玉岭煤业矿井通风系统设计综述

第一章 井田自然概况

第一节 井田自然概况

一、交通位置

山西教场坪集团玉岭煤业有限公司位于右玉县东南元堡子乡红寺洼村南，行政区划属右玉县元堡子乡所辖。地理位置为：

东经112°37′30″-112°38′56″； 北纬39°44′01″-39°49′50″。

井田东南距北同蒲铁路（岱岳站)约43公里，西北距右玉县城（油坊)约32公里，山（阴)－和（内蒙和林)公路距矿区2.5公里，公路、铁路均可运输，交通较为方便。

详见交通位置图1-1-1。 二、地形地貌

井田位于大同盆地西缘，洪涛山以北，属山前丘陵区，地势平缓，井田内总体表现为南高北低，最高点位于井田东部土梁，海拔为1527.80m，最低点位于西北部的大沙沟河漫滩上，海拔为1427.0m，相对高差100.80m。

三、河流水系

井田属海河流域永定河水系，桑干河支系。区内无常年性河流，只在井田中部分布一条较大沟谷－大沙沟，平时一般干涸无水，仅雨季时有短暂洪水排泄，向西北汇入元子河。元子河雨季最大流量达980m/h,河床宽度为300～500m，于井田西北侧由北向南流过，为井田附近主要河流。

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四、气象及地震情况

本区属暖温带性气候，春季干旱多风沙，冬季长而寒冷，夏季甚短，降水多集中在夏末秋初，全年气温变化剧烈。年均气温4.5℃，最高气温和昼夜温差显著。极端最高温度33.4℃，极端最低温度－34.1℃，平均日温差为15℃左右。降水量主要集中于7－9月，年均降水量为450m。年蒸发量为1556.7－1926.7mm，其中4－8月蒸发量大。蒸发量是降水量的3－4倍。每年结冰期从10月上旬至翌年4月下旬，最大冻土深度163cm，一般为138cm。西北风几乎贯穿全年，5月份风力最大，风速在14.0－22.0m/s。

根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)（2008年版）和《中国地震动峰值加速度区划图》（GB18306-2001图A1），本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10。

五、四邻关系

山西教场坪集团玉岭煤业有限公司西北为山西右玉玉龙煤业有限公司，东部为右玉县高山煤矿，北部和东部为南阳坡煤矿，南部为山西右玉教场坪煤业有限公司。

1.山西右玉玉龙煤业有限公司

该矿属兼并重组矿井，是由原山西右玉南阳坡西煤业有限公司和山西右玉吐儿水煤业有限公司重组而成，整合后井田面积5.5597km，批准开采9、11号煤层，设计生产能力120万t/a。

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1)山西右玉南阳坡西煤业有限公司

南阳坡西煤矿于1990年6月动工兴建，1996年1月投产，属乡办煤矿，批准开采9、11号煤层。设计生产能力15万t/a，实际生产能力15万t/a，原开采9号煤层。

矿井生产采用一对斜井进行开拓，其中主井坡度28°，斜长227m至9号煤层底板，作为出煤、提矸、下料和进风井。副井坡度为18°，斜长423mn，作为回风和行人井。采煤方法为短壁刀柱式，电钻打眼，爆破落煤。从工作面到井底为皮带运输，井底到地面为TD75在倾角强力输送皮带提升，功率为2×110kw；副井绞车型号为JD－1.2，功率为30KW。通风方式为并列式，风机工作方式为抽出式，主要通风机型号为FBCZ4－№13，功率为55KW，一台使用，一台备用。矿井水由水泵排至井底车场水仓，再由水泵抽出地面，水泵型号为D25－30×7。

供电情况：采用双回路供电，电源引自10km处元堡子35KV矿区专用变电站，地面有315kvA变压器一台，10KV高压下井，井下设有KBSG-315/10/0.69变压器一台。

现布置一个回采工作面和二个掘进工作面，回采工作面布置长度为160m的两条顺槽，工作面长60m，刀间距25m，煤柱留5m，实采20m，一次采全高。

矿井正常涌水量为180m/d，最大涌水量为350 m/d，属低瓦斯矿井。

为了扩大矿井生产规模和提升综合经济效益，根据上级

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有关，该矿对矿井进行技改扩建，将生产能力由现在的15万t/a提升到60万t/a，2009年兼并重组为山西右玉玉龙煤业有限公司。

2)吐儿水煤业有限公司

于1988年9月动工兴建，91年12月投产，属乡办煤矿，批准开采9号、11号煤层。但由于地势偏僻，煤炭一直销售不畅，致使生产一直停止不前， 2003年煤矿进行了配套改造，改造后，年设计生产能力30万t/a，经山西省煤炭工业局核定生产能力为21万t/a，由于井田范围内9号煤层全部风化，所以开采11号煤层。

矿井生产采用一对斜井进行开拓，其中主斜井坡度25，斜长225m至11号煤层底板，作为出煤和进风井。付斜井坡度为18，斜长310m，作为回风、提矸、下料和行人井。采煤方法为短壁刀柱式，电钻打眼，爆破落煤。工作面采用2JPB—15型耙煤机运输，顺槽为SGW—40型刮板机运输，运输巷到井底由皮带运输机运输，井底到地面为2JP—800皮带运输机提升。通风方式为并列式，风机工作方式为抽出式。排水系统井下设有主、副水仓各一个，工作面积水通过潜水泵排至主、副水仓，再由主水泵直排地面，目前该矿井井下几乎没水。现布置一个回采工作面和二个掘进工作面，回采工作面布置长度为230m的两条顺槽，工作面长70m，刀间距25m，煤柱留8m，一次采全高。

矿井正常涌水量为150m/d，最大涌水量为300 m/d，属

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低瓦斯矿井。

2.南阳坡煤矿

于1990年动工兴建，1997年10月投产，批准开采9号、11号煤层。设计生产能力为120万t/a，开采9号煤层，2002年同煤集团收购，矿井生产采用一对斜井进行开拓，采煤方法为综采放顶煤，矿井正常涌水量为200m/d，最大涌水量为500 m/d，瓦斯绝对涌出量为1.49 m/min，相对涌出量为3.6 m/t；二氧化碳相对涌出量为2.80 m/t，属低瓦斯矿井。

3.山西右玉教场坪煤业有限公司为技改矿井，设计生产能力为90万t/a，开采9号煤层，采煤方法为综采放顶煤采煤法，通风方式为并列式，风机工作方式为抽出式。该矿涌水量较小，为低瓦斯矿井。

4.山阴高山煤矿现为兼并重组矿井，原开采9号煤层。 据调查，周边煤矿与本矿无越界开采现象。

第二节 资源条件

一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号

2010年1月，山西克瑞通实业有限公司提交了《山西教场坪集团玉岭煤业有限公兼并重组整合司矿井地质报告》，2010年五月,山西省煤炭工业局晋煤规发〔2010〕409号文予以批复。井田内9、11号煤层地质构造简单，按照国土资源部颁发的《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002)规

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定，9、11号煤层以1000m作为探明储量基本线距，并外推实际工程点距的1／2圈定为探明的经济基础储量(111b),以2000m作为控制的储量基本线距，并外推实际工程点距的1／2圈定为控制的经济基础储量(122b),其余块段及风氧化区边界外推50m估算为推断的内蕴经济资源量(333)。

二、地质构造 1.井田地层

本井田属于大同煤炭国家规划区，全井田均被黄土掩盖。根据以往地质勘查资料结合井筒所揭露的实际地层情况，井田内赋存地层由老到新为：奥陶系、石炭系、二叠系和第四系。现分述如下：

（1）奥陶系中统上马家沟组（O2s）

为煤系地层之基底。岩性主要为灰－灰黄色、深灰色厚层状石灰岩，隐晶、微晶结构、致密坚硬，溶洞发育被方解石脉充填，上部夹泥灰岩、白云质灰岩，灰岩中含丰富的海相动物化石。

（2）石炭系（C） 1）中统本溪组（C2b）

底部为浅灰色铝土岩及赤红色铁质岩，局部为深灰色、灰黑色泥岩，致密块状。其上为灰黑色粗粒砂岩及泥岩，粗粒砂岩成份为石英、长石，含有片状白云母，分选、磨圆中等，较坚硬。中部夹有1-2层灰色、深灰色石灰岩，致密块状，性脆，可见方解石脉。上部为中粒砂岩。中粒砂岩多为

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灰色，成份为石英、长石。硅质胶结，分选，磨圆中等，泥岩多为灰黑色，致密块状。顶部含一层不稳定薄煤层(14号)本组厚度18.63-50.57米，平均29.05米，本组地层与下伏地层呈平行不整合接触。

2）上统太原组（C3t）

主要由灰白色砂岩，深灰色泥岩、砂质泥岩及煤层组成。为本区主要含煤地层。共含7层，即4、5、8、9、10、11、12号。主要可采煤层有2层，即9、11号。底部为一层厚约2.86米的灰色粗粒砂岩(K2)与下伏地层分界，砂岩成份为石英、长石，硅质胶结，分选较差，磨圆中等，植物化石有脉羊齿、猫眼鳞木等。本组厚度61.82-118.56米，平均109.43米。本组地层与下伏地层呈整合接触。

（3）二叠系（P） 下统山西组（P1s）

主要由灰白色粗粒砂岩、细粒砂岩、浅灰-深灰色砂质泥岩、泥岩及煤层组成。本层共含煤3层，即1、2、3号煤层，底部为一层厚约6.0米的灰白色粗粒砂岩(K3)与下伏地层分界。植物化石有带羊齿楔叶等。最大残留厚度44.60米，本组地层与下伏地层呈整合接触。

（4)第四系（Q) 1）中上更新统（Q2＋3)

由土黄色亚砂土、亚粘土组成，广泛覆盖全区。富有垂直节理，本组厚度2.80-23.85m，平均10m，与下伏地层为

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角度不整合接触。

2）全新统（Q4)

为现代冲洪积层，岩性主要为砂、砾石、卵石及亚砂土，厚10-20米，平均厚10米。

2.含煤地层

井田含煤地层为大同煤田的下煤系，即石炭－二叠系煤岩系，其主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。现叙述如下：

1)太原组(C3t)

主要由灰、灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、高岭质泥岩和煤层组成。该组为本区主要含煤地层，含4、5、8、9、10、11、12号煤层，由于煤层埋藏浅，4、5、8号煤层井田内全部风化，10、12号煤层为不稳定不可采煤层，9、11号煤层为主要可采煤层，赋存稳定。本组最底部发育一层灰白色或灰黄色中、粗砂岩，定为标志层K2，厚度0-6.15 m，平均 4.30 m，作为与下伏本溪组的分界标志。该组含有丰富的植物化石，沉积韵律较为清楚，属山前平原的曲状河到泥炭沼泽的沉积类型，为过渡相含煤建造。

本组厚61.82－118.56m，平均109.43m，与下伏地层整合接触。

2)山西组(P1s)

由一套灰、深灰、灰白色碎屑岩、粉砂岩、砂质泥岩和煤层组成。本组含煤2层，其中：山西组中部的2号煤层分

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布有零星可采点，3号煤层以不稳定煤线赋存。最底部发育一层灰白色碎屑岩(K3)，赋存稳定，作为与太原组的分界标志。本组属古陆边缘的山前冲积平原型，以内陆河床相、河漫滩相为主，为陆相含煤建造。

最大残留厚度44.60米，与下伏地层整合接触。 太原组地层与山西组相比，具有颜色深，粒度细，泥岩发育等特点。在其形成过程中具有良好的聚煤环境，聚煤作用相当发育，属海陆交互相沉积。这一时期，地壳上升处于海退阶段，中间过程作小的海侵、海退振荡。本区地层厚度、岩性、岩相、物性、沉积特征等沿其走向和倾向都无明显的变化规律。

3.构造

该区位于大同向斜南部西翼南缘，根据钻孔及见煤点揭露，以煤层底板等高线分析本区构造为走向北东，倾向北西的单斜构造，倾角平缓，一般为1°-2°。

在井田中部发现走向南北，延伸长1800m，宽80m的印支期煌斑岩岩脉，未发现断层和陷落柱。

综上所述，本井田地质构造属简单类。 三、煤层及煤质 ㈠ 煤层 1.含煤性

井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组，地层厚度为61.82－118.56m，平均109.43m，共含煤7层，为4、5、8、

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9、10、11、12号煤层，煤层总厚度平均为20.87m，含煤系数为13.7%，其中9、11号煤层为稳定可采煤层，可采煤层总厚为17.08m，可采系数为11.2%。

2.可采煤层

本井田内可采煤层共2层，分别为9及11号煤层，现将井田内可采煤层自上而下分述如下：

(1)9号煤层

9号煤层位于太原组中部，煤厚6.76～17.38m，平均12.50m，含2-7层夹矸，结构较简单～复杂，全区稳定可采。在井田中部有南北走向的煌班岩岩墙井田内部分地段煤层已风化。根据矿方反映，煤层风化无规律性。

(2)11号煤层

11号煤层位于位于太原组中部，9号煤层下7.61～19.93m，平均15.20m，煤层厚5.65～7.57m，平均5.77m，含2-3层夹矸，结构较简单，属稳定可采煤层。在井田中部有南北走向的煌班岩岩墙。

㈡ 煤质

1．物理性质及煤岩特征

本井田各煤层以弱玻璃光泽为主，断口差参状，块状构造，韧性较大，镜煤内生裂隙发育并充填方解石，可见黄铁矿结核。宏观煤岩类型以半暗煤为主，半亮型煤为辅。9、11号煤层容重为1.48t/m3。

2．煤的化学性质和工艺性能

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现将井田内钻孔煤质化验结果9、11号煤层主要化学指标分述如下：

（1）9号煤层：

水分(Mad) 原煤 2.22%－ 4.02%，平均 3.29%， 浮煤 1.78%－ 3.18%，平均 2.65%；

灰分(Ad) 原煤19.59%－36.78%，平均27.60%， 浮煤 6.40%－ 9.44%，平均 7.45%， 挥发分(Vdaf)原煤36.04%－39.66%，平均38.%， 浮煤37.%－39.67%，平均38.72%， 硫分(St.d) 原煤 0.65%－ 2.17%，平均1.67%， 浮煤 0.51%－ 0.93%，平均0.87%， 粘结指数（GR·I） 44～62，平均56，

发热量 （Qnet,ad MJ/kg） 19.25-29.59 MJ/kg，平均23.26 MJ/kg。

（2）11号煤层

水分(Mad) 原煤 1.83%－ 2.63%，平均 2.27%， 浮煤 1.85%－ 2.41%，平均 2.20%；

灰分(Ad) 原煤31.37%－38.53%，平均34.53%， 浮煤 7.80%－10.11%，平均 9.06%， 挥发分(Vdaf)原煤36.10%－42.51%，平均38.98%， 浮煤38.07%－42.33%，平均40.18%， 硫分(St.d) 原煤 1.77%－ 2.84%，平均2.26%， 浮煤 1.06%－ 1.%，平均1.34%，

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粘结指数（GR·I） 57～63，平均60，

发热量 （Qnet,ad MJ/kg） 18.55-21.33 MJ/kg，平均20.23 MJ/kg。

3. 煤的风化和氧化

本区煤层埋藏较浅，风氧化侵蚀较严重，其中局部可采的5、8号煤层，基本全部被风氧化，全区可采的9号煤层404、405钻孔中有风化现象，11号煤层在405钻孔中有风化现象，另在井下巷道揭露有多处风氧化现象。9、11号煤层风氧化范围见底板等高线及资源/储量估算图。风化煤和氧化煤与正常煤区别，一方面是按原生结构以及物理性质遭受破坏的程度不同，风氧化煤特征，一般光泽较正常煤暗淡，严重风化的为土状光泽，灰褐色,黑灰色，质地疏松，外生裂隙发育，氧化煤较风化煤的变质程度轻，接近正常煤。另一方面是测定的化学性质和工艺性方面差别较大，风化煤的有机质绝大多数被破坏，矿物质含量高，灰分产率大，可燃性极低或无，粘结性消失；氧化煤的有机质有部分被破坏，其水分明显增高，发热量明显下降，粘结性为0，腐植酸含量较正常煤增高。

4. 煤类和工业用途评价

9号煤层为低灰—中灰煤、低硫—中低硫煤、高挥发分的气煤。

11号煤层为低灰—中灰、中硫—高硫、高挥发分的气煤。 根据井田9、11号煤层主要特征，普遍灰分和硫分较高，

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但经洗选后，均有所降低，故工业用途可用作炼焦用煤。

第二章 矿井通风条件情况

第一节 瓦斯

根据山西省煤炭工业局晋煤安发〔2009〕号文“关于朔州市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，原山西右玉玉岭山煤业有限公司2008年度矿井月产4500t时绝对CH4涌出量为0.32m/min，绝对CO2涌出量0.45m/min，为低瓦斯矿井；根据朔州市煤炭工业局朔煤发〔2008〕303号文“关于全市30万吨/年以下地方煤矿41对矿井2008年瓦斯行等级鉴定结果的批复”，原山西右玉喜鹊沟煤业有限公司2008年度矿井月产7500t时绝对CH4涌出量1.4m/min，相对CH4涌出量6.72m/t，绝对CO2涌出量2.99m/min，相对CO2涌出量14.35m/t，为低瓦斯矿井。山西教场坪玉岭煤业有限公司矿井达到0.9Mt/a时，绝对CH4涌出量为12.73m/min，绝对CO2涌出量27.18m/min，为低瓦斯矿井。

第二节 煤尘

根据山西省煤矿设备安全技术检测中心2010年1月28日对山西教坪集团玉岭煤业有限公司9号煤层的检验报告，9号煤层火焰长度50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量50%，9

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号煤层煤尘具有爆炸危险性。11号煤层的检验报告，11号煤层火焰长度15mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量40%，11号煤层煤尘具有爆炸危险性。

第三节 煤的自燃

根据山西省煤矿设备安全技术检测中心2010年1月28日对山西教坪集团玉岭煤业有限公司9、11号煤层的检验报告，9号煤层吸氧量为0.56cm/g，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层；11号煤层吸氧量为0.66cm/g，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层。

第四节 地温、地压

井田煤层开采至今，未发现有地温地压异常现象，属地温、地压正常区。

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第三章 矿井通风

1．通风方式

矿井通风系统为并列式，风机工作方式为机械抽出式。

2．通风系统

矿井采用主斜井、副斜井和管道井进风，回风立井回风。 3.掘进通风及硐室通风 （1）掘进工作面通风

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掘进工作面采用局部通风机通风，选用局部通风机为FBD№6.3/30×2型。通风方式采用压入式。

（2）硐室通风

井下硐室除采区变电所采用通风外，其余均采用新风并联或扩散通风。

第四章 需风量计算及风速验算

根据生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定和《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056-2008),矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：

（一）按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m。

Qra=4NKaq 式中:

N——井下同时工作的最多人数,人； 4——井下每人每分钟供风标准,m/min； Kaq——矿井通风系数,取1.2 。 则：

Qra=4×93×1.2 =446.4m/min

（二）按用风地点实际需要风量的总和计算 Qra=(ΣQcf+ΣQsc+ΣQhf+ΣQur+ΣQdl+ΣQrl)Kaq

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式中:

Qra——矿井需要风量的总和；

ΣQcf——采煤工作面实际需要风量的总和，m/min； ΣQsc——备用工作面实际需要风量的总和，m/min； ΣQhf——掘进工作面实际需要风量的总和，m/min； ΣQur——硐室实际需要风量的总和，m/min；

ΣQdl——稀释无轨胶轮车排放废气需风量总和，m/min； ΣQrl——其它井巷需要进行通风的风量总和，m/min； Kaq——矿井通风系数，取1.2 。 1.回采工作面实际需要风量

每个采煤工作面实际需要风量，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，取其中最大值。

（1）按气象条件计算

Qcf＝60×70%×vcf×Scf·kch·kcl

式中：vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取1.2m/s；

Scf——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，14.0m；

kch——采煤工作面采高调整系数，放顶煤取1.2； kcl——采煤工作面长度调整系数，取1.1； 70%——有效通风断面系数； 60——为单位换算产生的系数。

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Qcf＝60×70%×1.2×14.0×1.2×1.1＝931.4m/min （2）按瓦斯涌出量计算 Qcf＝100·qcg·kcg

式中： qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算回采工作面的绝对CH4涌出量为矿井绝对CH4涌出量的65%，为8.27m/min；

kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；

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；

Qcf＝100×8.27×1.4＝1157.8m/min （3）按二氧化碳涌出量计算 Qcf＝100·qcg·kcg/1.5

式中：qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算回采工作面的绝对CO2涌出量为矿井绝对CO2涌出量的65%，为17.67m/min；

kcg——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.4；

100——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1％的换算系数；

Qcf＝100×17.67×1.4/1.5＝19.2m/min （4）按工作人员数量验算 Qcf≥4Ncf

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式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4——每人需风量，m/min。 Qcf≥4×35≥140m/min （5）按风速进行验算

验算最小风量：Qcf≥60×0.25Scb

式中：Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m，Scb＝lcb×hcf×70%＝10.5m；

lcb——采煤工作面最大控顶距，m； hcf——采煤工作面实际采高，m；

0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s； Qcf≥60×0.25×10.5＝157.5m/min 验算最大风量：Qcf≤60×4.0Scs

式中：Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m，Scs＝lcs×hcf×70%＝9.10m；

lcs——采煤工作面最小控顶距，m； 70%——有效通风断面系数；

4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s； Qcf≤60×4.0×9.10＝2184m/min 满足风速要求。

按以上计算结果取最大值，即Qcf＝19.2m/min，为保证工作面接替，考虑一个备用工作面，备用工作面按回采工作面风量的50％考虑，即Qby＝824.6m/min。

则：∑Qcm＝Qcm十Qby＝2473.8m/min

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2.掘进工作面实际需要风量的计算

每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

（1）按照瓦斯涌出量计算 Qcf＝100·qhg·khg

式中：qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CH4涌出量为矿井绝对CH4涌出量的15%，为1.91m/min；

khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.6；

100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数；

Qcf＝100×1.91×1.6＝305.6m/min （2）按照CO2涌出量计算 Qcf＝100·qhg·khg/1.5

式中：qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对CO2涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CO2涌出量为矿井绝对CH4涌出量的15%，为4.077m/min；

khg——掘进工作面CO2涌出不均匀的备用风量系数，1.6；

100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数；

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Qcf＝100×4.077×1.6÷1.5＝434.9m/min （3）按局部通风机实际吸风量计算 Qhf＝Qaf·I +60×0.25Shd

式中：Qaf——局部通风机实际吸风量，FBD№6.3/2×30型局部通风机吸风量为360～550m/min；

I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数； 0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，13.5m。

Qhf＝500×1＋60×0.25×13.5＝702.5m/min （4）按风速进行验算

a）验算最小风量：Qaf≤60×0.25Shf＝60×0.25×13.5＝202.5m/min

b）验算最大风量：Qaf≤60×4.0Shf＝60×4.0×13.5＝3240m/min

式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积，13.5m。 满足风速要求。

本次设计掘进工作面2个，每个工作面配风量702.5m/min。

则：∑Qhf＝702.5×2＝1405m/min。 3.硐室需风量计算

通风硐室配风如下：采区变电所120m/min。

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∑Qur＝120m/min。

4.稀释无轨胶轮车排放废气需风量计算 Qdl=5.44×Ndl×Pdl×Kdl 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，m/min；

Ndl——该地点矿用防爆柴油机车的数量，台； Pdl——该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，m/min； 井下正常回采时，按1台运矸石车(75kW)、1台材料胶轮车(75kW)、2台运人车(2×75 kW)同时工作计算：

∑Qur=75×5.44×1+75×5.44×0.75+75×5.44×0.5×2=1122m3/min

5.其他用风巷道实际需风量计算 (1)按CH4涌出量计算 Qrl4=133qrgkrg

=133×0.×1.3= 110.7m/min

qrg—其它用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，掘进工作面回风巷风流中平均绝对CH4涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测

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算其他用风巷道的绝对CH4涌出量为矿井绝对CH4涌出量的5%，为0.m/min；

krg--其它用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.3；

133—其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。

(2)按实际用风地点计算 Qrl=360m/min 取ΣQrl=360m/min

矿井总风量计算:

Q=(19.2+824.6+1405+120+1122+360)×1.2 =6577.0m/min=109.6 m/s

取整为110m/s。

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第五章 风量分配及风阻计算

第一节 风量分配

矿井总风量分配到井下各用风地点： 主斜井进风20m/s，副斜井进风90m/s。

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顺序 1 2 3 4 5 6 7 矿井风量分配表

3用 风 地 点 数量（个） 单位配风量（m/s） 采煤工作面 1 28 掘进工作面 采区变电所 无轨胶轮车 备用工作面 其他地点 合 计 2 1 4 1 12 2 14 23 总配风量3（m/s） 28 24 2 19 14 23 110 第二节 通风阻力计算

一、矿井负压采用下式计算： h＝∑(αLPQ)/S＋h局 式中：h—矿井通风总阻力，Pa；

α—井巷摩擦阻力系数，N·s/m； L—井巷长度，m； P—巷道断面净周长，m； S—井巷净断面面积，m； Q—通过井巷的风量，m/s；

h局—局部通风阻力，按摩擦阻力的15％计。 经计算,达到设计产量时，矿井最小负压1475Pa,最大负压2511Pa。

二、等积孔根据下式计算：

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A1.19Q/h

式中：A—风井等积孔，m；

Q—风井风量，m/s； h—风井负压，Pa。

经计算，通风容易时期矿井等积孔：Al＝3.41m，通风困难时期矿井等积孔：A2＝2.61m。矿井通风难易程度属容易。

第三节 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 一、井下通风设施及构筑物

设计采用的通风设施及构筑物有风门、调节风门、密闭、风桥和风帘等。对其结构和设计简述如下：

1.风门：铁制，设在进、回风巷之间，用于隔绝风流和便于行人、检修等。门前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.5m，四周掏槽深0.2～0.3m；结构严密，漏风少，向关门方向倾向80°～85°；风门迎风开启；列车通过风门区域，设置声光信号。

2.调节风门：铁制，用于调节通过巷道的风流大小、安设在大巷、掘进工作面、通风硐室的回风通道等需要调节风流的巷道中。

3.密闭：分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。临时密闭用木板及黄泥建筑，永久密闭用砖、料石、水泥等建筑。密闭墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，

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岩石中不得小于0.5m；用不燃性材料建筑，墙无裂缝、无漏风。

4.风桥：主要用于进回风巷交叉处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，使进风风流不泄露。风桥采用不燃性材料建筑成流线型，坡度不大于25°，结构坚固；主要风桥断面积不小于原巷道断面的80%。

5.风帘：采用不燃性材料制作，主要设在回采工作面的上隅角，用于疏导风流。

6.挡风墙：用以截断风流流动或防止瓦斯自采空区向工作区扩散。临时挡风墙用木板及黄泥建筑，永久挡风墙用料石、水泥等建筑。

挡风墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不小于0.5m；用不燃性材料建筑，墙无裂缝，无漏风；墙内外5m内支架完好。

7.测风站：用以测量全矿井总进风量和回风量，以及采煤工作面、掘进工作面的进风量和回风量。测风站必须设在直线巷道中；测风站本身的长度不得小于4m，附近至少要有10～15m断面没有变化；测风站不得设在风流汇合处附近，站内不得有障碍。测风站应设置记录牌，记录内容有巷道断面、风速、风量、瓦斯浓度、测风时间。

8.风硐：主要通风机和井筒之间的联络硐，井下污风流均通过此风硐排出地面，风硐内应安装风速和负压传感器。

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断面不应小于4m2，内壁光滑不漏风。

二、防止漏风和降低风阻的措施

1.对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置永久挡风墙。

2.对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。

3.在行人或行车而不允许风流通过的巷道中，应设置风门，并对风门进行遥控和集中监视。为避免风门开启时风流短路，在同一巷道内设置两道风门，并禁止两道风门同时打开。

4.为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间增设两道双向联锁风门。

5.主要进、回风巷道砌壁表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。

6.对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。

7.通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。

8.设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。

9.建立完善的通风管理制度。

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第六章 通风设备

一、设计依据

1.矿井所需风量：110m/s； 2.矿井所需最大负压：2511Pa； 3.矿井所需最小负压：1475Pa。 二、选型计算

1.确定风机需要的风量及全压 风量:Q=KlQL=115.5m/s

最大负压:Hmax=hmax+Δh=2761Pa 最小负压:Hmin=hmin+Δh=1725Pa Kl-风机漏风系数，Kl取1.05；

Δh-通风设备负压损失，Δh取200Pa。 2.选择风机

选用2台FBCDZ-8-№25(Ⅱ型叶片)对旋式轴流风机，1台工作，1台备用。该风机风量范围为80-180m/s，负压范围为980～3690Pa。 3.确定风机工况点

最大、最小网路阻力系数：

maxRmax=0.207 23

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HQRmin=Hmin0.1322Q

风机网路特性征曲线方程： Hmax=RmaxQ=0.207Q

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Hmin=RminQ=0.132Q

将网路特性曲线方程置于所选轴流风机性能曲线上,其交点即所求工况点：

最大负压时：QM1=111m/s 、HM1=1626Pa、ηM1=84%、叶片安装角度46/38°；

最小负压时：QM2=114m/s、 HM2=2690Pa、ηM2=73%、叶片安装角度40/32°。 4.电动机功率计算

后期： N前期：

max22

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KQM1HM1252kW1000ηM1ηcQM2HM2493kW1000ηM2ηcNmin=K 选用配套YBFe450M2-8型电机, 功率315kW×2,转速740rpm。

5.年耗电量的计算

Nmax'+Nmin'W=365243768399.5kWh/a 2ηcηd

吨煤电耗:

W Wdm=An4.1kWh/t

6.反风方式

矿井反风采用风机反转反风方式。

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7.配电控制

主通风机为双回路供电，两回电源线路引自地面10kV变电所10kV不同母线段， 1台工作，1台备用。

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