第一章設計礦井概況 錯誤!未定義書簽。煤層賦存條件 錯誤!未定義書簽。地形地貌 錯誤!未定義書簽。礦床開采技術及水文地質條件 錯誤!未定義書簽。水文地質條件 錯誤!未定義書簽。礦井巷道布置 錯誤!未定義書簽。礦井開拓巷道布置 錯誤!未定義書簽。采區巷道布置 錯誤!未定義書簽。運輸方式 錯誤!未定義書簽。運輸系統 錯誤!未定義書簽。礦井開采技術條件 錯誤!未定義書簽。礦井設計能力 錯誤!未定義書簽。服務年限 錯誤!未定義書簽。開拓系統情況 錯誤!未定義書簽。礦井安全條件 錯誤!未定義書簽。第二章通風系統 錯誤!未定義書簽通風方式： 錯誤!未定義書簽。通風方法： 錯誤!未定義書簽。采面通風方式 錯誤!未定義書簽。回采工作面通風系統 錯誤!未定義書簽。回采工作面風流方向 錯誤!未定義書簽。通風構筑物 錯誤!未定義書簽。第三章礦井需風量計算與分配 錯誤!未定義書簽。需風量計算 錯誤!未定義書簽。風量分配 錯誤!未定義書簽。第四章礦井通風阻力與通風特性 錯誤!未定義書簽。容易及困難時期阻力路線確定 錯誤!未定義書簽礦井通風容易時期阻力路線為： 錯誤!未定義書簽礦井通風困難時期通風路線為： 錯誤!未定義書簽4.2礦井通風阻力與通風特性 錯誤!未定義書簽摩擦阻力計算 錯誤!未定義書簽局部阻力計算 錯誤!未定義書簽風機服務范圍確定 錯誤!未定義書簽第五章通風設備選型 錯誤!未定義書簽局部通風機選型 錯誤!未定義書簽初選風筒 錯誤!未定義書簽局部通風機風量 錯誤!未定義書簽局部通風機風阻 錯誤!未定義書簽主要通風機選型 錯誤!未定義書簽設計依據 錯誤!未定義書簽選型計算 錯誤!未定義書簽第六章礦井通風費用 錯誤!未定義書簽噸煤通風電費 錯誤!未定義書簽噸煤通風成本 錯誤!未定義書簽第七章礦井通風系統評價 錯誤!未定義書簽礦井通風經濟性評價 錯誤!未定義書簽礦井通風安全性評價 錯誤!未定義書簽通風阻力評價 錯誤!未定義書簽礦井通風系統的合理性、可靠性分析 錯誤!未定義書簽參考文獻 錯誤!未定義書簽第一章設計礦井概況恒姑煤礦地處貴州省黔南州荔波縣佳榮鎮，距荔波縣32km,至佳榮鎮10km,恒姑煤礦隸屬荔波縣煤炭工業局管轄。至廣西河池至立化運煤專用鐵路線平寨站20km，交通較為便利。礦區交通位置詳見圖。恒姑煤礦礦區范圍由5個拐點坐標圈定，開采深度：+800m至+300m標高，礦區面積，生產規模為9萬噸/年。其拐點坐標（北京坐標系）見表：表礦區范圍拐點坐標點號X坐標Y坐標0281732012817120228165353281469042814895礦區面積：，開米深度：+800m?+300m標咼。煤層賦存條件1.1.1地形地貌礦區地勢總體西高東低，海拔標高一般650?1066m，最高點位于礦區西北部一無名山頭，山頂海拔1066m，最低點位于礦區中部，海拔約650m，最大相對高差416m。礦區總體上屬低山地貌，區域地層碳酸鹽巖覆蓋范圍廣，峰叢、洼地、溶斗、溶洞等喀斯特地貌較發育，碎屑巖地層在反向坡地帶易形成陡崖、陡坡，含煤地層經多次風化剝蝕形成低凹或緩坡地形。1、氣候條件根據荔波縣氣象局觀測資料，礦區屬亞熱帶季風性濕潤氣候區，年均氣溫C，最高氣溫，最低氣溫。最熱為7月，月均氣溫；最冷為1月，月均氣溫。年均降雨量,最多年達；最少年僅；5-10月為豐水期，占年降雨量的％以上。2、水系及主要河流礦區內地表水系屬樟江上游支流，都柳江水系珠江流域。區內無較大的河流、水庫等地表水體，地表水主要受大氣降水及地形控制，雨季地表水則由碳酸鹽巖高地向溶蝕洼地排泄。礦區中部有一條山間雨源型小沖溝，流量變化幅度大，雨季暴漲，枯季流量較小，河水主要受大氣降水控制。3、地震根據《建筑抗震設計規范》（GB50011—2001）規定，本區地震基本烈度為6度。1.1.2礦床地質構造特征1、地層根據儲量核實報告，礦區出露地層為石炭系下統大塘組，現由老至新分述如下：大塘組（Cd）：按巖性段可分為三巖性段：黃金、寺門段和羅城段。1黃金段（Cd1）：為深灰、灰黑色泥巖夾少量泥灰巖及鈣質泥巖。地層厚約120—30m。寺門段（Cd2）：按巖性組合特征可分為五個巖性層。1寺門段第一層（Cd2—1）：為深灰一灰黑色鈣質泥巖和泥巖夾灰至深灰色中厚1層狀細粒砂巖、鈣質砂巖，于縱向上構成不等厚韻律旋回，夾煤層和煤線1?3層。地層厚約30?40m左右。寺門段第二層（Cd2-2）：下部為深灰色泥巖、砂質泥巖夾灰白砂巖、石英砂1巖，含煤層3?4層，1和II、III層煤層主要產于其底部和上部。中部為砂巖、石英砂巖和條帶狀砂巖夾泥巖，含煤線或薄煤3?9層。上部為泥巖夾石英砂巖和煤線及薄煤1?5層。地層厚約50?80m左右。寺門段第三層（Cd2-3）：由上下兩層灰、深灰色砂巖、石英砂巖及中部的砂1質泥巖組成，其中部常夾泥灰巖及灰巖。地層厚約22?40m。寺門段第四層（Cd2—4）：下部以灰黑色泥巖、鈣質泥巖為主，夾砂巖、泥灰1巖，瘤狀泥灰巖，底部為深灰色細粒至中粒砂巖。上部為砂巖、石英砂巖為主夾砂質泥巖、泥灰巖夾泥巖、灰巖等。厚約37?47m。寺門段第五層（Cd2—5）：下部以石英砂巖、砂巖、鈣質砂巖為主，夾泥質粉1砂巖及砂質泥巖，泥質粉砂巖，上部為灰巖、瘤狀灰巖平鈣質砂巖，泥質粉砂巖。地層厚約15?55m。羅城段（Cd3）按巖性組合特征可分三個巖性層1羅城段第一層（Cda—i）：為灰、淺灰色中厚層狀細晶灰巖夾數層瘤狀泥灰巖，1局部地段其底部時見鈣質砂巖或石英砂巖。厚約40?50m。羅城段第二層（Cd3—2）：為淺灰色薄層一中厚層細晶灰巖，夾少量泥灰巖，1紫紅色泥巖及鈣質粉砂巖等，其項部局部地段夾若干層白云巖或云質灰巖。厚約50?120m。2、 地質構造礦區位于茂蘭向斜東翼茂蘭煤田，巖層傾向310?330°傾角為20?25°左右。斷層附近產狀變陡，約為40°左右。礦區中部和中西部為北東向斷層F、F,斷層F斷面傾角平緩從而造成斷41 42 41層走向和傾向不定，沿走向上其形跡呈不規則曲線狀，為重力作用下形成的滑覆構造，發育于淺表，對深部煤層影響不大。F走向北東，傾向北西，傾角50°,42對煤層有一定的破壞作用，為一正斷層。綜上所述，礦區地質構造為簡單類型。3、 含煤巖系及煤層特征礦區內主要煤層產于寺門段第二層二分層（Cd2）下部，共夾煤層13?18層，1總厚?，含煤系數為?％，其中I、II、III煤層，1煤層局部可采，111煤層不可采。I、II、III煤層的煤層結構物征如下：I煤：煤層厚度地表延伸較穩定，地表厚度在?m之間，一般?，平均厚度。深部厚度比地表略薄，煤層結構簡單，偶見泥巖或砂巖夾矸。頂板一般為細—粉砂巖、底板為粉砂巖。II煤:煤層厚度穩定，全層可采，地表厚度?，一般?，平均厚。煤層結構簡單，為單一煤層，偶見泥巖或夾矸一層。頂板一般為細—粉砂巖、底板為粉砂巖。

另據本礦井實際井巷揭露I煤煤層賦存情況，礦井一采區范圍內I煤不可采，本次設計礦井一、二采區只開采II煤。可采及局部可采煤層特征見可采煤層特征表表可采及局部可采煤層特征表煤層編號煤層平均厚度(m)煤層角(°)煤層間距(m)煤層結構煤層容重(t/m3)煤層穩定性頂底板巖性頂板底板I2525單一較穩定砂巖、粉砂巖粉砂巖II25單一較穩定砂巖、粉砂巖粉砂巖3、煤類、煤質煤類：根據GB/T15224—2004,本礦原煤屬低中灰、特低揮發分、中高硫、高熱值無煙煤。煤質：恒姑煤礦所采II煤層呈黑色，條痕褐黑色；條帶狀、透鏡狀結構，層狀結構，主要為暗煤，見少量鏡煤條帶及絲炭。可采煤層煤質特征見表。表可采及局部可采煤層煤質特征表煤層編號煤樣類別工業分析灰分(Aad)%揮發分(Vdaf)%含硫(Sst,ad)%發熱量(Qnet,ar)I原煤7?10?KgII原煤7?10?Kg1.1.2礦床開采技術及水文地質條件1、煤層頂、底板條件本礦可采煤層I層，區內工程地質條件中等，煤層頂板為細砂巖，穩固性一般，易發生冒頂現象。煤層底板為粉砂巖，容易發生底鼓現象。因此，在今后生產過程中，應根據實際情況，編制相應的作業規程，并根據頂板礦壓顯現和采高調整支護密度，作好支護工作，以便更好的保證工作面的生產安全。2、礦井瓦斯、煤塵爆炸性、煤炭自燃傾向瓦斯等級鑒定根據貴州省能源局文件，關于黔南州煤炭局《關于上報2009年度煤礦瓦斯等級鑒定報告進行審查報告》的批復，荔波縣恒姑煤礦絕對瓦斯涌出量為m3/min,相對瓦斯涌出量為m3/1,荔波縣恒姑煤礦瓦斯等級鑒定為高瓦斯礦井。經計算礦井在+300m水平時II煤層瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面瓦斯涌出量為ma/1、絕對瓦斯涌出量為min；單個掘進工作面絕對瓦斯涌出量為ma/min；礦井相對瓦斯涌出量為ma/1,礦井絕對瓦斯涌出量為ma/min。煤與瓦斯突出根據2009年11月中國礦業大學開采與安全教育部重點實驗室提交的《荔波縣恒姑煤礦K2號煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》，鑒定的結論為：恒姑煤礦K2號煤在鑒定范圍（標高+576m以上的K2號煤層）內無突出危險。礦井其它區域沒有突出鑒定，仍按煤與瓦斯突出進行管理。礦井礦區范圍內可采煤層為一層即K2號煤層，本次變更設計礦井只開采K2號煤層，且礦井主要開拓巷道和準備巷道已形成，K2號煤層在鑒定范圍內無突出危險性，因此，根據開采布置，變更設計將礦井開采標高+577m以上的一采區暫按高瓦斯、無突出危險性管理，整個礦井按煤與瓦斯突出礦井進行設計和管理。煤塵爆炸性根據貴州省煤田地質局實驗室2004年8月對恒姑煤礦可采煤層II煤層煤塵爆炸性鑒定報告，鑒定結論為II煤層無煤塵爆炸性，鑒定結果見下表。

煤層爆炸性鑒定煤層采樣編號工業分析爆炸試驗爆炸性結論MadAadVdaf焦渣特征火焰長度（mm）II2004-M36220煤塵無爆炸性本設計可采煤層只有II煤層，對II煤層按無煤塵爆炸性設計和管理。煤層自燃傾向性根據根據貴州省煤田地質局實驗室2004年8月對恒姑煤礦可采煤層II煤層煤塵自燃傾向性鑒定報告，鑒定結果為：II煤層為III級（不易自燃煤層），鑒定結果見下表。本設計對II煤層按III級（不易自燃煤層）設計和管理。表煤層自燃性鑒定煤層來樣編號工業分析著火溫度自燃傾向分類水份灰份揮發份焦渣特征T氧化T原樣T還原MadAadVdaf22004-M3622390404406III級備注I級：容易自燃II級：自燃III級：不易自燃⑥地溫本井田無地溫異常現象，屬于正常地溫礦井。⑦沖擊地壓《貴州省荔波縣恒姑煤礦資源/儲量核實報告》未提供沖擊地壓的相關資料本礦井未發生沖擊地壓現象。根據貴州多年實踐，暫按沒有沖擊地壓危險性設計但仍需加強地壓觀測，避免地壓災害的發生。水文地質條件1、概述礦區內地表水系屬樟江上游支流，珠江流域都柳江水系。區內無較大的河流、水庫等地表水體，地表水主要受大氣降水及地形控制，雨季地表水則由碳酸鹽巖高地向溶蝕洼地排泄。礦區中部有一條山間雨源型小沖溝，流量變化幅度大，雨季暴漲，枯季流量較小，河水主要受大氣降水控制。2、巖層含水性含水層及隔水層礦區煤系地層為大塘組寺門段，由深灰色中厚層細粒砂巖、砂巖、鈣質砂巖，粉砂巖組成含水層以及由泥巖、鈣質泥巖、煤層組成隔水層。經調查，砂巖節理裂隙較發育，從而構成基巖裂隙水，大氣降水則是基巖裂隙水的主要補給源。盡管礦區位于當地侵蝕基準面之上，但仍然形成一定的富水層，并與泥巖隔水層在縱向上呈互層狀，從而構成小型多層表層潛水循環。這些富水層的地表露頭則形成裂隙泉點，通過野外調查，其泉點一般在裂隙發育的砂巖與下層泥巖隔水層界面式附近流出，涌水量不大，一般一s。礦區煤系之上的大埔組和黃龍組為厚度較大的碳酸鹽巖，發育巖溶管道水，為區域性的含水層，且巖溶水的逕流，排泄受統一的地下水和系控制。由于開采坑道未涉及到該灰巖，因此其巖溶管道水對其影響不大。羅城段灰巖之下的砂、泥巖及泥巖、泥灰巖巖系，為巖溶含水層的區域隔水層，有效阻止其巖溶地下水的向下滲透。從而使其開采坑道遭受地下水危害的可能性和風險性降低。地表水礦區北部及東部外圍為長年性地表水流，并構成礦區的最低侵蝕基準面。礦區屬碎屑巖侵蝕和溶蝕地貌。西高東低，西部海拔最高點1066米，北部最低點650米，相對高差416米，洪暴期間的地表水則由西向東或由南向北（礦區北部）排泄最終匯于礦區北和東側的河流中。斷層水礦區內斷層不發育，僅見北東F、F斷層。據，貴州荔波縣茂蘭煤田普查4142勘探報告》（廣西第九地質隊）認為，礦區內雖多為正斷層，但多不是富水斷層一般沿斷層上盤，巖石較為破碎，微裂隙增多形成局部滴水和弱透水性。深部利用控制斷層的勘探鉆孔，用抽水方法對走向斷層（北北東向斷層）試驗結果表明：砂泥巖互層中的斷層破碎帶規模小，且受到鈣質充填、膠結，未導致鉆孔涌水量增大，故可視為與圍巖的含水性一致，不作為單獨的充水因素。涌水量據《貴州荔波縣茂蘭煤田普查勘探報告》（廣西第九地質隊）礦區內的露頭巖石，在風化作用和構造作用下都可產生風化裂隙和構造裂隙，經容納大氣降水滲透于地下水流形成的潛水，對開采礦井和坑道充水的潛水主要為煤層露頭線以上的潛水流，經觀察測定，其潛水流對斜井和平巷的充水量為?（L/S）,隨季節性變化顯著，其變化系數為2?5。前已述及，礦區內斷層多為貧水斷層，一般對礦坑涌水不大，通過鉆探的抽水試驗，其斷層的涌水量在?（L/S）。礦井巷道布置1.2.1礦井開拓巷道布置井筒：主斜井井口標高為+，方位角42°，傾角25°，斜長為217m，采用半圓拱形巷道斷面，穿層布置，穿過K2號煤層落底在K2號煤層底板巖層標高。表土及破碎段砌碹支護，基巖段采用錨噴支護。掘進斷面積6.3m2，凈斷面積2。進風行人斜井井口標高為+,方位角47°，傾角26°，斜長為210m，采用半圓拱形巷道斷面，在標高+揭露K2號煤層后落平。表土及破碎段砌碹支護，其余段采用錨噴支護。掘進斷面積2，凈斷面積2。回風斜井井口標高+,方位角為54°，傾角28°，長度為203m。采用半圓拱形巷道斷面，在標高+揭露K2號煤層后落平。采用砌碹支護。掘進斷面積2,凈斷面積2。礦井前期開拓系統已基本形成。主斜井、進風行人斜井及回風斜井已掘至井底，并通過井底聯絡巷形成聯系，井底排水及一采區排水系統已基本形成。采區巷道布置已施工完的一采區運輸下山、進風行人下山、回風下山大部分布置在K2號煤層中，首采工作面（1201工作面）運輸巷和回風巷已掘進部分，接替工作面（1202工作面）掘進頭運輸、回風系統已基本形成。運輸方式礦井設計生產規模9萬噸/年，各主要地點運輸方式如下：1、主斜井采用提升絞車作混合提升，主要提升煤炭、矸石、材料、人員及設備等；2、一采區運輸下山采用采用礦用防爆絞車運輸煤炭、矸石、材料、設備；3、總運輸巷設置兩臺小絞車對拉運輸煤炭、矸石、材料、設備等；4、1201運輸巷設置兩臺小絞車對拉運輸煤炭、設備等；5、進下其它平巷采用礦車運輸；6、1201采煤工作面采用刮板運輸機運輸煤炭；7、1201采煤工作面下口采用一臺轉載機轉載煤炭至礦車。8、主斜井布置單軌道，巷道軌型30Kg/m，軌距600mm,一采區軌道下山布置單軌道，巷道軌型22Kg/m，軌距600mm，井下水平巷內布置單軌道，巷道軌型15Kg/m，軌距600mm。運輸系統煤流方向：采煤工作面（刮板運輸機）f刮板轉載機一1201運輸巷（對拉絞車）f一采區運輸下山（礦用防爆絞車）f總運輸巷（對拉絞車）f主斜井（礦用絞車）f地面；材料流向：地面f主斜井（礦用絞車）f總運輸巷（對拉絞車）f一采區運輸下山（礦用防爆絞車）f各水平甩車場（礦車）f井下用料點；掘進矸石流向：掘進面f掘進巷道（礦車）f水平甩車場（礦車）f一采區運輸下山（礦用防爆絞車）f總運輸巷（對拉絞車）f主斜井（礦用絞車）f地面排矸場人員運送：主斜井采用斜井人車，使用主斜井提絞車提升或下放人員。礦井開采技術條件礦井設計能力根據采礦許可證，合理確定礦井能力，對保證礦井生產的穩定性及可靠性、節省基本建設投資及早投產、達產至關重要。本設計詳細分析了地質資料提供的地質條件，煤炭資源條件、煤炭賦存條件、開采技術條件和業主的投資等綜合因素，確定礦井以一個走向長壁工作面達到9萬t/a能力是切實可行的。礦井首采工作面運輸巷和回風巷已施工布置，首采面布置在II煤層中，工作面斜長65m,到設計以一個走向長壁工作面達到9萬t/a規模的能力。服務年限恒姑煤礦服務年限按下式計算T=Z可/XA=（a）式中：T——服務年限，aZ可——可采儲量，萬tA——設計年生產能力，按9萬t/a計算K 構造簡單，儲量備用系數取經計算，礦井服務年限，滿足《煤炭工業小型礦井設計規范》要求。本方案采用斜井開拓，以一個走向長壁采煤工作面和二個掘進工作面保證礦井設計生產能力。礦井工業場地設在主斜井、進風行人斜井及回風斜井附近，通過本次設計能充分利用現有巷道，并提高資源回收率，將使井上、井下生產系統布局合理，技術經濟指標更好。采煤方法：采用走向長壁后退式采煤法，放炮落煤，全部垮落法管理頂板。開拓系統情況設計利用的主斜井井口標高為+，方位角42°，傾角25°，斜長為217m，采用半圓拱形巷道斷面，穿層布置，穿過K2號煤層落底K2號煤層底板巖層標高。表土及破碎段砌碹支護，基巖段采用錨噴支護。掘進斷面積6.3m2，凈斷面積2。設計利用的進風行人斜井井口標高為+，方位角47°，傾角26°，斜長為210m,采用半圓拱形巷道斷面，在標高+揭露K2號煤層后落平。表土及破碎段砌碹支護，其余段采用錨噴支護。掘進斷面積2，凈斷面積2。設計利用的回風斜井井口標高+,方位角為54°，傾角28°，長度為203m。采用半圓拱形巷道斷面，在標高+揭露K2號煤層后落平。采用砌碹支護。掘進斷面積2，凈斷面積2。礦井前期開拓系統已基本形成。主斜井、進風行人斜井及回風斜井已掘至井底，并通過井底聯絡巷形成聯系，井底排水系統已基本形成。據從現場及業主了解到的情況，本區煤礦開采歷史長，大量的小窯非法開采形成了部分采空區。開采時，多沿煤層露頭采用斜井開采，采用自然通風，在國家相關政策的執行中，小窯均已關閉、封停，K2號煤層露頭附近存在大量老窯采空區。礦井安全條件本礦井資源較可靠，可采煤層I層（K2號煤層），主要可采煤層賦存穩定，這些是井田開采的有利條件。對開采不利的主要有兩點：一是礦井煤層瓦斯含量大，要求在采掘過程中加強瓦斯管理；二是煤層底板松軟遇水易底鼓，因此在采掘過程加強對井下積水的破碎地段頂板的支護和底板的管理。礦區的地質勘探程度低，建議提升勘探程度，以減少風險。礦井在今后的開采過程中注意收集地質資料，并加以整理，作為現有地質資料的補充。恒姑煤礦開采II號煤層，煤層賦存穩定，地質構造簡單，開采技術條件較好。許可開采標高+800-+300m資源量為萬噸，設計可采儲量為萬噸，資源條件較好第二章通風系統通風方式：中央式并列通風系統建井期限短，初期投資少，出煤快，護井煤柱較小；但井下風流路線長，阻力大，井底車場附近漏風大。一般適用于煤層瓦斯和自然災害問題都不嚴重，埋藏深、傾角大，但走向長度不大的礦井。通風方法：抽出式通風方法，主要通風機安裝在回風井口，風流由井下流入風機排出地表。整個通風系統處于低于當地大氣壓力的負壓狀態。優點：主扇停轉時，井下風流壓力升高，可能使采空區瓦斯涌出量減少，比較安全，有利于瓦斯管理；外部漏風量少，通風管理簡單；與壓入式通風相比，不存在向下水平過渡時期改變通風方法的困難。缺點：當地面存在老窯及采空塌陷區并和開采裂隙溝通時，會把其中的有害氣體抽到井下，并降低回采工作面的風量。根據本采區實際，地面并不存在老窯及采空塌陷區，故前述缺點在本采區不予考慮。壓入式通風方法，主要通風機安設在進風井口，風流由地面流入風機進入井下。整個通風系統處于高于當地大氣壓力的正壓狀態。優點：節省風井場地，施工方便，主要通風機臺數少，管理方便；開采淺部煤層時采區準備較容易，工程量少，工期短，出煤快；可用一部分回風把老窯及采空塌陷區有害氣體壓到地面。缺點：井口房、井底煤倉及裝載硐室漏風大，管理困難；風阻大，風量調節困難；由淺部的壓入式過渡到深部水平的抽出式時改造工程量大，過渡期長，通風管理困難；當主扇停轉時，井下風流壓力降低，可能自短時間內引起采空區或封閉區的瓦斯大量涌出；主要通風機位于工業場地內有噪音。一般認為：壓入式通風不宜用于高瓦斯礦井。本礦為高瓦斯突出礦井，不宜采用壓入式通風。再者地面并不存在老窯及采空塌陷區，故前述優點在本采區不是特別突出。而壓抽混合式使用的通風機設備較多，管理復雜。在此不予考慮。綜上所述，本采區選用抽出式通風方法更為合理。采面通風方式采區通風系統是礦井通風系統的主要組成單元，也是采區生產系統的重要組成部分，它包括采區進、回風和工作面進、回風巷道的布置方式，采區通風路線的鏈接形式，以及采區通風設備和通風構筑物的設置等基本內容。它主要取決于采區巷道布置和采煤方法，同時要滿足全礦井通風的特殊要求。采區通風系統的合理與否不僅影響采區內的風量分配，發生事故時的風流控制，生產的順利完成，而且影響到全礦井的通風質量和安全狀況。在通風系統中要能保證采區風流的穩定性，盡量避免角聯風路，盡量減少采區漏風量，新鮮風流在風路上被加熱和污染的程度小，回采工作面和掘進工作面都應該獨立通風，采區布置獨立的回風道，實行分區通風，采區通風系統既要保證質量，安全可靠，又要經濟合理。2.3.1回采工作面通風系統工作面通風方式的選擇與回風的順序、通風能力和巷道布置有關。目前工作面通風系統形式主要有“U”“W”形等。各通風系統示意圖優缺點和適用條件U通風方式優缺點和適用條件在區內后退式回采方式中，這種通風方式具有風流系統簡單、漏風小等優點，但風流線路長，變化大。工作面上偶角易積聚瓦斯，工作面進風巷一次掘進，維護量大。這種通風方式，如果瓦斯不太大，工作面通風能滿足要求，即可采用。W通風方式優缺點和適用條件當采用對拉式工作面時，可以采用上下平巷同時進風和中間巷道回風的方式。采用此種方式有利于滿足上下工作面同采，實現集中生產的需要。這種通風方式的主要特點是不用設置第二條風道；若上下端平巷進風，在該巷只撤、安裝維護采煤設備等又良好的環境，同時，易于稀釋工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于積聚，排放炮煙、煤塵速度快。2.3.2回采工作面風流方向(1)上行通風適用條件：在煤層傾角大于12°的回采工作面，應采用上下通風。優點：瓦斯自然流動方向和風流方向一致，有利于較快地降低工作面瓦斯濃度。工作面平巷中的運輸設備處于新鮮風流中，安全性好。缺點：風流方向與運煤方向相反，引起煤塵飛揚，增加了回采工作面的進風流中煤塵濃度；同時，煤炭在運輸中放出的瓦斯又隨風流帶到回采工作面，增加了工作面的瓦斯濃度。運輸設備運轉時多產生的熱量隨風流散發到回采工作面，使工作面氣溫升高。（2）下行通風適用條件：在沒有煤（巖）與沼氣（二氧化碳）突出危險的、傾角小于12°的煤層中，可考慮采用下行通風。優點：工作面下行通風，除了可以降低瓦斯濃度和工作面溫度外，不易出現瓦斯分層流動和瓦斯積聚，還可以減少煤塵含量，降低水砂充填工作面的空氣溫度，有利于提高工作面的產量。缺點：采用下行風時，運輸設備處于回風巷中，安全性較差，下行風發生瓦斯爆炸的可能性要比上行風可能性大。綜上所述，確定該礦回采工作面為上行通風。通風構筑物因為生產的需要，井下巷道是縱橫交錯彼此貫通。為了使井下各用風地點得到所需要的風量，保證風流按預定的通風路線，就必須在某些通風巷道的交叉口附近巷道設置通風設施，如風橋、擋風墻、風門等，以控制風流，為了防止這些設施漏風或風流短路，要求對通風設施進行正確的設計，合理的選擇形式及位置，保證通風設施的可靠性。（1）風橋在進風與回風流平面交叉的巷道處，必須設置風橋，風橋使兩支相叉的風流隔開，使之構成立體交叉風路的通風設施。（2）擋風墻在需要截斷風流和不通行的巷道內可以設置擋風墻，按其服務年限長短分為永久性和暫時性。（3）風門風門是建筑在人員和礦車需要通過的巷道，而又不允許風流通過的巷道，按其規定要建兩座風門，其間距要大于運輸車輛的長度，以便一座風門啟動時，另一座風門能夠關閉，不至于形成風流短路。分為普通風門和自動啟動風門兩種。（4）調節風窗調節風窗用以增加巷道的局部阻力，以調節用風地點的風量，本設計主要通風機采用抽出式工作方法，調節風窗全部設在回風道中。第三章礦井需風量計算與分配采煤工作面瓦斯涌出量為m3/1、絕對瓦斯涌出量為min；單個掘進工作面絕對瓦斯涌出量為m3/min;礦井相對瓦斯涌出量為m3/1,礦井絕對瓦斯涌出量為m3/min。礦井最大作業人數為50人。其中采煤工作面組長2人、放炮工4人、瓦檢員2人、電工4人、裝煤工8人、運矸員10人，總計30人。兩個掘進工作面，共20人。炮掘工作面組長1人、放炮工1人、瓦檢員1人、電工1人、裝巖工2人、運矸員4人，總計10人。兩個掘進工作面，共20人。礦井掘進工作面每次爆破的炸藥量10斤。需風量計算(1)按井下同時工作的最多人數計算Q礦井二4XNXK式中：Q礦井—全礦井所需風量，m3/min；N—井下同時工作的最多人數，采煤工作面和掘進工作面的人數之和共有50個人；K—礦井通風系數，包括礦井內部漏風和分配不均勻等因素。采用壓入或中央并列式通風時，可取?；采用中央分列式或混合式通風時，可取?；采用對角式或分區式通風時，可取?。上述備用系數在礦井產量T>=90萬t/a時取小值；TV90萬t/a時取大值。該礦通風方式是中央并列式，礦井產量TV90萬t/a，故取大值，故取。則：Q礦井二4XNXK二4X50X=250m3/min=4.167m3/s。(2)按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算Q=(工Q+2Q+EQ+Eq)其他采掘硐其他其他式中：刀Q采一采煤工作面實際需風量總和，m3/min；"Q掘一掘進工作面實際需風量總和，m3/min；刀Q硐一獨立通風硐室實際需風量總和，m3/min；EQ其他一除采掘硐室外其他需風量總和，m3/min；K一礦井通風系數，Kw[,]；本設計取。采煤工作面需風量計算：a按工作面瓦斯涌出量計算Q采=100Xq采XKc式中：Q采一采煤工作面需風量，m3/min；q采一采煤工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；Kc—工作面因瓦斯涌出不均勻的的備用系數，一采區布置工作面為炮采面，可取?；可采2號煤層工作面絕對瓦斯涌出量為3/min，經抽放后(瓦斯抽放率取30%)，工作面瓦斯涌出量為m3/min，配風量為：Qp=100Xq中XKc=100XX=399m3/min=3/s。采采按工作面溫度計算q采=60VSK采 i式中：V—回采工作面適宜風速，采面溫度為21°,Vc取?s，本設計取s；CS—回采工作面平均有效斷面積，m2；首采工作面為炮采工作面，最C大控頂距為，最小控頂距，平均采高，按照最大和最小控頂距的斷面積的平均值計算：Sc=(X+X)一2二m2；Ki—工作面長度系數；困難時期工作面長度為103/cos25二，根據教材P163知Ki取；容易時期工作面長度為57/cos25二，同樣知Ki取；則：困難時期：Q^=60XXX=m3/min=3/s。采容易時期：Qp=60XXX二m3/min=3/s。采按人數計算實際風量Q一=4XN采N—采煤工作面同時工作的最多人數，人；本礦取30人；則：Qr;=4X30=120m3/min=2m3/s。采按風速驗算本礦井為煤與瓦斯突出區域，綜合考慮瓦斯涌出量和工作面風速要求，確定工作面采用“U”型通風方式，一采區回采工作面風量取3/s。根據《規程》規定，回采工作面最低風速為s,最高風速為4m/s的要求井下驗算。即回采工作面風量應滿足：15xSc<Q一<240xSc

采式中：Sc――第i個采煤工作面的平均有效通風斷面積，取即：15X=3/min=3/sW3/s240X=3/min=3/s±3/s滿足《煤礦安全規程》對風速的要求。所以取a、b、c所得的風量的最大值3/s、m3/s分別作為采煤工作面困難、容易時期的需風量。掘進實際需要風量a.按掘進工作面瓦斯涌出量計算風量Q掘=100q掘乂叫式中：Q掘—掘進工作面實際需風量，m3/min；q掘—掘進工作面絕對瓦斯涌出量，兩個掘工作面總瓦斯涌出量都為3/min，經抽放后（瓦斯抽放率取30%），兩個掘進工作面瓦斯涌出量都為min；Kd—掘進工作面因瓦斯涌出不均勻的的備用系數，炮掘Kd取?，本礦取。d貝寸：Q掘=100XX=3/min=3/s。b.掘工作面按炸藥使用量計算風量A-bQ二一

掘t-cAj—掘進工作面每一次爆破使用最大炸藥量，kg;根據所掘巷道斷面及炮眼布置情況計算，本礦取10kg；b—每公斤炸藥爆破后生成的當量CO量，根據炸藥有毒氣體國家標準，b=m3/kg；t一通風時間，一般取20?30min；本礦取20min。c—爆破通風后允許工人進入工作面的CO濃度，取c=%。Q掘二（10X）一（25X%）=200m3/min=m3/s兩個掘進面，計算風量為m3/s。c?按局部通風機吸風量計算Qei=QfiXIiXKf式中：Qfi—掘進工作面局部風機的吸風量，ma/min；Ii一同時使用局扇臺數，臺；Kf—為防止局部通風機吸循環風的風量備用系數，進風巷中有瓦斯取,無瓦斯取。因為：Qfi二max（Qj],Qj2）=380ma/min所以：Qj3=Qei二QfjXIjXKf=380X1X=456m3/min=sd.按風速進行驗算Q采《煤礦安全規程》規定，掘進巷道最低風速為：無瓦斯涌出時s、有瓦斯涌出時為s,最高風速為4m/s。掘進巷道為煤巷，煤巷、半煤巖巷掘進工作面的風量應滿足：15xS<Q<240xSj掘 jSj――掘進工作面巷道過風斷面，m2；本礦取2。運輸順槽：15X=3/min=3/s,240X=3/min=3/s,回風順槽：15X=3/min=3/s,240X=3/min=3/s,設計滿足要求。綜上所述，掘進工作面需風量取計算的最大值Q掘=s硐室供風量：爆破材料發放硐室：考慮礦井井田面積小，礦井僅在地面設炸藥庫和雷管室,井下不設爆破材料發放硐室。二采區困難時期有一個消防材料庫也需要獨立通風,又本礦井規模不大,硐室可只在井下設置水泵房一個硐室。按經驗硐室配風量可為：容易時期：2m3/s；困難時期：4m3/s其它地點供風量：其他地點風量按照采煤、掘進、硐室風量總和的10%計算。'=(Q+Q+Q)x10%其他采掘硐則：困難時期：刀Q其他二(++4)X10%=3/s。容易時期：刀Q其他二(++2)X10%=3/s。礦井通風風量計算：+ZQ+ZQ+工Q)?K掘硐其他本礦K取則：困難時期：Q=(++4+)X=3/s。容易時期：Q=(++2+)X=3/s。經上述兩種方法計算后,因為>3/s、>m3/s,因此礦井通風總風量則確定為：困難時期：Q=m3/s；容易時期：Q=m3/s。風量分配礦井風量分配原則（1）分配到各用風地點的風量應不低于計算出的需風量（2）為維護巷道，保證行人安全，所有巷道都應分配一定的風量。（3）風量分配后，應保證井上各處瓦斯濃度、有毒有害氣體、風速等滿足《規程》對風速的要求。礦井風量分配方法（1）當礦井總風量確定以后，按采區布置圖給各回采面、掘進面、硐室分配風量（2）從總風量中減去各回采面、掘進面、硐室的用風量，余上的風量按采區產量、采掘面數目、硐室數目等分配到各采區。再按一定比例將這部分風量分配到其他用風地點。用于維護巷道和行人安全。礦井風量分配礦井總風量確定后，應將其分配到各用風地點，風量分配后應保證井下各處瓦斯濃度，有害氣體濃度，風速滿足采礦工程、《規程》的各項要求。本礦設計風量如下。礦井通風容易時期風量分配結果如表表通風容易時期風量分配表需風地點總進風量采煤工作面掘進工作面（二個）硐室其他需風地點總回風量分配風量m3/s按照上述原則礦井通風困難時期風量分配結果如表表通風困難時期風量分配表需風地點總進風量采煤工作面掘進工作面（二個）硐室其他需風地點總回風量分配風量m3/s今后在實際生產中，必須根據礦井實際情況安裝調風設施以滿足工作面的風量分配與產量相一致，當采掘面瓦斯涌出量較大時，應視實際適當降低產量及掘進速度。若礦井通風系統發生變化，必須重新進行通風系統設計及風量計算，保證礦井通風安全，以風定產。第四章礦井通風阻力與通風特性容易及困難時期阻力路線確定4.1.1礦井通風容易時期阻力路線為：主斜井f井底車場f總運輸巷f一采區下山上部車場f一采區運輸下山f一采區中部車場一1201運輸巷一1201工作面一1201回風巷f一采區回風下山f總回風巷f回風斜井f引風道f地面4.1.2礦井通風困難時期通風路線為：主斜井f井底車場f消防材料庫f二采區運輸下山f2206運輸巷f2206工作面f2206回風巷f二采區回風下山f井底聯絡巷f總回風巷f回風斜井f引風道f地面2礦井通風阻力與通風特性礦井服務年限不長，應選擇達到設計產量后通風容易和通風困難兩個時期通風阻力最大的風路，沿著這兩條風路，分別計算各段井巷的通風阻力，然后累加起來，便得出這兩個時期的井巷通風總阻力。據此，所選用的主要通風機既能滿足通風困難時期的要求，又能做到在通風容易時期使用合理，其它時期就無須計算。風流流動時，必須具有一定的能量（通風壓力），用以克服井巷及空氣分子之間的摩擦對風流所產生的阻力。由通風機或自然因素造成的通風壓力與礦井的通風阻力因次相同，數值相等，方向相反。因此，在通風設計中，計算出礦井通風阻力的大小，就能確定所需通風壓力的大小，并以此作為選擇通風設備的依據。摩擦阻力計算摩擦阻力的計算公式為：haLPQ2摩 S3式中：h摩一摩擦阻力，Pa,h摩=RQ?；a—摩擦阻力系數，N?S2?m-4；L一井巷長度，m；P—井巷凈斷面周長，m；Q—通過井巷的風量，m3/s；S—井巷凈斷面，m?；R—井巷摩擦風阻，N?S2?m-8；通風容易時期的阻力計算如表。表礦井通風容易時期阻力表序號巷道名稱護式支形巷道長度L/m凈斷面S/tf凈周長P/m風阻系數a/N?s2?m-4風阻R/N?s2?m-8風量Q/m3?s-1通風阻力h/Pa摩/風速/m?s-11主斜井錨噴217222井底車場錨噴45223總運輸巷錨噴112214一采區上部車錨噴3020

場5一采區運輸下山錨噴190156一采區中部車場錨噴56971201運輸巷錨桿+錨網231981201工作面單體57991201回風巷錨桿+錨網231910一采區回風下山錨噴1661711總回風巷錨噴3552212回風斜井砌碹2032213引風道砌碹132314總計1906則通風困難時期的阻力計算如表表礦井通風困難時期阻力表所以礦井通風阻力為：通風困難時期通風阻力為通風容易時期通風阻力為。4.2.2局部阻力計算本礦局部阻力主要產生在礦井進風井口、主斜井與與區段回風石門交匯處、區段石門與采面運輸順槽連接處、運輸順槽到采面的轉彎處、采面到回風順槽的轉彎處、回風順槽到回風斜井的交匯處、回風斜井與引風道的交匯處。本礦井的局部阻力按照經驗算法計算，通風容易時期按摩擦阻力的10%?15％估計，本礦取10%，通風困難時期按摩擦阻力的10％估計。則：通風困難時期的總阻力為：hme二X(1+10%)=;通風容易時期的總風阻為hmd=X(1+10%)=Pa;礦井采用中央抽出式通風，礦井采用兩臺通風機通風。風機服務范圍確定各類風機的服務范圍如下：主要通風機服務一、二采區。二臺局部通風機服務一個掘進工作面，一臺備用、一臺工作。兩個掘進頭所以需要4臺局部通風機。根據本采區的實際情況，不需要輔助通風機。第五章通風設備選型通風設備選型由局部通風設備選型和主要通風設備選型兩部分組成。通風設備選型包括選擇通風機和相應的電動機，須先選擇通風機，然后選擇電動機。不管是主扇還是局扇，每處都應該有兩套，以一用一備。局部通風機選型5.1.1初選風筒運輸順槽掘、回風順槽掘進長度，則工作面巷道長度按照L=760m算，則漏風率：100x二2/x76L二15.2/10010001000初選風筒直徑D=800mm,R100=6N?S2?m-so5.1.2局部通風機風量風機風量：QfQf1—0式中：Qf 風機風量，m3/min；Qh 掘進風機的出口風量，Q掘=330m3/min；則Qf=330—(%)=3/min；平均風量：Qa

則Qa=m3/min;初選FBDNq2X15型局部通風機YDK56-4-Nol7型通風機，風量范圍為270?460m3/min。5.1.3局部通風機風阻D=800mm時，R二R100x 二6x10^二45.6N?S2?m-89通風阻力hr二RXQa2=513paVV5330pa,符合要求；若D=600mm,若若D=600mm,若D=1000mm,Pa,不符合要求。按照掘進面風量處在通風機風量60%?80％段且計算掘進通風阻力低于通風機風壓80%以下選取局部通風機，所選局部風機型號為FBDN2X15,配用電機型號為YBF160L-2，功率為2X15KW。風機的最大風量為420m3/min，最小風量為240m3/min,掘進工作面的需風量在局部通風機范圍內，滿足要求。掘進工作面利用局部通風機壓入式通風，使用長距離通風的抗靜電、阻燃性能風筒，風筒直徑為800mm。掘進面布置雙風機雙電源，局部風機管理采用“三專兩閉鎖”(三專：專用變壓器、專用開關、專用回路；兩閉鎖：風電閉鎖、瓦斯電閉鎖)。主要通風機選型恒姑煤礦按有煤與瓦斯突出危險性進行設計和管理。煤塵無爆炸危險性，煤層不易自燃。在回風斜井設通風機，采用抽出式通風方式，反風方式采用風機反轉反風。5.2.1設計依據h=RxQ2=3x760x358.3572=813.3255.2.1設計依據r a 100 60x60⑴困難時期：＞風量逅豎4；負壓x1字=6506.6(2)容易時期：風量Q=『2m3/s,負壓(3)回風斜井井口標高：+。5.2.2選型計算(1)風機所需風量通風機的工作風量，需要適當考慮加入外部漏風量Q=Qx1.05fk式中：Qf—主要通風機負壓，Pa；Qk—礦井通風負壓，Pa；困難時期：風量Q困=26X=3/s；容易時期：風量Q易=22X=3/s。通風機需要的風壓對于抽出式風機，風機需要風壓為：hdmin二h易+h通+hhdmax力困+h通f自式中：h易、h困一通風容易和困難時期風壓，h易=,h難=；h通一通風機自身阻力，取200Pa；h自一自然風壓，Pa；根據AQ1055-2008《煤礦建設項目安全設施設計審查和竣工驗收規范》規定進、回風井口標高差V150m可不考慮自然風壓，本礦進風井標高+，回風斜井標高+，不考慮自然風壓。hdmin=+200=；hdmax=+200=。由上面知：主要通風機的型號為FBCDZ—4—NQ—2X30KW且滿足又因為通風容易時期、通風困難時期的風路圖為串聯，也即是：由h=RQ2知道：

Rs（困難）Q2二?S2Rs（困難）Q2二?S2?m-8Rs（容易）hq2二?S2?m-83）主要通風機選型665.451、根據以上計算結果，本礦22選2用礦用隔爆對旋軸流式風機：FBCDZ-6-Nol3A-2X30KW型，二臺（一臺工作、一臺備用），配用電機型號:262YBF225M-6，功率為30X2KW，風量范圍為?s,風壓范圍418?1670Pa。2、其工況點參數分別為：A1、A2分別為容易時期的設計工況點和實際工況點。容易時期工況點參數為：Q易二s,H易二，n易二，葉片安裝角度為36°/28°；m易 m易 m易B1、B2分別為困難時期的設計工況點和實際工況點。困難時期工況點參數為：：Q=sH為：：Q=sHm困n困二，葉片安裝角度42°/34°；m困工況點的繪制如下圖所示：FBCDZ-6-Nol3A-230kW風機性能曲線Nsh(kw)n=980m3/min容易時期設計工況點Al容易時期實際工況點A2困難時期設計工況點B1困難時期實際工況點B1第六章礦井通風費用噸煤通風電費24hQe①礦井一天的通風電費是：C二 匚亠1000n則C二（元/天）式中：hf――礦井主要通風機的風壓，Pa；Qf――礦井主要通風機的風量，m3/s；24 一天的小時數，h/d；E――每度電的單價，取元（）；“ 風機的效率和輸電、變電、傳動等總效率，風機與電機直接傳動時取；間接傳動時，取。困難、容易時期的效率分別為76%、71%。此處n取76%。一年的電費為：C=330X二元。又因為礦井年產量為90000噸，則噸煤電費為90000=元/噸.噸煤通風成本除上述每噸煤的通風電力費用外，還要統計一年的下列費用，然后折算出噸煤費用。（1） 通風設備的折舊費和維修費。折舊費一般是用通風設備的服務年限去除購置費、運輸費和安裝費的總和。主要通風機按50萬元一臺計算，局部通風機按5萬元一臺計算，運輸費和安裝費按總價的15%計算，服務年限按年計算。（2） 專為通風服務的井巷工程折舊費和維修費。這項折舊費是用這些井巷的服務年限去除建設費。專為通風服務的井巷為1500m,每米3000元。（3） 通風器材（掘進通風和通風構筑物用的器材）的購置費和維修費。按22萬元計算。

4）通風儀表的購置費和維修費。按6萬元計算。5）通風區隊全體人員的工資費。通風區隊每個工人每月按4000算。表噸煤通風其它成本計算通風設備的折舊費和維修費(50+5X2)X二萬元/a專為通風服務的井巷工程折舊費和維修費X1500/=萬元通風器材的購置費和維修費22萬元通風儀表的購置費和維修費6萬元通風區隊全體人員的工資費4000X12X90/10000=432萬元合計萬元則噸煤通風成本為E=+45二元/噸第七章礦井通風系統評價礦井通風經濟性評價首先，由由風機特性曲線和風阻曲線以及兩者之間的相互關系圖可知，在整個服務年限內，工況點都處在合理范圍之