矿井通风课程设计

矿井通风课程设计说明书

镇雄县沙湾煤矿四采区通风系统设计说明书

姓 名 指导老师 班 级 学 号 时 间 成 绩

欧尼酱

通风13--1

2017年1月

摘 要

通过对镇雄县沙湾煤矿四采区的煤层地质赋存条件进行分析，选择合理的采区布置方案，运用适当的煤炭开采方法，提高煤炭产量和煤炭回采率，减少地质危害对煤矿生产的威胁。此外，对矿井的通风系统进行分析，确定通风网络，合理分配风量，选择适宜通风设施，满足井下作业的需求。在确保安全的前提下，提高煤矿生产效益。

关键字：采区布置;通风系统;分配风量;安全;提高效益

Abstract

Through analyzing the geological conditions of mining area in the Fourth of Zhenxiong Shawan mine, choose the right layout scheme mining area, using the appropriate method of coal mining to improve the rate of coal production and, reduce the threat of geological hazards to coal production . In addition, the analysis of mine's ventilation system is to determine the ventilation network, a reasonable allocation of air volume, select the suitable ventilation facilities, to meet the demand for underground work. The premise of ensuring safety, improving coal production.

Keywords: Mining Area Layout; Ventilation system; Distribution of wind Security; Improve efficiency

1、矿井概况 .............................................. 1

1.1 含煤地层.......................................................................................................... 3

1.2 煤质.................................................................................................................. 1 1.3 矿井瓦斯.......................................................................................................... 2 1.4 水文地质.......................................................................................................... 2 1.5 煤尘爆炸性...................................................................................................... 2 1.6 煤的自燃倾向性.............................................................................................. 2 1.7 工程地质.......................................................................................................... 3 1.8 其他开采.......................................................................................................... 3

2、采区煤炭储量及服务年限计算 ............................ 3

2.1 采区煤层倾角.................................................................................................. 3

2.1 采区煤炭储量.................................................................................................. 3 2.1 采区服务年限.................................................................................................. 3

3、采区情况介绍 .......................................... 3

3.1 采区的基本情况.............................................................................................. 3

3.2 采区巷道布置说明.......................................................................................... 4 3.3 采区内工作系统的介绍.................................................................................. 4

4、轨道断面选取 .......................................... 4 5、回采工艺 .............................................. 6

5.1 采煤方法 .................................................... 6

5.2 开采方法及采煤设备的选择 .................................... 6 5.3 综合机械化回采工艺 .......................................... 9 5.4 回采工作面循环作业图表 ..................................... 10 5.5 劳动组织形式 ............................................... 10

6、掘进工艺 ............................................. 11

6.1 掘进通风方法选择与比较 ..................................... 11 6.2 掘进通风设备 ............................................... 11

7、风量计算 ............................................. 12

7.1 回采工作面所需风量的计算 ................................... 12 7.2 掘进工作面所需风量的计算 ................................... 13 7.3 硐室风量 ................................................... 14 7.4 其他风量 ................................................... 14 7.5 总需风量 ................................................... 14 7.6 风量分配 ................................................... 14 7.7 风阻计算 ................................................... 15

参考文献: ....................................................................................................................................... 17

1 采区概况

1.1含煤地层

从钻孔揭露的资料看：矿区含煤地层为上二叠统龙潭组（P2l）与长兴组（P2c），地层总厚度177.45～187.92m,平均184.99m，含煤11～14层，平均12层。自上而下编号的有C1～C10煤层，并有许多透镜状煤层未编号，有些工程又未见有编号煤层或者变为炭质泥岩，仅有顶、底板特征。煤层总厚5.75～7.29m，平均6.63m，含煤系数3.58%，本区可采煤层主要有C5b、C6a、C6c三层。煤层倾角平均16°。 1.2可采煤层特征

（1）C5b煤层

C5b煤层为本次勘探次要可采煤层，是本次勘探的主要对象，该煤层位于龙潭组第三段（P2l3）上部，上距煤系顶部（Ⅰ7标志层）43.01～48.75m，平均46.34m。煤层厚度0.93～1.31m，属薄至中厚煤层。据12个工程点统计C5b煤层X（平均厚度）=1.17m，S（标准差）=0.1105，Cr（变异系数）=0.094838=9.48％，属稳定型煤层。

最薄区位于矿区东部边缘，中厚煤层区主要分布在勘探区中西部，煤层厚度变化小,呈向东部逐渐变薄的趋势。

该层煤结构较简单，一般含1层夹矸。为棕色、灰白色细晶、隐晶高岭石泥岩，其厚度为0.02～0.07m。顶、底板岩性均为炭质泥岩及泥岩。煤层多以半亮—光亮型煤为主。

（2）C6a煤层

为矿区主要可采煤层，位于龙潭组第三段（P2l3）上部，上距C5b煤层一般1.84～5.46m，平均3.36m。煤层厚1.30～2.28m，属中厚煤层。据14个工程点统计, C6a煤层X（平均厚度）=1.98m，S（标准差）=0.12424，Cr（变异系数）=0.059162=5.92％，属稳定型煤层。本区煤层厚度变化小，有由东向西变的薄趋势。

该煤层结构含夹矸一般1层，夹矸一般厚0.02-0.04m。夹矸岩性为灰褐色细～隐晶高岭石泥岩。顶、底板岩性均为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩。煤层多以半暗—半亮型煤为主。

（3）C6c煤层

为矿区次要可采煤层，位于龙潭组第三段（P2l3）上部，上距C6a煤层一般4.51～5.22m，平均4.85 m。煤层厚0.81～1.23 m，属薄煤层。据14个工程点统计，C6c煤层X（平均厚度）=1.05m，S（标准差）=0.0655，Cr（变异系数）=0.05838=5.84％，属稳定型煤层。

该煤层结构单一，顶板岩性为炭质泥岩、粉砂质泥岩及泥岩。底板岩性为粉砂质泥岩、泥岩、局部为细砂岩。煤层多以半暗—半亮型煤为主。

1.2 煤质

（1）煤的物理性质及煤岩类型 各煤层一般呈灰黑色，以条带状结构为主，局部为似均一状和线理状结构及鳞片状结构，层状、致密块状构造，风化后多呈碎块状和粉粒状。具沥青、金刚光泽，参差状断口。硬度小，内生裂隙不发育，每5厘米10条左右。肉眼煤岩类型有：暗淡型、半暗型、半亮和光亮型。C5b煤层以半亮-光亮型为主，C6a、C6c煤层以半暗型为主。

（2）煤的化学性质 1、工业分析

1

1）水分（Mad）

C5b原煤Mad为0.66～1.75%，平均1.25%，属特低全水份煤，精煤0.54～1.97%，平均1.07%，洗选后变化不大。

C6a原煤Mad为0.38～1.32%，平均1.01%，属特低全水份煤，精煤0.57～1.14%，平均0.83%，洗选后变化不大。

C6c原煤Mad为0.73～1.75%，平均1.13%，属特低全水份煤，精煤0.60～1.37%，平均0.87%，洗选后略有变化。

2）灰分（Ad）

C5b原煤灰分Ad为17.69-29.40%，平均24.37%，属中灰煤，精煤5.96-17.42%，平均11.79%，洗选后灰分含量明显降低40.75-66.31%。

C6a原煤灰分Ad为21.56-34.92%，平均26.71%，属中灰煤，精煤9.41-17.40%，平均13.60%，洗选后灰分含量明显降低50.17-56.35%。

C6c原煤灰分Ad为18.73-27.96%，平均23.26%，属中灰煤，精煤6.62-18.65%，平均12.25%，洗选后灰分含量明显降低33.30-.66%。

3）挥发分（Vdaf）

C5b原煤挥发分Vdaf为9.47-12.36%，平均10.82%,为低挥发分煤,精煤Vdaf为6.87-8.52%，平均7.80%。洗选后挥发分明显降低。

C6a原煤挥发分Vdaf为9.23-16.13%，平均11.71%,为低挥发分煤；精煤Vdaf为7.17-10.31%，平均8.61%。洗选后挥发分明显降低。

C6c原煤挥发分Vdaf为8.39-15.04%，平均11.08%,为低挥发分煤,精煤Vdaf为6.86-10.67%，平均8.39%。，洗选后挥发分明显降低。

上述 C5b、C6a、C6c均属低挥发分煤。

1.3 矿井瓦斯

该矿绝对瓦斯涌出量为40.2m3/min，根据生产监督管理总局、国家发展和改革委员会、国家能源局及国家煤矿安全监察局文件（安监总煤装〔2011〕162号）第七条规定，该矿井为瓦斯矿井。

1.4 水文地质

本区域地处云贵高原乌蒙山系北段，长江一级支流—赤水河和乌江的上游分水岭地带，在地质构造上，位于则底向斜之北西翼。分别与母享向斜、以勒背斜相接。

区域内近代隆起显著，侵蚀下切剧烈，属构造侵蚀中山地形。最高海拔高程+1750m，赤水河最低为+730m，相对高差1020m。山峰林立，坡陡谷深，悬崖峭壁，起伏急剧，地形极为复杂。纵观地貌可分为两区：一是复式向斜周围大面积分布的碳酸盐岩岩溶洼地，地势低下，岩溶发育，高程约+1300～+800m之间，区域北西的赤水河，最低标高800m，一是复式向斜中部由碎屑岩构成的高峻侵蚀山区，煤层分布其中，远高于四周洼地地形有利于地表及地下水排泄。

1.5 煤尘爆炸性

2012年6月，业主委托云南省煤炭产品质量检验站对C6煤层及C5煤层分别做了煤尘爆炸性鉴定。鉴定结论为C6煤层无煤尘爆炸危险性，C5煤层无煤尘爆炸性。

1.6 煤的自燃倾向性

2

2012年6月，业主委托云南省煤炭产品质量检验站对C6煤层及C5煤层分别做了煤层自燃倾向性鉴定。鉴定结论为C5煤层自燃倾向性为Ⅱ类，即自燃煤层；C6煤层自燃倾向性为III类，即不易自燃煤层。

1.7 工程地质

矿区工程地质类别属坚硬半坚硬岩层为主的层状矿床，厚度稳定。地质构造简单，为单斜构造，矿区地层倾向同坡向相反，有利于边坡的稳定。煤层顶、底岩层完整，地下水静压力不大，地质灾害不发育，工程地质条件不复杂。

1.8 其它开采技术条件

（一）地温

在ZK601钻孔进行了测井温工作，孔深150m以上，井温17.5℃,接近或低于地面水温，属于气温及地下水活动影响带。在勘探硐内观测，硐内温度17℃也接近气温。矿区地温无异常。

（二）冲击地压

矿区无冲击地压现象。

2 采区煤炭储量及服务年限的计算

2.1采区煤层倾角

根据矿井概况给出煤层倾角平均16°

2.2 采区煤炭储量

根据采区煤层倾角和采区平面面积可得出采区煤层面积为：1346787.5 m²，三层煤厚度分别为1.17m，1.98m，1.05m，煤的视密度分别为取1.60 t/m³，1.65 t/m³，1.58 t/m³。取总煤厚4.2m，平均视密度1.61 t/m³。

则：采区的地质储量Q地=1346787.5×4.2×1.61=9106977.08 t

根据《规程》规定，为了隔离采取，防止发生火灾、瓦斯涌出的影响，结合本采区内煤层赋存特点，在采区边界留设的采区隔离煤柱20米，井田边界留煤柱25米。 井田及采区留煤柱：P1=2432868 t 主要巷道保护煤柱：P2=491000 t 工作面采取率薄煤层为97%

采区可采储量：Zk=（9106977.08－2432868－491000）×97%≈6183.1 kt

2.3 采区服务年限

储量备用系数：K=1.5

618.31采区服务年限= =6.8a≈7a

601.53 设计采区情况介绍

3.1 采区的基本情况

3

采区煤层平均倾角16°，为缓倾斜煤层，瓦斯绝对涌出量为40.2m³/min，开采煤层厚度为1.17 米，年产量60万吨。采区煤炭地质储量为9107千吨，工业储量为6674.1千吨，可采储量为6183.1千吨，采区服务年限为7年。

3.2 采区巷道布置说明

在等高线最低煤层底板底板上沿煤层走向布置两条煤巷，分别为采区轨道下山巷、采区运输下山巷,在最高煤层顶板中沿煤层走向布置一条煤巷，为回风下山巷。其中轨道下山巷和运输下山巷布置在同一水平，三条集中巷的水平距离为20米，采区共设置10个回采工作面，双翼布置，两翼分别布置一个正采工作面和一个备采工作面。

由轨道下山巷分别向下开掘进风斜巷与工作面进风顺槽相通，一个中部车场与和回风下山巷相连，用于运料排矸。工作面进风巷与轨道下山巷经进风运料斜巷相连，工作面皮带巷与采区运输下山巷经溜煤眼相连，工作面回风巷采区回风下山巷相连。

工作面采用后退式进行开采，工作面长度为125米，在采煤工作面中部运输巷道内安装一台刮板输送机运输煤炭；在采煤工作面左侧铺设皮带。在每个区段内沿煤层向煤层边界开掘到边界，开掘开切眼,即可进行回采。在采区运输下山巷中铺设皮带运输机，在采区轨道下山巷中铺设轨道用于运料排矸，在回采工作面皮带巷道内安装一台胶带输送机运输煤炭；在回采工作面回风巷道内铺设轨道，用于工作面排矸运料。

3.3 采区内工作系统的介绍

采区内的工作系统主要包括：

（1）运煤系统：

工作面—工作面皮带运输巷—溜煤眼—采区运输下山巷—煤仓—运输大巷外运。 （2）通风系统：

回采工作面通风系统：新鲜风流—运输——采区轨道下山巷—进风运料斜巷—工作面皮带巷—回采工作面—工作面回风巷—采区回风下山巷—采区回风大巷—浊风排出；

掘进工作面通风系统：局部通风机吹入新鲜风流—掘进面进风巷—掘进工作面—采区回风下山巷—采区回风大巷—浊风排出。

（3）材料及设备运输系统：

回采工作面：采区运输大巷—采区轨道下山巷—采区中部车场—工作面回风巷—回采工作面；

掘进工作面：采区运输大巷—采区轨道下山巷—采区中部车场—掘进面进回回风巷—掘进工作面。

（4）排矸系统：

掘进巷道时所出的煤和矸石—掘进面进、回风巷—采区回风下山巷—轨道下山巷—装车外排。

回采工作面矸石—回风顺槽—中部车场—轨道下山巷—装车外排。 （5）排水系统：

采区涌水量相对较少，因此只在局部地点设置水泵对进行抽水作业直接将水沿管路排出。

（6）供电系统：

高压电缆由井底变电所，经大巷、采区运输石门、上部车场、中巷至采区变电所。经降压后的低压电，由低压电缆分别引向回采和掘进工作面附近的配电点以及皮带输送机、绞车房等用电地点。

4 轨道断面选取

4

由于采区服务年限不超过10年，因此采区皮带下山巷、轨道下山巷、回风下山巷以及进、回风斜巷、运料斜巷、工作面皮带顺槽、回风顺槽、行人斜巷等均采用梯形断面，梯形断面能够使顶板暴露面积少，可减少顶压，能承受较大的侧压.工作面皮带顺槽、回风顺槽GB700-65，11#A5矿用工字钢，联络巷、采区皮带集中巷、轨道集中巷、回风集中巷以及斜巷采用锚杆支护,锚杆型式为钢筋砂浆,外露长度40mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深1600mm，锚杆直径14mm。 采区轨道集中巷采用600mm轨距断面，利用3.0t矿车运输设备和材料；采区皮带集中巷和工作面皮带顺槽采用带式输送机运输，为单输送机道；工作面进风顺槽利用1.5t矿车运输材料和设备，为单轨巷道。 （1）、采区皮带下山巷、轨道下山巷、回风下山巷断面： 设计净断面12.8m²， 净周长15.5m，底板宽度4800mm，顶板3900mm，高度3200mm，如图3-1所示。

(2)、工作面回风顺槽、皮带顺槽、联络巷以及运料斜巷、进、回风斜巷断面：

设计净断面12.6m²，净周长14.6m，底板宽度4500mm，顶板3700mm，高度3000mm，如图3-2所示。

皮带集中巷断面 回风集中巷断面

轨道集中巷断面 图4-1

5

工作面回风顺槽断面 工作面运输顺槽断面 图4-2

5 回采工艺

5.1 采煤方法

由于煤层倾角为16°，工作面沿倾向推进，由于煤层倾角属于缓倾斜，结合本采区煤层赋存条件，所以采用走向长壁采煤法，采用后退式开采。采用走向长壁采煤法的特点是，工作面（煤壁）较长两端有航道，并沿煤层走向方向从采区边界向采区上山（或下山）方向回采。走向长壁采煤法又分为整层开采走向长壁采煤法和厚煤层倾斜分层走向长壁采煤法两种。整层开采走向长壁采煤法的巷道布置比较简单，在区段内的回采工作面上端掘一回风平巷（兼运料、行人），下端掘一运输平巷（运煤兼入风、行人），开切眼在始采线处沿煤层倾斜方向掘进。整层开采走向长壁采煤方式适于，缓斜及中斜而厚度比较稳定的煤层。倾斜分层走向长壁采煤法，则适于缓斜及中斜煤层，厚度大于3.5m一次不能全层回采而比较稳定的厚煤层。倾斜分层是沿厚煤层的倾斜方向，把煤层分成几个分层，仍沿煤层走向方向，逐层回采。其分层间的顶板控制方法，可用人工假顶（下行垮落法）或全部充填（上行充填法）来解决。

5.2 开采方法及采煤设备的选择

（1）开采方法

采区采用综合机械化采煤工艺。

（2）采煤设备的选择

根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择采煤设备。

采煤机型号为：7LS-4型双滚筒电牵引采煤机，液压支架的型号为：ZY3600/25/50，工作面刮板输送机型号为：LX(3B)-1500-830双中心链板输送机，刮板转载机型号为：SZB-7/132，工作面运输巷道用SSJ-1000/2×160型伸缩带式输送机，破碎机型号为PEM1000×650Ⅱ。

采煤机型号为7LS-4型双滚筒电牵引采煤机，其主要参数如表5-1所示：

表5-1采煤机型号参数表

采煤机型号 采高（m） 截深（m） 7LS-4型 0.8～2.66 0.6 6

适应倾角 滚筒直径（m） 截割功率（kw） 摇臂长度（mm） 摇臂摆动中心距（mm） 牵引力（KN） 牵引速度（m/min） 牵引型式 机架高度（mm） 摇臂长度（mm） 灭尘方试 额定功率（KW） 电压（V） 机重（T） ≤20° 2.2 2×750 2916 13873 62t～87t 15～20m/min 交流变频电牵引 1500 2916 冷却喷雾 30 ＡＣ3300 92

液压支架型号为ZY3600/25/50，其主要参数如表5-2所示：

表5-2液压支架型号参数 型号 支 架 型式 高度（m） 宽度（m） 中心距（m） 初撑力（kN） 工作阻力（kN） 支护强度（MPa） 对地板比压（MPa） 适应煤层倾角（°） 降移升循环时间（s） 运输尺寸（m） 重量（t） 立 柱 推移 千 斤顶 平衡 千 斤顶

ZY3600/25/50 掩护式 0.8-3.0 1.43-1.6 1.5 3092 3600 0.61 1.31-2.35 <25 35.9 6.12*1.43*2.5 19.76 双伸缩 250/180/180 1800/1546 浮动活塞式 160/700 178.8/452.6 140/350 6/408 2 7

型式 缸径/中缸内径/柱径（mm） 工作阻力/初撑力（kN） 型式 缸径/行程(mm) 推力/拉力（kN） 缸径/行程(mm) 工作阻力（ｋＮ） 每架数量（个）

工作面刮板输送机型号为：LX(3B)-1500-810型双中心链板输送机,其主要参数如表5-3所示：

表5-3刮板输送机型号参数

机型 设计长度 输送量 刮板链速 电动机型号 功率（kw） 转载机型号为：SZB-7/132,其主要参数如表5-4所示：

表5-4转载机型号参数表 出厂长度 输送能力 速度 与带式输送机有效重叠长度 爬坡性能 爬坡角度 爬坡长度 爬坡高度 29.7m 700t/h 1.34m/s 11.44m 10° 6.5m 1.6m YL-500X1Q 1500×7×222mm 回 环 链 刮板链型式 电 动 机 型号 功率 转速 电压 规格 破断 负荷 质量 双边链 KBY550-132 132KW 1470r/min 1140V 22×86（d×tmm） ≥598KN 516mm 24.90t LX(3B)-1500-810 150米 1500吨/小时 0.66米/秒 YBSS250 2×375 偶合器型式 中部槽尺寸 刮板间距 伸缩带式输送机型号：SSJ1000/2×160,其主要参数如表5-5所示：

表5-5输送机型号参数表 输送量 输送长度 带速 传动滚筒直径 托辊直径 输送带 类型 宽度 1000t/h 1200 205m/s 630mm 108mm 阻燃输送带 1000mm 100m 机尾搭接长度 机尾搭接处轨距 机头外形尺寸 机尾外形尺寸 电动机 型号 功率 电压 质量 12m 1362mm 26×1705mm 2805×1968mm YSB-90 160×2KW 660V 120t 储带长度

破碎机型号为：PEM1000×650Ⅱ,其主要参数如表5-6所示：

表5-6破碎机型号参数表 结构特点 过煤能力(t/h)

鄂式 700 配套转载机型号 外形尺寸（长×宽×高）（mm） 8

SZB-7/132 3270×2260×1430 破碎能力(t/h) 进料口宽度（mm） 进料口高度（mm） 出料粒度（mm）

450 1000 电动机 550 40-370 型号 功率（kW） 电压(V) JBY91-4/55 55 1140 5.3 综合机械化回采工艺

综合机械化采煤工艺是用机械方法破煤和装煤、输送机运煤和自移式液压支架支护顶板的采煤工艺。回采工作面循环作业：

(1)滚筒的转向和位置

前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤。即“前顶后底”、“右顺左逆”。综采面双滚筒采煤机的割煤方式：往返一次割两刀。

(2)割煤方式

考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素，采用穿梭割煤，往返一次进两刀。 （3）综采面采煤机的进刀方式：

由于双滚筒采煤机可以在进刀过程中前后滚筒需要重复升起和下降，以截割机身下的煤。采煤机选用工作面端部斜切割三角煤进刀。其过程如下：

① 当采煤机割至工作面端头时,其后方一定距离以外的输送机已移近煤壁,前后滚筒间尚留有一段下部煤；

② 调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；

③ 再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割三角煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤。

④ 再次调换滚筒上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。

(4)支护方式

工作面采用及时支护，支架依次前移、支护顶板,输送机随移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深。推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、运料和通风移架方式。

（5）移架方式

支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多。

生产班的主要工艺过程是：割煤一移架一移前部输—送机一清煤一移后部输送机 割煤一移架一移前部输送机--清煤一放煤。

（6）工作面循环作业计算

采区的设计生产能力为60万吨/年，每年工作330天，则：

平均日产量=

600000=1818吨 330 9

日推进量=

日产量

工作面长度煤层厚度煤的容重工作面采出率1818=3.62米

1251.171.697%3.62采煤机截深为0.6米，则进刀数=≈6刀

0.6=

工作面采用四、六工作制，三采一准作业方式，每天进六刀；劳动组织形式为分段作业形式。

5.4 回采工作面循环作业图表

回采工作面配备三个班进行开采，其中两个开采班，一个检修班。具体回采工作面循环作业如何进行如表5-7所示：

表5-7回采工作面循环作业图表

5.5 劳动组织形式

劳动组织形式如表5-8所示：

表5-8 劳动组织形式表

序号 1 2 3 4

工 种 班长 安全员 采煤机司机 支架工 定员 一班 1 1 2 6 二班 1 1 2 6 10

三班 1 1 2 6 检修班 1 1 4 合计 4 4 6 22 5 6 7 8 9

清煤工 输送机司机 运料工 端头支护工 机电维修工 合计 4 1 4 4 2 25 4 1 4 4 2 25 4 1 4 4 2 25 2 6 6 4 12 5 18 18 10 99 24 6 掘进工艺

6.1 掘进通风方法选择与比较

掘进通风方法采用局扇通风。局扇通风按其工作方式可以分为压入式、抽出式和混合式三种。它们的优缺点有： （1）压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好;而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机防爆性能出现问题，则非常危险。

（2）压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果。而抽出式通风有效吸程小，掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。与压入式通风相比，抽出式风量小，工作面排污风所需时间长、速度慢。

（3）压入式通风时，掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走，而用抽出式通风时，巷道壁面涌出的瓦斯随风流流向工作面，安全性较差。

（4）抽出式通风时，新鲜风流沿巷道进入工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好;而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，掘进巷道越长，排污风速越慢，受污染时间越久。这种情况在大断面长距离巷道掘进中尤为突出。

（5）压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输，而抽出式通风的风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。 （6）混合式通风是由压入式和抽出式联合工作，所以兼有二者的优点。这种方式的效果好，适用于大断面、长距离的岩、半煤岩和瓦斯涌出量不大的煤巷掘进。

基于上述分析，当以排除瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进时应采用压入式通风，而当以排除粉尘为主的井巷掘进时，宜采用抽出式通风。本设计中为高瓦斯矿井，所以采用压入式，对于压入式通风，由于局扇和启动装置都位于新鲜风流中在瓦斯矿井运转安全；风筒出口风流的的有效射程长，排烟能力大，工作面的通风时间短，而且可用柔性风筒。

6.2 掘进通风设备

（1）风筒

选用KSS600-150型带刚性圈的软质阻燃风筒，直径600mm，接头方法：快速接头软带，百米风阻30.2N·s2/m8，一节10m,螺距150mm。

（2）局部风机

工作面每月掘进295米，每分钟推进0.0068米，掘进断面为12.3m²，则 q绝对=0.0068×12.3×1.6×23.93=3.2m³/min

需风量Q=100×q绝对×K=100×3.2×1.5=480m³/min（K为掘进工作面瓦斯涌出不均

11

衡系数，一般取1.5~2.0）

1 风筒漏风系数=1nL

式中：n——接头个数（26）；

L——一个接头的漏风率（0.005） 则=1/(1-26×0.005)=1.1

局部风机工作风量为Qf=Q=1.1×480=528m³/min 局部风机的全风压hf=RpQf



Q=75.5×528×480÷60÷60=5315.2pa

故本设计选用JBT-61型局部风机量3台，全风压2686~6136pa，风量200~350m³/min，功率11Kw，转速2900m/min。

7 风量计算

生产采区需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。

Q采区≥（∑Qai +∑Qbi +∑Qci）×Kwz m3/min

式中：∑Qai——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;

∑Qbi——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min; ∑Qci——其他风量的总和，m3/min;

Kwz——采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和

统计中求得，一般可取1.2～1.25，在此采区中近似为1.2。

7.1 回采工作面所需风量的计算

每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面气温、风速、炸药量和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

根据《规程》规定，按回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1%的要求计算。

回采工作面绝对瓦斯涌出量为q绝对=40.2×(1-88%)=4.824m3/min(88%为瓦斯抽采率)

3

Qa1=100q绝对×Ka=100×4.824×1.2=579m/min（其中Ka为回采工作面瓦斯涌出不平衡系数，一般取1.2~2.1）

3

Qa2=579m/min

（2）按工作面气温与风速的关系计算 Qa=60×Va×Sa

式中：Va——采煤工作面风速，m/s，工作面平均温度15℃时，取Va=0.5m/s； Sa——采煤工作面的平均断面积，m2。

使用掩护式支架时，Sa=3（M-0.3）m2，其中M为煤层开采厚度，m。

Sa =3×（4-0.3）=11.1m2

则Qa1=60×0.5×12.3=369m3/min

3

Qa1=369m/min （3）按炸药量计算 Qa=25Aa

式中：25——每公斤炸药爆破后，需要供给的风量；

12

Aa——回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，Kg。 则Qa1=25×3=75m3/min

3

Qa1=75m/min （4）按人数计算 Qa=4Na

式中：4——井下每人每分钟供新鲜空气，4 m3/(人min）；

Na——回采工作面同时工作的最多人数，本采区交时最多为49人。 则Qa1=4×49=196m3/min

3

Qa1=196m/min

（5）按风速进行验算

根据《规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算。即每个回采工作面的风量Qa为：

3

Qa0.25×60×Sa=0.25×60×12.3=184.5m/min

3

Qa4×60×Sa=4×60×12.3=2952m/min

综上所述回采工作面取风量值Qa1=579m3/min，备采工作面风量值Qa3=Qa1÷2=983÷2=2.5m3/min；Qa4=Qa2÷2=983÷2=2.5m3/min

∑Qai=Qa1+Qa2+Qa3+Qa4=1736. m3/min≈1737 m3/min

7.2 掘进工作面所需风量的计算

（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

工作面每月掘进295米，每分钟推进0.0068米，掘进断面为12.3m²，则 掘进工作面相对瓦斯涌出量为

q相对=

40.21860330=23.93m3/t，

600000掘进工作面绝对瓦斯涌出量为

q绝对=0.0068×12.3×1.6×23.93=3.2m³/min 需风量Qb=100×q绝对×K

式中：K——为掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.5~2.0。 则Qb=100×3.2×1.5=480m³/min （2）按炸药量计算 Qb=25Aa

式中：25——每公斤炸药爆破后，需要供给的风量；

Ab——回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，Kg。 则Qb=25×3=75m3/min

（3）按局部风机的吸风量计算 Qb=QfI

式中：Qf——掘进工作面局部风机的吸风量，本次计算取200m3/min；

I——掘进工作面同时运转的局部风机的台数。 则Qb=200×3=600m3/min （4）按人数计算 Qb=4Nb

式中：Nb——掘进工作面同时工作的最多人数，本次计算为20人。 则Qb=4×20=80m3/min （5）按风速进行验算

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煤巷掘进最低风量Qb≥0.25×60×Sb 式中：Qb——掘进巷道断面积

则Qb≥0.25×60×12.3×=184.5m3/min（1个掘进面） 综上所述掘进工作面的需风量∑Qb=600m3/min

7.3 硐室风量

采区变电所配风量：80 m3/min。 绞车房所配风量：80 m3/min。

故硐室风量的总和为∑Qc=80+80=160m3/min

7.4 其他风量

风门巷道等漏风量∑Qd=（∑Qa+∑Qb+∑Qc）×0.2=499.4 m3/min≈500 m3/min

7.5 总需风量

采区所需总风量Q采区≥∑Qa+∑Qb+∑Qc+∑Qd=931+466+700+200=2872m3/min

7.6 风量分配

如图7-1所示通风系统流体网络图， 根据流体网络中总进风量等于总回风量进行风量分配。每条分支的风量分配数据如表7-1所示。

31e1230e2029e4124e40e11e24e19e2832e33e3939354137e10e23采煤工作面采煤工作面e18备采工作面备e27采工作面e321817掘进工作面e3616e3819e53e35e4823e5238e2630e9e222042e25e44e17e46e4721221427e3115e45e3428e5125e21e43268e81311e30变e3744e50e427e7e1633e294310e14e1512e49e13965e54e6e234e4绞e132e3

图7-1

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分支风量见表7-1：

分支e1e2e3e4e5e6e7e8e9e10e11e12e13e14e15e16e17e18Q（m3/min）2780281728172727971258125857957957929971539679860679286.5286.5分支e19e20e21e22e23e24e25e26e27e28e29e30e31e32e33e34e35e36Q（m3/min）286.518396795795795793.52.52.52.57801007007007006806801060 表7-1

分支e37e38e39e40e41e42e43e44e45e46e47e48e49e50e51e52e53Q（m3/min）80380106011601739100100100100100100100100100100200300 7.7 风阻计算

摩擦阻力计算

S

式中：——摩擦阻力系数，通过查表取值。

L——巷道长度，m；U—巷道周长，m；S—巷道面积，m2。

RfrLU3HfrRfrQ2

计算如表7-2

15

16

最大阻力路线为：e1-e3-e4-e5-e6-e13-e15-e29-e20-e34-e35-e36-e39-e40-e41-e20-e12 Hr=17.02+2.33+3.19+16.3+4.49+9.4+1.27+1.42+5.06+0.19+0.62+9.+4.9+6.16+4.04+31.04=117.32pa

总阻力为h=hr×K=117.32×1.15=134.918pa

式中， k —— 考虑局部阻力附加系数，按经验取1.1—1.15，取1.15

参考文献

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[10] 才庆祥,徐志远.我国煤炭资源开发存在的若干问题及对策[J].露天采矿技术,2005,(5). [11]徐永圻,等.中国采煤方法图集.徐州:中国矿业大学出版社,1990.

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○1、风筒的选择

掘进通风若选用抽出式通风，目前有用金属整体螺旋弹簧钢丝为骨架的塑料布风筒；压入式通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于储存和搬运，连接和悬吊也简便，胶布和人造革风筒防水性能好。本设计选用胶布风筒，其特征参数见表5-2。

表5-2 掘进通风风筒特征表 型号

Kss600-150型 风筒直径/mm 600 百米风阻 30.2 接头方法 快速接头软带 备注

30m一节螺距150mm ○2、风筒漏风备用系数

风筒漏风备用系数是指Qf与Qci之比，即

Qf Qci式中：Qf——局扇工作风量，m³/min； Qci——掘进工作面所需风量，m³/min。 柔性风筒的值，可按下式计算

1 1nl式中：n——接头数；

l——一个接头的漏风率，插接时l=0.01~0.02，罗圈反边连接时

l=0.005。

在本次设计中掘进工作面的掘进距离有800米，n罗圈反边连接，l=0.005。则风筒备用系数3、局扇工作风量 ○

掘进工作面所需风量Qc1取按沼气（或二氧化碳）涌出量计算、按炸药量计算和按人数计算中的最大值，则Qc1140m³/min。

局扇工作风量Qf1401.1154m³/min 4、百米漏风率 ○

80026，风筒的连接方式选用3011.1

1260.005QfQc1100 LQf100式中：Le100——百米漏风率，%； Le100

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L——风筒的使用长度，m。 则Le100QfQc11541401001.1% L800Qf154100100一般要求柔性风筒的百米漏风率应符合表5-3的数值。 表5-3 柔性风筒的百米漏风率表 通风距离 L100/%

＜200 ＜15

200～500 ＜10

500～1000 ＜3

1000～2000 ＜2

＞2000 ＜1.5

本次设计风筒的百米漏风率Le1001.1%<3%因此设计合理。

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