矿井通风设计范例.

4－14矿井通风4.1通风系统4.1.1通风系统4.1.1.1通风方式和通风方法根据煤层赋存条件，矿井采用平硐开拓，根据矿井开拓方式，本矿井走向较短，只有一个采区的走向长度，采用分列式通风方式，抽出式通风方法，采煤工作面利用全矿井负压通风，采用“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。4.1.1.2通风系统根据矿井开拓部署，该矿为平硐开拓方式，主平硐、副平硐和后期排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。矿井初期主要通风线路为：主平硐/副平硐→+1690m水平运输巷/+1690m双龙炭运输巷/+1728m运输巷/+1728m双龙炭运输巷→+1690m运输石门/+1728m运输石门→一采区轨道上山/一采区行人上山→+1756m运输石门→11011工作面运输巷→11011采煤工作面→11011工作面回风巷→回风石门→+1798m正炭回风巷→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。矿井后期主要通风线路为：主平硐/副平硐/排水进风行人平硐→+1690m水平运输大巷/+1728m运输巷和通风行人斜巷/+1630m排水行人巷→二采区轨道上山/二采区行人上山→+1548m水平运输巷→三采区轨道上山/三采区行人上山→区段运输石门→23013工作面运输巷→23013采煤工作面→23013工作面回风巷→区段回风石门→三采区回风上山→回风暗斜井→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。4－2矿井初期开采一采区时为通风容易时期，后期二、三采区同采时为通风困难时期。通风系统图（初、后期）和通风网络图（初、后期）详见图C1795-171-1（修改）、C1795-171-2（修改）。4.1.1.3井筒数目、位置、服务范围及时间矿井开采一采区时有3个井筒，即：主平硐、副平硐和回风平硐，主平硐、副平硐进风，回风平硐回风。矿井二、三采区开采时4个井筒，即主平硐、副平硐、排水进风行人平硐和回风平硐。主平硐、副平硐和排水进风行人平硐进风，回风平硐回风。各井筒均位于井田东部。主平硐为改造利用原基地一号井主平硐；副平硐为改造利用原基地一号井副主平硐；回风平硐为改造利用原基地一号井回风平硐；排水进风行人平硐为改造利用原顺风煤矿主平硐。矿井回风平硐井口坐标为：X=3278284，Y=18267648，Z=+1788.867，服务于全矿井生产期间。通风系统（初、后期）详见图4-1-1、4-1-2；通风网络（初、后期）详见图4-1-3、4-1-4。4－3主平硐+1689.471副平硐+1724.91回风平硐+1788.867S1#掘进工作面Q=4.5S回风石门一采区轨道上山(臭炭煤层)11011工作面运输巷(双龙煤层)11012工作面运输巷(双龙煤层)(兼11015(3)工作面抽放巷)总回风斜巷+1690m双龙炭运输巷+1690m水平运输巷+1728m运输巷（东翼）+1728m双龙炭运输巷Q=5.02Q=3.0Q=3.0Q=10.0L=550Q=5.0Q=5.0Q=46.0SL=266Q=46.0SL=323Q=18.0Q=28.0L=237Q=8.0Q=10.0Q=5.0Q=28.0L=384Q=18.0L=532Q=10.0边界回风斜巷边界回风斜巷11012抽采工作面(双龙煤层)Q=3.011011工作面11011工作面回风巷Q=10.0L=100(双龙煤层)(双龙煤层)11011工作面抽放巷Q=3.0Q=10.0SL=656S边界回风斜巷11012工作面回风巷(双龙煤层)11012工作面抽放巷Q=5.0Q=3.0Q=3.0Q=5.0SS边界回风斜巷Q=17.0L=186Q=18.0L=153消防材料库+1756m运输石门+1728m运输石门主要通风机型号风量范围(m3/S)静压范围(Pa)电机功率(Kw)1台工作，1台备用备注主要通风机型号及参数FBCDZ-6-№17（Ⅱ）26.8～70560～29002×75说明1、本图系根据矿井开拓方式平面图、采区巷道布置平面图绘制，图中Q表示风量，单位m3/s,L表示巷道长度，单位为m。2、根据采掘进展情况，必须适时调整通风构筑物的设置地点及数量，保证通风系统合理、稳定、可靠。3、针对各采掘工作面瓦斯涌出具体情况，必须合理分配风量，使有害气体浓度符合《煤矿安全规程》的规定。+1798m正炭回风巷Q=46.0SL=126避难硐室Q=7.0SQ=26.0S避难硐室+1690m运输石门1324810111215192165S一采区回风上山(正炭煤层)2#掘进工作面Q=4.52主变电所+1690m水平运输巷Q=2.0Q=10.0SQ=2.0Q=9.0SQ=16.0SQ=26.0S+1756m回风石门+1690m回风石门SQ=8.0Q=9.0L=100717141810平硐5密闭6推进方向87轴流式通风机局部通风机及风筒91新鲜风流23污浊风流风门4序号名称S符号图例S一组调节风门防爆门正反向调节风门正反双向风门1112(臭炭煤层)一采区行人上山Q=2.0避难硐室Q=7.0S+1728m回风石门9Q=2.0Q=5.0SQ=15.0SL=139Q=16.0Q=7.0Q=13.0L=90Q=11.0Q=11.0161320Q=12.0L=50避难硐室附图4-1-1矿井通风示意图（初期）避难硐室4－422Q=3.0SQ=3.0SQ=6.0SQ=18.0Q=6.0SQ=6S46759810111214161517131819202122避难硐室主要通风机型号风量范围(m3/S)静压范围(Pa)电机功率(Kw)1台工作，1台备用备注主要通风机型号及参数FBCDZ-6-№17（Ⅱ）26.8～70560～29002×75+1728m运输巷（东翼）+1548m水平运输巷+1788m总回风巷总回风斜巷附图4-1-2矿井通风示意图（后期）主平硐回风平硐+1788.867SQ=51.0SL=323+1689.471123排水进风行人平硐+1626.049Q=8.03Q=12.0L=100Q=3.0Q=3.0Q=6.023013工作面(双龙煤层)Q=4.5SQ=3.0SQ=6.0SQ=12.0SL=570水泵房Q=17.0SQ=24.0S三采区轨道上山三采区行人上山三采区回风上山回风暗斜井Q=43.0S说明1、本图系根据矿井开拓方式平面图绘制，图中Q表示风量，单位m3/s,L表示巷道长度，单位为m。2、根据采掘进展情况，必须适时调整通风构筑物的设置地点及数量，保证通风系统合理、稳定、可靠。3、针对各采掘工作面瓦斯涌出具体情况，必须合理分配风量，使有害气体浓度符合《煤矿安全规程》的规定。10平硐5密闭6推进方向87轴流式通风机局部通风机及风筒91新鲜风流23污浊风流风门4序号名称S符号图例S一组调节风门防爆门正反向调节风门正反双向风门1112二采区轨道上山二采区行人上山避难硐室避难硐室避难硐室二采区回风上山二采区变电所Q=4.5S2号掘进工作面消防材料库避难硐室Q=3.0Q=6.0避难硐室避难硐室Q=4.0Q=4.0Q=4.0S避难硐室Q=3.0Q=2.0Q=5.0SQ=2.0Q=2.0S避难硐室Q=6.0SQ=8.0SQ=2Q=51.0SL=297L=415Q=51.0SL=86L=75Q=18.0L=75Q=12.0L=59023015工作面抽放巷23014抽采工作面(双龙煤层)23034工作面运输巷23034工作面23034工作面回风巷(臭炭煤层)Q=3.0Q=41.0SL=120Q=17.02通风行人斜巷副平硐+1724.91回风暗斜井Q=26.0Q=26.0L=237L=560三采区变电所23013工作面回风巷23014工作面回风巷23016工作面抽放巷23013工作面瓦斯抽放巷23014工作面瓦斯抽放巷23014工作面运输巷23013工作面运输巷Q=23.0L=250Q=20.0Q=27.0L=60Q=24.0Q=25.0L=80Q=23.0L=100Q=22.0Q=4.0Q=23.0L=210Q=20.0Q=21.0L=160Q=11.0Q=12.0Q=8.0Q=8.0+1690m水平运输大巷+1630m排水巷4－59Q=11Q=919Q=81317Q=3Q=2Q=5S18Q=10SQ=2Q=3Q=26S1416Q=7SQ=9SQ=2Q=7SQ=16SQ=2Q=3Q=46SQ=28157Q=1881011Q=9Q=13Q=812Q=17Q=1824Q=515Q=106203Q=10Q=18Q=15S21Q=46SS初期通风网络图Q=10Q=7Q=546.0砌碹引风道1546.0砌碹回风平硐1446.0砌碹总回风斜巷1346.0砌碹+1798m正炭回风巷1215.0砌碹回风石门1110.0金属支架11011工作面回风巷1010.0单体液压支柱11011工作面910.0金属支架11011工作面运输巷17.0砌碹+1756m运输石门713.0砌碹一采区轨道上山69.0砌碹一采区轨道上山518.0砌碹+1690m运输石门418.0砌碹+1690m水平运输巷328.0砌碹+1690m水平运输巷228.0砌碹主平硐1风阻风量支护方式巷道名称序号82R(N.S/m)Q(m/s)3巷道代号1-33-55-77-88-1011-1215-1919-20初期通风网络主要分支表20-2110.0金属支架11011工作面运输巷812-15160.05960.09660.13380.02620.01710.01540.03180.08180.89970.18061.07310.02380.02150.03490.04240.0035附图4-1-3初期通风网络图23Q=26142Q=176Q=235Q=48Q=279Q=2510Q=22Q=231214Q=1216Q=222Q=43SQ=51S后期通风网络图173Q=87Q=20Q=24Q=2311Q=21Q=20Q=11Q=315Q=6SQ=5S20Q=17S21Q=4Q=2Q=2Q=8SQ=219Q=1818Q=3Q=3Q=6S13Q=18Q=24SQ=6Q=12S0.003551.0砼碹引风道190.042451.0砌碹回风平硐180.011351.0砌碹总回风斜巷170.039051.0砌碹回风暗斜井160.054543.0砌碹回风暗斜井150.015741.0砌碹四采区回风上山140.012824.0砌碹回风石门130.932412.0金属支架32013工作面回风巷120.180612.0单体液压支柱32013工作面110.965112.0金属支架32013工作面运输巷100.012818.0砌碹运输石门90.027421.0砌碹三采区轨道上山80.035923.0砌碹三采区轨道上山70.017123.0砌碹二采区轨道上山60.013725.0砌碹二采区轨道上山50.010327.0砌碹二采区轨道上山40.042723.0砌碹二采区轨道上山及车场30.140826.0砌碹+1690m水平运输巷20.059626.0砌碹主平硐1风阻风量支护方式巷道名称序号后期通风网络主要分支表巷道代号1-44-66-88-982R(N.S/m)Q(m/s)39-1010-1111-1212-1313-1919-2020-2222-23附图4-1-4后期通风网络图4－64.1.1.4矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析4.1.1.4.1矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施矿井采用抽出式通风方式，此方式使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利，漏风量小，通风管理较简单。该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风，而且对抵御灾害具有很大的优越性：1、矿井采用平硐开拓方式，主平硐、副平硐、后期排水进风行人平硐和回风平硐均可做为矿井安全出口，井口间距离大于30m，井下发生灾变时，人员可按避灾路线撤至地面。前期、后期矿井安全出口均不少于两个。2、矿井通风系统设置较合理，一旦井下发生灾变时，根据灾变地点的不同，既可采用全矿井反