采区通风设计
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综采工作面通风设计
综采工作面通风设计一、工作面概况（1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段位于茶叶沟上端。
地表地势南高北低，高程971~1132米，盖山厚441~492米。
地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。
地表无建筑物，北部有林地。
（2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。
工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。
工程自北向南推进，南北延伸长980米。
二、通风方式及方法****工作面采用“U+L”全负压通风。
即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。
在回风顺槽和尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。
另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。
三、配风量计算1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素）2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。
Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6=720m3/minQ采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6=480m3/minQ采=Q采回＋Q采尾=1200m3/min（含采外配风300 m3/min）通过工作面的风量为：1200－300=900 m3/min。
其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min；q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）；K回ch4、K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6；2、按工作面温度与风速计算Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min；V采——工作面良好气候条件下的风速m/s；S采——工作面断面 6.06m2。
矿井通风设计(毕业设计用)
毕业设计（论文）题目：矿井通风设计专业班级：采矿工程设计人：杨进指导老师：王君利2016年11月10日毕业设计（论文）评阅人评语评阅人：（签字）评阅日期：年月日毕业设计（论文）答辩评语第号日期：年月日提交设计（论文）学生：杨进提交设计（论文）答辩材料：1）指导教师评语共页毕业设计（论文）答辩评语：答辩成绩：综合成绩：毕业设计（论文）答辩组长：（签字）组员：（签字）目录一、矿井通风的内容与要求－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－6 （一）矿井基建时期的通风－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－6 （二）矿井生产时期的通风－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－6 （三）矿井通风设计的内容－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－7 （四）矿井通风设计的要求－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－8 二、优选矿井通风系统－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－8 （一）矿井通风系统的要求－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－8（二）确定矿井通风系统－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－9 三、矿井风量计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－9 （一）矿井风量计算原则－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－9 （二）矿井需风量计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－91、采煤工作面需风量计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－92、掘进工作面需风量计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－123、硐室需风量计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－144、其他用风巷道的需风量计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－15四、矿井通风总阻力计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－16 （一）矿井通风总阻力计算原则－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－16 （二）矿井通风总阻力计算－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－16 五、矿井通风设备的选择－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－17 （一）主要通风机有选择－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－18六、概算矿井通风费用－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－22七、南留庄矿通风概述－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－24八、结束语－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－25九、参考文献－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－－26前言矿井通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。
第七章 采区通风
第七章采区通风一般来说，每个矿井都有几个采区同时生产，每个采区内布置有回采工作面、备用工作面、掘进工作面和硐室（采区变电所和绞车房）等用风地点，是矿井通风的主要对象。
做好采区通风是保证矿井安全生产的基础。
为此，本章将对采区通风系统、采区供风量、通风设施和减少漏风等基本内容的设计和日常管理工作进行讨论。
第一节采区通风系统一、对采区通风系统的基本要求采区通风系统是矿井通风系统的主要组成部分，它是由采区内风流通过的巷道系统、通风构筑物和通风设备等所组成。
采区通风系统主要取决于采煤系统（采煤方法），但又能在一定程度上影响着采区的巷道布置系统。
完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向、风量和风质；保证实现漏风少、风流的稳定性高，通风系统不易遭受破坏；合理的通风系统有利于合理排放瓦斯，防止煤炭自然发火，创造良好的矿井气候条件和有利于控制和处理事故，并能使通风系统工作符合安全、经济和技术合理的原则。
采区通风系统基本要求《煤矿安全规程》2011年版规定如下：1.每一生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道，实行分区通风。
生产水平和采区必须实行分区通风。
准备采区必须在采区构成通风系统后，方可开掘其它巷道。
采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。
高瓦斯矿井、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷；瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。
采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷、一段为回风巷，即巷道分段使用。
2.回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。
《规程》第114条规定：同一采区内，同一煤层上下相连的2个同一风路中的采煤工作面、采煤工作面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面，布置独立通风有困难时，在制定措施后，可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过1次。
采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤工作面遇地质构造而重新掘进的巷道，布置独立通风确有困难时，其回风可以串入采煤工作面，但必须制定安全措施，且串联通风的次数不得超过1次；构成独立通风系统后，必须立即改为独立通风。
14采区通风设计
14采区通风设计一、采区需风量的计算原则采区需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出采区总风量。
1、按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。
2、按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体浓度、风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关规定分别计算，取其最大值。
二、矿井需风量的计算方法矿井所需风量按以下方法计算，并取其中最大值。
（一）、按井下同时工作最多人数计算采区总进风量：Q=4NKm3/min式中：K----漏风和配风系数，取1.2。
N----采区同时工作最多人数，取30人。
则： Q=4×30×1.2=144m3/min（二）、按采煤、掘进、独立通风硐室及其它用风地点实际需风量总和的计算：采区的总进风量：Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）〃K，m3/min式中：∑Q采----采煤实际需要风量总和，m3/min∑Q掘----掘进实际需要风量总和，m3/min∑Q硐----硐室实际需要风量总和，m3/min∑Q其它----除采煤、掘进、硐室地点以外的其它井巷需要风量总和，m3/minK ----采区通风系数，一般可取K =1.2-1.5三、采掘工作面及硐室风量计算1、采煤工作面所需风量：采区按照一个回采工作面布置，风量计算内容如下：①.按瓦斯涌出量确定需要风量：按照瓦斯涌出量计算Q采=100×Q采×K gw=100×0.2×1.6=32 m3 /minQ采—为回采工作面需风量（m3 /min）；q采——为回采工作面回风巷风流中瓦斯平均绝对涌出量，为0.2 m3 /min；K gw——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数，工作面为炮采取1.60。
②. 按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采=60×V采×S采×Ki=60×1.2×7.56×1= 544.32m3/min式中：V采—按其进风流温度采煤工作面的适宜风速，取1.2m/s；S采—采煤工作面平均断面积，即最大与最小控顶距时有效断面的平均值，=[（1.2×4+1.2×3）/2]×1.8=7.56m2 Ki—工作面长度系数，取1.0。
常村煤矿+470水平采区通风系统设计
提前预测分析 ， 不仅要满 足现有 的通风 系统 的要求 ， 并 且还要结合 用风量为 ３ ５ ０ ０ ｍ ３ ／ ｍ ｉ ｎ 时， 方案 ２比方案 １ 矿井总阻力小 ７ ８ ０ Ｐ ａ ； （ ４ ） 常村煤矿 ５ 年生产衔接计划及长远规划 。 因此 ， 根据通风测试数据 ， 方案 １ 布置相对集 中 ， 符合高产高效矿井集 约化生产方式 的现代化 以矿井通风仿 真系统为工具 ，对未来对 ＋ ４ ７ ０水平采区通风系统提 矿井模式 ， 巷道掘进少 ， 压煤量少 ， 回采率高 ， 方案 １ 优于方案 ２ 。 前进行预测分析 ， 对最终选出来的两种设计方案进行分析比较 。 ４ 结论 ３ ． １方案 １ ａ ． 通过对两套方案 的仿真 系统 模拟结果 的综 合 比较 ， 方案 ２优 ３ ． １ ． １生产 布置 。 结合常村煤矿 ５ 年生产衔接计划及长远规划 ， 于方案 １ ， 因此选择方案 ２ 。ｂ ． 另根据风速要求 ， 工作 面风量 配置为
统提前进行预测分析的最佳设计方案 。 关键词 ： 仿 真 系统 ； 通 风 系统 ； 模拟仿真； 设 计 方 案
１矿井现状 ２ ８ ０ ０ ｍ ， 整个工作面阻力消耗 １ ９ ９ １ ， 占矿井总阻力近 ４ ０ ％， 是造成矿 山西潞 安矿业（ 集团） 有 限责任公 司常 村煤矿位 于山西省屯 留 井总阻力偏 大的主要原因。 县境 内， 常村煤矿 近年 的持续高产 ， 矿井 ＋ ５ ２ ０水平 的开采 已接近尾 ３ ． ２方案 ２ 声， 逐步过渡到 ＋ ４ ７ ０ 水平开采 。根据常村煤矿采掘衔接计划 ， 结合 ３ ． ２ ． １生产布置 。＋ ４ ７ ０水平北翼 中部 风井 、 下 山两个采 区 ２ ３ 采 常村煤矿 ５ 年生产衔接计划及长远规划， 利用常村煤矿 的矿井通 风 区、 ２ ２ 采区 ， 外加东侧 ２ ５ 采区 、 ＋ ４ ７ ０ 水平南翼 风井 中部 风井条带 布 仿真系统对 ＋ ４ ７ ０ 水平通风 系统提前进行 预测 分析 ， 对＋ ４ ７ ０水平通 置生产布置 。 同比方案 １比较 ， 增加一个采 区， 用风地点增加一备用 风 系统进 行全面 、 系统分析 ， 为通风系统设计 、 生产顺 利衔接 、 通风 面 ， 增加另一个采 区的主要硐室风量配置 ， 其 它与方案 １ 相同。 系统调整提供技术支持 ，使常村煤 矿矿井通 风系统稳 定可靠 运行 ， ３ ． ２ ． ２方案模拟结果 。 （ １ ） 采煤工作面按 ４ ０ ０ ０ ｍ ／ ｍ ｉ ｎ 配风 。 阻力较 确保矿井安全高效生产 。 大 ，主要 原 因是 ２ ２ １ １工作 面 采用 一进 一 回通 风方 式 ，顺 槽 长 ２ 通风现状测试 与仿真 系统模拟 ２ ６ ５ ０ ｍ， 工作 面风量 大 ， 整个 工作 面阻力 消耗 ２ ５ ６ ２ ， 占矿井 总阻力 ２ ． １通风现状测试 ５ ３ ％，是造成矿井总阻力偏大 的主要原因。（ ２ ）采煤工作 面按 ３ ５ ０ ０ 要利用矿井通风仿真系统进行通风系统预测分析 ， 必须首先掌 ｍ ３ ／ ｍ ｉ ｎ 配风。 根据以上布置 ， 北翼 回风 由北翼 回风井 、 王村 回风井共 握 当前矿 井通风阻力分布状 况以及通风 网络各分 支巷道 的风阻参 同负担 ； 南翼 回风 由南翼 回风井负担 。阻力较大 ， 主要原 因是 ２ ２ １ １ 数［ １ － ３ １ 。采用倾斜压差计法 、 精密气压计 的同步法混合测试对矿井进 工作面采用一进一 回通 风方式 ， 顺槽长 近 ２ ６ ５ ０ ｍ， 整个工作 面阻力 行 了全面 的通风阻力测定 ， 为常村煤矿 的仿真 系统 的建立提供真实 消耗 １ ９ ３ ２ ，占矿井总阻力 ４ ４ ％，是造成矿井总阻力偏 大的主要 原
采区通风ppt课件
(2) 采用上行风时，工作面运输平巷中的运输设备位于 新鲜风流中，安全性较好。
(3) 工作面发生火灾时，采用上行风在起火地点发生瓦 斯爆炸的可能性比下行风要小些。
(4) 除浅矿井的夏季之外，采用上行风时，采区进风流 和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同， 对通风有利。
上行风的主要缺点是： (1) 上行风流方向与运煤方向相反，易引起煤尘飞扬，
E型
与U型通风方式相比，可使上部工作面气温降低。但 采空区的空气流动相应发生了变化，迫使采空区的瓦斯 较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常 处于瓦斯超限状态，故仅适用于低瓦斯矿井。
Z型
通风方式是U型通风方式的改进，为前进式Z型，其 进风巷随回采工作曲推进而形成，回风平平巷则为沿空 留下的或预留的巷道，其优点为：
采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用 回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置 的采区，必须设置1条专用回风巷。
4、采、掘工作面应实行独立通风。 5、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的采煤工作面
不得采用下行通风。 6、掘进工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采
空区或冒顶区。 7、井下机电硐室必须设在进风风流中。个别井下硐室，经
(3) 除浅矿井的夏季之外，采区进风流和回风流之间 产生的自然风压和机械风压的作用方向相反，降低了矿井 通风能力，而且一旦主要通风机停止运转，工作面的下行 风流就有停风或反风(或逆转)的可能。
7.3 采区风量计算
采区所需总风量是采区内各用风地点所需风量之和， 并乘以适当系数。
Qm Qpi Qei QBi QOi • Km
优缺点比较
采用输送机上山进风，轨道上山回风的通风系统，容易 引起煤尘飞扬，使进风流的煤尘浓度增大；煤炭在运输过 程中所涌出的瓦斯，可使进风流的瓦斯浓度增高，影响工 作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风 流温度升高。 采用轨道上山进风、输送机上山回风的通风系统，虽能 避免上述的缺点，但输送机设备处于回风流中，轨道上山 的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多。
(3) 工作面发生火灾时，采用上行风在起火地点发生瓦 斯爆炸的可能性比下行风要小些。
(4) 除浅矿井的夏季之外，采用上行风时，采区进风流 和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同， 对通风有利。
上行风的主要缺点是： (1) 上行风流方向与运煤方向相反，易引起煤尘飞扬，
E型
与U型通风方式相比，可使上部工作面气温降低。但 采空区的空气流动相应发生了变化，迫使采空区的瓦斯 较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常 处于瓦斯超限状态，故仅适用于低瓦斯矿井。
Z型
通风方式是U型通风方式的改进，为前进式Z型，其 进风巷随回采工作曲推进而形成，回风平平巷则为沿空 留下的或预留的巷道，其优点为：
采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用 回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置 的采区，必须设置1条专用回风巷。
4、采、掘工作面应实行独立通风。 5、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的采煤工作面
不得采用下行通风。 6、掘进工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采
空区或冒顶区。 7、井下机电硐室必须设在进风风流中。个别井下硐室，经
(3) 除浅矿井的夏季之外，采区进风流和回风流之间 产生的自然风压和机械风压的作用方向相反，降低了矿井 通风能力，而且一旦主要通风机停止运转，工作面的下行 风流就有停风或反风(或逆转)的可能。
7.3 采区风量计算
采区所需总风量是采区内各用风地点所需风量之和， 并乘以适当系数。
Qm Qpi Qei QBi QOi • Km
优缺点比较
采用输送机上山进风，轨道上山回风的通风系统，容易 引起煤尘飞扬，使进风流的煤尘浓度增大；煤炭在运输过 程中所涌出的瓦斯，可使进风流的瓦斯浓度增高，影响工 作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风 流温度升高。 采用轨道上山进风、输送机上山回风的通风系统，虽能 避免上述的缺点，但输送机设备处于回风流中，轨道上山 的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多。
矿井通风设计精选全文
可编辑修改精选全文完整版前言井田概述一井田境界：煤层走向长约1200m，倾斜长约800m，地表平坦，标高+35m。
井田内有二个煤层，3号煤层厚度为2.3m，5号煤层厚度为2.5m，煤层露头为-100m。
煤层倾角12º。
各煤层厚度、间距及顶、底板情况见下表：地质构造简单，无断层，m，m2顶板岩性为细砂岩，顶板中等稳定，各煤层的容重γ=1.5t/m3。
，煤层无自燃倾向，表土内有流砂。
二矿井采区储量：井田采用一对立井开拓，井筒位置布置在井田走向中央和倾斜中部。
井田划分为三个阶段，每个阶段垂高200m，由于倾角较大均采用上山开采，一水平运输大巷布置在-200m 水平，大巷沿m3煤层底板开拓，位置距m3煤层垂直距离25m，回风大巷布置在+0m标高，距m3煤层的距离与运输大巷相同，矿井设计能力为年产60万t。
主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。
井底车场选用立井刀式环形车场，大巷运输采用600mm轨距架线式电机车运输，矿车选用1t固定式U型矿车。
采区工作制度规定如下：年工作日数：330天。
每日工作班数：3班。
每班工作时数：8h。
第一章选择矿井通风系统通风系统选择的原则：要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等。
矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。
按进、回风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。
由于煤层倾角较小，埋藏较浅，井田走向长度不大等条件，故确定为中央边界式通风系统。
采区通风系统：采区共设3条上山，1条轨道上山和2条回风上山。
根据《煤矿开采安全规程》规定，再结合矿井的实际情况，本矿井采用抽出式通风方式。
第二章计算和分配矿井总风量矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
(一) 按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不小于4m3。
(二) 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总合进行计算。
一、矿井通风设计的内容和要求
一、矿井通风设计的内容与要求１、矿井通风设计的内容确定矿井通风系统；矿井风量计算和风量分配；矿井通风阻力计算；选择通风设备；概算矿井通风费用。
２、矿井通风设计的要求将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件；通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施；通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。
二、优选矿井通风系统1、矿井通风系统的要求1) 每一矿井必须有完整的独立通风系统。
2）进风井囗应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。
3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。
4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。
5）每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。
6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。
7）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。
２、确定矿井通风系统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、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。
三、矿井风量计算（一）、矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。
（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、采煤工作面需风量的计算采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。
（１）按瓦斯涌出量计算：式中：Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/minQgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/minkgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2~1.6 炮采工作面取kgwi=1.4~2.0,水采工作面取kgwi=2.0~3.0（2）按工作面进风流温度计算：采煤工作面应有良好的气候条件。
煤矿采区通风系统设计
82采区通风系统设计袁店一井井田范围:西以袁店断层为界,与袁店二井毗邻;东至32煤层-1000m的水平投影线和39467500经线；南从杨柳~五沟断层(与五沟煤矿相邻）及10煤层露头线；北到32煤层—1000m的水平投影线和区块登记边界。
东西长约6。
9~13。
6km，南北宽1.2～3。
4km，井田面积约37.22km2。
本矿井目前有主井、副井、中央风井、西风井和北风井5个井筒，矿井主采煤层为32、72、8、10煤层。
矿井采用走向长壁后退式采煤法，一次采全高综采或综采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板。
袁店一井煤矿采用两翼对角式通风方式，各采区实行分区通风，有主井、副井、新主井(原中央风井，目前仅做进风井用）、南风井、东风井5个井筒。
其中主井、副井、新主井进风，南风井、东风井回风。
82采区的通风由南风井担负通风任务.南风井装备两台GAF25-13.1-1型轴流式风机,电机型号YR500-6，额定功率900kw，转速950rpm。
一、采区需风量计算原则矿井用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳、一氧化碳、氢气及其他有害气体浓度符合《煤矿安全规程》、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）及安徽省有关规定；用风地点的风量、风速、温度、粉尘浓度等符合规定要求。
采区需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,计算出采区所需总风量。
按井下同时工作的最多人数计算，每人供风量不少于4m3/min；井下作业地点实际供风量不小于所需风量；矿井通风系统阻力合理.确保无违反《煤矿安全规程》规定的扩散通风、采空区通风；无不合理的串联通风，局部通风机无循环风.82采区置2个岩巷掘进工作面、2个煤巷掘进工作面、1个采煤工作面。
二、采区需风量的计算方法采区所需风量按以下方法计算,并取其中最大值。
㈠按采区同时工作最多人数计算采区所需风量：Q总=4NK式中：Q总——矿井需要的总风量，m3/minK——矿井通风系数，取1.2。
采区通风系统设计实习报告
采区通风系统设计实习报告一、实习背景与目的随着我国煤矿产业的不断发展，矿井深度和开采范围的不断扩大，采区通风系统的设计与施工显得尤为重要。
采区通风系统是保障矿井安全生产的关键环节，其主要作用是为矿井提供新鲜空气，降低瓦斯、煤尘等有害气体的浓度，确保矿工的作业环境安全。
本次实习旨在通过参与采区通风系统的设计工作，掌握通风系统的基本原理、设计方法和施工技术，提高自己在煤矿安全生产方面的实践能力。
二、实习内容与过程1. 实习前的准备在实习开始前，我认真学习了《矿井通风设计与施工》等相关课程，了解了采区通风系统的基本原理、设计方法和施工技术。
同时，我还查阅了相关规范和标准，为实习打下了坚实的基础。
2. 实习过程（1）了解矿井实际情况在实习过程中，我首先了解了矿井的基本情况，包括矿井的规模、开采方式、煤层结构、地质条件等。
通过对矿井实际情况的了解，为我后续进行通风系统设计提供了依据。
（2）收集资料为了保证通风系统设计的准确性，我积极与矿井技术部门、施工队伍等沟通，收集了矿井相关图纸、资料和参数。
主要包括矿井通风网络图、矿井空气动力学参数、煤层瓦斯参数等。
（3）通风系统设计在充分了解矿井实际情况和收集资料的基础上，我开始进行采区通风系统的设计。
设计过程中，我严格遵循《煤矿安全规程》等相关规范，充分考虑矿井的地质条件、煤层结构、瓦斯涌出量等因素，确保通风系统的稳定性和安全性。
（4）通风系统施工在设计完成后，我参与了通风系统的施工过程。
在施工现场，我学会了如何根据设计图纸进行施工，掌握了通风管道安装、风门设置、通风设施施工等技术。
同时，我还学会了如何处理施工现场的突发事件，确保施工过程的顺利进行。
三、实习收获与体会通过本次实习，我对采区通风系统的设计和施工有了更为深刻的认识。
实习过程中，我不仅学到了通风系统的基本原理和设计方法，还锻炼了自己的沟通协调能力、实际操作能力以及在实际工作中解决问题的能力。
实习使我认识到，采区通风系统设计并非简单的理论计算，而是需要充分考虑矿井实际情况，结合现场施工技术，确保通风系统的稳定性和安全性。
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目录第一章二采区通风系统的选择 ............... - 2 - 第二章二采区风量计算 ..................... - 2 -第三章摩擦阻力计算 ....................... - 9 -第四章矿井监控系统 ...................... - 12 -第五章通风安全措施 ...................... - 15 -第一章二采区通风系统的选择根据二采区生产布局，二采区布置1个采煤工作面，2个掘进工作面。
利用集中辅运巷进风，二采区回风巷回风，两条大巷均布置在煤层中，两条大巷都可以行人。
新鲜风流从集中辅运巷供给采、掘进工作面，污风流入二采区回风巷中。
采煤工作面考虑采用U形通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。
第二章二采区风量计算根据国家安全生产监督管理总局、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),采区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4m3。
Q ra=4NK aq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,m3/min；K aq——矿井通风系数,取1.2 。
则：Q ra=4×93×1.2 =446.4m3/min（二）按用风地点实际需要风量的总和计算Q ra=(ΣQ cf+ΣQ hf+ΣQ ur+ΣQ dl+ΣQ rl)Kaq式中:Q ra——采区需要风量的总和；ΣQ cf——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；ΣQ hf——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；ΣQ ur——硐室实际需要风量的总和，m3/min；ΣQ dl——稀释无轨胶轮车排放废气需风量总和，m3/min；ΣQ rl——其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；Kaq——采区通风系数，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，14.0m2；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。
Qcf＝60×70%×1.2×14.0×1.2×1.1＝931.4m3/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0.97m3/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＝100×0.97×1.4＝135.8m3/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1.35m3/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＝100×1.35×1.4/1.5＝126m3/min（4）按工作人员数量验算Qcf≥4Ncf式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，人；4——每人需风量，m3/min。
Qcf≥4×35≥140m3/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，m2，Scb ＝lcb×hcf×70%＝10.5m2；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＝157.5m3/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，m2，Scs ＝lcs×hcf×70%＝9.10m2；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＝2184m3/min满足风速要求。
按以上计算结果取最大值，即Qcf＝931.4m3/min。
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0.22m3/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＝100×0.22×1.6＝35.2m3/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0.31m3/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；Qcf＝100×0.31×1.6÷1.5＝33m3/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360～550m3/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，13.5m2。
Qhf＝510×1＋60×0.25×13.5＝712.5m3/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＝202.5m3/minb）验算最大风量：Qaf≤60×4.0Shf＝60×4.0×13.5＝3240m3/min式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积，13.5m2。
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702.5m3/min。
则：∑Qhf＝712.5×2＝1425m3/min。
3.硐室需风量计算独立通风硐室配风如下：二采区配电点120m3/min。
∑Qur＝120m3/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，m3/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，m3/min；井下正常回采时，按1台材料胶轮车(75kW)、2台运人车(2×75 kW)同时工作计算：∑Qur=75×5.44×3×0.5=612m3/min5.其他用风巷道实际需风量计算(1)按CH4涌出量计算Q rl4=133q rg k rg=133×0.07×1.3= 12m3/minq rg—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0.07m3/min；k rg--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Q rl=360m3/min取ΣQ rl=360m3/min采区总风量计算:Q=(931.4+1425+120+612+360)×1.2=4138m3/min=69m3/s取整为70m3/s。
6、采区总风量的分配采区总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。
第三章摩擦阻力计算1、摩擦阻力系数计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过1169.2Pa。
（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井则宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
（3）矿井通风网路中若有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据。
（4）应计算出通风困难时期的最大阻力和通风容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机即满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。
2、采区通风总阻力的计算采区通风阻力是新采区并入矿井通风系统后，对矿井主要通风机工况点进行调整的重要参数之一，也是采区通风系统设计的主要内容之一。
采区通风阻力，可以根据采区通风系统的网路结构，选择其中一条通风量最大、路线最长的串联风路进行计算。
1）计算摩擦阻力 23Q S LU α=摩h ，Pa 式中 h 摩——计算风路中某断巷道的摩擦阻力，Pa ； α——巷道摩擦阻力系数，㎏／m 3或N ·s 2／m 4； L ——巷道的长度，m ；U ——巷道的周长，m ；S ——巷道的断面积，m 2；Q ——巷道中的风量，m 3／s 。