目录
前言 (3)
第一章矿井基本概况 (4)
第一节矿井概况 (4)
一、井田概况 (4)
二、煤层地质概况 (4)
三、瓦斯概况 (5)
四、水文概况 (5)
五、煤尘、煤炭自燃概况 (5)
六、通风概况 (5)
第二节井田开拓基本概况 (6)
一、生产能力介绍 (6)
二、生产系统 (6)
第二章通风系统设计可行性论证 (8)
第一节矿井通风系统优化背景 (8)
一、矿井目前通风及生产能力情况 (8)
二、矿井生产能力发展前景 (8)
第二节通风系统改造的必要性分析、论证 (9)
第三节通风系统改造的主要手段 (10)
第四节通风系统改造总体方案的选择 (10)
第三章矿井通风参数计算 (14)
第一节通风系统改造后矿井需要风量的计算 (14)
一、矿井风量计算原则 (14)
二、矿井需风量的计算 (14)
第二节通风系统改造后矿井通风阻力的计算 (19)
一、矿井通风总阻力计算原则 (19)
二、矿井通风总阻力计算 (19)
第三节通风系统改造方案比较 (33)
第四章矿井通风设备的选择 (35)
第一节主要通风机选型 (35)
一、设计依据 (35)
二、通风设备选型 (35)
第二节矿井主要通风设备的配置要求 (38)
第五章通风费用概算 (40)
第六章矿井安全技术措施 (43)
第一节粉尘灾害防治 (43)
一、防尘措施 (43)
二、防爆措施 (43)
三、隔爆措施 (43)
第二节瓦斯灾害防治 (44)
第三节防灭火 (44)
一、煤的自燃预防措施 (44)
二、外因火灾防治 (44)
第四节矿井防治水 (45)
第五节井下其它灾害预防 (45)
一、顶板灾害防治 (45)
二、机电运输事故防治 (45)
参考文献 (47)
致谢 (48)
前言
矿井通风是一个运用多种技术手段输送、调度空气在井下流动，维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。在生产期间其任务是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点供给质优量足的新鲜空气，保证工作人员的呼吸，稀释并排除瓦斯、粉尘等各种有害物质，降低热害，给井下创造良好的劳动环境；在发生灾变时，能有效、及时地控制风向及风量，并与其它措施结合，防止灾害的扩大，最大限度地减少事故损失。
剖析历次煤矿重大灾害事故发生及扩大的原因，无不与矿井通风系统有着密切的关系。因此，建立一个既能满足日常生产需风，保证风向稳定、风质合格，在灾害时期又能保持通风设备运行可靠、稳定、能快速实现风流控制的通风系统是至关重要的。
本设计基于平煤股份一矿的现状，本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力开发矿井深部的丁组和戊煤而进行的矿井通风系统改造。总设计方案：做一条回风巷、一条进风巷道及一个回风井，并经过矿井通风设施改造，最终形成矿井丁戊二采区、三进两回的式通风方式。通过风量、风阻等计算，选择出主要通风机以及配套的电机型号。通过各种论证，本设计可靠可行，提高矿井的抗灾能力，提高了矿井的经济效益。
在这次毕业设计当中，得到了许多老师同学的帮助，在此表示由衷的感谢。由于本人不平有限，不足之处在所难免，请大家多批评指正。
平煤集团吴寨矿矿井通风系统优化设计
第一章矿井基本概况
第一节矿井概况
一、井田概况
平煤股份一矿矿位于河南省平顶山矿区中部，十矿井田的西南部，己组煤露头带。程平公路从井田中部穿过，东部有大乌路，西部与开源路和矿工路相接，矿区有铁路、公路与省内外沟通。
本井田位于平顶山山前冲积平原，地势较平坦，总的趋势是西北高、东南低、地形标高变化为+100～+85m。
本区年平均降雨量为794.6mm ，年最大降雨量为1326.6mm，雨季一般集中在7~9月份。年平均气温为15℃, 最高温度42.3℃，最低温度-15℃。
二、煤层地质概况
本井田含煤地层分属上石炭统太原组、二叠系山西组和上、下石盒子组，自上而下划分为丙煤段、丁煤段、戊煤上段、戊煤中断、戊煤下段、己煤段、庚煤段等七个煤段。煤系平均总厚779.41m，含煤60余层，常见43层，煤层总厚26.84m，含煤系数3.4%左右。从已探明的情况可知：井田地质构造简单，无大断层及构造变化，煤层为缓倾单斜构造，走向北西－南东，倾向北东，倾角为110.
该井田有3个煤系地层，上部石炭统太原组含丁、戊组煤，中部二叠纪上石盒子组，含己组煤，下部为下二叠系山西组，含庚组煤
层。本井田的开采对象为己组和庚组煤层，己组煤层共存3组可采煤层，分别为：己15、己16和己17煤层。庚组煤为一层可采煤层，庚
20煤层。矿井平均走向长度
2600米，平均倾向长度3200米，井田面
积8.58km 2
三、 瓦斯概况
根据2008年度吴寨矿瓦斯鉴定结果（河南省煤矿瓦斯评审专家组批复），瓦斯最大绝对涌出量为0.80min 3
m 相对涌出量为
2.18
t
m 3
，；二氧化碳最大绝对涌出量为1.21
min
3
m ，相对涌出量为
3.28t m 3
，矿井低瓦斯矿井。
四、水文概况
平顶山矿区水文地质较简单，本区属矿区中部，在补给和排泄区之间，属矿区中的水文地质简单区。本矿开采的煤层因下部水平已被相邻矿井开采，对本矿起到了放水作用，据有关资料，本矿正常涌水量为50m 3/h ，最大涌水量为100m 3/h 。 五、 煤尘、煤炭自燃概况
煤尘爆炸指数为33.21%，煤尘具有爆炸性。自燃发火期为6～12个月。地温为23℃左右。
六、通风概况
矿井为中央并列抽出式通风，一个斜井（主井）进风，一个斜井（副井）回风。矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，即主井（西斜井）进风，副井（东斜井）回风。采
面为全负压通风，掘进工作面为压入式通风。
第二节井田开拓基本概况
一、生产能力介绍
吴寨矿于1987年3月开始建井，1989年10月投产，设计生产能力12万吨/年。进入2000年以后，吴寨矿陆续对各生产系统环节进行了改造，使矿井安全生产条件齐全，完全具备达到国家对煤矿安全生产的要求。同时，也使生产能力不断提高。 2005年、2006年、2007年、2008年实际产量为31.5万吨、35万吨、40万吨、42万吨。
矿井生产能力核定各环节能力分别为：提升系统45万吨/年，供电系统95 万吨/年，排水系统 48万吨/年，通风系统60万吨/年，井下运输系统185 万吨/年，采场能力48万吨/年。地面生产系统51万吨/年。
二、生产系统
吴寨矿为一对斜井开拓，一个水平二个采区，分别为东翼己一采区和西翼己一采区，按照《煤矿安全规程》及有关法律、法规规定、该矿生产系统完善，主要有提升系统、供电系统、井下运输系统、排水系统、通风系统、监测系统、井现矿井主要开采己组煤层，东翼己一采区为“三”下条带开采己15煤层，西翼己一采区开采己15和己17煤层。
主提升为二个斜井，均安设2JK－2/30E绞车，西斜井每次提升
四个矿车提煤6吨，东斜井只提升物料和人员。
井下运输系统，全部为皮带运输（安设STL650皮带运输机）。
回采工作面采用走向长壁后退采煤法，全部为炮采，使用单体液压支柱和铰接顶梁支护，掘进工作面全部为炮掘，使用皮带或矿车运输。
矿井排水为二级排水系统，各积水点积水由临时水泵排至采区水仓，由采区水仓排至中央水仓，再由中央水仓排至地面。井下排水设施齐全，系统完善，完全能够满足矿井己组煤开采要求。
矿井为双回路供电，供电系统稳定可靠。
地面生产系统完善，由东、西斜井提升出来的原煤经翻煤架直接进入储煤场，煤炭外销全部靠汽车外运。下防尘、防灭火系统、井下压风系统、及地面生产系统。由于矿井为低沼矿井，煤层为不易自燃煤层，井下没有设瓦斯抽放系统及注浆系统。
第二章通风系统设计可行性论证
第一节矿井通风系统优化背景
一、矿井目前通风及生产能力情况
矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，即主井（西斜井）进风，副井（东斜井）回风。主要通风机为两台同型号轴流式通风机，型号为BDK-6-NO.16，配套电动机型号
r。主要通风机扇叶角YBF-280-6、功率为Kw
2 ，额定转速980min
55
度350，工作风压174mmH2O,工作风量2280 m3/min，一台正常运转另一台检修备用。矿井总进风量2072m3/min,总排风量2152m3/min，矿井等积孔为1.152m，矿井通风能力为33.2万吨/年。
矿井井下分东、西两翼分区通风，采区内为采区皮带下山进风、轨道下山回风，采煤工作面为U通风，掘进工作面为压入式通风，井下正常布置两个回采工作面，一备用面，5~6个掘进工作面及三个独立通风峒室。随着矿井向己17深部的开采，风量特别紧张，通风尤显困难，加之，东斜井井口风门在提升过程中的频繁开启，给通风系统的稳定造成很大影响。
二、矿井生产能力发展前景
本次方案设计是为矿井的长期发展，提高矿井生产能力开发矿井深部的己组和庚煤而进行的矿井通风系统改造。根据天力公司今后的发展规划，吴寨矿2009年将进入庚组煤同时开发，使矿井生产能力增大到60万吨/年以上
第二节通风系统改造的必要性分析、论证经过对现有通风系统的分析，存在以下问题：
1、由于矿井通风线路长，控制风门多（达26组），巷道通风断面小（一般在4.2m2 ~5.8 m2）之间，矿井有效风量低，通风阻力大（达1740Pa），致使矿井通风困难。
2、根据天力公司今后的发展规划，吴寨矿2009年将进入庚组煤同时开发，使矿井生产能力增大到60万吨/年以上，根据以风定产的原则，现在的矿井有效供风量无法满足增产后的供风需求，漏风率较大。
3、随着开采深度和巷道长度的增加，使矿井通风阻力加大，现有主要通风机能力不能满足生产需要，必须更换主要通风机。
4、现有井下主要进、回风巷断面过小，致使风速超限，部分区域通风系统需调整。
5、不改变东斜井通风方式、去掉东斜井内风门，将无法提高矿井提升能力。
6、目前矿井通风能力为33.2万吨/年，不能满足矿井生产能力60万吨/年的需要。
为此，必须对矿井的通风系统进行改造，从根本上解决矿井通风能力制约后期生产的问题，同时解决东斜井井筒风门漏风多与不能提煤问题。
第三节通风系统改造的主要手段
总结国内外通风系统改造的方法、手段，归纳可分为三种：
1、改变矿井通风方法：既改变进、回风井筒的相对位置，从而，达到缩短通风线路、降低通风阻力、提高矿井风量的目的。如平煤十矿根据矿井生产布局，相续在井田北部增加己四风井和北山回风井，达到了提高矿井通风能力的目的。
2、改变矿井的通风方法，即抽改压或压改抽，此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。如平煤高庄矿的抽改压，有效地防止了周边小煤矿对大矿的威胁。
3、改变矿井通风网络：即通过调整矿井主要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数，如增阻调节、降阻调节、调整主要通风机扇叶角度、更换电机提高转速等，从而实现提高通风能力的目的。此方法为生产矿井通风系统调整的常用方法。
第四节通风系统改造总体方案的选择
根据通风系统改造的基本手段，结合吴寨矿的地表地理条件及井下现有通风系统的实际情况，经技术比较采用改变矿井通风方式和改变矿井通风网络相结合的方法，对矿井通风系统进行改造。并提出以下方案：
总体方案：
为充分利用现有巷道，考虑庚20开发问题及矿井通风、运输等因素，经技术论证，最后确定改造方案为：在地面工业广场内做专用回风立井，直接至己17煤层风化带，分别沿己17煤层做西翼总回风巷和东翼总回风巷与现有的东、西翼采区回风相连，并在己17煤层
沿现有的己17皮带下山平行方位补做一条进风行人下山，形成西翼己一采区“两进一回”的通风系统。经矿井通风设施改造，最终形成矿井东、西两斜井进风、专用回风立井回风的“两进一回”抽出式通风方式。同时对庚20开发利用矿井现有的西翼己一采区生产系统，在己17皮带下山和己17轨道下山1200米处，沿26勘探线垂直方位，施工庚组总进、总回风巷进入庚组煤层，在井田中央布置庚组采区下山形成两翼开采庚组煤。（见改造后的通风系统示意图，图中虚线部分为设计巷道）。
一、专用回风立井位置的确定：
经过对吴寨矿井田范围内地面状况的实际考察，工业广场以外能够做回风井及布置井口设施的场地均为附近农村村庄或可耕地。由于在这些位置做回风井比在工业广场内做回风井，井筒将增加至少170米以上，同时由受到征地、协调工农关系、管理困难等多种因素制约，因此经技术经济等多方面比较后，确定放弃在工业广场以外做回风井。
工业广场内适合于做回风井及布置井口设施的场地只有两处：即现在办公楼后菜园内和球场西侧煤场（见工业广场布置图）。
经过对这两处位置的多方面比较，最后确定在球场西侧原煤场内做回风立井，井口位置坐标为：3736194，38437955，地面标高为+87.9m。
二、井下通风系统改造方案的选择：
由于受回风立井位置的限制，井筒落底在己17煤层风化带附近，考虑到井下东、西翼回风系统的现状，结合己17煤层的构造特征，最后确定井底通风系统改造方案为：当回风立向下施工到己17煤层
风化带后，分别沿己17煤层做东翼总回风巷和西翼总回风巷与原矿井东、西翼采区回风巷相连，然后分别在东、西翼井底车场建立两组风门，隔断风流，形成东、西斜井进风、立井回风的“两进一回”的通风网络（具体见改造后通风系统图及风路流程说明）。
三、通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设施
1、新掘巷道工程量：
回风立井、西翼总回风巷、东翼总回风巷、矿井总回风、西翼轨道巷、东翼出煤巷、己17通风行人下山、庚20进风巷、庚20回风巷、庚20轨道下山、庚20皮带下山。
2、改造巷道
东、西翼井底车场、东翼总进风巷、己17轨道下山、己17皮带下山。
3、通风设施改造：
改造通风设施14处（其中建挡风墙6道、改建风门8组）。
四、改造前、后通风系统风路流程说明：
1、改造前：
东翼：
（新鲜风流）西斜井总进风巷东翼一级运输下山
东翼运输平巷用风点（乏风流）东翼回风平巷
东翼一级轨道下山东斜井井底车场东斜井
地面
西翼：
（新鲜风流）西斜井总进风巷己17运输转载巷
己17运输巷己17运输机下山用风点（乏风流）
己17轨道下山己17回风巷己15轨道下山己15回风巷东斜井井底车场东斜井地面
2、改造后：
东翼：
（新鲜风流）东、西斜井总进风巷东翼一级运输下山东翼运输平巷用风点（乏风流）东翼回风平巷东翼一级轨道下山东翼总回风回风立井
地面
西翼：
（新鲜风流）东、西斜井总进风巷己17运输转载巷、己15回风巷己17运输巷、己15轨道下山己17运输机下山、己17通风行人下山己17用风点（乏风流）
己17轨道下山己17轨道反上山己 17总回风巷西翼总回风巷回风立井地面
庚组采区：
（新鲜风流）东、西斜井总进风巷己17运输转载巷、己15进风巷己17运输巷、己15轨道下山己17运输机下山、己17通风行人下山庚20进风巷庚20运输下山庚20用风点（乏风流）庚20轨道下山庚20回风巷己17轨道下山己17轨道反上山己17总回风巷西翼总回风巷回风立井地面
第三章矿井通风参数计算
第一节通风系统改造后矿井需要风量的计算
一、矿井风量计算原则
矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。
(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
二、矿井需风量的计算
1、采煤工作面的需风量：
①按瓦斯涌出量计算
Q采＝100×q瓦采×K采通，m3/min
式中：
Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
q瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，工作面平均瓦斯涌出量按预测值3.56m3/min；
K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；
则Q采＝100×3.56×1.4＝498m3/min=8.3m3/s。
②按工作面温度计算
Q采=V采×S采×K i，m3/s
式中：
V采——采煤工作面适宜风速，m/s，取1；
S采——采煤工作面的平均有效断面积，m2；
K i——采煤工作面长度系数，取1.35。
Q采=1×6 ×1.35=8.1 m3/s；
③按人数计算实际需风量
Q采=4×N/60，m3/s
式中：
N——工作面同时工作的最多人数（按交接班时的最多人数计算为40人）。
Q采 =4×40/60 =2.67m3/s；
④按风速进行验算
15×S采≤Q采≤240×S采
式中：
S采—采煤工作面的平均有效断面积，m2。
Q采小≥15×5=75m3/min=1.25m3/s；
Q采大≤240×5=1200m3/min=20.0m3/s；
经验算，上述计算风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。
根据以上计算，考虑生产能力的不均衡性及初、后期上下组煤厚度变化导致的工作面面积不同，采煤工作面的配风量为：Q采=8.3m3/s；
接替工作面配风量为取5.0m3/s。
考虑1个接替工作面：
ΣQ采= 8.3×2+5×1＝21.6m3/s。
按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准，并参照《矿井通风能力核定办法》中采煤工作面基本配风标准，通过计算确定：己组煤层工作面配风量取500m3/min，备用工作面风量取300m3/min，庚组煤层工作面配风量取500m3/min；矿井正常生产时，己组煤层布置一个采煤工作面和一个备用工作面，庚组煤
层布置一个采煤工作面。则全矿采煤工作面的需风量∑Q采=500+300+500=1300 m3/min。
2、掘进工作面的需风量：
①按瓦斯涌出量计算
Q掘＝100×q瓦掘×K掘通，m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min；
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，经计算为0.6m3/min；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.8；
经计算煤巷掘进工作面需风量108m3/min，即1.8m3/s。
②按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4×N/60，m3/s
式中：
N——掘进工作面同时工作的最多人数，（按交接班时的最多人数计算，炮掘为20人）。
Q普掘=4×20/60=1 .3 m3/s。
③按炸药量计算
Q普掘=25×A/60=25×10/60=4.17 m3/s。
式中：
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg，取10 kg。
④按局部通风机吸风量计算
Q掘= Q f×I×k t
式中：
Q f——掘进工作面局部通风机额定风量，5m3/s；
I——掘进工作面同时运转的风机台数，台；
k t——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。
Q掘= 5×1×1.2=6 m3/s；
⑤按风速进行验算
15×S掘≤Q掘≤240×S掘
式中：
S掘——煤巷掘进工作面断面积，最大约为9m2；
Q掘小≥15×9=135 m3/min=2.25m3/s；
Q掘大≤240×9=2160m3/min=36 m3/s；
按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准及局部通风的最大供风距离，己组煤层选用KDJ5.0型、2×5.5KW局
部通风机，全负压需风量取300 m3/min，庚组煤层选用KDJ5.0型、2×7.5KW局部通风机，全负压需风量取320 m3/min，在保证矿井正常接替的情况下，己组煤层布置2个掘进工作面，庚组煤层布置3个掘进工作面。则全矿掘进工作面的需风量∑Q掘=2×300+3×320=1560 m3/min。
3、独立通风硐室的需风量：
根据《规程》要求和本地区邻近生产矿井的实际情况，通过计算，矿井独立通风硐室的需风量：
炸药库 160m3/min；变电所100m3 /min；采区变电所100m3
/min；矿井正常生产时，矿井有炸药库1个，变电所1个，己组采区有独立通风硐室3个，庚组采区有独立通风硐室3个，则全矿独立通风硐室需风量∑Q硐=160+7×100=860 m3/min。
4、其它风量：
考虑到矿井通风距离较长及矿井正常生产时东翼采区的收尾工作，矿井其它风量取600 m3/min。
5、矿井配风系数的选取：
根据矿井通风系统改造后的通风系统情况，结合矿井内部风量分配的不均衡性及矿井内、外部的漏风，矿井配风系数k矿通选取1.25。
6、全矿井风量的确定：
根据以上计算，按照公式
Q矿=(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它)×k矿通
则Q矿＝(1300＋1560+860+600)×1.25=5395m3/min
取5390 m3/min
第二节通风系统改造后矿井通风阻力的计算
一、矿井通风总阻力计算原则
1、矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa。
2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10％计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15％计算。
二、矿井通风总阻力计算
按照矿井用风地点及通风网络的巷道情况，以能量方程为基础，按照矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律，通过计算机自动分风解算，计算出矿井通风网络在不同条件下的各分支的参数（见矿井不同时期的风量分配情况见矿井分风解算结果）。
1.摩擦阻力
沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：
h fr =aLPQ2/S3
式中： h fr——巷道摩擦阻力；
L、P、S——分别是巷的长度、周长、净断面积；
Q——分配给井巷的风量；
α——各巷道的摩擦阻力系数。
2、局部阻力
风流经过井巷的一些局部地点，如弯曲、突然增大或缩小、交叉等，使风流发生变化，形成极为紊乱等涡流，导致能量的损失。
造成这种冲击或涡流的阻力称为局部阻力。这种阻力所产生的风压损失称为局部阻力损失。
井下产生局部阻力的地点随多，但一般只占矿井通风阻力的10％左右。在通风设计中，不在单独计算每一局部阻力的大小，而是在算出矿井总摩擦阻力后，取其10％加入摩擦阻力中，即为矿井通风总阻力。
3、巷道通风总阻力计算方法
当风量按各个用风地点的需要或自然分配后，选择达到设计产量时，通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路，然后 分别计算两条风路中各段的通风阻力，分别累加后便的所要计算的阻力。
计算公式:
2
3
e aLP h Q h H S =++∑
局 式中： h----矿井通风阻力，毫米水银柱
a----井巷摩擦阻力系数，N*s 2/m 4 L----井巷长度，m S----井巷净断面积，m 2 P----井巷周长，m Q----通过的风量，m 3/s h 局----局部阻力，pa H e ----自然风压，pa
因矿井改造后在正常投入生产时，己组和庚组采区同时生产，且所布置的工作面个数相同，所以，计算通风容易时期和困难时期