上良煤矿通风系统改造设计方案

1、1、概况12、矿井通风系统概述23、矿井通风系统改造设计方案24、通风系统生产能力核定95、主要技术安全措施106、其它说明137、附图14 1、概述上良煤矿位于山西省长治市襄垣县下良镇境内，行政上隶属于襄矿集团管辖。矿井始建于1979年，1983年投入生产，年核定生产能力60万t/a，2009年采矿许可证许可生产能力120万t/a。井田面积约4.3616km2,被批准开采煤层为3号煤层和15号煤层。目前矿井开拓、开采3号煤层，为第一水平；距3号煤层115m为15号煤层，为第二水平。目前，矿井有两个综采工作面，分别为2203综采工作面（备采面），3303综采工作面；两个综掘工作面，分别为230

2、2回风顺槽，33回风联络巷。2、矿井通风系统概述2.1通风方式矿井通风方式为中央并列式，皮带运输斜井（进风井筒）、副井（进风、提升井筒）和回风斜井均布置于工业广场之内。2.2通风方法矿井采用抽出式通风方法，综采工作面采用U型上行通风方法，综掘工作面采用局部压入式通风方法。每个综采面为一个独立采区，实行分区通风；掘进面实行独立回风；主要机电峒室实行独立回风。2.3主扇风机及附属装置矿井使用两台FBCDZN019型对旋轴流风机，一台使用，一台备用。人工停送。扇风机主要技术参数、附属装置见表一。表一 扇风机主要技术参数、附属装置表型号FBCDZN019数量两台风量21605040m3/min风压82

3、03400 Pa转数980/min电流237.5/137 A电压380/660 V功率2×132 KW电机YBF315-6出品运城市安运风机有限公司扩散塔两套水柱计1支消音器2套2.4矿井主要通风参数见表二表二 矿井主要通风参数表矿井总进风量40004300m3/min矿井总回风量41004400m3/min矿井有效风量率8590%矿井主扇负压28502900 Pa矿井通风等积孔1.6m2矿井通风巷道总长度9 Km矿井外部漏风率5%风桥8座风门20座矿井总进风量1.1局部通风机台数10台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相关规定、技术规范及基本方法煤矿安

4、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。上良煤矿提供的自然、生产技术资料.1矿井自然资料矿井地质图、地形图；煤层瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯及二氧化碳涌出量、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性；煤的自然倾向性及自然发火期；煤尘爆炸危险性；矿区地面气候条件（年最高、最低及平均气温），地温及地温增深率。.2矿井生产技术资料矿井年产量及服务年限；矿井开拓、开采系统、运输系统；采区储量、采面位置及产量；同时开采煤层数、采面数、掘面数；井下同时工作的最多人数、采

5、掘爆炸的炸药量最大消耗量、井巷支护方式和断面；通风设备产品目录、价格、矿区电费。3.2改造后的矿井通风系统矿井通风方式改造后的矿井通风方式为中央分列式，即3条进风井（巷）位于井田南翼工业广场内，出风井位于井田北翼。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。通风机主要参数见表三表三 通风机主要参数表型号FBCDZN026数量两台风量540012000m3/min风压10603900 Pa转数740r/min电流26.8 A电压10000 V频率50 HZ电机YBF630-8功率2×355KW编号D309ZJ093、D309ZJ094出品运城市安运风机有限公司日期2009年1

6、月矿井通风系统改造主要工程新掘回风立井断面积23.74m2,井深465m；新安装扇风机两台；新安装无压隔绝风门4组；新掘主要回风巷道900m；新掘主要排水井巷300m；扩大原进、回风巷道断面积300m；拆除风门5组；新建密门2座；新建测风站3座。改造后的矿井通风系统主要通风线路见下图。进、回风流方向：南入北回；进、回风井巷布置形式：两入一回；进、回风井巷之间联接方式：串联（沿倾向）；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：独立通风；机电峒室通风方式：独立通风；其它地点通风方式：串联、扩散通风；工作面通风方式：U型上行通风方式；预计矿井通风阻力：250

7、0Pa;预计矿井通风等积孔：2.383.18m2;预计矿井主要进、回风井巷风速：57.4m/s。3.3矿井总风量计算和风量分配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（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）×K矿通Q采采面和备面所需风量之和，m3/min;Q掘掘面所需风量之和，m3/min;Q硐硐室所需风量之和，m3/min;Q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1.2（抽出式）。.1采面需风量计算A、按瓦斯涌出量计算对3303综采工作面连续1个月风排绝对瓦斯涌出量实测为6.010.8 m3/min，取10m3/min，采面瓦

8、斯涌出量不均匀和备用风量系数（K）取1.2.则Q采100×10×1.21200 m3/min。B、按采煤工作面温度计算Q采60V采S采K采V采采煤工作面风速，取1.5m/s;S采采煤工作面平均断面，取7m2；K采风量备用系数，取1.1 则Q采60×1.5×7×1.1693m3/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50人，则Q采4×50200m3/min。D、按最低风速验算采面最小风量Q采V采S采=60×0.25×9135 m3/min。V采工作面允许最小风速，取0.2

9、5m/s；S采工作面最大断面，取9m2。E、按最高风速验算采面最大风量Q采V采S采=240×6.51560m3/min。V采采煤工作面允许最大风速，取240m/min（4m/s）；S采采煤工作面最小断面，取6.5m2。.2掘进面风量计算A、按瓦斯涌出量计算Q掘100q瓦K掘通q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，实测为22.6 m3/min,取2.6 m3/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数， 取1.5。则Q采100×2.6×1.5390 m3/min。B、按局部通风机实际吸风量计算Q掘Q通K掘通Q通 取4台局部通风机（两台2×15KW对旋风机，风量80

10、0 m3/min，两台2×30KW对旋风机，风量1200 m3/min）需风量。K掘通 取1.2。则Q掘（2×400+2×600）×1.2=2400 m3/min。C、按工作面同时工作的最多人数计算Q掘4N=4×15=60 m3/min。D、按最小风速验算Q掘V掘S掘=60×0.25×9=135m3/min。V掘工作面允许最小风速，取0.25m/s；S掘工作面最大断面，取9m2。E、按最大风速验算Q掘V掘S掘=240×8.4=2016 m3/min。V掘掘进工作面允许最大风速，取240m/min（4m/s）；S掘掘

11、进工作面最小断面，取8.4m2。.3硐室需风量计算Q机3600N/60CptN机电峒室中运转的电机水泵、变电器等总功率2500KW；机电峒室的发热系数，取0.03；空气密度，取1.2kg/m3;Cp空气的定压比热，取1.0KJ/（Kg·K）；t机电硐室进、回风流温差，取10。则Q机3600×0.03×2500/60×1.2×1×10=375m3/min。.4其它需风巷道风量计算A、按瓦斯涌出量计算Q其它=QCH4QCH4其它用风巷道所需风量和，m3/min；QCH4= Q22运+Q23+Q33Q22运22运输下山巷道所需风量，m3/m

12、in；Q22运=100q22运K22运=100×1.0×1.2=132 m3/min。q22运22运输下山巷道瓦斯绝对涌出量，取1.0m3/min；K22运22运输下山巷道瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。Q2323运输下山巷道所需风量，m3/min；Q23=100q23K23=100×1.3×1.2=156m3/min。Q3333运输下山巷道所需风量，m3/min；Q33=100q33K33=100×3.2×1.2=384m3/min。q23、K23、 q33、K33符号含义累同。QCH4= Q22运+Q23+Q33=132+156+3

13、84=672m3/minQ其它=QCH4=672m3/min B、按最低风速验算Q其它V其他S其他=60×0.25×8.4=126m3/min（煤巷）。V其他其他巷道最低风速，取0.25m/s；S其他其他巷道最大断面，取8.4m2风量分配.1采面风量分配正常生产时，矿井东、西各配备一个生产面和备用面。则Q采=（2×1200）+（2×1200×50%）=3600m3/min。.2掘进工作面风量分配正常掘进按照4个掘进面进行配风，其中两个掘进工作面使用2×15KW局扇，两个掘进工作面使用2×30KW局扇，则Q掘=（2×

14、400+2×600）×1.2=2400m3/min。.3硐室风量分配Q硐=375 m3/min。.4其它地点风量分配Q其它=672 m3/min。矿井总需风量为Q矿=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）×1.2 =（3600+2400+375+672）×1.2 =8456 m3/min3.4计算矿井通风总阻力从改造后的矿井通风系统分析，井田南翼有3条进风井巷，即主斜井、副立井和进风斜井（原回风斜井），其中，主、副井于+858m处与进风斜井和主斜井联接后，矿井主要进风巷为2条，即东翼的沿3#-3煤层走向的北翼运输大巷；西翼的沿3#-3煤层倾向的进风下山（原回风下山

15、）。东翼运输大巷与33运输下山构成东翼进风巷道；西翼进风下山与23运输下山和22运输下山构成并联风路形成西翼进风巷道。与33运输下山、23运输下山和22运输下山构成并联风路的33回风下山和22回风下山组成井田东翼和西翼的回风巷道。计算矿井通风总阻力时应先分别计算东、西两翼的通风阻力，后通过并联网路公式计算矿井通风总阻力。原则上从东、西两翼系统中各选取一条通风路线最长的回路作为阻力累计计算的基础，同时也能真实客观地反映出该系统的阻力分布情况。东翼通风阻力计算回路367910111213142223（见图）；西翼通风阻力计算回路258151617181920 142223（见图）。分别计算回路中每

16、个节点之间的摩擦和局部阻力，再进行叠加，则为一翼的通风阻力。矿井通风阻力则等于分支阻力，且取大值。考虑到局部通风阻力计算比较麻烦，且其数值也只占总体通风阻力的5%左右，95%左右为摩擦（沿程）阻力，因此，本方案中对局部通风阻力不做详细计算，只在计算矿井总阻力时，考虑加上总阻力的5%。摩擦阻力公式h摩=LU Q2/S3。东翼系统通风阻力计算参数巷道节点支护方式×104L(m)U(m)S(m2)Q(m3/s)h(Pa)3-6砌碹4093012.38381296-7梯形2555011.87.646737-9梯形25550011.07.6436509-10梯形25516013.68.8431

17、5110-11梯形25515013.68.841.513211-12梯形25595011.47.12030912-13掩护式液压支架27518012.17.224.59613-14梯形25570014.39.04364714-22锚杆半圆987018.51843422-23混凝土井筒29.455017.323.749017合计42902208西翼系统通风阻力计算参数巷道节点支护方式×104L(m)U(m)S(m2)Q(m3/s)h(Pa)2-5砌碹403107.65582545-8砌碹405013.38.858138-15砌碹4075015.69.25820215-16梯形25550

18、11.57.5405616-17梯形2555011.57.538.55217-18梯形25516013.78.235.512818-19梯形25515013.78.23411019-20掩护式液压支架27572012.17.22025720-14梯形25583013.78.22841214-22锚喷半圆拱9810018.518711622-23混凝土井筒29.455017.323.749017合计37201517在并联通风网络中，矿井通风总阻力等于并联风路任一分支阻力，取大值（东翼分支），矿井通风摩擦阻力为2208Pa，若加上5%的局部通风阻力，则矿井通风总阻力为2208+2208×

19、5%=2318Pa。3.5计算通风总阻力东翼回路风阻R东=h东/Q东2=2208/462=1.04kg/m7(Q东：东翼风量)西翼回路风阻R西=h西/Q西2=1517/582=0.45kg/m7(Q西：西翼风量)则：矿井总风阻R矿= R东/1+（R东/ R西）1/22=1.04/1+（1.04/ 0.45）1/22=0.1637 kg/m7或：R矿= h矿/Q矿2=2318/1042=0.2143kg/m7(Q矿：矿井风量)则R矿=（0.1637+0.2143）/2=0.189kg/m7，取0.193.6矿井等积孔计算A矿=1.19/R矿1/2=1.19/0.191/2=2.73m23.7矿井

20、有效风量率概算矿井总风量：东翼：46m3/s；西翼58m3/s，计104m3/s。矿井有效风量：采煤：40 m3/s；掘进：33.4 m3/s；硐室：6.25 m3/s；其它：9m3/s，计88.65m3/s。则有效风量率为：88.65/104×100%=85.24%。3.8风量调节局部风量调节.1增阻调节法主要用于东、西两翼之间的风量调节，即通过22集中运输巷中设置的风窗上滑移板，来改变窗口的面积，从而改变巷道中的局部阻力，来实现调节东、西两翼供风量的大小。.2减阻调节法主要用于采区内部的风量调节，其做法是扩大局部地点巷道断面、降低值、清理堆积物及开掘并联巷道。矿井总风量调节上良矿

21、使用的主扇为轴流式风机，要实施总风量调节，可运行下列方法。.1改变转数此方法只能通过更换不同转数的电机实现。.2改变叶片安装角当叶片安装角由1调节到2，则1增到2，风压h1增到h2，反之亦然。.3降低矿井总风阻主要做法是合理安排采掘接替和用风地点配风，尽量缩短最大阻力路线的长度。4、通风系统生产能力核定根据AQ1028-2006标准，下列公式适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压矿井的通风系统生产能力核定。A=330×Q进/0.0926×104q相×k(万t/a)Q进矿井总进风量8456 m3/min；0.0926总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数；

22、q相矿井瓦斯相对涌出量，取19.26 m3/t（2008年瓦斯鉴定值）；k综合系数，k= k产×k瓦×k备×k漏，其中k产矿井产量不均衡系数，取1.2；k瓦矿井瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；k备备用工作面用风系数，取1.1；k漏矿井内部漏风系数，取1.11。则k=1.2×1.2×1.1×1.11=1.76A=330×8456/0.0926×104×19.26×1.76=88.9万t/a若矿井总进风量为10000m3/min，则通风系统可承受的生产能力为： A=330×10000/0.0

23、926×104×19.26×1.76=105.13万t/a。若矿井总进风量为6000 m3/min，则通风系统可承受的生产能力为：A=330×6000/0.0926×104×19.26×1.76=63.1万t/a。若矿井总风量达到主扇极限风量，则矿井通风系统承受的最大生产能力为：A=330×10800/0.0926×104×19.26×1.76=113.5万t/a。5、主要技术安全措施5.1通风机、附属设备设施主扇应满足首采水平（一水平）各个时期的工程变化；并使通风设备长期高效率运行。

24、风机能力应留有10%的余量。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。新建回风立井外部漏风率不得超过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。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。完善主扇定期检修制度，至少每月检查1次主扇。改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。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。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。通风机房周围20m以内不得布置有烟火作业的建筑物及设

25、施，并应考虑噪音及排出的乏风对周围的影响。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。司机每小时记录1次主扇运行情况，发现异常，立即报告。主扇机房内，噪音必须达标，否则必须采取降噪措施。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。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。主扇应设监测系统，以监测主扇及电机的运转情况。防爆门每半年检查维修1次。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1012倍的

26、风机动轮直径。扩散塔应用金属板焊接，尽量减少阻力。暖风道必须用不然性材料砌筑，且应至少设2道防火门。5.2矿井反风反风装置结构简单，坚固可靠。操作开关集中安设，灵敏可靠，一人操作。能在10min内改变井巷中的风流方向。反向风量不应小于正常风量的40%。必须制定明确的反风方法（主扇反转）。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。反风演习持续时间，本矿应不少于1h。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。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。5.3通风设施改风所需设备的4组无压风门，其设置位置、施工时间必须满足规定要求。今后设置永久性密闭必须同时安装观察孔、反水池、