通风设计初稿.docx
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通风设计初稿
芦溪县南坑镇湾坡煤矿
矿井通风系统设计说明书
设计单位：
江西省煤炭学会
江西工业工程职业技术学院分会
时间：
二0一一年十一月萍乡
参与设计人员名单
参与设计人员姓名
专业
职务或职称
备注
彭奏平
安全通风
高级工程师（教授）
吴维和
采矿
煤矿技术负责人
甘章萍
采矿
煤矿安全副矿长
童行江
机电
机电负责人
廖星权
采矿
煤矿矿长
设计委托书
江西省煤炭学会江西工业工程职业技术学院分会：
现委托你会对芦溪县南坑镇湾坡煤矿矿井通风系统进行设计，根据矿井现有的生产系统、通风系统情况，具体要求如下：
1、确保现有的生产系统，充分利用现有的岩石巷道进行通风系统设计，但根据设计需要，可安排工程；
2、对矿井各生产区采、掘工作面进行需风量计算和合理进行风量分配设计；
3、对矿井进行通风阻力计算并提出矿井通风和瓦斯管理方面的合理性建议和措施。
芦溪县南坑镇湾坡煤矿
二0一一年十月五日
目录
1、概况----------------------------------------------3
2、矿井通风系统概述----------------------------------5
3、矿井通风系统设计方案------------------------------7
4、矿井通风阻力和等积孔计算--------------------------14
5、通风能力核定--------------------------------------21
6、安全技术措施--------------------------------------22
6、其它说明------------------------------------------24
7、附图（见附件）
一、概况
1、矿井概况：
芦溪县南坑镇湾坡煤矿位于萍乡市区东南方位133°，直线距离约8.4公里，隶属芦溪县南坑镇双凤村管辖，煤矿所在矿区为安源井田西南边界外围Ⅴ线与Ⅵ线间。
湾坡煤矿于1985年开始建井，采用斜井~平峒综合开拓方式（由主井、付井、风井组合），走向长壁式采煤方法，爆破落煤，人工装煤，溜槽运输，全陷落式顶板管理的采煤工艺。
中央并列式通风系统，机械式通风方式。
年核定生产能力4万t/a。
井田面积约0.1973km2,被批准开采煤层为4号煤层。
目前矿井开拓、开采为+170、+120、+280水平。
矿井现布置有四个生产区，分别为+170水平副3119生产区、+170水平东生产区、+120水平西生产区（壁槽生产区）、+120水平东生产区。
四个生产区中布置采掘面为：
、副3119生产区布置了一个单体柱与顶梁配套的正规工作面，+170水平东生产区布置了一个单体柱与顶梁配套的备采工作面；
、三个掘进工作面：
+120水平西边布置一个岩巷掘进工作面、+120水平东、西边各布置了一个煤巷掘进工作面）。
2、水、火、瓦斯、顶板情况
、瓦斯：
根据江西省煤炭行业管理办公室赣煤行管字[2009]170号文关于对萍乡市2009年度煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果批复，南坑镇湾坡煤矿矿井瓦斯相对涌出量7.74m3/t，二氧化碳相对涌出量为17.08m3/t，属低瓦斯矿井。
、煤层自燃、煤尘爆炸性
（表1）：
煤层自燃倾向性鉴定结果
试样编号
采样地点及煤层名称
水份
Mad（%）
灰份
Aad（%）
挥发份
Vdaf（%）
全硫
Stad（%）
真密
dtrd（g/cm3）
吸氧量
（ml/g干煤）
自燃倾向等级
1
42煤层
0.74
72.00
46.08
0.12
1.80
0.43
自燃
2
43煤层
0.68
62.66
40.92
0.38
1.73
0.51
自燃
（表2）:
煤尘爆炸性鉴定结果
试样编号
采样地点及煤层名称
水份
Mad（%）
灰份
Aad（%）
挥发份
Vdaf（%）
火焰
长度
（mm）
抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）
鉴定结论
1
42煤层
0.74
72.0
46.08
20
40
煤尘有爆炸性
2
43煤层
0.68
62.66
40.92
20
35
煤尘有爆炸性
3、顶底板情况
井田范围内可采煤层为三叠系上统安源组四煤层，可细分为四煤层的一至四分层，主采煤层为二、三分层。
煤层走向40---50度，倾向西北，倾角20—40度，煤层厚度1.6—6米。
主采煤层为43煤，顶底板岩性均为泥岩、炭质泥岩。
底板存在伪底，底板岩性为泥岩、炭质泥岩。
煤层顶板属冒落型。
由于矿井范围内开采历史长，受小窑无序开采破坏严重，矿井目前主要属于复采，顶板破碎，管理难度大。
二、矿井通风系统概述
1、通风方式
矿井通风方式为中央并列式，主运输斜井（进风井筒）、安全出口（进风、排水）和东、西回风井均布置于工业广场之内。
2、通风方法
矿井采用抽出式通风方法，回采工作面采用U型上行通风方法，掘进工作面采用局部压入式通风方法。
每个采区为一个独立采区，实行分区通风；主要机电峒室为扩散通风。
3、主扇风机及附属装置
矿东风井使用两台FBCDZN011.2/30型轴流风机，一台使用，一台备用。
西风井使用FBCDZN010/22型轴流风机，人工停送。
主风机主要技术参数、附属装置见表3。
表3 ：
扇风机主要技术参数、附属装置表
主扇型号
FBCDZN011.2/30
主扇型号
FBCDZN010/22
数量 两台
两台
数量
两台
风量
1050～800m3/min
风量
940—700
风压
650～1400Pa
风压
550—1260
叶轮直径
1120mm
叶轮直径
1000mm
转数
1480γ/min
转数
1470
电流
56.8/32.7A
电流
42.5/24.5A
电压
380/660V
电压
380/660V
功率
30KW
功率
22KW
电机
YBF200L—4
电机
YBF180L—4
额定效率
91.5%
额定效率
92.2%
生产厂家
萍乡南方风机厂
生产厂家
萍乡南方风机厂
水柱计
1支
水柱计
1支
消音器
2套
消音器
2套
4、矿井主要通风参数（见表4）
表4：
矿井主要通风参数表
项目
参数
矿井总进风量
1200～1300m3/min
矿井总回风量
1250～1400m3/min
矿井有效风量率
75～90%
矿井主扇负压
850～1600Pa
矿井通风等积孔
1.1m2
矿井通风巷道总长度
2.1Km
矿井外部漏风率
＜10%
风桥
2座
风门 （含调节风门）
16座
局部通风机台数（使用）
在用3台（备用6台）
三、矿井通风系统设计方案
（一）、编制通风系统设计方案的依据
1、相关规定、技术规范及基本方法
《煤矿安全规程》（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2008年11月。
2、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）。
（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。
（二）、矿井通风系统
1、矿井通风方式
矿井通风方式为中央并列式，即2条进风井（巷）和两条出风井（巷）。
2、矿井通风方法
主要通风机的工作方法为轴流风机抽出式。
3、通风机主要参数（见表3）。
4、矿井通风系统主要需要改进的工程：
、+200水平回风巷、+230水平回风巷修理300米；
新安装风门4组；
扩大原进、回风巷道断面积300m；
新建密门2座；
新建测风站2座。
5、矿井通风系统
主要通风线路见图。
进、回风流方向：
北入北回；进、回风井巷布置形式：
二入二回；进、回风井巷之间联接方式：
并联（沿走向）；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：
局部通风机送风通风；机电峒室通风方式：
扩散通风；其它地点通风方式：
串联、扩散通风；采煤工作面通风方式：
U型上行通风方式。
（三）、矿井总风量计算和风量分配
1、矿井各生产区（工作面）安排：
全矿共布置四个生产区：
、北下山（+120水平西边）生产区（1120或1122掘进工作面）；
、+120水平东边生产区（三夹槽掘进工作面）；
、副3119生产区（3419工作面）；
、+170水平东大巷生产区（北三、北六3119掘代采工作面）。
2、风量计算
（1）、回采面需风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
对3419回采工作面连续1个月风排相对瓦斯涌出量实测为0.5～1.0m3/min，取1.0m3/min，采面瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数（K）取1.2.则
Q采＝100×1.0×1.2＝120m3/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0.4m/s;
S采─采煤工作面平均断面，取5.4m2；
K采─风量备用系数，取1.1
则Q采＝60×0.4×5.4×1.1＝142.5m3/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15人，则Q采＝4×15＝60m3/min。
D、按最低风速验算采面最小风量Q采≥V采S采=60×0.25×7.2＝108m3/min。
V采─工作面允许最小风速，取0.25m/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=240×3.2＝768m3/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3.2m2。
经验算，回采工作面风速符合《煤矿安全规程》第一百零一条规定。
回采工作面实际需要风量为143m3/min，工作面为矿井全风压通风。
（2）、掘进面风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘＝100q瓦×K掘通
掘进工作面瓦斯绝对涌出量，实测为0.0～0.3%,取0.3%；
K掘通─掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。
则
Q掘＝100×0.3×1.2＝36m3/min。
B、按局部通风机实际吸风量计算
Q掘＝ΣQ通K掘通
ΣQ通取4台局部通风机（三台5.5KW风机，风量150m3/min）需风量（见表5）。
K掘通取1.2。
则
Q掘＝（3×150）×1.2=540m3/min。
C、按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘＝4N=4×6=24m3/min。
D、按最小风速验算
Q掘≥V掘S掘=60×0.25×5.2=78m3/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5.2m2。
E、按最大风速验算
Q掘≤V′×掘S′掘=240×4.4=1056m3/min。
V′掘─掘进工作面允许最大风速，取240m/min（4m/s）；
S′掘─掘进工作面最小断面，取4.4m2。
表5：
各种局部通风机的额定风量
名称
型号
技术参数
额定功率（KW）
风量
（m3/min）
风压
（Pa）
最高全压效率（%）
噪音（LsA）
（dB））
矿用隔爆型轴流式局部通风机
YBT—2
2
70
686~900
70
30
YBT—2.2
2.2
88~65
710~1010
70
30
YBT—4
4
130~90
650~1500
70
30
YBT—5.5
5.5
130~90
1080~1620
70
30
YBT—11
11
245~150
840~2550
70
30
YBT—22
22
380~250
900~3200
75
25
经计算每个掘进工作面实际需要风量取132m3/min，按局扇吸风量为130m3/min。
取132m3/min。
（3）、硐室需风量计算（见表6）
由于机电设备少，取60m3/min.
表6：
各硐室经验风量
硐室名称
经验风量范围
1
爆破材料库
大型100～150 ，中小型60～100
2
变电室
60～80
3
采区绞车房
60～80
4
充电硐室
100～200
3、风量分配
（1）、回采面风量分配
正常生产时，矿井为一个生产工作面和1个备用工作面。
则
ΣQ采=143+143×50%=215m3/min。
（2）、掘进工作面风量分配
正常掘进按照3个掘进面进行配风，掘进工作面使用5.5KW局扇，则
ΣQ掘=（3×132）×1.2=475.2m3/min。
（3）、硐室风量分配（根据表六取经验数据每个硐室取60m3/min）
ΣQ硐=2×60=120m3/min。
（3）、根据各采掘工作面分布情况，确定各分风点风量分配（见通风系统图）
、一号分风点（+170水平中石门）：
东大巷与中石门大巷
A、东大巷风量：
>300m3/min。
B、中石门：
>580m3/min。
、二号分风点（中石门）：
副3119采区与西下山。
副3119采区：
>220m3/min；
西下山：
≥360m3/min。
、三号分风点（+120水平西下山）：
+120东大巷、+120西大巷（北下山）。
+120东大巷：
≥160m3/min
+120西大巷（北下山）：
200m3/min
3、矿井总需风量计算
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（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通
ΣQ采─采面和备面所需风量之和，m3/min;
ΣQ掘─掘面所需风量之和，m3/min;ΣQ硐─硐室所需风量之和，m3/min;
ΣQ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）。
Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.2
=（215+475.2+120+0）×1.2
=973m3/min
四、矿井通风阻力和通风等积孔计算
（一）、矿井通风阻力计算
根据矿井通风系统分析，矿井有2条进风井巷，即主斜井、副井（安全出口），其中，主、副井于+170m水平联接。
+120水平进风巷有3318下山，+120水平东、西大巷至各生产区；+170水平进风巷有+170东大巷、中石门、副3119大巷。
目前矿井共划分为四个生产区：
、+170水平东大巷生产区；
、+170水平副3119生产区；
、+120水平东边生产区；
、+120水平西边生产区（北下山）。
1、各生产区风量分配情况如下：
、+170水平东生产区配风：
300m3/min，由+170水平东大巷进风，经东601回风上山回风巷回到+200回风石门至回风井。
、+170水平副3119生产区配风：
220m3/min，进风由中石门、副3119大巷进风，经采区回风巷至+200回风巷至回风井。
、+120水平东边生产区配风：
160m3/min，由中石门、3318西边下山进风，经+120水平东大巷、掘进面至回风巷回到回风井。
、+120水平西边生产区（北下山）配风：
160m3/min，由中石门、3318西边下山进风，经+120水平西大巷、掘进面、经北下山至回风巷回到回风井。
各采区掘进工作面各由一台5.5kw局扇供风，工作面风量为132m3/min。
2、矿井通风系统由井田东翼和西翼的进、回风巷道组成。
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：
1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13（见图）；
西翼通风阻力计算回路：
1→2→3→4→14→15→16→17→18（见图）。
分别计算回路中每个节点之间的摩擦阻力和局部阻力，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10%以下，90%以上为摩擦（沿程）阻力，因此，本设计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10%。
风流在井巷中作均匀流动时，沿程受到井巷固定壁面的限制，引起内外摩擦，因而产生阻力，这种阻力叫做摩擦阻力。
它是矿井通风总阻力的主要组成部分，是矿井通风设计、选择扇风机的主要参数。
摩擦阻力计算公式为：
h摩=α×L×U×Q2/S3。
式中：
h—摩擦阻力，Pa；
α—摩擦阻力系数，N·s2/m4；
L—井巷长度，m；
U—井巷周界，m；
S—井巷断面积，m2；
R—井巷摩擦风阻，N·s2/m8；
Q—井巷内的风量，m3/s；
其中：
各段井巷的α值根据巷道所选取的支护形式来确定，计算公式：
A=h×S3/L×U×q
式中：
L---两测点之间巷道距离m
S---两测点之间巷道平均断面m2
U---两测点之间巷道平均周长m
q---两测点之间巷道平均风量m3/min
h---两测点之间巷道通风阻力pa
也可根据下面经验表值查得：
表7、梯形铁棚子支护巷道（水平及倾斜的）a×104
型号
断面（m2）
a×104值
备注
9#
6--10
78.4--98
有吊挂皮带的a值增加30
11#
6--10
比上增加10—20%
表8、采煤工作面a×104
类型
支护方式
a×104
炮采
木支护
300---350
普采
单体柱支护
420---500
各种巷道的周长换算公式如下（梯形巷道也可以直接测定）：
U=C√S
式中：
C—断面形状系数，梯形巷道，C=4.16，三心拱，C=3.85；半圆拱，C=3.90。
井巷摩察风阻计算公式：
R=a×L×U/S3
R单位Kg/m7或N·S2/m8
工程单位Kg·f/m8（kµ）
（1Ns2/m8=9.8kµ）
在正常情况下，当某一段井巷中的空气密度变化不大时，R可看作是反映井巷几何参数特征的参数，则摩察阻力计算：
H=R×Q2
计算井巷摩擦阻力时，选择巷道长度最长的一个分支进行计算。
东翼井巷摩擦阻力计算如表所示。
序
号
井巷区
段序号
巷道
名称
支护
形式
α
NS2/m4
L/m
U/m
S/m2
s3/（m2）3
R
NS2/m8
Q
m3/s
Q2
（m3/s）2
h
pa
v
m/s
1
1-2
主井井筒
砌垟
0.010
260
8.72
4.4
85.184
0.2662
16.00
256.00
68.147
4.00
2
2-3
井底车场及中石门
梯形棚
0.008
210
9.2
5.6
175.62
0.0880
9.667
93.450
8.224
1.859
3
3-4
3318轨道下山
梯形棚
0.010
150
8.72
4.4
85.184
0.1535
6.000
36.000
5.508
1.500
4
4-6
+120东大巷
梯形棚
0.010
420
8.32
4.0
64.00
0.546
2.667
7.1129
3.884
0.741
5
6-7
+120到+140回风巷
梯形棚
0.010
150
8.32
4.0
64.00
0.1950
2.667
7.1129
1.387
0.889
6
7-9
+140到+200回风巷
梯形棚
0.010
435
7.89
3.6
46.66
0.7365
2.667
7.1129
5.239
0.833
7
9-10
+200到+230回风巷
梯形棚
0.010
145
7.89
3.6
46.66
0.2452
7.667
58.783
14.403
2.396
8
10-12
+230到总回风巷
梯形棚
0.015
270
8.32
4.0
64.00
0.5265
12.167
148.036
77.922
3.379
9
12-13
风井
梯形棚
0.015
510
8.32
4.0
64.00
0.9945
14.833
220.018
218.808
4.120
局部阻力
hf=∑hi
403.538
计算总阻力
局部阻力=摩擦阻力×10%
40.354
东翼通风总压力
计算总阻力=摩擦阻力+局部阻力
443.892
总压力=计算总阻力×1.1
488.281
西翼井巷通风阻力计算如表所示。
序
号
井巷区
段序号
巷道
名称
支护
形式
α
NS2/m4
L/m
U/m
S/m2
s3/（m2）3
R
NS2/m8
Q
m3/s
Q2
（m3/s）2
h
pa
v
m/s
1
1-2
主井井筒
砌垟
0.010
260
8.72
4.4
85.184
0.2662
16.00
256.00
68.147
4.00
2
2-3
井底车场及中石门
梯形棚
0.008
210
9.2
5.6
175.62
0.0880
9.667
93.450
8.224
1.859
3
3-4
3318轨道下山
梯形棚
0.010
150
8.72
4.4
85.184
0.1535
6.000
36.000
5.508
1.500
4
14-15
+120西大巷
梯形棚
0.010
255
8.32
4.0
64.00
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