上良煤矿通风系统改造设计方案

1、概况……………………………………………………………12、矿井通风系统概述……………………………………………23、矿井通风系统改造设计方案…………………………………24、通风系统生产能力核定………………………………………95、主要技术安全措施……………………………………………106、其它说明………………………………………………………137、附图……………………………………………………………14-1-1、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820～3400Pa转数980γ/min电流237.5/137A电压380/660V功率2×132KW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2850～2900Pa矿井通风等积孔1.6m2矿井通风巷道总长度9Km矿井外部漏风率＜5%风桥8座风门20座矿井总进风量＞1.1-2-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1060～3900Pa转数740r/min电流26.8A电压10000V频率50HZ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-3-3.2.4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6.0～10.8m3/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＝1200m3/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＝135m3/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-4-Q掘＝100q瓦K掘通q瓦─掘进工作面瓦斯绝对涌出量，实测为2～2.6m3/min,取2.6m3/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＝390m3/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800m3/min，两台2×30KW对旋风机，风量1200m3/min）需风量。K掘通取1.2。则Q掘＝（2×400+2×600）×1.2=2400m3/min。C、按工作面同时工作的最多人数计算Q掘＝4N=4×15=60m3/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=2016m3/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△tΣN─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+Q33Q22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=132m3/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/minQ其它=∑QCH4=672m3/minB、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）。-5-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8.4m23.3.2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=375m3/min。3.3.2.4其它地点风量分配ΣQ其它=672m3/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=8456m3/min3.4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=αLUQ2/S3。3.4.1东翼系统通风阻力计算-6-参数巷道节点支护方式α×104L(m)U(m)S(m2)Q(m3/s)h(Pa)3-6砌碹4093012.38381296-7梯形2555011.87.646737-9梯形25550011.07.6436509-10梯形25516013.68.84315110-11梯形25515013.68.841.513211-12梯形25595011.47.12030912-13掩护式液压支架27518012.17.2