九裏山煤礦礦井通風設計

九裏山煤礦礦井通風設計

摘要：本設計是焦煤集團九裏山煤礦礦井通風係統的設計，在本井田範圍內，地質條件簡單，湧水量和瓦斯湧出量大，有突出危險，設計年產量0.90Mt/a，服務年限60a，開拓方式為豎井開拓，采用走向長壁傾斜分層下行垮落采煤法進行回采。在礦井一水平的通風設計中，選用兩翼對角式通風(也可看作分區式通風)，計算了礦井需風量和兩個時期的通風阻力，並選擇了主要通風機，計算了噸煤通風電費，繪製了通風係統圖和通風網絡圖，同時得出了幾個關於通風設計的結論。

本設計充分結合實際情況，積極采用切實可行的先進技術，為整個井田的安全生產奠定了良好的基礎。

關鍵字：煤礦 礦井通風 設計 對角通風

The first step design of jiulishan mine ventilation

Abstract：This project is a ventilation system design of Jiulishan Coke Coal Mine which is affiliated with Jiao Zuo Coal Mine Group. Because of the simple geological condition and large magnitude of inflow and gas emission, there is a great danger in the mine. In this design, the mine has an output of 0.90Mt/yesr and a life-span of 60-years. The development way is the shaft development, uses moves towards the long wall to incline under the lamination the line to break down fall spicks carries on picks. Ventilates in the design in a mine pit level, selects two wings opposite angles type to ventilate (also may regard as district type to ventilate), the respective calculation of the ventilation resistance in easy and difficult situation, the selection of the main fan, the computation of electrical consumption for one-ton coal, and the drawing of system and network map simultaneously obtained several about to ventilate the design the conclusion.

The design combine closely with the actual condition and adopt feasible and advanced technologies, to let the mine have a good foundation of safe production.

Keywords：Coal Mine ventilation Design Ventilation of opposite angle

目 錄

1 緒 論1

1.1 礦井通風設計的國內外研究發展與現狀1

1.2 通風設計的目的和意義1

1.3 通風設計的依據和要求2

2 基本概況3

2.1 礦井概況及井田地質特征3

2.1.1 井田概況3

2.1.2 地質特征4

2.2 礦井儲量、年產量及服務年限6

2.2.1 井田界限6

2.2.2 井田儲量6

2.2.3 礦井年產量及服務年限6

2.3 井田開拓7

2.3.1 概述開拓方案7

2.3.2 井筒7

2.3.3 井底車場及硐室7

2.3.4 開采順序及采煤工作麵的配置9

2.4 采煤準備10

2.4.1 采煤方法10

2.4.2 采區巷道布置及生產係統[4]10

2.5 礦井運輸、提升及排水12

2.5.1 礦井運輸12

2.5.2 提升設備12

2.5.3 排水設備14

3 礦井通風設計15

3.1 通風係統選擇15

3.1.1 主要通風機的工作方法15

3.1.2 通風係統選擇15

3.2 風量計算及風量分配16

3.2.1 采煤工作麵實際需要風量[9]16

3.2.2 掘進工作麵需要風量18

3.2.3 硐室需要風量18

3.2.4 礦井總風量計算19

3.3 采區通風設計20

3.3.1 采區通風係統的基本要求20

3.3.2 采區進、回風上山的選擇21

3.3.3 回采工作麵的通風係統22

3.4 掘進工作麵通風設計24

3.4.1 掘進通風方法24

3.4.2 掘進工作麵設備裝置25

3.4.3 掘進通風安全措施26

3.5 全礦通風阻力計算26

3.6 主要通風機選型31

3.6.1 選擇主要通風機31

3.6.2 電動機選擇35

3.7 礦井反風設計37

3.7.1 反風的目的意義37

3.7.2 反風方法選擇37

3.8 礦井通風評價38

3.8.1 礦井噸煤通風電費38

3.8.2 礦井等積孔、總風阻38

4 安全技術措施與環保40

4.1 礦井安全技術措施40

4.1.1 防治煤與瓦斯突出管理製度40

4.1.2 瓦斯檢查製度42

4.1.3 局部通風管理製度44

4.1.4 瓦斯抽放管理製度45

4.1.5 礦井防治水製度[7]48

4.2 礦山環保49

4.2.1 礦山水汙染的防治的措施49

4.2.2 粉塵汙染的防治措施50

4.2.3 礦山噪音汙染的防治50

5 結 論51

致 謝52

參 考 文 獻53

1 緒 論

1.1 礦井通風設計的國內外研究發展與現狀

煤炭是世界工業經濟發展的主要能源，很早以前，就有采礦的曆史，礦井通風史也隨之產生。

約在1640年，人們開始把進風和回風分開，以利用自然通風壓力進行礦井通風。為了加大通風壓力，1650年在回風路線上設置火筐，1787年又在回風路線上設置火爐，使回風風流加熱。

1745年俄國科學家發表了空氣在礦井中流動的理論，1764年法國采礦工程發表了關於礦井自然通風的理論，成為礦井通風史上奠基的兩篇論文。

1807年風量約200m3 /min，獸力活塞式空氣泵，1849年轉速約95轉/分，風量約500m3 /min的蒸汽鐵質離心式扇風機;1898年電力初型軸流式扇風機相繼投入使用。上世紀四十年代，礦井已使用功率為約1500kw和3000kw的電力軸流式和離心式大型扇風機。

用於礦井的主要有離心式和軸流式兩類通風機，以前全用離心式。由於軸

流式通風機具有結構簡單緊湊、體積小、重量輕，再者是工作效率高，尤其是大型軸流式通風機，效率可達85%，三是有翼角調整裝備，便於機械性能調節或進行反風這些優點，現在大部分礦井都采用軸流式通風機。

隨著生產的發展，對礦井通風的要求不斷提高，也更具有合理性。如礦井供風量每人不少於4m3/min，在主要進風道、回風道、修理中的井筒和提升人員、物料的井筒最大風速不能超過8米/秒。回采工作麵、掘進煤巷和半煤岩巷最小風速不小於0.25米/秒等規定，這都為礦井的安全生產打下了基礎。

隨著計算機的發展和廣泛應用，礦井通風方麵，已經可以利用電算技術確定礦井通風網絡，並對其進行解算。主要是礦井通風狀況的模擬與預測，通風係統改造方案的比較計算和風量分配與礦井阻力計算等方麵。

1.2 通風設計的目的和意義

眾所周知，井下風量不足會引起瓦斯積聚，工作環境溫度升高，缺氧造成人員傷害等問題，而風量過剩也會導致不良的影響，如漏風量大，動力過度消耗，風流發生過度的冷卻作用，巷道內礦塵飛揚，激發煤的自燃等。因此礦井通風設計合理與否對礦井的安全生產及經濟效益具有長期而重要的影響。

礦井通風設計是礦井設計的主要內容之一，是反映礦井設計質量和水平的主要因素。其目的就是供給礦井新鮮風量，以衝淡並排出井下的毒性、窒息性和爆炸性氣體和粉塵，保證井下風流的質量和數量以符合國家安全衛生標準造成良好的工作環境，防止各種傷害和爆炸事故，保障井下人員身體健康和生命安全，保護國家資源和財產。

礦井通風是各生產環節中最基本的一環，他是依靠通風動力將定量的新鮮空氣沿著既定的通風路線不斷地輸入井下，以滿足回采工作麵、掘進工作麵、機電硐室、火藥庫以及其他用風地點的需要，同時將用過的汙濁空氣不斷的排出地麵。對保證礦井的生產和安全，有十分重要的作用。

隨著礦井的開采規模逐漸擴大，井下的溫度逐漸升高，瓦斯含量的不斷增加以及煤的自燃特性愈益加劇，合理的解決礦井通風問題就顯得特別重要了。同時，礦井通風對於提高礦工的勞動效率，保證礦工的安全和健康，也是極為重要的。

1.3 通風設計的依據和要求

礦井通風設計是安全工程專業學過《通風安全學》、《煤礦開采學》等課程後，以及通過生產實習後進行的，其目的是鞏固和擴大所學理論知識並使之係統化，培養學生運用所學理論知識解決實際問題的能力，提高學生計算、繪圖、查閱資料的基本技能，為以後能勝任工作奠定基礎。

設計時依據《煤炭工業技術政策》、《煤礦安全規程》、《煤炭工業礦井設計規範》以及國家製定的其他有關煤炭工業的方針政策等有關要求，力爭做到分析論證清楚、論據確鑿，並積極采用切實可行的先進技術，力爭使自己的設計成果達到較高水平。

2 基本概況

2.1 礦井概況及井田地質特征

2.1.1 井田概況

1)位置

九裏山礦井位於河南焦作煤田東部，九裏山南側，西與演馬莊礦相鄰，東北與馮營礦相鄰，西距焦作市18km。見圖2-1。

圖2-1 井田位置圖

Fig. 2-1 Jiulishan mine traffic location map

2)交通

九裏山礦交通方便，礦井鐵路專用線，從焦作礦務局安陽城集配站接軌，可以通過新焦鐵路，直達全國各大城市，公路交通也方便，鄰近礦井馮營礦、演馬莊礦。

3)地形與河流

井田範圍內，地形平坦。井田北緣有九裏山，高出地麵約70米。地表覆蓋有第四紀黃土。地麵有受雨水衝刷的深溝及農田灌溉渠數條，溝深1-2米。深溝平時幹枯，夏季雨後有短暫時間流水。有一河床，平時幹枯，雨季有時有洪水，洪水百年一遇，洪水最高峰350立方米/秒的流量，在主井口洪水位正93.1米，洪水三年一遇，洪水最高峰450立方米/秒的流量，在主井口洪水位正93.25米。

4)氣象

根據焦作市氣象資料，焦作市屬半大陸性氣候，最高氣溫43.2度，最低氣溫-16.9度，每年7、8、9月為雨季，年最大降雨量為908.7毫米，正常風速為40米/秒。

2.1.2 地質特征

1)地質構造

本井田位於太行山餘脈之南坡，呈單斜構造，岩層傾斜方向東南，傾角13.5度-16度。井田範圍內基岩均被厚度80-210米的第四紀黃土及礫石層所覆蓋，井田無褶皺現象出現，皆為正斷層，曾多沿走向方向發展，隻有方莊斷層、北碑村斷層，以傾斜方向北30度出現。見表2-1。

表2-1 主要地質構造

Table2-1 main geologic structure

序號名稱斷層性質斷層麵走向斷層麵傾向傾角 (度)落差(米)水平斷距(米)位置及範圍

1馬坊泉斷層正北45～55度東北西7032～1607000井田下部

2方莊斷層與北碑村斷層正北30度東相反60100～13010000井田東部

大煤屬於中灰分低硫分優質無煙煤，主要用作民用燃料和製造合成氨的造氣原料，也能作為高爐噴吹和燃燒鐵礦石的燃料，還能用於製造各種碳素材料，如炭電極，活性碳等。

表2-2 煤的工業分析表

Table 2-1 coal feature list

煤層名稱原煤工業分析(%)最小-最大/平均

水分灰分硫分揮發分發熱量

大煤0.16-2.927.16-52.190.29-1.436.36-20.968212-8489

平均1.1118.200.458.928352

2)水文地質

以煤層位置和層次將含水層劃分為兩部分：頂板水和底板水。大煤以上統稱為頂板水，包括衝積層、基研風化帶和砂岩等含水層：大煤以下統稱為底板水，包括第八層灰岩，第二灰岩和奧陶係灰岩等含水層。

地下水總流向從西北向東南，水力坡度為0.3%，水位標高一般為+90米左右。頂板水根據地質報告為40m3/min，頂板水為10m3/min，礦井正常湧水量為50m3/min。礦井最大湧水量為120m3/min。煤層特征見表2-2。

表2-3 煤層特征表

Table2-3 coal bed characteristic table

煤層名稱煤層厚度傾向傾角/ °圍岩性質煤牌號硬度容重t/m煤層結構及穩定性

最小-最大平均頂板底板

大煤0.98-8.135.15東南13.5-16砂質頁岩頁岩和砂質頁岩033-41.48穩定 簡單

3)瓦斯煤塵

九裏山礦瓦斯，根據大煤采樣規定，和演馬莊礦實測計算結果，應屬超級瓦斯區，並有煤和瓦斯突出危險。煤塵無自燃和爆炸性危險。相對瓦斯湧出量為11.43立方米/噸。

2.2 礦井儲量、年產量及服務年限

2.2.1 井田界限

九裏山井田範圍，西以十一勘探線為界，東至被碑村斷層為界，被到大煤隱伏露頭，南達西倉上斷層為界。井田走向4.2-5.3 km，傾斜寬度為3-4.2 km，井田麵積為17.50km。

九裏山井田內，有可采煤層兩層，即大煤和小煤，但由於小煤分布不均勻，隻是局部可采，因而九裏山井田內，基本上屬於單一煤層開采。

2.2.2 井田儲量

表2-4 礦井工業儲量彙總表

Table 2-4 reserves summary

煤層名稱工業儲量(萬噸)備注

ABA+BCA+B+C

大煤3211.487991.6574203.1447545.64511748.789

表2-5 礦井可采儲量彙總表

Table2-5 mine pit recoverable resources collect the master list

開采水平煤層名稱工業儲量礦井設計儲量(萬噸)礦井可采儲量(萬噸)

永久煤柱損失設計儲量設計煤柱損失可采

儲量

斷層煤柱境界煤柱構築物煤柱其它煤柱工業場地煤柱井下巷道煤柱其他煤柱

Ⅰ大煤35705717515231863182462622

Ⅱ大煤817949822922948167426355925005015

合計1174955540438148199289538385007637

2.2.3 礦井年產量及服務年限

1)礦井工作製度

礦井設計年工作日為330天，每天三班工作製，淨提升時間為16小時。

2)礦井設計生產能力[1]

根據井田的煤層賦存條件、可采儲量和礦井的境界範圍， 礦井設計為中型煤礦，年產90萬噸，日產能力達到2795噸。

3)礦井服務年限

礦井服務年限根據下式計算：

式中：T--礦井設計服務年限，a;

ZK--礦井可采儲量，Mt;

A--礦井設計年產量，Mt/a;

K--儲量備用係數，K=1.3～1.5

第一水平的工業儲量為2622萬噸，按年產量為90萬噸，儲備係數為1.4計算，第一水平服務年限為21年。

2.3 井田開拓

2.3.1 概述開拓方案

井田範圍內，地表平坦，煤層埋藏深度較大，加之衝積層厚度達80~216米，有流沙層，含水性大，無平峒及斜井開拓的可能，故本井田選用豎井開拓。

礦井主付井井口及工業廣場，布置在九裏山南，大陸村東北側。通風係統類型為兩翼對角式，兩風井位於井田淺部邊界的兩翼[2]。

礦井底車場及第一水平，設於-225米標高，井底車場設於大煤頂板岩層內，東西運輸大巷設於岩層內，上部淨岩柱不少於18米。

第一水平布置兩個采區，東翼、西翼各一個采區，礦井投產時兩個采區同時投產，一個綜采工作麵，一個炮采工作麵，互相交替開采[3]。

第二水平在井田下部，設於-450米水平，第一水平與第二水平之間，用水平石門及集中下山聯係。

2.3.2 井筒

井筒特征見表2-6。

2.3.3 井底車場及硐室

1)車場形式的選擇

井底車場根據運軌，提升，排水改變後的實際情況，確定為環行立式車場。車場及峒室全部開鑿於頂板岩石中，車場中副井底軌麵標高為-225米。經計算，

表2-6 井筒特征

Table2-6 well chamber characteristics

井筒名稱主井副井西風井 東風井

井口坐標X(m)3909101.214390993839087003910785

Y(m)446285.807446296444850446125

Z(m)+93.5+93.3+94.7+100.9

用 途提煤混合回風回風

提升設備箕鬥罐籠(有梯子間)(有梯子間)

井筒傾角/°90909090

斷麵形狀圓形圓形圓形圓形

支護方式混凝土混凝土混凝土混凝土

井筒壁厚/mm500500500500

提升方位角/°119°30′井塔--------

井筒深度/m318318.3125.6127.7

斷麵積淨/m228.2728.2712.5612.56

掘/m238.4838.4819.6319.63

井底車場的通過能力是富裕的。

2)井底車場的硐室

車場內設有：井下泵房變電所硐室及通道，井底車場水倉，主排水泵硐室，管子道、等候室、信號室、推車機硐室、井下炸藥庫及通道、消防器材庫、電機車庫及修理間硐室、以及井底水窩潛水泵硐室和清理水倉絞車房等硐室。

由於礦井的井架、井筒、巷道、井底、井底車場及運輸大巷，均由混凝土及鋼材等不易燃材料構成，而且井底車場的火藥庫、泵房、變電所均設有防火柵欄兩用門，因此，在井筒、井底車場設防火門意義就不大了。

井底車場兩翼設有32kg/㎝水閘門，一旦發生突水，排水能力不足時，可迅速關閉水閘門，保護泵房、變電所及井底車場所有硐室。

由於本礦設計的管子道與罐籠垂直相交，在發生事故時，無法增援和外運排水設施，所以，管子道內不鋪設軌道。為解決這一問題，在井底車場兩翼，分別設有水閘門，在排水能力不足時，關閉水閘門，由副井增援或外運排水設施的。

所以，井底車場不設防火硐室及密閉門，管子道內不鋪設軌道。水倉分內水倉、外水倉，容量為9000m3。均布置於井底車場附近的頂板岩石中。水倉用人工方式清理。

井底煤倉的型式、容量及清理運煤方式：井地煤倉為直徑6m的圓筒煤倉，容量464噸，煤由漏鬥進入箕鬥經主井提至地麵。

井底車場的支護方式及支撐材料：由於巷道密度大，地質條件複雜，小斷層多，岩石鬆軟破碎，除在岩石好的情況下采用錨噴支護外，一般均為混凝土。

井下炸藥庫為壁槽式，容量1960kg，位於井底車場副井繞道左側，有條進風道，新鮮風流經炸藥庫後，回風經回風巷，進入專用回風巷。見圖2-2。

圖2-2 井底車場平麵圖

Fig.2-2 mine shaft station horizontal plan

2.3.4 開采順序及采煤工作麵的配置

1)開采順序

在井田範圍內，采區範圍的區段開采順序為下行式，即先采上區段，後采下區段。區段內煤層采用分層下行開采，先采上分層，後采下分層。

2)采煤工作麵的配置

為實現高產高效，低成本、低坑耗，符合一礦一井一麵或兩麵的發展趨勢，降低開拓及生產巷道掘進率，簡化生產係統，使礦井朝高度集中、簡單可靠的方向發展，設計礦井一個綜采工作麵和一個炮采工作麵。

采區走向長2500米，一個綜采工作麵(或者一個炮采工作麵)和兩個煤巷掘進工作麵。

綜機工作麵采用MLSS3-170型調高雙滾筒采煤機。該機生產能力為0-780噸/小時，采高使用於1.6-3.0米，截深為0.6米，牽引速度為0-9.3米/分，該機構造簡單，操作方便，性能良好，生產能力大、外型小，除塵係統可靠等優點，為此綜采工作麵采用MLSS3-170型機組為理想的采煤機。由於MLSS3-170型采煤機本身帶有弧型擋煤板所以工作麵可以實現機械化裝煤，不需要專門的裝煤設備。

炮采工作麵采用單體液壓支柱，正懸臂齊梁直線柱布置，控頂距為2.4-3.2米，即最小控頂距三排支柱，最大控頂距為四排支柱，每推進一排放一次頂，采用刮板輸送機將煤運出。

2.4 采煤準備

2.4.1 采煤方法

九裏山井田，依據地質報告提供的依據，大煤為該井主要可采煤層，分布穩定，結構簡單，為中灰，低硫，高強度無煙煤。煤厚0.92-8.13米，平均厚度為5.15米。大煤直接頂板為粉砂岩，厚0-30米，一般厚度5米左右。屬於2-3級頂板。大煤底版為粉砂岩，局部具有砂岩矽質結核，大煤距九層灰岩10米左右，煤層傾角13.5°- 16°。

根據煤炭工業設計規範和該井田煤層賦存條件，決定采用走向長壁，傾斜分層，下行垮落采煤法進行回采。

2.4.2 采區巷道布置及生產係統[4]

礦井采區上山設計為三條：軌道上山、膠帶運輸機上山和回風上山。由於水文地質條件複雜，均布置在頂板岩層內，距煤層六米。基本呈水平布置。中間為運輸巷，兩邊或者是軌道巷或者是回風巷。見圖2-3。

圖2-3 采區上山布置示意圖

Fig.2-3 picks the area to climb mountains the arrangement hint

工作麵順槽，均以分層回采分層掘進布置。在順槽運輸巷與上山運輸巷聯接處，布置集中運輸大巷。

1)工作麵支架和頂板管理方式

(1)綜采工作麵：

為了適應綜采工作麵頂板管理需要，選擇適用的液壓支架，結合九裏山礦頂板岩性及我局現有生產礦井頂板破碎，易於冒落、控頂距離小，周期來壓不明顯等特點，我們決定選用ZY-3型國產液壓支架進行支護。由於這種支架架設後將工作麵與老空區完全隔開了，因而在頂板管理方式上仍屬於陷落法進行管理[8]。

(2)炮采工作麵：

和綜采工作麵一樣在單體液壓支柱上麵鋪設金屬人工假頂，全部垮落式分層開采法管理頂板。

2)采煤工作麵的循環數、年進度及工作麵長度

綜采工作麵日循環數為5，日進度為0.6×5=3.0米，年進度為3.0×330=990米，工作麵傾向長度為160米。

Q綜日=工作麵長度×采高×日進尺×比重×回采率

=160×2.8×3×1.48×0.93=1850t

Q綜年=1850×330=61.05萬噸

炮采工作麵日循環數為3，日進度為0.8×3=2.4米，年進度分別為：

2.4×330=792米，工作麵長度為100米。

Q炮日=工作麵長度×采高×日進尺×比重×回采率

=100×2.8×2.4×1.48×0.95=945t

Q炮年=945×330=31.18萬噸

采煤工作麵日產量= Q綜日+ Q炮日=1850+945=2795t

采煤工作麵年產量= Q綜年+ Q炮年=61.05+31.18=92.23萬噸

3)巷道支護形式，掘進工作麵個數，采掘比例關係

巷道斷麵尺寸的確定是以所通過的機器最大外型尺寸，通風量大小來決定的，綜采工作麵上順槽除通過運料車外設有大型設備，因而選用2.4×2.4礦用工字鋼支架進行巷道支護。下順槽由於除要裝有SZQ-75型轉載機外，還需要可供移動的變電站用輕便軌道，因而選用3.6米長梁×2.6米長柱的礦用工字鋼支架，進行支護。

炮采工作麵上順槽用2.2×2.2礦用工字鋼支架，下順槽用2.4×2.4礦用工字鋼支架。

掘進工作麵：全井配有四個煤巷掘進工作麵，11采區、12采區各兩個，采掘比例為大致為1:2。第一水平中期，為了接替順利，在二水平增加兩個岩巷掘進工作麵。

4)采煤工作麵煤炭運輸工藝流程

(1)回采工作麵：

工作麵(刮板運輸機)-順槽(膠帶或刮板運輸機)-集中巷(膠帶運輸機)-上山(膠帶運輸機)-大巷(膠帶運輸)-主井膠帶運輸巷-箕鬥-地麵受煤倉。

(2)掘進工作麵：

工作麵(倉式列車)-集中運輸巷-膠帶運輸機上山-膠帶運輸大巷-主井底斜膠帶運輸巷-箕鬥-地麵受煤倉。

2.5 礦井運輸、提升及排水

2.5.1 礦井運輸

東西兩翼分別開皮帶運輸巷和單軌運輸巷，因兩翼運輸任務基本相同，經技術經濟比較，分別采用SPJ-型800型皮帶機運輸。

矸石、材料設備、掘進煤及雜煤等，仍采用蓄電池電機車運輸。但機車台數為3台，2台運轉，1台檢修。機車運輸為單軌巷道，巷道坡度4‰，矸石運往副井，提升至地麵排至矸石山。

2.5.2 提升設備

主副井為一對立井，井筒直徑為6m，主井井口鎖口標高+93.5m，井底軌麵標高-224.5m，井架箕鬥卸裝標高+106.44m，井底箕鬥座標高-209.5m。井筒深度318m。提升高度315.49m，采用一對8 m3(6噸)箕鬥提煤，並采用靜水壓拉緊裝置密封鋼絲繩罐道。

副井井口鎖口標高+93.3 m，井底軌麵標高-225m，井筒深度和提升高度318.3m，采用一對一噸雙車單層多繩提升罐籠，繩尾為74×18-130型扁鋼絲繩。並采用球扁鋼固定灌道。

1)主井提升

主井裝備一對8 m3(6噸)箕鬥，專供提煤用。提升設備選用一台ZJK-3.5×1.7/15.5提升機，其規格如下：

卷筒數量： 2個

卷筒直徑： 3500㎜

卷筒寬度： 1700㎜

鋼絲繩最大靜張力： 17000㎏

鋼絲繩最大靜張力差：11500㎏

減速比： 1：15.5

配用YR143-39-12型電動機，電壓為6KV，容量為630KW，轉速為491轉/分。選用TKD-1286型交流傳動控製設備，帶動力製動。

提升繩采用6×19+1-37-170-I-ST型鋼繩，直徑37㎜，重量4.6㎏/ m。最大繩速5.8 m/s，年提升能力144MT為設計年產量的160%。

提升信號采用聲光雙重信號，轉發直發兩種方式。

2)副井提升設備

副井裝備一對一噸雙車單層多繩提升罐籠，專供提升人員、物料和矸石。

提升設備采用JKD-1.85×4型多繩輪絞車，其減速比為8.8,最大繩速5.8 m/s，配備ZD2-152-18型直流電機，其容量為400瓦，電壓440伏，轉速為500轉/分。附全套電動發電機組的電控設備。

所采用的一噸礦車單層雙車多繩罐籠，其平麵規格為4500×1400毫米，並采用等重尾繩平衡係統，主繩采用三角股鋼絲繩，其規格為：6 20+1-21-170-特-Z(S)-T-b-乙左右撚向各兩條，重量1.87公斤/米，尾繩采用扁鋼絲繩兩條，規格為：74×18-130型。鋼絲繩對襯墊的摩擦係數采用0.2，圍抱角180度，罐籠自重約5噸。提升高度318.3米，計算結果如下：

最大靜張力：12320<16140公斤

最大靜張力差：3672<3680公斤

襯墊壓力：15.2<20公斤/平方公分

靜防滑安全係數：1.97>1.75

動防滑安全係數：1.5>1.25

防滑允許加速度：0.95>0.5公尺/秒

防滑允許減速度：4.4>0.7

緊急製動力：3.26>3

2.5.3 排水設備

根據地質報告，預計礦井正常湧水量50立方米/分，以及比鄰礦井演馬莊突水情況，經研究確定礦井最大湧水量為120噸/分。鑒於該礦水量較大，在萬一突水時能在水中運轉的潛水泵較為適宜，但在付井底的安裝有困難，因此，研究決定普通臥泵和潛水泵混合排水方式排水比較合理。

1)潛水泵3台，一台使用，一台備用，一台檢修。安於主井底水窩，每台泵配一趟φ419毫米管路直接排出地麵。

潛水泵規格：

水量20噸/分1200噸/時

揚程：360米

容量：1600瓦

2)臥泵15台，8台適用，5台備用，2台檢修。安於主泵房內，配備6趟φ419毫米管路，經管子道由副井排出地麵。

臥泵規格：

水量：7噸/分420噸/時

揚程：360米

電動機：JSQ158-4680瓦6000伏

3 礦井通風設計

3.1 通風係統選擇

九裏山井田大煤屬優質無煙煤，煤層賦存穩定，傾角13.5度~16度，煤厚平均5.15米，衝積層較厚，屬於煤與瓦斯突出礦井，采區相對瓦斯湧出量為11.43m3/t，煤塵無爆炸性，煤層無自然發火期，設計年產量90萬噸。由於礦井服務年限較長，考慮到通風及設備選型，礦井所需風量和風壓的變化等因素，分為兩期進行設計[5]。

第一水平為前期，走向長5000米，傾向長1000米。第二水平為後期，考慮到開采深度及通風路線長度的增加，原定再上一個風井，為混合式通風，以滿足通風需要。

3.1.1 主要通風機的工作方法

抽出式主要通風機使井下風流處於負壓狀態，當一旦主要通風機因故停止運轉時，井下的風流壓力提高，有可能使采空區瓦斯湧出量減少，比較安全;壓入式主要通風機使井下風流處於正壓狀態，當主要通風機停轉時，風流壓力降低，有可能使采空區瓦斯湧出量增加。采用壓入式通風時，須使礦井總進風路線上設置若幹構築物，使通風管理工作比較困難，漏風較大。

根據本礦的實際情況，瓦斯含量大，易突出，是不宜采用壓入式通風的。因此，確定通風機工作方法為抽出式通風。

3.1.2 通風係統選擇

根據礦井瓦斯湧出量，礦井設計生產能力，煤層賦存條件等因素，考慮兩種可行方案，分別是中央邊界式和兩翼對角式。

中央邊界式的適用條件是：煤層傾角較小、埋藏較淺、走向長度不大，而且瓦斯、自然發火比較嚴重的礦井，采用中央邊界式是較合理的。它與中央並列式相比，安全性要好，通風阻力較小，內部漏風小，這對於瓦斯、自然發火的管理工作是較有利的，且工業廣場沒有主要通風機噪音的影響。

兩翼對角式的適用條件是：煤層走向長度超過4km，井型較大，煤層上部距地麵較淺，瓦斯和自然發火嚴重的礦井，采用兩翼對角式比較適宜。

經比較，礦井走向長度約5km，較適合兩翼對角式，另外，兩翼對角式通風具有路線短，易於控製管理風路，巷道掘進量小，通風阻力小等優勢，因此，選用兩翼對角式通風[6]。

3.2 風量計算及風量分配

依據在煤礦實習收集的有關資料，按生產礦井的風量計算方法進行。其原則是：礦井的供風量應保證符合礦井安全生產的要求，使風流中沼氣、二氧化碳、氫氣和其它有害氣體的濃度以及風速、氣溫等必須符合《規程》有關規定。創造良好的勞動環境，以利於生產的發展。

風速驗算的要求：

各條井巷的供風量確定後，按《規程》第101條規定的風速進行驗算。如果某條井巷的風速不符合《規程》規定，則必須進行調整，然後將各地點、各巷道的風量、斷麵、風速列成一覽表[7]。

《規程》規定的風速限定值見表3-2所示。

表3-1 風速限定表

Table3-1 wind speed definition table

井巷名稱最低允許風速(m/s)最高允許風速(m/s)

無提升設備的風井和風硐-15

專為升降物料的井筒-12

風橋-10

升降人員和物料的井筒-8

主要進、回風巷道-8

架線電機車巷道1.08

運輸機巷道、采區進、回風巷道0.256

回采工作麵，掘進中的煤巷和半煤岩巷0.254

掘進中的岩巷0.154

其它人行巷道0.15-

3.2.1 采煤工作麵實際需要風量[9]

采煤工作麵實際需要風量應按礦井各個回采工作麵實際需要風量的總和計算，即：∑Q采=nQ綜采+nQ炮采(m3/min)

式中：Q綜采 -- 綜采工作麵所需要的風量，m3/min;

Q炮采 -- 一般機采工作麵所需要風量，m3/min;

n -- 各種開采法工作麵的個數，個。

1)按瓦斯湧出量計算

Q綜采=100×Q 綜瓦

式中：Q綜采--綜采工作麵所需的風量，m3/min;

Q綜瓦--綜采工作麵的絕對瓦斯湧出量m3/min;

Q綜瓦=m3/min

式中：T綜采--綜采工作麵平均日產量，t/d;

K瓦--瓦斯湧出不均衡係數，對高沼礦K瓦=1.2～1.25，對低沼礦則取K瓦=1.15;

100--按回采工作麵的沼氣濃度不超過1/100計算。

由於對瓦斯抽放要求達到30%以上，所以工作麵相對瓦斯湧出量為

11.43×(1-30%)=8 m3/min。所以：

Q綜采=100×Q綜瓦

=100×=1233m3/min

m3/min

2)按工作人員數量計算

按照設計，一個采煤工作麵最多40人，一個掘進工作麵最多20人。

Q=4×Nwi=4×40=160m3/min

式中：Nwi--采煤工作麵最多的人數，個

3)按工作麵溫度進行計算

表3-2 采煤工作麵合理風速

Table 3-2 coal face reasonable speed

采煤工作麵空氣溫度(℃)采煤工作麵合理風速(m/s)

<180.5～0.8

18～200.8～1.0

20～231.0～1.5

23～261.5～1.8

根據礦井井下的溫度，綜采工作麵和炮采工作麵的合理風速取1.8m/s。

Q采=60×V×Swi

V--工作麵風速，m/s

Swi--工作麵有效斷麵積，㎡

Q綜采=60×1.8×8=864m3/min

Q炮采=60×1.8×5=540m3/min

以上需風量計算中，綜采麵需風量最大值是1233m3/min，炮采麵需風量最大值是735m3/min。

4)按風速進行驗算

參考表3-2(風速限定表)可知，工作麵允許風速在0.25~4.0m/s之間，綜采麵的風速為2.57m/s，炮采麵的風速為2.45m/s，都在允許範圍內。

即：0.25﹤2.57﹤4.0;0.25﹤2.45﹤4.0

通過驗算，符合要求。所以，綜采工作麵需風量為1233m3/min，炮采工作麵需風量為735m3/min。

3.2.2 掘進工作麵需要風量

根據實習礦井掘進工作麵情況，兩備兩用，每台風機吸風量為300m3/min。在此不再進行風量比較計算。掘進工作麵的需風量為：

=×=(2×300)1.2=720m3/min

K掘備--掘進工作麵備用係數，一般取1.20。

3.2.3 硐室需要風量

硐室實際需要風量應按礦井各個獨立通風硐室實際需要風量的總和計算，即：

∑Q硐=Q火+Q充+Q機+Q采硐+Q其它，m3/min

式中：Q火 -- 火藥庫實際需要風量，m3/min;(大型火藥庫供風100～150m3/min;中小型火藥庫供風60～100m3/min);

Q充--充電硐室實際需要風量，應按回風流中氫氣濃度小於0.5%計算，但不得小於100m3/min，或按經驗值給定100～200m3/min;

Q機--大型機電硐室實際需要風量，應按機電設備運轉的發熱量計算，即

Q機=(m3/min)

Wi--機電硐室中運轉的機電總功率，kw;

(1-μi)--機電硐室的發熱係數，應根據實際考查的結果確定，也可取下列數值，空氣壓縮機房取0.20～0.23;水泵房取0.02～0.04;

860--1kW/h的熱當量數，千卡;

μi--機電設備效率;

Δt --機電硐室進回風流的氣溫差，℃;

Q采硐--采區絞車房或變電硐室實際需要風量，按經驗供給風量60～80m3/min;

Q其它--其它硐室所需風量，根據具體情況供風。

按各工作點所計算的風量來考慮漏風及配風不均等因素的影響，因此，在風量分配時，對每條巷道實際供風量應按實際需要風量再乘以礦井通風係數K礦(1.20～1.35)，並依此進行風速驗算和計算井巷通風阻力。

(1)火藥庫實際需風量

Q火=130m3/min;(經驗值)

(2)充電硐室實際需風量

Q充=180m3/min;(經驗值)

(3)機電硐室實際需風量

Q機==228m3/min;

(4)井下變電所需風量

Q變=80m3/min;(經驗值)

(5)采區硐室實際需風量

Q采硐=80m3/min;(經驗值)

3.2.4 礦井總風量計算

Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj

式中：Qkj--礦井總進風量，m3/min;

∑Qcj--采煤工作麵實際需要風量總和，m3/min;

∑Qjj--掘進工作麵實際需要風量總和，m3/min;

∑Qdj--獨立通風的硐室實際需要風量總和，m3/min;

∑Qgj--礦井中除采煤、掘進和硐室以外其它井巷需要通風量總和，

m3/min;

Kkj--礦井通風係數(包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素)宜取1.15～1.25。

礦井總需風量為：

Qkj=(1233+735+720×4+130+180+80×5+228)×1.2

=6943.2m3/min;(合116m3/S)

由於礦井采準方式決定兩翼所需風量基本相同，所以，主要通風機選型時，兩翼可以選擇同等能力的風機。

3.3 采區通風設計

3.3.1 采區通風係統的基本要求

在一般情況下，一個礦井總是同時有幾個采區進行回采和準備。從通風的角度來看，每一個釆區就是礦井通風係統中的一個獨立的通風區域，它們各自與礦井的主要進風巷和回風巷相連通，是礦井通風係統的主要組成單元，是采區生產係統的重要組成部分，它包括采區進風、回風和工作麵進、回風巷道組成的風路的連接形式及采區內的風流控製設施。

采區通風係統主要取決於采煤係統(采煤方法)，但又能在-定程度上影響著采區的巷道布置係統。其合理與否不僅影響采區內的風量分配，發生事故時的風流控製，生產的順利完成，而且影響到全礦井的通風質量和安全狀況。

完備的采區通風係統應能有效地控製采區內的風流方向，風量和風質，采區應該有足夠的供風量，並按需分配到各個采、掘工作麵。為此，采區通風係統應滿足下列基本要求：

(1)每一個采區，都必須布置回風巷，實行分區通風。

煤層群或分層開采的每個上、下山采區，采用聯合布置時，都必須至少設置一條專門的回風巷。采區進、回風巷必須貫穿整個采區的長度或高度。嚴禁將一條上、下山或盤區的風巷分為兩段，其中一段為進風巷，另一段為回風巷。

(2)保證風流流動的穩定性，在采區逆風係統中應盡量避免或減少角聯通風。

(3)通風係統力求簡單，以便在發生事故時易於控製風流和撤走人員。

(4)采煤工作麵和掘進工作麵都應采用獨立通風。有特殊困難必須串聯通風時應符合《規程》有關規定。

(5)煤層傾角大於12°的采煤工作麵采用下行通風時，報礦總工程師批準，並須遵守下列規定：

①采煤工作麵的風速，不得低於lm/s;

②機電設備設在回風巷時，其風流中瓦斯濃度不得超過1%，並應裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置;

③進、回風巷中，都必須設置消防供水管路。

④有煤與瓦斯(二氧化碳)突出的采煤工作麵嚴禁采用下行通風。

(6)采煤工作麵和掘進工作麵的進風和回風，都不得經過采空區或冒落區。水采工作麵由采空區和冒落區回風時，必須使水采工作麵有足夠的新鮮風流，保證水采工作麵及其回風巷的風流中的瓦斯和CO2濃度都必須符合《規程》規定。

(7)采空區須及時封閉。隨著回采工作麵的推進，通至采空區的風眼須逐一封閉，采區結束後，至多不超過一個月，必須設密閉全部封閉采區。

(8)機電硐室須設在進風流中。硐室深度不超過6m，入門寬度不小於1.5m者，可用擴散通風。個別機電硐室經礦總工程帥批準，可設在回風流中，但其中瓦斯濃度不得超過0.5%，並應安裝瓦斯自動檢測報警斷電裝置。

(9)改變采區通風係統時，應報礦總工程師批準。掘進巷道與其它巷道貫通前，通風部門必須做好調整通風係統的準備工作，貫通後須立即調整係統，防止瓦斯積聚，待風流穩定後，才可恢複工作。

(10)采掘工作麵空氣溫度不得超過26℃;機電硐室不得超過30℃。

3.3.2 采區進、回風上山的選擇

對於薄及中厚的緩傾斜煤層，我國廣泛采用走向長壁采煤法。厚煤層則多采用傾斜分層走向長壁采煤法或放頂煤開采，開掘采區下、下山聯絡回風大巷及運輸大巷。

從生產角度出發，采區至少有兩條上山，一條為運輸上山，另一條為軌道上山，兩條上山即為采區內的進、回風巷道。可以采用運輸上山作進風道，軌道上山作回風道;也可以采用軌道上山作進風道，回風上山作回風道。有些大型礦井采區走向比較長，當采區生產能力大、產量集中、瓦斯湧出量大時可以采用三條上山。除上麵兩條上山外，有一條專門的回風上山，供通風、行人之用。這樣按標高布置這三條上山成為“品”字形巷道布置，專用回風上山(巷)在上麵，並且在其他兩條上山的中間，運輸上山和軌道上山均為進風巷道，主要是靠專用回風上山(巷)回風。

《煤礦安全規程》第113條規定：高瓦斯礦井、有煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出危險的礦井的每個采區和開采容易自燃煤層的采區，必須設置至少1條專用回風巷;低瓦斯礦井開采煤層群和分層開采采用聯合布置的采區，必須設置1條專用回風巷。

對於高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井或一般礦井隻要采區走向和傾斜較長，瓦斯湧出量較大，為安全起見，常用“品”字形布置三條上山。但九裏山礦由於礦井水文、瓦斯地質條件，其中軌道上山、運輸上山和回風上山均布置在頂板岩層內，呈水平狀[11]。見圖2-3。

3.3.3 回采工作麵的通風係統

采煤工作麵通風係統是礦井通風係統的子係統。回采工作麵，是井下采煤的工作地點，又是井下人員最集中的地點，因此它的通風係統的好與壞對礦井安全生產有直接影響。

采煤工作麵通風係統是由進、回風巷(順槽)、工作麵、采空區和通風設施等構成。它包括采煤工作麵的通風方法、風流流動形式、通風方式和采空區漏風方式等。

采煤工作麵通風方法是指采煤工作麵采用正壓、負壓或混合式通風。當采煤工作麵無輔助扇風機時，它取決於礦井通風係統的通風方法。

回采工作麵的風流流動形式是指工作麵采用上行風和下行風。上行風是煤礦采用最廣泛的風流流動形式，適用範圍很廣。從國內外采用下行風的經驗看，對降低氣溫、減少工作麵瓦斯濃度等都有積極作用但采用下行風必須遵守《煤礦安全規程》相關規定。

采煤工作麵的通風係統由釆煤工作麵的瓦斯、溫度和煤層自然發火等因素所確定的，主要是指采煤工作麵的進、回風巷的布置方式和數量。

1)采煤工作麵的通風方式

根據礦井瓦斯、水文地質條件，采區布置等因素，工作麵通風係統有U型與Z型兩種方案可供選擇。現將各種方案優缺點加以比較:

這二種采煤工作麵通風係統有一條進風巷道和一條回風巷道。

U型後退式通風係統在我國使用比較普遍。其優點是結構簡單，巷道施工維修量小，工作麵采空區漏風小，風流穩定，易於管理等;缺點是上隅角瓦斯易超限、工作麵進、回風巷要提前掘進，維護工作量大。可以在工作麵上隅角安設導風設施或采用抽放瓦斯的措施，也可采取改變工作麵通風係統來解決上隅角瓦斯易超限問題。

前進式通風係統的維護工作量小，不存在采掘工作麵串聯通風問題，在巷旁支護好、漏風不大時，有一定優越性。采用前進式U型通風係統的工作麵的采空區瓦斯不湧向工作麵，而是湧向回風平巷。

采用Z型後退式通風係統的工作麵的采空區瓦斯不會湧入工作麵，麵是湧向回風巷，工作麵采空區回風側能用鑽孔抽放瓦斯，但進風側不能抽放瓦斯。采用Z型前進式通風係統的工作麵的進風側沿采空區可以抽放瓦斯，采空區的瓦斯易湧向工作麵，特別是上隅角，回風側不能抽放瓦斯。Z型通風係統的風空區漏風，介於風用U型後退式和U型前進式通風係統之間，該通風係統需沿空支護巷道和控製經過采空區的漏風，其難度較大

經過比較，U型通風係統簡單、施工量小、易於管理，雖然上隅角容易積聚瓦斯，可以采用擋風板控製的方法解決。所以，采取通風係統確定為U型。

2)采煤工作麵風流流動形式

回采工作麵通風分為上行通風和下行通風。上行風與下行風是指風流方向與煤層傾斜的關係而言，當采煤工作麵進風巷道水平低於回風巷道水平時，采煤工作麵的風流沿傾斜方向自下而上流動，為上行通風;當采煤工作麵進風巷道水平高於回風巷道水平時，采煤工作麵的風流沿傾斜方向自上而下流動，為下行通風。同向、逆向指風流方向與煤炭運輸方向之間的關係而言，當風流方向與煤流方向一致時，為同向通風;反之，為逆向通風。

上行通風的優點：(1)風流排除瓦斯的效果好，洗刷能力強，因為瓦斯比空氣輕(瓦斯密度為0.554kg/m3)，其自然流動方向和上行風的方向一致，在正常風速(0.5-0.8m/s)的情況下，瓦斯分層流動和局部積聚的可能性較小。(2)采用上行風，其進風流與回風流產生的自然風壓與機械風壓相同，需要的機械風壓偏小。(3)運輸巷機械設備處在新鮮風流中，安全性好。在瓦斯礦井中，采煤工作麵及其回風道一般都采用上行通風。

上行通風的缺點：(1)風流方向與運煤方向相反，容易引起煤塵飛揚;煤炭在運輸過程中不斷放出的瓦斯，增加了采煤工作麵的瓦斯濃度。(2)采用上行通風時，必須要把礦井進風流引導到礦井最深處，然後再上行到工作麵，所以進風路線長，尤其是在深井條件下受地點影響較大，運輸巷內運輸設備散發的熱量被風流帶入工作麵，使工作麵的氣溫增高。(3)工作麵采用上行通風時，上隅角容易引起瓦斯積聚，給現場瓦斯管理工作帶來一定難度。

下行通風的優點：(1)空氣中煤塵濃度較小。這是因為工作麵下行風的方向和運煤方向相同，吹起煤塵的能力比上行風小。(2)瓦斯積聚較難。這是因為工作麵下行風和瓦斯飄浮的方向是相反的，隻要下行風保持足夠的風速(在0.5m/s以上)，就能對向上輕浮的瓦斯產生較強的擾動混合能力，使瓦斯局部積聚更難形成，尤其對采煤工作麵上隅角瓦斯稀釋更為顯著。同時，工作麵運輸巷內煤炭放出的瓦斯不會帶入工作麵。(3)工作麵的氣溫可以降低。因為采用下行通風時，風路較短，氣溫和岩溫熱交換作用小，而且運輸機巷內的機械發熱量不會帶入工作麵。

下行通風的缺點：(1)下行風和瓦斯流動方向相反，風壓損失大。(2)工風麵運輸機設備在回風流運轉，安全性差。(3)采用下行風，自然風壓作用方向與機械風壓相反，需要的機械風壓大，主要通風機一旦因故停止運轉，工作麵下行風流有可能停止或反風。(4)工作麵一旦發風火災，所產風的火風壓與機械風壓作用方向相反，會使工作麵風量減少，容易積聚瓦斯，所以，下行通風時在火源地點瓦斯爆炸的可能性比上行通風時要大。

根據上行風與下行風的優缺點，還有《煤礦安全規程》的規定，確定風流流動形式為上行通風。

3.4 掘進工作麵通風設計

掘進巷道時，為了稀釋和排除自煤(岩)體湧出的有害氣體，爆破產生的炮煙和礦塵以及保持良好的氣候條件，必須對掘進麵進行通風，即向掘進工作麵送入新鮮風流排出含有煙塵的汙濁空氣。

3.4.1 掘進通風方法

本礦井掘進工作麵采用壓入式通風，兩台局部通風機同時供風。局部通風機和啟動裝置安裝在離掘進巷道口10m以外的進風側，局部通風機把新鮮風流經風筒壓送到掘進工作麵，汙風沿巷道排出。

工作麵爆破後，煙塵充滿迎頭形成一個炮眼拋擲區，，風流由風筒射出後按紊動射流的特性使炮煙被卷吸到射出的風流中，二者摻混共同向前移動，其流速在軸流方向逐漸減小，到一定距離後反向往巷道口方向運動，為了有效地排出炮煙，風筒出口與工作麵的距離不超過有效射程(一般為5米)，否則會出現煙流停滯區。

3.4.2 掘進工作麵設備裝置

1)風筒的種類

掘進通風使用的風筒有金屬風筒和帆布、膠布、人造革等柔性風筒。柔性風筒重量輕，易於貯存和搬運，連接和懸吊也簡單，膠布和人造革風筒防水性能好，且柔性風筒適於壓入式通風，因此選用直徑為600㎜的膠布風筒。風筒特性如表6-3。

表3-3 風筒特性表

Table 3-3 duct characteristics table

風筒類別風筒直徑㎜接頭方式百米風阻Ns2/m8備注

膠布風筒600雙反邊15.8830m一節

2)局部通風設備選擇

BKJ66-11型通風機具有效率高、噪音低的特點，最高效率達90%，與JBT型相比，提高效率15%~30%;常用工作區的噪聲為98~99dB(A)，比JBT型局部通風機降低6~8dB(A)。(如下表)

表3–4 BKJ66-11型局部通風機性能參數表

Table 3-4 BKJ66-11-local fan performance parameters table

型號風量

m3/min全風壓

Pa功率

KW轉速

r/min動輪直徑

m

BKJ66-11No3.680-150600-12002.529500.36

BKJ66-11No4.0120-210800-15005.029500.40

BKJ66-11No4.5170-3001000-19008.029500.45

BKJ66-11No5.0240-4201200-23001529500.50

BKJ66-11No5.6330-5701500-29002229500.56

BKJ66-11No6.3470-8802000-37004229500.63

根據要求，考慮經濟且能滿足風量需要，較合適的風機為BKJ66-11No.5.0型。

3)其他裝置

其他裝置有兩道正向風門三道反向風門，防逆風設備(包括感應風板和瓦斯傳感器)，兩道防突柵欄和隔爆水棚，這些設施有效的防止了突出造成損失的擴大，加大了掘進工作麵的安全係數。

3.4.3 掘進通風安全措施

采用局部通風機通風時，其安裝和使用應遵守《規程》第131條的規定，做到：

(1) 局部通風機有專人負責管理，局部通風機和啟動裝置必須裝在進風巷道中，距回風口不小10m，局部通風機吸風量必須小於全風壓供給該處的風量，以免發生循環風。

(2) 防止局部通風機電動機燒壞，除加強對局部通風機和啟動裝置的檢查和檢修外，采用如QC83-80型磁力啟動器。

(3) 局部通風機和掘進工作麵中的電氣設備必須裝有延時的風電閉鎖裝置，一旦局部通風機停止運轉便能立即自動切斷局部通風機供風巷道的一切電源。

(4) 在煤巷掘進時，應安設瓦斯自動檢測報警斷電裝置和防逆風裝置。

(5) 建立局部通風機停開製度。當因檢修、停電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源。

3.5 全礦通風阻力計算

在主要通風機整個服務期限內，礦井通風總阻力隨著開采深度的增加和走向範圍的擴大以及產量提高而增加。為了主要通風機於整個服務期限內均能在合理的效率範圍內運轉，在選擇主要通風機時必須考慮到最大可能的總阻力和最小可能的總阻力，前者對應於主要通風機服務期限內通風最困難時期礦井總阻力，後者對應於通風最容易時期的礦井總阻力，同時還考慮到自然風壓的作用。