一矿通风设计.docx
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一矿通风设计
新疆新能源工贸有限公司轮台宝山一煤矿
通风设计说明书
编写单位：
新疆新能源工贸有限公司安全生产技术部
编写人：
王晓亮
校对：
张德路
矿长：
张银华
总工：
孙富扬
编制日期：
2012年2月
通风设计审批表
序号
审批意见
职务
审批人
审批日期
1
编制人
2
矿技术
负责人
3
生产
副矿长
4
安全
副矿长
5
机电
副矿长
6
矿长
7
安全生产技术部
8
总工
9
总经理
目录
一、编写通风设计的依据
二、指导思想
三、说明
第一章：
矿井概况
（一）、矿井交通
（二）、矿区气候、地震情况
（三）、井田面积
（四）、火区、小窑分布和开采情况
（五）、矿井开拓方式
（六）、设计开采深度及设计开采方法
（七）、煤层层数、可采煤层层数、厚度、倾角
（八）、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃发火期、煤层自燃倾向性
（九）、矿井煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性、地温情况
第二章：
矿井通风系统
（一）、矿井进风井、回风井布置方式、支护形式、断面、长度
（二）、矿井现有巷道及支护方式
（三）、矿井通风系统
第三章：
采掘工作面及硐室通风
（一）、矿井总进风量
第四章：
矿井风量、风压及等积孔
（一）、风量分配
（二）、矿井通风总阻力计算及通风网络解算
（三）、计算等积孔及通风难易程度评价
第五章：
通风设备及反风
（一）、计算矿井通风容易、通风困难时期风量
（二）、计算扇风机的风量、风压
（三）、选择主扇风机、电动机
（四）、反风方式、反风系统及设施
第六章：
供热风系统设计
第七章：
矿井通风费用计算
（一）、电费
（二）、风机设备折旧维修费
（三）、通风器材购置费、维护费
（四）、通风人员工资
第八章：
矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
（一）、通风系统、通风方式对矿井安全的保证程度及措施
（二）、矿井风量和通风网络对安全的保障程度及措施
（三）、反风系统及可靠性分析
（四）、主要通风设施设置要求及管理措施
一、编写通风设计的依据：
1、《煤矿安全规程》2009版。
2、《新疆新能源工贸有限公司轮台宝山一煤矿初步设计说明书》。
3、《新疆新能源工贸有限公司轮台宝山一煤矿延深设计说明书》。
4、新疆煤矿安全监察局【2002】442号文《关于印发《生产矿井通风设计编制内容（试行）〗》的通知》。
5、《轮台宝山一煤矿2006年度瓦斯等级及二氧化碳测定报告及批复》。
6、矿井实测及收集整理的有关资料。
二、指导思想：
根据国家行业现行有关规定和规范，结合本矿的实际生产情况，在确保供给矿井充足风量的前提下，减少投资，节省电费，缩短工期、合理优化通风网络，做通风系统更趋合理。
三、说明：
本矿属于“十·五”规划内的技改矿井，2006通过国家验收，根据2008年批准通过的新疆新能源工贸有限公司宝山煤矿，+1245水平的采掘工作面已经布置完毕，通风设施也已经构筑完成，矿井新的通风系统业已形成，原来编制的矿井通风设计不能适用新的通风系统，以此，在新的条件及要求的基础上编制了这套通风设计。
第一章：
矿井概况
一、矿井交通：
轮台宝山—煤矿位于轮台县城东北的南天山山区阳霞矿区塔克玛扎沟中段，东距阳霞镇30km，西到轮台县60km，南20km处有314国道，15km处有南疆铁路，均可与全疆各城市相通，煤矿修筑的简易公路与314国道相通，交通尚属便利。
二、矿区气候、地震情况：
矿区所处属大陆性干旱气候，冬季寒冷，夏季炎热，年平均气温8℃，元月份最低可达－25℃，七月份最高可达40℃，冻结期为12月到次年3月份，最大冻土深度为0.90米，年平均降水量75毫米，多集中于六、七、八三个月，月平均21.8毫米，蒸发量3000毫米左右，蒸发量大于降水量，春季多西北风，秋季多西南风，最大风力可达8－9级，地震裂度属7度地震裂度区。
三、井田面积：
该矿由东西长1.578km，南北宽0.7km，面积1.1048km2。
其地理坐标为：
东经84º25′54″――84º28′18″
北纬42º06′40″――42º07′17″
四、火区、小窑分布和开采情况：
矿区煤炭开发历史悠久，矿区内有其他小煤分布。
矿区内含A、B两组煤层，该矿主采A组煤，B组煤没在设计开采之列。
井田内有老窑两处：
一处为位于井田西部的原轮台县—煤矿五号井；一处为井简附近的原轮台县第—煤矿的6号井（甘沟平硐）。
其中部有原轮台县第一煤矿7号井，但没有见煤层，没有开采小窑。
原轮台县第一煤矿5号井位于矿区西北部，1995年建井两翼开采，东西各200m，主采A3煤层，最低开采水平+1306米水平，年产3万吨，瓦斯含量0.02－0.05％，日排水量约50m3左右，主要顶底板渗水。
矿井于2001年8月因井下着火而封闭，该老窑存在一定的积水，据监测，老窑火区仍在燃烧。
原轮台县第一煤矿6号井位于矿区中部，1995年建井，两翼开采，东350米，西250米，主采A3煤层，最低年产33吨，瓦斯偏高，但漏水量不大，1998年因井下着火而闭坑，老窑内火区火没有熄灭。
该井在初期开采时还留了煤柱将火区隔离，老窑内没有积水。
五、矿井开拓方式：
矿井开拓方式为斜井开拓；主斜井为第一安全出口，提升方式单钩串车提升，每次4辆一吨矿车；风井为第二安全出口。
六、设计开采深度及设计开采方法：
矿井设计开采深度为+1000水平。
设计开采方法为走向壁式整体顶梁悬移液压支架放顶煤。
七、煤层层数、可采煤层层数、厚度、倾角：
井田内共含煤2组即A组和B组，住采A组煤共含煤3层，其煤层编号自上而下依次为A1、A2、A3煤层总厚度6.52米，煤层倾角33°，含煤系数6.52%，其中A2、A3煤层为可采煤层。
A2煤层：
该煤全区可采，沿走向和倾向厚度均有变化，区内的五个钻孔和阳霞矿区内邻边矿井的控制，其厚度变化在3.41――1.49米之间，发育较稳定，顶板为泥岩、粉砂岩；底板为粉砂岩，该煤层在全区域内共有10个控制点，其中钻孔5个、小窑5个。
A3煤层：
全区可采厚度2.04――5.99米，发育较稳定，无夹矸，1勘探线沿倾向深部煤层厚度有变薄的趋势，顶板岩性自西向东由粉砂岩――中砂岩；底板为粉砂岩及炭泥岩。
该煤层全区域内共有10个控制点，其中钻孔5个、小窑5个。
八、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃发火期、煤层自燃倾向性：
1、瓦斯等级根据该矿井2006年所作的瓦斯等级鉴定（因该矿井2007、2008年处于停产状态，故没做瓦斯等级鉴定，2009年—2011年瓦斯等级鉴定未得到批复）结果可知：
矿井相对瓦斯涌出量为7.17m3/t.d，瓦斯绝对涌出量为1.927ｍ3/min；二氧化碳相对涌出量为3.28ｍ3/ｔ,二氧化碳最大绝对涌出量为0.881ｍ3/min，矿井属低瓦斯矿井。
2、煤的自燃：
通过对A2，A3煤层均做了煤层自燃试验，经化验测试，A2，A3煤层为易自燃煤层。
3、煤尘爆炸性：
通过对A2，A3煤层均做了爆炸试验样，经过化验测试，A2，A3煤层其煤尘均有爆炸性。
九、矿井煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性、地温情况：
1、矿井至今未发生矿井煤与瓦斯（二氧化碳）突出现象，邻近矿井也未发生。
2、地质报告分别在2-2孔和8-1孔进行了地温测量，其测量成果见下表，根据测温成果，井田内地表45m以下平均地温梯度约1.85℃/100m。
结合井田外生产矿井资料，井田地温无异常。
地温测量表
2-2号孔
8-1号孔
测点
深度
（m）
测点
温度
（m）
测点
深度
（m）
测点
温度
（m）
测点
深度
（m）
测点
温度
（m）
测点
深度
（m）
测点
温度
（m）
305
20°
305
21.7°
645
26.0°
325
20.6°
325
21.8°
665
26.3°
第二章：
矿井通风系统
一、矿井进风井、回风井布置方式、支护形式、断面、长度：
1、矿井进风是主斜井，锚喷支护，断面积6.40㎡，长度282米。
2、矿井回风井是斜井，锚杆支护，断面积4.40㎡，长度339米。
二、矿井现有巷道及支护方式：
1、车场：
料石砌碹，断面积12.80㎡，长度85米；
2、+1290水平A2东巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度82米；
3、+1290水平A2西巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度53米；
4、轨道上山：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度77米；
5、皮带机上山：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度168米；
6、+1258东翼采区运输巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度400米；
7、回采工作面：
液压支架，断面积6.0㎡，长度76米；
8、+1282水平采区回风：
锚网支护，断面积4.80㎡，长度400米；
9、+1245东翼运输巷道：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度35米；
10、通风与行人上山：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度77米；
11、+1290水平通风行人上山与风井联络平巷：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度85米；
12、+1290水平东翼平巷：
工字钢支护，断面积4.60㎡，长度102米；
13、+1290水平绞车通风孔：
无支护，断面积0.20㎡，长度15米；
14、+1290水平皮带机通风孔：
无支护，断面积0.20㎡，长度15米。
三、矿井通风系统：
1、通风方式：
中央并列式通风。
2、通风方法：
机械抽出式通风。
3、通风线路：
主斜井—+1290水平—+1290水平A2东巷道—轨道上山（
+1290水平A2西巷道—皮带机上山）—+1258东翼运输巷道—回采工作面—+1282水平采区回风—通风与行人上山—+1290水平通风行人上山与风井联络平巷—斜风井—地面。
第三章：
采掘工作面及硐室通风
一、矿井总进风量：
（一）、按井下同时工作最多人数计算矿井总进风量。
Q=4NKm3/min
式中：
K----漏风和配风系数，取1.2。
N----井下同时工作最多人数，取55人。
则：
Q=4×55×1.2=264m3/min
（二）、按采煤、掘进、独立通风硐室及其它用风地点实际需风量总和的计算矿井总进风量：
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·K矿通，m3/min
式中：
∑Q采----采煤实际需要风量总和，m3/min
∑Q掘----掘进实际需要风量总和，m3/min
∑Q硐----硐室实际需要风量总和，m3/min
∑Q其它----除采煤、掘进、硐室地点以外的其它井巷需要风量总和，m3/min
K矿通----矿井通风系数，一般可取K矿通=1.2-1.5
1、采煤工作面所需风量：
矿井按照一个回采工作面布置，风量计算内容如下：
（1）、按瓦斯（二氧化碳浓度）涌出量确定需要风量：
按照瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×Kgw
=100×2.084×1.6
=333.44m3/min
Q采—为回采工作面需风量（m3/min）；
q采——为回采工作面回风巷风流中瓦斯平均绝对涌出量；
Kgw——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数，取1.60。
按二氧化碳涌出量确定需要风量
按照二氧化碳涌出量计算
Q采=100×q采×Kco2
=100×0.605×1.6
=96.8m3/min
Q采—为回采工作面需风量（m3/min）；
q采——为回采工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量；
Kco2——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数，取1.60。
（2）、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q采=60×V采×S采×Ki
=60×1.2×6.0×1
=432m3/min
式中：
V采—按其进风流温度采煤工作面的适宜风速，取1.2m/s；
S采—采煤工作面平均断面积，6.0m2；
Ki—工作面长度系数，取1.0。
（3）、按炸药用量：
劈帮工作面最多一次用炸药量为76米÷3×0.15×3=11.70㎏
放顶煤最多一次用炸药量为38米×0.60÷2=11.40㎏
Q=25A
=25×11.70=292.50m3/min
A—工作面爆破最多一次炸药用量
（4）、按回采工作面同时作业最多人数计算需要风量，每人供风量≮4m3/min：
Q=4×Nw
=4×36
=144m3/min
式中：
4—为每人每分钟应供给的最低风量（m3/min）；
Nw——为采煤工作面同时工作的最多人数，取36（个）；
根据以上计算，工作面最大需风量取432m3/min。
（5）、按风速进行验算
按最低风速验算
Qmin=15×S综采=15×6.0=90m3/min
按最高风速验算
Qmax=240×S综采=240×6.0=1440m3/min
Qmin＜Q采＜Qmax
经验算风量符合要求，本工作面风量不少于432m3/min。
2、掘进工作面所需风量：
矿井按照两个掘进工作面布置，风量计算内容如下：
（1）、按瓦斯涌出量计算
Q1=100×QWC×KCT
式中：
QWC----工作面瓦斯绝对涌出量，根据瓦斯等级鉴定结果为2.084m3/min。
KCT----掘进工作面的备用系数；无实测资料时，取1.5
则：
Q1=100×2.084×1.5=312.6m3/min。
（2）、按炸药使用量计算
Q2=25A
式中：
25---稀释每千克炸药产生炮眼所需风量m3/min。
A----掘进工作面一次性爆破使用最大炸药量，按照A3运输巷道掘进取最大一次爆破用炸药量为取2.70Kg。
Q2=25×2.70=67.50m3/min。
（3）、按掘进工作面同时工作最多人数计算
Q3=4NK
式中：
N---工作面同时工作最多人数，按照7人计算。
K---矿井通风系数，取1.2
Q3=4×7×1.2=33.6m3/min
（4）、按局部通风机的实际吸风量计算
Q4=Q局I
=180×1=180m3/min
式中：
Q局----掘进工作面局部通风机的实际吸风量。
根据以上计算结果调整为180m3/min。
I---掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿为2台。
根据以上计算，工作面需风量取180m3/min。
（5）、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径600mm，风筒必须吊挂平整，逢环必挂。
缓慢拐弯，保证风流稳定。
（6）、风量验算：
a、按照掘进工作面的最低风量验算：
Q煤≥15×S煤=15×5.40=81m3/min
b、按照掘进工作面的最高风量验算：
Q岩≤240×S岩=240×5.40=1296m3/min
经验算风量符合要求，每个掘进工作面风量不少于180m3/min。
3、独立通风硐室：
+1290水平绞车房需风量暂时定：
60m3/min，最后根据风量分配进行调整。
4、其它用风地点：
+1290水平A3东翼平巷为临时使用运输巷道，不久封闭，其风量平均分配给掘进和回采工作面，需风量暂时定：
100m3/min，
5、矿井总进风量：
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·K矿通，m3/min
=（432+180×2+60+100）×1.20=1142.4m3/min
=19.04m3/s
6、矿井总进风量确定为19.04m3/s。
第四章：
矿井风量、风压及等积孔
一、风量分配：
根据计算结果和矿井现状风量分配如下：
1、回采工作面：
Q采=432m3/min
2、掘进工作面：
Q掘1=180m3/min
3、掘进工作面：
Q掘2=180m3/min
4、+1290水平绞车房：
Q=60m3/min
5、皮带上山：
Q=60m3/min
6、井下变电所：
Q=60m3/min
7、水泵房：
Q=60m3/min
8、+1290水平A3东翼平巷：
Q=100m3/min
9、合计：
（1140m3/min）19.04m3/s
二、矿井通风总阻力计算及通风网络解算：
1、根据矿井通风阻力计算公式（后通风阻力计算表）：
Hf=RfQ2=
×L×U×Q2/S3
2、进风由主斜井，过车场分开，到+1290水平A2东巷A2西巷和A3东巷，A2东巷部分经过绞车房到主回风，大部分经过轨道上山到+1245水平A3运输水平；A2西巷部分经过皮带机头到主回风，大部分经过皮带上山到+1245水平A3运输水平；风流在此重新分配，432m3/min进入西翼回采工作面，360m3/min进入东翼掘进工作面，通过回风到风井排放到地面。
三、计算等积孔及通风难易程度评价：
1、矿井通风容易时期的等积孔为：
Amax=0.38×Q矿进/（hmin）0.5
=0.38×19.04/（25.29）0.5
=1.435㎡
式中：
Amax为容易时期的等积孔
Q矿进为矿井的进风量，取19.04m3/s。
hmin为容易时期矿井的总阻力，单位mm水柱。
2、矿井通风困难时期的等积孔为：
Amin=0.38×Q矿进/（hmax）0.5
=0.38×19.04/（33.37）0.5
=1.258㎡
式中：
Amin为困难时期的等积孔。
Q矿进为矿井总进风量，19.04m3/s。
hmax为困难时期矿井的总阻力，单位mm水柱。
3、矿井通风容易时期的等积孔为1.435㎡，通风难易程度为比较容易。
通风困难时期的等积孔为1.258㎡，通风难易程度也为比较容易。
第五章：
通风设备及反风
一、计算矿井通风容易、通风困难时期风量：
由于条件限制，矿井无法测定计算自然风压和开采期采区远近对总风量的影响，在本设计中不算。
二、计算扇风机的风量、风压：
1、扇风机风量：
Q主扇=KQ进
=1.20×19.04
=22.848m3/s
=1370.88m3/min
2、最困难时风压：
h主扇=Khmax
=1.20×33.37×9.8
=393pa
三、根据风量、风压计算结果，校核在用主要通风机其主要参数为：
矿井主扇风量不低于1370.88m3/min，风压不低于393pa。
现在使用的扇风机型号为：
矿用隔爆型轴流式FBCZN013
额定风量：
840—2220m3/min
额定风压：
240—1500pa
电机功率：
55KW
故在用主要通风机能够满足矿井通风需要。
在用通风机的最大额定风＞通风设计计算风量，在用通风机的最大额定风压＞通风设计计算风压
四、反风方式、反风系统及设施：
1、反风方式：
采用电动机反转式直接反风。
反风工作在10分钟内进行，反风风量不低于正常进风量的40%。
2、反风系统及设施：
根据现在情况矿井通风系统和设施基本完好，日常检查存在问题要求及时处理。
第六章：
供热风系统设计
根据《煤矿安全规程》第102条规定该矿井所处的气候风带。
矿区属于大陆性气候，冬季严寒漫长，最低温度可达零下25度，为防止井下冰冻，矿井必须建立完善的前后供热系统。
该矿井已在离井口20m远处建立了暖风机房、安设了供热设备。
从近年设备运行情况看，该套设备冬季基本能够满足矿井供热需要。
1、矿井所需加热的风量计算：
Q=Q'（Tm-To）/（Tk-To）m3/h
式中：
Q'----井筒进风量，Q'=19m3/s
Tm----冷热风混合后的温度，规定2°C。
To----当地最低气温，取-25°C。
Tk----热风温度按以下情况选取，取Tk=50°C
Q=19×[2-（-25）]/[50-（-25）]=6.84m3/s=24624m3/h
2、对进风加热所需热量计算
Qh=CpQ'Pm（Tm-To）×60×60
式中：
Cp----等压比热平均取Cp=1.01Kj/Kg°C
Pm----热风与冷风混合后温度为2°C时，则所对应的空气比重Pm值=1.284Kg/m3。
将上述数据代入上式得
QR=1.01×19.04×1.284×[2-（-25）]×60×60
=2400046（MJ/H）
=57.80（万大卡/h）
考虑到10%的富余量和10%的暖风道的散热损失量，即需至少57（57.8×20%）=68.76万大卡/h。
故现在选用的60万大卡/h热风炉可以满足生产需要。
根据供热计算校核现供热设备。
根据供热计算矿井冬季能达到《煤矿安全规定》第102条规，定矿井进风流中必需加入60万大卡／小时的热量，矿井在用供热设备的型号及号如下：
热风炉型号：
RFL-60
热风炉参数：
热效率65%。
耗煤量：
150Kg/h。
主电机型号：
Y160L-2，15KW。
矿井在用热风炉能满足矿井冬季供热需要。
第七章：
矿井通风费用计算
一、电费：
1、主扇电费：
E1=（55×24×365）×68%×0.50=163812元/年
2、局扇电费：
E2=（11×2×2×20×365）×68%×0.50=109208元/年
3、热风炉电费：
E3={（15+4）×24×150}×68%×0.50=23256元/年
4、吨煤电费：
T=296276÷90000=3.292元/吨
二、风机设备折旧维修费：
主扇服务年限按照20年计算，局扇两台使用，一台备用，服务年限按照10年计算，则风机折旧费用为：
75000×2/20+6500×3/10=9450元/年
则吨煤折旧费用为：
9450/90000=0.11元/吨。
三、通风器材购置费、维护费：
预算为15000元/年
则吨煤费用为：
15000/90000=0.17元/吨。
四、通风人员工资：
测风工月工资2800元，2人；主扇工月工资1000元，3人。
则：
吨煤费用为：
（2800×2+1000×3）/90000=0.10元/吨。
综合以上四项费用，则吨煤通风成本为：
3.292+0.11+0.17+0.10=3.672元/吨。
第八章：
矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
一、通风系统、通风方式对矿井安全的保证程度及措施：
目前矿井处在计划生产阶段，矿井已经形成全风压通风，采用机械式、抽出式通风。
矿井现在有1个回采工作面和2个掘进工作面，2个需要配风的硐室和1个临时使用的平巷需要配风，通风系统简单，风量能够满足安全生产的需要。
但是，在安全生产过程中，必须严格管理各种通风设备和通风设施。
配备齐全通风专职生产人员和管理人员。
主扇风机必须执行双回路供电或者配备发电机。
严格禁止随意开停风机。
保证风机24小时正常运转。
每10天对通风设备和设施进行安全检查和维护。
局扇禁止随意停风。
风井口设防爆门，备用主扇有挡风门能够满足需要。
井下的风门安装质量不可靠，当发生爆炸灾害时风门可能会失去作用，要求加固。
二、矿井风量和通风网络对安全的保障程度及措施：
1、严格按照要求施工巷道，保障巷道断面，减少通风阻力保障矿井风量充足。
2、引风道、井下安装必要的通风设施，保障风流畅通。
3、安装风速、风门开关传感器。
4、在主进风、主回风巷和工作面布置测风站。
每十天对矿井定期进行一次全面测风。
5、购买必要的测风设备和仪器仪表。
6、新安装主扇风机必须作性能鉴定，以后每5年做一次性能鉴定，并且有性能鉴定报告。
7、每10天对通风设备、设施进行一次自查、维护。
8、风机房必须24小时有人值班，
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