宏阳煤矿通风.docx

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宏阳煤矿通风

第三节矿井通风

一、通风方式和通风系统的选择及其依据

（一）通风方式

根据开拓部署，矿井采用中央并列抽出通风方式。

副井进风，主井回风。

（二）通风系统

矿井开采前期新鲜风流由副井进入井底车场，经-435m水平轨道大巷、中部车场、轨道运输顺槽、清洗工作面。

乏风从回采工作面经胶带机顺槽、-435m胶带大巷、总回风巷至主井排出地面。

矿井通风容易及通风困难时期通风系统图见图6-3-1、6-3-2。

二、矿井风量、风压、及等级孔的计算

（一）矿井风量计算

根据《煤矿安全规程》及安监总煤矿字（2005）42号“关于印发《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）”的有关规定，矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。

1、按井下同时工作的最多人数计算

Q矿井＝4NK矿通

式中：

N——井下同时工作的最多人数，人，本矿井井下同时工作最多人数为104人；

K矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通＝1.25

Q矿井＝4×104×1.25＝520（m3/min），即8.67m3/s。

2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算

Q矿井＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通

式中：

∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；

∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；

∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它通风点风量的总和，m3/s。

K矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素（抽出式K矿通取1.15～1.2，压入式K矿通取1.25～1.3）。

（1）采煤实际需要风量，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。

①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

式中：

Q采—采煤工作面需要风量，m3/s；

Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/s。

Q基本—工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1m/s）；

K采高—回采工作面采高调整系数（见表6-3-1），设计采高0.85～1.55m，取1.0；

K采面长—回采工作面长度调整系数，取1.2（见表6-3-2）；

K温—回采工作面温度调整系数，1.25（见表6-3-3）。

Q采＝（3.57×1.0×0.7×2.0）×1.0×1.2×1.25＝7.5m3/S；

表6-3-1回采工作面采高调整系数表

表6-3-2回采工作面长度调整系数表

表6-3-3回采工作面温度与对应风速调整系数表

②按工作面温度计算

Q采i=60×V采i×S采i×K长i（m3/min）

式中：

Q采i——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min；

V采i——第i个采煤工作面风速，m/s，本矿井为综合机械化采煤，系数适当取大，取值1.7；

S采i——第i个采煤工作面的净断面积，m2，估算为5.5m2；

K长i——第i个采煤工作面面长调整系数，取值1.2；

Q采i=60×1.7×5.5×1.2=673m3/min＝11.2m3/s。

③按人数计算实际需要风量

Q采i=4Nim3/min

式中：

Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人；

Q采i=4×20=80m3/min，即1.33m3/s。

按煤矿安全规程的规定采煤工作面需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值，参照邻近兖州、济宁等矿区同类薄煤层综采工作面的实际风量，回采工作面风量推荐为12m3/s，实际生产过程中可根据瓦斯涌出和井下气温条件进行合理调整。

按风速验算：

15S

式中：

S——工作面平均断面积，本设计取6m2；

经计算1.5

工作面风量符合要求。

矿井投产初期，布置一个综采工作面，考虑一个备用工作面，采煤需要风量为：

∑Q采＝18m3/s。

（2）掘进实际需要风量

按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和（Q掘）计算：

m3/h

式中：

Q掘i——第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min。

①按工作面同时作业人数

每人供风≮4m3/min：

　　Q掘>4Nm3/min

式中：

N——掘进工作面最多人数；

Q掘>4×12＝48m3/min＝0.8m3/s

②按炸药量计算需要风量

每千克炸药供风≮25m3/min：

　　Q掘>25A（m3/min）

式中：

A——次爆破炸药最大用量，kg。

Q掘>25A＝25×6＝150m3/min＝2.5m3/s

③按局部通风机吸风量计算

岩巷掘进

Q掘=Q扇×Ii+0.15S（m3/s）

煤巷掘进

Q掘=Q扇×Ii+0.25S（m3/s）

式中：

Q扇——局部通风机额定风量；

Ii——掘进面同时运转的通风机台数。

掘进局部通风机选型：

按矿井部署安排，全矿井共设置4个掘进工作面，2个岩巷掘进面，2个半煤岩巷掘进面。

其中，综掘面1个，普掘面3个。

岩巷道风量9S掘

即，0.9m3/s

式中：

S掘——掘进工作面掘进断面积，m2；

经计算，按炸药和最高风速计算的通风机供风量为选择局部通风机条件；

2.5m3/s

因此，设计每个局部通风机吸风量岩巷为5m3/s，半煤岩巷为6m3/s，则：

2个岩巷掘进工作面需风量

Q岩掘＝5×2+0.15×（14.6+14.5）＝14.4m3/s

两个煤巷掘进工作面需风量

Q煤掘＝2×6+0.25×（7.2+7.2）＝15.6m3/s

3个普掘工作面需风量Q普=14.4+7.8=22.2m3/s

1个综掘工作面需风量Q综=7.8m3/s

为了改善井下工人劳动环境，设计掘进头风量较为充裕，因此，本设计半煤岩综掘和普掘均配风7.8m3/s。

按局部通风机计算掘进工作面需风量总计

∑Q掘=14.4＋15.6=30.0m3/s

按风速验算：

岩巷掘进最低风量

Q岩掘>9S掘（m3/min）

岩石巷道风量9S掘

岩巷：

Q岩掘>9×14.6＝131.4m3/min＝2.19m3/s；

半煤岩巷：

Q掘>15×7.2＝108m3/min＝1.8m3/s

Q掘<240×14.6＝3504m3/min＝58.4m3/s

经计算，掘进面配风量按局部通风机吸风量计算最大，经风量验算符合要求，即掘进面总需风量为30m3/s。

（3）硐室实际需要风量

①井下爆破材料库：

4m3/s；

②胶带机头硐室：

4m3/s；

③采区变电所：

2m3/s；

④清理撒煤硐室：

2m3/s；

∑Q硐=4+4+2+2=12m3/s。

（4）其它地点供风量

本矿井为新建矿井，根据我国大多数机械化矿井的统计资料，其他用风巷道所需风量可按以下公式计算：

∑Q其它=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐）×5%=（18+30+12）×5%=3.0m3/s

综合上述计算全矿井初期风量为：

Q矿=（18+30+12+3）×1.2=75.6m3/s，取值为76m3/s。

矿井投产时期风量分配表见6-3-4。

开采后期，随着采深加大，开采范围扩大，通风路线加长，漏风增大，深部采掘工作面温度升高，为降温需要风量应适当预留富余。

经过计算矿井风量最大为95m3/s。

（二）矿井通风负压计算

矿井通风负压采用下列公式进行计算：

表6-3-4风量分配表

用风

类别

用风地点

配风量

（m3/s）

备注

采煤

回采工作面

12

备用回采工作面

6

小计

18

掘进

普掘工作面

22.2

包含保证最低风速风量

综掘工作面

7.8

包含保证最低风速风量

小计

30.0

包含保证最低风速风量

硐室

井下爆破材料库

4

胶带机头硐室

4

采区变电所

2

清理撒煤硐室

2

小计

12

其它

小计

3.0

取采、掘、硐室的5％

合计

76

取1.2系数

h＝9.8•α•p•L•Q2/s3

式中：

α——通风阻力系数；

p——巷道净周长，m；

L——巷道长度，m；

S——巷道净断面，m2；

Q——通过巷道的风量，m3/s。

经过计算机网络解算，容易时期的通风负压1168.7Pa，通风困难时期负压为2433.5Pa。

矿井负压计算表见表6-3-5、6-3-6。

（三）矿井等积孔计算

矿井等积孔采用下式计算：

式中：

A——矿井等积孔，m2；

Q——矿井风量，m3/s；

表6-3-5矿井通风容易时期负压计算表

序号

巷道名称

支护

方式

Q

（m3/s）

S

（m2）

α

P

（m）

L

（m）

h

（Pa）

V

（m/s）

h=9.8α·P·L·Q2/s3

1

副井

砼

76

19.6

0.004

15.7

474

223.8

3.9

2

井底车场巷道

锚网喷

36

17.6

0.001

16.3

133

5.1

2.0

3

井底车场巷道

锚网喷

40

12.6

0.001

13.5

130

13.8

3.2

4

井底车场巷道

锚网喷

64

17.6

0.001

16.3

100

12.0

3.6

5

机头联络巷

锚网喷

14

7.3

0.001

10.2

250

12.6

1.9

6

东翼轨道大巷

锚网喷

50

14.5

0.001

13.5

420

45.6

3.4

7

一中车场

锚网喷

14

8.3

0.001

10.9

70

2.6

1.7

8

12煤轨道顺槽

锚网

12

7.2

0.0017

11

1040

73.5

1.7

9

回采工作面

锚网

12

4.5

0.005

9.4

160

116.5

2.7

10

12煤胶带顺槽

锚网

12

7.2

0.0017

11

1040

73.5

1.7

11

东翼轨道大巷

锚网喷

32

14.5

0.001

13.5

318

14.1

2.2

12

三中车场

锚网喷

8

8.3

0.001

10.9

70

0.8

1.0

13

东翼轨道大巷

锚网喷

22

14.5

0.001

13.5

110

2.3

1.5

14

东翼轨道大巷

锚网喷

14

14.5

0.001

13.5

130

1.1

1.0

15

四中车场

锚网喷

6

8.4

0.001

10.7

110

0.7

0.7

16

东翼胶带大巷

锚网喷

14

16.6

0.001

13.2

82

0.5

0.8

17

东翼胶带大巷

锚网喷

22

16.6

0.001

13.2

184

2.5

1.3

18

东翼胶带大巷

锚网喷

32

16.6

0.001

13.2

513

14.9

1.9

19

东翼胶带大巷

锚网喷

50

16.6

0.001

13.2

470

33.2

3.0

20

东翼总回风巷

锚网喷

58

17.6

0.001

16.3

80

7.9

3.3

21

主井

砼

76

19.6

0.004

15.7

474

223.8

3.9

22

小计

880.6

23

加10％局部阻力

88.1

24

自然风压

200.0

25

合计

1168.7

表6-3-6矿井通风困难时期负压计算表

序号

巷道名称

支护

方式

Q

（m3/s）

S

（m2）

α

P

（m）

L

（m）

h

（Pa）

V

（m/s）

h=9.8α·P·L·Q2/s3

1

副井

砼

95

19.6

0.004

15.7

474

349.7

4.8

2

井底车场巷道

锚网喷

45

17.6

0.001

16.3

133

7.9

2.6

3

井底车场巷道

锚网喷

50

12.6

0.001

13.5

130

21.5

4.0

4

井底车场巷道

锚网喷

83

17.6

0.001

16.3

100

20.2

4.7

5

机头联络巷

锚网喷

14

7.3

0.001

10.2

300

15.1

1.9

6

东翼轨道大巷

锚网喷

69

14.5

0.001

13.5

3320

685.9

4.8

7

16煤轨道顺槽

锚网

12

7.2

0.0017

11

1040

73.5

1.7

8

回采工作面

锚网

12

4.5

0.005

9.4

160

116.5

2.7

9

16煤胶带顺槽

锚网

12

7.2

0.0017

11

1040

73.5

1.7

10

东翼轨道大巷

锚网喷

22

14.5

0.001

13.5

110

2.3

1.5

11

东翼轨道大巷

锚网喷

14

14.5

0.001

13.5

130

1.1

1.0

12

四中车场

锚网喷

6

8.4

0.001

10.7

110

0.7

0.7

13

东翼胶带大巷

锚网喷

28

16.6

0.001

13.2

102

2.3

1.7

14

东翼胶带大巷

锚网喷

42

16.6

0.001

13.2

450

22.4

2.5

15

东翼胶带大巷

锚网喷

51

16.6

0.001

13.2

800

58.8

3.1

16

东翼胶带大巷

锚网喷

69

16.6

0.001

13.2

1600

215.4

4.2

17

东翼总回风巷

锚网喷

77

17.6

0.001

16.3

80

13.9

4.4

18

主井

砼

95

19.6

0.004

15.7

474

349.7

4.8

19

小计

2030.5

20

加10％局部阻力

203.0

21

自然风压

200.0

22

合计

2433.5

h——矿井通风负压，Pa；

经过计算，矿井初期通风等积孔为2.64m2，困难时等积孔为2.29m2，均大于2m2，属通风容易矿井，见表6-3-7。

表6-3-7矿井通风难易程度表

前期

后期

等积孔

（m2）

通风阻力

等级

通风难易

程度

等积孔

（m2）

通风阻力

等级

通风难易

程度

2.64

小阻力矿

易

2.29

小阻力矿

易

三、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施

（一）通风设施

风门：

在有人、车通行，但需隔断风流的巷道中，必须安设风门。

根据使用条件不同，风门的建造材料有木板或木材与金属材料的混合结构物，也有完全用金属材料制成的。

按风门的启动方式，分为普通风门和自动风门。

风桥：

在进、回风巷道交叉地点，为了避免风流短路，应设置风桥，使进、回风隔开。

风桥前后支架应加固。

其通风阻力应不大于147Pa。

控制风流的风门、调节风门、挡风墙、风桥等设施的质量标准和管理制度，由矿统一制定。

（二）防止漏风的措施

1、安设风门地点的选择，要求前后5m内支架完好，无空帮空顶。

尽量避免在煤巷中设置风门。

2、门垛四周均要掏槽，槽深在煤中宜不小于0.3m；在岩石中不小于0.2m；门垛厚不小于0.45m。

门垛上的电缆和管道孔要堵紧。

如有水沟，要在水沟中设反水池。

木门板厚不小于30mm，门板要错口接缝。

3、风门应迎风开启，使风扇与门框紧密贴合。

门扇与门框接触处应做成沿口，并设衬垫。

4、风门要求设两道以上，在有机车运输通过处，两道风门间距应大于一列车长度。

5、进、回风井之间和主要进、回风巷之间，需要使用的联络巷中，必须安设两道正向和两道反向的风门，防止在反风时风流短路。

6、倾斜运输巷中，不应设置风门。

如果必须设置风门，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。

（三）降低风阻的措施

1、避免采用风桥。

2、在主要巷道内不长期存放矿车。

3、减少风路中的物料堆积。

4、巷道断面变化处尽量做成弧形形成斜线形。

5、巷道拐弯处尽量转成圆弧形。

6、迎风面的设备外型尽量做成流线型。

7、及时清除总回风巷或风硐中的堆积物。

8、风硐与井巷交接处做成圆滑的壁面。

9、在风速高、风量大的巷道中可在拐弯处设置导风板。

第二节通风设备

一、通风系统

（一）矿井的瓦斯等级

本矿井为低瓦斯矿井。

（二）通风形式

采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法，副井进风，主井回风。

二、通风设备选型

（一）设计依据

进出风井井口标高：

+41.000m

矿井容易时期：

风量76m3/s，负压1168.7Pa；

矿井困难时期：

风量95m3/s，负压2433.5Pa。

（二）通风设备选型

根据矿井各期的风量和负压及变化情况，以及目前国内通风设备的技术特征，对通风设备做了两个方案的技术经济比选，详见通风设备方案比较表表7-2-1。

表7-2-1通风机方案比较表

方案

内容

Ⅰ

Ⅱ

容易期

困难期

容易期

困难期

1

风机型号

FBCDZ№26

GAF22.4-11.8-1

2

电动机型号

YBF355M-10

YBF450-8

Y5003-8

Y5007-6

电动机功率（kW）

2×132

2×250

280

630

3

转数（r/min）

590

740

740

991

4

计算风量（m3/s）

87.4

109.3

87.4

109.3

5

计算负压（Pa）

1368.7

2633.5

1368.7

2633.5

6

工况点

Qi（m3/s）

87.4

109.3

87.4

109.3

Hi（Pa）

1368.7

2633.5

1368.7

2633.5

η（%）

82

85

82

84

7

计算电机轴功率（kW）

153.6

356.3

153.6

361

8

kWh/106m3·Pa

0.404

0.390

0.404

0.395

9

年电费（万元）

76.34

177.02

76.34

179.3

10

总投资（万元）

375

396.9

其中：

设备费

295

266.9

土建费

80

130

11

主要优缺点

装置效率高，结构简单紧凑，安装维修方便，不受地基下沉影响，反风操作简单。

电机散热性能稍差。

结构设计和运行性能好，装置效率高，噪音低，反风操作简单，

总投资高。

方案Ⅰ：

选用两台FBCDZ№26型防爆对旋式轴流通风机。

该风机为机电一体化，结构简单，性能优良；两台防爆电机安装在风机内部，分别与一、二级叶轮直联，其两级叶轮既是工作轮又互为导叶，传动效率高；噪音低，采用电机直接反转反风，反风时间较短，反风量大；不需建反风道及风机房，风机安装方便、底部装有行走脚轮，可在轨道上移动，土建工程量小，施工周期短，安装简单，维护工作量小。

但风机内置电机存在散热效果欠佳的缺点。

方案Ⅱ：

选用两台GAF22.4-11.8-1型轴流式通风机。

该风机结构设计和运行性能均达到世界上同类产品先进水平。

风机装置效率高，噪音低，反风采用停车动叶集中同步调节，操作简单等诸多优点。

该风机的缺点是主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔后与风机叶轮连接，长轴式结构使整机尺寸长，安装对中困难，因扩散塔较高，为避免基础的不均匀下沉，需加大基础工程量，风机房面积也较大，土建费用及总投资高。

经综合比较，设计认为方案Ⅰ所选对旋防爆轴流式风机，虽然风机内置电机散热效果欠佳，但优点较方案II突出，故设计确定方案I为推荐方案。

即选用FBCDZ№26型对旋式轴流通风机两台，一台工作，一台备用。

容易时期与困难时期的电动机功率比小于0.6，因此设计采用分期选电动机。

为保证风机容易时期与困难时期均在高效区运行，容易时期每台风机配防爆电机2×132kW660V590r/min；困难时期更换电动机，每台风机配防爆电机2×250kW660V740r/min；容易时期选用的电机加底座，保证与困难时期电机中心高和安装尺寸相同。

该风机完全可以达到《煤矿安全规程》规定风机能在10min内实现反风，并且反风量不小于正常风量的40%的要求。

（三）推荐方案的选型计算

1、通风机设备需要产生的风量和负压

（1）风量计算

容易期Q容易=KL×Q=1.15×76=87.4m3/s

困难期Q困难=1.15×95=109.25m3/s

式中：

KL——通风设备的漏风系数，箕斗井回风取1.15

Q——矿井需要的风量m3/s

（3）负压计算

容易期H容易=1168.7+200=1368.7Pa

困难期H困难=2433.5+200=2633.5Pa

选FBCDZ№26对旋轴流风机两台，一台工作，一台备用。

2、管网阻力系数的计算

通风容易期等效网络风阻：

R容易=0.1792

通风困难期等效网络风阻：

R困难=0.2206

3、通风网络特性方程式

通风容易期h=0.1792Q2

通风困难期h=0.2206Q2

根据通风机特性曲线及通风网络特性曲线，得风机运行工况点M1、M2。

管网数据表，见表7-2-2；

表7-2-2管网数据表

Q（m3/s）

70

80

90

100

110

120

H容易（Pa）

878

1147

1452

1792

H困难（Pa）

1787

2206

2669

3177

风机运行工况点的参数，见表7-2-3。

表7-2-3风机运行工况点的参数表

项目

风量（m3/s）

负压（Pa）

叶片安装角度

效率η

容易期M1

87.4

1368.7

-1º

82%

困难期M2

109.3

2633.5

1º

85%

4、电动机选型计算

容易期：

N1＝1.25×87.4×1368.7/1000/0.82=182.4kW

困难期：

N2＝1.25×109.3×2633.5/1000/0.85=423.3kW

容易期选用YBF355M-10132kW×2590r/min660V防爆异步电动机。

困难