度通风设计2资料.docx

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度通风设计2资料

温宿县博峰煤业有限责任公司东井

通

风

设

计

温宿县博峰煤业有限责任公司

二0一四年三月

温宿县博峰煤业有限责任公司

文件

温博煤字〔2014〕11号签发：

游建军

关于贯彻执行《温宿县博峰煤业有限责任公司东井

《二O一四年度矿井通风设计》的通知

各部门、区队负责人：

2014年3月15日由矿技术部门编制的《二O一四年度矿井通风设计》现下发给你们，各部门、区队负责人在生产技术部门的统一安排下认真学习，按照该通风设计要求合理布置各采掘工作面及分配风量并在工作中认真贯彻执行。

特此通知

温宿县博峰煤业有限责任公司

二○一四年三月十五日

各部门审批意见

审批单位（审批人）

审批意见

审批人签字

审批日期

编制人

安全部

技术部

机电部

调度室

安全副总

生产副总

技术副总（总工）

机电副总

总经理

目录

前言、………………………………………………………4

第一章、煤矿概况…………………………………………5

第一节、交通位置…………………………………………5

第二节、自燃条件…………………………………………5

第三节、井田面积及开采情况……………………………5

第四节、煤层瓦斯、煤尘爆炸性、自燃发火期及

矿井地温……………………………………………………6

第二章、矿井通风系统……………………………………7

第一节、矿井进风井、回风井布置支护形式、断面

和长度………………………………………………………7

第二节、矿井通风系统…………………………………8

第三章、风量计算………………………………………10

第一节、采煤工作面所需风量…………………………10

第二节、掘进工作面所需风量…………………………11

第三节、硐室需风量……………………………………13

第四章、风量分配、摩擦阻力及等积孔计算…………14

第一节、风量分配………………………………………14

第二节、巷道总阻力、等积孔计算……………………17

第三节、选择矿井主要通风机…………………………17

第五章、通风设备………………………………………18

第一节、主要通风机的风量和风压………………18

第二节、供热风系统计算………………………………19

第三节、矿井通风费用计算……………………………20

第四节、矿井通风合理性分析…………………………21

第五节、安全措施………………………………………22

前言：

为了保证矿井的正常供风和安全生产的需求，经过矿井设计风量和实际生产的需风量对比，对矿井现有通风机的供风能力进行核算，对主扇电机能力进行核算，对矿井通风阻力进行测算，确定主扇风机工作性能，而编制该通风设计。

编制依据

1、《煤矿安全规程》。

2《采矿工程设计手册》、《安全生产法》以及国家颁布的各种相关技术法规、标准。

3、矿井通风安全学。

4、矿井地质地形图。

5、矿井瓦斯等级及各种有害气体参数，煤尘的爆炸性和煤的自然性鉴定报告。

6、矿井的生产能力，矿井的开拓方式，矿井正常生产所需要的最多人数。

7、矿井主扇使用说明书。

第一章、煤矿概况

第一节、交通位置

　　温宿县博孜墩煤矿位于温宿县北东110公里，博孜墩境内，煤矿划属温宿县经贸委管辖，距阿克苏120公里，其中乡至煤矿有8公里简易公路相连，乌喀公路至博孜墩乡有45公里的柏油路，交通便利。

第二节、自然条件

1、从业人数

矿井现有职工93人，地面固定职工27人，井下职工66人，其中安全管理人员15人，特种作业人员33名。

2、自燃条件

矿区地处南天山边缘山区，总体呈东西走向，地势北高南低，琼库孜巴依河流经矿区，海拔高度2150－3100米，相对高差950米，属中高山区。

矿区年温差、日温差较大，属北温带大陆性气候。

矿井A3煤层煤层走向即由西至东西部边缘一带倾向南东，倾角为35°—40°；至琼库孜巴依一带，倾向南东，倾角35°—55°；至东矿区西部一带，倾向南东，倾角60°—80°；至中西部一带，倾向北西，倾角80°左右；至矿区中部、东部，倾向南东，煤层倾角由70°渐变为30°左右。

矿区内尚未发现明显断层及岩浆岩。

第三节、井田面积及开采情况

　　博孜墩煤矿东井西以琼孜巴依河为界，东至库尔归鲁克煤矿，井田东西走向长3200米，南北平均宽670米，井田面积2.1675平方公里,区内A3煤层储量1165万吨，属储量丰富,地质条件简单的煤层。

　　东井始建于1987年，依据矿区内煤层赋存条件及山形地势，矿井开拓方式采用阶梯平硐开拓，开采深度从＋2189－＋2737米。

现建有三个水平的平硐，＋2314水平、＋2530水平和+2581水平，矿井在2006年5月开始对＋2314水平平硐、＋2530水平平硐和+2581回风平硐进行了改扩建，通过技术改造形成了新的通风系统。

在＋2530水平A3煤层工作面的采区布置也已经完成，A3煤层平均厚度4.5米，局部地区A3煤层的厚度到10米，煤层倾角36°，局部达到70°，属倾斜特厚煤层，开采方法采用柔性掩护支架采煤方法。

第四节、煤层瓦斯、煤尘爆炸性、自燃发火期及矿井地温

东井最新瓦斯鉴定是在2013年3月新疆维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心鉴定，报自治区煤炭工业管理局审查，认定矿井为瓦斯矿井（新煤行管发【2013】68号文件），瓦斯相对涌出量为4.82m3/t，绝对涌出量为1.46m3/mm。

采煤工作面最大瓦斯涌出量0.05m3/min，掘进工作面最大瓦斯涌出量0.09m3/min，2012新疆维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心鉴定（XJM报作煤002—2012—10号）我矿A3煤层自燃倾向性分类等级属于Ⅲ类，不易自然煤层，A3煤层具有爆炸性，在实际开采中矿井地温温度未超过15℃。

目前地面有二台型号为FBCZNo.12.515/45轴流通风机，其中运转一台，另一台备用，前导器叶片角度为27度，电机功率45KW，最大风量达到1612m3/min.。

第二章、矿井通风系统

第一节、矿井进风井、回风井布置、支护形式、断面和长度

我矿通风方式为分区式，即两进两出。

矿井的第一进风大巷布置在+2314m主井集中运输巷。

+2314m集中运输巷支护形式为半圆拱形，砌碹锚喷支护，S净＝（3×1.6）+1.52×3.14/2＝8.33m2，巷道长度600米；轨道上山支护形式为半圆拱形锚喷支护，S净＝（2.4×1.6）+1.22×3.14/2＝6.1m2，巷道长度650米；二水平四石门运输巷的支护形式为半圆拱形锚喷支护，S净＝（2.4×1.6）+1.22×3.14/2＝6.1m2，巷道长度230米。

第二进风巷布置在＋2530m水平副井运输平硐，巷道长度865米，支护形式为梯形工字钢支护，S净＝（2.3＋3）×2/2＝5.3m2。

矿井回风井回风巷布置在+2581mA2煤巷中，支护形式为梯形工字钢支护，S净＝（1.8+2.5）×2/2＝4.3m2，巷道长度770米，经过轨道上山及绞车回风道与2581A2总回风巷联通。

现回采工作面布置在+2547m至2590A3煤层中，采煤方法为伪倾斜工字钢柔性掩护支架采煤工作面，S净＝（1.5+2）×1.5/2＝2.6m2，切眼斜长85米。

掘进工作面布置在+2595m—+2660m—+2737mA3上山掘进工作面（一对），支护形式为工字钢支护（下半部），巷道断面为：

S净＝（1.8+2.5）×2/2＝4.3m2，井字形支护：

S=1.5×1.5=2.25m2。

第二节、矿井通风系统

东井二水平（+2314m）以集中运输巷和东井三水平（+2530m）运输巷进风，回风井在+2581A2煤层中，直通地表，主要通风机安装在地面，通风方式为分区式通风，通风方法采用机械抽出式通风。

东井二水平有2条风路，分别为经过轨道上山通向绞车房和+2314m集中煤仓旁的通风斜巷。

风路1：

（新鲜风流）＋2314m平硐→＋2314m水平主井集中运输巷→+2315m轨道上山→＋2581m轨道上山上部车场→+2581m绞车回风道→＋2581mA2总回风巷→回风井→地面。

风路2：

（新鲜风流）＋2314m平硐→＋2314m水平集中运输巷→+2315m岩石运输巷（四石门至井底车场）→＋2315m井底车场→+2315m通风斜巷→+2581m总回风巷→地面。

东井三水平（+2530m水平）以上的A3煤层是进行采区的开拓、准备与回采的区域，按照我矿采掘设计的要求,为了调整东井三水平的风量，分别在＋2530m分层甩车石门设置四道正反向调节风门，在+2581m绞车回风道设置四道正反向调节风门，在+2595m回风巷与+2595m回风石门交叉处进山段150米处和+2595m行人通风上山第一联络巷下口处各设置调节风门进行风量调节。

（详看东井通风系统图）

我矿通风方式为分区式通风，东井三水平（+2530m水平副井）与东井二水平（+2314m水平主井）共用一个总回风井。

风路3：

（新鲜风流）＋2530m平硐→＋2530m副井运输巷→+2530m分层石门→+2530mA3巷→+2535m运输石门→+2547m至+2590mA3柔采工作面切眼→+2590mA3回风巷（污风）→+2595m回风石门→+2581mA2总回风巷→地面。

风路4：

（新鲜风流）＋2530m平硐→＋2530mA2运输巷→2535A3通风行人上山→+2595A3上山（局扇）→上山掘进工作面。

第三章、风量计算

第一节、采煤工作面所需风量

（1）按沼气涌出量计算

Q采1＝100×QCH4×KCH4×C

式中：

Q采1－－采煤工作面所需风量m3/min

QCH4－－采煤工作面沼气平均绝对涌出量取0.05m3/min

C－－采煤工作面风流中沼气取1%

KCH4－－沼气涌出量不均衡系数取1.15

Q采1＝100×0.05×1×1.15＝5.75m3／min

（2）按工作面同时工作的最多人数计算

Q采1＝4N

式中:

N－－采煤工作面同时工作的最多人数计算，该工作面同时作业人数取8人，加上辅助人员及其它人员　　取N＝10人

Q采1＝4×10＝40m3／min

（3）按工作面温度计算

Q采1＝60·V采·S采

式中V采－－工作面适宜风速，取：

1.8m2/s

S采－－采煤工作面的平均断面积,取2.6m2

Q采1＝60×2.6×1.8＝280m3/min

（4）按炸药消耗量计算

Q采1＝25A

式中:

A－－采煤工作面一次放炮的最多炸药消耗量,取1.8kg

Q采1＝25×1.8＝45m3/min

（5）按风速验算

采煤工作面需风量取以上计算的最大值,Q采1＝280m3／min，按最低风速验算工作面最低风量为:

Q采低＝60×0.25×S＝60×0.25×2.6＝39m3／min

按最高风速验算,工作面最高风量为:

Q采高＝60×4×S＝60×4×2.6＝624m3／min

式中S－－采煤工作面的平均断面取2.6m2

Q采低＜Q采1＜Q采高计算结果符合风速验算要求

第二节、掘进工作面所需风量

一、计算掘进工作面需风量

（1）按掘进工作面同时工作时最多人数计算

Q掘1＝4N

式中:

N－－掘进工作面同时工作的人数,取6人

Q掘1=4×6＝24m3／min

（2）按局扇的吸风量计算

Q掘2＝Q扇K

式中:

Q扇－－局扇实际吸风为120m3/min

Q掘2=120×1.15＝138m3／min

（3）按瓦斯的绝对涌出量计算

Q掘3＝100×q掘×k掘

式中:

k掘－－掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数取1.15

q掘－－掘进工作面绝对涌出量取0.09m3/min

Q掘3＝100×0.09×1.15＝10.35m3／min

（4）按掘进工作面的炸药量计算

Q掘4＝25A

式中:

A－－掘进工作面一次放炮最多的炸药消耗量,取4.8kg

Q掘4＝25×4.8＝120m3/min

（5）按风速进行验算

掘进工作面风量,取以上计算的最大值Q掘3＝138m3／min。

按最低风速验算,工作面最低风量为:

Q掘低＝60×0.25×4.3＝64.5m3／min

按最高风速验算,工作面最高风量为:

Q掘高＝60×4×4.3＝1032m3／min

式中:

S－－掘进工作面的断面取4.3m2

Q掘低＜Q掘1＜Q掘高

计算结构符合风速验算要求,所以局扇选型为FBDNO5/2×5.5型对旋式局部通风机2台，一台使用，一台备用。

二、确定掘进工作面数量

目前，我矿布置有2个掘进工作面，即：

+2595m—+2660m上山掘进工作面（一对），所需风量为138m3／min×2=276m3／min。

第三节、硐室需风量

东井+2314水平无独立通风硐室，不计算硐室风量；东井三水平有2各硐室，即：

机电硐室和消防硐室，（因为机电硐室和消防硐室风量经过该2个硐室后再进入各工作面，所以东井三水平的总进风量不变）。

第四章、风量分配、摩擦阻力及等积孔计算

第一节、风量分配

一、风量核算

（一）、东井二水平（+2314m水平）

东井二水平为我矿主井运输平硐，用风地点主要是轨道上山、绞车硐室和装煤下部车场，按照矿井实际情况，给东井二水平配风如下：

1、轨道上山和绞车硐室：

（1）、按照轨道上山最多人数计算：

Q轨道=A×Q风量=15×4=60m3／min；

式中：

A：

为轨道上山最多人数：

取15人；

Q风量：

为每人每分钟需要最低风量，取4m3／min；

（2）、按照最低风速计算：

Q轨道=S轨道×V轨道×60×K矿通

=6.81×0.8×60×1.1

=365m3／min；

式中：

S轨道：

为轨道上山断面积，取6.81m2；

V轨道：

为轨道上山最低适宜风速，取0.8m/秒；

K矿通：

为矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风系数取1.1；

通过计算，轨道上山风量取为365m3／min；

2、+2314m水平装煤下部车场风量

（1）、按照车场作业的最多人数计算：

Q车场=A×Q风量=5×4=20m3／min；

A：

为车场同时作业的最多人数：

取5人（运输人员）；

Q风量：

为每人每分钟需要最低风量，取4m3／min；

（2）、按照最低风速计算：

Q车场=S车场×V车场×60×K矿通

=6.1×0.5×60×1.1

=201m3／min；

式中：

V车场：

为下部车场适宜风速，取0.5m/s；

S车场：

为车场巷道断面，取6.1m2

通过计算可得，Q=0.5×6.1×60×1.1=201m3／min.

通过以上计算可以确定，装煤下部车场分配风量201m3／min。

Q二水平＝（ΣQ轨道上山＋ΣQ车场）

＝（365+201）

＝566m3／min

（二）、东井三水平（+2530m水平副井）

东井三水平有1个采煤工作面和2个掘进工作面，2各硐室，即：

机电硐室和消防硐室，（因为机电硐室和消防硐室风量经过该2各硐室后再进入各工作面，所以东井三水平的总进风量不变），故东井三水平的进风量为：

Q三进风＝[（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ分层）×K矿通]

＝[（280+138×2+60）×1.1]

＝616m3／min

式中:

ΣQ采－采煤工作面需风量之和,取1个采煤工作面；

ΣQ掘－掘进工作面风量之和，取,2个掘进工作面；

ΣQ分层－+2530m分层石门风量，取60m3／min，（按照同时经过分层石门最多人数15人，每人每分钟4m3／min）；

K矿通－矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风系数取1.1；

因东井二水平和三水平分别进风，所以矿井的总进风为：

Q矿总进风=Q二进+Q三进=（566m3／min+616m3／min）=1182m3／min

二、风量分配

东井二水平按矿井的总进风量计算为566m3／min，按照矿井实际情况，分别给轨道上山和绞车硐室分配风量365m3／min，装煤下部车场（机电车场）分配风量201m3／min。

东井三水平有1个采煤工作面、2个掘进工作面和2各硐室，即+2595m—+2660m—+2737mA3上山掘进工作面（一对工作面）及+2530m机电硐室和消防硐室。

故一个掘进工作面的风量：

138m3／min，两个掘进工作面风量为Q掘=138×2=276m3／min，按照《煤矿安全规》程要求，给硐室分配风量为60m3／min，即60m3／min×2=120m3／min，因为该机电硐室和消防硐室风量经过该2各硐室后再进入各工作面，所以东井三水平的总进风量不变。

东井三水平回采工作面的风量为：

Q采=[Q三进风－（Q掘－Q硐－Q其它）×1.1]/1.1

Q采=[616－（138+138+60）×1.1]/1.1

=280m3／min。

各巷道风量详见通风系统图。

第二节、巷道总阻力、等积孔计算

东井+2530水平的回采工作面位于2547水平区段，矿井通风阻力见井巷摩擦阻力计算表，矿井通风局部阻力系数取15%，通过计算可知东井通风总阻力为各区段通风阻力之和。

（详见矿井通风阻力计算表）。

H总阻力＝h1+h2+h3+h4

=2.3+1.38+26.46+25.59+（2.3+1.36+26.46+25.59）×15%

＝64（毫米水柱）;

矿井等积孔为：

A=0.38/√h阻/Q2

=0.38/√64/（24.5）2

=1.15m2

矿井通风容易时期等积孔为:

1.15m2，通风难易程度为较容易。

第三节、选择矿井主要通风机

根据通风计算结果,我矿东井选择的主要通风机为轴流式主扇。

型号：

FBCZ№.12/45.，共2台，一台在用、一台备用。

通风机功率为45KW，风压580pa-1650pa，风量1000-1800m3／min，满足矿井9万吨的井型需要。

第五章、通风设备

第一节、主要通风机的风量和风压

（一）、计算通风机的风量、风压

1、我矿选择的是轴流式主扇，采用抽出式通风，故主扇最大和最小风压

H扇＝h阻＋h自

＝64＋20＝84毫米水柱

式中H扇－－通风阻力毫米水柱。

2、确定扇风机的风量

Q扇＝Q·K外

＝19.7×1.1＝21.67m3／S

式中:

Q－－不包括外部漏风的矿井总进风量m3／S

K外－－外部漏风系数,抽出式系数K外＝1.1

3、选择电动机

N扇＝N扇大×Q扇/102×h扇＝＝23.1kw

式中:

.h扇大－－分别为通风容易时期扇风机的风压：

毫米水柱

Q扇－－扇风机风量：

米3／秒

h扇－－扇风机的工作效率取0.7

4、计算电动机的输出功率

电动机的输出功率为:

N电出＝1.1×N扇＝1.1×23.1/0.8＝31.7kw

式中:

η传－－传动效率,取η传＝0.8

N扇大－－电动机输入功率

据以上计算,我矿目前使用的FBCZ№12—45型轴流式主扇,风量为1000－1800m3／min,电动机输出功率45千瓦,风压580pa－1650pa的通风机能完全满足我矿东井二水平和三水平的通风需要,主扇为两台同等能力的通风机,其中一台运转,一台备用。

（二）、返风

采用扇风机的电动机返转方式进行矿井返风，风量不少于正常风量的40％。

第二节、供热风系统计算

东井位于寒冷地区，根据《煤矿安全规程》规定，井筒必须采用保温措施，防止井下寒冷出现结冰现象及对人体身体健康的影响，因此，在东井+2314水平井口外20米安装热风炉，将空气加热到40℃~60℃，经暖风道再与自然进入的冷空气相混全至2℃以上后再送入井下。

矿井总风量为Q′＝9.96m3/S

则Q能＝24·120·Q′·（2-tc）＝77.44万／小时

式中:

Q1：

东井+2314水平进风量

－当地大气冬季最低气温,取tc＝-25℃;考虑到15%富余量,故选用WYREI-40型热风炉,主风机为4-72NO5A右180°,电动机型号Y160M2-20型15kw

第三节、矿井通风费用计算

I主＝N.24.365/2（η电.η变.η线.η传）

式中：

I主－－主扇全年的耗电量，千瓦·小时／年

N－－矿井一年内最大的主扇输入功率取45千瓦

η电－－主扇电动机效率，取0.8

η变－－变压器效率,取0.8

η线－－电线的输电效率,取0.95

η传－－传动效率,取1

I主＝（45×24×365）/（0.8×0.8×1×0.95）＝64.83万千瓦·小时/年

每吨煤的电耗量:

I煤＝I主/9＝64.83/9＝7.2千瓦·小时/吨

式中:

T－－矿井年产量取9万吨

则每吨煤的通风费用

E=I煤·D=7.2×0.5651＝4.07元／千瓦

式中:

E－－每吨煤的通风费用元/吨

D－－每度电的电价元/千瓦·小时,取D＝0.5651

第四节、矿井通风合理性分析

一、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析

 1、矿井通风方式、系统对矿井安全的保证程序和措施。

设计的通风系统合理，风量按《煤矿安全规程》要求计算，设计风量可满足矿井达到9万t/a规模时矿井需风量的要求。

矿井通风设备设计选用2台FBCZ№12/45型轴流式通风机，1台工作，1台备用，风机风量满足矿井通风能力要求。

2、反风系统及可靠性。

反风系统及可靠性：

该反风系统满足《煤矿安全规程》所规定的反风量及反风时间的要求，且反风系统简单，操作容易，安全可靠。

3、矿井安全出口及保证措施

  矿井主、副井作为第一安全出口，回风井作为第二安全出口。

二、通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度

东井二水平和三水平采用分区式通风，进风井为二水平和三水平,回风布置在+2581A2水平和A3煤层+2598m—2737m行人通风上山,与中央式通风相比，缩短了矿井通风线路和避灾线路，提高矿井的抗灾能力，同时进风井与回风井之间的距离相对较大，产生的漏风较小，有效风量高。

主扇采用的是抽出式通风方法，当主扇意外停机时，井下瓦斯涌出量比较压入式通风方式小，主扇的负压和风量均有一定富余，且通风和装置及其供电电源为同等能力的两套装备，通风装置及供风可靠。

该通风设计中，各采区和掘进工作面均为独立的进风与回风，避免以往大串联通风，极大提高了矿井抗灾和救灾能力，但存在开拓工程量大，管理难度大，现有个别巷道通风阻力较大。

在今后的开拓中改变巷道支护类型，扩大巷道断面，减少摩擦阻力，有效提高矿井风量。

第五节、安全措施

一、主要通风机管理措施

1、通风机使用前，必须进行一次通风试运转工作，以后每年至少进行一次性能测试。

2、返风方式采用主扇的电动机返转返风，保证在10分钟内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供风量不少于正常风量的40％。

3、主要通风机必须配备水柱计、电流表、电压表、轴承湿度计等，并有专人值班，保证主扇的正常运转。

4、修建井下风门、挡风墙、调节风门等安全设施，并有专人负责维护管理，保证设施的完好。

5、建立测风制度，设置专职的测风人员，每10天对全矿井的风量进行一次检测，根据实测结果对各作业地点风量进行核对和调整。

6、加强掘进工作面的通风管理，风筒按掘进作业规程中的规定悬挂，必须做到停工不停风。

7、掘进巷道必须按掘进作业规程上的断面规格掘进，巷道要保持平直，减少杂物的堆积，拐弯处的内侧和外侧要做成斜面或圆弧形。

二、采、掘工作面局部通风保证措施

1、回采工作面有独立的通风系统，风量、风速满足《煤矿安全规程》中的规定。

2、通风设施和通风设备选