矿井通风系统设计范本.doc

矿井通风系统设计范本-作者：-日期：目 录前 言3第一章矿井基本概况4第一节 矿井概况4一、井田概况4二、煤层地质概况4三、瓦斯概况5四、水文概况5五、煤尘、煤炭自燃概况5六、通风概况5第二章通风系统设计可行性论证8第一节 矿井通风系统优化背景8一、矿井目前通风及生产能力情况8二、矿井生产能力发展前景8第二节 通风系统改造的必要性分析、论证9第三节 通风系统改造的主要手段10第四节 通风系统改造总体方案的选择10第三章矿井通风参数计算14第一节 通风系统改造后矿井需要风量的计算14一、矿井风量计算原则14二、矿井需风量的计算14第二节 通风系统改造后矿井通风阻力的计算19一、矿井通风总阻力计算原则19二、矿井通风总阻力计算19第三节 通风系统改造方案比较33第四章矿井通风设备的选择35第一节 主要通风机选型35一、设计依据35二、通风设备选型35第二节 矿井主要通风设备的配置要求38第五章 通风费用概算40第六章 矿井安全技术措施43第一节 粉尘灾害防治43一、防尘措施43二、防爆措施43三、隔爆措施43第二节 瓦斯灾害防治44第三节 防灭火44 一、煤的自燃预防措施44 二、外因火灾防治44第四节 矿井防治水45第五节 井下其它灾害预防45 一、顶板灾害防治45二、机电运输事故防治45前 言矿井通风是一个运用多种技术手段输送、调度空气在井下流动，维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。在生产期间其任务是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点供给质优量足的新鲜空气，保证工作人员的呼吸，稀释并排除瓦斯、粉尘等各种有害物质，降低热害，给井下创造良好的劳动环境；在发生灾变时，能有效、及时地控制风向及风量，并与其它措施结合，防止灾害的扩大，最大限度地减少事故损失。剖析历次煤矿重大灾害事故发生及扩大的原因，无不与矿井通风系统有着密切的关系。因此，建立一个既能满足日常生产需风，保证风向稳定、风质合格，在灾害时期又能保持通风设备运行可靠、稳定、能快速实现风流控制的通风系统是至关重要的。本设计基于郑兴义兴（新密）煤矿的现状，本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力进行的矿井通风系统改造。总设计方案：维修扩大矿井东回风巷的断面，回收矿井西回风巷，对皮带巷进行扩修增大通风断面减小阻力，并经过矿井通风设施改造。通过风量、风阻等计算，选择出主要通风机以及配套的电机型号。通过各种论证，本设计可靠可行，提高矿井的抗灾能力，提高了矿井的经济效益。郑兴义兴（新密）煤业有限公司通风系统优化设计第一章 矿井基本概况第一节 矿井概况一、 井田概况1、交通位置及隶属关系本矿井位于河南省新密市西南约3.0km，在新密市城关镇东瓦店村境内，行政区划隶属新密市城关镇东瓦店村管辖。区域上位于新密煤田米村牛店勘探区王庄井田东段。本村有乡村公路与郑（州）（新）密公路相连，可至郑州、新郑、登封等地，矿区南部有新（密）新（郑）铁路与京广铁路接轨。各乡镇及村庄间的简易公路纵横成网，交通较为便利，交通位置示意图见图1-1。其地理坐标为：东经：1132031.8-1132124.4北纬：342922.2 - 342951.8煤炭资源储量核查的矿井范围，东西长约1360m，南北宽约940m，面积0.7751km2。其拐点坐标见表1-1。表1-1 井田拐点坐标表点号平面坐标XY1381913738439600238189803843960033818980384395804381886038439580538187733843984063818531384398407381842038439660838182203849366093818220384403201038184203844032011381842039440920123818620384409201338187503844074514381900538440400图1-2 交通位置示意图1.2矿井生产能力郑兴义兴（新密）煤业有限公司井田位于新密煤田米村牛店勘探区王庄井田东段，井田含煤地层为石炭系太原组和二叠系山西组、上下石河子组。矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。矿井通风系统为主、副斜井进风，风井回风。矿井生产能力15万t/a。矿井目前为资源整合矿井。矿井内有一个采煤工作面(即：二1煤层11041工作面）和一个掘进工作面（即：二1煤层11081工作面）。二、 煤层地质概况二1煤层为本区主要开采对象，区内一1煤层未揭露，区内仅有一个钻孔，二1煤层厚度为6.50米， 9个探煤点揭露的煤层可开采，无夹矸结构简单，煤层走向106-110，倾向220，倾角6-9，总体表现为单斜构造，属全区可采煤层。本矿区二1煤层稳定程度可定为较稳定煤层。三、 瓦斯概况郑兴义兴（新密）煤业有限公司主要开采二1煤层，据新密煤字2004119号文件、郑煤2009128号文件和实际测量，2004年矿井瓦斯平均相对涌出量为2.19m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.21 m3/min，为低瓦斯矿井；2009年郑兴义兴（新密）煤业有限公司二1煤层相对瓦斯涌出量为4.12 m3/t，绝对瓦斯涌出量为,1.21 m3/min、CO2相对涌出量为4.77 m3/t，绝对涌出量为1.3 m3/min，详见表1-2。表1-3 郑兴义兴（新密）煤业有限公司等级鉴定批复表年度瓦 斯二氧化碳批复文号绝对涌出量m3/min相对涌出量m3/t鉴定等级批复等级绝对涌出量m3/min相对涌出量m3/t20040.212.19低低新密煤字2004119号文件20091.214.12低低1.34.77河南省工业和信息化厅豫工信201066号文件四、水文概况本矿区位于新密煤田中西部，地势呈缓坡状，西南高东北低，处于三面环山的箕形盆地之中，矿区北、西部有奥陶系、寒武系灰岩等地层出露，区内以中奥陶系马家沟组石灰岩、太原组L1-4、L7-8灰岩为主要含水层，区内多被第四系所覆盖。根据矿井调查资料和上述水文地质条件分析认为，矿区浅部是以顶板淋水为主的裂隙承压充水矿床，在西南庙岭深部，则以地板金水为主的岩溶充水矿床，本区水文地质类型属第三类第二亚类第一型，即以地板进水为主的岩溶充水、水文地质条件简单的矿床。六、通风概况矿井采用中央并列抽出式通风，主副井进风，风井回风。使用FBCDZ14风机，满足矿井正常风量需求。第二章 通风系统设计可行性论证第一节 矿井通风系统优化背景一、矿井目前通风及生产能力情况矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为全负压抽出式，即主、副井进风，风井回风。主要通风机为两台同型号轴流式通风机，型号为FBDCZ.14，配套电动机型号YBFe250M-6-37、功率为237Kw，额定转速980r/min。主要通风机扇叶角度300，工作风压1348pa,工作风量1 656m3/min，一台正常运转另一台检修备用。矿井总进风量1240.2m3/min,总排风量1480.8m3/min，通风阻力为576.99pa,矿井等积孔为1.02，矿井通风能力为15.2万吨/年。矿井井下分东、西两翼分区通风，采区内为采区轨道下山进风、皮带下山回风，采煤工作面为U通风，掘进工作面为压入式通风，井下正常布置一个回采工作面（已停），2个掘进工作面及三个独立通风峒室。随着矿井的开采，因矿井井下井巷断面小，东西回风巷、皮带下山个别段和其他巷道采用木支护，回风巷道拐弯多，造成矿井阻力大，通风尤显困难，给通风系统的稳定造成很大影响。二、矿井生产能力发展前景本次方案设计是为矿井的长期发展，提高矿井生产能力而进行的矿井通风系统改造。根据郑兴义兴（新密）煤业公司今后的发展规划，使矿井生产能力增大到15万吨/年以上。第二节 通风系统改造的必要性分析、论证经过对现有通风系统的分析，存在以下问题：1、由于矿井通风线路长，控制风门多（达9组），巷道通风断面小（一般在4m2 6 m2）之间，部分巷道存在木支护，矿井有效风量低，通风阻力大，致使矿井通风难易程度难。2、井下采煤工作面的进回风布置在角联风路中，降低了矿井局部抗灾能力。3、煤仓到上仓绕巷之间的巷道因通风问题有出现盲巷的危险。4、现有井下主要进、回风巷断面过小、回风巷道拐弯多，致使局部阻力加大，矿井阻力分布不合理，部分区域通风系统需调整。5、目前矿井通风能力为15.2万吨/年，现属于隐患整改矿井，生产后矿井通风能力不能满足需要。为此，必须对矿井的通风系统进行改造，从根本上解决矿井通风能力制约后期生产的问题。第三节 通风系统改造的主要手段总结国内外通风系统改造的方法、手段，归纳可分为三种：1、改变矿井通风方法：既改变进、回风井筒的相对位置，从而，达到缩短通风线路、降低通风阻力、提高矿井风量的目的。2、改变矿井的通风方法，即抽改压或压改抽，此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。3、改变矿井通风网络：即通过调整矿井主要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数，如增阻调节、降阻调节、调整主要通风机扇叶角度、更换电机提高转速等，从而实现提高通风能力的目的。此方法为生产矿井通风系统调整的常用方法。第四节 通风系统改造总体方案的选择根据通风系统改造的基本手段，结合义兴煤矿的地表地理条件及井下现有通风系统的实际情况，经技术比较采用改变矿井通风网络的方法，对矿井通风系统进行改造。并提出以下方案：总体方案：为充分利用现有巷道，考虑矿井通风、运输等因素，经技术论证，最后确定改造方案为：扩修矿井东回风大巷：由原来的4m2左右、木支护巷道现变为U型钢支护、净断面11m2，回收报废矿井西回风大巷并密闭防止漏风，扩修皮带下山：由原来的小断面木支护变更为工字钢支护大断面，以及部分巷道由弯变直新掘巷道。通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设施1、新掘巷道工程量：煤仓绕巷、井下部分拐弯巷道。2、改造巷道付井底绕巷、东回风巷、一、二部皮带巷及其他联巷。3、通风设施改造：改造通风设施14处（其中建挡风墙4道，改建、新建风门3组）。四、改造前、后通风系统风路流程说明：1、改造前：（新鲜风流）主、副井轨道运输巷用风地点（乏风流）皮带运输巷西总回风巷。 2、改造后：（新鲜风流）主、副井轨道运输巷用风地点（乏风流）皮带运输巷东总回风巷。第三章 矿井通风参数计算第一节 通风系统改造后矿井需要风量的计算一、矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。二、矿井需风量的计算1、采煤工作面的需风量：按瓦斯涌出量计算Q采100q瓦采K采通，m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，工作面平均瓦斯涌出量按预测值1.13m3/min；K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；则Q采1001.131.4158.2m3/min=2.64m3/s。按工作面温度计算Q采=V采S采Ki，m3/s式中：V采采煤工作面温度23-26适宜风速，m/s，取1.5；S采采煤工作面的平均有效断面积，5.0m2；Ki采煤工作面长度70-85米，取0.9。Q采=1.55.0 0.9=6.75 m3/s；按人数计算实际需风量Q采4N/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40人）。Q采440/60 =2.67m3/s；按风速进行验算15S采Q采240S采式中：S采采煤工作面的平均有效断面积，m2。Q采小155=75m3/min=1.25m3/s；Q采大2405=1200m3/min=20.0m3/s；经验算，上述计算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，考虑生产能力的不均衡性及初、后期上下组煤厚度变化导致的工作面面积不同，采煤工作面的配风量为：Q采=6.75m3/s；Q采=6.75m3/s。按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准，并参照矿井通风能力核定办法中采煤工作面基本配风标准，通过计算确定：工作面配风量取405m3/min，全矿采煤工作面的需风量Q采=405m3/min。2、掘进工作面的需风量：按瓦斯涌出量计算Q掘100q瓦掘K掘通，m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，经计算为0.17m3/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.2；经计算煤巷掘进工作面需风量20.4m3/min。按人数计算掘进工作面实际需要的风量Q掘=4N/60，m3/s式中：N掘进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20人）。Q普掘=420/60=1 .4 m3/s。按局部通风机吸风量计算Q掘= QfI15st式中：Qf掘进工作面局部通风机额定风量，180m3/min；I掘进工作面同时运转的风机台数，1台；st局部通风机安设地点巷道断面面积，取4.2m。Q掘= 1801+154.2=243m3/min=4.05 m3/s；按风速进行验算15S掘Q掘240S掘式中：S掘煤巷掘进工作面断面积，最大约为5.5m2；Q掘小155.5=82.5m3/min=1.37m3/s；Q掘大2405.5=1320m3/min=22 m3/s；按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准及局部通风的最大供风距离，己选用JBT52-2型局部通风机，满足掘进通风。投产后计划两个掘进，则全矿掘进工作面的需风量Q掘=2243=486 m3/min。3、独立通风硐室的需风量：根据规程要求和本地区邻近生产矿井的实际情况，通过计算，矿井独立通风硐室的需风量：副井泵房 60m3/min；采区泵房60m3 /min；采面泵房60m3 /min；矿井正常生产时，采区有独立通风硐室3个，则全矿独立通风硐室需风量Q硐=602+62=180m3/min。4、矿井配风系数的选取：根据矿井通风系统改造后的通风系统情况，结合矿井内部风量分配的不均衡性及矿井内、外部的漏风，矿井配风系数k矿通选取1.15。5、全矿井风量的确定：根据以上计算，按照公式Q矿=(Q采Q掘Q硐)k矿通则Q矿(405486+180)1.15=1231m3/min第二节 通风系统改造后矿井通风阻力的计算一、矿井通风总阻力计算原则1、矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa。2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15计算。二、矿井通风总阻力计算按照矿井用风地点及通风网络的巷道情况，以能量方程为基础，按照矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律，通过计算机自动分风解算，计算出矿井通风网络在不同条件下的各分支的参数（见矿井不同时期的风量分配情况见矿井分风解算结果）。1.摩擦阻力沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr =aLUQ2/S3 式中： hfr巷道摩擦阻力；L、U、S分别是巷的长度、周长、净断面积；Q分配给井巷的风量；各巷道的摩擦阻力系数。2、局部阻力风流经过井巷的一些局部地点，如弯曲、突然增大或缩小、交叉等，使风流发生变化，形成极为紊乱等涡流，导致能量的损失。造成这种冲击或涡流的阻力称为局部阻力。这种阻力所产生的风压损失称为局部阻力损失。井下产生局部阻力的地点随多，但一般只占矿井通风阻力的10左右。在通风设计中，不在单独计算每一局部阻力的大小，而是在算出矿井总摩擦阻力后，取其10加入摩擦阻力中，即为矿井通风总阻力。3、巷道通风总阻力计算方法当风量按各个用风地点的需要或自然分配后，选择达到设计产量时，通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路，然后分别计算两条风路中各段的通风阻力，分别累加后便的所要计算的阻力。计算公式: =576.99Pa式中：h-矿井通风阻力，毫米水银柱a-井巷摩擦阻力系数，N*s2/m4L-井巷长度，mS-井巷净断面积，m2P-井巷周长，mQ-通过的风量，m3/sh局-局部阻力，paHe-自然风压，pa因矿井改造后在正常投入生产时，因矿井就一个采区在工作面布置上数量不变。所以，计算通风容易时期和困难时期矿井总阻力时的矿井总需风量相同，但由于通风系统内部巷道情况不同将直接影响矿井的总阻力，所以制定以下方案：随着矿井通风系统优化后各，采区进回风巷的断面和支护方式基本不变；各区段回采，采面上下巷的断面在容易和困难时期的断面不变，支护为工字钢对棚支护，计算如下：矿井通风容易时期分风解算结果表井巷区段序号井巷名称支护形式摩擦阻力系数/N.s2.m-4巷道长度/m巷道断面积 /m2断面周长U/m断面立方/m6井巷风阻Rfr/N.s2.m-8风量Q/m3.s-1风量平方Q/m6.s-2最小阻力 hmin/Pa风速 v/m.s-1123456789101112141-2付井砼碹0.595812513.8513.18922656.740.36972677111.4174.2448.040.953072-5付井西巷U型钢0.0151009.612.0837884.7360.02048697211.4174.242.661.3755-6轨道巷工字钢0.01341207.511.3926421.8750.04342363920.9436.8118.967882.786676-7轨道巷工字钢0.01341407.511.3926421.8750.05066091219.2368.6418.675642.567-1441下付巷工字钢0.015995.910.1046205.3790.0730616977.251.843.7875181.2203414-15采面工字钢0.099603.387.6480738.61451.1764894177.251.8460.989212.1301815-1641上付巷工字钢0.015305.910.1046205.3790.0221399087.251.841.1477331.2203416-17皮带巷工字钢0.0209707.511.3926421.8750.0395079519.2368.6414.564212.5617-18皮带巷工字钢0.0209607.511.3926421.8750.03386395720.9436.8114.792122.7866718-19皮带巷工字钢0.02092207.511.3926421.8750.12416784420.9436.8154.237762.7866719-20回风巷工型钢0.01351658.512.1284614.1250.04399098920.9436.8119.21572.4588220-21回风巷U字钢0.0151609.612.0837884.7360.03277915620.9436.8114.318262.1770821-22风井全圆0.01359047.088026409436.8158.777855.225合计局部阻力1473576.99矿井总阻力分风解算巷道支护形式、断面及工程量说明表序号巷道名称支护形式断面形状解算断面积（m3）实际断面积（m3）工程量（米）工作量（万元）备注12171819242526风井地面设施（包括风道、风硐、反风设施等）5627主要通风机（包括电气部分）45028工作量合计1801.5 第三节 通风系统改造方案比较优点：1.充分利用现在的生产系统，使新掘巷道工程量较小。 3.优化后减少矿井通风距离，减少通风阻力，可以减少漏风，提高矿井抗灾能力。缺点：1.因在改造中需扩修东回风巷和皮带下山以及其他巷道工程量大。 2.井下风门承压大，易损坏，使通风设施的管理、维护难度增大。第四章 矿井通风设备的选择 第一节 主要通风机选型一、设计依据1、矿井所需风量矿井所需风量为： 1231 m3/min =20.5 m3/s。2、矿井所需负压通风最大负压为：576.99Pa；二、通风设备选型根据通风容易时期和困难时期的矿井风量、阻力，参照主要通风机的性能曲线，选择FBCDZ14型主要通风机，通风机在通风时期的运行工况点为Q=25.79m3/s ,h=576.99Pa,=30,=63%；，选用电机功率为237 KW。根据矿井所需的风量和负压，通风机的计算风量和风机负压分别为：SV = 25.79 m3/sh =Hs+Hn = hs2 hv2 + Hn=576.99PaHs-风机装置静压，PaHn-矿井自然风压，Pahs2-风机房静压仪，读数为550Pahv2=-16.99Pa三、主通风机运行工况风量 25.79m3/s负压 576.99Pa效率 63%叶片角 30轴功率 237kW根据上述计算风量和负压，安装2台FBCDZ14防爆对旋轴流式通风机，1台工作1台备用，每台风机配套YBFe250M-6-37系列237KW专用防爆电动机2台。两套风机的切换方式是通过风门，配合与之配套的两台风机进行转换工作。第二节 矿井主要通风设备的配置及要求1、主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须严格封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；2、主要通风机必须保持运转；3、主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一台备用电动机。备用通风机、备用电动机、和配套通风机，必须在10分钟内启动；4、矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机使用。在特殊情况下作临时用时，必须对主要通风机管理，制定措施，报省（区）煤炭局批准；5、装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；6、主要通风机至少每月由矿井机电部门检查一次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；7、进风口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风装备；8、回采工作面和掘进工作面都应独立回风，特殊情况下串联通风必须符合煤矿安全规程第117条有关规定；9、完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其量顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区分别计算通风容易和通风困难两个时期的矿井自然风压，附属装置阻力，主要通风机风量和风压。利用通风机特性曲线选择主要通风机。将选出的主要通风机技术特征列表，并绘出所选通风机特性曲线和工作风阻曲线，注明工况点第五章 通风费用概算吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本，提高经济效益不可少的基础资料。吨煤通风成本主要包括下列费用：1、电费(W1)吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机,局部通风机电费之和除以年产量,可用如下公式计算:E =7424365/vw =648240/0.950.9=758175KWhEA=2224365/vw =192720/0.95 0.9 =225403KWhW1=（E+EA）D/T =(758175+225403) 0.6/150000=3.94元/吨E主要通风机年耗电量, D电价,元/KWh;T矿井年产量,吨; v变压器效率,可取0.95;EA局部通风机和辅助通风机的年耗电量;w电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.90.95范围内选取；2、设备折旧费通风成本计算表序号设备名称计算单位数量单位成本总成本服务 年限每年的折旧费备注设备费运输 安装费总计基本投资折旧费大修理折旧费1轴流式通风机180000010006000807000108070050002异步电动机17000080020007280010728020003局部通风机420000040003000207000102070024004电动机4150035003000800010800200吨煤的通风设备折旧费W2为W2=G1+G2/T=27.2/60=0.45 元/吨3、材料消耗费用包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料费用，按照每年100万元。W3=100/60=2.5 元/吨4、通风工作人员工资费用矿井通风工作人员08年平均工资2000元，工作人数20人则通风工作人员每年总工资W4=A/T=20002012/T=480000/600000=0.8 元/吨5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用.专为通风服务的井巷工程按4000万计算，服务年限为10年，则每年按10%计算W5=300010%/60=5 元/吨6、每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用.通风仪表购置费和维修费用每年为10万元，则：W6=10/60 =0.17元/吨7、矿井每采一吨煤的通风总费用W为： W=W1+W2+W3+W4+W5+W6 =3.94+0.45+2.5+0.8+5+0.17 =12.86元第六章 矿井安全技术措施第一节 粉尘灾害防治一、防尘措施 1、制定并执行综合防尘措施，防止煤尘飞扬。 2、建立防尘洒水系统，所有煤（岩）