煤矿通风系统改造设计方案.王

1通风系统改造设计方案编制：王石卫普安县地瓜镇宏发煤矿二○一五年五月二十日2通风系统改造设计方案一、概况……………………………………………………………1二、矿井通风系统概述………………………………………………1三、矿井通风系统改造设计方案……………………………………2四、主要技术安全措施………………………………………………10五、其它说明…………………………………………………………13六、附图………………………………………………………………1431、概况宏发煤矿位于贵州省普安南部地瓜镇，地瓜勘查区北部边界附近，隶属普安县地瓜镇管辖。宏发煤矿于2007年由原普安县地瓜镇兴强联办煤矿、坳上联办煤矿整合形成，，年核定生产能力30万t/a。井田面积约3.14km2。目前矿井有两个回采工作面，分别为11701回采工作面（维护），12601回采工作面；2个掘进工作面，为11702切眼、11702回风巷。2、矿井通风系统2.1现有通风方式矿井通风方式为分区式，目前的通风系统：主平硐、副平硐、进风斜井、进风平硐进风；配风井、回风平硐、回风斜井回风。11701采面风路：新鲜风1路从从副平硐→轨道石门→11701运输巷→11701采面；2路从运输石门→（17-1煤）运输下山、轨道下山→11701运输巷。乏风从11701采面→11701回风巷→回风下山→回风石门→回风平硐→地面。12601综采面风路：新鲜风1路从主平硐→皮带运输大巷→联络进风巷→12601运输巷→12601采面；2路从进风斜井→（26号煤）运输下山→12601运输巷。乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→（26号煤）回风下山→配风井→地面。11702掘进工作面风路：新鲜风1路从副平硐→轨道石门→11702运掘进工作面；2路从运输石门→（17-1煤）运输下山、轨道下山→11702运输巷。乏风从11702掘进工作面→联络巷→（17-1煤）回风下山→回风石门→回风平硐→地面。系统改造前的通风线路见附图6.1。进、回风井巷布置形式：四进三回；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：局扇压入式独立通风；机电峒室通风方式：独立通风；4采煤工作面通风方式：U型上行通风方式。2.2通风方法矿井采用机械抽出式通风方法，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。2.3主扇风机及附属装置矿井三个回风井均安装使用FBCDZNO-16型对旋轴流风机，其中回风平硐2台，一台使用，一台备用；配风井、回风斜井分别安装1台。扇风机主要技术参数、附属装置：型号：FBCZN0-16数量：6台风量：1698m3/min风压：702～2650Pa转数：980r/min电流：141/84.4A电压：380/660V功率：2×75KW电机：YBR2-315S-6厂家：运城市宏节能防爆风机制造有限公司扩散塔：2套水柱计：2支消音器：2套2.4矿井主要通风参数：矿井总进风量5045m3/min矿井总回风量5118m3/min矿井有效风量率85～90%矿井主扇负压340～980Pa矿井通风等积孔3.8m2矿井通风巷道总长度5Km5矿井外部漏风率＜5%3、矿井通风系统改造设计方案3.1编制通风系统改造设计方案的依据3.1.1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，煤炭工业出版社2008年11月。3.1.2宏发煤矿的自然、生产技术资料3.1.2.1矿井自然资料矿井地质图、地形图；瓦斯及二氧化碳涌出量；煤层自然倾向性及自然发火性鉴定报告；煤尘爆炸危险性鉴定报告。3.2改造后的矿井通风系统3.2.1矿井通风方式改造后的矿井通风方式仍为分区式：主平硐、副平硐、进风斜井、进风平硐、配风井（由原回风井改为进风井）进风；回风平硐、回风斜井回风。由于配风井主扇和回风斜井主扇风机型号、功率相同，把配风井的主扇风机运到回风斜井安装使用，可实现“双风机、双电源”，能够自动切换。在以下地点打设2组（4道）防突风门：26号煤）回风下山上口以西～12601采面对应位置之间四平巷内。3.2.2矿井通风方法主要通风机的工作方法为对旋轴流风机抽出式。3.2.3通风机主要参数同表一63.2.4矿井通风系统改造主要工程1、移装主扇1台；2、见防突风门2组（4道）；3、在四平巷，采煤对应位置以西段新建测风站1座。3.2.5改造后的矿井通风系统11701采面风路、11702掘进工作面风路和改造前一样，路线不变。12601综采面风路：（1）新鲜风从主平硐→一平巷→联络进风巷→12601运输巷→12601采面；乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→回风斜井→地面。（2）新鲜风从进风斜井→12601运输巷→12601采面；乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→回风斜井→地面。系统改造后的通风线路见附图6.2、6.3。进、回风井巷布置形式：五进两回；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：局扇压入式独立通风；机电峒室通风方式：独立通风；工作面通风方式：U型上行通风方式；预计矿井通风阻力：＜492.7Pa；预计矿井通风等积孔：3.8～3.5m2;预计矿井主要进、回风井巷风速：1.9～9.6m/s。3.3矿井总风量计算和风量分配3.3.1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，7m3/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1.0（抽出式）。3.3.1.1综采面需风量计算A、按瓦斯涌出量计算采煤工作面绝对瓦斯涌出量按5.42m3/min，采面瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数（K）取1.4则Q采＝100×5.42×1.4＝758.8m3/min。B、按采煤工作面温度计算Q采＝60V采S采K采V采─采煤工作面适宜风速，取1.2m/s。S采─采煤工作面平均断面，取（5.45+4.85）×2.5×(1/2)＝12.88m2，计算按其80﹪（10.3m2）。K采─风量备用系数，取1.1，则Q采＝60×1.2×（12.88×80﹪）×1.1＝816.08m3/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40人，则Q采＝4×40＝160m3/min。D、按最低风速验算采面最小风量Q采≥V采S采＝60×0.25×10.3＝154.5m3/min。V采─工作面允许最小风速，取0.25m/s；S采─工作面平均断面，取10.3m2。E、按最高风速验算采面最大风量Q采≤V′采S′采＝240×10.3＝2472m3/min。V′采─采煤工作面允许最大风速，取4m/s；S′采─采煤工作面平均断面，取10.3m2。12601综采面风量取816.08m3/min。3.3.1.2普采面需风量计算同理，经计算11701普采面需风量为704.4m3/min。83.3.1.3掘进面风量计算A、按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q瓦掘×K掘通式中：Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦掘—掘进工作面经瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量，m3/min；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1.5～2.0，本设计取2.0；Q掘＝100×q瓦掘×K掘通/60＝100×0.6×2.0/60＝2m3/min；B、按炸药使用量计算Q掘＝25A/60式中：A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，13kg；25——每千克炸药爆炸后需要供给的风量，m3/min·kg；Q掘＝25A/60＝25×13/60＝5.4m3/s。C、按工作面人员数量计算Q掘＝4·Nc＝4×20＝80m³/min＝1.33m3/s式中：Nc—掘进工作面同时工作的最多人数，20人；D、按局部通风机的吸风量计算Q掘＝Q吸×I×K＝381×1×1.2＝457.2m3/min＝7.62m3/s式中Q吸——掘进工作面局部通风机的额定风量，本设计掘进工作面选用FBD-No5.6/2×11型局部通风机，其额定风量381～208m3/min；I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数。取K＝1.2。经计算，设计煤巷普通钻爆法掘进工作面风量为7.62m3/s。D、按风速验算0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj，则0.25×Sj＝0.25×6.5＝1.63(m3/s)＜Q掘4×Sj1＝4×6.5＝26(m3/s)＞Q掘9式中：Sj—顺槽掘进工作面巷道过风断面，6.5m2；3.3.1.4硐室需风量计算独立通风的硐室有：（1）容易时期：采区变电所1m3/s×3＝3m3/s水泵房1m3/s底板瓦斯抽采巷5m3/s一采区运输上山上段1m3/s一采区轨道上山上段1m3/s（2）困难时期：采区变电所1m3/s×3＝3m3/s水泵房1m3/s底板瓦斯抽采巷5m3/s5、其它风量：结合本矿井的实际情况①矿井通风容易时期Q其它＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）×5%＝（13.60＋11.74×0.5+7.62×2+11）×5%＝2.29m3/s②矿井通风困难时期Q其它＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）×5%＝（13.60＋11.74×0.5+7.62×2+9）×5%＝2.19m3/s3.3.2矿井总需风量为3.3.2.1通风容易时期Q矿＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.25＝（13.60+11.74×0.5+7.62×2+11+2.29）×1.25＝60m3/min取60m3/min。3.3.2.1通风困难时期Q矿＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.25＝（13.60+11.74×0.5+7.62×2+9+2.19）×1.2510＝57.38m3/min取58m3/min。3.3.3风量分配矿井风量分配表名称矿井通风容易时期配风量矿井通风困难时期配风量（m³/s）（m³/s）采煤工作面风量14+614+6预抽瓦斯工作面55掘进工作面风量10×2＝2010×2＝20硐室风量119其他44总配风量合计60584、主要技术安全措施4.1通风机、附属设备设施4.1.1主扇应满足开采水平各个时期的工程变化；并使通风设备长期高效率运行。4.1.2风机能力应留有10%的余量。4.1.3轴流式通风机应校验电动机正常启动参量还应校验反风时的参量。4.1.4回风立井外部漏风率不得超过5%。4.1.5主扇应有两回路直接由变（配）电所馈出的供电线路；主扇的控制回路和辅助设备，必须有与主扇同等可靠的备用电源。4.1.6必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。4.1.7完善主扇定期检修制度，至少每月检查1次主扇。4.1.8改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。4.1.9主扇投入使用前，必须进行1次性能测试和试运行工作，以后每5年至少进行1次性能测试。4.1.10矿井通风机房应按同类型矿井井口防洪标准采取防洪措施。4.1.11通风机房周围20m以内不得布置有烟火作业的建筑物及11设施，并应考虑噪音及排出的乏风对周围的影响。4.1.12严禁主扇房兼做他用。其内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计。设置直通电话，设置反向操作系统图及司机岗位责任制和操作规程。4.1.13司机每小时记录1次主扇运行情况，发现异常，立即报告。4.1.14主扇机房内，噪音必须达标，否则必须采取降噪措施。4.1.15因检修、停电或其他原因停止主扇运转时，必须制定停风措施。4.1.16主扇停运时，井下必须立即停止工作、切断电源，撤出人员。且必须打开井口防爆门和有关风门，尽量利用自然风压通风。4.1.1