通风设计2.docx
《通风设计2.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《通风设计2.docx（31页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
通风设计2
目录
第一章矿井概况┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄1
第一节矿区交通及气候情况┄┄┄┄┄┄┄┄1
第二节井田面积和火区，小窑分布和开采情况┄2
第三节矿井开拓方式┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄2
第四节煤系及煤层┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄3
第二章矿井通风系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄5
第一节矿井进、回风井布置方式┄┄┄┄┄┄┄5
第二节矿井通风┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄6
第三章采掘工作面和硐室通风┄┄┄┄┄┄┄┄7
第四章矿井风量、风压及等级孔┄┄┄┄┄┄┄11
第五章通风设备及反风┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄16
第六章供热风系统设计┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄18
第七章矿井通风费用计算（概算）┄┄┄┄┄┄22
第八章矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾
能力分析┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25
第九章附图┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄32
井采公司一井矿井通风设计
第一章矿井概况
第一节矿区交通及气候情况
第二节井田面积及火区，小窑分布和
开采情况
1、井田境界：
矿井北部以煤层露头为界，东部以F2断层为界，西部以Ⅻ排线勘探线为界，南部以+500水平为界。
井田东西走向长2.2km，南北倾斜宽2.0km，面积4.4km2。
2、井采公司一井井田自60年简易投产后，已开发出四个生产水平，即+970水平、920水平、810水平和715水平，其中+970水平和920水平已于1974年底，+810水平于1998年底开采结束，现生产水平+715水平。
该生产水平现已采完东翼4241-1、4243-1、4241F和西翼4141F、4143-1、4141F、4143F等四个顶分层采煤工作面和三个综采放顶煤工作面，目前正在开采的是东翼4243F综采放顶煤工作面，西翼4142F工作面准备2006年1月开掘巷道；矿井开采至今矿井采掘工作面从未发生自燃发火现象，目前尚无火区，本井田范围内无小窑分布。
第三节矿井开拓方式
矿井为一对斜井多水平开拓，整个矿井划分为六个水平开采，其中已开采完的+970、+920和+810水平均为上山开采，正在生产的+715水平和将要延伸的+600和+500两个水平为下山开采。
主井为倾角23º的斜井，装备钢蕊强力皮带一条，带宽800mm，担负提升原煤并兼做进风井；付井为
23º倾角的单钩串车斜井，担负升降人员、下放材料及设备，提升矸石，并兼作进风井，井底为+810水平车场和中央石门开拓，风井布置也在井田中央+970水平井底附近，断面为4m2，半园拱形料石砌碹支护的斜井，担负全矿井的回风。
井田深部核算暂定+715生产水平为界，露头水平标高约+1045m，矿井开采深度为330m,开采方法为多水平上、下山开采。
第四节煤系及煤层
一、含煤地层
本区的主要含煤地层为中下侏罗纪下煤窑沟组，共含煤六层，自上而下依次编号为1号～6号（原勘探报告编号自上而下为Ⅰ～Ⅵ）。
煤层间由烁岩、砂岩、粉砂岩、泥岩组成,具呈旋回结构。
本井田内可采煤层两层为4号和6号煤层。
煤层倾角均为8～12°，其中6号煤层在+810水平以上由于构造因素影响变为局部可采煤层。
见煤层特征表1—4—1。
二、煤层
1、煤质：
井田内4号、6号煤层均为低变质阶的不粘煤，灰分（A）含量715水平为7.85%，全硫（SQ）含量在0.32%以下,发热量Q均大于24.45MJ/kg，挥发份V平均30%以上，属于低灰、低硫、高发热量的良好动力和民用煤。
单位
2000年
2001年
2002年
2003年
2004年
2005年
CH4相对
涌出量
m3/t.d
0.34
0.97
1.64
0.80
0.65
0.58
CO2相对
涌出量
m3/t.d
2.03
1.61
1.69
1.27
0.83
0.74
鉴定时间
月
4
9
3
3
10
3
鉴定月产量
吨/月
31000
38050
52585
80955
130050
93577
煤层特征表表1—4--1
煤
层
号
煤层厚度
煤层结构
煤层间距
（m）
煤层
稳定性
最大-最小
平均
层数
厚度（m）
4
10.74—16.74
13.33
0—2
0.35-0.62
900
稳定
1.38
5
0.25—1.88
0.66
0
不稳定
15.14
6
0.5—5.45
0--1
0--1
较稳定
2、矿井瓦斯等级：
根据现水平历年的瓦斯鉴定，均为低瓦斯矿井，且瓦斯分带不明显，深部瓦斯略有增高。
鉴定结果下见瓦斯鉴定表1—4—2：
1、煤尘及煤的自燃：
煤尘爆炸性：
煤炭科学研究总院抚顺分院对本井田采样试验结果如下：
火焰长度400cm，岩粉量55%，煤层具有爆炸性危险，煤层爆炸指数为30.59%。
煤的自燃：
井田内各煤层自燃发火严重，属二级发火层，发火期一般为3-6个月，属易自燃煤层。
矿井无煤与瓦斯突出。
历年瓦斯鉴定表表1—4—2
2、地温情况：
实际生产过程中采掘面、硐室温度均不超过30摄氏度。
本矿井地温正常，无异常高温点，当回采至矿井最深点时，地温略有升高，但不超过23摄氏度。
第二章矿井通风系统
第一节矿井进、回风井布置方式：
矿井进风主、付井筒位于井田北部中央的一对斜井开拓。
主斜井长度为720m，倾角为23º，支护形式为料石砌碹，断面形式为半圆拱形，断面为7.49m2。
副斜井长度为700m，倾角23º，支护形式为料石砌碹，断面形式为半圆拱形，断面为7.0m2。
该矿设有一个回风井，为全矿的通风服务，布置在+970水平井底附近的斜风井，长度为150m，支护形式为料石砌碹，断面形式为半园拱形，断面为4m2。
第二节矿井通风
1、矿井通风方式及通风系统
根椐已确定的矿井开拓方式，本矿井由主、副井筒进风，斜风井筒回风。
矿井通风方式为中央分列式；通风方法为机械抽出式负压通风；矿井东西两翼并联通风网络形式。
井下主要风流途径如下：
主、副斜井→井底车场→中央石门→集中皮带下山→工作面下顺槽→工作面→工作面上顺槽→东（西）集中轨道下山→+920水平东（西）翼总回风巷→矿井总回风上山→风井→地面。
矿井通风系统及通风网络详见插图（图2—2—1、图2—2—2）
井下火药发放硐室及井下变电所水泵房均为独立通风系统。
第三章采掘工作面及硐室通风
一、矿井总风量计算
根据煤矿安全规程及国家安全生产监督管理总局,国家煤矿安全监察局和国家发展和改革委员会联合下发的安监总煤矿字[2005]42号文件《矿井通风能力核定》办法的有关规定，矿井所需风量按下列公式计算并取其中最大值。
（一）、按井下同时工作最多人数计算矿井总风量
Q矿井＝4×N×K矿通
＝4×250×1.2＝1200m3/min=20m3/s
式中：
Ｑ矿进-------矿井进风量m3/min
N----------井下同时工作的最多人数,250人。
K矿通-------矿井通风系数，取1.2。
（二）、按采煤、掘进、独立通风硐室及其它用风地点实际需风量总和的计算。
Q矿≧（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它）×K矿通
式中：
∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/min；
K矿通——矿井通风系数（抽出式K矿通取1.15～1.2，压入式K矿通1.25～1.3）。
取K矿通=1.2
1、采煤工作面的需要风量
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
⑴、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温度
式中：
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；
Q基本——工作面的控顶距×工作面的实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1m/s），m3/min；
K采高——回采工作面采高调整系数（见表1）取K采高=1.5
K采面长——回采工作面长度调整系数（见表2）本矿井综采面长度一般为150～170m，可取K长=1.1
K温——回采工作面温度调整系数（见表3）一井放顶煤工作面空气温度正常在20～30℃，因此可选取K温=1.1
表1K采高——回采工作面采高调整系数
采高
<2.0
2.0～2.5
2.0～2.5放顶煤采面
系数（K采高）
1.0
1.1
1.5
表2K采面长——回采工作面长度调整系数
回采工作面长度
80～150
150～200
>200
长度调整系数（K采面长）
1.0
1.0～1.3
1.3～1.5
表3K温——回采工作面温度调整系数
回采工作面空气温度（℃）
采煤工作面风速（m/s）
配风调整系数K温
<18
0.3～0.8
0.90
18～20
0.8～1.0
1.00
20～23
1.0～1.5
1.00～1.10
23～26
1.5～1.8
1.10～1.25
26～28
1.8～2.5
1.25～1.4
28～30
2.5～3.0
1.4～1.6
首先计算Q基本值：
Q基本=工作面有效断面×适宜风速
Q基本=9.375×1.0×60
Q基本=562.5m3/min
综放工作面有效通风断面可用以下经验公式计算：
S=3.75（M-0.3）m2
=3.75（2.8-0.3）
=9.375m2
则S＝9.375m2
式中：
S----工作面有效断面；m2
M----采高m，本矿井综采放顶煤工作面的采高为：
2.8m；
适宜风速为：
1.2m/s
则:
Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温
=562.5×1.5×1.0×1.1
=928m3/min
⑵、按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：
井采公司一井属于低瓦斯矿井，二氧化碳涌出量比瓦斯涌出量大，因此按二氧化碳涌出量计算：
Q采＝100×q采×KCO2
式中：
Q采---回采工作面实际需要风量，m3/mim
q采―――回采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，m3/min（一井采面二氧化碳绝对涌出量根据2005年度瓦斯鉴定结果取值：
1.44m3/min
KCO2――采面二氧化碳涌出不准衡系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值,根据2005年瓦斯鉴定结果取值：
1.58/1.3=1.22）
Q采=100×q采×KCO2
=100×1.44×1.22
=175.68m3/min
⑶、按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见表3）:
Q采=60×V采×S采（m3/min）
式中:
V采——采煤工作面的风速，m/s；取V采=1.2m/s
S采——采煤工作面的平均断面积，m2取S采=9.375m2
则:
Q采=60×1.2×9.375=675m3/min
⑷、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：
每人供风≮4m3/min
Q采>4N（m3/min）
每千克炸药供风≮25m3/min
Q采>25A（m3/min）
式中:
N——工作的最多人数取60人
A——一次爆破炸药最大用量，kg取20kg
则按每人供风Q采>4×60=240m3/min
按炸药量Q采>25×20=500m3/min
取其中最大值为：
928m3/min
⑸、按风速进行验算：
15S＜Q采＜240S（m3/min）
式中：
S——工作面的平均断面积，m2取S=9.375m2
则15S=141m3/min＜Q采=928m3/min＜240S=2250（m3/min）
所选风量为928m3/min，通过上述验算风速满足《煤矿安全规程》第101条规定。
按一个综采工作面取值∑Q采=1×928m3/min
2、掘进工作面的需要风量
⑴、按二氧化碳绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通
=100×0.36×1.8
=64.8 m3/min
式中：
Q掘――单个掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘――掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量，m3/min（（一井掘进面二氧化碳绝对涌出量根据2005年度瓦斯鉴定结果取值：
0.36m3/min）
K掘通――二氧化碳涌出不均衡通风系数。
（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值,根据《哈煤集团矿井风量计算实施细则》取值：
1.8）
⑵、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：
岩巷掘进：
Q掘=Q扇×Ii+9S
煤巷掘进：
Q掘=Q扇×Ii+9S
式中：
Q扇——局部通风机实际吸风量，是该掘进工作面所需风量与风筒实际漏风量之和，m3/min。
安装局部通风机的巷道中的风量，除满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。
Ii——掘进工作面同时工作的局部扇风机数量。
取1台风机；
S——通风机吸入口至掘进工作面回风流之间巷道净断面积m2，取S=9.86m2
安设掘进工作面局扇巷道中的实际配风量是该掘进工作面所需风量（风筒靠近工作面风量）Q掘与风筒漏风量Q漏及局部通风机吸入口至掘进工作面回风流口之间的风速不得低于0.25m/s所需风量Q低之和。
井采公司一井没有岩巷掘进工作面，布置有两个煤巷综掘工作面。
掘进工作面所用ZBKJ56No—6.3型2×15kW和2×30kW大功率局部扇风机都配有局扇调速（变频）装置,因此根据掘进巷道风速不低于规程规定值（≥0.25m/s为依据）调节局扇实际吸风量。
Q扇=Q＋Q漏；m3/min
式中：
Q――掘进巷道最低风速时的工作面所需风量（风筒靠近工作面的风量）
则：
Q≥15×S掘=15×10.8=162m3/min
因此最低风速时的工作面所需风量Q可取：
165m3/min，这样才能满足掘进巷道最低风速的要求。
Q漏――最长距离送风时的风筒实际漏风量：
目前最长送风距离为1500米，风筒直径为φ800mm，因此查看有关通风设计资料选取风筒百米漏风率：
2%
风筒实际漏风量：
按百米风筒漏风率不超过2%进行计算
Le100=100Q漏/[（Q漏+Q）×L]×100%
式中:
Le100——百米风筒漏风率，取2%
Q漏——风筒实际漏风量，m3/min
Q——风筒靠近工作面的风量，m3/min
取Q=162m3/min
L——风筒总长m取L=1500m
则：
Q漏=69m3/min
掘进工作面所需风量按最大值选取为162m3/min，风筒实际漏风量取：
69m3/min
则：
煤巷掘进：
Q煤掘=（69+165）×1+15×9.86
=382m3/min
⑶、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：
每人供风≮4m3/min
Q掘>4N（m3/min）
每千克炸药供风≮25m3/min
Q掘>25A（m3/min）
式中:
N——工作的最多人数取25人
A——一次爆破炸药最大用量，kg取5.1kg
则按每人供风Q采>4×25=100m3/min
按炸药量Q掘>25×5.1=128m3/min
选取其中最大值为：
382m3/min
⑷、按风速进行验算:
煤巷掘进最低风量，Q煤掘=165m3/min＞9S掘=15×10.8
=162m3/min
煤巷掘进最高风量,Q煤掘=165m3/min＜240S掘=240×10.8
=2592m3/min
S掘——掘进工作面的断面积，m2取S掘=10.8m2
经上述验算满足风速要求，因此掘进工作面配风量选取382m3/min
由于独立回风的掘进头有2个，设计断面相同，故掘进工作面供风量为
Q掘=2*382=764m3/min
3、井下独立通风硐室所需风量计算
井下硐室实际需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际风量的总和计算：
Q硐=∑ni=1Q硐I
式中：
∑Q硐——所有独立通风硐室需要风量总和，m3/min
Q硐i----各个独立通风硐室实际需要风量，m3/min
1、井下爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量：
Q库=4V/60=0.07V（m3/min）
式中:
Q库——井下爆炸材料库需要风量，m3/min；
V——井下爆炸材料库的体积，m3V=720m3
则：
Q库=4V/60=48m3/min
按经验值Q库取：
60m3/min
2、+715变电所需要风量
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风.选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过30℃,其它硐室温度不超过26℃。
＋715变电所设备有四台变压器，其中三台是KS7—315型，额定容量：
315kWA,电压：
6000/660V；一台是KST—180型，额定容量：
180kWA，电压：
6000/660V；允许表面温度＜65℃,实际表面温度长期检测为最大时34℃，硐室总长度为40米，断面为10.85m2；空气温度长期检测最大为28℃左右，没有超过允许温度值。
Q变按经验值取100m3/min
并按最低风速验算：
Q变＝100＞9S＝9×10.85＝97.65m3/min
经上述验算满足风速要求
3、＋715水泵房需要风量
Q变按经验值取100m3/min
并按最低风速验算：
Q变＝100＞9S＝9×10.85＝97.65m3/min
经上述验算满足风速要求
4、消防器材库需要风量
Q消按经验值取45m3/min
则∑Q硐=60+100+100+45=305m3/min
4、其它井巷实际需要风量，应按矿井各个其它巷道用风量的总和计算：
∑Q其它=∑ni=1Q其它I
式中：
∑Q其它——所有独立通风的其它巷道需要风量总和，m3/min
Q其它i----各个独立通风巷道实际需要风量，m3/min
1、皮带上山巷道风量计算：
a、按二氧化碳涌出量计算：
Q1=100×qCO2×K其1m3/min
Q1——皮带上山实际需要风量，m3/min
qCO2——皮带上山二氧化碳最大绝对涌出量；按日常检测的二氧化碳最大浓度计算，选取0.04m3/min
K其1——二氧化碳涌出不均衡系数，取1.2～1.3
100——皮带上山风流中瓦斯浓度不超过1%
则:
Q1=100×0.04×1.3=5.2m3/min
b、按最低风速计算：
Q1≧9×S1=15×8.66=129.9m3/min
式中：
S1------皮带上山的断面积m2，取8.66m2
皮带上山配风量Q1按经验值取150m3/min
按风速验算:
Q1=150m3/min﹥15×S1=15×8.66=129.9m3/min
经上述验算满足风速要求
2，七区联络巷风量：
按风速验算:
Q2﹥9×S2=9×12.27=110.43m3/min
式中：
S2------七区联络巷的断面积m2，取12.27m2
选取:
120m3/min可满足风速要求
⑶、主排水管子道风量计算：
按风速验算:
Q3﹥9×S3=9×4.2=38m3/min
式中：
S3------主排水管子道的断面积m2，取4.2m2
主排水管子道配风量Q2按经验值取45m3/min
4、东轨下山一横川风量：
按风速验算:
Q4﹥9×S4=9×8=72m3/min
式中：
S4-----东轨下山一横川的断面积m2，取8m2
选取:
90m3/min可满足风速要求
5东轨下山二横川风量计算：
按风速验算:
Q5﹥9×S5=9×5.75=52m3/min
式中：
S5-----东轨下山一横川的断面积m2，取5.75m2
选取:
60m3/min可满足风速要求
6西轨下山下段风量:
按风速验算:
Q6﹥9×S6=15×7.73=115.95m3/min
式中：
S6-----东轨下山一横川的断面积m2，取7.73m2
选取:
120m3/min可满足风速要求
则:
∑Q其它=150+120+45+90+60+120=585m3/min
则Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通
=（928+764+305+585）×1.2
=3098.4m3/min
故本矿井总进风量确定为3100m3/min
第四章矿井风量、风压及等积孔
一、风量分配
矿井总进风量为51.67m3/s,因此井下各点风量分配如下：
2、主斜井：
进风量为21.67m3/s
3、副斜井:
进风量为30.00m3/s
4、4243F综放工作面配风:
18.00m3/s
5、两个机掘工作面实际配风:
7.50m3/s
6、井下炸药库供风量取:
1.20m3/s
7、井下+715变电所供风量取:
2.00m3/s
8、井下+715水泵房供风量取:
2.00m3/s
9、消防器材库供风量取:
1.00m3/s
10、皮带上山供风量取:
2.97m3/s
11、七区联络巷供风量取:
2.50m3/s
12、排水管子道上山巷道供风量取1.00m3/s
13、东轨道下山一横川供风量取:
2.00m3/s
14、东轨道下山二横川供风量取:
1.50m3/s
15、西轨下山下段供风量取2.50m3/s
风量分配严格按《煤矿安全规程》规定进行分配，分配后的各个地点风量、风速未超过《煤矿安全规程》规定值。
二、矿井通风总阻力计算及通风网络解算
矿井通风负压按下式计算：
h=1.15×9.8∑αi×Li×Pi×Q2i/S3i
式中:
h------井巷通风总阻力,Pa
αi------井巷通风阻力系数
Li-------井巷长度,m
Pi-------井巷净周长，m
Q2i-------井巷通风量，m3/s
S3i-------井巷通风净断面，m2
上式中矿井通风局部阻力按总阻力的15%计算。
根据上式计算，现水平矿井通风容易时期负压1017Pa,矿井通风困难时期负压1097Pa 。
通风负压计算详见表附表4—2—1、4—2—2。
三、计算等积孔及通风难易程度评价
1、矿井等积孔
矿井通风等积孔按下式计算：
A=1.19*Q/√hm2
式中：
A----矿井等积孔m2
Q----矿井风量m3/s
h----矿井负压Pa
则矿井通风最小负压时A=1.27m2
矿井通风最大负压时A=1.22m2
2、通风难易程度评价
矿井等积孔计算结果表明，本矿井属于中阻力通风矿井。
根据上述计算结果，本矿井现有的主要通风机（风量35～65m3/s,负压1148～3080Pa）满足矿井通风需要。
四、通风设施、防止漏风及降低风阻措施
升级会员 