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采区通风设计

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第七章采区通风系统第一节通风概况我矿现通风方式为边界式，四条进风井进风，一条回风井集中回风。

即三斜主井、副井、三斜风井、新风井进风，三号风井集中回风。

通风方法为抽出式，最大通风流程：25032m。

主扇采用BD-Ⅱ-6-NO21对旋风机，主扇工作一级叶片角为18.5°，二级叶片角为21.3°，主扇风压为135毫米水柱，总排风量为3500m3/min，有效风量为3286 m 3/min，有效风量率88.69%。

主扇额定风量：1800―7500m3／min，主扇额定风压：3300―900pa。

电机功率2× 280kw，采用变频控制电机转速。

矿井现有充填防灭火系统三套：三斜沙子坑容积350m3，供水水源为南泵房排水，负责井下三斜老区、**区充填工作；三号风井沙子坑容积400m3，供水水源为北泵房排水，地面深水井作为备用供水水源，负责井下五采区、十采区、270副巷的充填工作；新风井沙子坑容积130m3，供水水源为南泵房排水，负责十采区充填工作。

防火管路布置详见《矿井防火系统示意图》。

矿井现有简易静压水池三座：一座位于六采返斜，水源为巷道顶板淋水；一座位于三斜老区八片总排，水源为老区涌水；一座位于十一井主井返上，水源为老区涌水。

矿井现有达赉湖工业用水水源管路一趟，主要用于三斜主井强力皮带巷防尘供水；矿井现有防尘供水管路27730米。

防尘供水管路布置详见《矿井防尘供水系统示意图》。

矿井现有KJF2000N型安全监控系统一套。

全矿井布置电源箱18台，甲烷、风速、一氧化碳、温度、风压、馈电、设备开停、风门开关、风筒开停等各类传感器98台，其设备布置详见《矿井安全监控系统装备布置图》。

煤层自然发火期3-6个月，抑制煤尘最低爆炸岩粉量70%，瓦斯相对涌出量为0.857 m3/t、绝对涌出量为5.349m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.256m3/t、绝对涌出量为7.84m3/min。

第二节矿井通风一、矿井通风方式及通风系统：1、通风方式：边界式，由三斜主井、三斜副井、新风井、三斜风井，四条进风井进风，三号风井集中回风。

2、通风方法：采用抽出式，即负压通风。

3、**区右部通风系统：(1) **区右部通风系统采用**右部集中轨道大巷和**右部集中皮带大巷进风，**右部集中回风大巷回风。

(2)回采工作面通风系统根据开采方式及运输系统采用上行“Ｕ型”通风系统。

(3)掘进工作面采用BDKJNO6.0－2×15KW对旋风机，风筒采用Φ800mm 柔性风筒，为掘进工作面供风。

(4)采区困难时期回采工作面 (**右部一面)风流流经路线：新风→新风井、三斜主、副井、三斜风井→**一段轨道下山→**二段轨道下山→**右部集中轨道大巷→**右部一面进风顺槽→**右部一面工作面→**右部一面回风顺槽→**右部集中回风大巷→**二段回风下山→**一段回风下山→**回风总排→十采里部下山→六采返斜→六采皮带下山→三号风井。

通风路线详见《矿井通风系统平面示意图》。

(5)采区容易时期回采工作面(**右部十七面)风流流经路线：新风→新风井、三斜主、副井、三斜风井→**一段轨道下山→**二段轨道下山→**右部集中轨道大巷→**右部十六面进风顺槽→**右部十六面工作面→**右部十六面回风顺槽→**右部集中回风大巷→**二段回风下山→**一段回风下山→**回风总排→十采里部下山→六采返斜→六采皮带下山→三号风井。

二、矿井需要风量计算：1、采煤工作面需风量的计算：（1）按气候条件计算：Ｑ采＝Ｑ基本×Ｋ采高×Ｋ采面长×Ｋ温， m3/min；＝794×1.5×1.3×1.0＝1548 m3/min；式中：Ｑ采—采煤工作面需要风量，m3/min；Ｑ基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Ｑ基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(1.0 m/s)=60×（5+5.8）/2×3.5×70%×1.0=794 m3/min；Ｋ采高－回采工作面采高调整系数；工作面为放顶煤工作面,故取1.5。

Ｋ采面长－回采工作面长度调整系数；工作面长度为200米,故取1.3。

Ｋ温－回采工作面温度与对应风速调整系数；工作面空气温度为18-20℃,故取1.0。

（2）按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Ｑ采=60V采×Ｓ采=60×1×19=1140 米3／分。

式中：V采—采煤工作面风速，m/s；Ｓ采—采煤工作面的平均断面，m 2；Ｓ采=（最小控顶距+最大控顶距）/2×工作面采高 =（5+5.8）/2×3.5=19m 2(3)按工作面同时作业人数计算：Ｑ采=4N=4×80=320 m3/min。

式中： N－工作面最多人数，人；通过上述计算，采煤工作面需要风量取1548m3/min。

(4) 按风速进行验算按最低风速验算采煤工作面的最小风量Q ai 60×0.25×S ai60×0.25×（5+5.8）/2×3.5 = 285m3/min回采工作面风量为2016 m3/min满足最低风速的要求。

按最高风速验算采煤工作面的最大风量：Q ai≤60×4×S ai 60×4×（5+5.8）/2×3.5= 4560m3/min回采工作面风量为2016 m3/min满足最高风速的要求2、掘进工作面风量的确定：（1）掘进工作面风量按局部扇风机的实际吸风量计算：Ｑ掘＝Ｑ吸×I i +60×0.25S m3/min；式中：Ｑ吸－掘进工作面局部扇风机的吸风量，对BDKJNO6.0－2×15KW局部扇风机的吸风量取325m3/min；I i－每个掘进工作面同时通风的局部通风机台数,我矿为1台。

Ｑ掘＝325×1+60×0.25×10=475m 3/min；（2）按掘进工作面同时作业人数计算：Ｑ掘＝4 N =4×24=96 m3/min。

N—掘进工作面同时作业最多人数；(4)按掘进工作面瓦斯涌出量计算风量：Ｑ采≥ 100×q×K CH4=100×0.142×1.115=18.515 m3/min。

Ｑ采≥ 100×q×K CO2=100×0.230×1.07=24.61 m3/min。

q –掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量, m3/min。

K CH4–掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.115。

K CO2–掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数,取1.07。

(5)按风速进行验算按最小风速验算掘进面风量Ｑ煤掘>60×0.25S掘Ｑ煤掘＝60×0.25×14＝210 m3/min按最大风速验算掘进面风量Ｑ掘<60×4.0S掘m3/minＱ煤＝60×4×14＝3360 m3/min则工作面的需风量为475m3/min，能满足要求。

**右部区进风顺槽和回风顺槽同时掘进，两个掘进工作面风量都按上式计算，掘进共需风量为475×2＝950 m3/min3、硐室风量的确定：硐室风量按各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算：∑Ｑ硐室＝Ｑ硐室1+Ｑ硐室2+Ｑ硐室+……+Ｑ硐室n各硐室风量确定：配风地点风量（m3/min ）配风地点风量（m3/min ）270南泵房120 270北泵房120火药库80 消防火材料库80摩电库80 **绞车房100**中部泵房100 井底中央泵房120注氮机硐室100 压风机硐室100永久避难硐室80 **右部泵房1204、其它井巷风量的确定：其它井巷风量按采区内其它用风地点巷道风量的总和计算：∑Ｑ巷道＝Ｑ巷道1+Ｑ巷道2+……+Ｑ巷道n其它地点用风量按用风地点风速不小于最低风速0.15m／s计算。

三斜暗副井 120 m3/min；十采轨道下山 120 m3/min；270里部120 m3/min；5、矿井风量的确定：矿井风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算，即：Ｑ矿进≥（∑Ｑ采＋∑Ｑ掘＋∑Ｑ峒＋∑Ｑ其它）×Ｋ采通m3/min；=（1548+950+1200+360）×1.2= 4058×1.2= 4870 m3/min。

式中：∑Ｑ采－矿井内采煤工作面实际需要风量的总和。

∑Ｑ掘－矿井内独立通风掘进工作面实际需要风量的总和。

∑Ｑ峒－矿井内独立通风峒室实际需要风量的总和。

∑Ｑ其它－矿井内其它巷道实际需要风量的总和。

Ｋ采通－矿井通风备用系数。

包括矿井内部漏风和配风不均衡等因素，Ｋ采通＝1.2。

三、矿井风量分配：1、矿井风量分配方法：(1)当矿井总风量确定后，首先按照采区布置图给各回采工作面、掘进工作面、硐室分配风量。

(2)从总风量中减去各回采工作面、掘进工作面、硐室风量，余下的风量按采区产量、采掘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到其他用风地点。

用于维护巷道和保证行人安全。

2、矿井风量分配表巷道名称Q / m3.min-1巷道名称Q / m3.min-1三斜副井1986 **绞车房100三斜主井540 井底中央泵房200新风井2164 压风机硐室100三斜风井180 **右部泵房120**右部采煤工作面1900 270南泵房140**右部风道掘进500 十采轨道下山120**右部风道掘进500 270里部120消防火材料库80 注氮机硐室100 火药库80 永久避难硐室120摩电库80 270北泵房120**中部泵房100 三号风井4870270南泵房140四、计算井巷通风阻力1、矿井通风总阻力计算原则：1) 矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；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。

2、井巷摩擦阻力计算在矿井中选择一条通风路线最长、阻力最大的通风路线，这条路线的通风阻力即为矿井通风阻力。

井巷的摩擦阻力按下式计算：h摩i＝αi× L i×U i×Q i2 /S i3，pa；式中：h摩i－摩擦阻力L i－各区段井巷长度，m；U i－各区段井巷净断面周长，m；S i－为各区段的井巷净断面积（m2）；Q i－为各井巷中的风量， m3/s；αi－各区段的摩擦阻力系数，N·s2／m4。

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第七章 采区通风

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

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

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

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(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。