磨田煤矿通风设计说明书Word文档下载推荐.docx
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（九）、矿井煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性、地温情况
第二章：
矿井通风系统
（一）、矿井进风井、回风井布置方式、支护形式、断面、长度
（二）、矿井现有巷道及支护方式
（三）、矿井通风系统
第三章：
采掘工作面及硐室通风
（一）、矿井总进风量
第四章：
矿井风量、风压及等积孔
（一）、风量分配
（二）、矿井通风总阻力计算及通风网络解算
（三）、计算等积孔及通风难易程度评价
第五章：
通风设备及反风
（一）、计算矿井通风容易、通风困难时期风量
（二）、计算扇风机的风量、风压
（三）、选择主扇风机、电动机
（四）、反风方式、反风系统及设施
第六章：
供热风系统设计
第七章：
矿井通风费用计算
（一）、电费
（二）、风机设备折旧维修费
（三）、通风器材购置费、维护费
（四）、通风人员工资
第八章：
矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
（一）、通风系统、通风方式对矿井安全的保证程度及措施
（二）、矿井风量和通风网络对安全的保障程度及措施
（三）、反风系统及可靠性分析
（四）、主要通风设施设置要求及管理措施
一、编写通风设计的依据：
1、《煤矿安全规程》2010版。
2、《新疆新能源工贸有限公司宝山二煤矿初步设计》。
3、新疆煤矿安全监察局【2002】442号文《关于印发〖生产矿井通风设计编制内容（试行）〗》的通知。
4、《磨田煤矿2009年度瓦斯等级及二氧化碳测定报告及批复》。
5、矿井实测及收集整理的有关资料。
二、指导思想：
结合本矿的实际生产情况，在确保供给矿井充足风量的前提下，减少投资，节省电费，缩短工期、合理优化通风网络。
三、说明：
本矿属于“十·
五”规划内的矿井。
6煤层在-150水平和-300采掘工作面系统已经形成，并且和+27水平主回风巷沟通，通风设施也已经构筑完成-，为了矿井的安全生产，按照《煤矿安全规程》要求编制此《通风设计》。
矿井概况
一、矿井交通：
井田位于耒阳市北东方20km处，其地理位置坐标为东经113°
，北纬26°
30′。
属于白沙矿区北东收敛部位，其东南与石界区北段相毗邻、西南与江头井田以乌冲断层分界，有公路从耒阳市直达井田内。
从浪石坪与京广铁路接轨之专用铁路线已通至龙塘井田，距磨田直线距离越14.5公里，故交通尚较方便。
二、自然地理概况：
井田为一低山丘陵地区，山间沟谷发育。
总的地势是东高西低，最高点为资家台井田东部之坡箕龚395.5米，最低点为磨田西部敖河通过处94.0迷，一般此高为150米。
距耒阳市气象站1962~1972年资料，历年平均温度为摄氏17.9度，气温最低零下7.7度（1972年2月9日），最高40度（1971年7月21日）；
最高降雨量1863.5毫米（1961年），雨季多在三至四月；
平均现对湿度81％；
最大蒸发量2021.5毫米（1963年）；
最多风向为偏北风，在冬季以东北风为主，南风次之，夏季以南风为主，春秋两季为偏南风和偏北风，最大风速12米/秒；
降雪期在12月到次年3月，1969年降雪计13天，地震烈度5级。
三、井田面积：
矿井境界南西以F13断层为界，北东以F12断层为界，现浅部开采标高+150～-400m,走向长约4.5km,倾向宽约0.5km，面积3.5k㎡；
深部开采标高-400～-800m,走向长约3.2km,倾向宽约0.7-1km，面积3k㎡。
四、小窑分布和开采情况：
本井田内过去建有生产井2个，为3号平硐和阳霞平硐。
阳霞平硐已停产封闭，3号平硐已经回采完毕，3号平硐现在作为主回风井。
3号平硐为垂直煤层走向的平硐，硐口标高1521.9m，由北向南190°
方向，长783.22m，平硐揭穿C组煤所有煤层，平硐东翼采长200m，西翼采长320m，C组煤层在平硐东翼1521.9m水平以上均已采空或因开采不当造成无法回采。
阳霞平硐硐口标高1629.0m，由北向南190°
方向，长306m，平硐揭穿C1—C9煤层，可采煤层为C3、C5-6、C7、C8、C9，该平硐内可采煤层在平硐东翼1629.0m水平以上均采空。
C组已经回采煤层大部分有发火记录。
五、煤层层数、可采煤层层数、厚度、倾角：
（一）含煤性：
勘探煤层位于二叠系上统龙潭组（P2L2）层位，，井田一般含煤７层，编号分别为1、2、3、4、5、６及7煤层。
5煤层局部可采，6煤层是主采煤层，1、2、3、４、７煤为不可采。
全区可采煤层总厚度约3.5～6.0米，平均厚约3.5米。
（二）煤层特征：
1、1煤层：
上距大隆组底部菱铁质灰岩0～５米，属不可采煤层。
结构简单无夹矸，仅局部地段有夹矸一层，岩性为泥岩，厚度为０.８米。
2、２煤层：
位于结核泥岩之底部，亦为局部可采煤层，一般不可采，仅在９２～95线局部范围内可采，在可采范围内厚度约1.0米。
3、3煤层：
煤厚由0～２.2米，平均厚度0.58米，在98～102线局部可采范围内煤厚可达0.90米左右。
煤层结构尚较简单。
4、5煤层：
位于龙潭组地层上段之中部，上距3煤层12～27米，井田内较发育且变化较大，但仍有规律可寻。
5煤局部可采，煤厚0-5.37米，平均0.99米，倾角27-55°
，平均35°
，属不稳定煤层。
5、6煤层：
位于龙潭组上段之中下部，为井田的主要可采煤层，，厚0-10.0米，平均1.89米，倾角24-52°
，平均32°
，属较稳定煤层；
仅局部不可采，是井田发育最好的煤层且稳定，为主采煤层。
煤层结构方面亦较简单，仅局部地段有夹矸1～2层，岩性为泥岩或炭质泥岩，厚约0.02～0.46米。
6、7煤层：
位于龙潭组上段下部，不发育，一般不可采，除在82～86线一带±
0米到-200米水平局部范围内较发育，可采外，其它一般均不连片可采。
总体上讲，由于井田范围较小，煤层沿走向和倾向上厚度、层间距变化不大，属较稳定煤层。
六、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃倾向性、工程地质条件、水文地质条件：
1、瓦斯等级根据该矿井200９年所作的瓦斯等级鉴定结果可知：
磨田煤矿相对瓦斯涌出量为8.46m³
／t，相对二氧化碳涌出量8.0m³
／t属低瓦斯矿井。
２、煤尘无爆炸性，
３、煤层不易自燃。
４、矿井工程地质条件属简单类型。
５、矿井水文地质条件属中等类型。
一、矿井进风井、回风井布置方式、支护形式、断面、长度：
1、矿井进风是主平硐，锚喷支护，断面积6.40㎡，长度640米。
2、矿井回风井是平硐，锚网支护，断面积6.40㎡，长度320米。
二、矿井现有巷道及支护方式：
1、C3-C10南石门：
锚喷支护，断面积6.40㎡，长度208米；
2、C10-C3北石门：
锚喷支护，断面积6.40㎡，长度60米；
3、C10-C12南石门：
锚喷支护，断面积6.40㎡，长度65米；
4、C3运输巷道：
锚杆支护，断面积4.40㎡，长度32米；
5、C3通风和管子道上山：
木支护，断面积3.0㎡，长度180米；
6、C3回风巷道：
7、C10运输巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度122米；
8、C10通风行人上山：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度183米；
9、C10回风巷道：
锚网支护，断面积5.0㎡，长度39米；
10、C12车场巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度126米；
11、轨道上山：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度96米；
12、溜煤上山：
锚网支护，断面积5.0㎡，长度96米；
13、+1496运输巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度330米；
14、开切眼：
液压支架，，断面积6.0㎡，长度70米；
15、+1522回风巷道：
16、轨道上山：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度18米；
17、溜煤上山：
锚网支护，断面积5.0㎡，长度40米；
18、C12-C10回风平硐：
锚网支护，断面积6.40㎡，长度68米；
19、C10-C3回风平硐：
锚网支护，断面积6.40㎡，长度563米；
20、C3到井口回风平硐：
锚网支护，断面积6.40㎡，长度320米。
三、矿井通风系统：
1、通风方式：
分列式通风。
2、通风方法：
机械抽出式通风。
3、通风线路：
+1447水平主平硐-C3C12石门--+1452C12车场-轨道上山（溜煤上山）-+1487回风巷道-+1496运输巷道-开切眼-+1522回风巷道-回风上山-+1452C10平巷-通风行人上山-+1452C10回风平巷-+1452C3平巷-通风和管子道上山--+1452C3回风平巷-+1533回风平硐-地面。
一、矿井总进风量：
（一）、按井下同时工作最多人数计算矿井总进风量：
Q=4NKm3/min
式中：
K----漏风和配风系数，取1.2。
N----井下同时工作最多人数，取42人。
则：
Q=4×
42×
1.2=201.600m3/min
（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：
矿井总进风量：
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·
K矿通，m3/min
∑Q采----采煤实际需要风量总和，m3/min
∑Q掘----掘进实际需要风量总和，m3/min
∑Q硐----硐室实际需要风量总和，m3/min
∑Q其它----除采煤、掘进、硐室地点以外的其它井巷需要风量总和，m3/min
K矿通----矿井通风系数，一般可取K矿通=1.2-1.5
1、采煤工作面所需风量：
矿井按照一个回采工作面布置，风量计算内容如下：
①.按瓦斯（二氧化碳浓度）涌出量确定需要风量：
按照瓦斯涌出量计算
Q采=100×
Q采×
Kgw
=100×
0.481×
1.6
=76.96m3/min
Q采—为回采工作面需风量（m3/min）；
q采——为回采工作面回风巷风流中瓦斯平均绝对涌出量；
Kgw——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数，取1.60。
按照二氧化碳涌出量计算
q采×
Kco2
0.881×
=140.96m3/min
Q采—为回采工作面需风量（m3/min）；
采——为回采工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量；
Kco2——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数，取1.60。
②.按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q采=60×
V采×
S采×
Ki
=60×
1×
6.0×
=360m3/min
V采—按其进风流温度采煤工作面的适宜风速，取1m/s；
S采—采煤工作面平均断面积，6.0m2；
Ki—工作面长度系数，取1.0。
③.按炸药用量：
劈帮工作面最多一次用炸药量为70米÷
3×
0.15×
3=10.50㎏
放顶煤最多一次用炸药量为35米×
0.60÷
2=10.50㎏
Q=25A
=25×
10.50
=262.50m3/min
A—工作面爆破最多一次炸药用量
④.按回采工作面同时作业最多人数计算需要风量，每人供风量≮4m3/min：
Q=4×
Nw
=4×
28
=112m3/min
4—为每人每分钟应供给的最低风量（m3/min）；
Nw——为采煤工作面同时工作的最多人数，取28（个）；
根据以上计算，工作面需风量取360m3/min。
⑤.按风速进行验算
按最低风速验算
Qmin=15×
S综采=15×
6.0=90m3/min
按最高风速验算
Qmax=240×
S综采=240×
6.0=1440m3/min
Qmin＜Q采＜Qmax
经验算风量符合要求，本工作面风量不少于360m3/min。
2、掘进工作面所需风量：
矿井按照三个掘进工作面布置，C12煤层两个，C10煤层一个，风量计算内容如下：
（1）、按瓦斯涌出量计算
Q1=100×
QWC×
KCT
QWC----工作面瓦斯或二氧化碳绝对涌出量，根据瓦斯等级鉴定结果为0.481m3/min。
KCT----掘进工作面的备用系数；
无实测资料时，取2.0
2.0
=96.20m3/min。
=176.20m3/min
q采——为回采工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量；
Kco2——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数，取2.0。
（2）、按炸药使用量计算
Q2=25A
25---稀释每千克炸药产生炮眼所需风量m3/min。
A----掘进工作面一次性爆破使用最大炸药量，按照巷道掘进取最大一次爆破用炸药量为取2.70Kg。
Q2=25×
2.70
=67.50m3/min。
（3）、按掘进工作面同时工作最多人数计算
Q3=4NK
N---工作面同时工作最多人数，按照9人计算。
K---矿井通风系数，取1.2
Q3=4×
9×
1.2
=43.20m3/min
（4）、按局部通风机的实际吸风量计算
Q4=Q局I
=180×
=180m3/min
Q局----掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min。
根据以上计算结果调整为180m3/min。
I---掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿为1台。
根据以上计算，工作面需风量取180m3/min。
（5）、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径600mm，风筒必须吊挂平整，逢环必挂。
缓慢拐弯，保证风流稳定。
（6）、风量验算：
a、按照掘进工作面的最低风量验算：
Q煤≥15×
S煤=15×
5.40=81m3/min
b、按照掘进工作面的最高风量验算：
Q岩≤240×
S岩=240×
5.40=1296m3/mi
经验算风量符合要求，每个掘进工作面风量不少于180m3/min。
3、独立通风硐室：
+1522水平C12绞车房需要风量暂时定：
3m3/min，最后根据风量分配进行调整。
4、其它用风地点：
在矿井C3煤层设抽水管道，需要风量暂时定：
5、矿井总进风量：
=（360+180×
3+3+3）×
1.20
=1087.20m3/min
=18.12m3/s
6、矿井总进风量确定为18.50m3/s
一、风量分配：
根据计算结果和矿井现状风量分配如下：
1、回采工作面：
Q采=462m3/min=7.7m3/s
2、掘进工作面：
Q掘1=180m3/min=3.0m3/s
3、掘进工作面：
Q掘2=180m3/min=3.0m3/s
4、掘进工作面：
Q掘3=180m3/min=3.0m3/s
5、C12绞车房：
Q=42m3/min=0.70m3/s
6、C3煤层抽水管道：
Q=66m3/min=1.10m3/s
7、合计：
（1110m3/min）18.50m3/s
二、矿井通风总阻力计算及通风网络解算：
1、根据矿井通风阻力计算公式（后通风阻力计算表）：
Hf=RfQ2=
×
L×
U×
Q2/S3
2、进风由主平硐，到C3-C12石门，少部分向北到C3管子道排到主回风平硐；
部分向南到C10，通过C10运输巷道，C10回风行人上山，，C10回风巷道到主回风平硐；
大部分再向南到C12，通过轨道上山和溜煤上山，部分通过轨道上山到主回风平硐，部分进入回采工作面，存在串联通风问题，对回采工作面加大配风量。
三、计算等积孔及通风难易程度评价：
1、矿井通风容易时期的等积孔为：
Amax=0.38×
Q矿进/（hmin）0.5
=0.38×
18.50/（16.95）0.5
=1.70㎡
Amax为容易时期的等积孔
Q矿进为矿井的进风量，取18.50m3/s。
hmin为容易时期矿井的总阻力，单位mm水柱。
2、矿井通风困难时期的等积孔为：
Amin=0.38×
Q矿进/（hmax）0.5
=0.38×
18.50/（22.65）0.5
=1.47㎡
Amin为困难时期的等积孔。
Q矿进为矿井总进风量，18.50m3/s。
hmax为困难时期矿井的总阻力，单位mm水柱。
3、矿井通风容易时期的等积孔为1.70㎡，通风难易程度为比较容易。
通风困难时期的等积孔为1.47㎡，通风难易程度也为比较容易。
四、根据计算结果、选择矿井主要通风机：
根据计算结果矿井主要通风机风量必须不少于18.50m3/s，负压不低于221.0pa可以满足需要。
一、计算矿井通风容易、通风困难时期风量：
由于条件限制，矿井无法测定计算自然风压和开采期采区远近对总风量的影响。
二、计算扇风机的风量、风压：
1、扇风机风量：
Q主扇=KQ进
=1.20×
18.50=22.20m3/s=1332m3/min
2、最困难时风压：
h主扇=Khmax
=1.20×
22.65×
9.8=267pa
三、选择扇风机、电动机：
矿井扇风机风量不低于1332m3/min，风压不低于267pa。
现在使用的扇风机型号：
矿用隔爆型轴流式FBCZN013
额定风量：
1208—2820m3/min
额定风压：
200—1200pa
电机功率：
55KW
能够满足矿井安全生产需要。
根据《煤矿安全规程》规定，应设两台同等能力的主扇，其中一台工作，另一台备用和检修。
四、反风方式、反风系统及设施：
1、反风方式：
采用电动机反转直接式反风。
反风工作在10分钟内进行，反风风量不低于正常进风量的40%。
2、反风系统及设施：
根据现在情况矿井通风系统和设施基本完好，日常检查存在问题要求及时处理。
《煤矿安全规程》第102条规定：
“进风井筒冬季结冰，对工人身体健康、提升和其它装置有危害时，必须装设空气预热设备，保证进风井口以下空气温度经常在2℃以上。
”
矿区属于大陆性气候，冬季严寒漫长，最低温度可达零下25度，为防止井下冰冻，离井口20m远处建立暖风机房与主井井筒夹角不大于30°
，并用料石砌碹建暖风道与主井连接，压入暖风。
暖风机的选型如下：
1、矿井所需加热的风量计算：
Q=Q'
（Tm-To）/（Tk-To）m3/h
式中：
Q'
----井筒进风量，Q'
=18.50m3/s
Tm----冷热风混合后的温度，规定2°
C。
To----当地最低气温，取-25°
Tk----热风温度按以下情况选取，取Tk=50°
C
Q=18.50×
[2-（-25）]/[50-（-25）]
=6.66m3/s=23976m3/h
2、对进风加热所需热量计算
Qh=CpQ'
Pm（Tm-To）×
60×
60
Cp----等压比热平均取Cp=1.01Kj/Kg°
Pm----热风与冷风混合后温度为2°
C时，则所对应的空气=1.284Kg/m3。
将上述数据代入上式得
QR=1.01×
18.50×
1.284×
[2-（-25）]×
=2331978（MJ/H）
=55.80（万大卡/h）
考虑到10%的富余量和10%的暖风道的散热损失量，即需至少55.8+（55.8×
20%）=66.96万大卡/h。
现在的选用60万大卡/h热风炉可以满足生产需要。
热风炉型号：
RFL-60
热风炉参数：
热效率65%。
耗煤量：
150Kg/h。
主电机型号：
Y160L-2，15KW。
一、电费：
1、主扇电费：
E1=55×
24×
365×
0.50=240900元/年
2、局扇电费：
E2=5.5×
20×
0.50=60225元/年
3、热风炉电费：
E3=（15+4）×
150×
0.50=34200元/年
4、吨煤电费：
T=335325÷
90000=3.73元/吨
二、风机设备折旧维修费：
主扇服务年限按照20年计算，局扇三台使用，一台备用，服务年限按照10年计算，则风机折旧费用为：
75000×
2/20+3500×
4/10=8900元/年
吨煤折旧费用为：
8900/90000=0.10元/吨。
三、通风器材购置费、维护费：
预算为15000元/年
吨煤费用为：
15000/90000=0.17元/吨。
四、通风人员工资：
测风工月工资2800元，2人；
主扇工月工资1000元，3人。
（2800×
2+1000×
3）/90000=0.10元/吨。
综合以上四项费用，则吨煤通风成本为：
3.73+0.10+0.17+0.10=4.10元/吨。
一、通风系统、通风方式对矿井安全的保证程度及措施：
1、目前矿井处在计划生产阶段，矿井已经形成全风压通风，采用机械式、抽出式通风。
矿井现在有1个回采工作面和3个掘进工作面，1个需要配风的绞车硐室和1个长期使用的管子道需要配风，通风系统简单，风量能够满足安全生产的需要。
但是，在安全生产过程中，必须严格管理各种通风设备和通风设施。
配备齐全通风专职生产人员和管理人员。
主扇风机必须执行双回路供电或者配备发电机。
严格禁止随意开停风机。
保证风机24小时正常运转。
每10天对通风设备和设施进行安全检查和维护。
局扇禁止随意停风。
2、风井口设防爆门，备用主扇有挡风门能够满足需要。
3、井下的风门安装质量不可靠，在发生爆炸灾害时风门可能会失去作用，要求加固。
4、矿井系统存在串联通风问题，回工作面风量配风增大，掘进时严格按照煤矿安全规程要求，串联通风不超过2次。
二、矿井风量和通风网络对安全的保障程度及措施：
1、严格按照要求施工巷道，保障巷道断面，保障矿井风量充足。
2、引风道、井下安装必要的通风设施，保障风流畅通。
3、安装风速、风门开关传感器。
4、在主进风、主回风巷和工作面布置测风站。
每十天对矿井定期进行一次全面测风。
5、购买必要的测风设备和仪器仪表。
6、新安装主扇风机必须作性能鉴定，以后每5年做一次性能鉴定，并且有性能鉴定报告。
7、每10天对通风设备、设施进行一次自查、维护。
8、风机房必须24小时有人值班，配备齐全通风附属设施（压差计、皮托管、
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