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第一章设计矿井概况 (1)
煤层赋存条件 (1)
地形地貌 (1)
矿床开采技术及水文地质条件 (4)
水文地质条件 (5)
矿井巷道布置 (6)
矿井开拓巷道布置 (6)
采区巷道布置 (7)
>
运输方式 (7)
运输系统 (7)
矿井开采技术条件 (8)
矿井设计能力 (8)
服务年限 (8)
开拓系统情况 (8)
矿井安全条件 (9)
第二章通风系统 (10)
￥
通风方式： (10)
通风方法： (10)
采面通风方式 (10)
回采工作面通风系统 (11)
回采工作面风流方向 (11)
通风构筑物 (11)
第三章矿井需风量计算与分配 (13)
需风量计算 (13)
—
风量分配 (17)
第四章矿井通风阻力与通风特性 (18)
容易及困难时期阻力路线确定 (18)
矿井通风容易时期阻力路线为： (18)
矿井通风困难时期通风路线为： (18)
4. 2矿井通风阻力与通风特性 (18)
摩擦阻力计算 (18)
局部阻力计算 (21)
;
风机服务范围确定 (21)
第五章通风设备选型 (22)
局部通风机选型 (22)
初选风筒 (22)
局部通风机风量 (22)
局部通风机风阻 (22)
主要通风机选型 (23)
设计依据 (23)
]
选型计算 (23)
第六章矿井通风费用 (26)
吨煤通风电费 (26)
吨煤通风成本 (26)
第七章矿井通风系统评价 (28)
矿井通风经济性评价 (28)
矿井通风安全性评价 (28)
通风阻力评价 (28)
$
矿井通风系统的合理性、可靠性分析 (29)
参考文献 (30)
第一章设计矿井概况
恒姑煤矿地处贵州省黔南州荔波县佳荣镇，距荔波县32km，至佳荣镇10km，恒姑煤矿隶属荔波县煤炭工业局管辖。至广西河池至立化运煤专用铁路线平寨站20 km，交通较为便利。矿区交通位置详见图。
恒姑煤矿矿区范围由5个拐点坐标圈定，开采深度： +800m至+300m标高，矿区面积，生产规模为9万吨/年。其拐点坐标（北京坐标系）见表：
表矿区范围拐点坐标
煤层赋存条件
1.1.1地形地貌
矿区地势总体西高东低，海拔标高一般650～1066m，最高点位于矿区西北部一无名山头，山顶海拔1066m，最低点位于矿区中部，海拔约650m，最大相对高差416m。
矿区总体上属低山地貌，区域地层碳酸盐岩覆盖范围广，峰丛、洼地、溶斗、溶洞等喀斯特地貌较发育，碎屑岩地层在反向坡地带易形成陡崖、陡坡，含煤地层经多次风化剥蚀形成低凹或缓坡地形。
1、气候条件
根据荔波县气象局观测资料，矿区属亚热带季风性湿润气候区，年均气温C，最高气温，最低气温。最热为7月，月均气温；最冷为1月，月均气温。年均降雨量,最多年达；最少年仅；5-10月为丰水期，占年降雨量的％以上。
2、水系及主要河流
矿区内地表水系属樟江上游支流，都柳江水系珠江流域。区内无较大的河流、水库等地表水体，地表水主要受大气降水及地形控制，雨季地表水则由碳酸盐岩高地向溶蚀洼地排泄。矿区中部有一条山间雨源型小冲沟，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。
3、地震
根据《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）规定，本区地震基本烈度为6度。
1.1.2矿床地质构造特征
1、地层
根据储量核实报告，矿区出露地层为石炭系下统大塘组，现由老至新分述如下：
大塘组（C
1
d）：按岩性段可分为三岩性段：黄金、寺门段和罗城段。
黄金段（C
1
d1）：为深灰、灰黑色泥岩夹少量泥灰岩及钙质泥岩。地层厚约20—30m。
寺门段（C
1
d2）：按岩性组合特征可分为五个岩性层。
寺门段第一层（C
1
d2—1）：为深灰—灰黑色钙质泥岩和泥岩夹灰至深灰色中厚层状细粒砂岩、钙质砂岩，于纵向上构成不等厚韵律旋回，夹煤层和煤线1～3层。地层厚约30～40m左右。
寺门段第二层（C
1
d2—2）：下部为深灰色泥岩、砂质泥岩夹灰白砂岩、石英砂岩，含煤层3～4层，Ⅰ和Ⅱ、Ⅲ层煤层主要产于其底部和上部。中部为砂岩、石英砂岩和条带状砂岩夹泥岩，含煤线或薄煤3～9层。上部为泥岩夹石英砂岩和煤线及薄煤1～5层。地层厚约50～80m左右。
寺门段第三层（C
1
d2—3）：由上下两层灰、深灰色砂岩、石英砂岩及中部的砂质泥岩组成，其中部常夹泥灰岩及灰岩。地层厚约22～40m。
寺门段第四层（C
1
d2—4）：下部以灰黑色泥岩、钙质泥岩为主，夹砂岩、泥灰岩，瘤状泥灰岩，底部为深灰色细粒至中粒砂岩。上部为砂岩、石英砂岩为主夹砂质泥岩、泥灰岩夹泥岩、灰岩等。厚约37～47m。
寺门段第五层（C
1
d2—5）：下部以石英砂岩、砂岩、钙质砂岩为主，夹泥质粉砂岩及砂质泥岩，泥质粉砂岩，上部为灰岩、瘤状灰岩平钙质砂岩，泥质粉砂岩。地层厚约15～55m。
罗城段（C
1
d3）按岩性组合特征可分三个岩性层
罗城段第一层（C
1
d3—1）：为灰、浅灰色中厚层状细晶灰岩夹数层瘤状泥灰岩，局部地段其底部时见钙质砂岩或石英砂岩。厚约40～50m。
罗城段第二层（C
1
d3—2）：为浅灰色薄层—中厚层细晶灰岩，夹少量泥灰岩，紫红色泥岩及钙质粉砂岩等，其项部局部地段夹若干层白云岩或云质灰岩。厚约50～120m。
2、地质构造
矿区位于茂兰向斜东翼茂兰煤田，岩层倾向310～330°倾角为20～25°左右。断层附近产状变陡，约为40°左右。
矿区中部和中西部为北东向断层F
41、F
42
，断层F
41
断面倾角平缓从而造成断
层走向和倾向不定，沿走向上其形迹呈不规则曲线状，为重力作用下形成的滑覆构造，发育于浅表，对深部煤层影响不大。F 42走向北东，倾向北西，倾角50°，对煤层有一定的破坏作用，为一正断层。
综上所述，矿区地质构造为简单类型。 3、含煤岩系及煤层特征
矿区内主要煤层产于寺门段第二层二分层（C 1d 2）下部，共夹煤层13～18层，总厚～，含煤系数为～％，其中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层，Ⅰ煤层局部可采，Ⅲ煤层不可采。Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层的煤层结构物征如下：
Ⅰ煤：煤层厚度地表延伸较稳定，地表厚度在～ m 之间，一般～，平均厚度。深部厚度比地表略薄，煤层结构简单，偶见泥岩或砂岩夹矸。顶板一般为细—粉砂岩、底板为粉砂岩。
Ⅱ煤:煤层厚度稳定,全层可采,地表厚度～，一般～，平均厚。煤层结构简单，为单一煤层，偶见泥岩或夹矸一层。顶板一般为细—粉砂岩、底板为粉砂岩。
另据本矿井实际井巷揭露Ⅰ煤煤层赋存情况，矿井一采区范围内Ⅰ煤不可采，本次设计矿井一、二采区只开采Ⅱ煤。
可采及局部可采煤层特征见可采煤层特征表
表 可采及局部可采煤层特征表
煤类：根据GB/T15224－2004，本矿原煤属低中灰、特低挥发分、中高硫、高热值无烟煤。
煤质：恒姑煤矿所采Ⅱ煤层呈黑色，条痕褐黑色；条带状、透镜状结构，层状结构，主要为暗煤，见少量镜煤条带及丝炭。可采煤层煤质特征见表。
表 可采及局部可采煤层煤质特征表
1.1.2矿床开采技术及水文地质条件
1、煤层顶、底板条件
本矿可采煤层Ⅰ层，区内工程地质条件中等，煤层顶板为细砂岩，稳固性一般，易发生冒顶现象。煤层底板为粉砂岩，容易发生底鼓现象。因此，在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，并根据顶板矿压显现和采高调整支护密度，作好支护工作，以便更好的保证工作面的生产安全。
2、矿井瓦斯、煤尘爆炸性、煤炭自燃倾向
①瓦斯等级鉴定
根据贵州省能源局文件，关于黔南州煤炭局《关于上报2009年度煤矿瓦斯等级鉴定报告进行审查报告》的批复，荔波县恒姑煤矿绝对瓦斯涌出量为m3/min，相对瓦斯涌出量为 m3/t，荔波县恒姑煤矿瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。经计算矿井在+300m水平时Ⅱ煤层瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面瓦斯涌出量为 m3/t、绝对瓦斯涌出量为min；单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为 m3/min。
②煤与瓦斯突出
根据2009年11月中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室提交的《荔波县恒姑煤矿K2号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，鉴定的结论为：恒姑煤矿K2号煤在鉴定范围（标高+576m以上的K2号煤层）内无突出危险。矿井其它区域没有突出鉴定，仍按煤与瓦斯突出进行管理。矿井矿区范围内可采煤层为一层即K2号煤层，本次变更设计矿井只开采K2号煤层，且矿井主要开拓巷道和准备巷道已形成，K2号煤层在鉴定范围内无突出危险性，因此，根据开采布置，变更设计将矿井开采标高+577m以上的一采区暂按高瓦斯、无突出危险性管理，整个矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。
③煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2004年8月对恒姑煤矿可采煤层Ⅱ煤层煤尘爆炸性鉴定报告，鉴定结论为Ⅱ煤层无煤尘爆炸性，鉴定结果见下表。
煤层爆炸性鉴定
ⅡⅡ
④煤层自燃倾向性
根据根据贵州省煤田地质局实验室2004年8月对恒姑煤矿可采煤层Ⅱ煤层煤尘自燃倾向性鉴定报告，鉴定结果为：Ⅱ煤层为Ⅲ级（不易自燃煤层），鉴定结果见下表。本设计对Ⅱ煤层按Ⅲ级（不易自燃煤层）设计和管理。
表煤层自燃性鉴定
本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。
⑦冲击地压
《贵州省荔波县恒姑煤矿资源/储量核实报告》未提供冲击地压的相关资料，本矿井未发生冲击地压现象。根据贵州多年实践，暂按没有冲击地压危险性设计，但仍需加强地压观测，避免地压灾害的发生。
1.1.3水文地质条件
1、概述
矿区内地表水系属樟江上游支流，珠江流域都柳江水系。区内无较大的河流、水库等地表水体，地表水主要受大气降水及地形控制，雨季地表水则由碳酸盐岩高地向溶蚀洼地排泄。矿区中部有一条山间雨源型小冲沟，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。
2、岩层含水性
①含水层及隔水层
矿区煤系地层为大塘组寺门段，由深灰色中厚层细粒砂岩、砂岩、钙质砂岩，粉砂岩组成含水层以及由泥岩、钙质泥岩、煤层组成隔水层。经调查，砂岩节理裂隙较发育，从而构成基岩裂隙水，大气降水则是基岩裂隙水的主要补给源。尽管矿区位于当地侵蚀基准面之上，但仍然形成一定的富水层，并与泥岩隔水层在
纵向上呈互层状，从而构成小型多层表层潜水循环。这些富水层的地表露头则形成裂隙泉点，通过野外调查，其泉点一般在裂隙发育的砂岩与下层泥岩隔水层界面式附近流出，涌水量不大，一般—S。
矿区煤系之上的大埔组和黄龙组为厚度较大的碳酸盐岩，发育岩溶管道水，为区域性的含水层，且岩溶水的迳流，排泄受统一的地下水和系控制。由于开采坑道未涉及到该灰岩，因此其岩溶管道水对其影响不大。
罗城段灰岩之下的砂、泥岩及泥岩、泥灰岩岩系，为岩溶含水层的区域隔水层，有效阻止其岩溶地下水的向下渗透。从而使其开采坑道遭受地下水危害的可能性和风险性降低。
②地表水
矿区北部及东部外围为长年性地表水流，并构成矿区的最低侵蚀基准面。矿区属碎屑岩侵蚀和溶蚀地貌。西高东低，西部海拔最高点1066米，北部最低点650米，相对高差416米，洪暴期间的地表水则由西向东或由南向北（矿区北部）排泄最终汇于矿区北和东侧的河流中。
③断层水
矿区内断层不发育，仅见北东F
41、F
42
断层。据，贵州荔波县茂兰煤田普查
勘探报告》（广西第九地质队）认为，矿区内虽多为正断层，但多不是富水断层，一般沿断层上盘，岩石较为破碎，微裂隙增多形成局部滴水和弱透水性。深部利用控制断层的勘探钻孔，用抽水方法对走向断层（北北东向断层）试验结果表明：砂泥岩互层中的断层破碎带规模小，且受到钙质充填、胶结，未导致钻孔涌水量增大，故可视为与围岩的含水性一致，不作为单独的充水因素。
④涌水量
据《贵州荔波县茂兰煤田普查勘探报告》（广西第九地质队）矿区内的露头岩石，在风化作用和构造作用下都可产生风化裂隙和构造裂隙，经容纳大气降水渗透于地下水流形成的潜水，对开采矿井和坑道充水的潜水主要为煤层露头线以上的潜水流，经观察测定，其潜水流对斜井和平巷的充水量为～(L/S),随季节性变化显著，其变化系数为2～5。前已述及，矿区内断层多为贫水断层，一般对矿坑涌水不大，通过钻探的抽水试验，其断层的涌水量在～(L/S)。
矿井巷道布置
1.2.1矿井开拓巷道布置
井筒：
主斜井井口标高为+ ，方位角42°，倾角25°，斜长为217m，采用半圆拱形巷道断面，穿层布置，穿过K2号煤层落底在K2号煤层底板岩层标高。表土及破碎段砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。掘进断面积6. 3m2，净断面积2。
进风行人斜井井口标高为+，方位角47°，倾角26°，斜长为210m，采用
半圆拱形巷道断面，在标高+揭露K2号煤层后落平。表土及破碎段砌碹支护，其余段采用锚喷支护。掘进断面积2，净断面积2。
回风斜井井口标高+，方位角为54°，倾角28°，长度为203m。采用半圆拱形巷道断面，在标高+揭露K2号煤层后落平。采用砌碹支护。掘进断面积2，净断面积2。
矿井前期开拓系统已基本形成。主斜井、进风行人斜井及回风斜井已掘至井底，并通过井底联络巷形成联系，井底排水及一采区排水系统已基本形成。
1.2.2采区巷道布置
已施工完的一采区运输下山、进风行人下山、回风下山大部分布置在K2号煤层中，首采工作面（1201工作面）运输巷和回风巷已掘进部分，接替工作面（1202工作面）掘进头运输、回风系统已基本形成。
1.2.3运输方式
矿井设计生产规模9万吨/年，各主要地点运输方式如下：
1、主斜井采用提升绞车作混合提升，主要提升煤炭、矸石、材料、人员及设备等；
2、一采区运输下山采用采用矿用防爆绞车运输煤炭、矸石、材料、设备；
3、总运输巷设置两台小绞车对拉运输煤炭、矸石、材料、设备等；
4、1201运输巷设置两台小绞车对拉运输煤炭、设备等；
5、进下其它平巷采用矿车运输；
6、1201采煤工作面采用刮板运输机运输煤炭；
7、1201采煤工作面下口采用一台转载机转载煤炭至矿车。
8、主斜井布置单轨道，巷道轨型30Kg/m，轨距600mm，一采区轨道下山布置单轨道，巷道轨型22Kg/m，轨距600mm，井下水平巷内布置单轨道，巷道轨型15Kg/m，轨距600mm。
1.2.4运输系统
煤流方向：采煤工作面(刮板运输机)→刮板转载机→1201运输巷（对拉绞车）→一采区运输下山（矿用防爆绞车）→总运输巷（对拉绞车）→主斜井（矿用绞车）→地面；
材料流向：地面→主斜井（矿用绞车）→总运输巷（对拉绞车）→一采区运输下山（矿用防爆绞车）→各水平甩车场（矿车）→井下用料点；
掘进矸石流向：掘进面→掘进巷道（矿车）→水平甩车场（矿车）→一采区运输下山（矿用防爆绞车）→总运输巷（对拉绞车）→主斜井（矿用绞车）→地面排矸场
人员运送：主斜井采用斜井人车，使用主斜井提绞车提升或下放人员。
矿井开采技术条件
1.3.1矿井设计能力
根据采矿许可证，合理确定矿井能力，对保证矿井生产的稳定性及可靠性、节省基本建设投资及早投产、达产至关重要。本设计详细分析了地质资料提供的地质条件，煤炭资源条件、煤炭赋存条件、开采技术条件和业主的投资等综合因素，确定矿井以一个走向长壁工作面达到9万t/a能力是切实可行的。矿井首采工作面运输巷和回风巷已施工布置，首采面布置在Ⅱ煤层中，工作面斜长65m，到设计以一个走向长壁工作面达到9万t/a规模的能力。
1.3.2服务年限
恒姑煤矿服务年限按下式计算
T=Z
/×A
可
=（a）
式中：
T——服务年限，a
——可采储量，万t
Z
可
A ——设计年生产能力，按9万t/a计算
K——构造简单，储量备用系数取
经计算，矿井服务年限，满足《煤炭工业小型矿井设计规范》要求。
本方案采用斜井开拓，以一个走向长壁采煤工作面和二个掘进工作面保证矿井设计生产能力。矿井工业场地设在主斜井、进风行人斜井及回风斜井附近，通过本次设计能充分利用现有巷道，并提高资源回收率，将使井上、井下生产系统布局合理，技术经济指标更好。
采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法，放炮落煤，全部垮落法管理顶板。
1.3.3开拓系统情况
设计利用的主斜井井口标高为+ ，方位角42°，倾角25°，斜长为217m，采用半圆拱形巷道断面，穿层布置，穿过K2号煤层落底K2号煤层底板岩层标高。表土及破碎段砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。掘进断面积6. 3m2，净断面积2。
设计利用的进风行人斜井井口标高为+，方位角47°，倾角26°，斜长为210m，采用半圆拱形巷道断面，在标高+揭露K2号煤层后落平。表土及破碎段砌碹支护，其余段采用锚喷支护。掘进断面积2，净断面积2。
设计利用的回风斜井井口标高+，方位角为54°，倾角28°，长度为203m。采用半圆拱形巷道断面，在标高+揭露K2号煤层后落平。采用砌碹支护。掘进断面积2，净断面积2。
矿井前期开拓系统已基本形成。主斜井、进风行人斜井及回风斜井已掘至井
底，并通过井底联络巷形成联系，井底排水系统已基本形成。
据从现场及业主了解到的情况，本区煤矿开采历史长，大量的小窑非法开采形成了部分采空区。开采时，多沿煤层露头采用斜井开采，采用自然通风，在国家相关政策的执行中，小窑均已关闭、封停，K2号煤层露头附近存在大量老窑采空区。
矿井安全条件
本矿井资源较可靠，可采煤层Ⅰ层（K2号煤层），主要可采煤层赋存稳定，这些是井田开采的有利条件。
对开采不利的主要有两点：一是矿井煤层瓦斯含量大，要求在采掘过程中加强瓦斯管理；二是煤层底板松软遇水易底鼓，因此在采掘过程加强对井下积水的破碎地段顶板的支护和底板的管理。
矿区的地质勘探程度低，建议提升勘探程度，以减少风险。矿井在今后的开采过程中注意收集地质资料，并加以整理，作为现有地质资料的补充。
恒姑煤矿开采Ⅱ号煤层，煤层赋存稳定，地质构造简单，开采技术条件较好。许可开采标高+800-+300m资源量为万吨，设计可采储量为万吨，资源条件较好
第二章通风系统
通风方式：
中央式并列通风系统建井期限短，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小；但井下风流路线长，阻力大，井底车场附近漏风大。一般适用于煤层瓦斯和自然灾害问题都不严重，埋藏深、倾角大，但走向长度不大的矿井。
通风方法：
抽出式通风方法，主要通风机安装在回风井口，风流由井下流入风机排出地表。整个通风系统处于低于当地大气压力的负压状态。优点：主扇停转时，井下风流压力升高，可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全，有利于瓦斯管理；外部漏风量少，通风管理简单；与压入式通风相比，不存在向下水平过渡时期改变通风方法的困难。缺点：当地面存在老窑及采空塌陷区并和开采裂隙沟通时，会把其中的有害气体抽到井下，并降低回采工作面的风量。根据本采区实际，地面并不存在老窑及采空塌陷区，故前述缺点在本采区不予考虑。
压入式通风方法，主要通风机安设在进风井口，风流由地面流入风机进入井下。整个通风系统处于高于当地大气压力的正压状态。优点：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开采浅部煤层时采区准备较容易，工程量少，工期短，出煤快；可用一部分回风把老窑及采空塌陷区有害气体压到地面。缺点：井口房、井底煤仓及装载硐室漏风大，管理困难；风阻大，风量调节困难；由浅部的压入式过渡到深部水平的抽出式时改造工程量大，过渡期长，通风管理困难；当主扇停转时，井下风流压力降低，可能自短时间内引起采空区或封闭区的瓦斯大量涌出；主要通风机位于工业场地内有噪音。一般认为：压入式通风不宜用于高瓦斯矿井。本矿为高瓦斯突出矿井，不宜采用压入式通风。再者地面并不存在老窑及采空塌陷区，故前述优点在本采区不是特别突出。而压抽混合式使用的通风机设备较多，管理复杂。在此不予考虑。
综上所述，本采区选用抽出式通风方法更为合理。
采面通风方式
采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，也是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进、回风和工作面进、回风巷道的布置方式，采区通风路线的链接形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容。它主要取决于采区巷道布置和采煤方法，同时要满足全矿井通风的特殊要求。采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。
在通风系统中要能保证采区风流的稳定性，尽量避免角联风路，尽量减少采区漏风量，新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小，回采工作面和掘进工作面都应该独立通风，采区布置独立的回风道，实行分区通风，采区通风系统既要保
证质量，安全可靠，又要经济合理。
2.3.1回采工作面通风系统
工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”形等。各通风系统示意图优缺点和适用条件（1）U通风方式优缺点和适用条件
在区内后退式回采方式中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大。工作面上偶角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。
（2）W通风方式优缺点和适用条件
当采用对拉式工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产的需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装维护采煤设备等又良好的环境，同时，易于稀释工作面瓦斯，使上偶角瓦斯不易于积聚，排放炮烟、煤尘速度快。
2.3.2回采工作面风流方向
（1）上行通风
适用条件：在煤层倾角大于12°的回采工作面，应采用上下通风。
优点：瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度。工作面平巷中的运输设备处于新鲜风流中，安全性好。
缺点：风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面的进风流中煤尘浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度。运输设备运转时多产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。
（2）下行通风
适用条件：在没有煤（岩）与沼气（二氧化碳）突出危险的、倾角小于12°的煤层中，可考虑采用下行通风。
优点：工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，不易出现瓦斯分层流动和瓦斯积聚，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量。
缺点：采用下行风时，运输设备处于回风巷中，安全性较差，下行风发生瓦斯爆炸的可能性要比上行风可能性大。
综上所述，确定该矿回采工作面为上行通风。
2.3.3 通风构筑物
因为生产的需要，井下巷道是纵横交错彼此贯通。为了使井下各用风地点得到所需要的风量，保证风流按预定的通风路线，就必须在某些通风巷道的交叉口附近巷道设置通风设施，如风桥、挡风墙、风门等，以控制风流，为了防止这
些设施漏风或风流短路，要求对通风设施进行正确的设计，合理的选择形式及位置，保证通风设施的可靠性。
（1）风桥
在进风与回风流平面交叉的巷道处，必须设置风桥，风桥使两支相叉的风流隔开，使之构成立体交叉风路的通风设施。
（2）挡风墙
在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙，按其服务年限长短分为永久性和暂时性。
（3）风门
风门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道，而又不允许风流通过的巷道，按其规定要建两座风门，其间距要大于运输车辆的长度，以便一座风门启动时，另一座风门能够关闭，不至于形成风流短路。分为普通风门和自动启动风门两种。
（4）调节风窗
调节风窗用以增加巷道的局部阻力，以调节用风地点的风量，本设计主要通风机采用抽出式工作方法，调节风窗全部设在回风道中。
第三章 矿井需风量计算与分配
采煤工作面瓦斯涌出量为 m 3/t 、绝对瓦斯涌出量为min ；单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 m 3/min ；矿井相对瓦斯涌出量为 m 3/t ，矿井绝对瓦斯涌出量为 m 3/min 。
矿井最大作业人数为50人。其中采煤工作面组长2人、放炮工4人、瓦检员2人、电工4人、装煤工8人、运矸员10人，总计30人。两个掘进工作面，共20人。炮掘工作面组长1人、放炮工1人、瓦检员1人、电工1人、装岩工2人、运矸员4人，总计10人。两个掘进工作面，共20人。
矿井掘进工作面每次爆破的炸药量10斤。
需风量计算
(1)按井下同时工作的最多人数计算
Q 矿井=4×N ×K
式中：
Q 矿井—全矿井所需风量，m 3/min ；
N —井下同时工作的最多人数，采煤工作面和掘进工作面的人数之和共有
50个人；
K —矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入或
中央并列式通风时，可取～；采用中央分列式或混合式通风时，可取～；采用对角式或分区式通风时，可取～。上述备用系数在矿井产量T>=90万t/a 时取小值；T ＜90万t/a 时取大值。该矿通风方式是中央并列式，矿井产量T ＜90万t/a ，故取大值，故取。
则：Q 矿井=4×N ×K= 4×50×=250m 3/min=4 .167m 3/s 。 (2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算
K Q Q Q Q Q ?+++=∑∑∑∑）（其他硐掘采
式中：
∑Q 采—采煤工作面实际需风量总和，m 3/min ； ∑Q 掘—掘进工作面实际需风量总和，m 3/min ； ∑Q 硐—独立通风硐室实际需风量总和，m 3/min ； ∑Q 其他—除采掘硐室外其他需风量总和，m 3/min ； K —矿井通风系数，K ∈[，]；本设计取。 ①采煤工作面需风量计算： a.按工作面瓦斯涌出量计算
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；
Kc—工作面因瓦斯涌出不均匀的的备用系数，一采区布置工作面为炮采面，可取～；
可采2号煤层工作面绝对瓦斯涌出量为3/min，经抽放后（瓦斯抽放率取30%），工作面瓦斯涌出量为 m3/min，配风量为：
Q采=100×q采×Kc=100××=399m3/min=3/s。
b.按工作面温度计算
Q采=60V c S c K i
式中：
V c—回采工作面适宜风速，采面温度为21°，Vc取～s，本设计取s；
S c—回采工作面平均有效断面积，m2；首采工作面为炮采工作面，最大控顶距为，最小控顶距，平均采高，按照最大和最小控顶距的断面积的平均值计算：Sc =（×+×）÷2= m2；
Ki—工作面长度系数；
困难时期工作面长度为103/cos25=，根据教材P163知Ki取；
容易时期工作面长度为57/cos25=，同样知Ki取；
则：
困难时期：Q采=60×××= m3/min=3/s。
容易时期：Q采=60×××= m3/min=3/s。
c.按人数计算实际风量
Q采=4×N
N—采煤工作面同时工作的最多人数，人；本矿取30人；
则：Q采=4×30=120m3/min=2 m3/s。
d.按风速验算
本矿井为煤与瓦斯突出区域，综合考虑瓦斯涌出量和工作面风速要求，确定工作面采用“U”型通风方式，一采区回采工作面风量取3/s。根据《规程》规定，回采工作面最低风速为s，最高风速为4m/s的要求井下验算。即回采工作面风量应满足：
≤
≤
?
S?
240
15S
Q
c
c
采
式中：
Sc——第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，取㎡；
即：15×＝3/min ＝3/s ≤3/s 240×＝3/min ＝3/s ≥3/s 满足《煤矿安全规程》对风速的要求。
所以取a 、b 、c 所得的风量的最大值3/s 、 m 3/s 分别作为采煤工作面困难、容易时期的需风量。 ②掘进实际需要风量
a.按掘进工作面瓦斯涌出量计算风量
Q 掘=100 q 掘×K d
式中：
Q 掘—掘进工作面实际需风量，m 3/min ； q
掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，两个掘工作面总瓦斯涌出量都为3
/min ，经抽放后（瓦斯抽放率取30%），两个掘进工作面瓦斯涌出量都为min ；
K d —掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的的备用系数，炮掘Kd 取～,本矿取。 则：Q 掘=100××=3/min=3/s 。 b.掘工作面按炸药使用量计算风量
c t b
j ??=
A Q 掘
Aj —掘进工作面每一次爆破使用最大炸药量，kg ；根据所掘巷道断面及
炮眼布置情况计算，本矿取10kg ；
b —每公斤炸药爆破后生成的当量CO 量，根据炸药有毒气体国家标准，
b= m 3/kg ；
t —通风时间，一般取20～30min ；本矿取20min 。 c —爆破通风后允许工人进入工作面的CO 浓度，取c=%。 Q 掘=（10×）÷（25×%）=200 m 3/min= m 3/s 两个掘进面，计算风量为 m 3/s 。 c.按局部通风机吸风量计算
Q ei =Q fi ×I i ×K f
式中：
Q fi —掘进工作面局部风机的吸风量，m 3/min ； I i —同时使用局扇台数，台；
K f —为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷中有瓦斯取，无瓦斯取。
因为：Q fi =max(Q j1，Q j2)=380 m 3/min
所以: Q j3= Q ei =Q fi ×I i ×K f = 380×1×= 456m 3
/min=s
d.按风速进行验算Q 采
《煤矿安全规程》规定，掘进巷道最低风速为：无瓦斯涌出时s 、有瓦斯涌出时为s,最高风速为4m/s 。 掘进巷道为煤巷，煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
j
j 24015S Q S ?≤≤?掘
Sj ——掘进工作面巷道过风断面，m 2；本矿取2。 运输顺槽：15×＝3/min ＝3/s ，240×＝3/min ＝ 3/s ，
回风顺槽：15×＝3/min ＝3/s ，240×＝3/min ＝3/s ，设计满足要求。 综上所述，掘进工作面需风量取计算的最大值
Q 掘=s
③硐室供风量：爆破材料发放硐室：考虑矿井井田面积小，矿井仅在地面设炸药库和雷管室，井下不设爆破材料发放硐室。二采区困难时期有一个消防材料库也需要独立通风，又本矿井规模不大，硐室可只在井下设置水泵房一个硐室。按经验硐室配风量可为：
容易时期：2 m 3/s ；困难时期：4 m 3/s
④其它地点供风量：其他地点风量按照采煤、掘进、硐室风量总和的10%计算。
%
01)Q Q Q (?++=∑硐掘采其他
Q
则：
困难时期：∑Q 其他=（++4）×10%=3/s 。 容易时期：∑Q 其他=（++2）×10%=3/s 。 矿井通风风量计算：
K
Q Q Q Q Q ?+++=∑∑∑∑）（其他硐掘采
本矿K 取 则：
困难时期：Q=（++4+）×=3/s 。 容易时期：Q=（++2+）×=3/s 。
经上述两种方法计算后，因为>3/s 、> m 3/s ，因此矿井通风总风量则确定为：
困难时期：Q= m 3/s ；容易时期：Q= m 3/s 。
风量分配
1.矿井风量分配原则
（1）分配到各用风地点的风量应不低于计算出的需风量
（2）为维护巷道，保证行人安全，所有巷道都应分配一定的风量。
（3）风量分配后，应保证井上各处瓦斯浓度、有毒有害气体、风速等满足《规程》对风速的要求。
2.矿井风量分配方法
（1）当矿井总风量确定以后，按采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量
（2）从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室的用风量，余上的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采区。再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点。用于维护巷道和行人安全。
3.矿井风量分配
矿井总风量确定后，应将其分配到各用风地点，风量分配后应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速满足采矿工程、《规程》的各项要求。本矿设计风量如下。
矿井通风容易时期风量分配结果如表
表通风容易时期风量分配表
按照上述原则矿井通风困难时期风量分配结果如表
表通风困难时期风量分配表
今后在实际生产中，必须根据矿井实际情况安装调风设施以满足工作面的风量分配与产量相一致，当采掘面瓦斯涌出量较大时，应视实际适当降低产量及掘进速度。
若矿井通风系统发生变化，必须重新进行通风系统设计及风量计算，保证矿井通风安全，以风定产。
第四章 矿井通风阻力与通风特性
容易及困难时期阻力路线确定
4.1.1矿井通风容易时期阻力路线为：
主斜井→井底车场→总运输巷→一采区下山上部车场→一采区运输下山→一采区中部车场→1201运输巷→1201工作面→1201回风巷→一采区回风下山→总回风巷→回风斜井→引风道→地面 4.1.2矿井通风困难时期通风路线为：
主斜井→井底车场→消防材料库→二采区运输下山→2206运输巷→2206工作面→2206回风巷→二采区回风下山→井底联络巷→总回风巷→回风斜井→引风道→地面
4. 2矿井通风阻力与通风特性
矿井服务年限不长，应选择达到设计产量后通风容易和 通风困难两个时期通风阻力最大的风路，沿着这两条风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的井巷通风总阻力。据此，所选用的主要通风机既能满足通风困难时期的要求，又能做到在通风容易时期使用合理，其它时期就无须计算。
风流流动时，必须具有一定的能量（通风压力），用以克服井巷及空气分子之间的摩擦对风流所产生的阻力。由通风机或自然因素造成的通风压力与矿井的通风阻力因次相同，数值相等，方向相反。因此，在通风设计中，计算出矿井通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。 4.2.1摩擦阻力计算
摩擦阻力的计算公式为：
23
2
h RQ S LPQ ==
α摩
式中：
h 摩—摩擦阻力，Pa ，2
h RQ =摩；
α—摩擦阻力系数，N ·s 2·m -4； L —井巷长度，m ； P —井巷净断面周长，m ； Q —通过井巷的风量，m 3/s ； S —井巷净断面，㎡；
R —井巷摩擦风阻，N ·s 2·m -8；
目录 1 设计目的 (1) 2 设计内容 (1) 3 相关数据 (1) 4 解题步骤 (2) 4.1 计算管段管径、实际流速、单位长度摩擦阻力 (2) 4.2计算各段的摩擦阻力和局部阻力 (4) 5 通风除尘日常管理措施 (8) 6 课程设计总结 (8) 7 参考文献 (9)
1 设计目的 通过本次设计实习进一步认识通风除尘系统，熟悉其设计计算方法，熟练掌握通风管道摩擦阻力、局部阻力计算，管道尺寸计算，初步掌握风机与布袋的选择方法。 2 设计内容 有一通风除尘系统如图所示，风管全部用钢板制作，管内输送含有耐火泥 =1200Pa。对该系统进行设采用袋式除尘器进行排气净化，除尘器压力损失P 计计算。 3 相关数据 表1 一般通风系统风管内的风速（m/s） 生产厂房机械通风民用及辅助建筑物风管部位 钢板及塑料风管砖及混凝土风道自然通风机械通风干管6~14 4~12 0.5~1.0 5~8 支管2~8 2~6 0.5~0.7 2~5
表2 除尘通风管道最低空气流速（m/s） 4 解题步骤 1、绘制通风系统轴侧图（工程上管道常用单线表示），对个管段进行编号，标注各管段的长度和风量。 2、选择最不利环路；本系统选择1-3-5-除尘器-6-风机-7为最不利环路 3、根据各管段的风量及选定的流速，确定各段管径的断面尺寸和单位长度摩擦阻力。 4.1 计算管段管径、实际流速、单位长度摩擦阻力 解：据表2，输送含有耐火泥的空气时，风管内最小风速为：水平风管17m/s、垂直风管14m/s。 管段1： 根据q v,1=1200m3/h(0.33m3/s)、v=14m/s,求出管径。所选管径应尽量符合附
矿井通风设计改
矿井通风设计 学院：湘潭大学职业技术学院 专业班级：煤矿开采技术（通风与安全方向）0801 姓名：胡秦 学号：20089217132 指导老师：何廷山
目录前言 （一）、矿井概况 （二）、拟定矿井通风系统 （三）、矿井总风量计算与分配 1、矿井需风量计算原则 2、矿井需风量计算方法 3、矿井总风量的分配 （四）、矿井通风总阻力计算 1、矿井通风总阻力计算的原则 2、矿井通风总阻力的计算方法 3、绘制矿井通风网络图（五）、选择矿井通风设备 1、选择矿井通风设备的要求 2、主要通风机的选择 （六）、通风耗电费用概算 1、主要通风机的耗电量 2、局部通风机的耗电量 3、通风总耗电量 4、吨煤通风耗电量 5、吨煤通风耗电成本 （七）、矿井通风系统评述
1、系统的合理性 2、阻力分布的合理性 3、主要通风机工作的安全性、经济性 前言 《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后进行，是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力，为毕业设计打下基础。 1、进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。 2、培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。 3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。 依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。 设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切
题目2： 某煤矿井田东西走向长约 3 Km，南北倾向宽约 1.7Km，井田面积约4.5519Km2，井田总体呈单斜构造，煤层倾角大部分小于15°，属缓倾斜煤层。顶板为黑色泥岩，致密而均一，底板为灰白色细—中粒砂岩，煤层厚度0.84～6.12米，平均5.9米，以镜煤、亮煤为主，含黄铁矿，煤层夹矸0～3层，倾角10°～14°。矿井煤层自燃发火期为1个月，自燃趋势较突出的是2月～3月。煤尘具有爆炸性，爆炸指数为40.3%。矿井属低瓦斯矿井。设计生产能力为90万t/年。 矿井采用斜井单水平上下山开拓，矿井的采煤方法为走向长壁，采煤工艺为综采放顶煤。采用中央边界式通风方式。风井设在采区的边界。主、副井进风，风井回风。采区采用轨道上山、运输上山进风，专用回风巷回风。工作面采用U 型后退式开采，采煤工作面风流流动形式是上行通风。综放面平均控顶距为3.96m，实际采高4.1 m，工作面面长150米，工作面温度20℃，回采工作面同时作业人数最多90人。矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为1.2 m3/min，掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量7.2kg，掘进工作面同时工作的最多人数40人。
矿井通风课程设计 第一章、局部通风设计 （一）设计原则及掘进通风方法的选择 1、设计原则 根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。 局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可归纳如下： (1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件； (2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进； (3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机； (4)压人式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型。 (5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。 2、掘进通风方法的选择 掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，按其工作方式可分为： （1）压入式通风 （2）抽出式通风 （3）混合式通风 压入式通风新风经过风机，安全系数高，可用柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，是大多数矿井局部通风的选择，结合本设计故选择压入式通风。 （二）掘进工作面所需风量计算及设计 根据《规程》规定：矿井必须采用局部通风措施 1、掘进工作面所需风量 按下列因素分别计算，取其最大值。 1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 60 1004掘 掘K Q Q CH m 3/s 式中：Q 掘——掘进工作面实际需风量，m 3/s ； Q ch4——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m 3/s ； K 掘——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝 对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取 1.5~2.0；炮掘工作面取1.8~2.0。此处取2.0 所以：
《通风工程》 课程设计计算书课题名称地下室1通风设计 院（系）城建学院暖通工程系 专业建筑环境与设备工程专业 姓名王安顺 学号1901100122 起讫日期2013.1.2—2013.1.18 指导教师陆青松 2013 年 1 月 11 日
目录第一章工程概况1 第二章建筑、动力与能源资料1 第三章系统设计内容1 3.1 确定通风方式1 3.2 送风量与排风量的计算1 3.2.1 送风排风面积确定1 3.2.2 送风量与排风量计算2 3.3 管道系统的布置与水力计算3 3.3.1 车库部分送风水力计算4 3.3.2 车库部分排风水力计算6 3.4 通风设备与构件的选用3 3.4.1 风管10 3.4.2 弯头10 3.4.3 三通10 第四章小结10 第五章参考文献11
第一章工程概况 本工程为营业及办公建筑。地下一层，建筑面积2700m2。地下一层为车库。要求进行地下室的通风排烟设计。 第二章建筑、动力与能源资料 本工程位于市中心，动力与能源完备，照明用电充足，自来水和天然气由城市管网供应。土建专业提供地下室平面图一张。 第三章设计内容 3.1 确定通风方式 地下一层的有害气体主要是由地下停车场产生，而地下停车场内汽车排放的有害物主要是一氧化碳（CO）、碳氢化合物（HC）、氮氧化物（NOX）等有害物。怠速状态下，CO、HC、NOX三种有害物散发量的比例大约为7：1.5:0.2。由此可见，CO 是主要的。根据TT36－79《工业企业设计卫生标准》，只要提供充足的新鲜的空气，将空气中的CO浓度稀释到《标准》规定的范围以下，HC、NOX均能满足《标准》的要求。 在考虑地下汽车库的气流分布时，防止场内局部产生滞流是最重要的问题。因CO较空气轻，再加上发动机发热，该气流易滞流在汽车库上部，因此在顶棚处排风有利，排风口的布置应均匀，并尽量靠近车体。新风如能从汽车库下部送，对降低CO浓度是十分有利的，但结构上很难做到，因此，送风口可集中布置在上部，进排风进行交叉布置。在保证满足设计要求的前提下，尽量使系统安装简单，造价低廉，性能可靠，维护方便。 3.2 送风量与排风量的计算 3.2.1送风排风面积的确定 面积 =2700 m2 3.2.2 送风量与排风量计算 通风量=面积×层高×换气次数 m/h 地下车库送风量L=2700*5.75*5=77625 3 m/h 送风系统一：L3=38812.5 3 m/h 送风系统二：L3=38812.5 3 m/h 单个送风口风量：2425.83 m/h 地下车库排风量L=2700*5.75*6=486003 m/h 排风系统一：L1=243003 m/h 排风系统二：L2=24300 3 m/h 单个排风口风量：7763 3
第七章 矿井通风系统与通风设计 本章主要内容 1、矿井通风系统----类型、适应条件、主要通风机工作方式 、安装地点、通风系统的选择 2、采区通风----基本要求、进回风上山选择、采煤工作面通风系统 3、通风构筑物及漏风----风门、风桥、密闭、导风板；矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少漏风措施 4、矿井通风设计----内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择 5、可控循环通风 第一节 矿井通风系统 矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路、通风动力和通风控制设施的总称。 一、矿井通风系统的类型及其适用条件 按进、回井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。 1、中央式 进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式（中央分列式）。 2、对角式 1）两翼对角式 进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼（沿倾斜方向的浅部），称为两翼对角式，如果 只有一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。 2）分区对角式
进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。 在井田的每一个生产区域开凿进、回风井， 分别构成独立的通风系统。如图。 4、混合式 由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。 二、主要通风机的工作方式与安装地点 主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。 1、抽出式 主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。 2、压入式 主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。 3、压抽混合式 在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设一风机作抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。 三、矿井通风系统的选择 根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。 中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。因此，矿井初期宜优先采 用。
工业通风与除尘课程设计 小组成员：熊静宜 3 润婉 3 吴博 4 晗 6 雒智铭0
专业班级：安全12-5 指导老师：鲁忠良 完成日期：2015.7.11 目录 1 引言 2 第一工作区的通风除尘系统设计计算 2.1 各设备排风罩的排风量计算 2.1.1 焊接平台1排风量计算 2.1.2 焊接平台2排风量计算 2.1.3 焊接平台3排风量计算 2.1.4 加热炉排风量计算 2.2 系统排风量及阻力计算 2.2.1 通风除尘系统布置简图 2.2.2 管段阻力计算 2.3 管道压力平衡核算 2.4 选择通风机和除尘器 3 第二工作区的通风除尘系统设计计算 3.1 各设备排风罩的排风量计算
3.1.1 镀铬1排风量计算3.1.2 镀铬2排风量计算3.1.3 镀铬3排风量计算3.1.4 酸洗排风量计算 3.2 系统排风量及阻力计算3.2.1 通风除尘系统布置简图3.2.2 管段阻力计算 3.2.3 管道阻力平衡校核3.3 风机的选择 3.4 管道计算汇总
1 引言 工业通风就是利用技术手段将车间被生产活动所污染的空气排走，把车间悬浮的粉尘捕集除去，把新鲜的或经专门处理的清洁空气送入车间。它起着改善车间生产环境，保证工人从事生产所必需的劳动条件，保护工人身体健康的作用。 本课程设计目的和任务在于对一个金属制造加工生产车间进行全面通风以及针对焊接台加热炉镀槽酸洗工艺进行局部通风的设计以期达到车间厂房的通风与除尘。本设计的大体思路是，了解各工艺所产生的有害气体成分并选择局部通风方式。之后对参数进行设计计算需风量并进行相关管道计算，最后选择合适的通风机对厂房进行有效通风。
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。
采区设计（矿井通风系统）课程设计任务书 1、设计依据 给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图，矿井概况及生产情况，以及采区生产能力（产量）、瓦斯涌出量等条件，进行采区巷道布置及采区通风系统设计。 设计题目及资料来源 由具体指导老师确定。 2、设计内容 1）采区设计：采区巷道布置（采区上下山、主要进回风、运输巷道），回采巷道布置，回采工作面布置，明确巷道之间的联接关系；简单进行采煤方法、回采工艺设计； 2）采区（或矿井）通风系统设计：采区通风系统确定（要有相应的通风构筑物）、用风地点风量计算与分配（采用由内向外四算一校核的方法），计算采区巷道通风阻力。进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）。 3）安全工程设计【推荐选作】：瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。 3、设计要求 完成采区通风系统设计说明书一份，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、网络图。（说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成） 4、提交材料 采区设计及通风系统设计说明书，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、通风网络图。（包括草稿、电子文档） 5、指导要求 设计主要分为两个内容：采区巷道布置和矿井（采区）通风设计。 本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计，毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计，加强学生能力培养”的教学计划改革探索，也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求，使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法，及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容，本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）； 在制定设计题目时，原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置
一 建筑物概况 该工程为济南市某住宅楼地下车库通风排烟的设计，该地下车库层高3.5m,车库所用面积为5238.36m 2 ，车库总停放车辆为132辆。 二系统方案的划分确定 根据文献[1] 车库的防火分类表3.0.1，汽车库停车辆在50~150辆时，防火等级为三级。3.0.3地下汽车库的耐火等级应为一级。文献[1]汽车库防火分区最大允许建筑面积表5.1.1得，耐火等级为一级的地下车库的防火分区的最大允许建筑面积的2000m 2，5.1.2汽车库内设有自动灭火系统时，其防火分区的最大建筑面积可以按表5.1.1的规定增加一倍。7.1.2停车数超过十辆的地下车库应设置自动灭火系统。综上所述，此系统设置自动灭火系统，防火分区最大允许建筑面积为4000m 2。 根据文献[1]8.2.1面积超过2000m 2的地下车库应该设置机械排烟系统，排烟系统可与人防、排气、通风等合用。8.2.2设有机械排烟系统的汽车库，其每个排烟分区的建筑面积不宜超过2000m 2，且防烟分区不得跨越分防火分区。 根据上述，对此地下车库进行分区，防火分区共分两区，面积分别为1293.8m 2，3944.5m 2。在对防火分区进行防烟分区，防烟分区可采用挡烟垂壁、隔墙或从顶棚下突出不下于0.5m 的梁划分，防烟分区的面积依次为1277.6m 2，1277.6m 2，1389.3m 2，1293.8m 2。 三送排风和排烟的计算 1.排风量的确定 地下车库散发的有害物数量不能确定时，全面通风量可按换气次数确定。根据文献[2] 表13.2-2地下汽车库平时排风量的确定中，出入频率较小的住宅建筑单层车库换气次数取4次/h ，计算换气体积时，当层高≤3m 时，按实际高度计算，当层高>3m 时，按3m 计算。 该地下车库的层高为3.5m ，计算换气面积时取3m 。 根据文献[3] ，f nV L 式中 L —全面通风量，m 3 /h n —换气次数，1/h f V —通风房间体积，m 3 根据上述公式计算个防烟分区的排风量如下表：
矿井通风设计（河南理工大学） 矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。 一、矿井通风设计的内容与要求 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。 矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 （一）矿井基建时期的通风 矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 （二）矿井生产时期的通风 矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面
以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况： （1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。 （2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 矿井通风设计所需要的基础资料如下： 矿井地形地质图；矿岩游离二氧化硅（矽）、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量；煤岩自然发火倾向性；煤尘爆炸性；矿区气候条件，包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等；矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性；矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形；矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法；产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及备用工作面个数；同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布；同时爆破的最多炸药量；同时工作的最多人数等。 （三）矿井通风设计的内容 （1）确定矿井通风系统
矿井通风技术课程设计 题目：矿井通风技术课程设计 姓名：王冰雨 学号： 1545203115 学院：能源与交通工程学院 专业：矿井通风与安全 班级：通风 15-1 学制：三年 指导教师：张修峰 二○一七年一月
目录 1. 概况 (1) 2. 矿井通风系统选择 (3) 2.1.矿井通风系统设计原则及步骤 (5) 2.2.掘进通风方法.................. 错误！未定义书签。 3. 风量计算及风量分配 (7) 3.1.矿井需风量的计算原则 (9) 3.2.矿井需风量的计算方法 (10) 3.3.矿井总风量分配 (13) 4. 矿井通风阻力计算 (15) 4.1.计算原则 (17) 4.2.计算方法 (18) 5. 选择矿井通风设备 (21) 5.1.选择矿井通风设备的基本要求 (24) 5.2.选择矿井主要通风设备 (27) 6. 概算矿井通风费用 (30) 6.1.吨煤的通风电费 (32) 6.2.通风设备的折旧费和维修费 (37) 6.3.专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费 (43) 6.4.通风器材和通风仪表等材料的购置费和维修费 (47) 6.5.通风工作全体人员的工资 (52)
1.概况 矿井通风设计是在进行矿井开拓、开采设计的同时，依据矿井的自然条件及生产技术条件，确定矿井通风系统、供风量、通风阻力和矿井主要通风设备的工作。 矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要环节。其基本任务是建立安全、可靠、技术先进和经济合理的矿井通风系统。通风系统是否合理，直接关系到整个矿井的通风状况的好坏和保障矿井安全生产。新建矿井通风设计的基本内容和步骤是：拟定矿井通风系统、矿井总风量的计算与分配、矿井通风阻力计算、选择矿井通风设备。矿井通风系统必须根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性等条件，通过优化或技术经济比较后确定。 矿井通风设计按照设计内容的实施步骤又可分为技术设计和施工设计。矿井通风技术设计是矿井初步设计或技术方案设计时进行的通风设计，其内容包括确定矿井通风系统、矿井总风量的计算和分配、矿井通风阻力计算、选择通风设备和概算通风费用。这也就是一般说的矿井通风设计。矿井通风施工设计是为通风构筑物和通风设备等安装施工进行的设计，其内容包括工程布置、设备布置和施工布置等。 矿井通风设计的主要依据是：矿区气象资料：井田地质地形：煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度等；煤层自然发火倾向，发火周期；煤尘爆炸危险性及爆炸指数；矿井设计生产能力及服务年限；矿井开拓方式及采区巷道分布，回采顺序、开采方法；
第一节设计技术资料 1.1矿井概况 某矿地处平原，地面标高+150m,井田走向长度5km，倾斜方向长度3.5km。井田上界以-165m为界，下界以标高-1020为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08亿吨。根据开采条件，煤炭供求状况及“规程”规定，确定此矿为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年。 1.2矿井开采技术条件 井田内有两个开采煤层，为k 1、k 2 。在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层15°，各 煤层厚度、间距及顶底板岩性参见综合柱状图。矿井相对瓦斯涌出量为6.5m3/T,煤层有自然发火危险，发火期为16-18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。 根据开拓开采设计确定，采用立井多水平上下山开拓（见图1-2-1、图1-2-2），第一水平标高-380m，斜长为825×2m，服务年限为27年，因走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下上部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m。综采工作面产 量在k 1煤层时为1620吨/日，在k 2 煤层时1935吨/日，日进6刀，截深0.6m，高档普 采工作面产量在k 1煤层时为1080吨/日，k 2 煤层时1290吨/日，日进4刀，截深0.6m； 东翼还另布置一备用的高档普采工作面。综采工作面装备的部分机电设备如表2所示，采区巷道采用集中联合布置（图1-2-1、图1-2-2）。 采区轨道上山均布置在k 2 煤层的底板板稳定细沙石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接。为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。主井为箕斗井提煤用，副井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。 部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表1-2-1。 井内的气象参数按表1-2-3所列的平均值选取，除综采工作面采用4-6工作制外，其它均采用三八工作制。 井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。 综合柱状图 柱状厚度（米）岩性描述 240.00 表土，无流砂 8.60 砂质页岩 8.40 泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定 0.20 沙质泥岩，松软 2.40 K1煤层，块状r＝1.25 4.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 7.80 灰色砂质泥岩 4.80 泥岩细砂岩互层
矿井通风设计施工时的基本原则和要求
通风系统合理可靠的含义？
通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》第一百零三条：“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次”，要求，根据《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），结合本矿开采的实际情况，制定本办法。 一、全矿井需要风量的计算 全矿井总进风量按以下两种方式分别计算，并且必须取其最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量： Q 矿进=4×N×K 矿通 （m3/min） 式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，m3/min.人； N——井下同时工作的最多人数，人； K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式取K 矿通 =1.15～1.20）。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： Q 矿进=（∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 ）×K 矿通 （m3/min） 式中：∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式K 矿通 取1.15～1.20）。 二、采煤工作面需要风量 按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i （m3/min） 式中：∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。 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，然后取其中最大值。有符合规定的串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 （m3/min）
矿井通风与安全课程设计 设计人:周桐 学号:3 指导老师:郭金明
前言 《矿井通风》设计就是学完《矿井通风》课程后进行,就是学生理论联系实际的重要实践教学环节,就是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础。 1、进一步巩固与加深我们所学矿井通风理论知识,培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。 2、培养学生实践动手能力及独立分析与解决工程实际的能力。 3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度与理论联系实际的工作作风。 依照老师精心设计的题目,按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算,绘图及编写说明书等全部工作。 设计中要求严格遵守与认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策,设计力争做到分析论证清楚,论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使自己的设计达到较高水平,但由于本人水平有限,难免有疏漏与错误之处,敬请老师指正。 (一)矿井基本概况 1、煤层地质概况单一煤层,倾角25°,煤层厚4m,相对瓦斯涌出量为13m3/t,煤尘有爆炸危险。 2、井田范围设计第一水平深度240m,走向长度7200m,双翼开采,每翼长3600m。 3、矿井生产任务设计年产量为0、6Mt,矿井第一水平服务年限为23a。 4、矿井开拓与开采用竖井主要石门开拓,在底板开围岩平巷,其开拓系统如图1-1所示。拟采用两翼对角式通风,在7、8两采区中央上部边界开回风井,其采区划分见图1-2。采区巷道布置见图1-3。全矿井有2个采区同时生产,分上、下分层开采,共有4个采煤工作面,1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进,采用4台局部通风机通风,不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38人,温度t=20℃,瓦斯绝对涌出量为3、2m3/min,放炮破煤,一次爆破最大炸药量为2、4kg。有1个大型火药库,独立回风。 附表1-1 井巷尺寸及其支护情况 区段井巷名称井巷特征及支护情况 巷长 m 断面积m2 1~2 副井两个罐笼,有梯子间,风井直径D=5m 240
摘要 本次课程设首先是将车间划分成两个区域。然后计算出各设备排风罩的排风量，计算系统的排风量及阻力，进行除尘器和风机的选择，绘制通风系统布置图。 考虑到车间粉尘污染的特点以及进出空间的限制，比较各种类型的除尘器，选择了最合理的通风除尘方案，进行了通风除尘系统的设计。 关键词：风量；风压；排风罩；除尘
某综合车间局部通风除尘系统设计 目录 1前言 (1) 2排风量计算 (3) 2.1设备参数 (3) 2.2各设备排风量计算 (4) 2.3各管路排风量计算 (7) 3各通风系统的排风量和阻力计算 (9) 3.1第一工作区排风量和阻力计算 (9) 3.1.1绘制轴测图 (9) 3.1.2确定管径和单位长度的摩擦阻力 (9) 3.1.3确定各管段的局部阻力系数 (10) 3.1.4计算各管段的沿程摩擦阻力和局部阻力 (12) 3.1.5对并联管路进行阻力平衡计算 (13) 3.1.6除尘器及风机的选择 (15) 3.1.7管道计算汇总 (16) 3.2第二工作区排风量和阻力计算 (17) 3.2.1绘制轴测图 (17) 3.2.2确定管径和单位长度摩擦力 (17) 3.2.3确定各管段的局部阻力系数 (18) 3.2.4计算各管段的延程摩擦阻力和局部阻力 (19) 3.2.5对并联管路进行阻力平衡计算 (19) 3.2.6除尘器及风机的选择 (19) 3.2.7管道计算汇总 (20) 4总结 (21) 附录I (22) 附录II (23) 参考文献 (24)
1前言 人类在生产和生活的过程中，需要有一个清洁的空气环境（包括大气环境和室空气环境）。因此，就要在生产和生活的过程采用通风和除尘技术。 通风工程在我国实现四个现代化的进程中，一方面起着改善居住建筑和生产车间的空气条件，保护人民健康、提高劳动生产率的重要作用；另一方面在许多工业部门又是保证生产正常进行，提高产品质量所不可缺少的一个组成部分。 工业通风是控制车间粉尘、有害气体或蒸气和改善车间微小气候的重要卫生技术措施之一。其主要作用在于排出作业地带污染的或潮湿、过热或过冷的空气，送入外界清洁空气，以改善作业场所空气环境。 工业通风按其动力来源分为自然通风和机械通风。自然通风依靠室外空气温度差所形成的热压和室外风力所形成的风压而使空气流动；机械通风则依靠通风机所形成的通风系统外压力差而使空气沿一定方向流动。 净化工业生产过程中排放出的含尘气体称为工业除尘。 风机生产行业引进国外技术，改变了以往风机全压偏小、不适用于除尘系统的状况。新产品不但全压满足除尘工程的需求，而且噪声低、机械效率高、振动小，并有较好的防磨措施。 除尘系统风量调节技术的应用越来越普遍。以往仅靠液力耦合器使风机变速，现在已有多种变频调速器，适用于不同规格的电机，因而风量调节更易实现。除尘系统风量调节，离不开流量监测，已开发出含尘气体流量连续监测装置，具有不堵、阻力小、应用方便等特点，在除尘系统运行中发挥了很好的作用。 有些生产过程如原材料加工、食品生产、水泥等排出的粉尘都是生产的原料或成品，回收这些有用原料，具有很大的经济意义。在这些部门，除尘设备既是环保设备又是生产设备。 工业防尘技术的前景是广大的：1、工业防尘法规更完善，执法更强化。进入21
目录 前言3 第一章矿井基本简况5 第一节矿井简况4 一、井田简况4 二、煤层地质简况4 三、瓦斯简况5 四、水文简况5 五、煤尘、煤炭自燃简况5 六、通风简况5 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技术方案的选择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技术方案比较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 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。 本设计基于郑兴义兴（新密）煤矿的现状，本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力进行的矿井通风系统改造。总设计技术方案：维修扩大矿井东回风巷的断面，回收矿井西回风巷，对皮带巷进行扩修增大通风断面减小阻力，并经过矿井通风设施改造。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。
矿井通风设计说明书 1、设计依据概述 1.1、矿段地质、开拓生产情况 矿区本次深部开采设计对象主要为-530m标高以下的I号矿体和V号矿体群。 本次深部开拓设计开采的-530m标高以下的矿体赋存地质条件与上部矿体单一、品位高、厚度大、且相对稳定、完整的赋存条件，有明显的差异。这将会增加深部开采的难度，需要采取必要的应对措施。 1.11、-530m以下深部开釆范围内的地质储量及岩石性质： ①I号矿体，表内矿体重2. 85t/m3,表外矿体重2. 79 t/m3。矿石量12万吨，平均品位4. 13g/t,金金属量495. 53Kg。矿体硬度系数f二7~&顶底板f二11~12.; ②V号矿体群体重2.74 t/m3,矿石量261万吨，平均品位6. 38g/t,金金属量16708. 82KgoV号矿体及顶底板硬度系数与I号矿体大致相似。顶板平均抗压强度110. 99Mpa,矿体107. 42Mpa, 底板101. 05Mpa o -530m标高以下至-730m深部开采范围内全部设计地质储量, 矿石量273万吨，平均品位6. 29g/t,金金属量17204. 35Kgo ③围岩体重：2. 70 t/m3o ④矿岩松散系数：1.6o
⑤自燃性：无 本次设计生产规模为80万t/ao根据计算并结合矿山实际情 况，确定V号矿体开采范围内的服务年限为6年。 1.12、矿区地形及矿区气候概况 矿区地处望儿山北麓，西临莱州湾，处于低山丘陵向海湾平原过度地带，地势平坦开阔。地面标高23. 42-26. 65m o 地表水体主要为万深河，其发源于金华山-望儿山之间，流经 矿区东侧，向北注入渤海，全长8km。该河上游汇水面积3. 90km2, 源近流短，属季节性河流。 矿区属北温带东亚季风区大陆性气候，四季分明，光照充分，依山傍海，气候宜人，冬无严寒，夏无酷暑，属于暖温带季风气候，全年平均气温12摄氏度左右，是中国北方著名的旅游避暑和休闲度假胜地。 年降水量约610mm,属于半湿润地区。年平均降水量为651.9毫米，年平均气温11.8°C,年平均相对湿度68%,年平均日照时数2698. 4小时，太阳辐射总量年平均值5224. 4兆焦耳/ 平方米，年平均风速内陆地区3-4米/秒，沿海地区4-6米/秒, 全市平均无霜期210天。 1.13、现在的开拓方式 自建矿以來，为适应生产发展的需要，新城金矿进行了三次开拓工程建设，形成主斜井、主竖井一辅助斜坡道、主斜坡道等多种开拓方式共存的局面。
《矿井通风》课程设计 院系：能源科学与工程学院
前言 矿井通风是煤矿建设中的重要一个环节。通风系统的优劣不仅直接影响着煤炭企业的经济效益，安全生产还直接关系到井下工作人员的生命安全。近些年因通风原因造成的事故频发，矿井通风已成为影响安全生产，事关企业发展的重要因素。矿井通风不仅影响到矿井的产量，同时还影响安全生产，风量风速的合理化至关重要，风量风速过小矿井机电设备放出的热量和人员呼吸，煤炭放出的污染气体无法排出，易引起瓦斯爆炸，风量风速过大又会扬起煤尘不仅污染新鲜风，更有引起煤尘爆炸的危险。所以做好矿井通风至关重要。 本报课程设计完成共用时3周。因以前从未做过，开始确实不知如何下手，通过反复阅读任务书、仔细研究有关书籍、资料，逐渐有了思路。按思路逐渐往下做，虽然也遇到了不少问题，但通过与老师、同学交流，查阅相关资料，问题得到的一一解决，最终完成了本课程设计所要求的所有内容。 通过本次课程设计的完成，掌握了通风设计的一般顺序、内容、思路和方法，巩固了课堂所学知识，提升了自己的实践能力，。在这里向辛勤培育我们的老师表示衷心的感谢。 2012年6月1日
目录 第一章矿井概况 一、地质概况 二、开拓方式及开采方法 第二章矿井通风系统 一、矿井通风系统的要求 二、确定矿井通风系统 第三章采取通风方式 一、确定采区通风方式 第四章采煤工作面通风方式 一、确定采煤工作面通风方式 第五章主要通风机工作方式 一、确定主要通风机的工作方式 第六章矿井需风量计算与分配 一、矿井风量计算原则 二、矿井风量计算与分配 第七章通风系统示意图和网络图 一、确定通风困难和容易时期的开采位置 二、通风系统示意图和网络图 第八章矿井通风阻力 一、计算原则 二、计算方法 三、计算矿井总风阻及总等积孔 四、矿井通风阻力计算 第九章通风机选型 一、通风机选型 二、电动机选择 三、概算通风费用 第十章矿井灾害防治措施 参考文献