《通风安全学》课程设计终极版

通风安全学》课程设计
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二0 一三年六月二十日
目录
第一节矿井概况 (2)
第二节矿井通风系统 (3)
第三节矿井风量计算与分配 (5)
第四节矿井通风阻力及等积孔计算 (9)
第五节主要通风机选型 (16)
第六节矿井反风措施 (20)
第七节矿井通风评价 (21)
第八节参考文献 (24)
第九节附表一 (25)
通风安全学》矿井通风设计
第一节矿井概况
一、煤层地质概况：
煤层倾角25°，单一煤层，煤层厚2.8m。

该矿属高瓦斯矿井，矿井相对瓦斯涌出量
为12用/1，煤尘有爆炸危险，煤层自然发火期3〜6个月,该矿自然风压20 毫米水柱，冬季与主要通风机方向一致，夏季与主要通风机方向相反。

二、井田范围：
设计第一水平开采深度240m走向长度为6000m每翼长3000m
三、矿井生产能力：
设计年产量为0.90Mt，矿井第一水平服务年限为16年。

四、矿井开拓方式：
矿井采用立井开拓，开拓系统见图1，采区划分见图2。

五、矿井通风方式：
本矿井通风方法为抽出式，通风方式为两翼对角式，即中央副井进风，两翼风井回风。

矿井一个采区生产，每个采区综采生产工作面，工作面日产量3000t，一个备用面，两个掘进面，可满足矿井产量要求。

六、邻近条件相近矿井资料：
采煤工作面相对瓦斯涌出量16斥/1，掘进工作面（用28Kw局部通风机）风量3 300m3/ min。

第二节矿井通风系统
一、矿井通风系统要符合下列要求。

1、每一个生产矿井，必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口。

各个出口之间的距离不得小于30m如果采用中央式通风系统时，还要在井田境界附近设置安全出口。

井下每一个水平到上水平和每个采区至少都要有两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连通。

保证有一个井筒进新鲜空气，另一个井筒排出污浊的空气。

2、进风井口，必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方，距离产生烟尘、有害气体的地点不得小于500m进风井筒冬季结冰，对工人身体健康、提升和其它设施有危害时，必须装设暖风设备，保持进风井口以下的空气温度在2C以上。

进风井与出风井的设备地点必须地层稳定且有利于防洪。

总回风道不得作为主要行人道，矿井的回风流和主要通风机的噪音不得造成公害。

3、箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作风井。

如果兼作风井使用时，必须遵守下列规定：
(1)箕斗提升兼作回风井时，井上下装、卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15%并应有可靠的降尘设施，但装有皮带运输机的井筒不得兼作回风井。

(2)箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s;装有皮带运输机的井筒中的风速不得超过4m/s，并都应有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。

皮带运输机的井筒中还应装有专用的消防管路。

4、所有矿井都必须采用机械通风，主要主要通风机(供全矿、一翼或一个分区使用)必须安装在地面。

同一井口不宜选用几台主要通风机并联运转，主要通风机要有符合要求的防爆门，反风设备和专用的供电线路。

5、每一个矿井必须有完整的独立的独立通风系统，不宜把两个可以独立通
风的矿井合并一个通风系统，若有两个出风井，则自采区流到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前，各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通，下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开，在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。

6采用多台分区主要通风机通风时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流，中央主要通风机和
每一翼主要通风机的回风流都必须严格隔开。

7、采煤工作面的掘进工作面都应采用独立通风。

采煤工作面和其相连接的掘进工作面，在布置独立通风有困难时，可采用串联通风，但必须符合《煤矿安全规程》第114条的有关规定。

8、井下火药库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道，井下充电硐室必须有单独的风流通风，回风风流可以引入采区回风道中。

9、本矿井分前期和后期设计，本设计只对前期做详细设计，后期暂不考虑。

第三节矿井风量计算与分配
一、矿井需风量的计算原则矿井需风量应按照“由里往外”的原则，由采、掘工作面、硐室和其他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，计算出矿井
总风量。

二、矿井需风量的计算方法
根据现行《煤矿安全规程》规定，矿井需要的风量应按照下列要求分别计算，并选取其中的最大值。

本矿井初期投产区域位于瓦斯风化带中，瓦斯涌出量相对较小，但考虑通风设备
的服务年限、通风安全等诸多因素，风量计算仍采用瓦斯带的参数。

1、按井下同时工作的最多人数计算
Q=4NK (3-1 ) 式中：Q --- 矿井总风量，mVs
4 ------ 每人每分钟供风标准，mVmin •人
N ——井下同时工作的最多人数，220 人
K ——矿井通风系数，两翼对角式取1.15
贝U Q=4X 220x 1.15=1012mf/min=16.87m3/s
2、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和进行计算即：
Q=(艺Q采+艺Q掘+艺Q硐+艺Q其他)x K (3-2 ) 式中：Q——矿井总风量，mVs
工Q采- 采煤工作面风量之和
工Q 掘——掘进工作面风量之和
工Q硐——独立通风硐室需风量之和
工Q其他——其他用风地点需风量之和
K ——矿井通风系数，取1.15 —1.25
( 1 )采煤工作面实际需风量
由题目条件：相对瓦斯涌出量12m3／t ，矿井生产能力为0.9Mt/a ，矿井有两个采区，一个采区生产，共两个采煤工作面，其中一个生产，一个备用。

计算出工作面的瓦斯绝对涌出量。

忽略掘进工作面和备用工作面的出煤量，忽略掘进工作面和备用工作面涌出
的瓦斯，每个采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为：
Q采瓦=12X 0.9 X 1000000/ (330X 24X 60) =22.73m3/min
①按瓦斯涌出量计算：
Q 采风=100 X Q采瓦X K (3-3)式中：Q采风-------- 工作面实际需要的风量，m/min
Q 采瓦------------ 工作面的绝对瓦斯涌出量，取InVmi n
K ――工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.2
3 3
Q采风=100X Q采瓦X K=100X 25 X 1.2=3000m/min=45.46m /s
②按工作面温度计算
60 V wi S wi K wi
式中：V Wi――采煤工作面风速，当采长壁工作面稳定在18C时，工作面风
速应在0.8-1.0m3/s 之间，取1.0m3/s
S wi——采煤工作面的平均断面积，[(4+2) /2] X 2.8=8.4 m2
K wi ――采煤工作面长140m,长度系数，取1.1
3
Q采风=60X 1.0 X 8.4 X 1.1=554.4m /min
③按人数计算实际需风量
Q采=4X N, mVmin
式中：N――工作面同时工作的最多人数，30人
3
Q采=4X 30=120m/min
④、按风速进行验算（《规程2010》第一百零一条）按最低风速验算各采煤工作面
的最小风量：
3
Q wi 60 0.25 S wi =126m/min
按最高风速验算各采煤工作面的最小风量：
3
Q wi 60 4 S wi =2016m/min
式中：Si ――采煤工作面的平均断面积，采煤工作面8.4 m2
采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。

备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。

采煤工作面：126mVmin < Q采w 2016mVmin 根据以上计算，设计采煤工作面配风量取其中最大值，即：
33
Q采风=2016rr/min=33.6 m /s
备用工作面一般按回采工作面需风量的50%计算，
即：Q备风=1/2 Q 采风=1008m3/min =16.8m 3/s
（2）掘进工作面实际需风量
①按瓦斯涌出量计算
Q掘风=100X Q掘瓦X K掘
式中：Q掘风-------- 掘进工作面实际需要的风量，mVmin
Q 掘瓦――掘进工作面的瓦斯绝对涌出量
K 掘一一掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.5 由于忽略了掘进工作面的出煤量和瓦斯涌出量，因此，此步计算结果可予忽略。

②按炸药量计算
Q掘=25 X A
式中：25 --- 使用1kg炸药的供风量，rn l/min
A ――掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg, —般取10kg。

3
0掘=25X 10=250 m/min
③按局部通风机吸风量计算
3
Q hi Q hfi K hfi =300X 1.3=390m/min
Q hfi ―第i 个掘进工作面同时工作的局部通风机额定风量的和，选择
JBT-62 型局部通风机，其额定风量为300m3/min
K hfi —为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2 —1.3，进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2 ，有瓦斯涌出时取1.3。

④按工作人员数量计算
Q hi 4N hi
其中：4 —每人每分钟应供给的最低风量，m3/min ；
N hi —第i个掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。

3
Q hi4N hi =4X 20=80m/min
⑤按风速进行验算
按最低风速验算各个岩巷掘进工作面的最小风量：
Q hi 60 0.15 S hi =72m3/min
各个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最小风量：
3
Q hi 60 0.25 S hi =120m/min
按最高风速验算各掘进工作面的最小风量：
3
Q hi 60 4 S hi =1920m3/min
式中S hi —第i 个掘进巷道工作面巷道的净断面积，取8m2。

综合考虑，掘进工作面实际需风量为Q掘=390m/mi n
（3）硐室、爆破材料库等需风量
①爆炸材料硐室：1m3/s
②采区变电所：1m3/s
③绞车硐室：1m3/s
则硐室、爆破材料库等实际需风量为：
刀Q 硐=1+ 1+1=3n r/s=180m3/min
综合上述计算，矿井需风量为：
Q=（艺Q采+艺Q掘+艺Q硐）x K
=（1.5 x 2016+2X 390+180）X 1.25
33
=4980m3/min=83m3/s
以上计算结果取最大值，由于采用两翼对角通风，两翼对称同进开采，则矿井一翼需风量Q=2490m3/min=41.5m3/s 。

第四节矿井通风阻力及等积孔计算
在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随开采深度的增加和走向范围的扩大及产量的提高而增加。

为了扇风机在整个矿井服务期间在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务期间内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压得作用。

一、计算原则
1 、在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。

但必须是矿井达到设计年产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。

一般，可以根据两个时期的通风系统图上采掘作业布置情况选择风流路线最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。

在选定的风路上（分最容易和最困难时期），从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来，得出这两个时期的各个井巷通风总阻力（h阻易，h阻难）。

如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出最大值。

如果矿井服务年限较长时，则只计算头15--25a 的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。

附:（矿井平面图4-1 、通风网络图4-2）
一 *
（备）
1 ：F
二
1
F ：:
fj
二:
__
r ； ||' !.' ；1
输道
12西风井
主、副井
I.11,1
I ||
矿井平面示意图4-1
2、通过主扇的风量Q 必大于通过风井的矿井总风量 Q 矿，为了计算矿井的阻
力，必先算出Q :
3、为了经济、合理、安全地使用主扇，应控制
h 阻难不宜太大，矿井通风的
总阻力，不应超过2940 Pa 。

二、计算方法
沿着上述两个时期通风阻力的风路，分别用下式算出各区段井巷摩擦阻力:
式中：h 摩——各段井巷的摩擦阻力；
a ――摩擦阻力系数，可查阅《煤矿通风与安全》一书的附录；
L ――各段井巷的长度，m
U 各段井巷的周长，m
S ――井巷的净断面积，m ；
Q 各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井
巷硐室所需要的实际风量值再乘以 K (考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素) 后求得的风量值，m 3
/s 。

通风容易时期负压和通风困难时期负压计算结果见表 3-1和表3-2。

其总和为总摩擦阻力：
刀 h 摩=»2+冷-3+ ... +h n-(n+1) Pa
(4-3)
式中：h 1-2、h 2-3、……、h n-(n+1) ——各段井巷之摩擦阻力，Pa 。

由表3-1和表3-2的计算知：
h 易=1254.09Pa h 难=2250.99Pa
三、计算矿井总风阻
对于抽出式： Q=(1.05〜1.10) Q 矿
(4-1 )
L U Q 2
S 3
Pa (4-2)
R易h阻易/Q2，N^m8(4-6) R难h阻难/Q2，Nsm8(4-7)
J 则 R 易=0.728Ns 2m 8
R 难=1.307Ns 2
m 8
四、计算矿井等积孔
A 易 1 19
=1.395 m 2
JR 易
A 难=
1 19
=1.041 m
\J
R
难
式中：A 易，A 难-一 容易时期和困难时期的全矿等积孔，卅 根据矿井通风难易程度
分级见表 3-3.
表3-3矿井通风难易程度分级
由等积孔可以看出，矿井通风为中等，所以矿井在生产时期应加大各巷道的 掘进断面，以满足用风地点所需风量，并避免有关巷道风速超限。

表3-1 通风容易时期风阻计算
表3-2 通风困难时期风阻计算
说明：由于两井筒深度之差小于400m.且两井口在现一标高上，因此H 自~0
第五节主要通风机选型
、选型依据
矿井一翼所需风量：41.5m3/s
通风容易时期矿井所需风压：1254.09Pa
通风困难时期矿井所需风压：2250.99Pa
二、通风机选型
通风机所需风量由Q f =K Q t
式中K ——风量备用系数，K =1.15 ；
3
Q t ——矿井所需总风量，m3 /s。

则Q f =1.15 X41.5
=47.725m3 /s
通风机所需负压由H f=h t +H n +h r +h v
式中h t ——全矿总阻力，即矿井所需负压，Pa；
H n ——自然风压，取为196Pa；
h r――风机装置阻力，一般取150〜200 Pa;
h v ——出口动压损失，由于这里以所需风机的静压为依据利用静压
特性曲线进行风机选型，故h v=0 Pa。

则通风容易时期H f1=h t1+H n+h r +h v
=1254.09+200--196
=1258.09Pa
通风困难时期H f 2 =h t2 +H n +h r +h v
=2250.99+200+196
=2646.99Pa
1 、确定通风机的工况点
（1 ）计算矿井通风网路阻力系数R
得到 R=H f /Q 2
则通风容易时网路阻力系数
R 1=
H f 1/
Q f
2
1258.09 / 47.725 2
0.5523
通风困难时网路阻力系数
R 2=H f2/ Q
f
2
2
2456.99 / 47.725 1.162
（2）网路特性曲线
2
根据 H =R Q 2
，利用描点法将矿井通风容易时期及通风困难时期通风网
路特性曲线分别描绘在FBCDZ54-6弘15B 型风机特性曲线上。

根据所需负压及风 量，取矿井后期网路特性曲线与风机叶片安装角度为 47/39°的性能特性曲线相 交于K 1点，为通风容易时的工况点，初期工况值 Q i =42 m
3
/ s ， H 1
=974Pa
1=0.72；取矿井初期网路特性曲线与风机叶片安装角度为 48/40°的性能特性
曲线相交于 K 2点，为通风困难时的工况点，后期工况值 Q 2=43m 3
/s ，
H 2=2149Pa ， 2=0.81 。

通风容易时风机叶片安装角度为 47/39°，通风困难时 风机叶
片安装角度为 48/40°，满足生产及安全要求。

通风机特性曲线与工况点， 如图 5-1 所示。

2、通风机性能参数
FBCD 施 16/ 2
x 75kW 型通风机主要技术参数如下: 电机型号 YBF2
—280S —2 电机功率 2 x 75kW
额定电压 660
v
风量范围
16-51
3
m /s
风压范围
290
〜3600 Pa
根据
H f =RQ 2
根据矿井所需的风量、负压及矿井的开拓布置，考虑设施漏风和各种阻力损失后，经计算和比较，选择两台FBCD施16/ 2 X 75kW型防爆对旋轴流式通风机，一台工作，一台备用，风机转数980r/min。

每台风机配备两台专用防爆电机，功率2X 75kW，电压660V。

该风机采用内装式电机，机电一体化，改变了矿井主通风机长轴或皮带轮传动的传统结构，避免了传动装置损坏事故，提高了风机的传动效率。

三、通风机运行工况
通风机运行特性曲线见图5-1 o
图5-1 通风机运行性能曲线
图 5-2 FBCDZ M 16/ 2 X 75kW 型通风机
四、 电动机选型
后期最小负压时，所需电动机功率 P 容易：
P 容易=Q X H 容易/1000 n =47.725 X 1258.09/1000 n =96.38KW
前期最大负压时，所需电动机功率 P 困难：
P 困难=Q X H 困难/1000 n =47.725 X 2646.99/1000 n =144.41KW
因矿井首采区前期约服务16年，前后期电能损耗所差不多，故前、后期选 择电动机容量一致。

五、 通风机电动机的校验
1、 起动时容量
由于本矿井通风机布置在工业场地内，电动机采用全压直接启动，其容量能 够满足风机正常启动的要求。

2、 反风时的容量
根据厂家提供的FBCD M 16/ 2 X 75kW 型对旋风机反风参数确定。

检验所选电动机容量是否满足反风要求。

60 65 70
20 25 30 35 40 45 50 55
第六节矿井反风措施
、反风目的和意义
反风装置就是使正常风流反向的设施，当进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO 和CO2 等有害气体进入采掘工作面危及井下工人的生命安全，则利用主要通风机的反风装置迅速的将风流方向反向。

《规程》第124 条规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在
10min 内改变巷道中风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。

二、反风方式、反风系统及设施
本设计选用的通风机电机可直接反转，因此设计采用风机反转反风，为配合风机反风，在控制室安装正反转切换柜，并挂反风操作系统图及操作规程。

反风时换向操作，可在10min 内改变巷道中的风流方向，并且风流方向改变后，通风机的供给风量为18m3/s ，不小于正常风量（41m3/s ）的40%。

同时，为了提高矿井的抗灾能力，设计在采区、工作面布置局部反风系统，即在主要通风机保持正常运行的条件下，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，实现采区内部巷道或采煤工作面风流反向，以实现局部反风。

每季度至少要检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习。

第七节矿井通风评价
一、矿井通风费用
吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下公式计算：
W=(E+E A)D/T
式中：W 吨煤通风电费，兀/t
D――电价，0.8元
T――矿井年产量，t
E――主要通风机年耗电量，设计中用下式概算：
通风困难和容易时期共用一台电机时 E 8760N emax / k e v w，KW" h
选两台电动机时 E 4380 N emax N emin /k e v w，KW h；
E A—辅助通风机和局部通风机年耗电量，KW h;
n V——变压器的效率，取0.95 ;
n w ――电线的输出功率，取0.95。

则E= (8760X 2X 144.41 ) / (1.2 X 0.95 X 0.95 ) =2336161.77 W=(E+E) D/T =(2336161.77+3 X 28) X 0.8/900000=2.08 元
二、风阻与等积孔
矿井通风容易时期和困难时期的等积孔分别为 1.395川和1.041 m2，因此两个时期通风都属于中等级别。

三、综合评价
1 、通风方式和通风系统
本矿井为新建矿井，矿井初期采用中央并列式通风系统，由副井进风，中央风井回风，通风方式为抽出式；后期在南翼、北翼各开一对风井，采用副井、南北进风井进风，中央风井和南翼、北翼风井回风，通风系统过渡为分区式，因此，矿井具有完整的独立通风系统。

2、矿井开拓、采掘布置
本矿井采用立井开拓方式，副井井筒净直径5m净断面19.6 m，风井井筒
净直径4.0m,净断面12.6 m,立井井筒断面大，矿井风量有适大的余地。

井下所有进回风巷道之间的联络巷中均设有双向双道风门，在需要调节风量处设有调节风门，以保证
各用风地点的合理风量。

3、采掘工作面通风
回采工作面采用负压通风，掘进工作面采用对旋局部通风机配合湿式除尘器正压通风。

4、风量与通风网络设计按照《煤矿安全规程》要求进行了风量计算，按瓦斯涌出量等对采、掘工作面所需风量进行了各种测算，确保井下各用风地点配有足够的风量。

采区及工作面均有独立的进回风巷道，风量及通风网络均可靠。

矿井通风容易时期和通风困难时期的矿井等积孔分别为1.395卅和1.041卅，通风难易程度属通风中等矿井。

5、反风系统
全矿井反风采用主要通风机反转实现，巷道布置和井下通风设施可满足全矿井反风的要求。

6、通风设备和设施
设计选用的FBCD施16/ 2X 75kW型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用，该风机的优点是：
①性能优良，高效区宽广，可以通过改变叶片角度调节运行工况；
②机电一体化，两台防爆电机安装在风机内部，分别与一、二级叶轮直联，提高了传动效率；
③风机固定在轨道式基础上，整体结构简单，安装方便，采用电机直接反转反风，不需建设反风系统，节省基建投资；
通风机采用双回路电源供电，当一回路出故障时，另一回路可保证通风系统正常运行，安全可靠。

两翼风井井口设有防爆门，在井下发生爆炸事故时，可使防爆门灵活打开，有效的降低了爆炸冲击波对相关设施的破坏。

7、安全出口
矿井初期一翼设计有副井和风井二个通达地面的安全出口，两个井筒均装设玻璃钢梯子间，可以保证井下发生事故时，人员经副井、风井通达地面。

8、防止漏风及降低风阻的措施
防止漏风的主要措施有：每组风门均为两道正向和两道反向风门组成，风门不得设置在斜巷内。

进、回风巷道之间尽量减少联络巷，采空区要及时封闭。

多有通风设施要
牢固可靠，并要加强管理和维修，保证正常使用。

为了防止沿空送巷漏风，上、下区段间留3〜6m “煤皮”，但应注意沿空送巷位置。

掘巷时采用放小炮，加密支护，尽量减少煤柱损坏，加强巷道维护等。

降低风阻的措施有：在矿井建设和施工过程中，应优化井巷支护形式；采用光面爆破，降低巷道摩擦阻力系数。

生产期间应及时清除巷道中的废弃物和障碍物，保证巷道风流畅通，严禁堆放杂物和物料，要及时扩修受压缩变形的巷道，保证有效的通风巷道断面，以降低通风阻力。

综上所述，设计对影响本矿井通风系统的各个因素都进行了详细的分析，并采取了相应的安全措施和对策，生产中要严格执行国家的有关规程、规范，按设计要求和规章制度进行安全管理，总体上讲矿井的通风系统是合理的、可靠的，具有较强的预防灾害和抵抗灾害的能力。

参考文献
1、《通风安全学》
2、《轴流式通风机》
3、《煤矿安全规程》
附表1 井巷尺寸及支护情况。