煤礦通風係統改造設計方案

1、概況……………………………………………………………1
2、礦井通風係統概述……………………………………………2
3、礦井通風係統改造設計方案…………………………………2
4、通風係統生產能力核定………………………………………9
5、主要技術安全措施……………………………………………10
6、其它說明………………………………………………………13
7、附圖……………………………………………………………14

1、概述
上良煤礦位於山西省長治市襄垣縣下良鎮境內，行政上隸屬於襄礦集團管轄。
礦井始建於1979年，1983年投入生產，年核定生產能力60萬t/a，2009年采礦許可證許可生產能力120萬t/a。
井田麵積約4.3616km2,被批準開采煤層為3號煤層和15號煤層。目前礦井開拓、開采3號煤層，為第一水平；距3號煤層115m為15號煤層，為第二水平。
目前，礦井有兩個綜采工作麵，分別為2203綜采工作麵（備采麵），3303綜采工作麵；兩個綜掘工作麵，分別為2302回風順槽，33回風聯絡巷。
2、礦井通風係統概述
2.1通風方式
礦井通風方式為中央並列式，皮帶運輸斜井（進風井筒）、副井（進風、提升井筒）和回風斜井均布置於工業廣場之內。
2.2通風方法
礦井采用抽出式通風方法，綜采工作麵采用U型上行通風方法，綜掘工作麵采用局部壓入式通風方法。
每個綜采麵為一個獨立采區，實行分區通風；掘進麵實行獨立回風；主要機電峒室實行獨立回風。
2.3主扇風機及附屬裝置
礦井使用兩台FBCDZN019型對旋軸流風機，一台使用，一台備用。人工停送。扇風機主要技術參數、附屬裝置見表一。

表一 扇風機主要技術參數、附屬裝置表
型號 FBCDZN019
數量 兩台
風量 2160～5040m3/min
風壓 820～3400 Pa
轉數 980γ/min
電流 237.5/137 A
電壓 380/660 V
功率 2×132 KW
電機 YBF315-6
出品 運城市安運風機有限公司
擴散塔 兩套
水柱計 1支
消音器 2套
2.4礦井主要通風參數見表二
表二 礦井主要通風參數表
礦井總進風量 4000～4300m3/min
礦井總回風量 4100～4400m3/min
礦井有效風量率 85～90%
礦井主扇負壓 2850～2900 Pa
礦井通風等積孔 1.6m2
礦井通風巷道總長度 9 Km
礦井外部漏風率 ＜5%
風橋 8座
風門 20座
礦井總進風量 ＞1.1
局部通風機台數 10台

3、礦井通風係統改造設計方案
3.1編製通風係統改造設計方案的依據
3.1.1相關規定、技術規範及基本方法
《煤礦安全01manbetx 》（2010年2月第1版）之104條、107條；
《煤礦井工開采通風技術條件》，AQ1028-2006，國家安全生產監督管理局；
《礦井通風技術》之礦井通風設計，煤炭工業出版社2008年11月。
3.1.2上良煤礦提供的自然、生產技術資料
3.1.2.1礦井自然資料
礦井地質圖、地形圖；
煤層瓦斯含量、瓦斯壓力、瓦斯及二氧化碳湧出量、煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出危險性；
煤的自然傾向性及自然發火期；
煤塵爆炸危險性；
礦區地麵氣候條件（年最高、最低及平均氣溫），地溫及地溫增深率。
3.1.2.2礦井生產技術資料
礦井年產量及服務年限；
礦井開拓、開采係統、運輸係統；
采區儲量、采麵位置及產量；
同時開采煤層數、采麵數、掘麵數；
井下同時工作的最多人數、采掘爆炸的炸藥量最大消耗量、井巷支護方式和斷麵；
通風設備產品目錄、價格、礦區電費。
3.2改造後的礦井通風係統
3.2.1礦井通風方式
改造後的礦井通風方式為中央分列式，即3條進風井（巷）位於井田南翼工業廣場內，出風井位於井田北翼。
3.2.2礦井通風方法
主要通風機的工作方法為對旋軸流風機抽出式。
3.2.3通風機主要參數見表三

表三 通風機主要參數表
型號 FBCDZN026
數量 兩台
風量 5400～12000m3/min
風壓 1060～3900 Pa
轉數 740r/min
電流 26.8 A
電壓 10000 V
頻率 50 HZ
電機 YBF630-8
功率 2×355KW
編號 D309ZJ093、D309ZJ094
出品 運城市安運風機有限公司
日期 2009年1月

3.2.4礦井通風係統改造主要工程
①新掘回風立井斷麵積23.74m2,井深465m；②新安裝扇風機兩台；
③新安裝無壓隔絕風門4組；④新掘主要回風巷道900m；⑤新掘主要排水井巷300m；
⑥擴大原進、回風巷道斷麵積300m；⑦拆除風門5組；⑧新建密門2座；
⑨新建測風站3座。3.2.5改造後的礦井通風係統
主要通風線路見下圖。

進、回風流方向：南入北回；進、回風井巷布置形式：兩入一回；
進、回風井巷之間聯接方式：串聯（沿傾向）；進、回風井巷與采掘麵聯接方式：並聯（沿走向）；采區通風方式：分區通風；掘進通風方式：獨立通風；機電峒室通風方式：獨立通風；其它地點通風方式：串聯、擴散通風；工作麵通風方式：U型上行通風方式；
預計礦井通風阻力：＜2500Pa;預計礦井通風等積孔：2.38～3.18m2;
預計礦井主要進、回風井巷風速：5～7.4m/s。3.3礦井總風量計算和風量分配
3.3.1風量計算
礦井的總需風量，按采、掘、硐及其它需風地點實際需要風量的總和計算，即
Q礦（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K礦通
ΣQ采─采麵和備麵所需風量之和，m3/min;
ΣQ掘─掘麵所需風量之和，m3/min;ΣQ硐─硐室所需風量之和，m3/min;
ΣQ其它─其它用風地點所需風量之和，m3/min;K礦通─礦井通風係數，取1.2（抽出式）。
3.3.1.1采麵需風量計算
A、按瓦斯湧出量計算
對3303綜采工作麵連續1個月風排絕對瓦斯湧出量實測為6.0～10.8 m3/min，取10m3/min，采麵瓦斯湧出量不均勻和備用風量係數（K）取1.2.則
Q采＝100×10×1.2＝1200 m3/min。
B、按采煤工作麵溫度計算
Q采＝60V采S采K采
V采─采煤工作麵風速，取1.5m/s;S采─采煤工作麵平均斷麵，取7m2；
K采─風量備用係數，取1.1 則Q采＝60×1.5×7×1.1＝693m3/min。
C、按工作麵同時工作的最多人數計算Q采＝4N采
N采─工作麵同時工作的最多人數，取50人，則Q采＝4×50＝200m3/min。
D、按最低風速驗算采麵最小風量Q采≥V采S采=60×0.25×9＝135 m3/min。
V采─工作麵允許最小風速，取0.25m/s；
S采─工作麵最大斷麵，取9m2。E、按最高風速驗算采麵最大風量
Q采≤V′采S′采=240×6.5＝1560m3/min。
V′采─采煤工作麵允許最大風速，取240m/min（4m/s）；
S′采─采煤工作麵最小斷麵，取6.5m2。
3.3.1.2掘進麵風量計算
A、按瓦斯湧出量計算
Q掘＝100q瓦K掘通
q瓦─掘進工作麵瓦斯絕對湧出量，實測為2～2.6 m3/min,取2.6 m3/min；
K掘通─掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數， 取1.5。則
Q采＝100×2.6×1.5＝390 m3/min。
B、按局部通風機實際吸風量計算
Q掘＝ΣQ通K掘通
ΣQ通 取4台局部通風機（兩台2×15KW對旋風機，風量800 m3/min，兩台2×30KW對旋風機，風量1200 m3/min）需風量。
K掘通 取1.2。則
Q掘＝（2×400+2×600）×1.2=2400 m3/min。
C、按工作麵同時工作的最多人數計算
Q掘＝4N=4×15=60 m3/min。
D、按最小風速驗算
Q掘≥V掘S掘=60×0.25×9=135m3/min。
V掘─工作麵允許最小風速，取0.25m/s；
S掘─工作麵最大斷麵，取9m2。
E、按最大風速驗算
Q掘≤V′掘S′掘=240×8.4=2016 m3/min。
V′掘─掘進工作麵允許最大風速，取240m/min（4m/s）；
S′掘─掘進工作麵最小斷麵，取8.4m2。
3.3.1.3硐室需風量計算
Q機＝3600θΣN/60ρCp△t
ΣN─機電峒室中運轉的電機水泵、變電器等總功率2500KW；
θ─機電峒室的發熱係數，取0.03；
ρ─空氣密度，取1.2kg/m3;
Cp─空氣的定壓比熱，取1.0KJ/（Kg·K）；
△t─機電硐室進、回風流溫差，取10℃。則
Q機＝3600×0.03×2500/60×1.2×1×10=375m3/min。
3.3.1.4其它需風巷道風量計算
A、按瓦斯湧出量計算
Q其它=∑QCH4
∑QCH4─其它用風巷道所需風量和，m3/min；
∑QCH4= Q22運+Q23+Q33
Q22運─22運輸下山巷道所需風量，m3/min；
Q22運=100q22運K22運=100×1.0×1.2=132 m3/min。
q22運─22運輸下山巷道瓦斯絕對湧出量，取1.0m3/min；
K22運─22運輸下山巷道瓦斯湧出不均衡係數，取1.2。
Q23─23運輸下山巷道所需風量，m3/min；
Q23=100q23K23=100×1.3×1.2=156m3/min。
Q33─33運輸下山巷道所需風量，m3/min；
Q33=100q33K33=100×3.2×1.2=384m3/min。
q23、K23、 q33、K33─符號含義累同。
∑QCH4= Q22運+Q23+Q33=132+156+384=672m3/min
Q其它=∑QCH4=672m3/min
B、按最低風速驗算
Q其它≥V其他S其他=60×0.25×8.4=126m3/min（煤巷）。
V其他─其他巷道最低風速，取0.25m/s；
S其他─其他巷道最大斷麵，取8.4m2
3.3.2風量分配
3.3.2.1采麵風量分配
正常生產時，礦井東、西各配備一個生產麵和備用麵。則
ΣQ采=（2×1200）+（2×1200×50%）=3600m3/min。
3.3.2.2掘進工作麵風量分配
正常掘進按照4個掘進麵進行配風，其中兩個掘進工作麵使用2×15KW局扇，兩個掘進工作麵使用2×30KW局扇，則
ΣQ掘=（2×400+2×600）×1.2=2400m3/min。
3.3.2.3硐室風量分配
ΣQ硐=375 m3/min。
3.3.2.4其它地點風量分配
ΣQ其它=672 m3/min。
3.3.3礦井總需風量為
Q礦=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.2
=（3600+2400+375+672）×1.2
=8456 m3/min
3.4計算礦井通風總阻力
從改造後的礦井通風係統03manbetx ，井田南翼有3條進風井巷，即主斜井、副立井和進風斜井（原回風斜井），其中，主、副井於+858m處與進風斜井和主斜井聯接後，礦井主要進風巷為2條，即東翼的沿3#-3煤層走向的北翼運輸大巷；西翼的沿3#-3煤層傾向的進風下山（原回風下山）。東翼運輸大巷與33運輸下山構成東翼進風巷道；西翼進風下山與23運輸下山和22運輸下山構成並聯風路形成西翼進風巷道。與33運輸下山、23運輸下山和22運輸下山構成並聯風路的33回風下山和22回風下山組成井田東翼和西翼的回風巷道。計算礦井通風總阻力時應先分別計算東、西兩翼的通風阻力，後通過並聯網路公式計算礦井通風總阻力。原則上從東、西兩翼係統中各選取一條通風路線最長的回路作為阻力累計計算的基礎，同時也能真實客觀地反映出該係統的阻力分布情況。
東翼通風阻力計算回路3→6→7→9→10→11→12→13→14→22→23（見圖）；
西翼通風阻力計算回路2→5→8→15→16→17→18→19→20→ 14→22→23（見圖）。
分別計算回路中每個節點之間的摩擦和局部阻力，再進行疊加，則為一翼的通風阻力。礦井通風阻力則等於分支阻力，且取大值。考慮到局部通風阻力計算比較麻煩，且其數值也隻占總體通風阻力的5%左右，95%左右為摩擦（沿程）阻力，因此，本方案中對局部通風阻力不做詳細計算，隻在計算礦井總阻力時，考慮加上總阻力的5%。摩擦阻力公式h摩=αLU Q2/S3。







3.4.1東翼係統通風阻力計算

參數

巷道
節點 支護
方式 α×104 L
(m) U
(m) S
(m2) Q
(m3/s) h
(Pa)
3-6 砌镟 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 掩護式液壓支架 275 180 12.1 7.2 24.5 96
13-14 梯形 255 700 14.3 9.0 43 647
14-22 錨杆半圓 98 70 18.5 18 43 4
22-23 混凝土井筒 29.4 550 17.3 23.74 90 17
合計 4290 2208

3.4.2西翼係統通風阻力計算

參數

巷道
節點 支護
方式 α×104 L
(m) U
(m) S
(m2) Q
(m3/s) h
(Pa)
2-5 砌镟 40 310 7.6 5 58 254
5-8 砌镟 40 50 13.3 8.8 58 13
8-15 砌镟 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 掩護式液壓支架 275 720 12.1 7.2 20 257
20-14 梯形 255 830 13.7 8.2 28 412
14-22 錨噴半圓拱 98 100 18.5 18 71 16
22-23 混凝土井筒 29.4 550 17.3 23.74 90 17
合計 3720 1517

在並聯通風網絡中，礦井通風總阻力等於並聯風路任一分支阻力，取大值（東翼分支），礦井通風摩擦阻力為2208Pa，若加上5%的局部通風阻力，則
礦井通風總阻力為2208+2208×5%=2318Pa。
3.5計算通風總阻力
3.5.1東翼回路風阻
R東=h東/Q東2=2208/462=1.04kg/m7(Q東：東翼風量)
3.5.2西翼回路風阻
R西=h西/Q西2=1517/582=0.45kg/m7(Q西：西翼風量)
則：礦井總風阻
R礦= R東/〔1+（R東/ R西）1/2〕2
=1.04/〔1+（1.04/ 0.45）1/2〕2
=0.1637 kg/m7
或：R礦= h礦/Q礦2=2318/1042=0.2143kg/m7(Q礦：礦井風量)
則R礦=（0.1637+0.2143）/2=0.189kg/m7，取0.19
3.6礦井等積孔計算
A礦=1.19/R礦1/2=1.19/0.191/2=2.73m2
3.7礦井有效風量率概算
礦井總風量：
東翼：46m3/s；西翼58m3/s，計104m3/s。
礦井有效風量：采煤：40 m3/s；掘進：33.4 m3/s；硐室：6.25 m3/s；其它：9m3/s，計88.65m3/s。則有效風量率為：88.65/104×100%=85.24%。
3.8風量調節
3.8.1局部風量調節
3.8.1.1增阻調節法
主要用於東、西兩翼之間的風量調節，即通過22集中運輸巷中設置的風窗上滑移板，來改變窗口的麵積，從而改變巷道中的局部阻力，來實現調節東、西兩翼供風量的大小。
3.8.1.2減阻調節法
主要用於采區內部的風量調節，其做法是擴大局部地點巷道斷麵、降低α值、清理堆積物及開掘並聯巷道。
3.8.2礦井總風量調節
上良礦使用的主扇為軸流式風機，要實施總風量調節，可運行下列方法。
3.8.2.1改變轉數
此方法隻能通過更換不同轉數的電機實現。
3.8.2.2改變葉片安裝角
當葉片安裝角由θ1調節到θ2，則θ1增到θ2，風壓h1增到h2，反之亦然。
3.8.2.3降低礦井總風阻
主要做法是合理安排采掘接替和用風地點配風，盡量縮短最大阻力路線的長度。
4、通風係統生產能力核定
根據AQ1028-2006標準，下列公式適用於高瓦斯、突出礦井和有衝擊地壓礦井的通風係統生產能力核定。
A=330×Q進/0.0926×104q相×Σk(萬t/a)
Q進─礦井總進風量8456 m3/min；
0.0926─總回風巷按瓦斯濃度不超0.75%核算為單位分鍾的常數；
q相─礦井瓦斯相對湧出量，取19.26 m3/t（2008年瓦斯鑒定值）；
Σk─綜合係數，Σk= k產×k瓦×k備×k漏，其中
k產─礦井產量不均衡係數，取1.2；
k瓦─礦井瓦斯湧出不均衡係數，取1.2；
k備─備用工作麵用風係數，取1.1；
k漏─礦井內部漏風係數，取1.11。
則Σk=1.2×1.2×1.1×1.11=1.76
A=330×8456/0.0926×104×19.26×1.76=88.9萬t/a
若礦井總進風量為10000m3/min，則通風係統可承受的生產能力為：
A=330×10000/0.0926×104×19.26×1.76=105.13萬t/a。
若礦井總進風量為6000 m3/min，則通風係統可承受的生產能力為：
A=330×6000/0.0926×104×19.26×1.76=63.1萬t/a。
若礦井總風量達到主扇極限風量，則礦井通風係統承受的最大生產能力為：
A=330×10800/0.0926×104×19.26×1.76=113.5萬t/a。
5、主要技術安全措施
5.1通風機、附屬設備設施
5.1.1主扇應滿足首采水平（一水平）各個時期的工程變化；並使通風設備長期高效率運行。
5.1.2風機能力應留有10%的餘量。
5.1.3軸流式通風機應校驗電動機正常啟動參量還應校驗反風時的參量。
5.1.4新建回風立井外部漏風率不得超過5%。
5.1.5主扇應有兩回路直接由變（配）電所饋出的供電線路；主扇的控製回路和輔助設備，必須有與主扇同等可靠的備用電源。
5.1.6必須安裝2套同等能力的主要通風機裝置，其中1套作備用，備用通風機必須能在10min內開動。
5.1.7完善主扇定期檢修製度，至少每月檢查1次主扇。
5.1.8改變通風機轉數或葉片角度時，必須經礦技術負責人批準。
5.1.9主扇投入使用前，必須進行1次性能測試和試運行工作，以後每5年至少進行1次性能測試。
5.1.10礦井通風機房應按同類型礦井井口防洪標準采取防洪措施。
5.1.11通風機房周圍20m以內不得布置有煙火作業的建築物及設施，並應考慮噪音及排出的乏風對周圍的影響。
5.1.12嚴禁主扇房兼做他用。其內必須安裝水柱計、電流表、電壓表、軸承溫度計。設置直通電話，設置反向操作係統圖及司機崗位責任製和01manbetx 01manbetx 。
5.1.13司機每小時記錄1次主扇運行情況，發現異常，立即報告。
5.1.14主扇機房內，噪音必須達標，否則必須采取降噪措施。
5.1.15因檢修、停電或其他原因停止主扇運轉時，必須製定停風措施。
5.1.16主扇停運時，井下必須立即停止工作、切斷電源，撤出人員。且必須打開井口防爆門和有關風門，盡量利用自然風壓通風。
5.1.17主扇應設監測係統，以監測主扇及電機的運轉情況。
5.1.18防爆門每半年檢查維修1次。
5.1.19風硐內牆光滑，拐彎平緩，圓弧連接，嚴密不漏風。風硐和主扇相連一段巷道的長度應不小於10～12倍的風機動輪直徑。
5.1.20擴散塔應用金屬板焊接，盡量減少阻力。
5.1.21暖風道必須用不然性材料砌築，且應至少設2道防火門。
5.2礦井反風
5.2.1反風裝置結構簡單，堅固可靠。
5.2.2操作開關集中安設，靈敏可靠，一人操作。
5.2.3能在10min內改變井巷中的風流方向。
5.2.4反向風量不應小於正常風量的40%。
5.2.5必須製定明確的反風方法（主扇反轉）。
5.2.6每季檢查1次反風設施，每年進行1次礦井反風演習，並撰寫反風演習報告且報批、備查。
5.2.7反風演習持續時間，本礦應不少於1h。
5.2.8反諷演習時，反風出風井口附近20m範圍之內及其相連通的井口建築物內，必須切斷電源，禁止一切火源存在，並禁止交通。
5.2.9反風時，應安排專人記錄瓦斯、溫度、風流反向時間、風量、大氣壓力、主扇正、負壓等有關參數的記錄。
5.3通風設施
5.3.1改風所需設備的4組無壓風門，其設置位置、施工時間必須滿足規定要求。
5.3.2今後設置永久性密閉必須同時安裝觀察孔、反水池、抽放管等設施。
5.3.3設置楓橋，其有效斷麵積不應小於回風順槽斷麵積。且其內不應設置風窗。
5.3.4大於6m的盲巷必須設置全風壓借風風障。
5.3.5各種通風設施均應建立台賬、記錄、按相關規定進行檢查。
5.4通風機構和儀器儀表
5.4.1必須增設專職測風員。
5.4.2強化通風機構，落實總工程師、通風科長、通風專業隊伍責任製。
5.4.3配足備齊各類通風儀器儀表。
5.5礦井通風係統技術管理圖、表、記錄清單
礦井通風係統圖通風係統立體示意圖礦井通風網絡圖采區通風網絡圖主扇檢查記錄主扇測試報告主要通風參數測算記錄礦井通風旬報、月報測風記錄礦井風量計算辦法配風計劃巷道失修記錄、維修計劃及報表通風阻力測定報告反諷演習計劃反風演習報告反風設施檢查記錄反風設施布置示意圖反風01manbetx 01manbetx 通風設施檢修記錄礦井、工作麵通風生產能力核定報告礦井、采區產量表通風設計巷道貫通記錄、措施調、改風措施局部通風申請記錄局部通風計劃停風申請書
主扇開停記錄儀器儀表登記管理台帳、管理製度儀表校驗證明
局部通風管理牌版通風設施管理牌板通風儀器儀表管理牌板
每月通風工作例會記錄通風區、隊長值班記錄通風隱患排查記錄
6、其它說明
6.1本通風係統改造設計方案適用條件
井田北翼新安裝ZBEC-2型水環真空泵盡早投入抽放；
縱貫東翼、西翼φ420mm抽放瓦斯管路盡早敷設，達到預抽瓦斯要求；
原井田南翼主回風斜井改為進風井筒，通風有效斷麵積應盡量擴大到5～7m2;
主扇供電係統必須實行“雙回路”。
6.2其它說明
本方案提供的礦井總進風量8456 m3/min，通風生產能力88.9萬t/a，是在充分滿足前文所述有關內容的前提下；
在生產條件允許的前提下，采掘麵布置盡量東、西兩翼平衡、兼顧；
改風後，在防水設備到位、方案縝密可行，盡早實施原2006-2007仰斜開采工作麵采空區探放水工程；
新安裝風機、瓦斯泵投入正常運行前，必須按AQ1028-2006、AQ1027-2006逐條嚴格落實。
本改風方案仍為臨時方案，待33回風下山與新回風立井貫通後，對本方案作補充與修改，形成永久性改風方案。
7、附圖
7.1礦井通風係統改風示意圖
7.2礦井通風係統立體示意圖
7.3礦井通風網絡圖