煤矿西采区通风系统改造设计.docx
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煤矿西采区通风系统改造设计
××煤矿西采区通风系统改造设计
×××公司××矿生产技术部
2009年10月28日
矿井通风系统改造设计人员名单
设计人
设计负责人
通风负责人
技术负责人
机电负责人
生产技术部
总工程师
矿长
通风系统改造设计依据：
Ø《煤矿安全规程》，版煤炭工业出版社，2007年
Ø《矿井通风与空气调节》，中国矿业大学出版社，1990年
Ø《煤矿安全工程设计》煤炭工业出版社，1994年
Ø《采矿工程设计手册》煤炭工业出版社，2003年
Ø《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000年
通风系统改造设计原则：
Ø按“以风定产”原则，使改造后的通风系统能力与矿井生产能力
相匹配
Ø改造设计技术上合理可靠，风量充足，风流稳定、风速合理
Ø以最少的投资，较少的工程量与材料消耗，获得最好的经济效益
Ø根据本公司的实际情况，尽可能选用先进技术和装备
Ø改造后的系统安全可靠，防灾、抗灾能力强
目录
第一节、矿井概况
5
第二节、矿井通风系统现状及存在问题
6
一、通风系统现状
6
二、存在问题
6
第三节、矿井通风系统改造方案的选择
7
一、方案选择
7
二、方案设计的计算基础
7
第四节、矿井需风量计算及风速验算
9
一、需风量计算
9
二、风量分配及风速验算
15
第五节、矿井通风阻力计算
16
一、通风阻力计算
16
二、通风阻力分析
18
第六节、通风设备选择
19
一、工况点计算
19
二、电机功率计算
19
三、风硐改造
20
第七节、通风系统改造
21
一、生产巷道现状
21
二、巷道改造方案
21
第一节、矿井概况××煤矿位于贵州省黔西南布依族、苗族自治州普安县楼下镇。
地理坐标为：
东经104°54′00″——104°55′34″，北纬25°22′47″——25°24′40″。
矿井形状为不规则形，面积4.7993km。
主井口标高为＋1405.48m,副井标高为＋1404.60m,风井标高为＋1446.54m，主平硐标高为＋1309.79m。
本井田可采煤层4层，即17#、18#、19#、20#煤层。
矿井采用平硐、斜井开拓方式，原设计生产能力30万吨／年，2009年实际产煤36万吨。
目前共有两个采区，西采区地质构造简单，煤量大，2009年产出煤量21万吨。
2010年，西风井将担负年产25万吨以上产量的通风任务，需供风量4000m3/min左右。
××煤矿煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上山开采，采区式区段后退式，区段内后退式回采。
采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为炮采、支护形式为2.5m单体液压支柱配合绞接顶梁、四对八梁全断面支护；全部垮落法管理顶板。
第二节、矿井通风系统现状及存在问题一、通风系统现状×煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，主、副，主平硐井进风，东西采区风井回风。
地面通风机房安设两台同型号离心式扇风机，一台运转，一台备用。
西采区主扇型号为BD-11NO14型，功率为2×55kw，数量2台（一台工作，一台备用），额定风量1200-2880m3/min、风压1000—3100Pa。
采区实际总进风量2024m3/min，负压980Pa。
东采区主扇型号为FBCDZ防爆对旋轴流式风机，数量2台（一台工作，一台备用），配套电机YBF225-4主扇功率为2×75kw，额定风量1510-3100m3/min、风压1300—3300Pa。
采区实际总进风量2283m3/min，负压1100Pa。
掘进工作面使用FBDNo6/2×15kw型，全矿共有局部扇风机八台（四台工作，四台备用），电机功率为2×15kw、风量为330m3/min-500m3/min，风筒为Ф600mm的矿用抗静电阻燃风筒,采用压入通风本矿井采用抽出式通风，
二、存在问题××煤矿原设计能力为45万吨／年，但是实际生产能力难以达到设计生产能力，今年矿井对各个生产系统进行了一系列改造，矿井生产能力达90万吨／年。
矿井通风系统虽进行了系列改造，但仍不能完全与矿井实际生产能力相匹配，给通风安全管理带来隐患。
主要存在以下几方面的问题：
1、按目前的采掘布局布置，西采区主要通风机的供风量已达到极限。
日常因供风量不足影响生产安全。
2、主要通风机严重老化，故障较多，运行不稳定，供风量不连续不可靠。
3、井下采场逐步向西采区转移，采区要布置2个采煤工作面和二个掘进工作面，所需风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行的主要通风机难以满足安全生产需要。
4、矿井主要通风巷道都布置地煤层中，变形严重，通风断面小，阻力大，风速超限，供风量不足。
第三节、矿井通风系统改造方案的选择一、方案选择××煤矿原设计能力为30万吨，矿井初期主要开采首采区的17#煤，现西采区17#煤层已回采结束，矿井东西采区近两年内也将结束，矿井今后的生产主要集中在西采区开采。
采区开始投产时采区主要进风巷道断面积为5.6－8.02m2,主要回风巷道断面积为6.9m2，并开采17#煤层，通风距离短，通风网络简单，测定通风阻力为1205Pa,等积孔为2.26m2，网络上属于通风容易矿井。
目前矿井通风系统存在的问题主要为矿井总风量达到极限、主要通风机严重老化，故障较多，运行不稳定、通风系统将由生产系统的增加，所需的风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行风机难以满足安全生产需要。
××煤矿通风系统改造的目的在于提高矿井总风量，保证主要通风机安全运转，使通风能力与生产能力相匹配。
鉴于以上对矿井通风网路、通风设备的分析，通风系统改造的方案为：
更换矿井主要通风机和巷道改造。
二、方案设计的计算基础××煤矿通风系统改造的方案为更换主要通风机和巷道改造，今后采掘头面个数及机电硐室数量基本稳定，但随采掘地点的变化，通风系统有较大变化。
因此主要通风机选型，须从以下几方面作为选型计算的基础：
（一）重新计算矿井需风量，合理配风，并以此来计算矿井通风阻力。
（二）随采掘布局的变化，矿井生产逐步转移到西采区，形成西采区通风系统。
生产系统增加，矿井配风量增加，通风路线延长、通风阻力增大，矿井通风进入困难时期。
因此应以通风路线最长、阻力最大的困难时期作为风机选型的基础。
（三）根据矿井采掘计划，矿井需风量计算1个回采工作面、1个备用工作面，4个掘进工作面、2个独立通风的硐室作为风量计算基础。
1个回采工作面为：
1903工作面。
1个备用工作面：
1904工作面。
4个掘进工作面：
17#煤层和19#煤层。
（四）通风阻力计算
通风容易时期：
阻力计算以1903回采工作面为通风阻力计算路线。
西采区1个回采工作面，2个掘进工作面，留有30m的煤柱。
通风困难时期：
阻力计算以1904回采工作面和1903回采工作面作为通风困难时期阻力计算路线。
通风困难时期西采区1个回采工作面，1个备用面，4个掘进工作面，2个硐室，按工作面的最长计算。
第四节、矿井需风量计算及风速验算一、需风量计算采煤工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡抽放以后的工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值，并经风速验算。
经分析和计算认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数少，一般不超过35人，因此，影响工作面风量确定的主要原因是瓦斯涌出量和风速。
（一）采煤工作面需风量计算
1、西1903工作面的配风量
（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。
Q采1=100×q采×Kc
式中：
Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；
q瓦采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取5.7m3
/min
KC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比；炮采工作面取1.4～2.0，本矿取1.8
Q采1=100×q采×Kc=100×5.7×1.8=1026m3/min
（2）按工作面温度计算
Q采＝Vc·Sc·Ki
式中Vc—采煤工作面适宜风速，取1.0m3/s；
Sc—采煤工作面平均有效断面，取7.04m2；
Ki—工作面长度系数，取1.0。
故Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min
（3）按炸药使用量计算
Q采＝25Ac/60=0.417Ac
式中Ac：
采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取18kg；
故Q采＝0.417×18=450m3/min
（4）按工作面工作人员数量计算
Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3m3/s
式中：
n—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；
以上计算最大值Q采=max{Q采
1,Q采
}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s
（5）按风速验算
0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，
则0.25×Sc＝0.25×7.04＝1.76（m3/s）＜Q采
4×Sc＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采
故Q采＝1026m3/min=17.1m3/s满足要求。
西采区1903工作面所需风量为1026m3/min，
2、西1904工作面的配风量
（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。
Q采1=100×q采×Kc
式中：
Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；
q瓦采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取4.6m3
/min
KC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比；炮采工作面取1.4～2.0，本矿取1.8
Q采1=100×q采×Kc=100×4.6×1.8=828m3/min
（2）按工作面温度计算
Q采＝Vc·Sc·Ki
式中Vc—采煤工作面适宜风速，取1.0m3/s；
Sc—采煤工作面平均有效断面，取7.04m2；
Ki—工作面长度系数，取1.0。
故Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min
表1采煤工作面温度与风速对照表
根据××煤矿地温梯度及季节变化情况，井下工作面温度一般在17—22℃之间，对照上表，取工作面风速V采i=1.0m/s；
S采i—第i个采煤工作面的平均断面积m2；
K—采面调整系数；
（3）按炸药使用量计算
Q采＝25Ac/60=0.417Ac
式中Ac：
采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取18kg；
故Q采＝0.417×11.25=281m3/min
（4）按工作面工作人员数量计算
Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3m3/s
式中：
n—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；
以上计算最大值Q采=max{Q采
1,Q采
}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s
（5）按风速验算
0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，
则0.25×Sc＝0.25×7.04＝1.76（m3/s）＜Q采
4×Sc＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采
故Q采＝13.8m3/s满足要求。
西采区1904工作面所需风量为828m3/min，
各个独立通风的掘进工作面实际需风量,应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并取其中最大值。
（二）采区掘进工作面需风量计算
1、西1905运输巷配风量计算
（1）按每班掘进工作面人数计算:
Q掘
=4×nj=4×12=64m3/min=1.06m3/s
式中：
nj—掘进工作面同时工作的最多人数，1人；
经计算，掘进工作面风量为1.06m3/s。
（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q掘1=100×q瓦掘·K掘通
式中：
T----昼夜产量,
6.09㎡×6m×1.5t/m3=54.8t
q绝—瓦斯相对涌出量，1.26m3/t；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；一般取1.4～2.0；取1.4
则：
Q掘1=100×q掘×Kd=100×0.94×54.8/（24×60）×1.4=343m3/min
（3）按炸药使用量计算：
Q掘
=Aj·b／（t·c）
式中：
Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg；
b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg；
t—通风时间，一般不少于20min；
c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.0024%；
Q掘=25Aj=25×4.5=112.5m3/min
（4）按局部通风机吸风量计算：
Q掘3=Q局×I＋9×S=375×1+9×6.08=382m3/min
Q掘—局部通风机实际吸风量，该对旋式局部通风机2×15K额定风量为456～295m3/min，取375m3/min进行计算，
S—安装局部通风机巷道断面
9—为防止局部通风机吸循环风的风速
I—局部通风机的台数
经计算，以上计算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘1,Q掘3}，则普通钻爆法掘进工作面风量为382m3/min。
（5）按风速验算：
根据《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中：
Sj—掘进工作面巷道过风断面，7.04m2；
所以：
Q掘≥15×6.08=91.2m3/min=1.52m3/s
Q掘≤240×6.08=1459.2m3/min=24.32m3/s
式中：
SJ—掘进工作面巷道过风断面为6.08m2，经计算每个掘进工作面所需风量为343m3/min。
按风速验算满足要求。
2、西1905回风巷配风量计算
（1）按每班掘进工作面人数计算:
Q掘
=4×nj=4×12=64m3/min=1.06m3/s
式中：
nj—掘进工作面同时工作的最多人数，1人；
经计算，掘进工作面风量为1.06m3/s。
（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q掘1=100×q瓦掘·K掘通
式中：
T—昼夜产量,
6.09㎡×6m×1.5t/m3=54.8t
q绝—瓦斯相对涌出量，0.78m3/t；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；一般取1.4～2.0；取1.6
则：
Q掘1=100×q掘×Kd=100×0.78×54.8/（24×60）×1.6=285m3/min
（3）按炸药使用量计算：
Q掘
=Aj·b／（t·c）
式中：
Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg；
b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg；
t—通风时间，一般不少于20min；
c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.0024%；
Q掘=25Aj=25×4.5=112.5m3/min
（4）按局部通风机吸风量计算：
Q掘3=Q局×I＋9×S=375×1+9×6.08=382m3/min
Q掘—局部通风机实际吸风量，该对旋式局部通风机2×15K额定风量为456～295m3/min，取375m3/min进行计算，
S—安装局部通风机巷道断面
9—为防止局部通风机吸循环风的风速
I—局部通风机的台数
经计算，以上计算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘1,Q掘3}，则普通钻爆法掘进工作面风量为382m3/min。
（5）按风速验算：
根据《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中：
Sj—掘进工作面巷道过风断面，7.04m2；
所以：
Q掘≥15×6.08=91.2m3/min=1.52m3/s
Q掘≤240×6.08=1459.2m3/min=24.32m3/s
式中：
SJ—掘进工作面巷道过风断面为6.08m2，经计算每个掘进工作面所需风量为382m3/min。
按风速验算满足要求。
（三）硐室需要风量计算
各个独立通风的硐室实际需要风量，按照经验值风量：
Q变电所=60-80,取70m3/min
Q其他=40-60，取50m3/min
Q硐＝Q变电所＋Q其他
＝70×2＋50×2
＝240m3/min
4、其它巷道的需要风量（无）
5、矿井总需风量计算
矿井总需进风量的计算按下列要求分别进行计算,并必须采取其中的最大值。
（1）按井下同时工作的最多人数计算:
Q矿需=4×N×K矿通
式中N—井下同时工作的最多人数,根据统计我矿同时入井最多人数为421人。
K矿通—矿井通风系数,一般可取1.2—1.25,我矿取1.20。
Q矿需=4×N×K矿通
=4×421×1.20
=2021m3/min
（2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点设计需风量的总和计算:
Q需=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通,m3/min
K矿通—矿井通风系数，取K矿通＝1.20
Q需=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它）×K矿通,
Q需=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它）×K矿通,
＝（1854＋725＋240＋0）×1.20
＝3382m3/min
矿井总需风量为Q需＝3382m3/min，矿井通风方式为中央并列式，取外部漏风系数k通＝1.10，
则主要通风机通风量为Q通＝k通×Q需
＝1.10×3382
＝3721m3/min
二、风量分配及风速验算矿井风量分配按采煤工作面、掘进工作面、硐室等用风地点的需风量逐点分配，内部漏风按漏风系数均匀分配到各用风地点。
通风容易时期的阻力计算路线为：
皮带井、材料井→190皮带巷→190上山→1903运输巷→1904工作面→1903回风巷→190回风上山→272回风巷→西回风井→引风硐。
此路线的风量分配及风速验算如表3
通风困难时期的阻力计算路线为：
皮带井、材料井→190皮带巷→190上山→1903运输巷→1904工作面→1903回风巷→190回风上山→272回风巷→西回风井→引风硐。
通过对矿井的采面和掘进面风量计算，为满足各工作点所需要的风量，完善通风系统，必须要对各工作地点进行风量分配，即分配如下：
表2矿井作业地点所需分量分配表
第五节、矿井通风阻力计算一、通风阻力计算风机选型应分别以矿井通风容易时期及通风困难时期的工况点为选择依据。
矿井通风容易时期及通风困难时期的通风阻力计算如表5、表6，并据此计算出矿井通风最小阻力H最小和最大阻H最大，通风阻力计算公式如下：
（一）矿井通风阻力计
摩擦阻力的计算：
hf=RfQ2
pa
式中：
hf——井巷的摩擦阻力，pa；
Rf——井巷的摩擦风阻，Kη；
Q——井巷风量，m3/s
其中：
Rf=αLU/S3
式中：
α——井巷的摩擦阻力系数；
L——井巷的长度；m
U——井巷周边长度，m
S——井巷的断面积，m2
h=RQ2
R=αLU/S3
1、现××煤矿为通风容易时期阻力的计算，如图3所示。
表3矿井通风容易时期阻力计算
2、局部阻力的计算
根据《煤炭工业设计规范》的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即：
he=hf×15%
=1081.3
=162.2（式中：
her——井巷的局部阻力,pa）
通风阻力的计算
h=he+hf
式中：
hf——井巷的通风阻力，pa
=1081.3＋162.2
=1243.5pa
3、等积孔的计算
A=1.1896Q÷h1/2
式中：
A——通风等积孔，m2
Q——主扇风量
h——井巷的通风阻力，pa
故A=1.1896×62÷1851/2=2.01
所以容易时期的等级孔为2.01。
2、现××煤矿为通风困难时期阻力的计算，如图4所示。
表4西采区通风困难时期阻力计算
2、局部阻力的计算
根据《煤炭工业设计规范》的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即：
he=hf×15%
=1610.3×15%
=241.5（式中：
her——井巷的局部阻力,pa）
通风阻力的计算
h=he+hf
式中：
hf——井巷的通风阻力，pa
=1610.3＋241.5
=1851.9pa
3、等积孔的计算
A=1.1896Q÷h1/2
式中：
A——通风等积孔，m2
Q——主扇风量
h——井巷的通风阻力，pa
故A=1.1896×51÷1851/2=1.41
所以容易时期的等级孔为1.41
二、通风阻力分析根据以上计算，可知：
（一）在矿井采掘头面及硐室数量相对稳定的情况下，随采掘布局的变化，矿井通风阻力变化较大。
风机选型既要保持经济运行，又要满足矿井通风困难时期的供风需要。
（二）在满足矿井需风量的前提下，无论是通风容易时期，还是通风困难时期，风硐中的风速均超过允许风速。
因此，在更换主要通风机的同时，应考虑扩大风硐断面，进行巷道改造。
第六节、通风设备选择一、工况点计算根据以上计算，风机工况点为：
工作风量Q＝3721m3/min
H静＝Hf+hd
Hf--工作风压
hd---风机及附属装置阻力,一般取150—200Pa，我矿取150Pa
通风容易时期的风机工况点为：
Q＝3721m3/min＝62m3/s
H静小＝Hf+hd=1243.5+150=1393.5Pa
通风困难时期的风机工况点为：
Q＝3721m3/min＝62m3/s
H静小＝Hf+hd=1851+150=2001Pa
二、电机功率计算
西采区通风困难时期的风量为3721m3/min。
主扇的工作风压
根据我矿实际情况，自然风压对矿井风压影响较小，故不考虑自然通风的影响。
困难时期西主扇风压hfmax=2001Pa
主扇的工作风量
Qfmax=1.05Q难=1.05×51=53m3/s
式中：
Q—难为困难时期采区的实际需风量，单位m3/s。
H—为困难时期采区主扇工作风压，单位pa。
1.05为外部漏风系数
主扇的电机功率计算：
Nc=（1.2×Q×h）÷（0.7×1000）
1.2——电机储备系数
Nc——扇风机的功率，KW
H——通风机的负压，Pa
Q——通风机的风量，m3/s
0.7——风机实际效率
Nc=（1.2×Q×h）÷（0.7×1000）
=（1.2×53×1851）÷（0.7×1000）
=171.4KW
经过以上计算，我矿作业地点所需要的风量，西采区为3721m3/min。
选择的主通风机型号：
FBCDZ№18A型主扇2台（一台备用）。
配备电机功率2×90Kw,静压702～2650pa，风量3768～1698=m3/min，满足设计风量要求。
三、风硐改造××煤矿原引风硐断面积为4.0m2,主要通风机更换后，矿井排风量增加。
风硐风速为v=15.5m/s，考虑到引风硐主体结构及对生产的影响，可进行地表引风硐改造来解决风硐风速超限的问题，扩大风硐断面为5.4m2。
改造后引风硐风速为：
v=11.5m3/s。
第七节、通风系统改造一、生产巷道现状××煤矿生产系统的主要巷道均布置在煤层中，受矿山压力的影响巷道几乎变形，巷道断面小于设计断面，通风阻力大，影响矿井的通风系统，制约矿井的安全生产。
现西采区17#煤层已经开采完，工作面布置转移到了19#煤层，通风路线和阻力较大，
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