矿井通风心得体会

矿井通风心得体会（精选8篇）

矿井通风心得体会 篇1

时间过得很快，一转眼间我们的认识实习就过去了。但也给我留下了深刻的回忆，体验到了矿下的惊险和地下作业的乐趣；也体会了矿工工作的艰辛、努力和对工作的奉献。让我不由自主的对他们升起几分的敬意。虽然就是那么短短的几天，但是也让我们学了很多东西。实习带队的是我们班主任（黄老师），虽然是才出来的一位年轻老师。但是凭他以前的实习经历和理论知识，造就了他现在有丰富的理论知识和实习经验。在这位年轻的班主任带领之下，使我们在实习期间，实习的气氛显得很轻松。老师也很负责，妥善安排我们的住宿和收集资料。每天为我们的实习课程奔波，晚上还主动找同学们沟通，讲解矿上的专业知识，当上了我们实习路上的“百度”。因为我们班上的人太多，很不容易找到适合我们实习的矿，黄老师和学校的领导费了很大的力才联系上了永川煤矿（永川煤矿是通过陈雄老师的学生在永煤上班，才联系上的，据说还是很勉强）。我很感谢学校领导和黄老师对我们班关心和照顾。所以，我们要珍惜每一次的实习机会，学好专业知识。不会辜负学校对我们的栽培。

6月8日上午，我们匆匆的感到陈家坪汽车站。经过90分钟的车程到达永川，再到永川的25队车站出发，经坐40分钟的车，终于来到我们的目的地——永川煤矿。对于这次的认识实习，我们都非常的重视，个个都表现出了非常激动的表情。毕竟这是我们人生当中的第一次实习，难得一次真真正正的见到矿山的庐山真面目。而且在这里，可以让我们学到课程上根本学不到的东西，扩张了我们的视野，增长了我们的见识。、6月9日，我们早早的起了床，从洗选厂招待所出发步行30分钟到永川煤矿。映入我眼前的是一个非常现代化的煤矿，很多东西都是用机械操作。接待我们的是永川煤矿的一位安全副矿长（从表面看，副矿长对我们不是很热情，也许是我们班上的人太多了，让他们一时接受不了，也可能有另外的原因）。他带领我们参观了煤矿的地上作业、瓦斯的检测、地下水的的抽取、对井下器材的运输和井下石矿的处理等等。副矿长还专门给我们讲解了瓦斯的利用和来源，它主要是采矿作业中由矿井中产生的有害气体。而且抽取的瓦斯能够用来发电和煮饭用。就永川煤矿的瓦斯抽取量发电，可供煤矿周围方圆十里的家庭用户照明，这可真的是一笔不小的财富啊。矿工们都说这是一个稳赚不舍的工程。

6月10日，我们在永川煤矿的职工会议室听取李科长对永煤的开采和安全上的介绍。从李科长哪里我们了解到：煤矿总共有四个采区，该采区属-350m水平下山开采的下南一采区，邻近采区有南部开采的的-350m水平下南二开采的南二采区，北西有尚未开拓的-350m水平下南一采区。现-350m水平开采的下南二采区正在开采大龙煤层。采区走向长1700m，639-645m，平均倾斜长642m。现煤矿的开采幅度是10°——13°和煤矿采区的垂直标高-600米，采区下面的温度很高等。针对矿下的种种问题，永煤也采取了很多的措施。还了解到了永川煤矿的整个通风走向，采用的是两翼式通风机。其次主要是安全上的，因为这也是我们下矿必须遵从的，从李科长那里我也了解到了现实和书本上是有差别的，为此，我要努力的把理论和实际集合起来，增长自己的知识。

6月13日，是让我们最心动的日子，它终于到来了。因为今天我们就开始了人生的第一次下矿，所以我今天也起的格外的早，到矿山与我们的小组集合。8：30我们统一的开会，学习了下矿的基本技术和到矿下的注意事项。之后，就是我们的下矿时间了，同学们都很仔仔细细的观察周围陌生的环境，认真的听取矿上技术人员的讲解。给我们带队的恰好是我们

学校毕业的学长，所以。解释的很详细。还亲自带我们到掘井工作面了解，也让我们看见了掘井工作人员的艰辛和刚毅的工作态度，看到了工作面的危险性。

下井回来之后我们休息了两天，再去参观了煤矿的通风机。毕竟通风才是我们最主要的专业，所以我们不畏烈日的百般阻扰之下，来到了通风机住址。了解通风的必要设备，还有适合井下工作的工作要求。也让我们对通风机有了更搞的认识。

实习期间，我利用了这次难得的机会，严格的要求自己，虚心的向老师和矿上的职工求教，认真的听取理论课，尽量的把理论与实际相结合到一起。在实习期间我遵守纪律，不迟到，早退。认真完成老实交代的事情。

矿井通风心得体会 篇2

鉴于此, 如何使矿井通风系统达到正规合理、稳定可靠的要求, 就成了许多煤矿所面临的棘手问题。以下试图通过对淮北矿业 (集团) 杨庄煤矿简化、优化矿井通风系统进行分析, 来做一些有益的探索。

杨庄煤矿通过采用“收缩战场、合理布局”的方式来简化、优化矿井通风系统, 不仅保证了井下安全, 同时也取得了良好的经济效益。

1 杨庄煤矿的概况和背景

杨庄煤矿投产于1966年, 改建、扩建后, 年最大生产能力可达2.2×106 t, 矿井的主采煤层系5#, 6#煤层, 系属高瓦斯矿井。煤矿绝对瓦斯涌出量为36.58 m3/min, 相对瓦斯涌出量为11.6 m3/t。煤层的自然发火等级属于Ⅲ类 (不易自燃) , 煤尘爆炸指数为17.74%~18.71%.

该矿井采用的是立井多水平开拓、上下开采的方式。目前, 一水平业已报废, 二水平、三水平属于生产水平, 四水平则为开拓延伸水平。

该矿井的通风方式为抽出式, 即中央边界对角分区的通风方式。矿井采用多风井复杂通风系统, 新、老副井为进风井, 土型、东二和西二3个风井是回风井。目前, 土型风井系统资源已基本枯竭, 采掘工作面主要布置在东二和西二2个风井。

在改造前, 该矿井的风门和封闭等通风设施总计达400余道, 且风流路线较长, 最大流程可达11 000 m。回风巷道长4 000, 且年久失修, 通风断面严重不足。3个回风井始终处于高阻运行状态, 特别是西二风井, 其最大负压达到3 250 Pa。3个风井共服务6个采区, 用风地点分散, 通风设施数量多, 通风系统复杂, 通风管理困难。因此, 对矿井通风系统进行改造是很有必要的。

2 通风系统简化、优化的依据和方法

实现通风系统的正规、合理, 且实现主要通风机的安全、经济运行, 是搞好矿井通风管理和实现矿井安全生产的前提和基础。

鉴于杨庄煤矿的井巷工程和通风设备已形成定局, 本着投资少、效益高的目的, 在现有矿井通风系统的基础上进行简化和优化成为必然的选择。具体的简化、优化技术路线有以下三条: (1) 需要对矿井通风系统的现状进行一个比较全面的调查, 调查内容主要包括通风系统的网路结构, 测定主要通风机的性能数值、测定通风阻力数值、测定井下风量数值和对漏风原因进行分析。 (2) 需要对矿井的通风现状进行客观、科学的分析, 主要包括矿井的核定生产能力, 矿井的采掘接替如何安排, 矿井的通风网路结构是否合理, 主要通风巷道的断面、长度和支护形式, 最大阻力路线的分布范围, 通风系统目前存在的问题。 (3) 拟出几个简化、优化通风系统的可行性方案, 通过计算机模拟对比, 选取最优。

3 通风系统简化、优化的实践和效果

3.1 通风系统的现状测定和分析

杨庄煤矿通风系统属于多水平、多风井的复杂通风系统, 通风设施比较多, 全矿通风设施总计400余道, 其中, 风门共计160道, 挡风墙共计240道。由于该通风系统漏风点较多, 因此管理非常困难。

土型风井担负着Ⅱ57和Ⅱ65两个采区的通风任务, 因资源枯竭, 这两个采区都面临报废。Ⅱ57和Ⅱ65采区报废后, 将出现通风资源浪费现象。

东二风井分别担负着Ⅱ61, Ⅲ51和Ⅲ63 3个采区的通风任务, 所需风量较大, 通风比较困难。

西二风井只担负着Ⅲ62采区的通风任务, 但该风井后期需要担负起Ⅳ2采区和城下煤柱的通风任务, 届时将无法满足生产所需要的风量。

Ⅱ57采区的人行上山回风巷、Ⅲ63采区的人行上山回风巷、611采区的轨道上山回风巷和Ⅲ62采区的回风上山回风巷均已出现局部垮落、变形等情况, 成为高风阻段。

3.2 通风系统简化、优化的实施

通风系统简化、优化的实施分为以下几步: (1) 关闭、简化不必要的生产系统。报废Ⅱ65、Ⅱ57两个采区, 并拆除封闭, 同时将原有的6个采区减少为4个, 5个采煤工作面减为4个, 21个掘进工作面减为17个, 从而实现“收缩战场, 合理布局”。 (2) 扩修巷道, 疏通网络, 降低矿井通风阻力, 保证通风系统畅通。新建Ⅲ51采区辅助进风巷 (220 m) , 修护Ⅱ52采区运输上山回风巷 (1 100 m) , Ⅰ采区水平东大巷 (2 000 m) 和Ⅱ57采区、Ⅲ62采区、Ⅲ63采区3个采区的回风道 (5 230 m) 。 (3) 简化矿井的通风系统, 精简矿井的通风设施, 从而提高矿井通风系统的稳定性和可靠性。风门从原先的160道减至96道, 封闭 (挡风墙) 由原有的240道减至160道。风门和封闭总计减少了144道, 与原先相比, 减少了36%. (4) 调整通风负担, 合理安排通风任务。Ⅲ63采区通风任务原先由东二风井担负, 通过新建井巷 (360 m) 和扩修巷道 (2 000 m) , 将其调整为由土型风井来担负通风任务, 从而解决了东二风井通风能力较为紧张的问题, 同时也解决了土型风井通风资源严重浪费的问题。

3.3 改造西部通风系统

方案一:启用原西一风井。

方案二:建造新西风井, 关闭西二风井。新西风井回风道井巷工程252 m, 井筒231 m。

利用计算机进行模拟试验, 方案一中, 风机初选工况点数值Q为72.5 m/s, H为4 116 Pa, 最大通风流程为13 554 m;而方案二中, 风机初选工况点数值Q为80.19 m/s, H为2 601 Pa, 最大通风流程为11 216 m。

通过比较经济技术可知, 方案二的风机初选工况点中Q值大于方案一, H值和最大通风流程均小于方案一, 因此, 方案二通风效果比方案一要好, 最终选择方案二, 即建造新西风井, 关闭西二风井。

3.4 通风系统最终简化、优化效果

改造前后的效果主要体现在以下几方面: (1) 改造前, 有效风量率为87.5%;改造后, 有效风量率提高至89.7%, 漏风量明显的降低。 (2) 改造前, 土型风井的负压为2 750 Pa;改造后, 土型风井的负压下降至2 350 Pa, 年用电量降低, 每年可节省电费支出14.74万元。 (3) 改造后, 东二风井年用电量降低, 每年可节省电费支出17.51万元。 (4) 经过改造, 西部通风系统在满足Ⅲ62采区通风任务的同时, 还有效担负起Ⅳ2采区和城下煤柱的通风任务, 实现了通风资源的优化配置。不仅如此, 同方案一比较, 方案二大大降低了通风系统的年用电量, 每年节省电费支出66.93万元。 (5) 从整体运行效果来看, 改造后, 整个矿井的通风设施大为减少, 通风流程大大缩短, 通风阻力明显降低, 所有测定数据均达到了预期值。由此可见, 改造后整个通风系统正规、合理, 而且运行可靠、稳定、高效、节能, 满足安全生产的实际需要。

4 总结和体会

结合杨庄煤矿矿井通风系统的简化和优化实际案例可知, 简化、优化的目的、原则和方法概括起来就是“收缩战场、合理布局”。通过简化、优化矿井的通风系统, 大大提升了矿井的防灾和抗灾能力, 整个矿井通风系统正规合理、稳定可靠, 并能将生产安全和经济效益这两者有效地统一起来。

当前, 我国很多老矿存在着同杨庄煤矿一样的问题。另外, 一些新矿新设备和新技术的运用在大大提高生产效率的同时, 也逐渐出现了同杨庄煤矿一样的问题, 因此, 杨庄煤矿的改造经验具有一定的普适性。同时, 分析和总结杨庄煤矿的矿井通风系统改造经验, 对我国矿井通风系统效能的整体提升有着不可或缺的作用。

摘要：分析了矿井通风系统的复杂性、稳定性差的原因和其对矿井安全生产和其他方面管理带来的不利因素, 提出采用“收缩战场, 合理布局”的方式来提高矿井通风系统的稳定性, 对矿井通风系统的简化、优化和管理有一定的现实指导意义。

关键词：杨庄煤矿,通风系统,稳定性,改造

参考文献

[1]黄元平.矿井通风[M].徐州:中国矿业学院出版社, 1986.

[2]吴中立.矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1989.

如何做好矿井通风基础工作 篇3

【关键词】矿井通风；通风设施；瓦斯管理；综合防尘

矿井通风安全工作是煤矿安全管理的主要内容，以“一通三防”为中心。矿井通风的基本任务是采用安全、经济、有效的通风方法，供给井下足够的新鲜空气；稀释和排除有毒有害气体和矿尘；调节井下气候条件和防止瓦斯、煤尘等重大事故的发生，是保证井下职工的安全和健康，提高矿井生产的效率。所以，我们必须掌握矿井通风安全理论知识、技术、方法和内容，努力做好以下几个方面工作，确保矿井安全生产。

1.正确、合理的选择矿井通风系统

矿井通风系统是指风流由进风井口进入矿井后，经过井下各用风场所，然后从回风井排出矿井，风流所经过的整个路线，及其配套的通风设施称为矿井通风系统。矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分，通风系统是否合理，对保证各用风地点的供风和安全生产，以及矿井基本建设和降低通风费用起着决定性的作用。因此，正确、合理地选择通风系统能减少通风工程量，降低通风费用，以达到经济合理。

2.加强井下通风设施的管理及维护、减少漏风

矿井通风设施是指为保证进入矿井的风量能按生产的需要定向、定量地流向用风地点而在通风网络中设置的用以引导、隔断和控制风流的设施，也称通风构筑物。合理地安设通风构筑物，并使其能常处于完好状态，是矿井通风技术管理的一项重要任务。如通风设施损坏，不能及时维护就会造成大量漏风。

漏风会使工作地点风量减少，造成瓦斯积聚、空气温度升高、气候条件恶化，影响工人身体健康和矿井安全；使矿井通风系统复杂化，降低通风系统的稳定性、可靠性，影响井下风流控制和调节效果；造成矿井通风电费的大量浪费，甚至使主要通风机的能力不足。

故要加强通风设施的管理力度，经常检查和及时维护，以免造成大量漏风和风流短路。

3.加强局部通风机的管理力度

局部通风机的安装及使用应符合《规程》规定：

（1）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10米，吸入风量必须小于全风压供风处的风量，以免发生循环风。

（2）局部通风机和掘进工作面的电器设备，必须装有风电闭锁，当局部通风机停止运转时，能自动切断供风巷道的一切电源。

（3）高瓦斯矿井和低瓦斯矿井的高瓦斯区，煤层掘进工作面必须实现“三专两闭锁”。

（4）严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向一个掘进工作面供风。不得使用一台局部通风机同时向两个作业的掘进工作面供风。

（5）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证局部通风机正常运转。局部通风机在任何时间内都不準停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源。在恢复送风时，必须检查停风巷道内的瓦斯浓度，在局部通风机及开关附近10米内，风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开动局部通风机。

4.加强瓦斯管理、防止瓦斯积聚

4.1加强瓦斯、盲巷管理，瓦斯检查员必须认真检查及填写瓦斯各种数据，杜绝空班、漏检、假检。及时封闭采空区及各种盲巷，不得在出现瓦斯和有害气体时超限作业。

4.2加强瓦斯浓度的检查，严格执行《规程》关于井下瓦斯检查制度，是及时发现和处理瓦斯超限、瓦斯积聚，防止瓦斯爆炸的前提。所有采掘工作面，低瓦斯矿井每班至少检查两次；高瓦斯矿井每班至少检查三次，突出矿井要经常检查。

4.3及时处理局部积聚的瓦斯。

在生产中瓦斯容易积聚的地方有：

（１）采面的上隅角和采空区边界。（处理方法：a、引导风流带走上隅角的瓦斯。b、利用局部通风机排除瓦斯。c、改变采区通风系统排除瓦斯。d、改变采空区内漏风方向带走瓦斯。）

（２）采面的采煤机附近。（处理方法：可采用水力引射器吹散此处的瓦斯。）

（３）低风速巷道的顶板附近以及停风的盲巷内。（处理方法：采用局部通风机排放瓦斯。）

5.加强综合防尘工作、降低粉尘量

矿尘是矿井建设和生产过程中所产生的各种矿物微粒，煤矿生产中的矿尘，其危害巨大，不仅能引起尘肺病，还具有燃烧性和爆炸性，掌握煤尘危害机理，采取综合防治措施，是防止煤尘爆炸事故的唯一途径。

5.1煤尘爆炸的危害

煤尘爆炸产生高温、高压和生成大量有毒有害气体，又破坏井巷、毁坏设备、伤亡人员，甚至导致整个矿井毁坏，严重地威胁安全生产和人员生命安全。

5.2煤尘爆炸的条件

煤尘爆炸必须同时具备三个条件：煤尘本身具有爆炸性且悬浮煤尘达到一定的浓度；有充足的氧气；有能引起爆炸的热源。这三个条件缺一不可。

5.2.1煤尘的浓度

具有爆炸危险性的煤尘的浓度不同，其爆炸强度也不一样。从煤尘爆炸下限（45g/m3）开始，随着煤尘浓度的增加，煤尘爆炸的强度变大，直至浓度达到300-400g/m3，爆炸威力最强。如果浓度继续增加，爆炸威力将逐渐减弱，当煤尘浓度超过1500-2000g/m3时，就不会再发生爆炸。

5.2.2空气中氧气的浓度

煤尘爆炸就是煤尘的剧烈氧化现象。实验表明，空气中氧气的浓度小于17%时，煤尘就不会再爆炸。

5.2.3存在引爆热源

煤尘云的着火温度因其可燃挥发分含量、粒度、浓度等的差异而不同，一般为610-1050℃，多数为700-800℃。

5.3综合防尘的措施

预防尘肺病和煤尘爆炸的关键就是降低工作场所的粉尘浓度，使其符合《规程》规定，为此要采取以风、水为主的综合防尘措施。

所谓“风”和“水”，就是以“水”为主、以“风”为辅，采取洒水降尘和通风排尘与净化风流多种措施降尘除尘的粉尘防治方式。具体有以下几种：

5.3.1湿式凿岩

湿式凿岩是一种湿式作业方法，它是指在岩巷掘进过程中，将具有一定压力的水通过凿岩机送入正在钻进的钻孔孔底，湿润并冲洗钻孔中的岩粉，使岩粉在钻孔中变成浆液流出，从而大大减少井巷空气中的含尘量。采用湿式打眼后，降尘率可达90%-98%。

5.3.2通风排尘和净化风流

用通风的方式将矿尘稀释并排出，是降低井下矿尘浓度的重要措施之一。当风速过低时，粗粒矿尘将与空气分离下沉，不被排出。据试验观测，当巷道中风速达到0.15m/s时，5μm以下的矿尘能够悬浮并与空气均匀混合而随风流排出。当风速增加到1.5-2.0m/s时，作业地点的粉尘浓度将降低到最低值。因此《规程》规定：掘进中的岩巷风速应控制在0.15-4m/s，采煤工作面、掘进中的煤巷、掘进中的煤巷和半煤岩巷中的风速应控制在0.25-4m/s。

净化风流是使井巷中的含尘空气通过一定的设备或设施，将粉尘捕获而使风流净化的技术措施。净化风流的目的主要是提高风质，一般要求矿井入风中粉尘浓度不大于0.25mg/m3,采区入风中粉尘浓度不应大于0.5mg/m3。目前较常用的净化风流方法是在巷道（或风筒）中装设喷雾器或采用湿式除尘风机。

5.3.3个体防护

个体防尘的主要用具是防尘口罩，目前广泛应用的有简易口罩和专用防尘口罩。根据各工作作业环境的差异选择不同的防尘口罩，并坚持正确使用，特别是采掘司机和锚喷工种的工人不能忽视个体防护的作用。

6.结束语

矿井通风工作是防止瓦斯、煤尘等重大事故发生、保证井下职工的生命安全和健康，以及提高劳动生产效率的前提基础。所以，做好通风安全工作，是实现防治瓦斯、煤尘事故的关键。

【参考文献】

［１］伍洞天.矿井通风与安全﹒煤炭工业出版社.2005.2.

［２］国家安全监督管理总局、国家煤矿安全监察.煤矿安全规程.

矿井通风设施标准 篇4

1、永久通风设施（1）永久密闭

用不燃性材料构筑，严密不漏风（手触无感觉，耳听无声音）。

密闭前5米内支护完好，无片帮、冒顶，无杂物、无积水、无淤泥。

施工密闭前要开帮、掏槽、挖底，普通密闭墙其槽深不小于200mm；砌碹巷道要先破碹后掏槽，槽深不小于300mm；防火密闭墙其槽深不小于500mm；见硬帮、底与煤岩接实。矿井密闭墙厚度不小于0.8m，防火墙顶部厚度不小于1.2m。密闭墙内有水的要设反水池或反水管，有自燃发火煤层的采空区密闭要设观测孔、注浆孔，孔口封堵严密。密闭前要设栅栏、警标、说明牌板、检查牌和检查箱（入排风之间的挡风墙除外）。

墙面平整（1m长度，凸凹不大于10mm，料石勾缝除外），无裂缝、重缝和空缝，墙面四周要抹有不少于0.1m的裙边。（2）永久风门

每组永久风门不少于两道，通车风门间距不少于一列车长度，行人风门间距不小于5m。进、回风井之间和主要进、回风巷之间需设风门时，必须安装两道联锁的正向风门和两道反向风门。

风门能自动关闭，风门不能同时打开。

门框要包边沿口、有衬垫，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。

风门墙垛要用不燃性材料建筑，厚度不小于0.5m，严密不漏风。

墙垛周边要掏槽，见硬帮、硬底与煤岩接实。

墙垛平整（1m长度凸凹不大于10mm，料石勾缝除外），无裂缝、重缝、空缝。

风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底门坎，电缆、管路孔要堵严。

风门前后5m内巷道支护完好，无杂物、无积水、无淤泥。风桥

（3）永久风桥用不燃性材料构筑。

桥面平整不漏风。

风桥前后5m内巷道支护完好，无片帮、冒顶，无杂物、无积水、无淤泥。

风桥上、下不准设风门或调节窗。

风桥通风断面不小于原巷道断面的4/5，并成流线型。坡度小于30度。

风桥两端接口严密，四周见实帮、实底、填实。（4）永久调节风窗

用不燃性材料构筑。

调节风窗必须使用调节板实现风量可调节，并要灵活、可靠。

风窗前后5m内巷道支护完好，无杂物、无积水、无淤泥。

调节风窗的调节位置要设在上方。（5）测风站

主要进、回风巷道均要设立固定的测风站。

测风站应设在平直的巷道中，前后10m内无风流分支点和汇合点，巷道无拐弯，无障碍物。

测风站断面要规整。

测风站要有明显标志，站内无杂物、无积水、无淤泥。测风站要有测风记录牌板，牌板上记明测风站的地点、断面积、风速、风量、空气温度、大气压力、瓦斯和二氧化 碳浓度值，测定日期及测定人等项目。所有记录内容要填写清楚、齐全、及时。（6）临时通风设施

临时密闭

密闭设在顶、帮完好处，见硬底、硬帮与煤岩体接实。密闭前5米内支护完好，无杂物、无积水、无淤泥。密闭四周接触严密，木板密闭应采用鱼鳞式搭接，密闭墙面要用灰、泥抹面或勾缝，确保不漏风。

密闭前要设栅栏、警标和检查牌。密闭前无瓦斯积聚。（7）临时风门

每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5米。

风门能自动关闭。

风门设在顶、帮完好处，前后5米内支护完好，无杂物、无积水、无淤泥。

门墙四周接触严密，木板要鱼鳞式搭接，墙面要用灰、泥抹面或勾缝。

门框要包边沿口、有衬垫，四周接触严密。门扇平整不漏风，与门框接触严密。通车风门必须做底门坎或挡风帘。（8）临时调节风窗

风窗设在顶帮完好处，见硬帮、硬底与煤岩接实。风窗前后5米内支护完好，无片帮、冒顶，无积水、无杂物、无淤泥。

设在风墙上的风窗，其风墙结构、质量要符合临时密闭的质量要求，设在临时风门上的风窗，其风门结构、质量要符合临时风门质量要求。临时调节窗必须保证灵活地进行风量调节。（9）其它要求

服务年限在一年以上，为两个或两个以上采掘工作面服务的通风设施按永久性通风设施标准考核。

井下通风设施牌板包括密闭说明牌、风门说明牌。说明牌的内容包括：设施规格、施工负责人、维护负责人、所用材料、地点等内容。

二、矿井通风系统技术标准

1、主要通风机

矿井必须采用机械通风，并保证主要通风机连续运转。主要通风机必须安装在地面。装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%。

必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中一套作备用，备用通风机必须能在10min内启动。

严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。装有主要通风机的出风井口应安装防爆门，防爆门每6个月检查维修1次。

至少每月检查一次主要通风机。改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿总工程师批准。

新安装的主要通风机在投入使用前，必须进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年至少进行一次性能测定。

主要通风机必须装有反风设施，并能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。

主要通风机的反风设施，要由矿长组织机电、通风等相关部门每季度至少检查一次，每年应进行一次反风演习，反风演习时间一次不少于2h，当矿井通风系统有较大变化时，也应进行一次反风演习。

严禁主要通风机房兼作他用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计、负压传感器等仪表，还必须有直通矿调度室的电话，并有反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程。

主要通风机因检修、停电或其它原因需要停风时，必须制定停风措施，报矿总工程师批准。

变电所或变电点在停电以前，必须将预计停电时间通知矿调度室。

主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门，以便充分利用自然通风。

2、采区通风系统

矿井必须有完整独立的通风系统。

改变全矿井通风系统和采区以上通风系统时，必须报集团公司总工程师批准。

改变一个采区及采区以下通风系统时，必须报矿总工程师批准。

通风系统中不得有不符合规定的串联通风、扩散通风和利用采空区通风等通风方式。

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布置独立通实风确有困难时，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。本条文规定的串联通风，必须在进入被串联工作面的风流中装设瓦斯自动监测报警断电装置，且瓦斯和二氧化碳浓度不得超过0.5%，其它有害气体浓度都应符合《煤矿安全规程》规定。

巷道贯通时，综合机械化掘进巷道在相距50m前，其它巷道在相距20m前，必须停止一个工作面作业，由地测科及时向矿总工程师报告，并通知相关单位分别编制贯通安全措施。

贯通前，通风区必须事先搞好风流调整的准备工作。贯通时，必须由通风区派主管通风人员在现场统一指挥。贯通后，必须立即调整通风系统，防止瓦斯积聚，待通风系统风流稳定后，方可恢复工作。

进、回风井之间和主要进、回风巷之间的联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。

所有通风设施的构筑必须符合《矿井通风质量标准》的有关要求。

采、掘工作面都应实行独立通风。

井下爆炸材料库必须有独立的通风系统，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。

井下充电室必须有独立的通风系统，回风流应引入回风巷。采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。矿井通风部门应绘制矿井通风系统图，通风系统图上标明风流方向、风量、通风设施的安装地点、主要通风机的参数等。

3、矿井风量配备

矿井必须建立测风制度，每10天进行1次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并填写在测风地点的记录牌上。矿井风量配备必须严格按照《煤矿安全规程》以及《“一通三防”管理实施细则》执行。

矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值。

按井下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。

按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。各地点的实际需要风量，必须使该地点风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度、风速、温度、每人供风量符合《煤矿安全规程》的有关规定。

按实际需要风量计算时，应避免备用风量过大或过小。

应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次。矿井有效风量率不得低于85%。

为了使井下风流沿指定路线流动分配,就必须在某些巷道内建筑引导控制风流的构筑物即通风设施,它分为引导风流和隔断风流的设施。

三、引导风流的设施:

1、风峒:风峒是联接扇风机装置和风井的一段巷道。

风峒多用混凝土、砖石等建材构筑成圆形式矩形巷道,这是由风筒的特点所决定的。

2、风桥:风桥是将两股平面交叉的新、污风流隔成立体交叉新、污风分开的一种通风设施。

根据结构特点不同风桥可分为三种:

(1)绕道式风桥。(2)、混凝土风桥。(3)、铁筒风桥

3、风窗(卡)

风窗是在巷道内设在墙或门上,在墙或门上留一个可调空间窗口,通过调节空间窗口面积从而达到调节风量的目的。

4、风障:

在巷道内利用木板、苇席、风筒布做布障起到引导风流的作用。常用此方法处理高冒处、落山角等处积聚瓦斯。

5、风筒:

在巷道中利用正压或负压通风动力通过管道把指定的风量送到目的地,这个管道就叫风筒。

四、隔断风流设施:

1、防爆门

防爆门是装在扇风机筒,为防止井下发生煤尘瓦斯爆炸时产生的冲击波毁坏扇风机的安全设施。当井下发生煤尘、瓦斯爆炸时,防爆门即能被气浪冲开,爆炸波直接冲入大气,从而起到保护扇风机的作用。

2、挡风墙

在不允许风流通过,也不允许行车行人的井巷如采空区、旧巷、火区以及进风与回风大巷之间的联络小眼都必须设置挡风墙,将风流截断。以免造成漏风,风流形成短路使通风系统失去合理稳定性而发生事故。

挡风墙分为:临时挡风墙、永久挡风墙。

1)临时挡风墙:一般是在立柱上钉木板,木板上抹黄泥建成临时挡风墙。

使用条件:服务年限不长,巷道围岩压力小,漏风率要求不不严时使用。

2)永久挡风墙:一般使用料石、砖土、水泥、混凝土建筑。

使用条件:服务年限长,巷道围岩压力大,漏风率要求严时使用。

3、风门:

在不允许风流通过,但需行人或行车的巷道内,必须设置风门。

按结构分:普通风门和自运风门。

4、通风设施管理规定：

（1）、通风部门做好系统的调整，尽量减少风卡以自然分配风量为主。

（2）、爱护通风设施做到：风门严禁同时打开或用车撞风门、风门损坏及时汇报通风调度，如果影响系统风量受影响区域停电、撤人修复后再生产，安监调度组织分析处理。

（3）、通风设施由通风部门管理，其他单位无权移动、拆除等权力，如需要拆除、移动需要提前和通风部门联系。

（4）、严禁跨入栏杆、拆除栏杆、闭墙、风卡等通风设施。①矿井通风设施设立的地点、种类、型号等必须按技术措施要求执行。

②通风设施的安装、维修、拆除等工作由通风部门负责。③拆除通风设施必须预先通知通风部门，由通风部门派人施工。其他任何单位、任何人不得以任何借口拆除通风设施。否则按“三违”惩处并追究责任。

④生产单位按区域划分，负责本区域内的通风设施的管理工作，损坏设施及时通知通风工区处理，材料费由责任单位支付，人为破坏加倍处罚。

⑤通风设施安装完毕后，通风部门应向矿总工程师或技术科申请验收，质量符合《国有重点煤矿生产矿井质量标准化标准》及公司《通风设施技术规范》之规定，移交给相应生产单位。

⑥所有通风设施应挂牌管理，标明设施的种类、编号、管理人等。⑦矿井主要反风设施要按《煤矿安全规程》规定定期检查，由长组织有关部门每季度至少检查一次，并有记录可查。

矿井通风课程设计之一 篇5

-----2130矿井煤矿通风系统 课程设计目标

《矿井通风工程》课程设计是“安全技术及工程”专业本科教学中理论联系实际的重要实践环节。在课程理论教学的基础上，通过课程设计，进一步巩固本门课程的内容，培养学生运用理论知识进行工程设计的初步能力，为毕业设计和今后从事专业工作打下良好的基础。通过本设计，要求掌握矿井通风工程设计的内容、方法和步骤。逐步培养学生确定矿井通风设计方案，进行设计计算，绘制设计图纸，设备优化选型，学会使用技术资料。本次课程设计侧重于生产阶段通风设计能力的锻炼。

2课程设计资料

2.1矿井基本概况

2130矿井设计生产能力30万吨/年，核定为75万吨/年，因30万吨未完工程没完工，批复核定能力仍为30万吨。矿井范围东从1903边界11勘探线，西至21勘探线，下部南以1500水平为界，北以煤层露头为界，矿井走向长约10km，倾向宽1.2km，矿井面积，12km2，煤层倾角30－45度，煤质为焦煤和少量瘦煤。矿井储量1.1亿吨，主采煤层4、5、6号可采储量约5000万吨。矿井为斜井石门开拓，主井皮带运输，付井正在扩巷，采用绞车串车提升。目前开采水平1950m以上的矿井水通过6号煤层排水巷经1930矿井专用排水巷排出。

矿井采用平硐—暗斜井开拓，共三条井筒。大巷布置在6号煤层中。原设计井田共划分为三个水平，第一水平标高为+2130m，第二水平标高为+1950m，第三水平标高为+1870m，现第一水平标高以上的煤已基本回采完毕，第三水平为延伸水平。目前，矿井正在进行改扩建设计，改扩建的井田划分为新的三个水平，一水平：+1950m水平以上；二水平：+1950m～+1700m；三水平：+1700m～+1500m。

现生产水平在+1950m水平的辅助水平+2050m，生产采区是第一采区，准备采区是第二采区，全矿井有两个回采工作面，分别是26111、24221综采工作面；一个备用工作面：25221。目前，全矿采用采区前进式综合机械化和综合机械化放顶煤回采，回采工作面长度为100m左右，推进长度为2000m左右，采用全部垮落法管理顶板。

矿井采用中央并列式通风方式，主要通风机型号BDK54－6－N0.19对旋式轴流通风机，功率2*185kw，矿井总回风量5980m3/min，总回风瓦斯浓度0.34％，矿井瓦斯抽放量1.33 m3/min，矿井相对瓦斯涌出量9.93m3/t，绝对瓦斯涌出量22.8m3/min，矿井接近高瓦斯矿井。2.2矿井通风系统图

1）包括巷道长度、断面积、断面形状、巷道名称（功能）、用风点风量、矿井总风量。

2）通风系统图中部分通风构筑物去掉。3）通风系统图上标明了各地点风量。

2.3 矿井主要通风机性能曲线(见附录)3课程设计内容及步骤

3.1 绘制通风网络图 3.2 制定风量调节方案

根据井巷布置、用风点分布，合理布置通风构筑物，实现按需分风。3.3矿井通风总阻力计算

选择最大阻力路线，结合通风系统图中的实测风量，计算矿井总阻力，并分析阻力分布情况并绘主要通风路线上压力坡度图。3.5 验算或选择主要通风机通风能力

验算当前主扇通风能力是否足够，是否在合理工作范围内。3.6评价矿井通风难易程度 3.7 计算通风费用

3.8 矿井通风系统合理性分析

4课程设计安排

1）设计时间：2周 2）设计要求

a.整个设计应在老师的指导下，由学生个人独立完成全部设计工作，不得抄袭，带作或拖延。

b.学生完成课程设计的成果为设计要求计算分析内容。

c.设计过程中学生应学会使用与设计有关的设计规范、手册、并查阅有关参考资料。

3）评分准则

a.平时考核占20%，设计成绩占80%。b.学生答辩成绩计入设计成绩。5组织实施

每天老师指导时间为(周一~周五)，毕业设计最后一天为设计答辩时间。指导老师人员安排：

矿井通风安全实习报告 篇6

2、毕业实习要为毕业论文做准备、打基础。因此，根据现场情况，充分收集与毕业设计有关的全部资料和信息(包括文字、图纸、图表、数据等)。了解本专业的工作环境，熟悉本专业的工作流程和工作任务，虚心向一线工程技术人员学习，为今后的工作打下坚实的基础。

二、矿井概况

山西阳城***煤业有限公司，创建于2007年7月18日，由原固隆乡***煤矿和***煤矿通过资源整合而成，注册资金5210万元。该公司主要开采沁水煤田3# 煤层，井田面积3.8597㎞2，地质储量3019、42万吨，可采储量2186、93万吨，生产规模为90 万吨/年，矿井服务年限17、1年。

该公司生产的原煤具有发热量大、含硫量低、灰份低的特点，深受广大用户的欢迎，共有中碳、粒度、小粒度、沫煤4个品种，是冶金、煤化工、电力的首选产品，产品主销河南、安徽、江苏等地。

该公司先后被省、市、县认定为“文明生产矿井”“模范矿井”“山西省质量标准化二级矿井”“先进集体”“AAA级信用度企业”“山西省重合同，守信用企业”。

三、煤田地质情况

(一)区域地质

山西省地处华北古板块内部。根据《山西省区域地质志》按断块构造学的划分方案，晋城矿区位于华北断块区吕粱—太行断块沁水盆地南缘，太行经向构造体系的复背斜南段西翼。

沁水盆地是山西省最大的四级构造单元，总体呈北北东向展布，沁水煤田的范围大致与沁水盆地范围相当。沁水盆地是一个被断裂包围的断块，主体部分出露二叠系和三叠系，周边翘起，出露下古生界地层。沁水盆地形成于中生代，是受水平挤压形成的凹陷。相对周边构造单元而言，沁水盆地比较稳定，变形强度由边缘向内部减弱。盆地主体部分发育开阔的北北东向短轴褶曲，两翼岩层倾角一般小于20°，边缘断层多为逆冲性质，尤其是东西两侧均向外侧逆冲，显示了水平挤压的特征。

沁水盆地东侧以晋(城)—获(鹿)断裂带与太行山隆起相接，该断裂带是一条区域性的大断层，省内延伸超过320km，总体走向北北东。有迹象表明，晋获断裂带生成时间较早，中生代燕山运动中又有活动，表现为由西向东位移的逆冲断裂带。由于变形强度的差异，尤其是后期隆起剥蚀和改造的差异，晋获断裂带表现为分段特征。黎城以北基岩露头区，逆断裂保存完好，变质基底逆冲于下古生界之上。黎城以南线形构造仍十分清楚，南段庄头断层至晋城之间出露为由古生界组成的线形褶皱，而白马寺断层即是其组成部分。

本井田位于沁水煤盆地南缘，太行经向构造体系的复背斜南段西翼。居新华夏系第三隆起带(太行隆起)，与秦岭纬向构造带的复合部位。这些不同时期、不同方向应力的叠加作用，形成了现存的构造形迹。新华夏系构造控制本区的构造格局，井田构造形态与其密切相关。

区域地层为古生界奥陶系中统;石炭系;二叠系;新生界第三系;第四系。

(二)区域含煤特征

区域含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，不同的聚煤环境，形成了不同的岩性组合、岩相特征，含煤性也存在有较大的差异性。

太原组为一套海陆交互相含煤地层，含海相灰岩4～5层、含煤8～9层，编号自上而下为5、7、8、9、10、11、12、13及15号，其中15号煤层为区域内稳定可采的煤层，其余煤层均不稳定、不可采，煤层平均总厚度6.59m，本组地层总厚度65.94～119.14m，平均95.9m，含煤系数6.87%。其中可采的15号煤层厚度2.50m，可采含煤系数2.61%。

山西组为一套陆相含煤地层，含煤1～3层，编号自上而下为1、2、3号，其中3号煤层为全区稳定可采煤层，其余为不可采煤层。含煤总厚度4.10～4.97m，平均厚度4.46m，本组地层平均总厚度50.8m，含煤系数8.78%。

区域地层山西组、太原组含煤地层平均总厚146.7m，煤层平均总厚度11.05m，含煤系数7.53%。

(三)井田内构造

矿井位于晋获褶断带西侧，受区域构造的影响，井田内发育北北东向、近东西向的断裂构造，地层总体走向北西向，向北东倾伏，为一单斜构造，倾角较缓，一般为3～12°，界内未发现环形陷落柱和岩浆活动，界外也未发现构造异常现象，总体构造属简单类型。

断裂构造：

F1：展布于井田西部，走向北东东—北东向，穿越整个井田，断层倾向南东，倾角70°，断距约20m，正断层。本断层为区域大断层(寺头断层)在井田内的延伸。

F2：展布于井田外北部，距离井田边界最近处约40m，走向北西西—东西向，断层倾向北，倾角70°，断距约80m，正断层。本断层为区域F350断层在井田附近的延伸。

F3：展布于井田北中部，走向近东西向，穿越整个井田，断层倾向南，倾角70°，断距约60m，正断层，本断层为区域F351断层(献义断层)在井田内的延伸。

F4：展布于井田东南部，走向北东东向，穿越整个井田，在井田南部渐变为近南北向，断层倾向东，倾角70°，正断层。据《阳城矿区上黄崖井田精查勘探地质报告》，本断层为F353断层在井田内的延伸。

(四)含煤地层

井田内含煤地层主要为二叠系下统山西组(p1s)和石炭系上统太原组(C3t)，依据上黄崖井田精查报告资料，现分述如下：

1、二叠系下统山西组(p1s)

该组为一套陆相碎屑岩含煤沉积，主要可采煤层3号煤发育于其中的下部。3号煤层上部以灰色中细粒砂岩及灰黑色粉砂岩、泥岩组成，夹0～2层不稳定的煤线，3号煤层下部至太原组顶界主要为黑色泥岩、灰黑色粉砂岩及灰色细粒砂岩组成，平均厚13.2m。3号煤层厚 2.84～4.58m，平均厚4.20 m。

2、石炭系上统太原组(C3t)

根据其岩性组合特征自下而上可分为三段：

下段(C3t1)

自K1石英砂岩底至 K2石灰岩底，厚 7.64～16.04m，平均12.40m。由K1石英砂岩、粉砂岩、泥岩、铝土质泥岩和15号煤层组成，局部发育一层石灰岩，不稳定。15号煤层平均厚2.50m，为全区稳定可采煤层之一。

中段(C3t2)

自K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚18.1～38.2m，平均28.3m。本段主要由K2、K3、K4石灰岩与泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及11号、12号、13号层组成。K2 石灰岩厚8～12.0m平均10.2m，为全区最稳定之石灰岩，含煤方解石条带及隧石结核。K3石灰岩厚0～8.3m，平均3.20m，K3石灰岩为13号煤层直接顶板，K2～K3石灰岩之间厚度一般7.80m，由细粒砂岩、粉砂岩和泥岩组成。13号煤层层位稳定，为不可采煤层。K4石灰岩厚 0～0.40m，平均0.20m，为11号煤层直接顶板，该石灰岩层位稳定。K3～K4石灰岩层之间厚一般为6.9m，以中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及11号、12号煤层组成。11号、12号煤层为不稳定的不可采煤层。

上段(C3t3)

自K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚40.2～64.9m，平均54.3m。由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩、K5石灰岩及5号、7号、8号、9号煤层组成，常以方解石条带充填。K4～K5石灰岩之间厚一般为28.3m，主要以粉砂岩和7号、8号、9号煤层组成。7号、8号煤层为不稳定的不可采煤层，9号煤层为稳定不可采的薄煤层，厚0.40～0.50m，平均厚0.50m。K5石灰岩～K7砂岩厚一般为22.5m，主要以泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及5号煤层组成，顶部厚层状泥岩中含菱铁矿结核，5号煤层为不可采的稳定煤层。

(五)可采煤层

井田内可采煤层为山西组的3号煤层及太原组的15号煤层，分述如下：

3号煤层：位于山西组下部俗称“香煤”，煤层厚度2.84～4.58m，平均4.20m。稳定可采，煤层结构简单，一般见夹矸0-2层(厚度0.02-0.50m)，部分无夹矸，煤层顶板为粉砂岩，底板为黑色泥岩。

可采煤层一览表

含煤地层煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构顶板岩性底板岩性煤层稳定程度备注最小-最大

平均最小-最大

平均矸石

层数类别p1s32.84-4.58

4.20

68.3-118.395.8

0-2简单粉砂岩泥岩稳定一型151.64-3.1

42.500-2简单石灰岩泥岩

铝土泥岩稳定一型

15号煤层：位于太原组底部，K2灰岩为其直接顶板，煤层厚度1.64～3.14m，平均2.50m，为全井田可采之稳定煤层，煤层层位及厚度均很稳定，属结构简单稳定型煤层。局部含0～2层泥岩夹矸，煤层顶板为K2灰岩，底板为中厚层状泥岩。

三、煤矿生产系统实习

(一)运输系统：

1、运煤系统

矿井现有的大巷、采区主运输方式采用带式输送机直接搭接的方式，将煤炭连续运至井筒带式输送机提升出井;采掘工作面采用刮板输送机和可伸缩胶带输送机搭接运输至采区运输大巷。

矿井设计生产能力为900 kt/a，运煤采用带式输送机，具有运输连续、安全好、管理方便、对巷道坡度适应性好、效率高、提升能力大、运行稳定等优点，现有的带式输送机可以满足生产能力的要求。

2、辅助运输系统

矿井采煤方法为综采，掘进采用普掘，矿井掘进煤在采区汇入主运输系统中。掘进巷道基本为全煤巷，巷道掘进的矸石量很少，采用矸石巷旁充填的井下处理方式，井下的矸石基本不出井，所以辅助运输任务主要是一个回采工作面和两个掘进工作面的材料、设备以及人员的运输，采用目前无极绳绞车和调度绞车接力牵引1.0t系列矿车运输可以满足要求。

矿井所采用的辅助运输系统较为简单，但运输能力有限，辅助运输人员使用较多。

(二)提升系统

1、主斜井提升系统：

主斜井倾角为16.5°，井口至井底煤仓的斜长383 m。安装有一台TD-Ⅱ型带式输送机，带宽800mm，电机功率75KW，提升能力为70T/h。

2、副斜井提升系统：

副斜井倾角为18°，斜长270m，矿车及材料车采用600轨距1t标准矿车，安装有JTp-1.6型绞车一台，电机功率110KW,选用18.5NAT6×7+FC-1700-ZS-224-128.5型钢丝绳。

(三)排水系统

矿井正常涌水40m3/h，最大涌水70m3/h，在井底设有主、副水仓和水泵房，主水仓有效容积350m3，副水仓有效容积150m3。排水管沿副斜井敷设，管路长370m，垂高88.5m，经计算，本矿井采用4DA-8×8型水泵三台，驱动电机为YB系列，2极，660V，37kW，一台工作，一台备用，一台检修。排水采用φ108×4无缝钢管两趟，一趟工作，一趟备用;吸水管采用φ133×4无缝钢管。

(四)供电系统

1、地面供电系统

矿井工业场地10/0.4kV变电所向矿井地面、井下全部负荷供电，其中，通风机房、井下主变电所采用10kV双回路由工业场地10kV变电所供电。副斜井提升机、主斜井带式输送机、生产系统、锅炉房、空气加热室、灯房浴室、二级泵站、调度楼等采用380V双回路由工业场地10kV变电所供电，地面其余配电点：生活污水处理、单身宿舍等采用380V单回路由工业场地10kV变电所供电。以架空和电缆辐射方式供电。供电电缆采用直埋或沿电缆沟敷设方式向各配电点供电。其中：地面变电所低压变压器选择S9-400/10，10/0.4kV，400 kVA两台，一用一备，负荷率77.8%;高压电缆选用VV22-8.7/10型，低压电缆选用VV22-1000型全塑内钢带铠装电力电缆。架空线选用LGJ钢芯铝绞线。

在工业场地内凡高于15m之建(构)筑物均按三类建(构)筑物防雷设防;变电所内10kV母线设避雷器柜。为防止雷电波侵入，当电缆转换为架空线时，在转换处装设避雷器，避雷器、缘子铁脚、金具等连在一起接地，其冲击电阻不大于30Ω。

为防止雷电波侵入井下，凡露天出(入)井的金属罐道、金属管路及电缆的金属铠装，均需在出(入)井口附近，将金属体作不少于两处的可靠接地。各电气设备之正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。

2、井下供电系统

本矿属低瓦斯矿井，井下变电所内高、低压配电设备的选型，严格遵守《煤矿安全规程》规定及要求，井下主变电所10kV配电装置为BGp40-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V配电装置为BKD630、430型矿用隔爆型低压馈电开关，变压器为2台KBSG-500/10，10/0.69kV，500kVA 型矿用隔爆干式变压器;采区变电所10kV配电装置为BGp40-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V配电装置选择矿现有BKD200、430型矿用隔爆型低压馈电开关，变压器选用2台KBSG-500/10，10/0.69kV，500kVA 型矿用隔爆干式变压器，其它配电点控制设备均为矿用隔爆型。40kW以上的用电设备选用矿用隔爆型真空电磁起动器控制，40kW以下的用电设备选用矿用隔爆型磁力起动器控制。

四、回采工艺实习

***煤矿井田内可采煤层为3号煤层，3号煤层为全区稳定可采煤层，位于山西组下部，上距下石盒子组底砂岩(K8)约51 m，下距太原组K5灰岩约27 m，煤层厚2.84～4.58 m，平均厚4.20 m。煤层稳定结构简单，中下部含0～2层泥岩夹矸(0.01～0.5 m)。其顶板为粉砂岩，底板为黑色泥岩。

根据矿井地质报告和本矿开采所揭露煤层的情况来看，煤层赋存平稳，倾角4°～10°，煤层结构简单、层理发育、煤层稳定。按照3号煤层的赋存条件，设计推荐采用综合机械化走向长壁分层开采采煤法，顶板管理方式为全部垮落法。

(一)工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

回采工作面选用MXG-150/350D型双滚筒采煤机，配套SGZ-630/180型可弯曲刮板输送机。采煤机电机功率350 kW，采高1.4～2.6 m。可弯曲刮板输送机电机功率180 kW，运输能力423 t/h。在工作面运输顺槽选用一台SGB-620/40型，电机功率40 kW的刮板转载机搭接一台SSJ800/2×40型可伸缩带式输送机。

(二)工作面顶板管理方式、支护设备选型

工作面采用ZZ2000/14/23型支撑掩护式液压支架，工作面的两个端头采用ZZG2000/14/23型液压支架。支架选型主要考虑如下因素：

1、采高范围1.7-2.2m，故所选择支架最低高度1.4m，最大高度2.3m。

2、考虑该工作面为机采，所选支架顶梁体长度(控顶距)将大于3m，故所选择支架支护强度应大于0.5Mpa。

3、由于该矿3号煤层倾角在4°-14°，故所选支架应配置侧调向机构。

根据常规顶板来压强度计算公式，即按4-8倍采高计算顶板来压强度，取8倍采高则：

pc=8Khcr=8×2.1×2.6=0.437(Mpa)

式中：pc——顶板最大来压强度(初次来压);

hc——平均采高，取2.1m;

r——顶板岩石容重，取2.6t/m3。

由于该工作面配备端头支架且端头支架支护强度相对较低，故以端头支架验算工作面支护强度。端头支架的支护强度为0.53 Mpa，远大于顶板最大来压强度。

ZZ2000/14/23型支撑掩护式液压支架技术参数见下表：

序号项目参数单位附注

1支

架型式四柱支撑掩护式带单侧活动侧护板高度1400~2300mm支护宽度950~1050mm中心距1000mm初撑力1546KN工作阻力2000KNp＝42Mpa支护强度0.53~0.58Mpa底板比压1.16Mpa泵站压力31.5Mpa操纵方式本架

2立

柱型式（单伸缩）前立柱后立柱4个缸径/柱径125/105125/105mm行程850850mm初撑力386.37386.37KNp=31.5Mpa工作阻力500500KNp＝42Mpa3推

移缸径/柱径110/70mm行程650mm推溜力299KN拉架力178KN

(三)工作面回采方向与超前关系

根据矿井开拓布置方式、开采范围和采煤方法，工作面布置在大巷一侧，为单一煤层后退式开采，由井田边界向大巷方向推进。

(四)采煤工作面长度、推进度、生产能力及接续关系

设计布置一个综合机械化采煤工作面，长度100 m，每个循环进度为0.63 m，每天割煤六刀，日进度3.2 m，年推进度1060 m。

首采工作面布置在采区运输巷的北侧，根据该矿的实践经验，准备接替工作面采取相邻布置方式。

(五)采区及工作面回采率

3号煤层为厚煤层，则采区回采率取0.75，工作面回采率取0.95。

五、掘进工艺实习

该矿井下共布置有两个大巷掘进工作面，均为普通炮掘工艺，锚网支护，锚索补强，爆破落煤，刮板输送机运煤至采区煤仓。

(一)巷道支护

1、临时支护

(1)采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定，前探梁采用直径76㎜的厚皮无缝钢管制成，全长3.6m。吊环为20mm厚钢板加工制成的可调节吊环。前探梁最大控顶距离1.6m。

(2)按设计要求爆破出巷道轮廓，先处理顶帮隐患，人工及时穿前探梁，在前探梁上放置长2.7米，厚12公分的专用木横梁，然后再其上敷设钢筋梯和金属网，然后用木板、木楔把木横梁与顶板刹实，并使钢筋梯和顶网紧贴顶板;前探梁与吊环之间用木楔刹紧。

(3)前探梁、吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换;在移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。

附图:前探梁临时支护示意图

2、永久支护

顶锚杆杆体为φ20mm×2400mm，帮锚杆杆体为φ20mm×2000mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢，且螺纹段采用滚丝加工;螺母为快速安装防松螺母;螺母与托盘之间必须加垫减摩垫圈。每根锚杆采用1卷CK2335和1卷K2360的树脂锚固剂进行锚固。锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m。

轨道大巷的顶板锚杆间排距为800 mm×800 mm，两帮锚杆间排距为700 mm×800 mm，每排布置15根锚杆。

采用直径为12mm的钢筋来制作钢筋梯。轨道大巷的顶板钢筋梯长度3700mm，宽度80mm，限位孔间距800mm。钢筋梯的规格如图所示。

附图：轨道大巷顶板钢筋梯

轨道大巷顶板钢筋梯

巷道顶板和两帮铺设采用10#铁丝编制的网孔尺寸为50mm×50mm的菱形金属网。锚杆托盘采用规格为130mm×130mm×8mm的铁托盘，为了增加围岩的受力面并起到缓冲的作用从而有效维护巷道，还需在铁托盘下加垫一块规格为400mm×200mm×50mm的木托盘。

在锚网梁支护的基础上，在巷道顶板每隔2.4m(三排锚杆)安设一排规格为φ15.24×7000mm的锚索，采用“三花”布置(即对于任意相邻的两排锚索，其中一排布置一根锚索位于顶板中部，另一排布置两根锚索位于顶板两侧)。每根锚索采用一根CK2335、两根K2360的树脂药卷进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。锚索托盘为300 mm×300mm×18mm的方形钢板，其中心孔径为16.5mm。

附图:一采区轨道大巷锚网梁索支护示意图(三视图)

(a)正视图

(b)俯视图

(c)右视图

(二)施工方法

该巷道采用光面爆破的方法爆破落煤，锚网支护，SGB-S420/30型刮板输送机运输，FBD-NO.6型2×11KW局部通风机压入式通风。

(三)凿岩方式

1、本施工巷道均采用打眼放炮的方法进行掘进。

2、打眼使用ZQS-50/1.6型气动手持式风煤钻或煤电钻进行打眼。

(四)爆破

巷道所在的岩层为3#煤层，为中硬岩层，均采用楔形掏槽，炸药使用煤矿许用3#膨化硝胺炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFd-100型防爆发爆器，连线方式为串联。

(五)装载与运输

装载为自然装载和人工装载，运煤机械使用SGB-420/30T刮板输送机，运料为轨道、矿车运输。

(六)管线布置

1、防尘管路、压风管路和电缆必须悬挂整齐，符合质量标准化要求。

2、在消防洒水主管道上每隔50m设一支管，并加装闸阀和消防快速接头各一只，用于冲洗巷道。

3、电缆悬挂要符合标准要求：不同钩串钩、悬挂点间距不得超过3m;电缆与风、水管敷设在同一帮时，电缆必须在风、水管上方0.3m以上;通信、信号电缆与电力电缆敷设在同一帮时，通信、信号电缆应在电力电缆上方0.1m以上;高低压电力电缆敷设在同一帮时，其间距应大于0.1m，高压电缆之间、低压电缆之间距离不得小于50mm。

4、压风管路铺设要求：

井下大巷干管每隔100m掘进工作面和回采工作面每隔50米设一个三通阀门，管路采用快速接头连接，应满足行人要求。

六、通风与安全实习

(一)矿井通风系统

根据晋煤安发[2006]205号文《关于晋城市所属煤矿矿井2005年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，***煤矿20053号煤层瓦斯相对涌出量为3.41 m3/t，绝对涌出量1.06 m3/min，二氧化碳(CO2)相对涌出量3.41 m3/t，绝对涌出量1.06 m3/min，经山西省安全生产监督管理局批复，属低瓦斯矿井。

该矿采用中央分列式通风系统，主、副斜井进风，回风立井回风，通风机型号为FBCDZ-NO.15(电机功率为2×45KW)，总进风量1941m3/min，总回风量2040m3/min。

(二)矿井灾害防治及安全装备

(1)预防瓦斯灾害措施

①建立建全矿井通风、瓦斯管理制度，加强一通三防管理，定期测风，合理配风，保证通风连续、稳定、有效。

②严格执行瓦斯检查制度，配备瓦斯检查仪器和专职瓦检员，每班检查必须符合安全规程规定，并真实记录，瓦斯超限，必须及时处理。

③井下爆破作业必须实行一炮三检，三人联锁放炮制度，瓦斯超限，严禁作业，并立即处理。

④建立建全机电设备防爆管理制度，禁止使用失爆机电设备。

⑤禁止矿井无计划的停电停风，严格掘进工作面局部通风机的管理，临时停掘的工作面作到停掘不停风。

⑥严格通风设施管理，采空区、废弃巷道必须严密封闭，并经常检查维护，保证完好有效。

⑦矿井每年必须进行瓦斯等级测定，作好安全管理。

⑧下井人员均配戴自救器。

(2)预防煤尘爆炸的措施

矿井煤尘无爆炸性，为创造良好的作业环境，保证职工身体健康，设计中对煤尘产生和积聚采取了防治措施。(见粉尘综合防治措施)

(3)预防井下火灾的措施

①井下巷道、硐室采用不燃性材料支护，现有木支护的巷道中机电设备硐室均改为不燃性材料支护。

②建全防火管理制度，严格管理井下易爆易燃物品。

③井下设消防管路和消防材料库，配备防灭火器材。

④井下机电硐室设防火栅栏两用门和消防器材。

(4)粉尘的综合防治措施

①采掘工作面采用湿式钻眼，使用水炮泥，爆破前后冲洗煤壁巷帮，爆破时喷雾降尘，出煤时洒水降尘等综合措施。采煤机割煤设有机载喷雾装置。

②井下设有洒水防尘供水管路系统，在易产生粉尘地点及采掘工作面巷道中设喷雾降尘和风流净化装置。

③控制巷道风速，减小粉尘飞扬。定期清扫和冲洗巷道浮尘和对主要巷道刷浆。

④下井人员配备个体防尘防护用品。

(5)预防井下水灾的措施

①矿井副斜井井底一侧设有井下主排水泵房和水仓，采掘工作面设有移动式小水泵，在可以自流的巷道中设有水沟，采区涌水通过小水泵、巷道水沟排至井底水仓由井筒管路排至地面。

②井下主排水泵房、主变电所的通路中设防水密闭门，保证水患时设备正常工作。

③矿井断层较多，构造较复杂，采掘工作面应采取“有疑必探，先探后掘(采)”的原则，该矿已有两台探水钻，以供必要时使用。

④矿井留设的井界、断层、采空区等安全煤柱不得破坏，要掌握采空区积水状况，防止水患发生。

(6)井下安全监控设备选型、布置及自救器装备

矿井配备了KJ83N型安全生产监测监控设备和系统，对井上下主要作业场所的甲烷进行监控，并实现采掘工作面瓦斯电闭锁，掘进工作面风电闭锁;对主要安全设备如主扇、局扇、胶带输送机、风门、水泵进行开停状态监控;对输送机进行CO进行监测;以上监控均实现声光报警。

入井人员每人配备一台过滤式自救器，并留有5%～10%的备用量。

(7)矿山救护

该矿与晋城市军事化矿山救护大队已签有“矿山应急救援协议书”，当矿井发生灾害时能够得到应急救护。

七、实习总结

矿井通风心得体会 篇7

通风系统在矿井中, 能起到改善工作环境、稀释有害物质, 调节井内湿度与温度的作用, 在矿井建设设计中, 具有重要作用。我国煤矿开采技术, 相比国外水平, 还有所不足。并且工人施工条件较差, 施工安全性较低。故而, 本文对矿井的通风系统进行分析。

1 造成煤炭矿井的通风阻力的原因

煤炭矿井中, 不同的通风流动状态, 会导致不同的通风阻力现象。通常情况下, 引发风阻问题的原因主要有以下两种。

由于井巷壁面与巷内流通空气之间, 会形成摩擦, 从而对空气的正常流通, 形成阻碍作用。这种阻碍作用被即为摩擦阻力, 这种阻力对矿井通风的影响最为明显。

巷道面积的骤然变化, 以及转角、交汇、分叉等局部位置, 会对流通冲动空气, 产生结构性的阻力, 这种阻力即为局部阻力。

2 降低空气阻力的对策

2.1 降低摩擦阻力

(1) 摩阻系数与矿井结构有关, 为了在不影响矿井整体结构的前提下, 减少其摩阻系数, 应首选针对矿井的支护方式进行改造。在设计过程中, 对钢带、锚索、砌碹等结构, 应确保其质量达到技术标准的要求, 并以光面爆破的方式, 保证井壁的光滑程度与平整度, 使空气流通时, 所受到的摩擦阻力降低。此外, 还需保证支架的整齐, 并对损坏的支架, 及时的采取手段修复。修复时, 需注意修整好底板、两帮等结构, 从而最大限度的降低摩阻系数。

(2) 由风阻公式可以看出, 巷道风量与摩擦阻力之间, 存在正相关关系。所以风量越大, 所造成的通风阻力也就越大, 而通风效率的损失也就越大。因此, 应结合具体的生产特点, 选择最为适宜的通风量。在初期掘进时, 控制局部通风机的风量, 并对主通风机进行调节。使井巷内富裕风量下降。同时, 防止井内风量集中而产生的紊流问题。

(3) 井巷断面周长越长, 则通风的摩擦阻力越大。而井巷断面面积越大, 则通风的摩擦阻力越小。因此, 在对井巷断面进行设计时, 应对周长与面积以及实际使用情况进行综合考虑。由于同面积下, 圆形设计, 具有最小周长。因此, 应尽量采取圆形断面。而大巷、斜井等结构, 因考虑其使用的方便性, 故而采用仅次于圆形结构的拱形断面, 从而降低断面周长, 提升通风流畅性。

(4) 巷道越长, 则发生紊流情况的几率就越高, 通风摩擦阻力也就越大。因此, 在满足工作需要的前提下, 应尽量减少巷道长度。对采空区, 以及废弃管巷, 应及时予以封闭。

2.2 降低局部阻力

局部阻力, 通常是由井巷内, 局部结构的变化和损坏所引起, 从而导致通风流向、流速发生改变。所以, 应对产生风阻的局部结构, 进行改善和优化, 避免风力冲击现象与涡流现象, 提高风力流动效率。

(1) 保障空气流动的流畅性, 首先应改善井巷结构, 使巷内断面积的变化量尽量降低, 避免出现面积突变现象, 防止风力受到结构性阻碍和冲击。其次, 对于铁风桥, 要对其直径进行控制, 使之尽量减少。设计时, 合理设置调风窗。最后, 对其他产生风阻的局部结构, 也应予以改良。

(2) 对面积不同的两巷道之间, 应采取圆滑连接、光滑过渡的方式。对巷道转弯位置, 需增加弧度过渡结构。在满足生产需求的条件下, 尽量减少巷道汇合与分叉的情况。

(3) 生产中备用材料和工具, 应按照生产需求向井巷中运送, 不可将大量材料和工具堆积在井巷内部。日常做好检查工作, 及时清理各种阻力物。

3 提高通风动力的措施

为了保证井巷具有良好的通风状况, 克服各种通风阻力, 因此需要为井巷提供一定的风压。矿井通风的压力来源有两种, 分别是自然风压以及机械风压。

3.1 自然风压的利用

自然风压是矿井所在位置, 由自然环境条件所生成的风压。因此, 在设计时, 应对当地的气候条件与地形环境, 做好充分考虑, 并结合气候规律, 对主通风机进行调整, 达到节能目的。此外, 还可以在你复杂井巷内, 通过钻孔的形式, 构成通风回流, 增加自然风压的利用率。为了应对非常情况, 可有自然风代替通风机进行风力供给。

3.2 调整工况点

采用通风机进行风力供给时, 通过对工况点的调整和优化, 能有效提升通风效率, 并降低电能消耗, 节约生产成本。

所谓工况点, 是指在特定的风阻与转速条件下, 通风机的各项工作参数。当风力无法满足开采需要时, 可采用增风调节方式, 首先减少总风阻, 并对外部漏风位置, 采取封堵措施。而当井巷内富裕风量较高时, 则通过减风调节方式, 避免井内通风紊流。以轴流式机器为例, 可以首先对其进行增阻调节, 而后提高外部漏风量。

而实际工作中, 在无法对风阻进行调整的情况下, 还可以通过改变风机的特性, 从而提升通风效率。仍以轴流风机为例, 对叶片的安装角度, 进行相应的调整, 则能实现风量调整。而通过调整电机转速, 或调整传动比等形式, 都能有效调整风量。对于离心式风机, 可通过安装前导器, 并针对前导器的叶片, 进行调整。从而达到调整风量的目的。

4 总结

通过提高井壁光滑程度, 改善并优化井内结构, 在保证矿井断面面积的前提下, 尽量缩短断面周长, 缩短井巷长度等方法, 能有效降低井内通风阻力。而合理的利用自然风压, 并结合开采需要, 对通风机工况点进行调整, 则既能保证经济性, 又能提高通风动力。

摘要：煤矿井内通风, 对煤矿开采施工的安全与效率, 有着重要影响。为了保障施工安全, 提升开采效率。所以文章针对煤炭矿井内, 通风阻力产生的原因, 和降低空气阻力的对策进行分析。同时, 针对自然通风和机械通风效果的调整与优化, 提出了几点看法。希望为煤矿行业, 设计与工作人员, 提供借鉴和参考。

关键词：通风阻力,通风动力,煤炭矿井

参考文献

[1]高存友.煤炭矿井内通风阻力和通风动力的研究[J].民营科技, 2014, 12 (02) :92.

[2]闫幸国.煤矿矿井通风阻力测定研究[J].科技风, 2013, 13 (11) :122.

矿井通风系统决策优化指标的选取 篇8

关键词：决策系统；优化指标；数学建模。

1 影响矿井通风系统优化决策的模式

而制约矿井通风系统优化决策的因素有很多，它涉及到自然、社会、经济、技术等多个复杂的相互联系但又彼此制约的因素或目标。它具有规模大、联合性和随机性的特点。因此，它是一个具有复杂性和不确定性的系统，属于多目标模糊优化决策问题。

1.1复杂性模式

复杂性模式主要指矿井通风中存在的优化问题的复杂性和在技术快速发展环境下模拟工具的复杂性。具体又可分为三个方面：问题复杂性、计算能力和优化技术。

1.2不确定性模式

不确定性模式是指与矿井通风系统优化相关的数据可利用性和变量随时间和空间的自然变化，具体有可分为三个方面不确定性、可利用数据和条件变化。

（1）不确定性。影响矿井通风系统的不确定性因素很多，且随着矿的不断开采，这些不确定性因素会越来越多。这些不确定因素可以划分为两类，由通风网络结构的变化引起的不确定性和由管理或社会环境引起的不确定性。而这两类不确定性都存在一定的模糊性。

（2）可利用数据。矿井通风系统是一个动态的生产系统，它随着时间和空间的变化，数据发生不断的变化，以前的一些数据的可利用性都会相应的下降。

（3）条件变化。随着气候条件的变化、人类的活动的影响及地质条件的变化，矿井通风系统也发生变化。

2 矿井通风系统决策优化指标的确定与分析

新矿井在通风系统设计或生产矿井在进行通风系统技术改造设计时，必须根据矿井的地质条件、矿井开拓和生产布局可拟定出很多可行的设计方案，并且各个方案各有优缺点。要从众多的方案中确定出最优的通风系统方案，必须首先确定矿井通风系统的评判指标。对于不同的矿井或通风系统，涉及因素又有不同，而要想将影响因素全部罗列出来，并确定出进行方案比较的评判指标是很困难的。因此，必须从解决矿井通风系统方案优选的观点出发，确定进行方案优选影响因素分析及建立评判指标体系，仅选择对方案选择影响较明显，或在不同方案之间进行比较中影响程度差别较大的因素。根据影响因素，建立指标体系，选择相同因子。

2.1 矿井通风系统评判因子的确定的原则

通过对影响矿井通风系统决策优化复杂性和不确定性模式的分析，由此归纳出矿井通风系统评判因子确定必须坚持的6项基本原则：

（1）评判因子的确定应该充分体现科学性、可比性、客观性、针对性、超前性和可操作性。

（2）评判因子的建立要坚持“系统性和完整性相结合”、“科学性与实用性相结合”、“特殊性与普遍相结合”、“定性与定量相结合”、“动静相结合”、“面面俱到”和“不可偏废”的原则。

（3）评判因子的建立要以“揭示问题、促进管理水平提高、促进科学技术进步、促进矿井安全程度提高”为目的。

（4）评判因子的建立要具有导向作用，即评判指标能指导今后工作和努力方向。

（5）评判因子的建立必须符合多数专家的意见，能够全面确切地反映出矿井通风系统的状况和技术质量特征，具有独立的物理意义。

2.2矿井通风系统决策优化评判因子的确定

安全性较好的矿井通风系统的标志是通风系统完整，主要通风机装置运行状况良好、与通风网络匹配，通风井巷联结形式合理，风质风量满足要求。通风系统的状况和质量是用一套定性和定量指标表示的。定性指标没有计量单位，离散性、确定性是矿井通风系统定性参数的特点，定量指标是从数量方面来说明矿井通风系统的，即它们的变化具有数量尺度。

根据评判指标确立的6项基本原则，并在大量调研、文献检索、统计、分析、经验总结和反复听取并征求各方面专家的意见的基础上，提出了影响矿井通风系统方案优选的主要因素指标集，共分3大类，11小项，其层次结构模型如图1所示。

图1 矿井通风系统优化的层次结构模型图

2.3矿井通风系统评判指标及其数学描述

矿井通风系统评判指标力求全面客观地评估矿井通风系统的可靠程度，其指标应能反映矿井通风系统的技术质量特征，从安全角度出发对矿井通风系统进行全面分析，并参考《生产矿井质量标准化标准》中有关规定和现场科技人员的经验，综合分析，按照主从相关、回归关系和方向性原则，确定的评价指标。

（1）表明技术先进的指标

①矿井风压。矿井风压是指1m/s的空气流过矿井通风网络时，所消耗的机械能量。矿井风压越高，通风管理难度就越大，一般认为矿井的风压不超过3000Pa，其计算公式为：

（1）

其中h为风压取整数，Pa，。多台主要通风机联合运转时，分别计算各台主要通风机所担负系统的风压，并取较小的值作f为的值。

②风量供需比。矿一井实际通过的风量Q与矿井所需风量Q0，的比值即是矿井风量供需比β。即β=Q/Q0。

一般认为矿井风量供需比值在[1, 1.2]之间较为合理，小于1时矿井风量不足，大于1.2时风量过剩，最大不超过1.5，由此得出该指标量化公式为：

（2）

③结构合理性。矿井或系统在自然分风时压力与按需分风时压力之比（合理性系数）K。一般认为值越大，说明调节量越小，网络结构较合理，反之亦然。单一风机工作的通风系统一般要求0.85

（3）

对于多风井系统，分别计算各系统的合理性系数值，并取最小的值作为f值。

（2）表明经济合理的指标

①井巷工程费。主要是由井巷工程的直接定额费、辅助车间费及施工管理费组成。其计算公式为：

，元 （4）

式中:

K j——掘进费用单价，元/m；

L j——第j条井巷的长度，m；

S j——第j条井巷的初选断面,m2。

②设备购置费。主要是指购买主要通风机包括电机设备所消耗的费用。

③巷道维护费。主要是指修复井巷所消耗的材料、工人工资以及其它费用的总费用，其计算公式为：

，元 （5）

式中W j——巷道的维护单价，元/m;；

t j——第条井巷的维护年限，a 。

3 结论

本部分是通过对影响矿井通风系统优化决策的模式的研究分析，建立数学评判指标体系模型，并根据对方案优选影响因素的不同，从中选择对方案优选影响较明显，或在不同方案之间进行比较中影响程度差别较大的因素，作为最终的评判指标，然后根据确立的评判指标提出了基本单元系统因素权重的求解原理，并求解评判指标的权重。

参考文献:

[1]刘剑，贾进章，于斌.通风网络含有单向回路时的通路算法. 辽宁工程技术大学学报,2003（6）

[2]贾进章，刘剑，宋寿森. 通风系统稳定性数值分析. 矿业安全与环保, 2003（6）

[3]刘新, 贾进章,刘剑. 广义角联结构研究. 辽宁工程技术大学学报, 2003(4)

[4]戴国权.在复杂的矿井通风网络中确定角联分支中风流方向的方法.煤炭学报,1979(1)

[5]赵以蕙等．复杂风网中不稳定风流的方向判别及其应用．煤炭学报,1984,(2)

[6]N.SZLAZAK,LIU Jian. Numerical Determination of Diagonal Branches in Mining Ventilation Networks. Archives of Mining Sciences,1998(4)

第一作者简介：刘朋（1988.2~），男，中国地质大学（武汉）工程学院安全工程06级本科生

email:thankyou1988@hotmail.comTel:15972073191