矿井通风设计说明书

矿井概况
一、矿井位置与交通
渑池县九六八煤矿位于渑池县坡头乡不召寨村北500m，南距县城12km，有简易公路与县城相通，连霍高速公路、310国道、陇海铁路、南闫公路从县城穿过，交通便利。

本井田走向长2275m，倾斜宽约1570m，井田面积3.889km2。

二、煤层储量
根据河南省国土资源厅2007年3月6备案的《河南省渑池县九六八煤矿资源储量核查报告》矿产资源储量评审备案证明，矿井资源储量 1438.4万t，累计动用资源储量97.9万t，保有资源储量1340.5万t，可采储量759万t.采矿许可证批准开采煤层为：二1煤层，矿井服务年限为14.6年。

三、水文、地质
矿井水文地质类型：简单。

矿区地表迳流主要为洪流，由于排泄较畅，隔水层较厚，一般情况不会直接进入矿井。

开采二1煤层时进入矿井的地下水，主要来自顶板直接充水含水层。

奥陶系灰岩水与太原组灰岩水在断层破碎带附近、底板隔水层厚度较薄等地段有可能涌入到矿坑，因此我矿对防治水工作做了大量工作，先后进行了物探和底板加固工作，矿井正常涌水量83m³/h，最大涌水量115 m³/h，井田内上部有老空区已通过中国地质总局瞬变
电磁查清，故在采掘过程中我矿坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。

四、开采技术条件
我公司开采的二煤层经2014年2月27日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验结果煤层不易自燃，自然倾向分类为Ⅲ级。

根据2013年4月义煤煤业集团股份有限公司瓦斯研究所编制完成的《渑池县九六八煤业有限公司二1煤层瓦斯基础参数测定报告》，对九六八煤业公司二1煤层瓦斯含量、瓦斯压力（间接）、瓦斯放散初速度、煤的吸附常数、煤的坚固性系数和工业分析等参数的测试结果，实测煤层瓦斯含量在2.72m3/t～4.17 m3/t之间，最大值为4.17 m3/t，煤样瓦斯含量的平均值为3.29 m3/t。

根据河南省瓦斯治理研究院有限公司2013年9月3日瓦斯等级鉴定结果,矿井绝对涌出量
0.7 m3/min,相对涌出量3.78 m3/t.
五、矿井开拓开采系统
1、矿井井筒布置：矿井采用三立井上、下山开拓，即：主井、副井和风井。

2、井筒主要功能：主立井担负提煤、进风兼做安全出口；副立井担负升降人员、材料入井和提升矸石等任务，兼做安全出口；风井为专用回风井。

3、水平划分、采区布置
矿井设一个水平开采，标高为+340m；矿井划分二个采区，即：12采区和22采区。

4、采煤方法：整体顶梁组合悬移液压支架炮采放顶煤，全部陷落法管理顶板。

4、井巷尺寸及支护情况见表1-1。

表1-1 井巷尺寸及支护情况
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，井直径
D=5.5m
379
2~3
主要运输石
门
U型钢，壁面抹浆120 9.5 3~4 运输绕道U型钢,壁面抹浆124 9.5 4~5 主要运输巷U型钢，混凝土碹，壁面抹浆250 9.0 5~6 12皮带上山U型钢445 9.0 6~7 12轨道巷U型钢456 9.0 7~8 主井混凝土碹，井直径D=5m 375
8~9 皮带联络巷U型钢。

55 12.0 9~10 12010上顺槽 U型钢800 9.5 10~11 采煤工作面采高2m，悬移支架单体柱，炮采。

120 6.0 11~12 12010下顺槽 U型钢800 9.5 12~13 切眼工字钢120 6.4 13~14 上仓皮带U型钢220 9.0 14~15 回风石门U型钢30 9.0
15~16 主要回风道三心拱，混凝土碹，壁面抹浆220 9.0
混凝土碹（不平滑），风井直径
16~17 回风井
298
D=3m
选择矿井通风系统
矿井通风系统要求
每一矿井必须有完整的独立通风系统。

进风口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体入侵的地方。

箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。

多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，个主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。

每一个生产水平和每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。

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。

确定矿井通风系统
矿井通风系统选择的原则：要求符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等。

按进、回风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。

本矿井开拓采用立井开拓方式，矿井设计采用中央并列式通风，副井进风，风井回风，选择2台FBCDZ-6-№19型轴流式通风机，1台工作，1台备用。

投产时井下共布置1个炮采工作面和3个掘进工作面。

回采工作面采用全负压上行通风，由工作面运输巷进风，工作面回风巷回风，工作面通风系统为“U”型。

煤巷掘进工作面采用KDF-6.3型局部通风机压入式通风。

局部通风机
和启动装置均安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不小于10m；采用抗静电、阻燃风筒
根据《煤矿安全规程》以及本矿井的一些实际情况，本矿井采用中央并列抽出式通风方式。

第三章矿井风量计算和风量分配
矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。

m；按井下同时工作最多人数计算，没人每分钟供给风量不得少于43
按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量总和进行计算。

采煤工作面需风量的计算
第二节掘进工作面需风量的计算
通过以上计算，该掘进工作面通风量取最大值为215 m³/min。

硐室需风量计算
各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算： 机电硐室
采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量：
min 80603
m Q ri
-= 采区各硐室的风量可按经验值来确定，又结合本矿实际低瓦斯矿得
实际情况确定为：轨道上山绞车房1Q =60
min 3
m ，采区配电室2Q =72min 3m ，中央变电所3Q =120min 3m 。

爆破材料库所需风量：
大型爆破材料库不得小于100min 3
m ；中小型爆破材料库不得小于60min 3m 。

根据情况取128
min 3
m 。

硐室需风量∑rt
Q min 440120128726023
m =+++⨯=。

其它巷道需风量计算
各个其它巷道需风量，按前面素有巷道的需风量总和的3%--5%计算。

min
m 6.2685372%53=⨯=其他Q
第五节 矿井总风量计算
矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总
和计算。

m rt ht wt m k Q Q Q Q ⨯++=∑∑∑)(
式中 ∑wt Q ——采煤工作面和备用工作面所需风量之和，
min 3m ；
∑ht Q ——掘进工作面所需风量之和，min 3m ； ∑rt Q ——硐室所需风量之和，
min 3m ； m k ——矿井通风系数， 当采用压入式或中央并列式通风时， K=1.2~1.25 ；当采用中央分列式或混合式通风时 ，
K=1.15~1.20；当采用对角式或区域式通风时，K=1.10~1.15 ；
矿井年产量T≥0.45Mt 时，取小值；T ＜0.45 Mt 时，取大值。

取1.15。

矿井总风量取为(400*2*215*3+440+268.6)*1.25=min 3m ，为
2692m³/min。

第六节 风量分配
一、分配原则：
矿井总风量确定后，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《煤矿安全规程》的各
项要求。

二、分配的方法
先将以上计算得出的矿井总风量中减去独立回风的掘进风量
和峒室风量，再按以下原则对剩余的风量进行大致的分配；各个回采工作面的风量，按照与产量成正比的原则进行分配；各个备用工作面的风量，按照它在生产时所需风量的一半进行分配。

即：
式中：
——矿井总风量中减去独立回风的掘进风量和峒室风量后的剩余风
量，
； ——矿井总风量, ； ——各掘进工作面所需风量之和，；
——各硐室所需风量之和，
； 第四章 矿井通风阻力计算
一、矿井通风总阻力计算原则
（1）矿井通风总阻力，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
通风容易时期总阻力
fe me h h )15.11.1(-= 通风困难时期总阻力 fd md h h )15.11.1(-=
式中
2131i n i i i i i n i fi f Q S u l h h ∑
∑====α。