先锋矿井通风系统优化设计.doc

毕业设计（论文）说明书平顶山工业职业技术学院矿井通风系统优化设计年级专业：矿井通风与安全技术专业学生姓名：沈文博指导教师：郑光相2013/5/18前言矿井通风系统管理是煤矿安全工作的重中之重。其中，矿井通风阻力测定是研究矿井通风系统、优化矿井通风系统、加强矿井通风系统安全的最根本的最基础手段之一。矿井通风是一个运用多技术手段输送、调节空气在井下的流动，维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。在生产期间其主要任务是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点提供质优量及足够的新鲜空气，保证工作人员的呼吸，稀释并排出瓦斯、粉尘等各种有害物质，降低热害，为井下创造良好的工作环境；在发生灾变时，能有效、及时地控制风向及风量，并与其它措施相结合，防止灾害扩大，最大限度地减少事故灾害及财产人员损失。剖析历次煤矿重大灾害事故发生及扩大的原因，无不与矿井通风系统有着密切关系。因此，建立一个既能满足日常生产需风，保证风向稳定、风质合格，在灾害时期又能保持通风设备运行可靠、稳定、能迅速实现风流控制的通风系统是至关重要的。本设计本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力开发矿井深部的庚组和戊组煤而进行的矿井通风系统改造。总方案设计：做一条回风巷 、一条进风巷道及一个回风井，并经过矿井通风设施改造，最终形成矿井己一、己二采区、三进两回的通风方式。通过风量、风阻等计算，选择出主要通风机以及配套的电机型号。通过各种论证，本设计可靠可行，可提高矿井的抗灾能力，提高了矿井的经济效益。在此次毕业设计当中，得到了许多老师、同学的帮助和大力支持，在此表示由衷的感谢。由于本人水平有限，不足之处在所难免，请大家多多提出宝贵意见和指正。编者2013年5月目录第一章：矿井基本概况11.井田概况12.煤层地质概况23.矿井瓦斯概况24.水文概况35.煤尘概况36.煤炭自燃概况37.矿井通风概况3第二章：矿井通风系统设计的可行性论证41.矿井通风系统优化设计背景41）矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析42）矿井生产能力的发展前景分析42.矿井通风系统优化设计方案确定的基本原则51）通风系统改造的必要性论证52）通风系统改造的主要手段63）矿井通风系统优化方案选择6第三章：矿井通风系统设计参数计算101.矿井通风系统改造后矿井所需风量的计算101）矿井风量计算原则102）矿井需风量的计算102.矿井通风系统改造后通风阻力计算151）矿井通风总阻力计算原则152）矿井通风总阻力计算153.矿井通风系统优化方案选择17第四章：矿井通风设备的选择201.主要通风机的选择201）选择依据202）初选通风设备203）主通风机运行工况212矿井主要通风设备的配置及要求22第五章：概算矿井通风费用24第六章：矿井通风安全管理271.矿井通风系统的安全管理272.采区通风安全管理283.掘进工作面通风安全管理30参考文献58平顶山工业职业技术学院毕业设计（论文）第一章：矿井基本概况1.井田概况平煤股份天力公司先锋矿位于河南省平顶山矿区西部，四矿井田的西南部，己组煤露头带。西环路从井田中部穿过，南部有建设路，东部与北环路和西环路相接，矿区有铁路、公路与省内外沟通。本井田位于平顶山山前冲积平原，地势较平坦，总的趋势是西北高、东南低、地形标高变化为+100+85m。本区年平均降雨量为794.6mm ，年最大降雨量为1326.6mm，雨季一般集中在79月份。年平均气温为15, 最高温度42.3，最低温度-15。天力公司先锋矿于1992年3月开始建井，1994年6月投产，设计生产能力8万吨/年，进入2000年以后，先锋矿陆续对各生产系统环节进行了改造，使矿井安全生产条件齐全，完全具备达到国家煤矿企业安全生产的要求。同时，也使生产能力不断提高。2006年与天马一井合并，生产能力达到将近25万吨/年，2011年达到30万吨/年。矿井生产能力核定各环节能力分别为：提升系统35万吨/年，供电系统80万吨/年，排水系统40万吨/年，通风系统52万吨/年，井下运输系统95万吨/年，采场能力39万吨/年。地面生产系统43万吨/年。先锋矿为一对立井开拓，一个水平两个采区，分别为东井己一采区和西井己二采区，按照煤矿安全规程及有关法律、法规规定，该矿生产系统完善，主要提升系统、供电系统、井下运输系统、排水系统、通风系统、监测系统、现在矿井主要开采己组煤层，己一采区主要开采己15煤层，己二采区主要开采己16、己17、己18煤层。2.煤层地质概况本井田含煤地层分属上石炭统太原组、二叠系山西组和上、下石盒子组，自上而下划分为丙煤段、丁煤段、戊煤上段、戊煤中断、戊煤下段、己煤段、庚煤段等七个煤段。煤系平均总厚779.41m，含煤60余层，常见43层，煤层总厚26.84m，含煤系数3.4%左右。从已探明的情况可知：井田地质构造简单，无大断层及构造变化，煤层为缓倾单斜构造，走向北西南东，倾向北东，倾角为110.该井田有3个煤系地层，上部石炭统太原组含丁、戊组煤，中部二叠纪上石盒子组，含己组煤，下部为下二叠系山西组，含庚组煤层。本井田的开采对象为己组和庚组煤层，己组煤层共存4组可采煤层，分别为：己15、己16、己17和己18煤层。庚组煤为一层可采煤层，庚20煤层。矿井东西走向长2600米、倾斜长3200米，面积8.58km3.3.矿井瓦斯概况2009年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：矿井瓦斯、二氧化碳的相对涌出量分别为6.05m3/t、4.99m3/t，全矿井瓦斯绝对涌出量为37.71立方米/分钟，根据2009年度瓦斯鉴定结果(河南省煤矿瓦斯评审专家组批复)确定我矿为低瓦斯矿井。因为先锋矿所采的是四矿和六矿的边缘煤和残余煤层，所以先锋矿瓦斯很小, 属于低瓦斯矿井。4.水文概况平顶山矿区水文地质比较简单，本区属矿区中部，在补给和排泄区之间，属矿区中的水文地质简单区。本矿开采的煤层因下部水平已被相邻矿井开采，对本矿起到了放水作用，据有关资料，本矿正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为100m3/h。5.煤尘概况煤尘爆炸指数为30.21%，煤尘具有爆炸性。6.煤炭自燃概况自燃发火期为68个月。有自燃倾向性。7.矿井通风概况矿井为中央并列抽出式通风，一个立井（主井）进风，一个立井（副井）回风。矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，即主井（东井）进风，副井（西井回风。）采用全负压通风，掘进工作面为压入式通风。第二章：矿井通风系统设计的可行性论证1.矿井通风系统优化设计背景1）矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，即主井（东井）进风，副井（西井）回风。主要通风机为两台（南台、北台），运行的为北台，型号为BDK-6-NO.18，配套电机型号YBF300M-6、额定功率为2132Kw，额定转速980r/min 。主要通风机扇叶角度27.5，工作风压1666pa，工作风量71m3/min，一台正常运转另外一台检修备用。矿井总进风量69m3/min，总排风量为69.8m3/min，矿井等积孔为1.15m2，矿井通风能力为25万吨/年。矿井井下分己一、己二分区通风，采区内为采区皮带下山进风、轨道下山回风，采煤工作面为U型通风，掘进工作面为压入式通风，井下正常布置两个回采工作面，一备用面，34个掘进工作面及三个独立通风硐室。随着矿井向己18深部的开采，风量特别紧张，通风尤显困难，加之，东井井口风门在提升过程中的频繁开启，给通风系统的稳定造成很大影响。2）矿井生产能力的发展前景分析本次方案设计是为矿井的长期发展，提高矿井生产能力开发矿井深部的己组和庚组煤而进行的矿井通风系统改造。根据平煤股份天力公司今后的发展规划，先锋矿2012年将进入深部己组煤、庚组煤同时开发，使矿井生产能力增大到30万吨/年以上。2.矿井通风系统优化设计方案确定的基本原则1）通风系统改造的必要性论证经过对现有通风系统的分析，存在以下问题：1、由于矿井通风线路长，控制风门多（达26组），巷道通风断面小（一般在3.5m2 4.7 m2）之间，矿井有效风量低，通风阻力大（达1247Pa），致使矿井通风困难。2、根据天力公司今后的发展规划，先锋矿2012年将进入深部己组煤、庚组煤同时开发，使矿井生产能力增大到30万吨/年以上，根据以风定产的原则，现在的矿井有效供风量无法满足增产后的供风需求，漏风率较大。3、随着开采深度和巷道长度的增加，使矿井通风阻力加大，现有主要通风机能力不能满足生产需要，必须更换主要通风机。4、现有井下主要进、回风巷断面过小，致使风速超限，部分区域通风系统需调整。5、不改变东立井通风方式、去掉东立井内风门，将无法提高矿井提升能力。6、目前矿井通风能力为26万吨/年，不能满足矿井生产能力300万吨/年的需要。为此，必须对矿井的通风系统进行改造，从根本上解决矿井通风能力制约后期生产的问题，同时解决东立井井筒风门漏风多与不能提煤问题。2）通风系统改造的主要手段总结国内外通风系统改造的方法、手段，归纳可分为三种：1、改变矿井通风方法：既改变进、回风井筒的相对位置，从而，达到缩短通风线路、降低通风阻力、提高矿井风量的目的。如平煤十矿根据矿井生产布局，相续在井田北部增加己四风井和北山回风井，达到了提高矿井通风能力的目的。2、改变矿井的通风方法，即抽改压或压改抽，此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。如平煤高庄矿的抽改压，有效地防止了周边小煤矿对大矿的威胁。3、改变矿井通风网络：即通过调整矿井主要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数，如增阻调节、降阻调节、调整主要通风机扇叶角度、更换电机提高转速等，从而实现提高通风能力的目的。此方法为生产矿井通风系统调整的常用方法。3）矿井通风系统优化方案选择根据通风系统改造的基本手段，结合先锋矿的地表条件及井下现有通风系统的实际情况，经技术比较采用改变矿井通风方式和改变矿井通风网络相结合的方法，对矿井通风系统进行改造。并提出以下方案：总体方案：为充分利用现在有的巷道，考虑庚20开发问题及矿井通风、运输等因素，经技术论证，最后确定改造方案：在地面广场内做专用回风立井，直接至己17煤层风化带，分别沿己17煤层做己二采区总回风巷和己一采区回风巷与现有的己一、己二采区回风相连，并在己17煤层沿现有的己17皮带下山平行方位补做一条进风行人下山，形成己二采区“两进一回的通风系统。经矿井通风设施改造，最终形成矿井东、两立井进风、专用回风立井回风的“两进一回”抽出式通风方式。同时对庚20开发利用矿井现有的己一采区生产系统，在己17皮带下山和己17轨道下山800米处，沿26勘探线垂直方位，施工庚组总进、回风巷进入庚组煤层。（见改造后的通风系统示意图，虚线部分为设计巷道）。一、专用回风立井位置的确定：对先锋矿井田范围内地面状况的实际考察，工业广场以外能够做回风井及布置井口设施的场地均为附近从村村庄或可耕地。由于在这些位置做回风井比在工业广场内做回风井麻烦，井筒将增加至少150米以上，同时受到征地、协调公民关系、管理困难等多种因素制约，因此经技术经济等分方面比较后，确定放弃在工业广场外做回风井。工业广场内适合于做回风井及布置井口设施的场地只有两处：即现在的办公楼后菜园内和球场西侧煤场（见工业广场布置图）。经过对这两处位置的多方面比较，最后确定在球场西侧煤场内做回风立井，井口位置为：3763149，38349755，地面标高为+7638m。二、井下通风系统改造方案的选择：由于受回风立井位置的限制，井筒落地在己17煤层风化带附近，考虑到井下己一、己二回风系统的现状，结合己17煤层的构造特征，最后确定井底通风系统改造方案为：当回风立井向下施工到己17煤层风化带后，分别沿己17煤层做己一总回风巷和己二总回风巷与原矿井己一、己二采区总回风巷相连，然后分别在己一、己二井底车场建立两组风门，隔断风流，行成己一、己二立井进风、新建立井回风的“两进一回”的通风网络（具体见改造后通风系统图及风路流程说明）。三、通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设施1、新掘巷道工程量：回风立井、己一采区总回风巷、己二总回风巷、矿井总回风巷、己一轨道巷、己二出煤巷、己17通风行人下山、庚20进风巷、庚20回风巷、庚20轨道下山、庚20皮带下山。2、改造巷道己一、己二井底车场、己一总进风巷、己17轨道下山、己17皮带下山。3、通风设施改造：改造通风设施14处（其中建挡风墙6道、改建风门8组）。四、改造前、后通风系统风路流程说明：1、改造前：己一采区：（新鲜风流）东立井总进风巷己一采区皮带下山己一运输平巷用风点（乏风流）己一回风平巷己一轨道下山东井井底车场东立井地面己二采区：（新鲜风流）西立井总进风巷己17皮带巷己17运输巷用风点（乏风流）己17轨道下山己17总回风巷己15轨道下山总回风巷东井井底车场东立井地面2、改造后：己一采区：（新鲜风流）东、西立井总进风巷己一运输下山己一运输平巷用风点（乏风流）己一回风平巷己一轨道下山己一总回风回风立井地面己二采区：（新鲜风流）东、西立井总进风巷己17运输巷、己15回风巷己15轨道下山己17运输机下山、己17通风行人下山己17用风点（乏风流）己17轨道下山己17总回风巷己一总回风巷回风立井地面第三章：矿井通风系统设计参数计算1.矿井通风系统改造后矿井所需风量的计算1）矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。2）矿井需风量的计算按照通风能力核定要求，矿井总需风量和采掘工作面和硐室需风量计算方法要按照下列要求进行计算：（1） 采煤工作面需风量要按照下列4种因素计算,取其最大值A按照瓦斯涌出量计算Q采100q瓦K1 （3-1）式中：Q采采煤工作面需要风量， m3/minq瓦采煤工作面瓦斯绝对涌出量 ，工作面平均瓦斯涌出按预测值3.56 m3/minK1 采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，机采面取K1.4。则Q采1003.561.4498 m3/min。B按工作面温度计算Q采=V采S采K2 （3-2）式中：V采采煤工作面适宜风速， m/s,取1； S采采煤工作面有效断面，取最大和最小控顶距的平均值 K2采煤工作面长度系数，机采面取K1.35。Q采161.358.1 m3/s;C按照工作人数计算计算实际需风量Q4N/60 （3-3）式中：4每人每分钟应共给的最低风量。n采煤工作面同时工作人数。Q440/602.67m3/s D按照风速进行验算15S采Q采240S采 （3-4）式中：S采采煤工作面的平均有效断面面积 Q采小 15575m3/min1.25m3/s；Q采大 24051200m3/min20.0m3/s；经过验算，上述计算风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。根据以上计算，考虑生产能力的不均衡性及初、后期上下组度变化导致的工作面面积不同，采煤工作面的配风量为：Q采8.3m3/s；接替工作面配风量为5.0m3/s。考虑1个接替工作面：Q采8.325121.6m3/s按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准，并参照矿井通风能力核定办法中采煤工作面基本配风标准，通过计算确定：己组煤层工作面配风量取500m3/min，备用工作面风量取300m3/min，矿井正常生产时己组煤布置一个采煤工作面和一个备用工作面。则全矿采煤工作面的需风量为： Q采5003001300m3/min（2） 掘进工作面需要风量A 按照瓦斯涌出量计算Q掘100q瓦K1 （3-5）式中：Q掘掘进工作面需要风量， m3/min；q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量 ，经计算为0.6 m3/min；K1 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.8。经过计算煤巷掘进工作面需风量108m3/min，即1.8m3/s。B按照工作人员计算掘进工作面实际需要风量Q掘4N/60, m3/s （3-6）式中：4每人每分钟应共给的最低风量。N掘进工作面同时工作人数。Q掘420/601.3m3/s 。C按炸药量计算Q掘25A/60 （3-7）2510/604.17m3/s.式中：A掘进工作面一次爆破最大炸药量，kg，取10kg；D按照局扇吸风量计算Q掘Q扇IiK （3-8）式中： Q扇掘进工作面局部通风机额定风量，5m3/s；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数，台；K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2.Q掘511.26m3/s；E按照风速验算15S掘 Q掘240S掘 （3-9）式中：S掘煤巷掘进工作面断面积，最大均为9；Q掘小159135m3/min2.25m3/s；Q掘大24092160m3/min36m3/s；按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人风速等配风标准及局部通风的最大供风距离，己组煤层选用KDJ5.0型、25.5KW局部通风机，全负压需风量取300m3/min，在保证矿井正常接替的情况下，己组煤层布置2个掘进工作面，则全矿掘进工作面的需风量 Q掘230033201560m3/min。（3） 硐室需要风量计算根据规程要求和本地区临近生产矿生产矿井的实际情况，通过计算，狂井独立通风硐室的需风量：炸药库 160m3/min； 变电所 100m3/min；采区变电所 100m3/min；矿井正常生产时，矿井有炸药库1个，变电所1个，己组煤采区有独立通风硐室3个，则全矿独立通风硐室需风量Q硐1607100860m3/min.（4） 其它风量考虑到矿井通风距离较长及矿井正常生产时己一采区的收尾工作，矿井其它风量取600m3/min.（5） 矿井配风系数的选取根据矿井通风系统改造后的通风系统情况，结合矿井内部风量分配不均衡性及矿井内、外部的漏风，矿井配风系数K选取1.25.（6） 全矿井风量的确定根据以上计算，按照公式Q矿（13001560860600）1.255395m3/min取5390m3/min2.矿井通风系统改造后通风阻力计算1）矿井通风总阻力计算原则（1） 矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。（2） 矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。2）矿井通风总阻力计算按照矿井用风地点及通风网络的巷道情况，以能量方程为基础，按照矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律，通过计算机自动分风解算，计算出矿井通风网络在不同条件下的各分支的参数（见矿井不同时期的风量分配情况见矿井分风结算结果）。（1） 摩擦阻力沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的摩擦阻力：H阻aLPQ2/S3 （3-10）式中： H阻巷道摩擦阻力；L、P、S分别是巷道的长度、周长、净断面积；Q分配给井巷的风量；a各巷道的摩擦阻力系数。（2） 局部阻力风流经过井巷的一些局部地点，如弯曲、突然增大或缩小、交叉等，使风流发生了变化，形成极为紊乱的涡流，导致能量的损失。造成这种冲击或涡流的阻力称为局部阻力。这种阻力所产生的风压损失称为局部阻力损失。井下产生局部阻力的地点虽多，但一般只占矿井通风阻力的10%左右。在通风设计中，不在单独计算每一层局部阻力的大小，而是在算出矿井总摩擦阻力后，取其10%加入摩擦阻力中，即为矿井通风总阻力。（3）巷道通风阻力计算方法当风量按各个用风地点的需要或自然分配后，选择达到设计产量时，通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路，然后分别计算两条风路中各段的通风阻力，分别累加后便为所要计算的阻力。因矿井改造后在正常投入生产时，己一采区和己二采区同时生产，且所布置的工作面个数相同，所以，计算通风容易时期和困难时期矿井总阻力时的矿井总需风量相同，但由于通风系统内部巷道情况不同将直接影响矿井的总阻力，所以有一下两个方案：方案一：在总体方案前提下，利用目前己15回风、己15轨道及己17进风巷、己17通风巷作为矿井总进风，断面不变，己17轨道作为回风，通风行人下山按7m2施工，采用锚网支护；己17轨道下山下段620m扩至7.2m2 ，上段580m扩至9m2 ，全部采用锚网支护；己17总回风、己一总回、己二总回、矿井总回均按10m2 施工，己18进风巷、己18回风巷按7.2m2设计施工， 全部采用锚网支护。通过计算机解算，其结果见矿井分风解算结果（见附表）。方案二：在总体方案前提下，利用目前己15回风、己15轨道及己17进风巷、己17通风巷作为矿井总进风，断面不变，己17轨道作为回风，通风行人下山按8m2施工，采用锚网支护；己17轨道下山全部扩至9m2 ，全部采用锚网支护；己17总回风、己一总回、己二总回、矿井总回均按12m2 施工，己17总回风、己一总回全部采用锚网支护；矿井总回采用U型钢支护断面为拱形；己二采区进风巷、己二采区回风巷按10m2设计施工，全部采用锚网支护。通过计算机解算，其结果见矿井分风解算结果（见附表）。3.矿井通风系统优化方案选择方案一：优点：1、充分利用矿井现有的生产系统，使新掘巷道工程量较小。2、新掘巷道断面小，支护投入低，承压能力较强，维修量较小。3、己17轨道下山扩巷道工程量少，施工快。缺点：1、由于巷道段面小，己17运输机下山、己18进风巷、己一总回风、 矿井总回风等巷道风速超限。2、 矿井总阻力过大，通风容易时期为3870Pa,通风困难时期为4849Pa，风门承压大，易损坏，行人不安全，使通风设施的管理、维护难度增大。3、主要通风机长期在高负压状态下运行，使通风机寿命缩短，扇叶承压大，易损坏，对安全生产不利。4、通风机输入功率大，配套电机为2315 KW，通风电耗增加。方案二：优点：1、充分利用己组的生产系统，使新掘巷道工程量较小。2、由于巷道端面扩大，己17运输机下山、己18进风巷、己一总回风、矿井总回风等巷道风速超限问题得到解决，不存在风速超限。3、矿井总阻力降低，通风容易时期2428.9Pa，通风困难时期3332.7Pa，基本达到通风设计规范，如果考虑今后增加一条运输立井（兼作进风井），可使矿井总阻力降至3000Pa以下。4、主要通风机常压状态下运行，提高了通风机寿命，对安全生产有利。5、通风机输入功率较小，配套电机为2250 KW，通风电耗降低。缺点：1、由于巷道端面扩大，新掘巷道工程量增加，投入加大。2、新掘巷道断面大，支护投入大，承压能力较较低，维修量较大。3、己17轨道下山扩巷道工程量大，影响生产。方案的选取：通过对方案一与方案二的比较，从安全角度及矿井的长 远规划考虑，选择方案二。第四章：矿井通风设备的选择1.主要通风机的选择1）选择依据（1）矿井所需要风量矿井所需要风量为：5390 m3/min89m3/s.（2）矿井所需负压通风容易时期负压为：2428.9Pa；通风困难时期负压为：3332.7Pa。2）初选通风设备根据方案二通风容易时期和困难时期的矿井风量、阻力，参照主要通风机的性能曲线，选择BDK-8-No.22型主要通风机，通风机在通风容易时期的运行工况点为Q=90m3/s ,h=2330Pa,=30,=80%；在通风困难时期的运行工况点为Q= 89m3/s ,h=3300Pa,=35，=86%。BDK-8-No.22型主要通风机特性曲线见图41。根据通风机在困难时期的运行工况点参数，按照风机厂家提供的公式，计算出主要通风机的电机功率为410KW, 因此，选用电机功率为2250 KW。据矿井所需的风量和负压，通风机的计算风量和负压分别为：QF=1.05170 = 90m3/sH F易=2428.9 + 200=2628.9PaH F难=3322.7 + 200=3532.7Pa安装2台BDK-8-No.22防爆对旋轴流式通风机，1台工作1台备用，每台风机配套YBF系列2250 KW专用防爆电动机2台。0200040006000800010000120000100200300400500风量（m3/s）25201510 北二风机担负系统（167.32，4079.81）50-2 新风井风机担负系统（114.71，3711.00）风压（Pa）图41 BDK-8-No.22型主要通风机特性曲线3）主通风机运行工况通风容易期：风量 90m3/s负压 2330Pa效率 80%叶片角 30轴功率 500 kW通风困难期：风量 89m3/s 负压 3300Pa效率 86%叶片角 35轴功率 500 kW根据上述计算风量和负压，BDK-8-No.22型防爆对旋轴流式通风机及每台风机配套的YBF系列2250 KW专用防爆电动机，满足矿井通风要求。两套风机的切换方式是通过风门，配合与之配套的两台风机进行转换工作。2矿井主要通风设备的配置及要求1、主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须严格封闭严密，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%；2、主要通风机必须保持运转；3、主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一台备用电动机。备用通风机、备用电动机、和配套通风机，必须在10分钟内启动；4、矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机使用。在特殊情况下作临时用时，必须对主要通风机管理，制定措施，报省（区）煤炭局批准；5、装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；6、主要通风机至少每月由矿井机电部门检查一次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；7、进风口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风装备；8、回采工作面和绝境工作面都应独立回风，特殊情况下串联通风必须符合煤矿安全规程第117条有关规定；9、完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其量顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区分别计算通风容易和通风困难两个时期的矿井自然风压，附属装置阻力，主要通风机风量和风压。利用通风机特性曲线选择主要通风机。第五章：概算矿井通风费用吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本，提高经济效益不可少的基础资料。吨煤通风成本主要包括下列费用：1、电费(W1)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,可用如下公式计算:E = 40024365/vw （5-1）=3504000/0.950.9=3319500KWh EA=9024365/vw （5-2）=788400/0.95 0.9=746905KWhW1=（E+EA）D/T （5-3）=(3319500+746905) 0.6/600000=3394405/600000=5.65元/吨式中：E主要通风机年耗电量,D电价,元/KWH,T矿井年产量,吨; v变压器效率,可取0.95;EA局部通风机和辅助通风机的年耗电量;w电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.90.95范围内选取；2、通风设备的折旧费用见附表六设备成本表吨煤的通风设备折旧费W2为:W2=G1+G2/T （5-4）=27.2/60=0.45 元/吨3、材料消耗费用包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料费用，按照每年1000万元。W3=100/60=2.5元/吨4、通风工作人员工资费用矿井通风工作人员08年平均工资2000元，工作人数20人则通风工作人员每年总工资W4=A/T （5-5）=20002012/T=480000/600000=0.8 元/吨5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用专为通风服务的井巷工程按4000万计算，服务年限为10年，则每年按10%计算W5=300010%/60=5元/吨6、每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用通风仪表购置费和维修费用每年为10万元，则：W6=10/60=0.17元/吨7、矿井每采一吨煤的通风总费用W为：W=W1+W2+W3+W4+W5+W6 （5-6）=5.65+0.45+2.5+0.8+5+0.17=14.57元/吨第六章：矿井通风安全管理1.矿井通风系统的安全管理为了确保矿区安全生产，防止灾害事故的发生，特制定以下安全技术措施。1、主扇管理：建立健全主扇管理的各项规章制度，能够保证一台主扇正常运转，另一台备用（并能随时启动）。配有熟练的操作岗位工，随时了解主扇运行的各项性能及参数，有事迅速向有关部门汇报，采取措施。并配有反风设施，一旦需要反风，能在10分钟内改变井下风流方向，供风量不少于正常供风量的40%。配备专业人员，定期对主扇进行检修，及主扇设施进行检修、维护，在发生停电，主扇停止运转时，专业人员及业务科室人士迅速赶赴现场，查明原因，排除隐患，恢复正常通风。2、局扇的管理：井下掘进头（机、风巷）在进风口规定距离都安装有主、副风机及风电闭锁装置，保证主副风机正常倒台。瓦斯超限时，能自动切断施工电源。防突工作面，风机要有专用开关，专用的主副风机电源，施工电源，有更高的要求。3、风筒的管理：巷道中的风筒吊挂要整齐，不能打弯，风筒接口不能出现反压边现象，保证风筒不能脱节，风筒距迎头的位置要合适，出现破口要由专人修补。修补不了，要及时更换。4、对风门、风桥、风帘、风筒、风机开关、线路等设施，施工单位要包人看护，专业人员要维护，业务科室人员要监护，井下作业人员要爱护，发现破坏设施的人员或行为，要坚决制止和处理。对一些设施要加强维护，保证设施正常使用。5、每季度应至少检查1次反风设施，检查项目包括主要通风机和启动电气设备、进风井口房、反风道、所有地面闸门和风门、电控设备绞车和钢丝绳、防爆门、反风设备的防冻设施以及进、回风井之间和主要进、回风道之间的正、反向风门等。每一矿井每年应进行1次反风演习，矿井通风系统有重大变化时，应进行一次反风演习。6、减少箕斗井井底贮煤仓的漏风，应使贮煤仓中的存煤保持一定的厚度。7、空区注浆、洒水等，可以提高其压实程度，减少漏风。8、采空区和不用的通风联络巷必须及时封闭。2.采区通风安全管理1、根据采区的地质条件和开采技术条件，确定采区的风量和风流控制措施。按照采区实际情况计算采区需要风量，合理分配风量到采掘工作面、硐室和用风地点；在生产条件变化的情况下，及时有效地进行局部风量调节。控制风流的措施是在通风网路中选定适当地点建筑通风设施，改变风流及风路的阻力，使风流按已定的通风系统流动，满足各用风地点的供风量。2、按照规程规定，进行采区风量和风速检查。检查风量和风速的目的，是确定采区总进风量是否满足生产需要，各工作地点风量分配是否合理以及局部地区的漏风情况，各巷道中的实际风速是否符合规定等，发现问题及时上报并处理。生产实践证明，加强风量检查，找出漏风严重地点，及时采取措施，能有效的改善采区通风状况。3、有计划的进行采区通风阻力检查与测定，掌握采区通风网路中阻力分布状况。对阻力较大的区域和地点采取相应措施，为改善采区通风系统，减少阻力，保证采区正常通风提供可靠依据。4、按照规程要求，组织通风安全各项检查工作，包括测定空气成分、湿度和温度、有害气体含量、空气含尘量等等，以确保采区有良好的通风条件和适宜的作业环境。5、加强对火区的检查，掌握自然发火区域的变化情况，定期对封闭区内的空气成分和温度进行检查分析。防火墙也应加强管理，检查有无裂缝及漏风情况，发现问题，工作面及时采取补救措施。6、按要求绘制与填绘采区通风系统图，及时掌握采区通风网路的变化情况，填写各种通风安全报表，并对各报表进行研究和分析。7、矿井通风系统图就是其中必备的图纸之一。矿井通风系统图能反映全矿井的通风状况，便于分析通风系统和风量分配的合理性，加强通风管理，编制通风计划，在发生灾害时指导正确的处理事故。8、矿井通风系统图必须标明风流方向、风量和通风设施的安装地点。必须按季度绘制矿井通风系统图，并按月补充修改。多煤层同时开采的矿井，必须绘制分层通风系统图。矿井应绘制矿井通风系统立体示意图和矿井通风网络图。3.掘进工作面通风安全管理多年来，我国煤矿工人与工程技术人员，为提高局部通风机通风效果，创造总结出了很多行之有效的局部通风的技术管理经验，有效的提高了单巷掘进的送风距离。掘进通风管理技术措施主要有加强风筒管理的措施、保证局部通风机安全运转的措施、掘进通风安全技术装备系列化、局部通风机的消声措施等。一、加强风筒管理的措施1、减少风筒漏风1）改进风筒接头方法和减少接头数风筒接头的好坏直接影响风筒的漏风和风筒阻力。改进风筒接头方法和减少风筒接头数，是减少风筒漏风的重要措施之一。2）减少针眼漏风胶布风筒是用线缝制成的，在风筒吊环鼻和缝合处，都有很多针眼，据现场观测，在1kPa压力下，针眼普遍漏风。因此，对风筒的针眼处应用胶布粘补，以减少漏风。3）防止风筒破口漏风风筒靠近工作面的前端，应设置34m长的一段铁风筒，随工作面推进向前移动，以防放炮崩坏胶布风筒。掘进巷道要加强支护，以防冒顶片帮砸坏风筒。风筒要吊挂在上帮的顶角处，防止被矿车刮破。对于风筒的破口、裂缝要及时粘补，损坏严重的风筒应及时更换。2、降低风筒的风阻为了减少风筒的风阻以增加供风量，风筒吊挂应逢环必挂，缺环必补；吊挂平直，拉紧吊稳。局部通风机要用托架抬高，尽量和风筒成一直线。风筒拐弯应圆缓，勿使风筒褶皱。在一条巷道内，应尽量使用同规格的风筒，如使用不同直径的风筒时，应该使用异径风筒连接。风筒中有积水时，要及时放掉，以防止风筒变形破裂和增大风阻值。放水方法，可在积水处安设自行车气门嘴，放水时拧开，放完水再拧紧。二、保证局部通风机安全可靠运转在掘进通风管理工作中，应加强对局部通风机检查和维修，严格执行局部通风机的安装、停开等管理制度，以保证局部通风机正常运转。规程一百二十八条规定，局部通风机和风筒的安装和使用，必须符合下列要求：（1）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。（2）压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。（3）高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井、低瓦斯矿井中高瓦斯区的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。（4）其他掘进工作面和通风地点正常工作的局部通风机可不配备安装备用局部通风机，但正常工作的局部通风机必须采用三专供电；或正常工作的局部通风机配备安装一台同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。（5）必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离、混合式通风的局部通风机和风筒的安设、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格和安设标准，应在作业规程中明确规定。（6）正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。（7）使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。（8）每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。（9）严禁使用3台以上（含3台）局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用台局部通风机同时向个作业的掘进工作面供风。三、掘进通风安全技术装备系列化掘进安全技术装备系列化，对于保证掘进工作面通风安全可靠性具有重要意义。掘进安全技术装备系列化是在治理瓦斯、煤尘、火灾等灾害的实践中不断发展起来的多种安全技术装备，是预防和治理相结合的防止掘进工作面瓦斯、煤尘爆炸、火灾等灾害的行之有效的综合性安全措施。主要内容如下：1、保证局部通风机稳定运转的装置1）双风机、双电源、自动换机和风筒自动倒风装置正常通风时由专用开关供电，使局部通风机运转通风；一旦常用局部通风机因故障停机时，电源开关自动切换，备用风机即刻启动，继续供风，从而保证了局部通风机的连续运转。由于双风机共用一道主风筒，风机要实现自动倒换时，则连接两风机的风筒也必须能够自动倒风，风筒自动倒风装置有以下两种结构；（1）短节倒风如图6-1（a）所示，将连接常用风机风筒一端的半圆与连接备用风机风筒一端的半周胶粘、缝合在一起(其长度为风筒直径的12倍)，套入共用风筒，并对接头部进行粘联防漏风处理，即可投入使用。常用风机运转时，由于风机风压作用，连接常用风机的风筒被吹开，将与此并联的备用风机风筒紧压在双层风筒段内，关闭了备用风机风筒。若常用风机停转，备用风机启动，则连接常用风机的风筒被紧压在双层风筒段内，关闭了常用风机风筒，从而达到自动倒风换流的目的。图6-1倒风装置1常用风筒；2备用风筒；3共用风筒；4吊环；5倒风切换片；6风筒粘接处；7缝合线 （2）切换片倒风 如图6-1（b）所示，在连接常用风机的风筒与连接备用风机的风筒之间平面夹粘一片长度等于风筒直径1.53.0、宽度大于12风筒周长的倒风切换片，将其嵌套在共用风筒内并胶粘在一起，经防漏风处理后便可投入使用，常用风机运行时，由于风机风压作用，倒风切换片将连接备用风机的风筒关闭，若常用风机停机，备用风机启动，用倒风切换片又将连接常用风机的风筒关闭，从而达到自动倒风换流的目的。2）“三专两闭锁”装置“三专”是指专用变压器、专用开关、专用电缆，“两闭锁”则指风、电闭锁和瓦斯、电闭锁。其功能是只有在局部通风机正常供风、掘进巷道内的瓦斯浓度不超过规定限值时，方能向巷道内机电设备供电，当局部通风机停转时，自动切断所控机电设备的电源；当瓦斯浓度超过规定限值时，系统能自动切断瓦斯传感器控制范围内的电源，而局部通风机仍可正常运转。若局部通风机停转、停风区内瓦斯浓度超过规定限值时，局部通风机便自行闭锁，重新恢复通风时，要人工复电，先送风，当瓦斯浓度降到安全允许值以下时才能送电，从而提高了局部通风机连续运转供风的安全可靠性。3）局部通风机遥讯装置其作用是监视局部通风机开停运行状态。局部通风机要安设载波遥迅器，以便实时监视其运转情况。2、加强瓦斯检查和监测1）安设