煤矿通风系统改造设计方案

1、概况……………………………………………………………1
2、矿井通风系统概述……………………………………………2
3、矿井通风系统改造设计方案…………………………………2
4、通风系统生产能力核定………………………………………9
5、主要技术安全措施……………………………………………10
6、其它说明………………………………………………………13
7、附图……………………………………………………………14

1、概述
上良煤矿位于山西省长治市襄垣县下良镇境内，行政上隶属于襄矿集团管辖。
矿井始建于1979年，1983年投入生产，年核定生产能力60万t/a，2009年采矿许可证许可生产能力120万t/a。
井田面积约4.3616km2,被批准开采煤层为3号煤层和15号煤层。目前矿井开拓、开采3号煤层，为第一水平；距3号煤层115m为15号煤层，为第二水平。
目前，矿井有两个综采工作面，分别为2203综采工作面（备采面），3303综采工作面；两个综掘工作面，分别为2302回风顺槽，33回风联络巷。
2、矿井通风系统概述
2.1通风方式
矿井通风方式为中央并列式，皮带运输斜井（进风井筒）、副井（进风、提升井筒）和回风斜井均布置于工业广场之内。
2.2通风方法
矿井采用抽出式通风方法，综采工作面采用U型上行通风方法，综掘工作面采用局部压入式通风方法。
每个综采面为一个独立采区，实行分区通风；掘进面实行独立回风；主要机电峒室实行独立回风。
2.3主扇风机及附属装置
矿井使用两台FBCDZN019型对旋轴流风机，一台使用，一台备用。人工停送。扇风机主要技术参数、附属装置见表一。

表一 扇风机主要技术参数、附属装置表
型号 FBCDZN019
数量 两台
风量 2160～5040m3/min
风压 820～3400 Pa
转数 980γ/min
电流 237.5/137 A
电压 380/660 V
功率 2×132 KW
电机 YBF315-6
出品 运城市安运风机有限公司
扩散塔 两套
水柱计 1支
消音器 2套
2.4矿井主要通风参数见表二
表二 矿井主要通风参数表
矿井总进风量 4000～4300m3/min
矿井总回风量 4100～4400m3/min
矿井有效风量率 85～90%
矿井主扇负压 2850～2900 Pa
矿井通风等积孔 1.6m2
矿井通风巷道总长度 9 Km
矿井外部漏风率 ＜5%
风桥 8座
风门 20座
矿井总进风量 ＞1.1
局部通风机台数 10台

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上良煤矿提供的自然、生产技术资料
3.1.2.1矿井自然资料
矿井地质图、地形图；
煤层瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯及二氧化碳涌出量、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性；
煤的自然倾向性及自然发火期；
煤尘爆炸危险性；
矿区地面气候条件（年最高、最低及平均气温），地温及地温增深率。
3.1.2.2矿井生产技术资料
矿井年产量及服务年限；
矿井开拓、开采系统、运输系统；
采区储量、采面位置及产量；
同时开采煤层数、采面数、掘面数；
井下同时工作的最多人数、采掘爆炸的炸药量最大消耗量、井巷支护方式和断面；
通风设备产品目录、价格、矿区电费。
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为中央分列式，即3条进风井（巷）位于井田南翼工业广场内，出风井位于井田北翼。
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通风机主要参数见表三

表三 通风机主要参数表
型号 FBCDZN026
数量 两台
风量 5400～12000m3/min
风压 1060～3900 Pa
转数 740r/min
电流 26.8 A
电压 10000 V
频率 50 HZ
电机 YBF630-8
功率 2×355KW
编号 D309ZJ093、D309ZJ094
出品 运城市安运风机有限公司
日期 2009年1月

3.2.4矿井通风系统改造主要工程
①新掘回风立井断面积23.74m2,井深465m；②新安装扇风机两台；
③新安装无压隔绝风门4组；④新掘主要回风巷道900m；⑤新掘主要排水井巷300m；
⑥扩大原进、回风巷道断面积300m；⑦拆除风门5组；⑧新建密门2座；
⑨新建测风站3座。3.2.5改造后的矿井通风系统
主要通风线路见下图。

进、回风流方向：南入北回；进、回风井巷布置形式：两入一回；
进、回风井巷之间联接方式：串联（沿倾向）；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：独立通风；机电峒室通风方式：独立通风；其它地点通风方式：串联、扩散通风；工作面通风方式：U型上行通风方式；
预计矿井通风阻力：＜2500Pa;预计矿井通风等积孔：2.38～3.18m2;
预计矿井主要进、回风井巷风速：5～7.4m/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，m3/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1.2（抽出式）。
3.3.1.1采面需风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
对3303综采工作面连续1个月风排绝对瓦斯涌出量实测为6.0～10.8 m3/min，取10m3/min，采面瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数（K）取1.2.则
Q采＝100×10×1.2＝1200 m3/min。
B、按采煤工作面温度计算
Q采＝60V采S采K采
V采─采煤工作面风速，取1.5m/s;S采─采煤工作面平均断面，取7m2；
K采─风量备用系数，取1.1 则Q采＝60×1.5×7×1.1＝693m3/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50人，则Q采＝4×50＝200m3/min。
D、按最低风速验算采面最小风量Q采≥V采S采=60×0.25×9＝135 m3/min。
V采─工作面允许最小风速，取0.25m/s；
S采─工作面最大断面，取9m2。E、按最高风速验算采面最大风量
Q采≤V′采S′采=240×6.5＝1560m3/min。
V′采─采煤工作面允许最大风速，取240m/min（4m/s）；
S′采─采煤工作面最小断面，取6.5m2。
3.3.1.2掘进面风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘＝100q瓦K掘通
q瓦─掘进工作面瓦斯绝对涌出量，实测为2～2.6 m3/min,取2.6 m3/min；
K掘通─掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数， 取1.5。则
Q采＝100×2.6×1.5＝390 m3/min。
B、按局部通风机实际吸风量计算
Q掘＝ΣQ通K掘通
ΣQ通 取4台局部通风机（两台2×15KW对旋风机，风量800 m3/min，两台2×30KW对旋风机，风量1200 m3/min）需风量。
K掘通 取1.2。则
Q掘＝（2×400+2×600）×1.2=2400 m3/min。
C、按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘＝4N=4×15=60 m3/min。
D、按最小风速验算
Q掘≥V掘S掘=60×0.25×9=135m3/min。
V掘─工作面允许最小风速，取0.25m/s；
S掘─工作面最大断面，取9m2。
E、按最大风速验算
Q掘≤V′掘S′掘=240×8.4=2016 m3/min。
V′掘─掘进工作面允许最大风速，取240m/min（4m/s）；
S′掘─掘进工作面最小断面，取8.4m2。
3.3.1.3硐室需风量计算
Q机＝3600θΣN/60ρCp△t
ΣN─机电峒室中运转的电机水泵、变电器等总功率2500KW；
θ─机电峒室的发热系数，取0.03；
ρ─空气密度，取1.2kg/m3;
Cp─空气的定压比热，取1.0KJ/（Kg·K）；
△t─机电硐室进、回风流温差，取10℃。则
Q机＝3600×0.03×2500/60×1.2×1×10=375m3/min。
3.3.1.4其它需风巷道风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q其它=∑QCH4
∑QCH4─其它用风巷道所需风量和，m3/min；
∑QCH4= Q22运+Q23+Q33
Q22运─22运输下山巷道所需风量，m3/min；
Q22运=100q22运K22运=100×1.0×1.2=132 m3/min。
q22运─22运输下山巷道瓦斯绝对涌出量，取1.0m3/min；
K22运─22运输下山巷道瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。
Q23─23运输下山巷道所需风量，m3/min；
Q23=100q23K23=100×1.3×1.2=156m3/min。
Q33─33运输下山巷道所需风量，m3/min；
Q33=100q33K33=100×3.2×1.2=384m3/min。
q23、K23、 q33、K33─符号含义累同。
∑QCH4= Q22运+Q23+Q33=132+156+384=672m3/min
Q其它=∑QCH4=672m3/min
B、按最低风速验算
Q其它≥V其他S其他=60×0.25×8.4=126m3/min（煤巷）。
V其他─其他巷道最低风速，取0.25m/s；
S其他─其他巷道最大断面，取8.4m2
3.3.2风量分配
3.3.2.1采面风量分配
正常生产时，矿井东、西各配备一个生产面和备用面。则
ΣQ采=（2×1200）+（2×1200×50%）=3600m3/min。
3.3.2.2掘进工作面风量分配
正常掘进按照4个掘进面进行配风，其中两个掘进工作面使用2×15KW局扇，两个掘进工作面使用2×30KW局扇，则
ΣQ掘=（2×400+2×600）×1.2=2400m3/min。
3.3.2.3硐室风量分配
ΣQ硐=375 m3/min。
3.3.2.4其它地点风量分配
ΣQ其它=672 m3/min。
3.3.3矿井总需风量为
Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.2
=（3600+2400+375+672）×1.2
=8456 m3/min
3.4计算矿井通风总阻力
从改造后的矿井通风系统分析，井田南翼有3条进风井巷，即主斜井、副立井和进风斜井（原回风斜井），其中，主、副井于+858m处与进风斜井和主斜井联接后，矿井主要进风巷为2条，即东翼的沿3#-3煤层走向的北翼运输大巷；西翼的沿3#-3煤层倾向的进风下山（原回风下山）。东翼运输大巷与33运输下山构成东翼进风巷道；西翼进风下山与23运输下山和22运输下山构成并联风路形成西翼进风巷道。与33运输下山、23运输下山和22运输下山构成并联风路的33回风下山和22回风下山组成井田东翼和西翼的回风巷道。计算矿井通风总阻力时应先分别计算东、西两翼的通风阻力，后通过并联网路公式计算矿井通风总阻力。原则上从东、西两翼系统中各选取一条通风路线最长的回路作为阻力累计计算的基础，同时也能真实客观地反映出该系统的阻力分布情况。
东翼通风阻力计算回路3→6→7→9→10→11→12→13→14→22→23（见图）；
西翼通风阻力计算回路2→5→8→15→16→17→18→19→20→ 14→22→23（见图）。
分别计算回路中每个节点之间的摩擦和局部阻力，再进行叠加，则为一翼的通风阻力。矿井通风阻力则等于分支阻力，且取大值。考虑到局部通风阻力计算比较麻烦，且其数值也只占总体通风阻力的5%左右，95%左右为摩擦（沿程）阻力，因此，本方案中对局部通风阻力不做详细计算，只在计算矿井总阻力时，考虑加上总阻力的5%。摩擦阻力公式h摩=αLU Q2/S3。







3.4.1东翼系统通风阻力计算

参数

巷道
节点 支护
方式 α×104 L
(m) U
(m) S
(m2) Q
(m3/s) h
(Pa)
3-6 砌碹 40 930 12.3 8 38 129
6-7 梯形 255 50 11.8 7.6 46 73
7-9 梯形 255 500 11.0 7.6 43 650
9-10 梯形 255 160 13.6 8.8 43 151
10-11 梯形 255 150 13.6 8.8 41.5 132
11-12 梯形 255 950 11.4 7.1 20 309
12-13 掩护式液压支架 275 180 12.1 7.2 24.5 96
13-14 梯形 255 700 14.3 9.0 43 647
14-22 锚杆半圆 98 70 18.5 18 43 4
22-23 混凝土井筒 29.4 550 17.3 23.74 90 17
合计 4290 2208

3.4.2西翼系统通风阻力计算

参数

巷道
节点 支护
方式 α×104 L
(m) U
(m) S
(m2) Q
(m3/s) h
(Pa)
2-5 砌碹 40 310 7.6 5 58 254
5-8 砌碹 40 50 13.3 8.8 58 13
8-15 砌碹 40 750 15.6 9.2 58 202
15-16 梯形 255 50 11.5 7.5 40 56
16-17 梯形 255 50 11.5 7.5 38.5 52
17-18 梯形 255 160 13.7 8.2 35.5 128
18-19 梯形 255 150 13.7 8.2 34 110
19-20 掩护式液压支架 275 720 12.1 7.2 20 257
20-14 梯形 255 830 13.7 8.2 28 412
14-22 锚喷半圆拱 98 100 18.5 18 71 16
22-23 混凝土井筒 29.4 550 17.3 23.74 90 17
合计 3720 1517

在并联通风网络中，矿井通风总阻力等于并联风路任一分支阻力，取大值（东翼分支），矿井通风摩擦阻力为2208Pa，若加上5%的局部通风阻力，则
矿井通风总阻力为2208+2208×5%=2318Pa。
3.5计算通风总阻力
3.5.1东翼回路风阻
R东=h东/Q东2=2208/462=1.04kg/m7(Q东：东翼风量)
3.5.2西翼回路风阻
R西=h西/Q西2=1517/582=0.45kg/m7(Q西：西翼风量)
则：矿井总风阻
R矿= R东/〔1+（R东/ R西）1/2〕2
=1.04/〔1+（1.04/ 0.45）1/2〕2
=0.1637 kg/m7
或：R矿= h矿/Q矿2=2318/1042=0.2143kg/m7(Q矿：矿井风量)
则R矿=（0.1637+0.2143）/2=0.189kg/m7，取0.19
3.6矿井等积孔计算
A矿=1.19/R矿1/2=1.19/0.191/2=2.73m2
3.7矿井有效风量率概算
矿井总风量：
东翼：46m3/s；西翼58m3/s，计104m3/s。
矿井有效风量：采煤：40 m3/s；掘进：33.4 m3/s；硐室：6.25 m3/s；其它：9m3/s，计88.65m3/s。则有效风量率为：88.65/104×100%=85.24%。
3.8风量调节
3.8.1局部风量调节
3.8.1.1增阻调节法
主要用于东、西两翼之间的风量调节，即通过22集中运输巷中设置的风窗上滑移板，来改变窗口的面积，从而改变巷道中的局部阻力，来实现调节东、西两翼供风量的大小。
3.8.1.2减阻调节法
主要用于采区内部的风量调节，其做法是扩大局部地点巷道断面、降低α值、清理堆积物及开掘并联巷道。
3.8.2矿井总风量调节
上良矿使用的主扇为轴流式风机，要实施总风量调节，可运行下列方法。
3.8.2.1改变转数
此方法只能通过更换不同转数的电机实现。
3.8.2.2改变叶片安装角
当叶片安装角由θ1调节到θ2，则θ1增到θ2，风压h1增到h2，反之亦然。
3.8.2.3降低矿井总风阻
主要做法是合理安排采掘接替和用风地点配风，尽量缩短最大阻力路线的长度。
4、通风系统生产能力核定
根据AQ1028-2006标准，下列公式适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压矿井的通风系统生产能力核定。
A=330×Q进/0.0926×104q相×Σk(万t/a)
Q进─矿井总进风量8456 m3/min；
0.0926─总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数；
q相─矿井瓦斯相对涌出量，取19.26 m3/t（2008年瓦斯鉴定值）；
Σk─综合系数，Σk= k产×k瓦×k备×k漏，其中
k产─矿井产量不均衡系数，取1.2；
k瓦─矿井瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；
k备─备用工作面用风系数，取1.1；
k漏─矿井内部漏风系数，取1.11。
则Σk=1.2×1.2×1.1×1.11=1.76
A=330×8456/0.0926×104×19.26×1.76=88.9万t/a
若矿井总进风量为10000m3/min，则通风系统可承受的生产能力为：
A=330×10000/0.0926×104×19.26×1.76=105.13万t/a。
若矿井总进风量为6000 m3/min，则通风系统可承受的生产能力为：
A=330×6000/0.0926×104×19.26×1.76=63.1万t/a。
若矿井总风量达到主扇极限风量，则矿井通风系统承受的最大生产能力为：
A=330×10800/0.0926×104×19.26×1.76=113.5万t/a。
5、主要技术安全措施
5.1通风机、附属设备设施
5.1.1主扇应满足首采水平（一水平）各个时期的工程变化；并使通风设备长期高效率运行。
5.1.2风机能力应留有10%的余量。
5.1.3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。
5.1.4新建回风立井外部漏风率不得超过5%。
5.1.5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。
5.1.6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。
5.1.7完善主扇定期检修制度，至少每月检查1次主扇。
5.1.8改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。
5.1.9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。
5.1.10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。
5.1.11通风机房周围20m以内不得布置有烟火作业的建筑物及设施，并应考虑噪音及排出的乏风对周围的影响。
5.1.12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。
5.1.13司机每小时记录1次主扇运行情况，发现异常，立即报告。
5.1.14主扇机房内，噪音必须达标，否则必须采取降噪措施。
5.1.15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。
5.1.16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。
5.1.17主扇应设监测系统，以监测主扇及电机的运转情况。
5.1.18防爆门每半年检查维修1次。
5.1.19风硐内墙光滑，拐弯平缓，圆弧连接，严密不漏风。风硐和主扇相连一段巷道的长度应不小于10～12倍的风机动轮直径。
5.1.20扩散塔应用金属板焊接，尽量减少阻力。
5.1.21暖风道必须用不然性材料砌筑，且应至少设2道防火门。
5.2矿井反风
5.2.1反风装置结构简单，坚固可靠。
5.2.2操作开关集中安设，灵敏可靠，一人操作。
5.2.3能在10min内改变井巷中的风流方向。
5.2.4反向风量不应小于正常风量的40%。
5.2.5必须制定明确的反风方法（主扇反转）。
5.2.6每季检查1次反风设施，每年进行1次矿井反风演习，并撰写反风演习报告且报批、备查。
5.2.7反风演习持续时间，本矿应不少于1h。
5.2.8反讽演习时，反风出风井口附近20m范围之内及其相连通的井口建筑物内，必须切断电源，禁止一切火源存在，并禁止交通。
5.2.9反风时，应安排专人记录瓦斯、温度、风流反向时间、风量、大气压力、主扇正、负压等有关参数的记录。
5.3通风设施
5.3.1改风所需设备的4组无压风门，其设置位置、施工时间必须满足规定要求。
5.3.2今后设置永久性密闭必须同时安装观察孔、反水池、抽放管等设施。
5.3.3设置枫桥，其有效断面积不应小于回风顺槽断面积。且其内不应设置风窗。
5.3.4大于6m的盲巷必须设置全风压借风风障。
5.3.5各种通风设施均应建立台账、记录、按相关规定进行检查。
5.4通风机构和仪器仪表
5.4.1必须增设专职测风员。
5.4.2强化通风机构，落实总工程师、通风科长、通风专业队伍责任制。
5.4.3配足备齐各类通风仪器仪表。
5.5矿井通风系统技术管理图、表、记录清单
矿井通风系统图通风系统立体示意图矿井通风网络图采区通风网络图主扇检查记录主扇测试报告主要通风参数测算记录矿井通风旬报、月报测风记录矿井风量计算办法配风计划巷道失修记录、维修计划及报表通风阻力测定报告反讽演习计划反风演习报告反风设施检查记录反风设施布置示意图反风操作规程通风设施检修记录矿井、工作面通风生产能力核定报告矿井、采区产量表通风设计巷道贯通记录、措施调、改风措施局部通风申请记录局部通风计划停风申请书
主扇开停记录仪器仪表登记管理台帐、管理制度仪表校验证明
局部通风管理牌版通风设施管理牌板通风仪器仪表管理牌板
每月通风工作例会记录通风区、队长值班记录通风隐患排查记录
6、其它说明
6.1本通风系统改造设计方案适用条件
井田北翼新安装ZBEC-2型水环真空泵尽早投入抽放；
纵贯东翼、西翼φ420mm抽放瓦斯管路尽早敷设，达到预抽瓦斯要求；
原井田南翼主回风斜井改为进风井筒，通风有效断面积应尽量扩大到5～7m2;
主扇供电系统必须实行“双回路”。
6.2其它说明
本方案提供的矿井总进风量8456 m3/min，通风生产能力88.9万t/a，是在充分满足前文所述有关内容的前提下；
在生产条件允许的前提下，采掘面布置尽量东、西两翼平衡、兼顾；
改风后，在防水设备到位、方案缜密可行，尽早实施原2006-2007仰斜开采工作面采空区探放水工程；
新安装风机、瓦斯泵投入正常运行前，必须按AQ1028-2006、AQ1027-2006逐条严格落实。
本改风方案仍为临时方案，待33回风下山与新回风立井贯通后，对本方案作补充与修改，形成永久性改风方案。
7、附图
7.1矿井通风系统改风示意图
7.2矿井通风系统立体示意图
7.3矿井通风网络图