矿井通风系统设计
课程设计说明书
设计题目: 矿井通风系统设计
助学院校: 理工大学
自考助学专业: 采矿工程
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成绩: 指导教师签名:
理工大学成人高等教育
2O 年月日
前言
矿井通风指借助于机械或自然风压，向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气，供给人员呼吸，降低井下工作面的温度，稀释并排出各种粉尘及有毒有害气体，创造良好的气候条件，为井下作业人员提供安全舒适的工作环境。随着浅部矿产资源的日渐枯竭，矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势。随着开采深度的增加，矿井必将出现岩温增高、风路延长、阻力增大、风流压缩放热、风量调节困难、漏风突出、有毒有害物质和热湿排除受阻等问题。因此，矿井通风与安全的意义将更加重大。
80年代以来，随着煤矿机械化水平的提高，采煤方法和巷道布置及支护的改革，电子和计算机技术的发展，我国矿井通风技术有了长足的进步。通风管理日益规化、系列化、制度化，通风新技术和新装备越来越多地投入应用，以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施，使矿井通风更好地为高产、高效、安全的集约化生产提高安全保障。
近年来，为适应综合机械化采煤的要求，原煤炭工业部在总结建设经验、借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》，作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。为适应生产集中化，开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况，以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想，对数百座国有煤矿进行通风系统优化改造，配合一批有条件的生产矿井通过合并井田、扩大开采围、增加储量进行改扩建的任务。
目录
摘要 (4)
第1章矿井基本概况 (5)
1.1 井田境界及资源/储量 (5)
1.1.1井田境界 (5)
1.1.2资源/储量 (6)
1.2 矿井设计生产能力及服务年限 (8)
1.2.1矿井工作制度 (8)
1.2.2矿井设计生产能力及服务年限 (8)
1.2.3同时生产的水平数目的确定 (9)
1.2.4矿井及水平服务年限的计算 (9)
第2章矿井通风与安全 (10)
2.1 矿井通风条件概况 (10)
2.1.1瓦斯 (10)
2.2 矿井通风概况 (10)
2.2.1通风方式及通风系统 (10)
2.2.2掘进通风和硐室通风 (11)
2.2.3矿井风排瓦斯量预测 (11)
2.2.4矿井通风 (12)
2.2.5 风量分配 (19)
2.2.6矿井通风负压及等积孔计算 (19)
第3章通风管理及安全措施 (21)
3.1 矿井通风管理 (21)
3.1.1回采工作面通风方式及合理性分析 (21)
3.1.2回采工作面的瓦斯涌出量 (21)
3.2 风机设备选型及管理 (22)
3.2.1通风设备 (22)
3.3 矿井通风安全措施 (25)
3.3.1减少工作面漏风措施 (25)
3.3.2工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施 (25)
3.3.3通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 (26)
4 课程设计的收获 (27)
参考文献 (28)
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，对煤矿的安全设计十分重要。根据北岭煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对北岭煤矿进行了安全设计。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，设计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。根据北岭煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计。
针对北岭煤矿的粉尘灾害，从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。对于瓦斯灾害防治，设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。在火灾防治方面，分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。
通过对北岭煤矿水文地质资料的分析，设计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、电气事故灾害等的安全措施。
第1章矿井基本概况
1.1 井田境界及资源/储量
1.1.1井田境界
中煤平朔北岭煤业井田位于平鲁区（井坪镇）N85°E，直距约13km，即乡北岭村西１km 处。地理坐标为东经112°23′45″—112°25′09″；北纬39°31′45″—39°32′27″。全井田面积为2.0168km2，采矿许可证证号为C66630，批准开采４号煤层，井田围由以8个拐点坐标连线圈定见表1-1-1。
表1-1拐点坐标表井田
井田为一“梯形”形状，位于宁武煤田西北部东露天煤矿井田围，东西长2km，南北宽1.26km，井田面积为2.0168km2。
1.1.2资源/储量
1.1.
2.1资源/储量估算围
本次资源/储量估算围，以省国土资源厅批准的矿区围拐点坐标连线圈定，总面积为2.0168km2。4 号煤层为批采煤层，估算围为剔除采空区围的面积。另外井田围西北角断层下降盘为弧立块段，对于设计和生产实际意义不大，而且勘查程度较低，本次也作了估算。
1.1.
2.2资源/储量估算结果
经估算，井田批准的4 号煤层，保有资源/储量总计为24.59Mt，其中探明的经济基础储量(111b)为23.83Mt，推断的蕴经济资源量(333)为0.76Mt，111b 和111b+122b 分别占总资源/储量的96.91%和96.91%，
1.1.
2.3设计可采储量
（1）矿井工业资源/储量=111b+122b+333k
式中：K——可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征，K值取0.9。
（2）矿井设计资源/储量计算
矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失
永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构)筑物、村庄、断层煤柱、采空区煤柱、河流煤柱、铁路煤柱等永久性煤柱损失。
（3）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量按下式计算：
Zk=(Zs-P)? C
式中：Zk——矿井设计可采储量，kt；
Zs——矿井设计资源/储量，kt；
P——开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有：工业场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。
其中：一采区设计资源/储量：13.598Mt，设计可采储量9.171 Mt，服务年限7.28a；
二采区设计资源/储量：6.939Mt，设计可采储量2.534Mt，服务年限2.01a。
1.2 矿井设计生产能力及服务年限
1.2.1矿井工作制度
矿井设计年工作日330d，每天四班作业(其中三班生产，一班准备)每天净提升时间16h。
1.2.2矿井设计生产能力及服务年限
根据设计委托要求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a，其理由如下：
（1）根据省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，晋煤重组办发[2009]132号“关于朔州平鲁区兰花永胜煤业等三处煤矿企业兼并重组整合方案的批复”，中煤平朔北岭煤业为单独保留矿井，批准开采煤层4号煤层，生产能力为0.9Mt/a，因此确定本矿整合后能力为900kt/a，是有政策依据的。
（2）井田煤层储量较丰富，全井田设计可采储量11.705Mt，矿井服务年限9.29a，单从资源量来讲，生产能力不宜过大。
（3）从工作面装备水平来看，井型为0.9Mt/a时，只需装备一个综合机械化放顶煤工作面，管理方便。
（4）井田地质构造简单，水文地质条件中等，煤层倾角平缓，开采技术条件较好，适合机械化开采。
（5）从市场需求因素看，本矿井4号煤为低灰-高灰、特低硫、低热值-高热值的长焰煤（42）、弱粘煤（32），为动力用煤和气化用煤。完全可以满足各
大电厂的需求，向平铁二站、木瓜界煤站及神头一、二电厂供煤，具有得天独厚的区域优势和资源优势，市场条件是非常有利的，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。（6）从运输条件来看，矿井原煤外运依托汽车运输，可以满足矿井0.9Mt/a生产能力，井型不宜过大，因此，目前井型确定为0.9Mt/a较为合理。
综上所述，矿井设计生产能力确定为0.9Mt/a。
1.2.3同时生产的水平数目的确定
尽管本井田主要可采为4、6、8、9、11号共5层煤层，但兼并重组批复文件和新换发的采矿许可证均只批准开采4号煤层，因此设计考虑采用单水平开拓开采，即设+1165m一个水平开采全井田4号煤层。水平服务年限为9.29a。
1.2.4矿井及水平服务年限的计算
矿井及水平服务年限均按下式计算：
T=Z/(A?K)
式中：
T—服务年限，a；
Z—设计可采储量，Mt；
A—设计生产能力，Mt/a；
K—储量备用系数，取1.4。
则：矿井服务年限T=11.705/（0.9×1.4）≈9.29a
第2章矿井通风与安全
2.1 矿井通风条件概况
2.1.1瓦斯
根据省朔州市煤炭工业局朔煤发[2010]176 号文“关于朔州市2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对朔州新都煤业（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54 m3/min，相对涌出量1.80m3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。
2.2 矿井通风概况
2.2.1通风方式及通风系统
依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。在已有的工业场地新布置副斜井，将原副斜井刷扩改造为回风斜井担负全矿井回风任务并兼做安全出口。其中主斜井、副斜井进风，回风斜井（原副斜井刷扩）回风。刷扩改造后的回风斜井服务围为全井田。
2.2.2掘进通风和硐室通风
矿井达到设计生产能力时，共配备2个综掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。
井下主变电所、主排水泵房、等候硐室及医务室、采区变电所等硐室采用独立通风。
消防材料库等硐室利用主通风机负压通风。
2.2.3矿井风排瓦斯量预测
根据瓦斯鉴定资料，2009年、2008年矿井瓦斯涌出量如下：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，相对涌出量 1.80m3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55 m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。设计采用2008年瓦斯用量作为设计依据，即矿井相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，则矿井达到设计0.9Mt/a规模时，矿井绝对瓦斯涌出量为 q绝=1.84×900000÷330÷24÷60=3.49m3/min；矿井二氧化碳绝对涌出量为4.75m3/min。
根据本矿以往生产经验，回采工作面（含本煤层、邻近层、采空区等）瓦斯涌出量约占矿井瓦斯涌出量的70%，掘进工作面瓦斯涌出量约占20%，采空区（已采工作面）及其它地点瓦斯涌出量约占10%。综上可知，
回采工作面瓦斯涌出量为：q采=3.49×70%=2.45m3/min
掘进工作面瓦斯涌出量为：q掘=3.49×20%=0.70m3/min
采空区及其它地点瓦斯涌出量为：q其它=3.49×10%=0.34m3/min。
综上可知，矿井为低瓦斯矿井，本次通风设计根据矿井瓦斯鉴定资料中相对瓦斯涌出量进行预测计算。
2.2.4矿井通风
(一) 矿井总风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井总进风量按如下要求分别计算，并选取其中的最大值：
1.按井下同时工作的最多人数计算
Q矿进=4?N?K矿通
式中：
N—井下同时工作的最多人数，160人；
K矿通—矿井通风系数，取1.20；
则：Q矿进=4×160×1.20=768m3/min=12.8m3/s
2．按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要风量的总和计算
根据国家安全生产监督管理总局颁布的《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）“矿井需要风量计算方法按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。”其计算公式如下：
式中：
—矿井需要风量,m3/min；
—采煤工作面实际需要风量，m3/min；
—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
—硐室实际需要风量，m3/min；
—备用工作面实际需要风量，m3/min；
—其他用风巷道实际需要风量，m3/min；
—矿井通风需风系数(抽出式取1.15-1.20，压入式取1.25-1.30)，北岭矿为低瓦斯矿井，采用抽出式通风方式因此取 =1.15。
（1）采煤工作面实际需风量的计算
每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
a．按气象条件计算
式中:
—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度小于20℃取为=1.0m/s；
—采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算， =14.70m3；
—采煤工作面采高调整系数，工作面采高为3.0m，取 =1.2；
—采煤工作面长度调整系数，工作面长度为180m，取 =1.2；
70%—有效通风断面系数；
60—为单位换算产生的系数。
带入各参数计算得 =60×70%×14.7×1.2×1.2=889m3/min=14.82m3/s。
b．按照瓦斯涌出量计算
式中：
—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,=2.45m3/min；
—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,=1.25；
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
则 =100×2.45×1.25=306m3/min=5.10m3/s。
c．按照二氧化碳涌出量计算
—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；
=2.51×(900000÷330÷24÷60)=4.75m3/min
—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
根据矿井瓦斯鉴定资料，矿井达到设计0.9Mt/a生产能力时CO2绝对涌出量为4.75m3/min，相对涌出量为2.51m3/t。
=67×4.75×1.20=570m3/min=9.5m3/s。
d．按工作面温度计算
Qcf＝60×Vc×Sc×Ki
式中：Qcf——工作面需风量，m3/min；
Vc——工作面适宜风速，依据《煤矿通风能力核定办法》回采工作面温度与风速的对应关系取1.5m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面，工作面取10.29m2；
Ki——工作面长度系数，取1.2。
Qcf＝60×1.5×10.29×1.2＝1111.32m3/min＝18.52m3/s。
e．按炸药使用量计算
采煤工作面不使用炸药，因此无需进行此项计算。
f．按工作人员数量验算
Qcf≥4×ncf
式中：Qcf——工作面供风量,m3/min；
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班时40人考虑。
Qcf≥4×40=160m3/min=2.67m3/s
g．按风速验算
公式如下：
验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb=60×0.25×10.92=164m3/min=2.73m3/s
Scb=lcb×hcf×70%=10.92m2
验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs=60×4.0×9.66=2318m3/min=38.64m3/s
式中：
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，10.92m2；
lcb—采煤工作面最大控顶距，5.2m；
hcf—采煤工作面实际采高，3.0m；
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，9.66m2；
lcs—采煤工作面最小控顶距，4.6m；
0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%—有效通风断面系数；
4.0—综合机械化采煤工作面，允许的最大风速，m/s。
综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定采煤工作面需风量为18.52 m3/s。
（2）综掘工作面实际需风量的计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q综掘×K掘通
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s；
q综掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.70m/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。
则Q综掘=100×0.70×1.8=126m3/min=2.10m3/s，
B、按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Qf×I+0.25Shd
Qf——掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离风流停滞，造成瓦斯积聚；综掘面配2台型号FDB No6.3/2×15局部通风机，额定吸风量：Qf＝390m3/min＝6.5m3/s。
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；
0.25——为防止局部通风机吸循环风允许的最低风速。
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。
Q综掘=6.5×1+0.25×18.20= 11.05m3/s
C、按人数计算
Q综掘＝4×Nj
式中：4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3；
Nj——工作面同时工作的最多人数，综掘面取9人。
Q综掘＝4×9=36m3/min=0.6m3/s
D、按风速进行验算
按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：
0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj
式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面m2。取18.20m2。
条件：0.25×S掘≤Q掘≤4.0×S掘，m3/s
即：0.25×18.20≤Q综掘≤4.0×18.20
满足 Q综掘=4.55～72.8m3/s
经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。
确定综掘工作面配风量为11.05 m3/s，另需要考虑一个停掘不停风工作面的需风量，停掘不停风综掘工作面需风量按11.05m3/s考虑，则：
ΣQ综掘=2×11.05+11.05=33.15m3/s。
（3）硐室实际需要风量
主变电所：3m3/s；
主水泵房：2m3/s；
等候硐室及医务室：3m3/s；
采区变电所：2m3/s。
则ΣQ硐=2+3+2+3=10m3/s
（4）其他地点用风量
回采备用工作面：10m3/s
大巷联络巷等地点：15m3/s
防爆无轨胶轮车需要风量的计算
井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车，为了稀释排放的尾气需要一定的风量，按下式计算所需风量：
Qd l=5.44×Nd l×Pd l×kd l
式中：
Qdl—该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；
Ndl—该地点地点矿用防爆柴油机车的台数，台；
Pdl—该地点地点矿用防爆柴油机车的功率，kW；
kdl—配风系数，该地点使用1 台矿用防爆柴油机车运输时，k 为1.0。该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时k，为0.75。该地点使用3 台及以上矿用防爆柴油机车运输时k，为0.50；
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。
无轨胶轮车需风量按照工作面搬家倒面时考虑，矿井井下同时共有2台型号为W8型胶轮车同时工作，胶轮车功率为85kW，另有WC40Y型支架搬运车2台和WC40EJ型铲板式支架搬运车2台，其功率分别为200kW和172kW。因此无轨胶轮车需风量计算如下：
ΣQ车=5.44×85×1+5.44×85×0.75×1+5.44×(2×85+2×200+2×172)×0.5
=5.44×（85×2+2×200+2×172）×0.5
=2486.08m3/min=41.43m3/s
则ΣQ其它=10+15+41.43=66.43m3/s
矿井总风量
则：Q矿进=（18.52+33.15+10+66.43）×1.15=147.32≈147m3/s
综合以上计算结果，矿井总进风量取150m3/s。
矿井总需风量为150m3/s。其中：副斜井进风量为110m3/s，主斜井进风量为40m3/s，回风斜井回风量为150m3/s。
2.2.5 风量分配
矿井移交生产及达到设计生产能力时，风量分配如见表2-1。
表2-1 矿井通风用风点风量分配表
井下各巷道负风速符合《煤矿安全规程》要求，4号煤东回风大巷回风量为102m3/s，风速5.83m/s，瓦斯浓度为3.49×1.15÷60÷102=0.066%<0.7%，二氧化碳浓度为4.75×1.15÷60÷102=0.089%<0.7%均符合要求。
2.2.6矿井通风负压及等积孔计算
1、矿井通风阻力计算
选择矿井达到设计产量后，根据回风斜井服务的区域，并考虑风机的合理使用年限，对矿井通风最容易及最困难时期的风阻最大路线进行负压计算，负压计算按下式计算。
h=23QSPLa
式中：
h—矿井通风负压，mmH2O；
α—井巷通风摩擦阻力系数，N?s2/m4；
L—井巷通风线路长度，m；
P—井巷通风断面周长，m；
S—井巷通风净断面，m2；
Q—通过井巷的风量，m3/s；
在此基础上再考虑15%的局部阻力，经计算矿井通风容易时期负压为1541Pa(157.73mmH2O)，通风困难时期负压为1959Pa(204.40mmH2O)。矿井通风容易时期回采工作面位于二采区采区北侧首采工作面，矿井困难时期位于一采区405工作面。
2、等积孔
矿井通风等积孔按下式计算。
A=1.19Q h-1/2
式中：
A—矿井通风等积孔，m2；
Q—矿井总进风量，m3/s；