煤矿通风与安全毕业设计 - 图文(8)

第4章 矿井通风与安全

4.1 通风方式及通风系统的选择

（1）、通风方式

本矿井采用中央并列式通风方式。 （2）、通风系统

矿井采用中央并列抽出式通风方法。 （3）、主要通风机型号

安设二台同型号的主要通风机，一台工作，一台备用，风机型号为FBCZ-No13型通风机，电机功率55Kw。

（4）、通风路线

主平硐—主运输石门—暗斜井—运输机巷—回采工作面—回风巷—回风石门—回风下山—总回风大巷—主回风平硐—引风道—地面。

采掘工作面及水泵房均为独立通风。回采工作面所需新风由矿井全负压供给。掘进工作面所需新风由局部通风机压入。采、掘工作面回风经各自的回风系统最终汇入回风平硐排出地面。

4.2 回采工作面的通风

1. 风量计算

3Q?4N?4?58?232m/min 1（1）按人员

N——工作面同时工作的最多人数

（2）按沼气浓度不超过1%计算，沼气浓度绝对涌出量q取0.2m3/min Q2?100qk?100?0.2?2.1?42 m3/min

k——通风系数1.2～2.1，取2.1

（3）按矿井沼气等级计算，高沼气矿井吨煤风量不低于1.5 m3/T.min Q3?1.5T?1.5?180?270 m3/min

3

故工作面风量Q?max[Q1,Q2,Q3]?Q1?270 m/min

2．风速验算

（1）最大风速验算：Vmax?Q270??1.28m/s

60Smin60?3.4?1.0332

Q270??0.99m/s

60Smax60?4.4?1.03 （3）《煤矿安全规程》规定：回采工作面风速V必须满足 0.25?V?4 m/s 即0.25<0.99<1.28<4m/s

（2）最小风速验算：Vmin?故Q?270m3/min，符合《煤故安全规程》要求。 4.3 矿井风量、负压计算

（1）、风量计算 ①、按最大下井人数计算 矿井风量Q=4×N×K

其中：4—每人需风量4m3/min； N—最大下井人数，150人； K—风量备用系数，取1.45；

计算得：Q=4×150×1.45=870m3/min=14.5m3/s。 ②、分别法：按各需风点实际需风量计算

K矿—矿井内部漏风率，取K矿=1.15；包括内部漏风，各用风地点配风见下表：

矿井配风表

用风地点 工作面个总需风量（m/min） 一个工作面配风量（m3/min） 数 （m3/min） 200 120 50 400 480 150 100 1130 3采煤工作面 2 掘进工作面 4 硐室 3 矿井维护风 合计

（2）、负压计算 阻力计算公式

h摩=aLPQ2/S3=aLPv2/S=RQ2 式中： h摩--摩擦阻力，Pa； a--摩擦阻力系数，N·s2/m4; L-井巷长度，m； P-井巷净断面周长，m；

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Q-通过井巷的风量，m3/s; S-井巷净断面积，m2; R-井巷摩擦风阻，N·s2/m8;

其中摩擦阻力系数a的根据各巷道支护方式确定。根据将下各用风点风量分配及服务范围，按总风量21.66 m3/s计算矿井困难时期通风负压为720.438pa。矿井通风困难时期阻力计算见下表：

矿井通风困难时期阻力见下表

巷道名称 主平硐 净周摩擦阻力净断面 摩擦阻力 巷道长 系数 支护长度方式 （N.s2/m8（m） （m） （m2） (N.s2/m4) ） 锚喷 390 8.4 0.008 4.4 0.307 8.4 10 8.4 10 8 8 6.2 8 8 6.2 8 8 8.4 8.4 8.4 8.4 8.4 0.008 0.017 0.008 0.017 0.008 0.008 0.045 0.008 0.008 0.045 0.008 0.008 0.008 0.008 0.008 0.008 0.008 34

风量 摩擦阻力 （m3/s（pa） ） 21.66 144.031 21.66 21..5 21.5 21.5 3.33 3.5 3.3 3.33 3.5 3.3 3.33 3.5 3.5 21.3 21.3 22 22 33.237 30.97 145.609 20.339 5.544 6.125 9.267 5.544 6.125 9.267 5.544 6.125 0.723 35.842 53.626 83.248 21.262 主运输石门 锚喷 90 上部车场 锚喷 85 4.4 6 4.4 6 4 4 3.2 4 4 3.2 4 4 4.4 4.4 4.4 4.4 4.4 0.307 0.067 0.315 0.044 0.5 0.5 0.851 0.5 0.5 0.851 0.5 0.5 0.059 0.237 0.394 0.172 0.042 主运输下山 锚杆 400 下部车场 2136轨道 运输巷 锚喷 锚杆 架厢 锚杆 南回风巷 架厢 2136采面 单体 锚杆 2088轨道 运输巷 架厢 锚杆 南回风巷 架厢 2088采面 单体 2048轨道运锚杆 输巷 架厢 锚杆 提升轨道 运输巷 架厢 回风石门 锚喷 回风下山 锚杆 56 500 500 100 500 500 100 500 500 75 100 总回风大巷 锚喷 150 主回风平硐 锚喷 218 引风道

锚喷 30 小计 局部阻力 合计

622.428 98.01 720.438 4.4 通风设备

4.4.1 计算矿井通风容易、通风困难时期风量：

由于条件限制，矿井无法测定计算自然风压和开采期采区远近对总风量的影响。 4.4.2 计算扇风机的风量、风压： 1、扇风机风量：Q主扇=KQ进

=1.20×21.16=25.4 m3/s=1523 m3/min 2、最困难时风压：h主扇=K hmax =1.20×22.65×9.8=267pa 4.4.3 选择扇风机、电动机：

矿井扇风机风量不低于1332 m3/min，风压不低于267pa。 现在使用的扇风机型号：矿用隔爆型轴流式FBCZN013 参数：额定风量：1208—2820m3/min 额定风压：200—1200pa 电机功率：55KW

能够满足矿井安全生产需要。根据《煤矿安全规程》规定，应设两台同等能力的主扇， 其中一台工作，另一台备用和检修。 4.4.4 反风方式、反风系统及设施： 1、反风方式：采用电动机反转直接式反风。

反风工作在10分钟内进行，反风风量不低于正常进风量的40%。 2、反风系统及设施：

根据现在情况矿井通风系统和设施基本完好，日常检查存在问题要求及时处理。 4.5矿井通风费用计算

4.5.1电费：

1、主扇电费：E1=55×24×365×0.50=240900元/年 2、局扇电费：E2=5.5×3×20×365×0.50=60225元/年 4、吨煤电费：T=335325÷90000=3.73元/吨 4.5.2 风机设备折旧维修费：

主扇服务年限按照20年计算，局扇三台使用，一台备用， 服务年限按照10年计算，则风机折旧费用为： 75000×2/20+3500×4/10=8900元/年

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则：吨煤折旧费用为： 8900/90000=0.10元/吨。 4.5.3 通风器材购置费、维护费： 预算为15000元/年

则：吨煤费用为：15000/90000=0.17元/吨。 4.5.4 通风人员工资：

测风工月工资2800元，2人；主扇工月工资1000元，3人。 则：吨煤费用为： （2800×2+1000×3）/90000=0.10元/吨。

综合以上四项费用，则吨煤通风成本为： 3.73+0.10+0.17+0.10=4.10元/吨。 4.6 通风设施

(1)、通风设施

为保证各采掘工作面的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置有风门、调节风门等构筑物。为防止爆炸性气体冲击主要通风机，在回风平硐设防爆门，引风道与回风平硐夹角为35°，引风道长度比防爆门至筒内引风道开口位置长10—15m，利用主扇反转进行反风，在井下发灾害必须反风时可进行全矿井反风。矿井正反风门修建齐全。

(2)、防止漏风的措施

风门等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、维护。 (3)、降低风阻的措施

①、锚喷巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。

②、在容易产生局部风阻的地方，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应尽可能做成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽可能直角转弯或小于90°转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。

③、在日常通风管理中，应尽量避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证完整及足够的有效通风断面，以利风流畅通。 4.7矿井安全

4.7.1矿井瓦斯预防措施 1、瓦斯防治

（1）装备矿井安全监测监控系统

本矿井属高瓦斯矿井，按《煤矿安全规程》规定，装备矿井安全监测监控系统。设计选用KJ101矿井安全监测监控系统，矿井安全监测监控系统的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围必须符合《煤矿安全规程》规定。

另外，矿井必须配备动态监测设备，如便携式瓦检仪、低浓度光学瓦检仪、高浓度光学

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