礦井通風課程設計

-27-礦井通風課程設計設計大綱礦井通風系統(tǒng)是礦井通風方法、通風方式和通風網(wǎng)絡的總稱。也就是說礦井以開掘出進、出井巷和具備一定通風動力設備，并在進出風井巷之間建有控制風流的設施，使礦井的進風流和回風流，均能按預定路線，通過采區(qū)和工作面及需要通風的地點或場所，并有效的排出各種有害氣體。礦井通風系統(tǒng)，是否完善合理，這對整個礦井的通風和安全生產(chǎn)有著至關重要的作用。本設計中通過擬定礦井開采范圍和開采、開拓系統(tǒng)，確定礦井通風系統(tǒng)。根據(jù)礦井生產(chǎn)要求，設計礦井通風系統(tǒng)，繪制通風系統(tǒng)圖和通風網(wǎng)絡圖。然后進行礦井風量計算和風量分配。依據(jù)礦井生產(chǎn)部署，確定采掘工作面?zhèn)€數(shù)，依據(jù)工作面瓦斯涌出量、工作面氣候條件、工作面同時作業(yè)的人數(shù)、局部通風機吸風量等因素計算采掘工作面用風量，并進行風速驗算，確定采掘工作面風量，結合礦井通風系統(tǒng)進行礦井總風量計算，并根據(jù)礦井通風網(wǎng)絡結構進行風量分配。參考教科書有關資料，確定各井巷的摩擦阻力系數(shù)。結合礦井設計資料提供的巷道長度、斷面和風量，計算各井巷的風阻和通風阻力，再求算礦井通風阻力。根據(jù)設計礦井通風容易時期和困難時期的風量、通風阻力和自然風壓等參數(shù)，確定主要通風機風量和風壓，選擇主要通風機，根據(jù)所選定的主要通風機特性曲線確定主要通風機工況點。關鍵詞：礦井通風、風量、風量分配、通風阻力目錄1.礦井及采區(qū)概況 -1-1.1礦井概況 -1-1.2鄰近煤礦開發(fā)狀況 -1-1.3煤層及煤質 -3-1.3.1煤層 -3-1.3.2煤質 -3-1.4地層及地質構造 -4-1.4.1地層 -4-1.4.2構造 -4-1.5其他開采技術條件 -6-1.5.1瓦斯 -6-1.5.2煤層自燃傾向性 -8-1.5.3煤塵的爆炸危險性 -8-1.6礦井開采 -9-1.7采區(qū)布置 -10-2.礦井及采區(qū)通風系統(tǒng) -11-2.1礦井通風系統(tǒng)的選擇 -11-2.2采區(qū)通風系統(tǒng) -12-2.2.1采區(qū)進回風上山的選擇 -12-3.采區(qū)及礦井所需風量的確定 -13-3.1采煤工作面需風量的計算 -13-3.2備用工作面所需風量的計算 -16-3.3掘進工作面所需風量的計算 -16-3.4采區(qū)硐室需風量計算 -18-3.5其他用風巷道的需要風量 -18-3.6采區(qū)總需風量計算 -19-4.計算礦井通風總阻力 -20-4.1礦井通風總阻力的計算原則 -20-4.2計算兩個時期的摩擦阻力 -20-5.選擇礦井通風設備 -22-5.1礦井通風設備的要求： -22-5.2計算通風機風量Qf -22-5.3計算通風機風壓 -22-5.3.1確定礦井通風容易時期和困難時期的靜風壓 -23-5.4初選通風機 -24-5.5通風機的實際工況點 -24-6.總結 -26-參考資料 -27-1.礦井及采區(qū)概況1.1礦井概況保安煤業(yè)有限公司井田位于陽泉市西部，地面行政區(qū)劃屬山西省陽泉市和壽陽縣所轄。地理坐標為東經(jīng)113°17′13″～113°22′32″，北緯37°51′47″～37°53′24″。本區(qū)交通條件較為便利。石太鐵路從井田南部區(qū)外通過，由測石車站向東140km經(jīng)陽泉至石家莊與京廣、石德線相接，向西85km至太原與南北同蒲線相連，通往全國各地。在井田以南石太公路（307國道）和石太鐵路平行通過，太舊高速公路從井田南部通過。1.2鄰近煤礦開發(fā)狀況本井田東鄰陽泉煤業(yè)（集團）有限責任公司新景礦，北、西、南均無相鄰礦井。陽泉煤業(yè)（集團）有限責任公司新景礦是由原陽泉礦務局三礦分離獨立的新建煤礦。原陽泉礦務局三礦建于1950年5月，先后有5對礦井投入生產(chǎn)，即一號井、二號井、裕公井、豎井和新井（現(xiàn)為新景礦）。目前，新景礦采用斜、立井混合開拓，主井（1個）為斜井，副井（1個）為立井，進/回風井（4對）均為立井。其中主、副井口建在黃沙嘴，地面生產(chǎn)系統(tǒng)位于工業(yè)廣場中部，布置有主井主提升機房、副井副提升機房及連廊、地面35KV變電所、空壓機站及洗煤廠；進/回風立井共有4對：分別為蘆湖南進/回風立井、蘆湖北進/回風立井、佛洼進/回風立井、張家?guī)r進/回風立井。井田采用上、下煤組分組開采，通風方式為分區(qū)式。井田劃分為兩個條帶五個采區(qū)，即蘆南一區(qū)、蘆南二區(qū)、蘆北區(qū)、北條帶區(qū)、張家?guī)r區(qū)。每個分區(qū)的煤層根據(jù)層間距、開采技術條件分成上、下兩個煤組，即3、6、8上、8、9號煤層為上煤組，12、13、15、15下號煤層為下煤組。分兩個水平，第一水平為+525m，第二水平為+420m。主要運輸大巷采用膠帶運輸機運輸，輔助運輸采用8t、10t架線式和蓄電池電機車牽引1t和1.5t礦車串車運輸，采煤方法為走向長壁與傾斜長壁相結合開采，采煤工藝全部采用綜合機械化采煤，全部垮落法管理頂板。設計生產(chǎn)能力一期為2.2Mt/a，二期為8.0Mt/a。2003年新景礦原煤產(chǎn)量2.67Mt/a，2005年原煤產(chǎn)量突破5.0Mt/a，2006年實際生產(chǎn)原煤達6.06M/a。經(jīng)過2008年度生產(chǎn)能力核定，生產(chǎn)能力核定為7.5Mt/a，2008年實際產(chǎn)量為4.8708Mt。目前，礦井正在第一水平（+525m水平）開采，同時開拓第二水平（+420m水平）。按照三個單一煤層綜采隊，一個厚煤層綜采放頂煤隊，掘進全部為機械化的模式組織生產(chǎn)。井田內現(xiàn)3號煤層蘆南一區(qū)已采空，正在蘆南二區(qū)、蘆北區(qū)生產(chǎn)，共開采了36個工作面；8號煤層在蘆南一區(qū)生產(chǎn)，共開采了2個工作面；15號煤層在丈八一區(qū)開采，共開采了8個采煤工作面?；夭晒ぷ髅婢捎瞄L壁式綜采（綜放），掘進工作面均采用綜掘，機械化程度已達100%。開拓工作面采用炮掘，半機械化運輸。井田四鄰關系見圖1－2－1。圖1—2—1井田四鄰關系圖1.3煤層及煤質1.3.1煤層（1）含煤地層井田內含煤地層有二疊系下統(tǒng)下石盒子組、山西組，石炭系上統(tǒng)太組原、下統(tǒng)本溪組。其中，下石盒子組、本溪組各含薄煤或煤線3層，不可采，無經(jīng)濟價值。山西組、太原組為井田主要含煤地層。山西組含煤6層，煤層編號自上而下為1、2、3、4、5、6號。3號煤層不穩(wěn)定局部可采，6號煤層較穩(wěn)定大部可采，其余不可采。太原組含煤10層，編號自上而下為8、8下、9、11、12、13、13下、15、15下、16號。8、9、15煤穩(wěn)定全區(qū)可采，15下不穩(wěn)定局部可采。煤系地層總厚度170.33m，煤層總厚度14.08m，含煤系數(shù)8.23%?？刹擅簩涌偤穸?0.65m，可采含煤系數(shù)為6.25%。（2）可采煤層本井田可采煤層有六層，其中山西組有兩層，即3、6號煤層；太原組有四層，即8、9、15、15下號煤層。1.3.2煤質依照中國煤炭分類國家標準(GB5751-86)，以浮煤干燥無灰基揮發(fā)分、氫含量為主要指標來劃分煤類。本井田各煤層的揮發(fā)分為8.04~9.10%，氫含量為3.72~4.02%，屬無煙煤。3號煤層為中灰-高灰、特低硫、特高熱值煤；6號煤層為特低灰-高灰、特低硫-低硫、特高熱值煤；8號煤層為特低灰-中灰、特低硫-低硫、高熱值-特高熱值煤；9號煤層為低灰-高灰、特低硫-低硫、高熱值-特高熱值煤；15號煤層為特低灰-中灰、中硫-高硫、特高熱值煤；15下號煤層為低灰-高灰、特低硫-高硫、特高熱值煤。井田內各煤層可作工業(yè)動力用煤，也可供民用。1.4地層及地質構造1.4.1地層井田位于沁水煤田北部陽泉國家規(guī)劃區(qū)壽陽區(qū)東邊緣。井田內煤系地層埋藏深度均大于500m，地表僅出露有二疊系上石盒子組及石千峰組地層。鉆孔揭露井田地層從老至新有上馬家溝組、峰峰組、石炭系中統(tǒng)本溪組、石炭系上統(tǒng)太原組、二疊系下統(tǒng)山西組、二疊系下統(tǒng)上石盒子組、下石盒子組、二疊系上統(tǒng)石千峰組、第四系中和上更新統(tǒng)、第四系全新統(tǒng)。1.4.2構造本井田位于沁水塊坳的東北邊緣，屬沾尚-武鄉(xiāng)-陽城北北東向褶帶的最北端，受北部盂縣坳緣翹起帶及東部娘子關－塬頭坳緣翹起帶的影響，井田構造以褶曲為主，總體地層向南傾斜。地層走向近東西，傾向南，傾向南西。井田內地層傾角平緩，為5°～12°，斷層稀少，有陷落柱發(fā)育。（1）褶曲井田內褶曲呈舒緩波狀起伏，且幅度較小，受區(qū)域構造的影響，井田內由西向東，褶曲軸向由NNE向逐漸變到NE~NEE向，井田內背向斜相間排列，向西南收斂，往東北敞開。（2）斷層井田內斷層稀少，地表僅發(fā)現(xiàn)F19、F20兩條斷層。6—9孔揭露一正斷層F27。經(jīng)野外地質調查，上述兩條斷層，均為曉莊背斜的伴生構造，斷層走向與褶曲軸向一致。斷層F27僅6－9揭露，為正斷層，走向北東16°，傾向南東，傾角72°，落差大于50m，F(xiàn)27斷層延伸長度約5500m。據(jù)壽陽詳查資料：6-9孔在孔深822.62~838.12m處見到缺失本溪組底部鋁質泥巖及奧灰頂部地層，落差大于10m，向北落差逐漸增大到50m以上，向上錯斷太原組及山西組以上地層。井田主要斷層一覽表表1－4－1斷層編號性質走向傾向傾角長度（m）落差（m）控制方法查明程度備注F19逆NE25°NW30°49015地質填圖查明錯斷上石盒子組地層F20正NE35°NW70°87025地質填圖查明錯斷石千峰組地層F27正NE16°NE72°＞2000＞50鉆孔基本查明錯斷O2到山西組地層（3）陷落柱經(jīng)野外地質調查，在井田內地表未發(fā)現(xiàn)柱狀陷落。僅在部分鉆孔中有所揭露。?！?孔，在595.74m以下見到陷落柱。層位在K1以下，其特征為巖芯破碎、混雜，巖層傾角大小不一，10°～90°，從全孔情況來看，從K8開始巖芯多處破碎，而且往下，破碎段增加。3—5孔從670m以下至孔底，巖芯破碎，但地層厚度及層位基本正常，無缺失現(xiàn)象，如粗、中粒砂巖等脆性巖，巖芯破碎，且?guī)r層傾角雜亂無章大小不一，10°～60°。由于井田東部處于地層走向由東西向轉為北西向的轉折部位，故構造較西部復雜，在井田東南部邊界附近，地表有落差＜30m的正斷層及逆斷層，說明地層既受擠壓，又有拉張的作用，鉆孔中漏水現(xiàn)象嚴重（0—1孔），說明裂隙發(fā)育。對井田內目前尚未發(fā)現(xiàn)的隱伏狀斷層及陷落柱，應在以后的采掘過程中加以注意?？傮w上，井田構造簡單。1.5其他開采技術條件1.5.1瓦斯（1）煤層瓦斯各煤層自然甲烷（CH4）成分平均在75.28~93.55%之間；甲烷（CH4）含量平均在4.019~16.331ml/g（可燃質），2號煤最高，3號煤最低，2、8、9號煤平均在10ml/g（可燃質）以上。以各采樣點來看，保-1孔15下號煤甲（CH4）含量最低為1.803ml/g（可燃質），Ⅰ－3孔9號煤甲烷（CH4）含量最高為26.402ml/g（可燃質）。從主要可采煤層8、15號煤瓦斯含量在平面上的變化情況看3號煤層瓦斯自然成分甲烷69.84%～80.71%，甲烷含量3.601～4.437ml/g，根據(jù)煤層瓦斯含量及垂直分帶（礦井瓦斯防治，2002），主要為氮氣～甲烷帶，局部為甲烷帶。該次勘探所采46個瓦斯樣中，共有18個點甲烷（CH4）含量達10ml/g（可燃質）以上。從單孔看，Ⅰ-3孔的8、9號煤CH4含量最高，分別為21.135和26.402ml/g（可燃質）。（2）礦井瓦斯涌出量預測根據(jù)山西省煤炭工業(yè)廳晉煤瓦發(fā)〔2010〕743號《關于山西煤炭運銷集團保安煤業(yè)有限公司礦井瓦斯涌出量預測的批復》，預測15號煤層礦井最大相對瓦斯涌出量59.82m3/t，最大絕對瓦斯涌出量為188.81m3/min，屬于高瓦斯礦井。礦井瓦斯涌量預測結果見表1—5—2。礦井瓦斯涌出及預測匯總表表1－5－2項目單位回采工作面掘進工作面礦井采空區(qū)礦井開采層鄰近層采空區(qū)小計煤壁落煤小計相對涌出量(m3/t)9.9011.4221.3230.6839.88絕對涌出(m3/min)27.5031.7259.223.670.894.56125.87（3）煤與瓦斯突出通過發(fā)生的煤與瓦斯突出動力現(xiàn)象分析研究表明，保安礦配風巷、上倉皮帶巷等掘進工作面于2007年1月～2007年10月發(fā)生的3起瓦斯涌出異常動力現(xiàn)象為壓出型突出，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第一百七十六條規(guī)定，鑒定的8號、9號煤層為具有煤與瓦斯突出危險煤層，礦井即為突出礦井。2008年4月山西省煤炭工業(yè)局以晉煤安發(fā)【2008】369號文批復《關于陽泉市保安煤礦煤與瓦斯突出鑒定》。2009年7月煤科總院沈陽研究院對15號煤進行煤與瓦斯突出鑒定，見表1—2—5，鑒定結論：“15號煤層煤的破壞類型其破壞類型為Ⅱ類；瓦斯放散初速度ΔP為17.71。煤的堅固性系數(shù)f為0.67，瓦斯壓力P為1.31MPa，瓦斯含量為11.80m3/t。依據(jù)《煤與瓦斯突出礦井鑒定規(guī)范》和《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》的規(guī)定鑒定保安煤業(yè)有限公司井田內+247.3m以上區(qū)域15號煤層為非突出煤層。”15號煤層突出鑒定的單項指標表1—5—3煤層破壞類型瓦斯放散初速度△P煤的堅固性系數(shù)f瓦斯壓力（相對壓力）P/MPa15Ⅱ17.71≥100.67≥0.51.31≥0.74未達到臨界值超過臨界值未達到臨界值超過臨界值15號煤層至2009年9月未發(fā)生動力現(xiàn)象，在至今揭露的15號煤各個掘進頭，也未發(fā)現(xiàn)軟分層。1.5.2煤層自燃傾向性1994年119隊在井田進行勘查時，共采6、8、9、15號煤7個樣品，從所做的燃點試驗結果（表1—5—4）看：均為不易自燃煤。本次在井下采取8、9、15號煤層煤樣，分別由山西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心和山西省煤炭地質研究所進行了煤的自燃傾向性測試：8號煤的揮發(fā)分（Vdaf）為10.28%，全硫（St，d）為1.20%，吸氧量為1.05cm3/g，，自燃傾向性等級為Ⅲ類，為不易自燃煤層；9號煤的揮發(fā)分（Vdaf）為12.54%，全硫（St，d）為0.36%，吸氧量為0.84cm3/g，，自燃傾向性等級為Ⅲ類，為不易自燃煤層。15號煤的揮發(fā)分（Vdaf）為8.43%，全硫（St，d）為1.67%，吸氧量為1.15cm3/g，，自燃傾向性等級為Ⅲ類，為不易自燃煤層。主要煤層自燃傾向性鑒定結果表1—5—4煤層編號燃點℃原樣氧化還原△T等級6385(1)381(1)390(1)9(1)Ⅲ不易自燃8383(2)380(2)389(2)9(2)Ⅲ不易自燃9383(1)380(1)390(1)10(1)Ⅲ不易自燃15386(3)381(3)391(3)10(3)Ⅲ不易自燃綜上所述，各井田內6、8、9、15煤層均屬不易自燃煤層。據(jù)原煤Vdaf和St，d數(shù)值可以確定，3、9號煤為不易自燃，6、8、15下號煤的很小部分為自燃，15號煤為不易自燃、自燃，二者大致接近。1.5.3煤塵的爆炸危險性相鄰礦井陽泉礦務局各礦井均未發(fā)生過煤塵爆炸。1994年119隊在井田進行勘查時所采樣品試驗結果如下表1—5—5，6、8、9、15號煤無爆炸性，與礦井資料相符，但3號煤層煤塵具有爆炸性。礦井主要煤層煤塵爆炸危險性試驗結果表1—5—5煤層編號火焰長度Mm加巖粉量%有無爆炸性35(1)10(1)有6無(3)無(3)無8無(3)無(3)無9無(1)無(1)無15無(2)無(2)無本次在井下采取8、9、15號煤層煤樣，分別由山西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心和山西省煤炭地質研究所進行了煤塵爆炸危險性測試：8號煤層火焰長度為0mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉用量為0，煤塵無爆炸危險性；9號煤層火焰長度為0mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉用量為0，煤塵無爆炸危險性。15號煤層火焰長度為0mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉用量為0，煤塵無爆炸危險性；綜上所述，井田內3號煤層煤塵具有爆炸危險性，6、8、9、15號煤層煤塵無爆炸危險性。此外，撫順分院對8、9號煤層進行鑒定，無煤塵爆炸危險性。2009年3月經(jīng)山西省煤炭地質研究所鑒定，15號煤層無煤塵爆炸危險性。2009年7月煤科總院沈陽研究院鑒定，15號煤層自燃傾向性為（Ⅲ類）不易自燃煤層；15號煤層為無煤塵爆炸性危險。1.6礦井開采保安煤礦批準井田面積14平方公里，地質儲量1.866億噸，可采儲量1.02億噸。主采8#、9#、15#煤層。批準生產(chǎn)能力為90萬噸/年，礦井服務年限為84年。工業(yè)廠區(qū)占地面積為13公頃。煤種為優(yōu)質無煙煤，可廣泛用于電力、冶金、化工等行業(yè)。礦井從2005年5月正式開工建設，一期工程設計生產(chǎn)能力90萬噸/年，年銷售收入7億元，創(chuàng)利稅2.1億元。到2012年二期工程達到生產(chǎn)能力150萬噸/年,現(xiàn)達到生產(chǎn)能力210萬噸/年。1.7采區(qū)布置本礦采區(qū)布置一個采煤工作面，一個備用工作面，四個掘進工作面，絞車房和變電所。2.礦井及采區(qū)通風系統(tǒng)2.1礦井通風系統(tǒng)的選擇根據(jù)前述礦井的地質概況，開拓方式及開采方法，提出本礦井前25年左右的礦井通風系統(tǒng)方案為：中央并列式和中央分列式。以下為二者的優(yōu)缺點及適用條件。（1）中央并列式的使用條件：煤層傾角大、埋藏深，但走向長度不大(≤4km)，瓦斯、自然發(fā)火都不嚴重，在此條件下，采用中央并列式是比較合理的。

盡管存在著風路較長，阻力較大，采空區(qū)的漏風較大的缺點，但對于瓦斯、自然發(fā)火不嚴重的礦井來說，這并不很重要。同時，由于產(chǎn)生的阻力較大，通風電力費較大，進風與出風兩井筒之間的漏風較大，箕斗井回風時外部漏風較大等，這些缺點對走向不大的礦井來說也不是一個很大的問題。

（2）中央分列式的適用條件：一般地說，這種通風方式適用于煤層傾角較小，埋藏較淺，走向長度不大（≤4km），而且瓦斯，自然發(fā)火比較嚴重的新建礦井。與中央并列式相比，這種通風方式的安全性要好，建井期限略長，有時初期投資稍大，但相差不懸殊。

如果中央有兩個井筒，以后在延深井筒、做深部通風的準備工作時，也就不會困難，這種方式由于多打一個直通地面的回風井，所以礦井的通風阻力較小，內部漏風小，這對于瓦斯，自然發(fā)火的管理工作是比較有利的，增加了一個安全出口，工業(yè)廣場沒有主要通風機的噪音影響，從回風系統(tǒng)鋪設防塵灑水管路系統(tǒng)都比較方便。從經(jīng)濟角度看：并列式比分列式前期投入少，分列式的建井時間較長。采用并列式較好。從安全角度看：分列式與中央并列式相比，這種通風方式的安全性要好，而且多一個安全出口；而并列式存在漏風因素。但本礦井前期開采面積較小，通風阻力相差不大，通風方式受安全因素影響較小，所以二者都可以采用。從技術角度看：并列式比分列式好管理：從本井田形狀來看，大部分煤都在工業(yè)廣場西部，東部不值得再建一個風井，管理困難也浪費資源，所以采用并列式。兩方案經(jīng)經(jīng)濟、安全、技術三方面的比較后，本礦井決定采用中央并列式通風系統(tǒng)。2.2采區(qū)通風系統(tǒng)2.2.1采區(qū)進回風上山的選擇采區(qū)應該有足夠的供風量，并按需分配到各個采、掘工作面。為此采區(qū)通風系統(tǒng)就滿足以下要求：一個采區(qū)，都必須布置回風巷，實行分區(qū)通風。采煤工作面和掘進工作面都應采用獨立通風。③采煤工作面和掘進工作面的進風和回風，都不得經(jīng)過采空區(qū)和冒落區(qū)。（1）采區(qū)進回風上山的選擇本礦前期全部采用帶區(qū)開采，由于本礦井屬于煤與瓦斯突出礦井，所以設置三條水平大巷，皮帶大巷與軌道大巷雙進風還有一條專用回風水平大巷。（2）采煤工作面進風巷與回風巷的布置工作面的回采順序有前進式和后退式，前進式與后退式相比，回采時不用提前掘出回采巷道，可以邊采邊掘，但是回采巷道的上、下順槽的維護費用多。并且新鮮風流首先通過采空區(qū)，漏風嚴重，且風流會帶著采空區(qū)涌出的瓦斯進入工作面，容易使瓦斯超限。煤層本身具有自然發(fā)火危險，前進式通風使自然發(fā)火更加容易，增加通風管理難度，故考慮采用后退式回采順序。（3）采煤工作面上行風與下行風的選擇由于本礦井的準備巷道是三條大巷帶去開采，故采用U型通風，再加上本礦井的煤層傾角較小，并且本礦井屬于瓦斯突出型礦井，因此采用上行通風方式。3.采區(qū)及礦井所需風量的確定3.1采煤工作面需風量的計算

采煤工作面的風量應按下列因素分別計算，取其最大值（1）按瓦斯涌出量計算Qwi＝100×Qgwi×kgwi式中：qcgi——第i個采煤工作面回風巷風流中平均絕對瓦斯涌出量，m3/min。抽放礦井的瓦斯涌出量，應扣除瓦斯抽放量進行計算；kcgi——第i個采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù),正常生產(chǎn)時連續(xù)觀測1個月，日最大絕對瓦斯涌出量和月平均日絕對瓦斯涌出量的比值；100——按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1％的換算系數(shù)。Qcgi：采煤工作面的絕對瓦斯涌出量為59.22m3/min，考慮60％的抽采率，qcgi取59,22×40％=23.69m3/min。Kcgi：取1.2.Qwi＝100×23.69×1.2=2842m3/min（2）按工作人員數(shù)量驗算Qcfi≥4Ncfi（m3/min）式中：Ncfi——第i個采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，人；4——每人需風量，m3/min。Ncfi：本設計中綜采布置40人。Qcfi≥4×40=160m3/min（3）按工作面氣溫與風速的關系計算Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl（m3/min）式中：Vcf—采煤工作面適宜風速，查表；Scf—采煤工作面有效斷面積，㎡；Kch—采煤工作面采高調整系數(shù),查表1；Kcl—采煤工作面長度調整系數(shù),查表2；70%——有效通風斷面系數(shù)；60——為單位換算產(chǎn)生的系數(shù)。kcl——采煤工作面長度調整系數(shù)表1采煤工作面進風流氣溫與對應風速采煤工作面進風流氣溫／℃采煤工作面風速／（m·s-1）＜201.020～231.0～1.523～261.5～1.826～281.8～2.528～302.5～3.0表2采煤工作面采高調整系數(shù)采高／m＜2.02.0～2.5＞2.5及放頂煤面系數(shù)（kch）1.01.11.2表3采煤工作面長度調整系數(shù)采煤工作面長度／m長度風量調整系數(shù)（kcl）＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2＞1801.30～1.40Qcf=60×70%×2.5×16×1.2×1.2=2419.2m3/min（4）按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的最低與最高風速驗算：①驗算最小風量：Qcfi3360m3/min60×0.25Scbi（m3/min）Scbi=lcbi×hcfi×70%（㎡）Qcfi≥60×0.25×5×4×70％=210m3/min驗算最大風量Qcfi≤60×4.0Scsi（m3/min）Scsi=lcsi×hcfi×70%（㎡）Qcfi≤60×4×5×4×70％=3360m3/min③綜合機械化采煤工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后，驗算最大風量Qcfi≤60×5.0Scsi（m3/min）Qcfi≤60×5.0×16=4800m3/min式中：Scbi——第i個采煤工作面最大控頂有效斷面積，㎡；lcbi——第i個采煤工作面最大控頂距,m；hcfi——第i個采煤工作面實際采高,m；Scsi——第i個采煤工作面最小控頂有效斷面積，㎡；lcsi——第i個采煤工作面最小控頂距,m；0.25——采煤工作面允許的最小風速，m/s；70%——有效通風斷面系數(shù)；4.0——采煤工作面允許的最大風速，m/s；5.0——綜合機械化采煤工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后允許的最大風速，m/s。綜上：210m3/min≤Qcfi≤3360m3/min（5）工作面所需風量的確定：由上述計算可得采煤工作面Q采=2842m3/min最大不得超過3360m3/min3.2備用工作面所需風量的計算備用工作面的供風量，通常取其條件相似的生產(chǎn)工作面的需風量之半。當采煤工作面不富裕時，也可按工作面不聚積瓦斯為原則進行配風，但工作面風速不應小于0．25m／s。Q備=1421m3/min3.3掘進工作面所需風量的計算每個掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人員、爆破后的有害氣體產(chǎn)生量以及局部通風機的實際吸風量等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。（1）按照瓦斯涌出量計算Qhfi=100×qhgi×khgi（m3/min）式中：qhgi——第i個掘進工作面回風流中平均絕對瓦斯涌出量，m3/min，抽放礦井的瓦斯涌出量，應扣除瓦斯抽放量進行計算；khgi——第i個掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù),正常生產(chǎn)條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對瓦斯出量與月平均日絕對瓦斯涌出量的比值；100——按掘進工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1％的換算系數(shù)。Qcgi：掘進工作面的絕對瓦斯涌出量為4.56m3/min，考慮60％的抽采率，qcgi取4.56×40％=1.82m3/min。Qhfi=100×1.82×1.2=218m3/min（2）按局部通風機實際吸風量計算有瓦斯涌出的巖巷，半煤巖巷和煤巷Qhfi=∑Qafi+60×0.25Shdi（m3/min）式中：∑Qafi——第i個掘進工作面同時運轉的局部通風機實際吸風量的總和，m3/min；0.25——有瓦斯涌出的巖巷，半煤巖巷和煤巷允許的最低風速；Shdi——局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積，㎡。Qhfi=4×218+60×0.25×18=1142m3/min（3）按工作人員數(shù)量驗算∑Qafi≥4Nhfi（m3/min）式中：Nhfi——第i個掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，人?！芉afi≥4×10=40m3/min（4）按風速進行驗算驗算最小風量，—有瓦斯涌出的巖巷，半煤巖巷和煤巷：∑Qafi≥60×0.25Shfi（m3/min）式中：Shfi——第i個掘進工作面巷道的凈斷面積，㎡?！芉afi≥60×0.25×13.5=202.5（m3/min）驗算最大風量∑Qafi≤60×4.0Shfi（m3/min）式中：Shfi——第i個掘進工作面巷道的凈斷面積，㎡?！芉afi≤60×4.0×13.5=3240m3/min（5）掘進工作面所需風量的確定：由上述計算可得掘進工作面Q掘=1142m3/min最大不得超過3240m3/min3.4采區(qū)硐室需風量計算機電硐室需要風量應根據(jù)不同硐室內設備的降溫要求進行配風；采區(qū)小型機電硐室，按經(jīng)驗值確定需要風量或取60～80m3/min；選取硐室風量，應保證機電硐室溫度不超過30℃，其他硐室溫度不超過26℃。本設計中，變電所及絞車房的需風量均取Q硐=80m3/min。3.5其他用風巷道的需要風量應根據(jù)瓦斯涌出量和風速分別進行計算，采用其最大值。（1）按瓦斯涌出量計算Qrli=133qrgi·krgi（m3/min）式中：qrgi——第i個其他用風巷道平均絕對瓦斯涌出量，m3/min；krgi——第i個其他用風巷道瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，取1.2～1.3；133——其他用風巷道中風流瓦斯?jié)舛炔怀^0.75%所換算的常數(shù)。Qrli=133×0.8×1.2=127.68m3/min（2）按風速驗算：一般巷道Qrli≥60×0.15Srci（m3/min）式中：Qrli——第i個一般用風巷道實際需要風量，m3/min；Srci——第i個一般用風巷道凈斷面積，㎡；Qrli≥60×0.15×13.5=121.5m3/min（3）其他巷道所需風量的確定：由上述計算可得其他巷道Q其它=127.68m3/min3.6采區(qū)總需風量計算Q礦≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q備＋∑Q其它）×K礦通（m3/min）式中：∑Q采——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min；∑Q掘——掘進工作面實際需要風量的總和，m3/min；∑Q硐——硐室實際需要風量的總和，m3/min；∑Q備——備用工作面實際需要風量的總和，m3/min；∑Q其它——礦井除了采、掘、硐室地點以外的其它巷道需風量的總和，m3/min；K礦通——礦井通風系數(shù)（抽出式K礦通取1.15~1.2，壓入式K礦通取1.25~1.3）。礦井容易時期：Q礦容易≥（2842+1142+160+1421＋127.68）×1.15=6546.58m3/min礦井困難時期：Q礦困難≥（2842+1142+240+1421＋127.68）×1.15=6638.58m3/min4.計算礦井通風總阻力4.1礦井通風總阻力的計算原則（1）礦井通風設計的總阻力，不應超過2940Pa。（2）礦井井巷的局部阻力，新建礦井按井巷摩擦阻力的10%計算，擴建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計算。（3）礦井通風系統(tǒng)總阻力最小時稱通風容易時期；最大時稱為通風困難時期。（4）對于礦井有兩臺或多臺風主要通風機工作，礦井通風阻力按每臺主要通風機所服務的系統(tǒng)分別計算。4.2計算兩個時期的摩擦阻力礦井通風總阻力：風流由進風井口起，到回風井口止，沿一條通路（風流路線）各個分支的摩擦阻力和局部阻力的總和，稱礦井總阻力。通風容易時期總阻力：通風困難時期總阻力：hf按下式計算：;通風容易時期阻力計算表巷道名稱長度(m)斷面周長(m)斷面積(m2)摩擦阻力系數(shù)(kg/m3)風阻(kg/m7)風量(m3/s)風速(m/s)通風阻力(Pa)副井52023.5645.450.03900.0055962.1148.10井底車場25015.8150.00960.00991207.69143.83運輸大巷17017.8200.00800.0030603.0010.89區(qū)段運輸平巷113014.714.90.02260.1134503.36283.72工作面27016180.03500.0369503.1392.29區(qū)段回風平巷120014.714.90.02260.1205503.36301.29回風大巷36017.8200.00800.00761206.00110.73回風石門3717.8200.00960.00061206.009.48回風井54520.4233.180.00360.00111203.6215.79=1016.13Pa1117.43Pa通風困難時期阻力計算表巷道名稱長度(m)斷面周長(m)斷面積(m2)摩擦阻力系數(shù)(kg/m3)風阻(kg/m7)風量(m3/s)風速(m/s)通風阻力(Pa)副井52023.5645.450.03900.0055962.1148.10井底車場25015.8150.00960.00991207．69143.83運輸大巷2255.817.8200.00800.0401603.00144.55區(qū)段運輸平巷1368.614.714.90.02260.1375503.36343.62工作面28316180.03500.0387503.1396.73區(qū)段回風平巷1210.614.714.90.02260.1216503.36303.95回風大巷2404.217.8200.00800.05141206.00739.49回風石門3717.8200.00960.00061206.009.48回風井54520.4233.180.00360.00111203.6215.79=1845.56Pa2030.15Pa5.選擇礦井通風設備5.1礦井通風設備的要求：（1）礦井必須裝設兩套同等能力的主通風設備。（2）選擇通風設備應滿足第一開采水平各個時期工況變化，并使通風設備長期高效率運行。（3）風機能力應留有一定的余量。（4）進、出風井井口的高差在150m以上，或進、出風井井口標高相同，但井深400m以上時，宜計算礦井的自然風壓。5.2