矿井通风设计范例

4 矿井通风 4.1 通风系统 4.1.1 通风系统

4.1.1.1 通风方式和通风方法

根据煤层赋存条件，矿井采用平硐开拓，根据矿井开拓方式，本矿井走向较短，只有一个采区的走向长度，采用分列式通风方式，抽出式通风方法，采煤工作面利用全矿井负压通风，采用“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 4.1.1.2 通风系统

根据矿井开拓部署，该矿为平硐开拓方式，主平硐、副平硐和后期排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。

矿井初期主要通风线路为：

主平硐/副平硐→+1690m水平运输巷/+1690m双龙炭运输巷/+1728m运输巷/+1728m双龙炭运输巷→+1690m运输石门/+1728m运输石门→一采区轨道上山/一采区行人上山→+1756m运输石门→11011工作面运输巷→11011采煤工作面→11011工作面回风巷→回风石门→+1798m正炭回风巷→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。

矿井后期主要通风线路为：

主平硐/副平硐/排水进风行人平硐→+1690m水平运输大巷/+1728m运输巷和通风行人斜巷/+1630m排水行人巷→二采区轨道上山/二采区行人上山→+1548m水平运输巷→三采区轨道上山/三采区行人上山→区段运输石门→23013工作面运输巷→23013采煤工作面→23013工作面回风巷→区段回风石门→三采区回风上山→回风暗斜井→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。

矿井初期开采一采区时为通风容易时期，后期二、三采区同采时为通风困难时期。通风系统图（初、后期）和通风网络图（初、后期）详见图C1795-171-1（修改）、C1795-171-2（修改）。 4.1.1.3 井筒数目、位置、服务范围及时间

矿井开采一采区时有3个井筒，即：主平硐、副平硐和回风平硐，主平硐、副平硐进风，回风平硐回风。矿井二、三采区开采时4个井筒，即主平硐、副平硐、排水进风行人平硐和回风平硐。主平硐、副平硐和排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。各井筒均位于井田东部。主平硐为改造利用原基地一号井主平硐；副平硐为改造利用原基地一号井副主平硐；回风平硐为改造利用原基地一号井回风平硐；排水进风行人平硐为改造利用原顺风煤矿主平硐。矿井回风平硐井口坐标为：X=3278284，Y=18267648，Z=+1788.867，服务于全矿井生产期间。

通风系统（初、后期）详见图4-1-1、4-1-2； 通风网络（初、后期）详见图4-1-3、4-1-4。

4－3

4－4

4.1.1.4 矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析 4.1.1.4.1 矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施

矿井采用抽出式通风方式，此方式使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利，漏风量小，通风管理较简单。

该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风，而且对抵御灾害具有很大的优越性：

1、矿井采用平硐开拓方式，主平硐、副平硐、后期排水进风行人平硐和回风平硐均可做为矿井安全出口，井口间距离大于30m，井下发生灾变时，人员可按避灾路线撤至地面。前期、后期矿井安全出口均不少于两个。

2、矿井通风系统设置较合理，一旦井下发生灾变时，根据灾变地点的不同，既可采用全矿井反风来控制灾害扩大，也可对发生在回采工作面的灾变进行回采面反风来控制灾害扩大。合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低。

3、井下设置了风门、调节风门等通风构筑物，能够使风流按拟定的路线流动。井下突出煤层工作面的风门、调节风门、风窗等均设在进风侧。

4、矿井主要通风机采用轴流式抽出式通风机，配备两台，一台工作一台备用，符合《煤矿安全规程》的规定。

5、矿井采掘工作面全部为独立通风，且装备有甲烷传感器及断电仪（分站），一旦瓦斯浓度超限，即实现超限报警断电。

6、井下风门、调节风门等通风构筑物的设置可以确保各条巷道的风速符合《煤矿安全规程》的规定。矿井通风方式及通风系统对矿井安全有保障。

7、在措施方面主要有：对主要进、回风巷，工作面进、回风巷，

掘进头回风巷，独立通风硐室回风巷等进行风量、风速监测，保确风量满足设计要求，风速符合《煤矿安全规程》的规定；检查风门、调节风门的制作、安装质量和使用情况，对不符合要求的拆除重建，直至合格为止；在电气控制方面实施风电闭锁；在瓦斯预测预防方面实现工作面瓦斯超限报警断电等。

8、矿井采区回风上山为采区专用回风巷。

4.1.1.4.2 矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响

矿井采用平硐开拓方式，布置有水平运输大巷、回风大巷；采区布置有采区轨道上山、行人上山、回风上山；回采工作面布置有工作面运输巷和工作面回风巷。矿井、水平、采区、回采工作面均有至少两个安全出口，符合《煤矿安全规程》规定。

井下所有通风巷道中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定。

本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，任何2个工作面之间均无串联通风现象，符合《煤矿安全规程》第114、116条的规定。 4.1.1.4.3 其它安全保证措施

1、回采及掘进工作面等局部通风的保证程度和措施

本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，回采工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%的标准进行配风的。经计算，双龙煤层采煤工作面投产初期配风为10.0m3/s，风速为1.69m/s，后期配风为12.0m3/s，风速为2.03m/s。臭炭煤层采煤工作面配风为4.0m3/s，风速为1.67m/s。回采面风速符合《煤矿安全规程》第101条的规定。

掘进工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1％为标准来进行配风的。掘进工作面采用局部通风机压入式供风。

2、矿井风量与通风网络对安全的保证程度

设计按分别计算法计算矿井初、后期需风量分别为46.0 m3/s、51.0m3/s，满足《煤矿安全规程》第135条的规定。设计所配风量，可确保矿井安全生产。

各井巷中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定，设计通风网络能保证矿井安全生产。

通风网络图经解算，各并联网路风压平衡，只要生产中根据风压的动态变化，通过风门、调节风门的控制，能完全满足各用风地点的风量要求。

3、反风系统及其可靠性

根据《煤矿安全规程》的规定，矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变矿井风流方向。本矿井回风井所选风机均为轴流式风井，反风方式为主要通风机电机反转来实现反风，各回风井安全出口内设置两组双向风门，既满足安全行人需要也满足反风要求。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。

4、风机房检测仪器

风机房配有测定主要通风机性能参数的仪器仪表，按规定对主要通风机运行工况进行测试和调节。另外，在风机房备用两个风门；当风门损坏时，可及时安装以满足通风需要。

5、保证风流稳定的措施

（1）为使风流按拟定线路流动和控制各用风地点的风量，在各并联的通风网络上设有风门、调节风门和密闭等通风构筑物。并随生产进度进行调节，确保各用风地点的风量、风速符合《煤矿安全规程》的规定。

（2）清除巷道的杂物或障碍，尽量避免在主要巷道内停放矿车，堆放材料，确保风流通畅。

（3）巷道断面尺寸除满足运输的要求外，还应满足风量、风速要求，因为缩小断面会急剧增大巷道阻力，造成与之并联的通风线路被迫增阻，影响整个系统风量分配，而且运营不经济。

（4）巷道断面大小应保持相对稳定，避免忽大忽小。巷道转弯处应呈弧形或斜线形，避免直角转弯。

6、防止漏风的措施

（1）检查、测试引风道，风硐的密封性，控制外部漏风。 （2）采空区密闭墙或巷旁充填带应用黄泥浆充实或用砂浆勾缝，尽可能减少漏风。

（3）风门、调节风门、风桥、密闭等通风构筑物砌筑应保证质量，加强通风构筑物的严密性。

（4）加强通风管理，设置专人负责通风构筑物的检查和维修。在主要风流的分支或汇合地点，各用风地点的进出风侧均设测点，测出风量、风速等参数，从而得到主要漏风地点、漏风区段的漏风量数据，有针对性地进行处理。

（5）降低用风地点风阻，使漏风压差减小，能降低并联漏风风路的漏风量。

4.2 矿井风量、风压及等级孔 4.2.1 矿井风量计算

矿井需风量计算方法依据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》，矿井开拓方式平面图及采区巷道布置图，投产初期按1个采煤工作面（双龙煤层），1个抽采工作面（双龙煤层），2个掘进工作面；生产后期按2个采煤工作面（双龙煤层、臭炭煤层各1个），1个抽采工作面（双龙煤层），2个掘进工作面，生产能力150kt/a计算矿井风量、负压。

1、按整体法计算

按井下同时工作的最多人数需要风量计算 Q=4NK

式中：N——井下同时工作的最多人数，人； 4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；

K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，K取1.20；

Q=4×94×1.20

=451.2m3/min =7.52m3/s

2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算

Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K

式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/ min；

K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，取1.20。

（1）采煤工作面需风量计算 ①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q采=100×q采×Kc

式中：Q采——采煤工作面需风量，m3/min；

q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。预计初期双

龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为3.240m3/min，预计后期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为4.796m3/min，双龙煤层回采工作面按40％的抽采率扣减，则双龙煤层回采工作面风排瓦斯量初期为1.95m3/min，后期为2.88m3/min。臭炭煤层回采工作面瓦斯涌出量预计0.685 m3/min，抽采率按15%扣减，则风排瓦斯量为0.583m3/min，抽采工作面瓦斯涌出量预计为0.685 m3/min。

Kc ——工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采取1.8； 经计算，双龙煤层采煤工作面初期Q

采1

为351m3/min，后期Q

采2

为519m3/min；后期臭炭煤层采煤工作面Q采3为105m3/min。抽采工作面Q抽采为123.3m3/min。

②按炸药使用量计算

Q采=25 Ac

式中：Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，取4.6㎏； 经计算，采煤工作面Q采为115m3/min。 ③按工作人员数量计算

Q采=4 nc

式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；

nc——采煤工作面同时工作的最多人数，双龙炭煤层取25人，臭炭和正炭煤层取10人。

经计算，双龙炭煤层采煤工作面Q采为100m3/min。臭炭和正炭煤层采煤工作面Q采为40m3/min。

④按工作面温度计算

Q采=60×Vc×Sc×Ki

式中：Vc——回采工作面适宜风速，取1.4m/s；

Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效

断面的平均值计算，双龙炭煤层取5.9 m2，臭炭和正炭煤层均取2.4 m2。

Ki ——工作面长度系数，取1.0。

经计算，双龙炭采煤工作面Q采为496m3/min，正炭和臭炭煤层为202 m3/min。

⑤按风速验算 15×Sc≤Q采≤240×Sc

式中，Sc——回采工作面平均有效断面，双龙炭煤层取5.9m2，正

炭和臭炭煤层取2.4m2，经验算，所配风量符合要求。

采煤工作面取以上计算风量的最大值，双龙炭采煤工作面初期Q采

为496m3/min，后期Q采为519m3/min；正炭和臭炭煤层为202 m3/min。

瓦斯抽采工作面按采煤工作面风量50%配风，双龙炭煤层抽采工作面配风初期为250m3/min，后期为260 m3/min。

（2）掘进工作面需风量计算 ①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q采=100×q掘×kd

式中：Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；

q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，预计双龙炭煤层

掘进工作面绝对瓦斯涌出量机掘为1.28m3/min，炮掘为1.07 m3/min，预计臭炭和正炭煤层掘进工作面瓦斯涌出量为0.59 m3/min。双龙炭煤层掘进工作面设计按40％的抽采率扣减，臭炭和正炭掘进工作面抽采率按25%的抽采率扣减，双龙炭煤层掘进工作面风排瓦斯量机掘为q掘＝0.77m3/min，炮掘为q掘＝0.65m3/min，臭炭和正炭煤层掘进工作面风排瓦斯量为q掘＝0.45m3/min；

kd ——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，机掘取1.8，炮掘取2.0。 经计算，双龙炭煤层机掘工作面Q掘为139m3/min，炮掘工作面Q为130m3/min。臭炭煤层掘进工作面Q掘为90m3/min。

②按炸药使用量计算

Q掘=25 Aj

式中：Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取4.8㎏； 经计算，每个工作面Q掘为120m3/min。 ③按局部通风机吸风量计算

Q掘=Qf×I×kf

式中，Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，掘进工作面局部

掘

通风机型号为FBD-№5.6/2×11，其吸风量取230m3/min；臭炭、正炭掘进工作面局部通风机型号为FBD-№5.0/2×5.5，其吸风量取150m3/min。

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台； kf——风量备用系数，取1.43。

经计算，双龙掘进工作面Q掘1为328.9m3/min；臭炭、正炭掘进工作面Q掘2为214.5m3/min。

④按工作人员数量计算

Q掘=4 nj

式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；

nj——掘进工作面同时工作的最多人数，取6人。 经计算，每个工作面Q掘为24m3/min。 ⑤按风速验算 15×Sj≤Q掘≤240×Sj

式中，Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2

掘进工作面取以上计算风量的最大值，Q掘为301m3/min。经验算，所配风量符合要求。

（3）硐室配风量计算

矿井初期主变电所和一采区绞车房独立通风后期采区变电所独立通风，变电所配风量按照电器设备的发热量进行计算：

Q硐＝ C60

Pt

式中：Q硐——主变电所供风量, m3/min； 3600——热功当量，1Kw·h=3600kJ；

∑W——变电所中电器总功率按照最大350Kw计算； θ—— 机电硐室发热系数，取0.02； ρ——空气密度，取1.2㎏/ m3；

3600W

Cp——空气的定压气热，取1.000 kJ/㎏·K；

Δt——硐室进回风温差，本矿变电所进回风温按照4℃计算。 经计算，矿井主变电所配风量Q硐为87.5m3/min，一采区绞车房配风60m3/min，初期∑Q硐为147.5m3/min；后期二个采区变电所，∑Q为175 m3/min。

（4）按柴油机车需风量计算

矿井选用3台CCG5/600FB型防爆柴油机车运输。 按单位功率的需风量指标计算： Q柴＝q0×N

式中：q0——单位功率的供风指标，取4.0 m3/min；

N——防爆柴油机车总功率，1台CCG5/600FB型防爆柴油机车其总功率为15Kw。

Q柴＝4.0×15×3＝180m3/min

经计算，3台防爆柴油机车需风量为180.0m3/min。 （5）其它维修、行人巷道、柴油机车配风量计算

矿井需独立通风的维修、行人巷道、柴油机车配风量，初期共配风∑Q它为540 m3/min；后期共配风∑Q它为530 m3/min。

矿井初期、容易时期总需风量为：

Q1=（496×1＋250×1＋328.9×2＋147.5＋180＋540）×1.2 =2725.56m3/min

=45.5m3/s 取46.0m3/s

矿井后期、困难时期总需风量为：

Q2=（519×1＋202×1＋260×1＋328.9×2＋175＋180＋530）

×1.2

=3028.56m3/min

=50.5m3/s 取51.0m3/s

硐

根据《煤矿安全规程》规定，矿井总进风量应选以上风量计算方法中的最大值，因此，矿井初期总需风量为46.0m3/s，矿井后期总需风量为51.0m3/s。 4.2.1.2 矿井风量分配 初期：

采煤工作面：1×10.0=10.0 m3/s； 抽采工作面：1×5.0=5.0 掘进工作面：2×6.0=12.0 m3/s； 硐室配风：3.0；

其他行人通风巷道：16.0 m3/s； 合计：46.0 m3/s。 后期：

采煤工作面：1×12.0＋1×4.0=16.0 m3/s； 抽采工作面：1×6.0=6.0 掘进工作面：2×6.0=12.0 m3/s； 硐室配风：4.0；

其他行人通风巷道：13.0 m3/s； 合计：51.0 m3/s。

4.2.2 矿井通风总阻力计算 4.2.2.1 矿井通风阻力

1、矿井通风阻力

按矿井通风最长路线估算矿井通风总阻力，通风摩擦阻力计算公式如下：

h=

a.L.P2

.Q 3

S

式中：h——通风摩擦阻力，Pa； α——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4

L ——井巷长度，m； P ——井巷净断面周长，m； Q ——通风井巷的风量，m3/s； S ——井巷净断面面积，m2。

通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15％。

经计算，矿井通风阻力初期为732Pa，为通风容易时期；后期为防止风速超限，设计三采区回风上山、回风暗斜井、+1788m总回风巷均采用回风平硐断面，即：净宽为2.8，净高2.8m，墙高1.4m，净断面为7.0m2，净周长为10.0m，经调整后，后期阻力为1037Pa，为通风困难时期。见表4-2-1、4-2-2。

2、矿井自然风压估算

矿井初期进、回风井井口高差最大为100m，小于150m，最大开采深度为99m，小于400m，自然风压忽略。

矿井后期进、回风井井口高差最大为163m，大于150m，考虑自然风压。

后期进风井平均温度取17℃，回风井平均温度取24.5℃，地面大气压力取626㎜Hg，采用下列公式计算自然风压：

he=

P0H11H

g1 RT1T210000

式中：he——自然风压，Pa； P0——地面井口大气压，Pa；

H——矿井开采深度，m； T1——进风侧平均温度，K； T2——回风侧平均温度，K；

R——矿井空气常数，干空气的常数为287J/（㎏·K）

he=

62613.69.811163

1639.81=41 Pa 2872731727324.510000

表4-2-1 初期通风阻力计算表

4－17

4－18

4.2.3 矿井等积孔及通风难易程度评价 4.2.3.1 矿井通风风阻

初期、容易时期：R1= h1÷ Q1=732÷462=0.346NS2 / m8 后期、困难时期：R2= h2÷ Q2=1037÷532=0.399NS2 / m8 4.2.3.2 矿井等积孔

A=

1.19Qh

式中：A—— 等积孔，m2；

Q——矿井总风量，m3/s； h——矿井负压Pa。 初期、容易时期：A1

＝2.02m2 后期、困难时期：A2

4.2.3.3 通风难易程度评价

1.88m2

矿井通风难易程度根据“《采矿设计手册》第八篇、第四章中矿井通风阻力分类”进行判断。见表4-2-3。

表4-2-3 矿井通风阻力等级分类

经计算，该矿井初期通风阻力等级属小阻力矿井，通风难易程度为容易，矿井后期通风阻力等级属中阻力矿井，通风难易程度为中等。

4.3 掘进通风

4.3.1 掘进通风方法和设备

矿井掘进工作面全部实行独立通风，采用局部通风机压入式供风，利用矿井全负压回风。全矿井有2个掘进工作面。各掘进工作面的局部通风机均采用双风机，双电源，并实现自动切换，保持局部通风机连续运转、均衡供风，风流稳定。局部通风机选型计算如下：

1、局部通风机工作风量 Qa=pqQh

式中：

Qa——局部通风机工作风量,m3/min；

Qh——掘进工作面需风量，取计算最大值，双龙炭取139m3/min（2.32m3/s），正炭和臭炭取120m3/min（2.0m3/s）；

pq——风筒漏风系数。

（1-17×0.005）=1.10 pq1 =1/（1-nj）=1÷

（1-17×0.005）=1.10 pq2 =1/（1-nj）=1÷式中：

n——风筒接头数；最长送风距离取650m。送风距离过长时应掘回风联络巷，以缩短通风路线。设计接头17个（50m一节11节，30m一节2节，10m一节4节）；

j——每个接头的漏风率；插接时Li=0.01～0.02，螺圈反边接头

时Li=0.005，采用螺圈反边接头Li取0.005。

Qa1 =pq1Qh1=1.10×2.32=2.56m3/s Qa2=pq2Qh2=1.10×2.0=2.20m3/s 2、局部通风机全风压Ht

Qh2

Ht1＝Rf·Qa·Qh＋hv0= Rf·Qa·Qh＋0.8114

D

＝221×2.32×2.56＋40.5＝1354Pa

Ht2＝221×2.20×2.00＋30.1＝1003Pa

式中：

D——风筒直径，选用直径为600mm风筒；

Rf——压入式风筒的总风阻，单位为N·S2/m8， 600mm风筒百米风阻取34.0N·S2/m8。

Rf =34×6.5＝221 N·S2/m8。

3、局部通风机选型

根据计算，矿井双龙煤层掘进工作面选用FBD№5.6/2×11型局部通风机，全风压500～3800Pa，风量210～350m3/min，功率2×11Kw，选用φ=600mm，胶质风筒，满足掘进通风要求；矿井正炭和臭炭掘进工作面选用FBD№5.0/2×5.5型局部通风机，全风压350～3000Pa，风量150～240m3/min，功率2×5.5Kw，选用φ=600mm，胶质风筒，满足掘进通风要求。

4.3.2 防止局部通风机产生循环风的措施

1、加强局部通风管理，矿井掘进巷道都必须采用局部通风机通风，每一采区、每一掘进巷道开工前，均应编制局部通风设计，内容包含局部通风布置方式和局部通风机型号和能力、供风量、风筒直径等多种参数。

2、煤巷、半煤岩巷、岩巷均应采用压入式通风方式。所有局部通风机和启动装置均应安设在进风巷道中，距回风口均不得小于10m，并且全风压供给该处的风量大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口之间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》的有关规定，以防止局部通风机吸循环风。

3、掘进工作面必须安装瓦斯传感器，并保证其准确度良好运行；瓦斯检查员应按《煤矿安全规程》第149条的规定对工作面的瓦斯浓

度进行检查，防止瓦斯超限，一旦超限，必须及时处理。

4.4 硐室通风

1、独立通风硐室的通风系统

为确保安全，改善硐室工作环境，投产时井下采区变电所设置了单独的进回风系统，实行独立通风，需风量按计算配风，满足要求。井下新鲜风流由+1690m运输石门进入采区变电所，乏风汇入采区回风上山后排出。

2、独立通风硐室的安全措施

（1）采区变电所应设在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水地点及用电负荷中心；

（2）硐室两端必须装设向外开的防火栅栏两用门，全部敞开时，不得妨碍巷道交通；

（3）硐室内各种设备同墙壁之间，应留出0.5m以上的通道，各种设备相互之间，应留出0.8m以上的通道。如果不需从两侧或后面进行检修的设备，可不留通道；

（4）硐室和从硐室出口的防火栅栏两用门起5m内的巷道应砌碹或用其他不燃性材料支护；

（5）硐室通道的尺寸以能通过最大件设备及安装标准标准防火栅栏两用门为原则，宽可取2.0m，高可取2.3～2.5m；

（6）硐室地面应高出邻近巷道底板0.3～0.5m，应采用混凝土或其他不燃性材料铺底，厚100mm，并设3‰的向外流水坡度。

3、井下消防材料库设在进风风流中，其深度小于6m，入口宽度大于1.5m，无瓦斯涌出，采用扩散通风。

4.5 井下通风设施及构筑物

1、风门

为了保证矿井的正常通风，确保井下风流按规定的方向流动，在进、回风井之间，主要进风巷和主要回风巷之间的联络巷安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。风门设置应满足以下技术要求：

(1)避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；

(2)门前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m；

(3)结构严密，漏风少，向关门方向倾斜80°～85°；

(4)风门应迎风流开启，行机车巷道，两门间距应大于一列车长度；

(5)风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严。风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。

（6）每组风门要求设置两道以上，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5m。入排风巷道之间需要设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道。两道正向风门之间要实行联锁。

2、挡风墙（密闭）

挡风墙是隔断风流的通风构筑物，设置在需隔断风流、也不需要通车行人的巷道中。为防止漏风、截断风流或防止瓦斯自采空区向工作区扩散，需要在井下适当位置设置挡风墙。临时挡风墙用木板、木段等修筑，并用黄泥、石灰抹面。永久性挡风墙用料石、砖、水泥等不燃性材料修筑。井下井下永久性挡风墙设置要求：

(1)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；

(2)密闭前无瓦斯积聚；5m内支架完好，无片帮、冒顶，无杂物、积水和淤泥；

(3)用不燃性材料建筑，墙无裂缝、无漏风；

(4)永久性挡风墙应设U防水管；

(5)密闭前要设栅栏、警标、说明牌板和检查箱。

3、调节风门

矿井在需要调节风量处设一组双向调节风门,主要调节风门设两组双向调节风门，以增加局部阻力的方式调节井下风量的地点需安设调节风门，其技术要求与风门相同。

4、测风站

为了准确地测量风量，应在矿井各主要进、回风巷和回采工作面进、回风巷的适宜位置设置测风站。

测风站的技术要求是：必须设在直线段巷道中；测风站长度不小于4m；其附近10～15m断面没有变化无障碍物；测风站不得设在风流汇合处附近，站内不得有障碍，周壁应为光滑平面。

风门、密闭、调节风门等通风构筑物应设在围岩坚固，地压稳定地段，并加强管理，经常检查维修，防止漏风。

每天设专人对井下各地点通风设施进行巡回检查，发现问题，及时进行处理。

5、防爆门

根据《煤炭工业矿井设计规范》及《煤矿安全规程》的相关规定，为防止爆炸性气体冲击主要通风机，在回风井井口设置防爆门，引风道长度比防爆门至井筒内引风道开口位置至少长10m。防爆门布置在出风井同一轴线上，其断面积不小于出风井的断面积；防爆门要依靠主要通风机的负压保持关闭状态；防爆门的结构必须有足够强度，并有防腐和防抛出的设施。防爆门要封闭不漏风。

防爆门外侧设有门杠，正常通风时门杠由专人取下保管好，反风时由人工杠上门杠。

防爆门必须6个月检查维修一次。

4.6 矿井主通风机及矿井反风

矿井为高瓦斯矿井，按煤与瓦斯突出矿井设计，采用抽出式通风方法。矿井由主平硐（+1689.471m）和副平硐（+1724.91m）进风，回风平硐（+1788.867m）回风。

4.6.1通风设备选型

4.6.1.1回风平硐通风设备选型

1、设计依据

通风容易时期风量 46m3/s

通风困难时期风量 51m3/s

通风容易时期阻力： 732Pa

通风困难时期阻力： 1037Pa

自然风压：

根据矿井开拓布置方式，通风容易时期自然风压忽略不计，通风困难时期自然风压为41Pa。

2、设计选型

矿井主要通风设备应具备的通风风量及通风风压如下：

（1）通风机工作风量

QXkQK

式中QX-主要通风机必需风量（m3/s）。

QK-矿井的计算风量（m3/s）。

k-外部漏风系数，取1.05。

通风容易时期风量：Qx1=1.05×46＝48.3m3/s

通风困难时期风量：Qx2=1.05×51＝53.55m3/s

（2）通风机工作风压：

HXhkhzhhzrhxshd

式中HX-主要通风机必需风压（Pa）。

hK-矿井的计算风压（Pa）。

hzh-通风装置静压及风道阻力损失，取150Pa。

hzr-矿井自然通风风压（Pa），该矿自然风压忽略不计。

hxs-消声装置阻力损失（Pa）。取50Pa。

hd-扩散器的动压损失（Pa）。该矿通风机的特性以静压表示，

此阻力不计入。

矿井地处山区，考虑海拔高度影响，对矿井风压进行校正。根据《采矿工程设计手册》，按下式校正：

h176013.69.8hP1

经计算，矿井通风容易时期负压H11=911Pa；矿井通风困难时期负压H12=1290Pa。

通风容易时期：Hx1=911+150+50-0=1111Pa

通风困难时期：Hx2=1290+150+50+41=1531Pa

（3）主要通风机风阻计算

①通风网路阻力系数计算

RHX/Q 2

式中R-通风网路阻力系数。

通风容易时期：R1=1111/48.32 =0.47623

通风困难时期：R2=1531/53.552 =0.5339

②通风网路特性曲线方程

通风容易时期：H1＝R1Q2＝0.47623Q2

通风困难时期：H2＝R2Q2＝0.5339Q2

（4）确定主要通风机型号

根据上述风量与静压的计算结果选取FBCDZ-6-№17（Ⅱ）型防爆对旋轴流式通风机，其技术特征见表4-6-1。

表4-6-1 矿井主要通风机技术特征表

（5）主要通风机正常、反风工况点

①主要通风机正常运行工况点

通风容易时期风机运行工况点M1及其工况点参数见图4-6-1。 Qg1=51m3/s H g1=1238.7Pa αg1=42°/30° ηg1=79%

通风困难时期风机运行工况点M2及其工况点参数见图4-2-2。 Qg2=54.8m3/s H g2=1603.4Pa αg2=45°/33° ηg2=81%

根据运行工况点可以看出，所选通风机在通风各个时期均在高效区域稳定、可靠地运行，通风机满足矿井的通风需要。

②主要通风机反风的工况点

该风机厂家未提供反风性能曲线，但根据厂家资料表明，该风机的反风风量能达到正常通风风量的60%以上，故其反风工况点风量按正常运行时工况点风量的60%计算。

通风容易时期：Q fg1=30.6m3／s，H fg1=445.9Pa，ηfg1=30%

通风困难时期：Q fg1=32.88m3／s，H fg1=577.2Pa，ηfg1=30%

图4-6-1 通风容易时期通风机运行工况点

图4-6-2 通风困难时期通风机运行工况点

（6）通风设备的电机功率校验

NkfQgHg

102mg

式中N-电动机计算功率（kW）。

Qg

Hg-主要通风机工况点风量（m3/s）。 -主要通风机工况点风压（Pa）。

-主要通风机工况点效率（%）。

m-机械传动效率，主要通风机采用联轴节，取0.98。

kf-富裕系数，取1.2。

①主要通风机正常运行时电动机功率校验

通风容易时期： N11.2511238.797.9kW 1020.790.989.81

通风困难时期： N21.254.81603.4132.8kW 1020.810.989.81

根据上述计算，通风容易、困难时期均选择同等能力的电动机。 ②主要通风机反风时电动机功率校验

通风容易时期电机所需功率：

Nf11.230.6445.955.7kW 1020.30.989.81

通风困难时期电机所需功率：

Nf21.232.88577.277.5kW 1020.30.989.81

根据上述验算，配用电机能满足正常工作和反风时的要求。

4.6.2 工况点调节

结合设计所选通风机以及控制设备的情况，调节工况点以采用改变叶轮转速为主，改变叶轮叶片安装角为辅的调节法。

1、改变叶轮转速调节法

按照通风机的比例定律，改变风机转速，可以调节风量，且效率基本不变，但风压及功率分别与转速的平方及立方成正比变化。变更通风机转速，可以获得较宽广的调节范围，是一种比较经济的调整方式，在煤矿中得到广泛的应用。改变通风机转速的方法很多，由于设计主要通风机选用变频器控制，可以根据矿井生产需求调整电机转速来调节风量，既节约大量电能，又减少机械和风的噪音，为工况点调节首选方法。

2、改变叶轮叶片安装角调节法

这种调节法实质上是改变通风机的特性曲线。叶片安装角的调整方法：根据风机的特性曲线及矿井的通风要求，选定所需要的安装角。打开轮毂盖板，松开叶柄螺母（不要将螺母卸掉，以免错位，失去平衡），在轮毂鼓面的刻度上，按选定的安装角，把叶片的前面对准刻度线，紧固叶柄螺母，锁紧螺母，盖好盖板，即调整完毕。这种调节方法具有调节范围大、效率较高等优点，被广泛应用于轴流式通风机的调节中。 4.6.3 辅助设施

1、风机闸门

在风硐与每台风机集流器之间设置2道电动蝶阀。

轴流式通风机的集风器前和扩散器侧壁应设置密闭性能良好的检修风门，其位置应便于处入，并不得与内部设施相妨碍。

2、起重、润滑、液压、冷却散热 （1）起重

每台风机沿轴线设置起重梁，并配置1t手动单梁起重机，以便安装、维修。

（2）润滑

通风机在运行过程中，定期检查润滑油量，要按要求的牌号每周加入适量的二硫化钼锂基润滑油或与轴承特殊配套的润滑脂二次。

（3）液压

设计所选通风机配套有专用制动手刹。当需要反风时，先切断电源，手刹制动。制动时要缓慢用力，不得一次用力闸死，等叶轮停止转动后方可进行反转，否则有可能烧毁电器设备。

（4）冷却、散热

主要通风机选用隔爆型电动机，并置电动机于通风机的隔流腔内，保证了风流与风机流道中含瓦斯的乏风相互隔绝，同时起到了散热导

流作用，其风流管使电动机周围与大气想通，既增加了电动机的安全性能，又使电动机的热量散发到大气中，增加了通风机运行的安全性；而且所选通风机具有占地面积小，且不用设风机房，只考虑简易雨篷、配电房及值班室即可，因此通风机通风、散热条件良好。

3、消音

设计所选通风机在扩散器后安装有消音器，并在扩散塔内加设消音结构，把通风机噪声降到环境噪声标准以下；同时在通风机与基础间安设减振构件，以减轻通风机振动产生的噪声。

4、测压

风机房在风道或扩散器的适当位置处的断面上设置通风机装置性能测试的静压感受管和动压测试支撑物，并应符合下列规定：

（1）测压处前后的风道，应保持一定长度的直线段。前距风硐转弯处不小于风硐直径或其高度的四倍，后距风硐转弯处不小于风硐直径或其高度的二倍。

（2）当风道长度满足测试精度要求时，可在同一断面设置相对静压测试感受管和动压测试支撑物，静压感受管不得小于3个，并应与值班室水柱计相连接。

（3）当风道长度不符合测试要求时，可在不同的较为适当的断面处分别设置相对降压感受管和数量足够的动压测试支撑物。

（4）宜设置不停产测试通风机装置性能的测风设施。 5 、灭火器具

主要通风机房配置CO2灭火器2个、干粉灭火器（8kg）2个；同时通风机房设有消火栓。 4.6.4 安装布置方式

1、主要通风机房安装两套同等能力的主要通风机装置，其中一套作备用。

2、设计所选通风机具有占地面积小，且不用设风机房，只考虑简易雨篷、配电房及值班室即可。

3、两套主要通风机装置呈平行并列布置，通风机及其扩散塔等配件放在坚实地面铺设的钢轨上。风机与风硐连接处设置预埋件，保证连接牢固，不漏风。

4、在主要通风机房内按要求配备水柱计、轴承温度计、电流表、电压表等仪表，有反风操作示意图，司机岗位责任制和操作规程。 4.6.5 反风方式、反风系统及设施

1、反风方式

矿井采用抽出式通风方法，由主要通风机电机反转实现反风。所选防爆轴流式主要通风机在各种工况下风机反转反风量均大于正常供风量的40％，符合《煤矿安全规程》规定。其操作方式为调换电动机电源的任意两项接线，使电动机改变转向，从而改变通风机叶（动）轮的旋转方向，使井下风流反风。

2、反风系统及设施

每台风机风道上均设有一组风门，用以形成正常通风、事故反风所的风路。

4.6.6 通风设备及设施选型合理性和运行安全、可靠性分析 4.6.6.1 通风设备及设施选型合理性分析

1、回风平硐设计选择2台FBCDZ-6-№17（Ⅱ）型防爆对旋轴流式通风机。通风容易时期效率为79%，通风困难时期效率为81%，符合设计规范“效率不低于70%”的要求。

2、FBCDZ-6-№17（Ⅱ）型防爆对旋轴流式通风机，风机叶片安装角36°/42°～51°/39°。通风容易时期安装角为42°/30°，通风困难时期主要通风机叶片安装角均为45°/33°，距通风机最大安装角尚有6°可调余量，符合设计规范“轴流式通风机在最大设计风量和负压时，轮叶运转

角比设备允许范围小5°”的要求。

3、根据验算，电机能满足正常工作和反风时的要求；回风平硐通风机容易时期电耗为0.359kW·h/Mm3·Pa和困难时期电耗为0.35kW·h/Mm3·Pa，小于对轴流式风机的规定电耗指标0.44 kW·h/Mm3·Pa，符合节能要求。

4、结合设计所选通风机以及控制设备的情况，调节工况点以采用改变叶轮转速为主，改变叶轮叶片安装角为辅的调节法。

5、所选防爆轴流式主要通风机在各种工况下风机反转反风量均大于正常供风量的40％，符合《煤矿安全规程》规定。 4.6.6.2 运行安全、可靠性分析

1、矿井各生产时期通风设备均选用FBCDZ-6-№17（Ⅱ）型防爆对旋轴流式通风机2台，其中1台运行，1台备用。备用通风机必须能在10min内开动。

2、为了保证主要通风机房供电电源的可靠性，主要通风机采用双回路电源线路供电，其中一路工作，一路备用。当一回路出现故障或检修停止供电时，另一回路能够保证风机房全部设备的运行供电。主要通风机采用具有反转控制功能的变频器控制。

3、主要通风机选用隔爆型电动机，并置电动机于通风机的隔流腔内，保证了风流与风机流道中含瓦斯的乏风相互隔绝，同时起到了散热导流作用，其风流管使电动机周围与大气想通，既增加了电动机的安全性能，又使电动机的热量散发到大气中，增加了通风机运行的安全性。

4、矿井主要通风机房配备皮托管和风量、风压、风速检测仪等仪器仪表，对通风机的风量、风压、风速等运行参数进行检测，并将数据传至矿井调度室。

4.7 井筒防冻

该矿所在地区属亚热带温湿气候，区内年平均气温14.4℃，1月平均气温5.3℃，7月平均气温24.6℃，全年无霜期260～280 d。低于5℃温度年均不足30天，根据《煤炭工业矿井设计规范》13.7.2，本区域应属于非采暖区域。因此，在设计中不用采取井筒防冻措施。 4.8 降温措施及设备选型 4.8.1矿井风温预测

井下在+1690m高程气温为18.0℃～22℃，平均20℃。无地温异常现象。按国家有关规定，井下安全作业温度小于26℃，因此该矿地温属正常，不会受热害影响。

矿井热量按如下公式计算： 1、主要热源的总散热量计算：

QQQQQQQQ

式中：Q—风流从环境中吸收（放出）的热量总和，kW；

i

W

R

Y

d

h

t

其他

i

QW — 围岩散热，kW； QR — 热水水沟散热，kW； QY —压缩热，kW；

Qd —机电设备散热，kW；

Qh —氧化散热，kW； Qt —人体散热，kW； Q其他 —其它散热，kW。

（1）围岩散热 QWaFL(tB

t1t2

) 2

式中：a—巷道壁面向风流的放热系数，kw/m2.℃；

FL —巷道壁面积，m2; tB ——巷道壁面平均温度，m2；

t1、t2 ——巷道的起点、终点风流温度，℃；

8.2×[21-（20 +24）÷2]=-0.5kw QW=0.05×

（2）热水水沟散热

矿井地温正常区，无热水散热， QR=0 （3）压缩热

QYGA(Z1Z2)E

式中：G—风流的质量流量，kg/s； A —功热当量，9.81×10-3kJ/kg.m; Z1、Z2——风流的起点，起终标高；m

E——风流充吸收或放出热量系数，0.9，

QY=61.2×9.81×10-3×（1690-1406）×0.9=153.5 kw

（4）机电设备散热

Qd.Nd

式中：G—风流的质量流量，kg/s；

—机电设备对风流的加热量，KW；

Nd — 同时使用的机电设备总额定功率，kw；

Qd=0.2×350=70kw

（5）氧化散热

Qhq0FhWp0.8

式中：q0—当量氧化散热系数，0.011kw/m2；

Fh—氧化热面积，m2,(一般Fh=FL，巷道壁面积) Wp—巷道平均风速，m/s；

Qh=0.011×9.2×3.00.8=0.3kw

（6）人体散热

QtRtnt

式中：Rt—人体散热系数，kw/人； Rt=0.21

nt—巷道（包括采、掘、硐室）工作的人数，人；

Qt =0.21×94=19.7kw

（7）其它散热，矿井暂无其它散热源，Q其他=0 （8）矿井热源的总散热源

Q

i

QWQRQYQdQhQtQ其他

= -0.5+0+153.5+70+0.3+19.7+0=243.0kw

2、矿井风温

rh(d2d1)

 tt0 GCpCp

i

Q

式中：t—矿井风温，℃；

t0—矿井井口温度，℃；

Q—风流从环境中吸收（放出）的热量总和，Kw

i

G—风流的质量流量，kg/s；

Cp—巷道风流的定压比热，kJ/kg.℃；Cp=1.005； r —巷道风流密度，kg/m3；

h —巷道水分蒸气发从空气中吸热的比值，0.95； d1、d2 — 巷道始末端风流的含湿量，kg/kg干空气；

t20

243.01.2930.95(0.710.622)

=23.8 ℃

61.21.0051.005

4.8.2 降温措施及设备选型

经预测矿井风温为23.8℃，符合《煤矿安全规程》第一百零二条规定，矿井可不采取降温措施。由于基础资料不是很完整，预测结果可能有误差，矿井在建设和生产期间要加强风温检测，根据现场实际情况采取相应措施进行管理。

4.9 矿井通风检测类设备配置

矿井通风检测类设备配置见表4-9-1。 表4-9-1 矿井通风检测类设备配置表