1、煤厂通风设计及供风标准大学论文xx县xx乡xx煤厂通风设计及供风标准会审意见表会审意见会审单位负责人签字会审时间会审单位负责人签字会审时间矿长安监科总工程师通风瓦斯科安全副矿长机电科生产副矿长地测科机电副矿长调度室后勤副矿长职业危害科生产技术科行政办公室通风设计及供风标准目录第一章 矿井通风设计 .1 第一节 概况 .1 一、基本情况 .1 二、瓦斯煤层（尘）情况 .2 三、矿井建成情况 .2 四、矿井通风系统情况 .3 第二节 矿井通风设计 .4 一、矿井通风方式和方法 .4 二、矿井需风量计算 .4 三、容易时期和困难时期的矿井通风阻力 .9 四、选择主要通风机 .12 五、一年通风费用的
2、概算 .14 六、风量调节 .14 七、评价矿井通风系统 .15 八、针对矿井灾害提出相对的防治措施 .16第二章 矿井通风标准 .16矿井通风设计及供风标准前 言矿井通风是煤矿安全生产管理的重要环节之一，是“一通三防”工作的重点，关系到井下矿工的生命安全和健康安全，也关系到煤矿的生存和发展。因此编制和落实“矿井通风设计及供风标准”是非常重要的。我矿于2010年结合当时的实际生产情况编制了“矿井通风设计及供风标准”。但通过煤矿几年的改造和发展，矿井实际的通风系统和通风状况发生了一些变化。当时的“设计和标准”已经不能体现矿井现在实际的通风情况。因此必须重新编制“矿井通风设计及供风标准”。矿井通风
3、系统主要的改变有：矿井回风井井口，已经按照云南省小型煤矿矿井回风井井口改造通用设计图集标准要求进行了改造，更换了主要通风机。2016年“5扩15”扩建工程项目完工后，矿井主要进风巷道断面发生了变化，通风网路发生了改变，矿井原巷道断面积为3.9m，而现有部分巷道断面积为7.8m以上。根据煤矿安全规程第142条规定，结合实际，组织了本矿相关人员重新编制了xx县xx乡xx煤厂矿井通风设计及供风标准。因编写能力有限，尚有不妥之处，望上级领导和相关人员予以指正。第一章 矿井通风设计第一节 概况一、基本概况1、环境与布置矿区地形属高原山地，沟壑起伏、地表构造剧烈，气候垂直变化明显，夏季温湿多雨，冬季多雾。
4、矿区成煤地层均为上三叠统须家河组（T3x)，整体向西倾覆，含煤层（线）三层，其中可采的为C2煤层，属于单一煤层，为贫瘦煤（PS12）；地质构造总体简单，煤层顶底板岩性主要为含凌铁质砂质页岩、砂岩，矿井现在开采C2煤层，煤厚0.41.04米，平均0.65米；倾角1224；根据地形、煤层赋存情况，采用平硐开拓，穿层揭煤，回采巷道与总回风上山巷沿煤层布置，其它开拓及采区巷道沿煤层底板岩石中布置，通过甩道、溜煤眼与回采巷道相连，总回风上山与回风平硐连通。风流主要沿主平硐采区进风巷采掘工作面采掘回风巷总回风上山总回风大巷风井（地面）形成基本的通风网路。2、通风管理机构煤矿管理机构齐全，管理人员、特员配备
5、充足，均持证上岗，人员整体素质较高，有专职技术人员11人，助理工程师8人，其中通风专业2人。成立了通风瓦斯科，主要负责全矿井通风安全，有技术负责人直接领导，下设通风科长1人，有瓦斯检查员持证11人，测尘工2人，通风工3人、主扇司机3人，测风工2人，监控类人员合计7人；科室制度齐全，办公室整齐规范，二、瓦斯煤层（尘）情况1、“两性”鉴定根据重庆地质矿产研究院鉴定结果表明，C2煤层：无煤尘爆炸性。经重庆地质矿产研究院鉴定，C2煤层自燃发火倾向性鉴定为III类不易自燃煤层。2、瓦斯等级鉴定2016年昆明煤炭科学研究所对我矿进行了瓦斯等级鉴定，结果为低瓦斯矿井，瓦斯鉴定绝对涌出量为2.25 m3/mi
6、n，相对瓦斯涌出量为8.10m3/t； CO2绝对涌出量0.38 m3/min，相对二氧化碳涌出量为3.23 m3/t。3、矿井安全评价结果2012年安全评价等级为：B类。2016年验收评价合格，具备安全设施竣工验收条件。三、矿井建成情况1、生产能力改扩建项目于2016年12月竣工验收完成，设计生产能力为15万吨/年，2017年核定生产能力15万吨/年（2006年核定生产能力为5万吨/年）。转型升级前矿区面积为4.8221Km； 设计服务年限8.9年。矿井现在为单一采区开采，布置一个高档普采工作面，目前有两个掘进工作面。2、劳动定员情况根据云南省煤矿企业劳动定员管理实施办法规定，以及岔堰沟煤矿
7、劳动定员管理制度的规定，每班井下作业人员不超过100人（矿井核定生产能力15万吨/年）。四、矿井通风系统情况矿井采用中央并列机械抽出式通风，回风井井口安设两台主要通风机，一台使用，另一台备用。主要通风机型号为FBLCZ No14/255型煤矿地面用防爆抽出式串联轴流式通风机，电机额定功率255KW；采用变频控制箱，通过开关柜三相逆转实现风机反转反风，通过反风风量测定，达到正常供风量的64%，能够满足矿井通风安全需要。 为了使采掘工作面及其它用风地点风量够用，配风合理，安设了一系列通风构筑物：风门、调节风窗、风桥、密闭等。这些构筑物的设置质量、位置、规格都满足通风要求，能安全有效地控制风流。 局
8、部通风机的安置位置、风筒（矿用阻燃）的悬挂、出风口位置，以及风电闭锁、瓦电闭锁的安装均符合局部通风机管理要求。为了确保局部通风安全管理，煤矿选用型号FBD5.6/211的高效对旋式局部通风机。 对于通风巷道局部地方断面偏小的，将继续进行扩巷支护处理，以达到通风要求。在每月的隐患排查和日常管理中，对“一通三防”存在的问题或隐患都将及时处理，以确保矿井的安全生产。根据矿井现状，按照煤矿15万吨/年的规模进行设计（校验）。现编制矿井通风设计如下：第二节 矿井通风设计一、矿井通风方式和方法1、通风方式根据矿区地形，瓦斯等级，煤层赋存情况，采用中央并列式通风。2、通风方法矿井通风方法为机械抽出式通风，矿
9、井主井口标高为+768米，风井口标高为+1090米。矿井开采标高+700米+1580米。二、矿井需风量计算（一）、按井下单班最多作业人数计算：Q=4N=4100=400m/min式中:4表示每人没分钟所需风量 N表示井下同时最多作业人数（二）、按各用风地点需风量计算矿井布置(机采)工作面一台，掘进迎头两个,按需风量计算如下:1、采煤工作面风量计算:（1）、按同时最多作业人员计算Q=4N=428=112 m/min N表示井下同时最多作业人数（2）、按绝对瓦斯涌出计算 Q=100kq=1001.51.012=151.8 m/min 式中：k表示瓦斯涌出不均匀系数，机采取1.5q表示绝对瓦斯涌出量
10、，按照初步设计中计算的数据为1.012m/min，（3）、按进风流风速计算Q=60vs=601.23.15=226.8 m/min式中： v表示风速,按工作面进风流合理风速选取v=0.81.2m/s(选自矿井通风学一书)S表示工作面平均断面积3.15（最大控顶距离5.1m，最小控顶距离3.1m，平均采高0.7）以上计算取最大值即189m/min。再以风速进行校验：Q60vs=600.253.15=47.25 m/minQ60vs=6043.15=756 m/min校验证明，风量取值最大值226.8m/min，符合要求；2、掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q掘100q掘kd式中：q采掘
11、进工作面平均绝对瓦斯涌出量，根据初步设计计算选取为0.253m3/min；kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取kd=1.8。Q掘1000.2531.845.6(m3/min)0.8m3/s（2）按工作面最多人数计算Q掘=4nj式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。Q掘=4936.0(m3/min)0.6m3/s（3）按炸药量计算Q掘25Aj式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；Aj掘进工作面一次使用最大炸药量，kg，取7.0kg；Q掘257.0175.0(m3/min)3.0m3/s根据上述按瓦斯、工作面人数、炸药量计算，掘进工作面需风量取大值3.0m3/s。（4
12、）按局部通风机实际吸入风量计算按局部通风机实际吸入风量计算：Q掘Q局Ii 600.25S掘式中: Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1；S掘掘进工作面的断面积，S掘1取5.70m2（运输机巷）。（5）掘进工作面局部通风机的实际吸风量的确定步骤如下：根据开拓方案及采区布置，送风距离按1000m考虑。按照矿井局部通风管理要求，送风距离200m1000m时百米漏风率不超过10%，则风筒有效风量率（百米漏风率按3.5%选取）：P有效=1-3.5%1000100=65%计算局部通风机吸入风量：式中：Q扇 局部通风机吸入风量，m3/min；Q掘掘进工作面碛头
13、需风量，175.0m3/min；P有效风筒有效风量率。=269.3m3/min因此，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面需风量为：Q掘269.31600.256.6368.3(m3/min)6.2m3/s根据以上计算取最大值，Q掘=6.2m3/s。（6）按风速进行验算：S掘5.7m2。0.25Q掘/S掘4(m/s)，符合要求。Q掘6.2m3/s，符合风速要求。 （7）掘进工作面需风量 掘进工作面需风量总和为：Q掘Q掘1Q掘2Q掘318.6m3/s以上计算取最大值作为供风参数，即175m/min。、其它地点的需风量，井下变电硐室2个，需风量各为120 m3/min。（三）、矿井总需风量按照“一采三
14、掘”的方式布置井下生产： Q矿=(Qc+Qq+Q硐)K=(230+3703+1202)1.25=1975m3/min 式中：Qc、Qq、Q硐分别表示采、掘工作面和机电硐室分别用风量的总和 m/minK表示矿井通风系数（包括漏风、配风不均系数）取1.25（中央并列式）。根据以上计算得出我矿需风量为1975m/min，即32.9m3/s。（4）、矿井风量分配采煤工作面：配风300m/min，即5m3/s。掘进工作面：每个掘进面配风390m/min，即6.5m3/s。三个掘进工作面共计19.5m3/s。硐室配风：两个机电硐室合计300m/min，即5m3/s。其它配风：副平硐180m/min，即3m
15、3/s。合计：32.5m3/s。三、容易时期和困难时期的矿井通风阻力1、矿井形成独立通风系统后，从进风井口到回风井口，沿一条通风线路各分支的磨擦阻力和局部阻力的总和。根据通风阻力计算公式：h=aLQ/S 计算出容易时期的通风阻力为387.21Pa。式中：h井巷摩擦阻力a井巷摩擦阻力系数L风流经过的井巷长度Q流过井巷的风量P风流经过井巷的净断面周长S井巷的净断面积 矿井通风容易时期阻力矿井通风阻力计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数a(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净 断 面风 量风 阻R(NS2/m8)风 速V(m/s)阻 力H(Pa)备注S(m2)S3Q(m3/s)Q21主
16、平硐半圆拱锚喷0.0060 10.60 71.00 7.86 485.6 26.0 529.0 0.007 2.93 4.12主平硐半圆拱锚喷0.0060 10.60 1305.00 7.86 485.6 29.5676.0 0.146 3.31 94.43主平硐半圆拱锚喷0.00612.685011.01331.029.5870.20.0482.6841.84副平硐半圆拱锚喷0.00610.616707.86485.6390.2190.381.975装车场半圆拱锚喷0.0060 12.60 230.00 11.00 1331.0 3.0 9 0.0130.30.1176装车站半圆拱锚喷0.0
17、060 12.60 80.00 11.00 1331.0 26.5 702.20.004 2.412.87装车站半圆拱锚喷0.0060 12.60 40.00 11.00 1331.0 15.0 225 0.002 1.36 0.458一采区运输行人上山半圆拱锚喷0.0060 13.94 300.00 12.82097 18.5 342.20.012 1.13 4.19一采区轨道上山半圆拱锚喷0.00610.09106.8314.4111210.1731.6220.910900m行人石门半圆拱锚喷0.0060 9.30 80.00 7.86 485.6 3.0 9.00.008 0.38 0.
18、0711900m运输石门半圆拱锚喷0.0060 9.30 104.00 6.00 216.0 5.0 25.0 0.022 0.83 0.55121122运输机巷梯形单体液压支护0.0100 9.80 820.00 5.70 185.2 5.0 25.0 0.434 0.88 10.85 131122采煤工作面矩形单体支柱0.0250 4.35 120.00 3.15 31.26 5.0 25.0 0.4171.58 10.42141222回风巷梯形单体液压支护0.0100 9.80 788.00 5.70 185.2 5.0 25.00.417 0.88 10.415一采区回风上山半圆拱锚喷
19、0.0060 9.30 300.00 7.30 389.0 27 729 0.0433.731.316一采区回风上山半圆拱锚喷0.0060 9.30 120.00 7.30 389.0 7 49 0.017 0.96 0.833 17一采区回风上山半圆拱砌碹0.0060 9.30 150.00 6.8216.0 2 4 0.0380.3 0.1518总回风平巷半圆拱锚喷0.0060 9.30 50.00 7.86 485.6 28.5 812.2 0.005 3.634.0619回风平硐半圆拱锚喷0.0060 9.30 1335.00 7.86 485.6 32.51056.25 0.077
20、4.1381.33 20引风硐半圆拱砌碹0.0050 10.85 25.00 8.12 535.4 32.51056.25 0.003 4.03.1721小 计336.7122局部阻力局部阻力按摩擦阻力的15%计算50.523合计387.212、困难时期的矿井阻力矿井困难时期和容易时期各类巷道的布置基本相同，只是增加了一台备用工作面（同时减少了一个掘进面），即回采巷道增加了约1800米，摩擦阻力增加了31.67Pa，总的局部阻力按摩擦阻力的15%计算，则局部阻力增加4.75Pa，困难时期总阻力为423.63Pa。 3、通风状况 通风风阻R= h/ Q N. s/m8 容易时期R容= h容/ Q
21、=387.21/32.52=0.37 N. s/m8 困难时期R困= h困/ Q=423.63/32.52=0.40N. s/m8 式中：R容、R困表示矿井容易和困难两个时期的总风阻h容、h容表示矿井容易和困难两个时期的总阻力Q表示矿井的总进风量4、通风投产时期等积孔：容易时期：A投1.19Q/h=1.1932.5/387.211.96(m2) 困难时期：A投1.19Q/h=1.1932.5/423.631.88(m2) 四、选择主要通风机 1、风机容量：Qf=KQ=1.132.5=35.75m3/ s 式中：Qf风机容量K漏风损失系数取1.1（外部漏风）Q矿井总进风量 2、通风机的风压 本矿
22、进出井口的高差接近300米，故要考虑自然风压，根据温差、风压梯度，选取自然风压为200 Pa；按风机工作要求取其自身各部分装置阻力约h=80 Pa，风机装置工作的动压约为20 Pa。则通风机容易时期的风压：Hmin=h容+h+h动 +h自=387.21+80+20-200=287.21Pa通风机困难时期的风压：Hmax=h困+h+h动 +h自=423.63+80+20+200=723.63 Pa 3、通风机的工作风阻容易时期Rmin= Hmin/ Q=287.21/35.752=0.23 N. s/m8困难时期Rmax= Hmax/ Q=723.63/35.752=0.57N. s/m8试中：
23、Rmin、Rmax表示容易和困难两个时期风机的风阻 Hmin、Hmax表示容易和困难两个时期风机的通风阻力 Qf表示风机的风量故风机的特性曲线方程为H=0.57Q根据以上风机参数，从电耗小、可调性以及反转的角度选出能满足矿井通风需要的风机FBLCZNO.14/255；转速980r/min；风量：23651379 m/min；静压：10432637 Pa。风机效率：0.754、通风机电机的选择通风机的输入功率：容易时期Nmin=HminQf/1000=287.2135.7510000.75=13.69KW困难时期Nmax=HmaxQf/1000=723.6335.7510000.75=34.49
24、KW式中：Nmin、Nmax分别表示容易和困难两个时期风机的输入功率 KWHmin、Hmax分别表示容易和困难两个时期风机的工作风压 PaQf-表示通风机的工作风量 m3/ s-表示通风机的效率5、确定电机台数及容量Nmin/Nmax13.69/34.49=0.40.6（矿井通风学风机电机选取参数比值）所以确定两台电机式中:Nmin、Nmax分别表示容易、困难两个时期的输入功率电机功率NeNmaxKe/etr34.491.1/0.9142.15KW；式中: Ne电动机功率 KWNmax风机困难时期的输入功率 KWKe电机容量系数,取Ke1.1 e电机效率0.90.94 小型取0.9 tr电机传
25、动率，电机与风机直接连接取1 综合考虑一定富裕量，结合机型，即可选用55KW的电机； 五、一年通风费用的概算 矿井布置两个工作面，局扇为211KW，主要通风机255KW，电价按0.78元/度计算。则一年的通风费用为：（112+112255）243650.78105.23万元。 六、风量调节 在矿井的生产过程中，随巷道的延伸，工作面的推进、更替以及瓦斯涌出的变化等，经常要增减矿井的风量或重新分配某些巷道的风量，以保证采掘工作面有足够的风量。这就需要风量调节。 有三种调节方法：增加风阻调节法，降低风阻调节法，辅助通风机调节法。 1、增加风阻调节法：某些巷道风量分配过多或进、回风交叉处，必须安设调节
26、风门或风门，用以分配风量或将进、回风分开；此方法主要是增加了风阻，但调节方便快捷； 2、降低风阻调节法：降低风阻调节法是降低矿井通风阻力行之有效的方法，主要是加大通风巷道断面，改进支护方式，尽量使巷道工整光滑，减小巷道摩擦阻力。但需要花费的工期较长，主要在技改时或新建时,一次性将巷道断面加大，满足通风、行人和运输。 3、辅助通风机调节法：主要针对巷道断面相对较小，通风路线长，通风阻力大的生产片区或采区；但辅助通风机的安设必须符合规程的相关规定。 七、评价矿井通风系统1、通风系统的稳定性：矿井通风系统比较简单，一般时候矿井通风系统比较稳定。但进回风井口的高差较大，在一定程度上受自然风压影响，因此需要加强反风季节的通风管理。2、通风系统抗灾能力：矿井为平硐开拓，中央式通风，巷道开拓比较简单；井下风门、风窗等构筑物较少且符合规程相关规定；回风井井口按“云南省小型煤
