礦井通風課程設計-武家塔煤礦（60萬噸年）礦井通風系統(tǒng)設計.doc

此文檔收集于網(wǎng)絡，如有侵權，請聯(lián)系網(wǎng)站刪除各專業(yè)全套優(yōu)秀畢業(yè)設計圖紙內蒙古科技大學礦井通風課程設計說明書題 目：武家塔煤礦（60萬噸/年）礦井通風系統(tǒng)設計學生姓名：學 號：1172135208專 業(yè)：安全工程班 級：安全2011-2班指導教師： 精品文檔目 錄第一章 礦井概況及開拓設計11.1礦井地質條件和煤層條件11.1.1地質條件11.1.2煤層條件31.2開拓設計51.2.1開拓方案51.2.2通風系統(tǒng)介紹61.3 通風系統(tǒng)方案比較7第二章 計算和分配礦井總風量82.1計算總風量82.1.1按井下同時工作的最多人數(shù)計算82.1.2按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算82.2風量的分配142.2.1風量的分配142.2.2風速的校驗15第三章 礦井通風阻力的計算173.1容易時期和困難時期的確定173.1.1容易時期的確定173.1.2困難時期的確定173.2計算礦井通風阻力173.2.1選擇通風路線173.2.2計算礦井通風阻力內容173.2.3礦井通風總阻力計算193.3礦井通風難易程度評價213.3.1等積孔計算213.3.2通風難易程度評價21第四章 通風設備的選型224.1通風機的風壓風量計算22第五章 通風機的安全高效運轉265.1 礦井主要通風機房場所要遵循規(guī)定265.2 礦井主要通風機司機崗位責任制要求265.3停機處理及設備檢查27參考文獻28第一章 礦井概況及開拓設計1.1礦井地質條件和煤層條件1.1.1地質條件1）地理位置武家塔煤礦位于鄂爾多斯市東勝煤田北部伊金霍洛旗境內，行政區(qū)劃隸屬伊金霍洛旗烏蘭木倫鎮(zhèn)。其地理坐標為東經(jīng)：11009571101111；北緯：391627391717。2）水系井田內無地表水系，區(qū)內的主要溝谷為位于井田南部的忽吉圖溝，基本為常年流水，受季節(jié)影響較大，其它各溝谷為間歇性溪流，其旺枯隨季節(jié)變化而變化。 3）區(qū)域地質特征（1） 地層本礦位于東勝煤田補連礦區(qū)，礦區(qū)大部被風積沙及黃土覆蓋，基巖僅在烏蘭木倫河、忽雞圖溝等較大溝谷中零星出露，依據(jù)地質及鉆孔等資料可知，區(qū)內地層由老至新有：上三迭統(tǒng)延長組（T3y）、中下侏羅統(tǒng)延安組(J1-2y)、中侏羅統(tǒng)直羅組(J2z) 、中侏羅統(tǒng)安定組(J2a)、上侏羅下白堊統(tǒng)志丹群(J3-k1zh)、第三系(R)、及第四系(Q)。（2） 構造東勝煤田補連礦區(qū)位于鄂爾多斯臺向斜東勝隆起之東南邊緣地帶，基本構造形態(tài)表現(xiàn)為一單斜構造，巖層走向N250W，傾向S650W，傾角1-30，具有寬緩的波狀起伏。（3）巖漿巖井田內無巖漿巖活動。（4）水源條件礦井正常涌水量為15m3/h，最大涌水量30m3/h，為了合理利用水資源，節(jié)約開發(fā)投資，本設計確定采用經(jīng)沉淀后的井下水作為礦井生產(chǎn)用水、礦井井下消防灑水及地面消防用水水源，水質經(jīng)化驗后滿足生產(chǎn)用水及排放標準。表1-1-1 東勝煤田補連礦區(qū)地層一覽表地 層單 位厚度（M）最小最大平均巖 性第四系Q全新統(tǒng)Q4068.2416.41 主要由風積砂層，次為河流淤積、洪積層。風積砂成份以細粒石英為主，沙流淤積層巖性為砂、粉砂或礫石，洪積層以砂、礫石為主。更新統(tǒng)Q3 上部為淤積層，巖性為砂、粉砂及黑色土壤，底部為馬蘭黃土，巖性為淡黃色亞砂土，柱狀節(jié)理發(fā)育，含鈣質結核。不整合于老地層之上。第三系R上新統(tǒng)N2010.144.43 上部為粉紅色砂質粘土、亞砂土，下部為灰色、桔黃、棕紅色礫巖夾棕紅、棕黃色砂巖，分選及滾園度差，呈半膠結狀態(tài)，松散。不整合于老地層之上。上侏羅下白堊統(tǒng)J3K1zh7.37185.8585.86 上部以磚紅、粉紅及灰綠色的細、粉砂巖為主，局部含礫，泥質膠結，較疏松，具大型斜層理。下部為紫紅、桔黃色的雜色礫巖及含礫粗砂巖互層，夾粉砂巖，礫石以花崗巖、花崗片麻巖、石英巖等組成。分選差，磨園中等，泥質膠結，較疏松。與下伏地層呈不整合接觸。中侏羅統(tǒng)J2安定組J2a11.2648.7427.47 為一套紫紅、磚紅、黃棕色中、細粒砂巖，中夾灰紫色砂質泥巖。底部為淺黃色，向上變?yōu)闇\紫色的巨厚層狀砂巖。與下伏地層呈假整合接觸。直羅組J2z15.56161.8596.07 上部為一套雜色的細、中粒砂巖，顏色為灰白、灰黃、灰蘭、灰綠、灰紫色等，泥質或粘土質膠結。底部為厚層狀的灰黃色中粗粒砂巖，局部相變?yōu)樯百|泥巖。含較多鐵質、泥質結核。底部局部含1號煤層。與下伏地層呈假整合接觸。中下侏羅統(tǒng)J1-2Y延安組上巖段J1-2Y339.7084.0963.06 上部主要由灰白色中、細粒砂巖、粉砂巖、砂質泥巖、泥巖及2號煤組成。底部為灰白、黃綠色細、粉砂巖及泥巖，具小型波狀層理及水平層理。與下伏地層呈整合接觸。延安組中巖段J1-2Y233.1078.3063.77 主要由灰深灰色粉砂巖、砂質泥巖、細砂巖和3、4號煤組組成。底部為厚層狀灰白色中、細粒砂巖，具波狀層理、楔狀交錯層理和水平層理。與下伏地層呈整合接觸。延安組下巖段J1-2Y113.6696.9764.96主要為灰、灰白色細砂巖、粉砂巖及灰黑色、黑色泥巖、砂質泥巖、煤組成。含5、6號煤組。底部為灰色灰白色的細中粒砂巖，局部相變?yōu)榇稚皫r或礫巖，發(fā)育大型槽狀交錯層理。與下伏地層呈假整合接觸。上三迭統(tǒng)T3y132.80 由灰綠色、灰白色細、中粒石英砂巖組成，含較多云母及少量的暗色礦物，粘土質膠結，局部地段頂部有明顯的風化殼產(chǎn)物。4）井田地質特征（1） 地層井田內大部分為第四系覆蓋只在溝谷兩側出露延安組（J1-2y），根據(jù)鉆孔揭露和地質填圖成果，井田地層由老至新有： 三疊系上統(tǒng)延長組（T3y）井田內無出露，僅在鉆孔中見到，鉆孔揭露厚度不全。該組為煤系地層沉積基底，巖性為灰綠色中、粗粒長石石英砂巖，含綠泥石及少量云母，具大型交錯層理，夾薄層砂質泥巖。 侏羅系中下統(tǒng)延安組（J1-2y）為井田主要含煤地層，由于后期侵蝕、剝蝕作用，厚度變薄，厚度137.40169.60m，平均153.50m，巖性為灰色、深灰色粉砂質泥巖、泥巖，灰白色中、細粒砂巖、粉砂巖及灰黑色炭質泥巖、煤層等，含四個煤組。根據(jù)其沉積旋回特征，將其劃分為四個巖段。與下伏延長組呈平行不整合接觸。 第三系上新統(tǒng)（N2）井田內零星出露，鉆孔揭露最大厚度24.36m，巖性為淺紅色粉砂質泥巖，有滑感，吸水后具可塑性，含似層狀鈣質結核，下部為紫紅色黃綠色含礫砂巖。與下伏地層呈不整合接觸。 第四系（Q）井田內第四系主要為全新統(tǒng)風積細砂（Q4eol）及沖洪積砂礫石層（Q4al+pl），鉆孔揭露厚度2m，地表一般小于5m。與下伏地層呈不整合接觸。（2）構造井田位于東勝煤田補連礦區(qū)東南部，基本構造形態(tài)與東勝煤田一致，為一向南西傾斜的單斜構造，傾向230，傾角13，井田內無較大斷層及褶皺，地質構造簡單。（3）巖漿巖井田內無巖漿巖活動。1.1.2煤層條件含煤地層延安組（J1-2y）共含煤714層，一般為10層，根據(jù)成煤特征自下而上劃分為2、3、4、5、6五個煤組。其中可采煤層5層，分別為2-2、3、4、5-2、6-2下號煤層，截至目前， 3號煤層已全部采空，2-2號煤層大部采空（正在開采），4號煤層及以下煤層尚未采動。煤層特征詳見表1-2-2。1）各煤層的賦存情況及特征如下（1）2號煤組： 2-1號煤層：位于2-2號煤層之上的2-1號煤層僅在區(qū)內個別點揭露，不可采。煤厚為0.100.60m，平均0.43m。2-2號煤層：位于上巖段（J1-2y3）的中部，基本表現(xiàn)為一單層，為大部可采的較穩(wěn)定煤層。煤層結構簡單。（2）3號煤層：賦存于延安組中巖段，為一單煤層，層位穩(wěn)定，厚度較大，且變化較小，煤厚為4.325.91m，平均5.02m，頂板巖性主要為砂質泥巖、泥巖，底板巖性為粉砂巖、砂質泥巖及細砂巖。（3）4號煤層：賦存于延安組中巖段，為一單煤層，層位穩(wěn)定，厚度變化較小，煤厚為1.162.38m，平均為1.81m，頂板巖性為泥巖、砂質泥巖以及粉砂巖，底板巖性多為粘土巖、砂質粘土巖（4）5號煤組：51上和51中號煤層在區(qū)內見煤點均不可采，煤厚分別為0.080.53m，平均0.36m； 5-1下號煤層位于延安組下巖段（J1-2y1）的上部，煤層厚度為0.101.00m，平均為0.66m，煤層頂板巖性多為粉砂巖、泥巖，底板巖性多為砂質泥巖；5-2號煤層位于延安組下巖段（J1-2y1）的中部，該煤層全區(qū)可采，厚度變化較小，層位比較穩(wěn)定，煤厚為0.961.43m，平均為1.10m，為穩(wěn)定煤層，頂板巖性多為粉砂巖，底板巖性多為細砂巖，粉砂巖。（5）6號煤組： 6-1上號煤層：區(qū)內局部發(fā)育，見煤點均不可采，煤厚為0.050.46m，平均0.25m；6-1下煤層：全區(qū)發(fā)育，煤厚為0.380.98m，平均0.72m，可采區(qū)位于井田東北角，面積約占全區(qū)面積的15%，為不可采煤層；6-2上號煤層：區(qū)內局部發(fā)育，見煤點均不可采，煤厚為0.100.63m，平均0.38m；6-2下號煤層：位于延安組下巖段（J1-2y1）之下部，煤層厚度1.323.50m，全區(qū)可采，為穩(wěn)定煤層。煤層頂板巖性一般為粉砂巖、砂質泥巖，局部為細砂巖、粘土巖底部巖性為砂質泥巖、粉砂巖，局部為中粗砂巖。2）煤層的自燃根據(jù)礦井儲量核實報告，本區(qū)煤由于其揮發(fā)分產(chǎn)率較高，絲碳含量大，故煤層屬于易自燃煤層。根據(jù)內蒙古礦山安全與職業(yè)危害檢測檢驗中心（內蒙古安科安全生產(chǎn)檢測檢驗有限公司）2009年8月出具的武家塔煤礦煤塵爆炸性、煤的自燃發(fā)火傾向性檢驗報告（4號煤層），煤的自燃傾向性等級屬級容易自燃。3）煤層瓦斯涌出量本區(qū)未進行煤層瓦斯測試工作，但據(jù)小窯調查及開采過程實際情況來看，各煤層瓦斯含量均很小、屬低瓦斯礦井。內蒙古安科安全生產(chǎn)檢測檢驗有限公司，2009年8月出具了武家塔煤礦礦井瓦斯等級鑒定報告（2009年度），礦井瓦斯絕對涌出量0.76m3/min，瓦斯相對涌出量0.62m/t；礦井二氧化碳絕對涌出量0.80m3/min。本礦屬低瓦斯礦井。1.2開拓設計1.2.1開拓方案武家塔井田共有可采煤層5層，分別為2-2、3、4、5-2、6-2下號煤層。截至目前， 3號煤層現(xiàn)已全部采空，2-2號煤層大部采空（現(xiàn)正在開采），4號煤層及以下煤層尚未采動。根據(jù)煤田煤層賦存條件，工業(yè)場地位置的選擇，并結合本礦井的地形條件、地面運輸條件提出倆種開拓方案：1） 方案一：開采4、5-2、6-2下號煤層時仍然使用礦井開采2-2號煤層開拓方式，采用平硐、斜井、立井開拓，所用井筒分別為1斜井(進風，敷設排水管路)、4平硐（進風、主提升）、1回風立井（總回風井）。礦井通風系統(tǒng)為中央分列式，通風方式為機械抽出式。2）方案二：利用已建工業(yè)場地，新建三條井筒，即：主斜井、副斜井和回風立井（原有井筒及系統(tǒng)均報廢），礦井開拓方式為斜、立井混合開拓。其中新建的主斜井、副斜井位于礦井原4#平硐處附近，井田邊界的東南角，主斜井擔負礦井的煤炭提升任務，為礦井輔助通風井，同時兼做礦井安全出口，斜長137.889m，傾角16，井筒凈寬3.8m，凈斷面10.19 m2；副斜井擔負礦井的設備、材料等輔助提升任務，斜長375.513m，傾角6，井筒凈寬4.1m，凈斷面11.68 m2,主、副斜井位于山坡地表最低處，有利于利用地形優(yōu)勢減少井巷工程量。新建的回風立井位于井田邊界的東北角地表平緩地帶，回風立井與主副斜井相距1200m左右。礦井開拓方式為斜井立井多水平混合開拓。礦井劃分二個水平，一水平標高+1048m（開采4號煤層），二水平標高+950m（5-2煤和6-2下煤）。礦井通風系統(tǒng)為中央分列式，通風方式為機械抽出式。1.2.2通風系統(tǒng)介紹1）方案一中，1斜井為主井，擔任進風，敷設排水管路的任務，4平硐為副井擔任進風、主提升的任務，1回風立井為總回風井。即地面新鮮風流副平硐（主斜井）輔運大巷（運輸大巷）膠帶運輸進風順槽回采工作面材料運輸回風順槽回風大巷回風立井排出地面。2）方案二中：（1）根據(jù)本次技術改造設計涉及到的礦井三個可采煤層賦存條件，設計將整個井田劃分為二個水平開采。初期開采一水平4號煤層時井下布置三條大巷，大巷均沿煤層底板布置，間距為3030.177m。主、副斜井見4號煤層后直接布置運輸大巷及輔運大巷，主運大巷與主斜井提升方位相同，平面上為一條直線；回風大巷與主、輔運輸大巷平行布置，與回風立井貫通，構成通風系統(tǒng)，為通風系統(tǒng)類型為中央分列式。即新鮮風流由副斜井（主斜井）4號煤層輔運大巷（4號煤層運輸大巷）4101工作面運輸順槽（4102回風順槽）4101綜采工作面4101工作面回風順槽4號煤層回風大巷回風立井風硐排出地面。（2）下部5-2號煤層開拓采用斜巷聯(lián)絡，在主副井筒井底附近，與4號煤層主輔運輸大巷平面上錯開1015m，掘進運輸下山（16）及輔運下山（6）。運輸下山見6-2下號煤層后落平，在5-2號煤層設置主運大巷和溜煤眼，將煤炭溜入運輸下山膠帶輸送機；輔運下山見5-2號煤層后沿煤層布置輔運大巷，構成運輸系統(tǒng)；回風立井延深至5-2號煤層后布置回風大巷，與5-2號煤層主輔大巷連通，構成回風系統(tǒng)。6-2下號煤層開拓方式除運輸下山落平后直接布置6-2下號煤層運輸大巷外，其他巷道布置同5-2號煤層。即地面新鮮風流由副斜井（主斜井）輔運（主運）下山盤區(qū)輔運大巷（盤區(qū)運輸大巷）回風大巷回風立井排出地面。1.3 通風系統(tǒng)方案比較1) 方案比較 方案一增加了井巷和土建工程量投資大，工期長；且通風路線長，風阻大；煤炭運輸距離長，運輸成本高。所用井筒位置和井筒現(xiàn)狀不利于4號煤層及以下煤層開拓和運輸，如果使用此方案煤層開拓系統(tǒng)十分復雜。 方案二利用已建工業(yè)場地新建風井，新建風井后與方案一相比通風路線縮短，風阻減少礦井通風容易，通風質量好；煤炭運輸距離短，運輸成本低；使煤層開拓系統(tǒng)簡單，輔助運輸系統(tǒng)流暢，通風系統(tǒng)合理，優(yōu)化井下系統(tǒng)和地面布置。利用部分原有施工巷道，施工井巷工程總長度為：5350m，其中煤巷為3492m，巖巷為646m，半煤巖巷1212m。主要大巷均布置在煤層中，減少了巖巷工程量，降低了投資成本。且回風立井和主副井構成了中央分列式通風方式，此通風方式正適合本礦煤層傾角較小，而且自燃發(fā)火比較嚴重的特性。2）方案確定 根據(jù)上述方案的比較，最總選取方案一。第二章 計算和分配礦井總風量2.1計算總風量2.1.1按井下同時工作的最多人數(shù)計算Q1=4NK =4501.2 =288m3/min=4.0m3/s式中：Q1-礦井總供風量，m3/min；4-每人每分鐘供風量，m3/min； N-井下同時工作人數(shù)，按交接班兩班人數(shù)計算50人； K-礦井通風系數(shù)，包括礦井內部漏風和和配風不均衡等因素，采用中央分列式或混合式通風時可取1.151.20。在礦井產(chǎn)量在T90104t/a時取小值; T90104t/a時取大，本礦井常年60萬t/a值此處取1.2。2.1.2按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算Q2=（Q采+Q掘+Q硐+Q車+Q其他）K式中：Q采-采煤工作面實際需風量總和，m3/min； Q掘-掘進工作面實際需風量總和，m3/min； Q硐-獨立通風硐室實際需風量總和，m3/min； Q其他-除采掘硐室外其它需風量總和，m3/min； K-礦井通風系數(shù)，包括礦井內部漏風和和配風不均衡等因素，采用中央分列式或混合式通風時可取1.151.20。在礦井產(chǎn)量在T90104t/a時取小值; T90104t/a時取大，本礦井常年60萬t/a值此處取1.2。1）回采工作面的風量計算：（1）按瓦斯涌出量計算Q采=100q采Kc=1000.731.4=102.2m3/min=1.70m3/s式中 Q采 采煤工作面需要風量，m3/min； q采 采煤工作面絕對瓦斯涌出量；本礦井瓦斯絕對涌出量為 0.76m3/min，采面絕對瓦斯涌出量取0.73m3/min；Kc 工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，即該工作面瓦斯絕對涌出量的最大值與平均值之比。通常機采工作面1.21.6；炮采工作面取1.42.0；水采工作面取2.03.0。本礦井為機采取1.4。（2） 按工作面溫度和合適風速計算采煤工作面應具有良好的氣候條件，其進風流溫度和風速應符合表2-1-1。采煤工作面的需風量可按下式計算：Q采=60V采S采Ki（m3/min）式中 Q采 采煤工作面實際需要的風量， m3/min； V采 采煤工作面適宜風速， m/s； S采 采煤工作面的平均有效斷面積，m2，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算； Ki 采煤工作面面長調整系數(shù),按表2-1-2選取。2-1-1 采煤工作面空氣溫度與合適風速對應表采煤工作面空氣溫度（）采煤工作面風速（m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.02-1-2 采煤工作面面長調整系數(shù)表 采煤工作面長度(m)50508080120120150150180180Ki0.80.91.01.11.21.31.4 本礦井無地溫熱害，井下巷道溫度一般不超過15，工作面加上設備的散熱，環(huán)境溫度不超過20。按2-1-1照氣溫與風速的對應關系，采煤工作面適宜風速取1.0m/s。采煤工作面面長調整系數(shù)Ki取1.1。根據(jù)所給材料的延伸斷面圖及采區(qū)參數(shù)取S采=10.5 m2。Q采=60V采S采K長=60110.51.1=693m/min=11.55m/s取Q采=12m/s（3） 按工作面人員數(shù)量計算： Q采=4nc=420=80m3/min=1.4m/s式中 4每人每分鐘供給的最低風量m3/min；nc采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取交接班時20人。依據(jù)以上幾方面的計算，按工作面溫度和合適風速計算的風量最大，取回采工作面風量Q采=12m3/s。（4） 按風速驗算：根據(jù)煤礦安全規(guī)程規(guī)定第101條，回采工作面最低風速為0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算，即回采工作面風量應滿足：15S采Q采240S采 157.5m3/minQ采=1260m3/min=720m3/min2520m3/min式中 S采 回采工作面平均有效斷面，根據(jù)所給材料的延伸斷面圖及采區(qū)參數(shù)取S采=10.5 m2。最后確定回采工作面需風量Q采=12m3/s。2）掘進工作面風量計算按礦井各個需要獨立通風掘進工作面實際需要風量的總和 (Q掘)計算。式中 Q掘i第i個掘進工作面實際需要風量，m3/min。（1） 按瓦斯涌出量計算Q掘=100q掘Kd=1000.701.5=114m3/min=1.75m3/s式中 Q掘 掘進工作面實際需風量，m3/min； q掘 掘進工作面平均絕對瓦斯涌出量，本礦井瓦斯絕對涌出量為 0.76m3/min，采面絕對瓦斯涌出量取0.70m3/min；Kd 掘進工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)。級掘進面最大瓦斯涌出量與平均瓦斯涌出量之比。通常，機掘工作面取Kd=1.52.0。本礦為機掘取Kd=1.5。（2）按局部通風機實際吸風量,計算掘進工作面實際需風量：巖巷掘進：Qbi=QbsI+60V小S掘=2001+99.5=285. 5m3/min=4.76m/s煤巷和半煤巖巷掘進：Qbi=QbsI+60V小S掘=2001+1511.5=372.5m3/min=6.21m/s式中 Qbs 掘進工作面局部通風機額定風量，m3/min；掘進工作面選用額定風量為200 m3/min，功率為11Kw局部扇風機；I 掘進面同時運轉的局部通風機臺數(shù)，臺； S掘-掘進工作面斷面積，根據(jù)武家塔延伸斷面圖中回風大巷斷面圖取巖巷掘進S掘=9.5 m3;根據(jù)運輸順槽斷面圖取煤巷和半煤巖巷掘進S掘=11.5 m3；V小局部通風機吸入口至掘進工作面回風流之間的風速巖巷不小于0.15 m/s、煤巷和半煤巖巷不小于0.25 m/s，以防止局部通風機吸入循環(huán)風和這段距離內風流停滯，而造成瓦斯積聚。（3） 按工作人員數(shù)量計算 Q掘=4N=430=120m3/min=2m/s式中 4每人每分鐘供給的風量不得小于4 m3/min；N掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，取30；（4）按炸藥使用量計算式中 掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，8kg； b每公斤炸藥爆破后生成的當量CO的量，根據(jù)炸藥有毒氣體國家標準， b取0.1m/s。 t通風時間，一般不少于20min； c爆破經(jīng)通風后，允許工人進入工作面工作的CO濃度，一般取0.02%。 （5）按風速進行驗算 按最低風速驗算 煤巷掘進工作面的最低風量Q煤（單位：m3/min）：Q煤15 S掘Q煤1511.5=172.5m3/min=2.875m3/s 滿足最低風速要求。式中 15按煤巷掘進工作面最低風速的換算系數(shù)；S掘煤巷和半煤巖巷掘進工作面的平均斷面積，根據(jù)運輸順槽斷面圖取煤巷和半煤巖巷掘進S掘=11.5 m2。按最高風速驗算：Q煤240 S掘Q煤24011.5=2760m3/min=46m3/s 滿足最高風速要求。式中 240按掘進工作面最高風速的換算系數(shù)； S掘煤巷和半煤巖巷掘進工作面的平均斷面積，根據(jù)運輸順槽斷面圖取煤巷和半煤巖巷掘進S掘=11.5 m2。 綜上所述：選取掘進工作面的風量為7m/s，Q掘=27=14 m3）硐室實際需要風量計算井下獨立通風的每個硐室所需風量，應根據(jù)各類硐室分別計算，武家塔煤礦的中央變電所、水泵房、消防材料庫、絞車房等都不是獨立硐室，不需要獨立通風。采區(qū)變電所設計為獨立硐室，需要獨立通風。總風量應為采區(qū)變電所硐室風量，則：采區(qū)變電所需風量的計算：Q采區(qū)變電所= 3600W =36002000.02 =100m/minCp60t 1.21.005602式中 Q采區(qū)變電所采區(qū)變電所變電所硐室總需風量，m3/min；W采區(qū)變電所硐室中運轉的電動機總功率Kw；根據(jù)本礦井變電所使用的設備設施取200kw； 硐室的發(fā)熱系數(shù)。應根據(jù)實際考察的結果確定，通常，水泵房可取0.010.03;變電所絞車房可取0. 020.04。此處為采區(qū)變電所取0.02；空氣密度，一般取=1.2kg/m；Cp空氣的定壓比熱容，一般可取Cp=1.005kj/kgk；t機電硐室進、回風中的氣溫差，此處取2。則：Q硐=100m3/min=1.67 m3/s。4）按稀釋防爆膠輪車尾氣需要風量的計算：本礦選用2臺WQC2J型2.5t防爆無軌膠輪車，用來滿足礦井材料、矸石、小型設備的運輸要求。另外，人員運輸選用WRC20/2J型防爆無軌膠輪車1臺。按膠輪車供風疊加法計算，已有無軌膠輪車功率為45kW，膠輪車單獨給風量按5.4m3/minkw供風，巷道中3臺膠輪車同時工作時通風量按疊加法計算，第一臺按100計算，第二臺按75計算，第3臺按50% 計算：Q膠輪車=5.445(100%1+75%1+50%1)=546.75m3/min=9.1m3/s5）其他巷道需要風量計算：對于礦井其他用風地點的配風量，設計考慮滿足巷道低風速等要求，取采、掘、硐室、防爆膠輪車尾氣需要風量之和的5%。則Q其它=（12+14+1.67+9.1）5% =1.84m3/s則礦井總風量：Q總=（Q采+Q掘+Q硐+Q車+Q它）K=（12+14+1.67+9.1+1.84）1.2=46.33m3/s，取47m3/s。2.2風量的分配2.2.1風量的分配1)風量分配的原則：配風量必須符合煤礦安全規(guī)程中下列有關規(guī)定；(1)關于氧氣、瓦斯、二氧化碳和其他有毒有害氣體安全濃度的規(guī)定；關于最高風速和最低風速的規(guī)定；關于采掘工作面和機電硐室最高溫度的規(guī)定；關于冷空氣預熱的規(guī)定；以及關于空氣中粉塵安全濃度的規(guī)定等。(2) 沿途漏風，尤其是風流短路，較大地影響了礦井通風的安全件和經(jīng)濟性。因此應盡量減少沿途漏風和風流短路。 (3) 在裝有局部通風機的巷道內，巷道的風量應按不小于局部通風機風量的1.43倍計算。(4) 在串聯(lián)摻新的風流中，應使其中的瓦斯、二氧化碳的濃度不超過0.5，且使其他有害氣體的濃度不超過安全濃度。2)風量分配的方法：在各個用風地點，將各用風點計算的風量值乘以備用系數(shù)K（見表2-2-1），就是配給用風地點所在巷道的風量。從各個用風地點開始，逆風流方向而上，遇分風點則加上其他風路的分風量，得到未分風前那一條風路的風量，作為該風路的風量，直至確定進風井筒的總進風量。這一風量應該等于剛才計算的礦井總風量。然后又從各個用風地點開始，順風流方向而上，遇匯合點則加上其他風路的風量一起分配給匯合后那一條風路，作為該風路的風量，直至確定回風井筒的總回風量。這一風量也應等于剛才計算的礦井總風量。表2-2-1 各用風點備用系數(shù)K用風點采煤工作面掘進工作面膠輪車通風硐室其他備用系數(shù)k1.251.101.201.152.03）風量的分配（1）礦井風量分配見表2-2-2表2-2-2 風量分配表 單位：m3/s序號供風地點數(shù)量所需風量總風量備注1采煤工作面115152掘進工作面27.715.43膠輪車11114采區(qū)變電所11.921.925其他3.683.68合計47(2)礦井風量再分配：不能把所有風量都分給回采面，防止因負壓過大而著火。膠輪車供風量分配，稀釋膠輪車尾氣的風量通過順槽進入回采工作面2.0m3/s，進入掘進工作面的風量為1.0m3/s，直接通過回風順槽5.0m3/s，漏風量為2m3/s，則風量分配見表2-2-3表2-2-3 風量再分配表 單位 ：m3/s序號供風地點數(shù)量所需風量總風量備注1采煤工作面117172掘進工作面28.717.43采區(qū)變電所11.921.924其他10.610.68合計472.2.2風速的校驗 主井進風17m/s,副井進風30m/s.當風量分配到各用風點后，對各主要巷道內風速進行了校驗，校驗結果見表2-2-4。經(jīng)驗算，風速均在煤礦安全規(guī)程第101條風速規(guī)定的允許范圍內。表2-2-4 各巷道和采煤工作面風速與允許風速序號巷道名稱凈斷面（m2）風量（m3/s）風速（m/s）允許風速（m/s）1運輸大巷10.19171.67最小0.25，最高62輔運大巷11.68302.57最小0.25，最高63回風大巷8.64475.44最高84運輸順槽10.26171.65最小0.25，最高65回風順槽10.0171.70最小0.25，最高66采煤工作面10.5171.62最小0.25，最高4第三章 礦井通風阻力的計算3.1容易時期和困難時期的確定3.1.1容易時期的確定 容易時期通風路線最短，阻力最小，本礦井在開采4101工作面時，具體見圖紙。3.1.2困難時期的確定 容易時期通風路線最長，阻力最大，本礦井在開采4106工作面時，具體見圖紙。3.2計算礦井通風阻力3.2.1選擇通風路線1)容易時期：新鮮風流由副斜井4號煤層輔運大巷4101工作面運輸順槽4101回采工作面4101工作面回風順槽4號煤層回風大巷回風立井排出地面。2）困難時期：新鮮風流由副斜井4106通風平巷4106運輸順槽4106回采工作面4106回風順槽4號煤層回風大巷回風立井排出地面。3.2.2計算礦井通風阻力內容1）摩擦阻力的計算： 根據(jù)巷道布置，分別按下式計算井巷摩擦阻力。h摩 式中：摩擦阻力系數(shù)NS2/m4 ；L井巷長度，m； P井巷周邊長，m；Q通過井巷的風量，m3/s； S井巷凈斷面積，m2 。從所給武家塔延伸斷面圖等資料可知各井筒和巷道的參數(shù)見表3-2-1表3-2-1 各井筒巷道參數(shù)名稱形狀支護方式凈斷面（m2）周長(m)主斜井半圓拱形砼砌碹10.1912.17副斜井半圓拱形砼砌碹11.6813.04回風立井圓形砼砌碹9.6211.0主運大巷長方形錨噴8.6412.4輔運大巷長方形錨噴10.513.4回風大巷長方形錨噴8.6412.0運輸順槽長方形錨網(wǎng)1013.0回風順槽長方形錨網(wǎng)10.2612.6摩擦阻力系數(shù)的選取根據(jù)礦井通風與空氣調節(jié)課本附錄三，根據(jù)井筒，道支護情況和壁面特征選取的具體值，具體見表3-2-2。表3-2-2 礦井摩擦阻力系數(shù)值名稱支護方式/ NS2/m4井筒砼砌碹支護0.004運輸大巷錨噴支護0.015輔運大巷錨噴支護0.015回風大巷錨噴支護0.015運輸順槽錨網(wǎng)支護0.006回風（輔運）順槽錨網(wǎng)支護0.006工作面支架0.0422）局部阻力的計算：局部阻力按摩擦阻力的10%計算。h局=h摩10%3.2.3礦井通風總阻力計算礦井總阻力計算，詳見礦井最小和最大通風阻力計算表3-2-2和表3-2-3。表3-2-2 礦井通風容易時期負壓計算表名稱斷面摩擦阻力系數(shù)長度周長風量阻力風速S（）（NS2/m4）L（m）P(m)Q（m/s）h(Pa)V(m/s)副斜井11.680.004375.513.043011.062.574煤輔運大巷10.50.01513013.43426.093.244煤輔運大巷10.50.01529513.43666.383.434煤輔運大巷10.50.01521413.42217.982.104101運輸順槽100.00692613.01720.871.704101工作面1050.04217515.21727.891.624101回風順槽10.260.00690012.61718.211.664煤回風大巷8.640.015612.0473.705.44回風立井9.620.00412511.04713.654.89小計205.84局部阻力20.58合計226.42表3-2-3 礦井通風困難時期負壓計算表名稱斷面摩擦阻力系數(shù)長度周長風量阻力風速S（）（NS2/m4）L（m）P(m)Q（m/s）h(Pa)V(m/s)副斜井11.680.004375.513.043011.062.574煤輔運大巷10.50.0151113.4301.722.864106通風平巷10.50.01534813.41717.461.624106運輸順槽100.00691713.01720.671.704106工作面10.50.04217515.21727.891.624106回風順槽10.260.00689712.61718.151.664煤回風大巷8.640.01518312.01714.761.974煤回風大巷8.640.01538612.036139.614.174煤回風大巷8.640.01541012.047252.765.44回風立井9.620.00412511.04713.654.89小計517.73局部阻力51.77合計569.511）容易時期礦井通風阻力由表3-2-2可計算，礦井通風容易時期總摩擦風阻hf1=205.84Pa則通風總阻力為：h1=hf1+h局1 =226.42Pa2）困難時期礦井通風阻力由表3-2-3可計算，礦井通風容易時期總摩擦風阻 hf2=517.73Pa則通風總阻力為：h2=hf2+h局2=569.51Pa3.3礦井通風難易程度評價3.3.1等積孔計算礦井通風等積孔按下式計算： A 式中：A礦井等積孔，m2； Q礦井風量，m3/s； h 礦井總風阻，Pa。1）容易期=1.1947（226.42）12=3.722.02）困難期 =1.1947（569.51）12=2.342.03.3.2通風難易程度評價 對于中小礦山， A2，礦井通風容易；A=12，礦井通風中等；A1,礦井通風困難。礦井通風容易時期通風難易程度為容易。礦井通風困難時期通風難易程度為容易。第四章 通風設備的選型4.1通風機的風壓風量計算1）最高風壓武家塔煤礦位于鄂爾多斯市東勝煤田北部伊金霍洛旗境內，氣候比較寒冷，一點四季自然風壓的最低值都比零大，所以自然風壓取零。2）最低風壓經(jīng)計算得主要進風、回風井井口高差97m，由200m高差，自然風壓大約為50100Pa，按比例可得本礦井自然風壓可取2449Pa。這里取24Pa。3）通風機的風量由于外部漏風，即井口防爆門及主要通風機附近的反風門等處的漏風，風機風量大于礦井風量。式中 主要通風機的工作風量，； 漏風損失系數(shù)，此時取1.05； 礦井總風量，。4）主扇風機選型選用k40-8NO.19軸流通風機兩臺，一臺工作，一臺備用。其風量為29.464.1m/s，風壓為154710Pa,功率為55Kw。 (1) 確定扇風機工況點：確定容易時期和困難時期通風網(wǎng)絡阻力系數(shù)：R1=0.1 (NS2)/m8R2=0.26 (NS2)/m8確定容易時期和困難時期通風網(wǎng)絡特性方程：H1=R1Q 2=0.1Q 2H2=R2Q 2=0.26Q 2確定扇風機工況點：通風機特性曲線見圖4-1-1圖4-4-1 k40-8NO.19通風機特性曲線圖 前期和后期通風網(wǎng)絡特性曲線與通風及性能曲線交于M1、M2點，即主扇工況點：容易時期：Q工1=47m3/s，h工1=202.42 Pa，工1=0.87；困難時期：Q工2=47m3/s，h工2=569.51 Pa，工2=0.80；5)主通風機配套電機選擇 NfHfQf / 1000f 式中：Nf -主扇風機的輸入功率Nf f-通風機的效率，kw;根據(jù)礦井通風與空氣調節(jié)10-14式，選取f取75%。 Qf-通風機的風量，m3/s； Ht-通風機的風壓，pa；則:通風容易時期需要的Nf113.32kw； 通風困難時期需要的 Nf2=37.47kw。 因為通風容易時期需要的Nf1=13.32通風困難時期需要的Nf20.6=37.47 0.6=22.5，根據(jù)礦井通風與安全210頁電動機選取原則，所以選用兩臺電動機。 根據(jù)通風容易與困難兩個時期主扇風機的輸入功率Nf，計算出電動機的功率Ne： NeK Nf/（e） K電動機備用系數(shù)，軸流風機取K=1.11.2，離心風機取K=1.21.3；本設計為軸流風機取K=1.1；傳動效率，取=0.95；e 電動機效率，根據(jù)電動機產(chǎn)品目錄查詢取e =0.92。 通風容易時期電動機功率:Ne1.113.32/（0.950.92）21.66kw； 通風困難時期電動機功率:Ne1.137.47/（0.950.92）47.16kw； 前期負壓和后期負壓時，扇風機軸功率變化不大，所以按照N1確定電動機功率。選用Y280M-6，55kw三項異步電動機。即選用k40-8NO.19軸流通風機兩臺，一臺工作，一臺備用；配280M-6電動機四臺,其容量為N55kw，兩臺工作，兩臺備用。6）主通風機的輔助裝置的設置（1）反風全礦井反風采用主扇風機反轉實現(xiàn)，區(qū)域及局部反風通過巷道布置和井下通風設施來實現(xiàn)，可滿足全礦井、區(qū)域及局部的反風要求。在風機控制室內安裝風機正反轉起動柜，并掛反風操作系統(tǒng)圖及操作規(guī)程。本系統(tǒng)設有空運轉系統(tǒng)。反風時操作風機換向柜使風機反轉，能在10min內改變巷道中風流方向，當風流方向改變后，通風機的供給風量不小于正常風量的40%。同時，為確保實現(xiàn)礦井反風，在井口設有反風設施，通過迅速調整預設的反風風門開關狀態(tài)，可實現(xiàn)全礦井反風。每季度至少要檢查一次反風設施，每年應進行一次反風演習。礦井通風系統(tǒng)有較大變化時，應進行一次反風演習。（2）防爆門防爆門是安裝在裝有主要通風機的排風井口上的特殊密封井蓋。在正常通風時，它被用來隔離井下氣流與地面大氣，防止風流短路，保證通風系統(tǒng)正常。當井下一旦發(fā)生瓦斯或煤塵爆炸事故時，防爆門被爆炸的氣流沖擊打開，從而爆炸氣流直接排放到地面大氣，起到卸壓作用，防止主要通風機因爆炸氣流沖擊而造成損壞；當主要通風機停止運行時，可以打開防爆門，以利用自然風壓通風。煤礦安全規(guī)程第一百二十一條規(guī)定：裝有主要通風機的井口必須封閉嚴密；裝有主要通風機的出風井口應安裝防爆門。第一百二十四條規(guī)定：主要通風機停止運行期間，必須打開井口防爆門和有關風門利用自然風壓通風。本礦設計的立風井防爆門由防爆蓋、反風裝置、重錘裝置等部件組成。防爆蓋采用錐形結構，分四個部分聯(lián)接而成，每部分由鋼板，角鋼組焊成型；返風裝置為壓板式；重錘裝置由重錘架、滑輪、配重組成。安裝質量要求 a、防爆門安設地點:防爆門應布置在與通風井同一軸線上，正對出風井風流方向安置；出風井與風硐的交叉點到防爆門的距離，比該點到主要通風機吸風口的距離至少要短10米。b、防爆門斷面:不小于出風井口斷面積； c、防爆門結構:結構嚴密，必須具有足夠的強度，并有防腐和防拋出的設施。 d、防