煤矿通风系统改造设计方案王.doc

通风系统改造设计方案

编 制：王石卫

普安县地瓜镇宏发煤矿
二○一五年五月二十日

通风系统改造设计方案

一、 概况 ……………………………………………………………1

二、矿井通风系统概述………………………………………………1

三、矿井通风系统改造设计方案……………………………………2

四、主要技术安全措施………………………………………………10

五、其它说明…………………………………………………………13

六、附图………………………………………………………………14

1、概 况
宏发煤矿位于贵州省普安南部地瓜镇，地瓜勘查区北部边界附近，隶属普安县地瓜镇管辖。
宏发煤矿于2007年由原普安县地瓜镇兴强联办煤矿、坳上联办煤矿整合形成，，年核定生产能力30万t/a。井田面积约3.14km2。
目前矿井有两个回采工作面，分别为11701回采工作面（维护），12601回采工作面；2个掘进工作面，为11702切眼、11702回风巷。
2、矿井通风系统
2.1现有通风方式
矿井通风方式为分区式，目前的通风系统：主平硐、副平硐、进风斜井、进风平硐进风；配风井、回风平硐、回风斜井回风。
11701采面风路：新鲜风1路从从副平硐→轨道石门→11701运输巷→11701采面；2路从运输石门→（17-1煤）运输下山、轨道下山→11701运输巷。乏风从11701采面→11701回风巷→回风下山→回风石门→回风平硐→地面。
12601综采面风路：新鲜风1路从主平硐→皮带运输大巷→联络进风巷→12601运输巷→12601采面；2路从进风斜井→（26号煤）运输下山→12601运输巷。乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→（26号煤）回风下山→配风井→地面。
11702掘进工作面风路：新鲜风1路从副平硐→轨道石门→11702运掘进工作面；2路从运输石门→（17-1煤）运输下山、轨道下山→11702运输巷。乏风从11702掘进工作面→联络巷→（17-1煤）回风下山→回风石门→回风平硐→地面。
系统改造前的通风线路见附图6.1。
进、回风井巷布置形式：四进三回；进、回风井巷与采掘面联接方式：并联（沿走向）；采区通风方式：分区通风；掘进通风方式：局扇压入式独立通风；机电峒室通风方式：独立通风；采煤工作面通风方式：U型上行通风方式。
2.2通风方法
矿井采用机械抽出式通风方法，回采工作面采用U型上行通风方法，掘进工作面采用局部压入式通风方法。
2.3主扇风机及附属装置
矿井三个回风井均安装使用FBCDZNO-16型对旋轴流风机，其中回风平硐2台，一台使用，一台备用；配风井、回风斜井分别安装1台。
扇风机主要技术参数、附属装置：
型号 ：FBCZN0-16
数量： 6台
风量： 1698m3/min
风压：702～2650Pa
转数：980 r /min
电流 ： 141/84.4A
电压 ：380/660V
功率： 2×75 KW
电机 ：YBR2-315S-6
厂家： 运城市宏节能防爆风机制造有限公司
扩散塔 ：2套
水柱计： 2支
消音器 ：2套
2.4矿井主要通风参数：
矿井总进风量5045m3/min
矿井总回风量5118m3/min
矿井有效风量率 85～90%
矿井主扇负压 340～980 Pa
矿井通风等积孔 3.8m2
矿井通风巷道总长度 5Km
矿井外部漏风率 ＜5%
3、矿井通风系统改造设计方案
3.1编制通风系统改造设计方案的依据
3.1.1相关规定、技术规范及基本方法
《煤矿安全规程》（2010年2月第1版）之104条、107条；
《煤矿井工开采通风技术条件》，AQ1028-2006，国家安全生产监督管理局；
《矿井通风技术》之矿井通风设计，煤炭工业出版社2008年11月。
3.1.2宏发煤矿的自然、生产技术资料
3.1.2.1矿井自然资料
矿井地质图、地形图；
瓦斯及二氧化碳涌出量；
煤层自然倾向性及自然发火性鉴定报告；
煤尘爆炸危险性鉴定报告。
3.2改造后的矿井通风系统
3.2.1矿井通风方式
改造后的矿井通风方式仍为分区式：主平硐、副平硐、进风斜井、进风平硐、配风井（由原回风井改为进风井）进风；回风平硐、回风斜井回风。
由于配风井主扇和回风斜井主扇风机型号、功率相同，把配风井的主扇风机运到回风斜井安装使用，可实现“双风机、双电源”，能够自动切换。
在以下地点打设2组（4道）防突风门：
26号煤）回风下山上口以西～12601采面对应位置之间四平巷内。
3.2.2矿井通风方法
主要通风机的工作方法为对旋轴流风机抽出式。
3.2.3通风机主要参数同表一
3.2.4矿井通风系统改造主要工程
1、移装主扇1台；
2、见防突风门2组（4道）；
3、在四平巷，采煤对应位置以西段新建测风站1座。
3.2.5改造后的矿井通风系统
11701采面风路、11702掘进工作面风路和改造前一样，路线不变。
12601综采面风路：
（1）新鲜风从主平硐→一平巷→联络进风巷→12601运输巷→12601采面；乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→回风斜井→地面。
（2）新鲜风从进风斜井→12601运输巷→12601采面；乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→回风斜井→地面。
系统改造后的通风线路见附图6.2、6.3。
进、回风井巷布置形式：五进两回；
进、回风井巷与采掘面联接方式：并联（沿走向）；采区通风方式：分区通风；掘进通风方式：局扇压入式独立通风；机电峒室通风方式：独立通风；
工作面通风方式：U型上行通风方式；
预计矿井通风阻力：＜492.7Pa；预计矿井通风等积孔：3.8～3.5m2;
预计矿井主要进、回风井巷风速：1.9～9.6m/s。
3.3矿井总风量计算和风量分配
3.3.1风量计算
矿井的总需风量，按采、掘、硐及其它需风地点实际需要风量的总和计算，即
Q矿（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通
ΣQ采─采面和备面所需风量之和，m3/min;
ΣQ掘─掘面所需风量之和，m3/min;ΣQ硐─硐室所需风量之和，m3/min;
ΣQ其它─其它用风地点所需风量之和，m3/min。K矿通─矿井通风系数，取1.0（抽出式）。
3.3.1.1综采面需风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
采煤工作面绝对瓦斯涌出量按5.42 m3/min，采面瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数（K）取1.4则
Q采＝100×5.42×1.4＝758.8m3/min。
B、按采煤工作面温度计算
Q采＝60V采S采K采
V采─采煤工作面适宜风速，取1.2m/s。S采─采煤工作面平均断面，取（5.45+4.85）×2.5×(1/2)＝12.88m2，计算按其80﹪（10.3m2）。
K采─风量备用系数，取1.1，则Q采＝60×1.2×（12.88×80﹪）×1.1＝816.08m3/min。
C、按工作面同时工作的最多人数计算Q采＝4N采
N采─工作面同时工作的最多人数，取40人，则Q采＝4×40＝160m3/min。
D、按最低风速验算采面最小风量Q采≥V采S采＝60×0.25×10.3＝ 154.5m3/min。
V采─工作面允许最小风速，取0.25m/s；
S采─工作面平均断面，取10.3m2。
E、按最高风速验算采面最大风量
Q采≤V′采S′采＝240×10.3＝2472m3/min。
V′采─采煤工作面允许最大风速，取4m/s；
S′采─采煤工作面平均断面，取10.3m2。
12601综采面风量取816.08m3/min。
3.3.1.2普采面需风量计算
同理，经计算11701普采面需风量为704.4m3/min。
3.3.1.3掘进面风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q瓦掘×K掘通
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；
q瓦掘—掘进工作面经瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量，m3/min；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应
经过观察实测后取得；一般取1.5～2.0，本设计取2.0；
Q掘＝100×q瓦掘×K掘通/60＝100×0.6×2.0/60＝2m3/min；
B、按炸药使用量计算
Q掘＝25 A /60
式中：A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，13kg；
25——每千克炸药爆炸后需要供给的风量，m3/min·kg；
Q掘＝25 A /60＝25×13/60＝5.4m3/s。
C、按工作面人员数量计算
Q掘＝4·Nc＝4×20＝80m³/min＝1.33m3/s
式中： Nc—掘进工作面同时工作的最多人数，20人；
D、按局部通风机的吸风量计算
Q掘＝Q吸×I×K＝381×1×1.2＝ 457.2m3/min＝7.62 m3/s
式中Q吸——掘进工作面局部通风机的额定风量，本设计掘进工作面选用FBD-No5.6/2×11型局部通风机，其额定风量381～208m3/min；
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；
K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数。取K＝1.2。
经计算，设计煤巷普通钻爆法掘进工作面风量为7.62m3/s。
D、按风速验算
0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj，
则 0.25×Sj＝0.25×6.5＝1.63(m3/s)＜Q掘
4×Sj1＝4×6.5＝26(m3/s)＞Q掘
式中：Sj—顺槽掘进工作面巷道过风断面，6.5m2；
3.3.1.4硐室需风量计算
独立通风的硐室有：
（1）容易时期：
采区变电所 1 m3/s×3＝3m3/s
水泵房 1m3/s
底板瓦斯抽采巷 5m3/s
一采区运输上山上段 1 m3/s
一采区轨道上山上段 1 m3/s
（2）困难时期：
采区变电所 1 m3/s×3＝3m3/s
水泵房 1m3/s
底板瓦斯抽采巷 5m3/s
5、其它风量：结合本矿井的实际情况
①矿井通风容易时期
Q其它＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）×5%＝（13.60＋11.74×0.5+7.62×2+11）×5%＝2.29m3/s
②矿井通风困难时期
Q其它＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）×5%＝（13.60＋11.74×0.5+7.62×2+9）×5%＝2.19m3/s
3.3.2矿井总需风量为
3.3.2.1通风容易时期
Q矿＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.25
＝（13.60+11.74×0.5+7.62×2+11+2.29）×1.25
＝60m3/min
取60m3/min。
3.3.2.1通风困难时期
Q矿＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.25
＝（13.60+11.74×0.5+7.62×2+9+2.19）×1.25
＝57.38 m3/min
取58m3/min。
3.3.3风量分配
矿井风量分配表
名 称
矿井通风容易时期配风量
矿井通风困难时期配风量
（m³/s）
（m³/s）
采煤工作面风量
14+6
14+6
预抽瓦斯工作面
5
5
掘进工作面风量
10×2＝20
10×2＝20
硐室风量
11
9
其他
4
4
总配风量合计
60
58
4、主要技术安全措施
4.1通风机、附属设备设施
4.1.1主扇应满足开采水平各个时期的工程变化；并使通风设备长期高效率运行。
4.1.2风机能力应留有10%的余量。
4.1.3轴流式通风机应校验电动机正常启动参量还应校验反风时的参量。
4.1.4回风立井外部漏风率不得超过5%。
4.1.5主扇应有两回路直接由变（配）电所馈出的供电线路；主扇的控制回路和辅助设备，必须有与主扇同等可靠的备用电源。
4.1.6必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。
4.1.7完善主扇定期检修制度，至少每月检查1次主扇。
4.1.8改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。
4.1.9主扇投入使用前，必须进行1次性能测试和试运行工作，以后每5年至少进行1次性能测试。
4.1.10矿井通风机房应按同类型矿井井口防洪标准采取防洪措施。
4.1.11通风机房周围20m以内不得布置有烟火作业的建筑物及设施，并应考虑噪音及排出的乏风对周围的影响。
4.1.12严禁主扇房兼做他用。其内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计。设置直通电话，设置反向操作系统图及司机岗位责任制和操作规程。
4.1.13司机每小时记录1次主扇运行情况，发现异常，立即报告。
4.1.14主扇机房内，噪音必须达标，否则必须采取降噪措施。
4.1.15因检修、停电或其他原因停止主扇运转时，必须制定停风措施。
4.1.16主扇停运时，井下必须立即停止工作、切断电源，撤出人员。且必须打开井口防爆门和有关风门，尽量利用自然风压通风。
4.1.17主扇应设监测系统，以监测主扇及电机的运转情况。
4.1.18防爆门每半年检查维修1次。
4.1.19风硐内墙光滑，拐弯平缓，圆弧连接，严密不漏风。风硐和主扇相连一段巷道的长度应不小于10～12倍的风机动轮直径。
4.1.20扩散塔应用金属板焊接，尽量减少阻力。
4.2矿井反风
4.2.1反风装置结构简单，坚固可靠。
4.2.2操作开关集中安设，灵敏可靠，一人操作。
4.2.3能在10min内改变井巷中的风流方向。
4.2.4反向风量不应小于正常风量的40%。
4.2.5必须制定明确的反风方法。
4.2.6每季检查1次反风设施，每年进行1次矿井反风演习，并撰写反风演习报告且报批、备查。
4.2.7反风演习持续时间，本矿应不少于2h。
4.2.8反讽演习时，反风出风井口附近20m范围之内及其相连通的井口建筑物内，必须切断电源，禁止一切火源存在，并禁止交通。
4.2.9反风时，应安排专人记录瓦斯、温度、风流反向时间、风量、大气压力、主扇正、负压等有关参数的记录。
4.3通风设施
4.3.1改风所需建造的通风设施，其设置位置、施工质量必须满足规定要求。
4.3.2今后设置永久性密闭必须同时安装观察孔、反水池、抽放管等设施。
4.3.3今后设置风桥，其有效断面积不应小于回风顺槽断面积。且其内不应设置风窗。
4.3.4大于6m的盲巷必须设置全风压借风风障。
4.3.5各种通风设施均应建立台账、记录、按相关规定进行检查。
4.4通风机构和仪器仪表
4.4.1必须增设专职测风员。
4.4.2强化通风机构，落实总工程师、通风科长、通风专业队伍责任制。
4.4.3配足备齐各类通风仪器仪表。
5、其它说明
本方案提供的矿井总进风量3600 m3/min，通风生产能力30万t/a，是在充分满足前文所述有关内容的前提下；
在生产条件允许的前提下，采掘面布置尽量东、西两翼平衡、兼顾；
6、附图
6.1系统改造前的矿井通风示意图
6.2系统改造后的矿井通风示意图
6.3系统改造后的矿井通风网络图
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