矿井通风设计.

矿井通风课程设计-1-第一章矿井概况某矿地处平原、地面标高+150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3.3km。井田上界以标高－165m为界，下界以标高－1020m为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08亿吨。根据开采条件，煤炭供求状况及“规程”规定，确定此矿为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年。井田内有两个开采煤层，为K1、K2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层倾角15°，各煤层厚度，间距及顶底板岩性参见综合柱状图。矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/t，煤层有自然发火的危险，发火期为16～18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。根据开拓开采设计确定。采用立井多水平上下山开拓，第一水平标高—380m，倾斜长为2825m，服务年限为27年，因走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面，综采工作面装备的部分机电设备如表1－2所示，采区巷道采用集中联合布置。表1-1综合柱状图柱状厚度（米）岩性描述240.00表土，无流砂8.60砂质页岩8.40泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定0.20沙质泥岩，松软2.40k2煤层，块状r＝1.254.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩4.80泥岩细砂岩互层4.60薄层泥质细砂岩，稳定0.20泥岩，松软2.80k2煤层煤质中硬r＝1.288.20灰白色砂岩坚硬抗压强度600～900公斤/cm224.86灰色中、细砂岩层互层矿井通风课程设计-2-采区轨道上山均布置在K2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。井为箕斗井提煤用，井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表1－1大巷掘进3000元/米，立井掘进8000米/元，中央式风井附属设施40万元/井，中央式主要通风机20万元/套，对角式风井附属设施20万元/井，对角式主要通风机15万元/套。表1－2编号井巷名称支护形式断面（m2）周长（m）1副井井筒混凝土35.821.902井底车场及主石门锚喷14.210.43井底运输大巷锚喷12.813.64采区下部车场锚喷12.813.65轨道上山锚喷10.112.06运输机上山锚喷9.611.87综采区段进风平巷U型支架9.612.98综采区段回风平巷U型支架9.612.99液压支架工作面7.8011.9510高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架9.612.911高档普采面区段回风平巷钢轨支架9.612.912高档普采面液压支柱9.411.013高档普采备用进风平巷钢轨支架9.612.014区段平石门锚喷10.2812.415采区回风石门锚喷10.0812.416风井混凝土12.813.617总回风平巷锚喷9.6211.7018风峒混凝土井内的气象参数按表1－4所列的平均值选取，除综采工作面采用4-6制工作制外，其他均采用3-8制工作。井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。矿井通风课程设计-3-表1－3综采工作面部分机电设备一览表序号地点机械设备名称容量（千瓦）1工作面MLS3－170双滚筒采煤机1702工作面SGW－250型溜子125×23下顺槽S2Q－75型转载机754下顺槽SD－160运输机1505工作面KBY－62矿用支架防爆重光灯0.062×10表1－4空气平均密度一览表季节地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.241.20夏1.201.24第二章矿井通风系统第一节矿井通风方式根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井前25年左右的矿井通风系统方案为：中央边界式、两翼对角式和分区对角式。表2－1为三者的优缺点及适用条件。经过上表的粗略的技术比较，考虑到本矿井为两个采区，故两翼对角式和分区对角式差别不大的原因，因此将分区对角式排除在外。在剩下的方案一：中央边界式；方案二：分区对角式中做经济比较。见表2－1表2－1井巷通风费用比较方案项目方案I方案II工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷25003000750---------------回风井3158000252315×28000504合计1002504相对百分数199%100%从表2－2中可以看出中央边界式风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大不适合现在的高产高效矿井。根据表2－1的经济比较，方案二投资成本较低，再加上本矿井煤层有自然发火危险，发火期限比较长，煤尘有爆炸性等因素，为了使每个采区互不影响，矿井通风课程设计-4-所以综上述考虑采用两翼对角式更为合理。表2－2通风方式图示适用条件及优缺点中央边界式通风阻力较小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大适用于煤层倾角较小、埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。内部漏风少中。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井分区式每个采区有独立通风线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快占用设备多，管理分散，矿井反风困难煤层埋藏浅，或因地表高低起伏大，无法开掘总回风巷第二节采区通风方式确定采区的通风方式并作技术比较矿井通风课程设计-5-采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此采区通风系统就满足以下要求：⑴一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。⑵采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。⑶采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。本矿井各采区都设置两条上山即运输机上山及轨道上山。为此采区通风方式有两种方案。方案一、轨道上山进风，运输机上山回风方案二、运输机上山进风，轨道上山回风轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，轨道上山的绞车房易于通风；变电所设在两上山之间，其回风口设置调节风窗，利用两上山间的风压差通风。输送机上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机上山设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门。为此，根据本矿井采区条件，综合考虑采用轨道上山进风，运输机上山回风比较合理，通风管理相对较容易。第三节采煤工作面通风方式确定采煤工作面的通风方式并作技术比较工作面的回采顺序有前进式和后退式，前进式与后退式相比，回采时不用提前掘出回采巷道，可以边采边掘，但是回采巷道的上、下顺槽的维护费用多。并且新鲜风流首先通过采空区，漏风严重，且风流会带着采空区涌出的瓦斯进入工作面，容易使瓦斯超限。煤层本身具有自然发火危险，前进式通风使自然发火更加容易，增加通风管理难度，故考虑采用后退式回采顺序。由于本矿井的准备巷道是二条上山，故只能采用U型通风，再加上本矿井的煤层倾角15°，属于中等，并且本矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/t，属于中等偏上，由于瓦斯比空气轻，为了减少在上隅角产生瓦斯积聚，因此采用上行通风方式。按照《设计规范》的有关要求，采用上行通风。这样瓦斯自然流动的方向与上行风流方向相同，在正常风速情况下。瓦斯不容易局部积聚和分层流动。工作面发生火灾时所产生的活风压与工作面的通风压力作用方向一致，瓦斯浓度不会增加，因此着火地点发生瓦斯爆炸的可能性小。其缺点是上行风流将煤炭运输过程中所逸散的瓦斯和煤尘带入工作面，增大了瓦斯和煤尘的浓度，也易引起煤尘飞扬矿井通风课程设计-6-第四节主要通风机工作方法确定主要通风机的工作方法并做技术比较主要通风机的工作方式有抽出式、压入式和压抽混合式通风方式分为抽出式、压入式和混合式。详细比较见表2—3。采区通风必须满足《煤矿安全规程》的规定。每一个生产水平和每一个采区，都必须布置回风道，实行分区通风。回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。对于煤层倾角大的回采工作面应采用上行通风。采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。表2—3通风方式图示适用条件及优缺点抽出式是当前常用的通风方式，适应性强，有利于瓦斯管理，适用于矿井走向长，开采面积大的矿井。井下风流处于负压状态，漏风量小，管理简单。当有塌陷区或于别的采区沟通时，会把有害气体带到井下，使矿井有效风量减少压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连同或维护困难的条件下。与抽出的优缺点相反，进风路线漏风大。管理困难，风阻大，风量调节困难。井下风流处于正压状态，通风机停止运转时，采空区瓦斯会涌向工作面。混合式可产生较大的通风阻力，适应大阻力矿井，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用。但是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井。因为只考虑服务年限的头25年故混合式不于考虑。抽出式：主要通风机安设在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井矿井通风课程设计-7-通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。压入式：主要通风机安设在入风井口，在压入式通风机的作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外停止漏出。当主要通风机运转时，井下风流的压力降低。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理难度加大，且漏风严重。所以，通过比较，选择抽出式通风，通风管理较容易，安全可靠性好。第五节矿井风量计算计算各用风地点的供风量和矿井总用风量1．采煤工作面需风量的计算采煤工作面的风量应按下列因素分别计算，取其最大值1）按瓦斯涌出量计算Qwi＝100×Qgwi×kgwi公式2—1式中Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/min。Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min。kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取kgwi＝1.2～1.6；设计中取1.2。炮采工作面取kgwi＝1.4～2.0；水采工作面取kgwi＝2.0～3.0。Qgwi＝日产量×6.6/（24×60）综采：K1煤层：Qwi＝100×Qgwi×kgwi＝891m3/minK2煤层：Qwi＝100×Qgwi×kgwi＝1044m3/min高档普采：K1煤层：Qwi＝100×Qgwi×kgwi＝594m3/minK2煤层：Qwi＝100×Qgwi×kgwi＝100×5.9×1.2＝708m3/min矿井通风课程设计-8-备用高档普采工作面需风量按正常生产的工作面需风量的50%计算，594×50%＝297m3/min。2）按工作面进风温度计算：Qwi＝60×Vwi×Swi×Kwi公式2—2由于本矿井地处平原，故采煤工作面进风流气温为20℃