矿井通风.docx
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矿井通风
重庆市永川区泸永桥煤业有限公司
通风系统改造方案
说
明
书
重庆市永川区泸永桥煤业有限公司生技科
二0一五年七月
重庆市永川区泸永桥煤业有限公司
通风系统改造方案说明书
一．矿井通风现状
矿井通风方式为中央并列抽出式通风，南翼风井主扇型号FBCDZN021，电机功率2×185KW，备用风机FBCDZN021，电机功率2×185KW。
主要为矿井大龙K7、泡炭K2、大龙K7下煤层服务，目前通风机排风量为41.66m3/s，负压为2000Pa。
矿井主要由地面主斜井和副斜井进风，+200m水平以下是由主斜井和副斜井（暗）进风；+50m水平南、北底板运输巷作为进风大巷，由南向北划分为33、31、32、34共4个采区，各采区的提升上山、人行下山为主要进风系统；采区回风上山、边界回风上山和各采区上部煤层巷道等作为矿井的回风系统。
二、煤层瓦斯含量
预测矿井开采至±0标高时，大龙、泡炭煤层瓦斯含量分别为12.21m3/t、12.73m3/t，压力分别为0.76MPa、0.795MPa。
预测矿井开采最低±0m标高时矿井瓦斯涌出量为61.97（m3／t），绝对瓦斯涌出量为11.74m3/min。
±0m标高：
大龙煤层回采工作面相对瓦斯涌出量为10.95m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.954m3/min；泡炭煤层回采工作面相对瓦斯涌出量为11.5m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.0m3/min。
3.设计采用的瓦斯资料
根据实测煤层瓦斯含量和压力预测矿井开采至±0m标高时相对瓦斯涌出量为61.97m3/min，绝对瓦斯涌出量为11.74m3/min，大于矿井2011年瓦斯等级鉴定结果，可靠性较高，切合实际，本次设计采用预测的矿井开采至±0m标高时相对瓦斯涌出量为61.97m3/min，绝对瓦斯涌出量为11.74m3/min作为通风设计的依据。
三、通风路线
前期通风路线：
主、副斜井→主、副斜井井底车场→主、副暗斜井→主、副暗斜井井底车场→＋50m水平南底板运输巷→＋50m水平南集中运输巷→33采区石门→33采区上部车场→33采区提升下山→3371采面→3371回风巷→南边界回风上山→+200m水平南回风巷→南风井下部车场→南风井→南风井引风道→地面。
后期通风路线：
主、副斜井→主、副斜井井底车场→主、副暗斜井→主、副暗斜井井底车场→＋50m水平南底板运输巷→＋50m水平南集中运输巷→33采区石门→33采区上部车场→33采区提升下山→3377采面→3375回风巷→33采区回风上山→南边界回风上山→+200m水平南回风巷→南风井下部车场→南风井→南风井引风道→地面。
详见矿井通风系统图。
四、矿井风量、风压计算
（一）计算依据
1、经预测，泸永桥煤业开采至最低标高时矿井绝对瓦斯涌出量11.74m3/min，相对瓦斯涌出量61.97m3/t。
2、矿井达产时布置3个机采工作面（K2煤层1个、K7煤层2个），5个炮采工作面（K7煤层4个、K7下煤层1个），备用采煤工作面2个（K2煤层和K7下煤层各1个），掘进碛头8个。
3、独立通风硐室、采区配电所10个。
4、根据机械化改造采掘部署，通风困难时期为南北底板巷贯穿后，34、31、33、34采区南北两翼采面生产与采区延生掘进同时施工，布置8面8头；通风达产时期为：
34、31、33、34采区各煤层工作面均已正规部署完毕，且各采区掘进巷道正常掘进，布置8面（2面为备采工作面）8头。
（二）矿井风量计算
根据《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型矿井设计规范》和《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量。
现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
Q矿≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通
式中：
∑Q矿—矿井需要风量，m3/min
∑Q采—采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；
∑Q硐—硐室实际需要风量总和，m3/min；
∑Q其他—其它用风巷道实际总和，m3/min；
K矿通—矿井通风系数，取1.20；
1.采煤工作面需风量
1）按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×Kc
式中：
Q采——采煤工作面需风量，m3/s；
q采——采煤工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
Q机采=100×1.0×2.0=200m3/min；
Q炮采=100×0.954×2.0=190.8m3/min。
2）按工作面温度计算
Q采＝60.Vc.Sc.Ki
式中：
Vc—采煤工作面适宜风速，取1.3m/s；
Sc—采煤工作面平均有效断面，m2；
Ki—工作面长度系数，工作面长度为80m，取1.0。
Q采＝60×Vc×Sc×Ki
式中：
Vc——工作面适宜风速，工作面进风流气温约为20～23℃、取1.3m/s；
Sc——采煤工作面平均有效断面，工作面选用单体液压支柱支护，经计算机采工作面
＝3.2m2，炮采工作面
＝2.4m2；
Ki——工作面长度系数，根据工作面长度80～120m，取Ki＝1.0。
Q机采＝60×1.3×3.2×1.0=249.6m3/min
Q炮采＝60×1.3×2.4×1.0=187.2m3/min
3）按工作面一次爆破消耗的炸药量计算
布置5个放炮采工作面，3个机采工作面，机采工作面不按照此项计算风量。
Q采=25×A
式中：
Q采—工作面需风量，m3／min；
AC—工作面一次起爆最大炸药量；
AC=U×L×m×d
式中：
U—炸药消耗量综合指标，取0.3kg/m3；
L—采煤工作面的长度，m；按工作面长度每25m一段分次爆破计算；
m—工作面平均采高，0.70m；
d—推进度，取1.0m。
炮采工作面工作面需风量：
A=0.3×25×0.6×1.0=4.5kg；
Q=25×4.5=113（m3/min）
4）按工作人员数量计算
Q采＝4nc
式中：
4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nc—采煤工作面同时工作的最多人数，按22人计算；
经计算得Q采＝4×22＝88m3/min
采煤工作面需风量按上述方法计算后取其中最大值，机采工作面所需风量250m3/min，炮采工作面所需风量190m3/min,并结合本矿井现有工作面实际配风情况机采工作面和炮采工作面都按照250m3/min进行配风，无人作业的备用采煤工作面按照作业采面的50﹪进行配风，则采煤工作面需风量和∑Q采=8×250+（250÷2×2）=2250m3/min。
5）按风速验算
采煤工作面风量应满足：
15×Sc≤Q采≤240×Sc
式中：
Sc—采煤工作面平均有效断面，m2；
机采工作面：
15×3.2=48≤Q机采=250≤240×3.2=768
炮采工作面：
15×2.4=36≤Q机采=250≤240×2.4=576
根据风速验算结果，机采工作面风量250m3/min，炮采工作面风量250m3/min，符合要求。
2.掘进工作面风量确定
1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中：
Q掘——掘进工作面需风量，m3/s；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.82m3/min，
Kd——工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取Kc=2.0。
Q掘=100×0.82×2=164m3/min
2）按炸药使用量计算
QQ掘=25Aj
式中：
Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/min
Aj——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg
Aj=u×s×d
u—炸药消耗量综合指标，取u=0.45kg/m3
s—巷道掘进断面（岩石），取5.86m2
d—循环进尺，1.5m
Aj=0.45×5.86×1.5=4.0kg
Q掘=25×4.0＝100m3/min
3）按局部通风机吸风量计算风机安装地点配风量
岩巷：
Q掘=Q扇×Ii+0.15×60×S（m3/min）
煤巷、半煤巷：
Q掘=Q扇×Ii+0.25×60×S（m3/min）
Q扇——局部通风机实际吸风量，m3/min。
矿井达产时共8个掘进工作面，每个掘进工作面配备FBDN05.0 2×5.5型局部通风机2台，一台工作，一台备用，吸风量130～240m3/min，全压800～2250Pa。
根据我矿FBDN05.0 2×5.5型局部通风机实际吸入风量160m3/min参与计算。
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
S——安设局部通风机巷道的净断面积,运输大巷安设局部通风机的巷道净断面积为5.77m2，为岩巷；区段煤层运输平巷安设局部通风机的巷道净断面积为5.77m2，为煤巷。
岩巷:
Q掘＝160×1+60×0.15×5.77=211.93m3/min。
煤巷、半煤巷：
Q掘＝160×1+60×0.25×5.77=246.55m3/min。
4）按工作人员数量计算。
Q掘=4×nj
式中：
——掘进工作面同时工作的最多人数，人，
掘进工作面同时工作的最多人数取7人，掘进工作面实际需风量即为：
Q掘=28m3/min。
根据以上数据结合我矿实际生产情况，掘进工作面配风均取250m3/min。
掘进工作面需风量取按掘进碛头瓦斯涌出量、炸药使用量和局部通风机吸风量计算后取其中最大值，掘进工作面需风量∑Q掘=250×8=2000m3/s。
5）掘进工作面风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，掘进工作面风速应满足：
岩巷0.15m/s×S≤VJ≤4m/s×S=51.93m3/min≤250m3/min≤1384.8m3/min；半煤岩巷0.25m/s×S≤VC≤4m/s×S=86.55m3/min≤250m3/min≤1384.8m3/min。
根据风速验算结果，掘进工作面需风量取250m3/min符合要求。
3、硐室需风量Q硐
硐室需要风量按照经验取值，采区配电所配备100m3/min，则∑Q硐=100m3/min×10=1000m3/min。
4、其它巷道需风量∑Q其它
其他井巷需要通风风量的总和按采煤、掘进、硐室的总和的10%进行计，则：
Q其它=（2250+2000＋1000）×10%
=525m3/min
5.矿井总需风量
Q矿井=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ车+ΣQ其它）×K
=（2000+250+2000+1000+525）×1.2
=6930m3/min
=115.5m3/s。
根据上述两种计算方法，取其中较大者，因此矿井总需风量取为6930m3/min（115.5m3/s）。
（三）矿井风量的分配
表4－3－1 矿井风量分配表
名称
数量
每个工作配风标准（m3/min）
配风量（m3/min）
总风量（m3/min）
炮采采煤工作面
5
187.2
250
1250
备用工作面
2
125
125
250
机采工作面
3
249.6
250
750
掘进工作面
8
246.55
250
2000
硐室
10
100
100
1200
其它巷道
525
1480
1480
合计
6930
（四）矿井风压计算
分别以矿井不同时期计算井巷通风摩擦阻力，局部阻力按井巷通风摩擦阻力的15%计算。
矿井摩擦阻力计算公式：
h摩=a×L×U×Q2/S3，Pa
式中：
h摩——矿井通风阻力，Pa；
a——井巷通风摩擦阻力系数，据井巷的支护形式，查表取值，N.s2/m4；
L——井巷长度，m；
U——井巷净周长，m；
Q——通过各井巷的风量，m3/s；
S——井巷净断面积，m2。
经计算，前期矿井通风阻力为4081.71Pa，后期矿井通风阻力为5030Pa。
矿井通风阻力计算详见表4-3-2、3。
表4-3-2 矿井通风阻力计算表（前期）
序号
井巷名称
支护
方式
α
L
P
S
S3
Q
Q2
v
H
（N．s2/m4）
（m）
（m）
（m2）
（m2）3
（m3/s）
（m3/s）2
（m/s）
（Pa）
l
一级主斜井
砌碹
0.0100
446
9.95
6.09
225.87
46.58
2169.70
7.65
426
2
+200m车场
砌碹
0.0100
200
13.58
11.08
1360.25
43.25
1870.56
3.90
37.34
3
二级主暗斜井
砌碹
0.0100
355
9.56
5.85
200.20
43.25
1870.56
7.39
317.41
5
＋50m水平运输石门及车场
锚喷
0.0100
260
15
12.9
2146.68
74.58
5562.67
5.78
101.06
6
+50南底板运输巷
锚喷
0.0100
1050
10.71
8.18
547.34
35
1225
4.28
251.68
7
+50南底板运输巷
锚喷
0.0100
475
10.71
8.18
547.34
16.67
277.89
2.04
25.83
8
+50南底板运输巷石门
锚喷
0.0100
85
10.71
8.18
547.34
16.67
277.89
2.04
4.62
9
+50集中运输巷
砌碹
0.0100
330
9.08
5.77
192.10
16.67
277.89
2.89
43.34
10
33采区进风石门
砌碹
0.0100
50
9.08
5.77
192.10
16.67
277.89
2.89
6.57
11
33采区上车场
砌碹
0.0100
50
15
12.9
2146.68
16.67
277.89
1.29
0.97
12
33采区提升上山
锚喷
0.0120
140
9.08
5.77
192.10
16.67
277.89
2.89
22.07
13
3371中巷
金支巷
0.0210
280
9.08
5.77
192.10
4.17
17.39
0.72
4.83
14
3371采面
金支巷
0.0420
130
6.6
1.8
5.8
4.17
17.39
2.32
108.05
15
3371回风巷
金支巷
0.0120
250
9.08
5.77
192.10
4.17
17.39
0.72
2.47
16
南边界回风上山
锚喷
0.0120
658
9.08
5.77
192.10
15.67
245.55
2.72
91.64
17
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
300
9.08
5.77
192.10
15.67
245.55
2.72
34.82
18
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
575
9.08
5.77
192.10
23.33
544.29
4.04
147.93
19
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
900
7.71
4.22
75.15
33.33
1110.89
7.90
1025.74
20
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
490
7.71
4.22
75.15
35
1225
8.29
615.83
21
南风井下车场
锚喷
0.0100
80
15
12.8
2097.15
67.25
4522.56
5.25
25.88
22
南风井
锚喷
0.0120
486
13.07
11.28
1435.25
67.25
4522.56
5.96
240.19
23
引风道
砌碹
0.0100
17
10.71
8.18
547.34
67.25
4522.56
8.22
15.04
最大阻力线路井巷摩擦阻力
3549.31
局部阻力
总阻力的15%
532.40
矿井通风阻力合计
4081.71
表4-3-3 矿井通风阻力计算表（后期）
序号
井巷名称
支护
方式
α
L
P
S
S3
Q
Q2
v
H
（N．s2/m4）
（m）
（m）
（m2）
（m2）3
（m3/s）
（m3/s）2
（m/s）
（Pa）
l
一级主斜井
砌碹
0.0100
446
9.95
6.09
225.87
57.58
3315.84
9.45
651.47
2
+200m车场
砌碹
0.0100
200
13.58
11.08
1360.25
52.5
2756.25
4.74
55.03
3
二级主暗斜井
砌碹
0.0100
355
9.56
5.85
200.20
52.5
2756.25
8.97
467.24
5
＋50m水平运输石门及车场
锚喷
0.0100
260
15
12.9
2146.68
52.5
2756.25
4.07
50.07
6
+50南底板运输巷
锚喷
0.0100
1050
10.71
8.18
547.34
42.92
1842.13
5.25
378.48
7
+50南底板运输巷
锚喷
0.0100
475
10.71
8.18
547.34
15
225
1.83
20.91
8
+50南底板运输巷石门
锚喷
0.0100
85
10.71
8.18
547.34
15
225
1.83
3.74
9
+50集中运输巷
砌碹
0.0100
330
9.08
5.77
192.10
15
225
2.60
35.09
10
33采区进风石门
砌碹
0.0100
50
9.08
5.77
192.10
15
225
2.60
5.32
11
33采区上车场
砌碹
0.0100
50
15
12.9
2146.68
15
225
1.16
0.79
12
33采区提升上山
锚喷
0.0120
1100
9.08
5.77
192.10
15
225
2.60
140.38
13
33719中巷
金支巷
0.0210
360
9.08
5.77
192.10
4.17
17.39
0.72
5.92
14
33719采面
金支巷
0.0420
110
6.6
1.8
5.8
4.17
17.39
2.32
91.42
15
33717中巷
金支巷
0.0120
360
9.08
5.77
192.10
4.17
17.39
0.72
3.55
16
33采区回风上山
锚喷
0.0120
990
9.08
5.77
192.10
15
225
2.60
126.34
17
南边界回风上山
锚喷
0.0120
658
9.08
5.77
192.10
16
256
2.77
95.54
18
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
300
9.08
5.77
192.10
16
256
2.77
36.30
19
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
575
9.08
5.77
192.10
19.5
380.25
3.38
103.35
20
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
900
7.71
4.22
75.15
32.58
1061.46
7.72
982.06
21
+200m水平南翼回风巷
砌碹
0.0100
490
7.71
4.22
75.15
38.25
1463.06
9.06
735.50
22
南风井下车场
锚喷
0.0100
80
15
12.8
2097.15
78.83
6214.17
6.16
35.56
23
南风井
锚喷
0.0120
486
13.07
11.28
1435.25
78.83
6214.17
6.99
330.03
24
引风道
砌碹
0.0100
17
10.71
8.18
547.34
78.83
6214.17
9.64
20.67
最大阻力线路井巷摩擦阻力
4374.76
局部阻力
总阻力的15%
656.21
矿井通风阻力合计
5030.97
五、矿井等积孔
式中：
A——等积孔，m2；
Q——矿井总风量，m3/s；
H——矿井计算负压，Pa。
矿井通风前期的等积孔为：
A=
A＝1.60m2
矿井通风后期的等积孔为：
A＝
＝1.66
以上计算结果表明，矿井通风前期、后期均为中阻力矿井。
通风难易程度在前、后期为中等。
六、通风设施、防止漏风及降低风阻的措施
根据通风阻力计算，我矿井主、副井进风巷、+200m回风巷巷道断面不足，是造成矿井通风阻力超限的主要因素。
为降低矿井通风主力：
1、启动北翼风井掘进施工，形成南北两翼通风系统；
2、矿井主、副斜井断面不能满足通风要求，须补掘主提升上山。
3、+200m南翼回风巷风量大、断面狭小，矿井通风阻力大，风速超煤矿安全规程规定，+50m水平南底板运输巷须延生至33采区提升运输巷，使+50m、+200m水平巷作为南翼采区的回风巷道，以此降低矿井通风阻力及风速。
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