.09.888.5111.15风井锚喷0.013160.719.427.0668258.61 小 计2009.20局部阻力20%401.84总 计2411.04（九）矿井等积孔计算1、矿井通风困时期的等积孔计算=1.1968（1173.63）12=2.372.02、矿井通风容易时期的等积孔计算=1.1968（2411.04）12=1.652.0（十）矿井通风难易程度评价由等积孔计算结果可以看出，矿井通风容易时期通风线路较长、巷道断面较大、通风阻力较大，容易时期通风难易程度为容易。矿井通风困难时期通风线路长、巷道断面较大、通风阻力大，困难时期通风难易程度为困难。（十一）矿井通风设备的选择1、扇风机的选择扇风机风量的计算： QfQ式