04第四章矿井通风.docx

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04第四章矿井通风

第四章　矿井通风

第一节　通风系统

一、通风方式及通风系统

1、通风方法

为便于对通风系统的管理，矿井采用机械抽出式通风方法。

2、通风系统

根据矿井的开拓、开采接替安排，矿井通风初期由主斜井、一号副斜井进风，东翼斜风井回风，形成中央分列式通风系统；矿井通风后期由主斜井、一号副斜井、二号副斜井进风，东翼斜风井、西翼斜风井回风，形成混合式通风系统。

井下根据通风需要设置有风门、调节风门等，并在适当井巷地点设有测风站，以便有效地控制、调节风流。

二、风井数目、服务范围及时间

移交生产时，矿井有3个井筒进、回风，其中，主斜井、一号副斜井进风，东翼斜风井回风；生产后期，矿井有5个井筒进、回风，其中，主斜井、一号副斜井、二号副斜井进风，东翼斜风井、西翼斜风井回风。

主斜井、一号副斜井和东翼斜风井服务范围均为整个矿井，服务时间与矿井的服务年限相同；二号副斜井和西翼斜风井服务于矿井的生产后期。

主斜井、一号副斜井、二号副斜井、东翼斜风井、西翼斜风井均为本矿井的安全出口。

第二节　矿井风量、负压及等积孔

长沟煤矿初期和后期均设两个炮采工作面和四个掘进工作面。

一、采区风量计算

按照《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，矿井总风量按井下同时工作的最多人数以及采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。

各地点的实际需要风量应使该地点风流中的瓦斯、CO2、H2及其它有害气体的浓度、风速以及温度都符合《煤矿安全规程》的规定，每一工作地点每人每分钟供给风量都不少于4m3。

矿井风量、各用风点风量的计算结果：

按以下计算方法计算矿井风量、各用风点风量，取其中最大值。

1、按井下同时工作的最多人数计算矿井总进风量

Q矿通=4×N×K矿通m3/min

式中：

N——井下同时工作的最多人数；

K矿通——矿井通风系数，通风初、后期矿井通风系统分别为中央分列式和混合式，均取K矿通=1.20；

Q矿通=4×65×1.20

=312m3／min=5.2m3/s

2、依照《煤矿安全规程》（2011年版），矿井需要的风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。

Q总=（∑Q采十∑Q掘十∑Q硐+∑Q其它）×K矿通m3/s

式中：

∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q硐——硐室实际需风量的总和，m3/s；

∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；

K矿通——矿井通风系数，矿井通风系数取1.20；

（1）炮采工作面实际需要的风量

①按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×Kc/60

式中：

Q采——回采工作面供风量，m3/s；

q采——回采工作面绝对瓦斯涌出量，q采=7.06m3/min，根据本矿井瓦斯抽采设计，全矿井瓦斯绝对涌出量经抽采后为17.646m3/min，通过单个工作面计算而来；

Kc——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.4。

Q采=100×7.06×1.4/60=16.47m3/s；

②按工作面温度计算

Q采=V采×S采×Ki，m3/s

式中：

V采——采煤工作面适宜风速，m/s；

S采——采煤工作面的平均有效断面积，m2；

Ki——采煤工作面长度系数，取1.0。

Q采=1.2×4.18×1.0=5.02m3/s；

③按人数计算实际需风量

Q采=4×N/60，m3/s

式中：

N——工作面同时工作的最多人数（按交接班时的最多人数计算为30人）。

Q采=4×30/60

=2m3/s；

④按风速进行验算

15×S采≤Q采≤240×S采

式中：

S采—采煤工作面的平均有效断面积，m2。

Q采≥15×4.18=62.7m3/min=1.05m3/s；

Q采≤240×4.18=1003.2m3/min=16.72m3/s；

经验算，上述各回采面的风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。

根据以上计算，采煤工作面的配风量为Q采=16.47m3/s；

2）掘进工作面

①按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×Kd/60，m3/s

式中：

Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s

q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，煤巷掘进面按最大瓦斯涌出量计算，即q掘＝0.88m3/min。

Kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。

Q掘=100×0.88×1.8/60

=2.64m3/s；

②按DSF-6.3型局部通风机吸风量计算煤巷掘进面需要的风量

Q掘=Qf×I×kf

式中：

Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3/min；

I——掘进面同时运转的局部通风机台数，台；

kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，进风巷无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。

Q掘=Qf×I×kf=300×1×1.3=390m3/min＝6.5m3/s

③按炸药量计算

Q掘=25×A/60=25×3/60=1.25m3/s。

式中：

A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg，取3kg。

④按人数计算掘进工作面实际需要的风量

Q掘=4×N/60，m3/s

式中：

N——掘进工作面同时工作的最多人数；

Q掘=4×8/60=0.53m3/s；

⑤按风速进行验算

15×S掘≤Q掘≤240×S掘

式中：

S掘——煤巷掘进工作面断面积，最大为8.03m2；

Q掘小≥15×8.03=120.45m3/min=2.01m3/s；

Q掘大≤240×8.03=1927.2m3/min=32.12m3/s；

经验算，上述各掘进面的风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。

根据以上计算，计算矿井风量时，掘进工作面的配风量为6.5m3/s。

（3）硐室需风量

井下需要独立通风的硐室为+1618m水平电机车充电硐室等，根据国内类似矿井和生产矿井的经验，每处硐室的配风量均按3m3／s考虑。

（4）其它地点需风量

本矿井为新建矿井，其它地点需风量初期、后期均按6m3／s计算。

（5）矿井总风量

本矿井通风初、后期均配备两个炮采工作面、四个炮掘面，故根据以上计算结果，矿井的总进风量如下：

Q总=（16.47×2+6.5×4+3×2+6）×1.2

=85.13m3／s

由上计算，矿井通风初期/后期总进风量均为86m3/s。

二、通风负压

长沟煤矿通风初期和通风后期的通风系统见图《矿井通风系统图》。

其相对应矿井通风负压计算见表4-2-1～2。

经计算，矿井通风初期总进风量为86m3/s，通风初期矿井通风阻力为1730.02Pa；后期矿井总进风量为86m3/s，东翼斜风井抽风量为56m3/s，东翼斜风井风机通风阻力为1083.70Pa，西翼斜风井抽风量为30m3/s，西翼斜风井风机通风阻力为831.90Pa。

三、矿井通风等积孔及通风难易程度评价

矿井等积孔按下式计算：

A=1.19Q/

式中：

Q——矿井总风量，m3/s；

h——矿井总风压，Pa。

则矿井等积孔为：

A初期=3.24m2，矿井通风难易程度属容易；

A后期=2.46m2，矿井通风难易程度属容易。

第三节　掘进通风

1、通风方法

长沟煤矿正常生产时共设有4个炮掘面。

掘进工作面配备局部通风机和风筒，采用压入式通风。

2、局部通风机选择

本矿井选配局部通风机为DSF-6.3/30型，电机功率15×2kW。

风量和风压均能满足设计要求。

3、防止循环风的措施

（1）将掘进工作面的局部通风机置于新鲜风流中；

（2）掘进工作面回风需直接引入回风巷中；

（3）局部通风机设置位置与掘进的进、回风巷交叉点最小距离不得小于30m。

（4）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道内，距掘进巷道口不得小于10m，局部通风机的安装高度距地面应大于0.3m。

（5）全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸风量。

（6）井下风量不足则不能开掘工作面，井下各局部通风机的吸风量之和不能等于或大于采区主要通风机供给井下的风量，要严格“以风定产”。

（7）采区主要通风机停运要撤出井下人员、停止作业，更不能在主要通风机停运时在井下运行局部通风机。

第四节　硐室通风

井下主要硐室有变电所、主排水泵房、消防材料库等。

根据《煤矿安全规程》要求，变电所等必须采用独立通风，其它硐室如主排水泵房、消防材料库等可采用串联通风也可采用独立通风。

根据本矿井通风系统的设计，变电所、主排水泵房、避难硐室等均采用独立通风；消防材料库采用串联通风。

其中采用扩散通风的硐室净深度不超过5m。

井下独立通风硐室的通风安全措施：

1、独立通风硐室的回风必须直接引入回风巷中；

2、在合适的位置设置安全可靠的通风设施，对独立通风的硐室进行稳定可靠的风流供给；

3、独立通风硐室的回风巷中不能放置任何物料，以保持硐室风流正常稳定。

第五节　井下通风设施及构筑物

为保证矿井通风系统的正常运转，保证各用风地点的配风量，设计中考虑了风门、调节风门、挡风墙（密闭）以及测风站等通风设施。

对废弃巷道应按《煤矿安全规程》的规定进行密闭。

同时，为了保证矿井出现灾害时能实现有控制反风，设计考虑了反风系统所需要的反风风门。

1、风门：

按风门的用途，分为正向、反向两种风门。

一般正常关闭的风门均为两道连锁的风门，常开的一般为反风风门。

独立通风的硐室或需要调节风量的巷道设有调节风门。

风门的安设应满足以下要求：

（1）进、回风井之间和主要进、回风巷之间的需应用的联络巷中，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门，防止在反风时风流短路。

（2）安设风门地点的选择，要求前后5m内支护完好，无空帮空顶。

（3）门垛四周均要掏槽，槽深在煤中不小于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封堵严密。

如有水沟，要在水沟中设小门。

木门板厚不小于30mm。

门板要错口接缝。

（4）风门应迎风开启，使门扇与门框紧密贴合，门扇与门框接触处应做成沿口，并设衬垫。

（5）风门要求设两道以上，在有机车运输通过处，两道风门间距离应大于一列车长度。

（6）不应在倾斜运输巷中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动风门或设专人管理，并有防止风门碰撞人员以及车辆碰坏风门的安全措施。

（7）在正常通风情况下，常开风门都要用挂钩将风门牢固的挂在巷道壁上，将门开启以保证通风顺畅。

（8）在全矿井断电停风时，必须打开井口防爆门和有关风门，利用自然风压通风。

2、调节风门：

木制、用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道，大巷、采区下山端头等需要调节风流的巷道中。

3、风帘：

采用不燃性材料制作。

主要设在综掘工作面有关巷道，用于疏导风流。

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，按相关的质量标准和管理制度执行。

井下根据通风与安全需要设置有风门、调节风门、隔爆水棚、水幕、密闭等，并在适当井巷地点设有测风站，以便有效地控制、调节风流。

由于本矿井位于寒冷地区，回风斜井行人安全通道风门应用保温材料包裹。

井下通风设施及构筑物布置详见《通风系统和通风网络图》。

4、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。

当均为进风巷的胶带巷和辅助运输巷相交时，也要设置风桥。

本矿井通风设计暂未设置风桥。

实际生产时如要设置风桥应符合以下要求：

风桥上方巷道采用锚喷或锚网喷、锚索联合支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.5-1.0m的黄土。

对于服务时间不长的风桥，风桥上方巷道仅作回风使用，则其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。

风桥前后支护应加固。

5、挡风墙（密闭）：

在不允许风流通过，也不需要行人行车的巷道，应设置挡风墙，将风流截断。

按挡风墙的结构及服务年限不同，分为临时性挡风墙和永久性挡风墙。

永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在不使用的进、回风大巷之间以及封闭采煤工作面。

临时风墙用空心混凝土块或砖块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流一侧墙面抹上砂浆，临时风墙也可用塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和双巷综掘工作面巷道中。

进、回风井之间和主要进、回风巷之间的联络巷中，必须砌筑永久挡风墙。

工作面及采区采完后，应修筑永久风墙，予以封闭。

6、测风站：

主要设置在风量变化处的主斜井、缓坡副斜井、回风斜井、中部车场等处，并满足以下要求：

（1）测风站应设在主要风巷的平直巷道中，其前后10m范围内不得有障碍物和拐弯等局部阻力。

（2）测风站位于巷道断面不规整处，其四壁应用木板或其他材料衬壁呈固定形状断面，长度不得小于4m。

7、防爆门：

本矿井回风斜井防爆门设置于回风斜井井口防爆门硐室中。

该防爆门采用标准设计，标准设计图号为《标66-375（4）-00》，防爆门宽3500m，高3050m，重1047kg。

防爆门基础根据回风斜井井筒断面、防爆门型号、安装要求及矿井所处地区抗震设防烈度等进行设计。

第六节矿井主通风机及矿井反风

一、矿井初后期风量，最小、最大负压和通风设备选型

1、通风方式

本矿井属煤与瓦斯突出矿井，根据矿井开拓布置，矿井生产初期的通风系统采用中央分列式，通风方法为机械抽出式，主斜井、一号副斜井进风，东翼斜风井回风；矿井生产后期的通风系统采用混合式，通风方法为机械抽出式，主斜井、一号副斜井和二号副斜井进风，东翼斜风井和西翼斜风井回风。

2、矿井所需风量、负压：

通风初期东翼风井所需风量为86m3/s，通风负压为1730.02Pa；

通风后期东翼风井所需风量为56m3/s，通风负压为1083.70Pa；

通风后期西翼风井所需风量为30m3/s，通风负压为831.90Pa。

3、通风机所需风量、负压：

通风初期东翼风机所需风量为90.3m3/s，通风负压为1880.02Pa；

通风后期东翼风机所需风量为58.8m3/s，通风负压为1233.7Pa；

通风后期西翼风机所需风量为31.5m3/s，通风负压为971.50Pa。

4、通风设备选型

一）东翼风井通风设备选型

根据通风机所需风量和负压，本矿井通风设备选用BDK—8—№20B型隔爆对旋轴流式通风机2台，其中1台工作，1台备用。

（1）通风机工况点的确定（见图4-6-1通风初期通风系统性能曲线图）

①通风初期工况点的确定：

通风网路阻力系数R初=0.231

通风网路特性曲线方程H=0.231Q2

在风机性能曲线上做通风网路特性曲线，确定工况点M1：

风量：

90.3m3/s静压：

1880.02Pa

效率：

80%叶片安装角：

45°

②通风后期工况点的确定：

通风网路阻力系数R后=0.357

通风网路特性曲线方程H=0.357Q2

在风机性能曲线上做通风网路特性曲线，确定工况点M2：

风量：

58.8m3/s静压：

1233.7Pa

效率：

64%叶片安装角：

25°

（2）电动机功率计算：

初期：

Nmax=

=216.41（kW）

后期：

Nmin=

=115.59（kW）

根据以上计算结果，每台通风机选配2台YBFe355S2-8型防爆电动机，单台电机功率132kW，电压380V，转速740r/min。

（3）通风机系统反风

通风系统的反风是通过通风设备断电制动停机后，电机反转再配合风门进行反风。

经验算：

各个时期通风系统反风风量均大于40％的正常风量，反风时间小于10min。

所选通风机和电动机容量满足反风要求。

二）西翼风井通风设备选型

根据矿井通风后期西翼通风机所需风量和负压，西翼风井通风设备利用矿方已有FBCDZ—6—№15A型隔爆对旋轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。

每台通风机配两台YBFe250M-6型电动机，单台电机功率37kW，电压380V，转速1450r/min。

5、通风机供配电与控制

根据通风机设备选型情况、《矿山电力设计规范》（GB50070-94）和《煤矿安全规程（2011）》要求，风井通风机房采用双回路电源供电，双回6kV电源直接引自矿井6/0.4kV变电所6kV侧两段母线。

（1）通风机机房布置2台高压进线开关柜，2台干式变压器柜（单台315kVA），7台GGD型低压开关柜，4台变频器柜（单台变频柜拖动380V，132kW电机，并自带正反转工频旁路），为通风机主电机及其附属设备、风门启闭设备、控制设备及照明等提供电源。

（2）通风机控制，采用可编程控制器（PLC），对风机、风门等信号进行采集和控制。

通过RS485接口与软起动器、风机参数测试仪、智能电力监测仪连接。

PLC配置有以态网通讯模板，通过Ethernet/IP协议，RJ45以态网接口，与上位监控计算机和矿井生产调度网络连接。

（3）监控计算机：

采用高性能P4工控机，配置液晶彩显、A3幅面彩色喷墨打印机。

（4）工作方式及控制功能

通风机控制有手动/集中/授权遥控等三种工作方式。

手动方式在配电柜上直接操作；集中方式，通过监控计算机实现。

授权遥控，根据矿总工程师批准，通过生产指挥中心计算机实现。

1）PLC程控功能：

风机的自动启停、自动倒换和“反风”运行等顺序控制功能和风机的自动调节功能。

顺序控制程序具有多种运行流程：

两台风机正风启动、反风启动、风机停止等。

自动调节控制程序具有倒换风机预警、定时反风预告和风量调节预报三类程序。

2）监控功能：

故障自诊断、流量、负压、通风机运行工况和在线设备性能、风门状态等通风参数、控制系统状态、高低压配电及MCC系统等的连续实时显示以及报表打印功能。

监控计算机上存储有通风机的通风曲线，并有通风效率、风量、负压等实时检测曲线，给矿井的通风调度提供指导。

二、通风机设置及要求

矿井采用机械抽出式通风，通风机布置在工业场地以东东翼回风斜井井口附近处。

在东翼回风斜井井口处设置防爆门，在安全出口处设两道风门，使外部漏风率小于5%。

东翼回风斜井安装了2台BDK—8—№20B型隔爆对旋式轴流通风机，其中1台工作，1台备用。

通风机房的电源引自矿井地面变电所，以双回路电缆供电，其中一回工作，一回备用，能保证通风机连续运转，且备用通风机能在10min内起动。

在东翼回风斜井井口安装有防爆门，并按规程要求定期检查维修。

东翼回风斜井设置专用通风机配电室和值班室，在值班室内安装水柱计，配有在线监测系统（监测风量、负压、温度、电流、电压等），实施检控通风机的运行状况，以保证设备安全运行。

此外通风机房内按有直通调度室的电话，挂有反风操作系统图。

风机投入使用前进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每五年至少运行一次通风机性能测定。

通风机的运转设置专职司机负责。

三、反风方式、反风系统及设施

通风系统反风采用通风机的电动机反转再配合风门反风。

反风设施能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，通风机的供给风量不小于正常风量的40%。

每季度应至少检查1次反风设施，每年应进行1次反风演习；矿井通风系统有较大变化时，应进行1次反风演习。

四、东翼回风斜井反风时通风机电动机的校验

通风初期风机反风工况点（见图4-6-2通风系统反风性能曲线图）：

风量：

40.6m3/s静压：

389Pa

效率：

40%叶片安装角：

37°

计算电机功率53.9kW＜132kW

通风后期风机反风工况点：

风量：

29.4m3/s静压：

308Pa

效率：

42%叶片安装角：

29°

计算电机功率：

31.9kW＜75kW

由以上验证可以看出，通风容易和困难时期在反风时通风机的供给风量均大于正常风量的40%，且电动机功率也满足要求。

第七节井筒防冻

井筒防冻空气加热室设备的选型以初期、后期的大风量值作为依据设计的。

主斜井风量：

初期：

25m3/s后期：

25m3/s

一号副斜井风量：

初期：

45m3/s后期：

27.41m3/s

二号副斜井风量：

后期：

17.59m3/s

井筒防冻空气加热方式采用空气加热机组。

井筒防冻室外计算温度tr=-25℃。

空气加热温度tr=50℃，冷热风混合温度tn=2℃。

井筒加热空气耗热量Q=MC（T2-T1）V×3600×1.1

加热空气量Vr=V（T1-T2）/（T3-T2）

M——单位体积空气质量kg/m3

C——标准状态下空气比热容kJ/kg.℃

T1——冷热风混合温度℃

T2——井筒防冻室外计算温度℃

T3——空气加热温度℃

V——井筒进风量m3

Vr——加热空气量m3

1.主斜井井筒保温耗热量Q=1.237kg/m3×1.003kJ/kg.℃×24.5℃×25m3/s×3600×1.1=1170.9KW/h

加热空气量Vr=25×27/75=9m3/s

主斜井加热空气耗热量为1170.9KW，加热设备选用WZFY-25/40/2.0-R型工业热风器2台，单台制热量525KW。

2.一号副斜井井筒保温耗热量Q=1.237kg/m3×1.003kJ/kg.℃×24.5℃×45m3/s×3600×1.1=1912.5KW/h

加热空气量Vr=45×27/75=16.2m3/s

一号副斜井加热空气耗热量为1912.5KW，加热设备选用WZFY-25/40/4.0-R型工业热风器2台，单台制热量970KW。

3.二号副斜井井筒保温耗热量Q=1.237kg/m³×1.003kJ/kg.℃×24.5℃×17.59m3/s×3600×1.1=741.6KW/h

加热空气量Vr=17.59×27/75=6.33m3/s

第八节降温措施及设备选型

一、矿井致热因素

长沟煤矿内无高温异常的地区。

据+1800m标高井下温度测定为18℃～20℃；矿区深部勘查钻孔测温结果亦显示无高温异常区，预计长沟煤矿生产过程中不会存在地温热害。

详见表4-8-1。

表4-8-1矿区深部钻孔测温成果表

ZK1003号钻孔（10线深部）/2003年7月25日

深度（m）

0

100

200

300

400

500

600

700

800

温度（℃）

23.0

23.59

24.43

25.56

26.62

27.75

28.81

29.58

30.72

深度（m）

820

860

900

920

960

1000

1020

1040

1050

温度（℃）

30.98

31.40

31.82

32.00

32.74

32.90

33.14

33.56

33.80

ZK1201号钻孔（12线深部）/2003年5月14日

深度（m）

20

100

200

300

400

500

600

700

800

温度（℃）

13.28

14.00

15.28

17.35

19.02

20.55

22.35

24.25

25.81

深度（m）

820

860

900

920

960

1000

1020

1040

1100

温度（℃）

26.18

26.85

27.51

27.75

28.50

29.15

29.58

29.98

30.00

长沟煤矿及其邻近矿井致热因素基本相同，主要有：

机电设备、空气自然压缩热，煤、含碳、含硫围岩及支护材料的氧化热，人体散热，爆破散热及沟管散热等。

二、降温措施及选备选型

根据地质资料，本井田不处于高温热害区内，不需要专门的降温措施及设备