郑新三洋煤业有限公司 通风系统改造设计方案

郑新三洋通风科 20xx年4月19日

通风系统改造设计方案

1、概况……………………………………………………………1

2、矿井通风系统概述……………………………………………1

3、矿井通风系统改造设计方案…………………………………2

4、主要技术安全措施……………………………………………10

5、其它说明………………………………………………………13

6、附图……………………………………………………………14

1、概述

三洋煤矿位于河南省新密市牛店镇境内，行政上隶属于郑新公司管辖。

矿井始建于19xx年，20xx年兼并重组，年核定生产能力15万t/a。

目前井田面积约0.2014km2，矿井有两个回采工作面，分别为11051回采工作面（备采面），11011A回采工作面；两个掘进工作面，分别为12011上付巷，12011下付巷。

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，提升出煤主井（进风井筒）、副井（进风、提升井筒）和回风立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，回采工作面采用U型上行通风方法，掘进工作面采用局部压入式通风方法。

2.3主扇风机及附属装置

矿井使用两台FBCZ-N015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 FBCZ-N019

数量 两台

风量 1160～3850m3/min

风压 340～980 Pa

转数 980γ/min

电流 65 A

电压 660 V

功率 2×45 KW

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 2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 998～3200m3/min 矿井总回风量 1010～3400m3/min 矿井有效风量率 85～90% 矿井主扇负压 340～980 Pa 矿井通风等积孔 1.0m2 矿井通风巷道总长度 3 Km 矿井外部漏风率 ＜3.4% 风门7组

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》（20xx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20xx年11月。

3.1.2三洋煤矿提供的自然、生产技术资料

3.1.2.1矿井自然资料

矿井地质图、地形图；

瓦斯及二氧化碳涌出量；

煤层自然倾向性及自然发火性；

煤尘爆炸危险性；

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，即主井、副井进风，风井出风。

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

型号 FBCZ-N019

数量 两台

风量 1160～3850m3/min

风压 340～980 Pa

转数 980γ/min

电流 65 A

电压 660 V

功率 2×45 KW

电机 YBF315-6

出品 运城市安运风机有限公司

3.2.4矿井通风系统改造主要工程

1、新安装双向风门2组；

2、扩修原进、回风巷道断面积100m；

3、新建测风站3座。

3.2.5改造后的矿井通风系统

11051回采面：主副井进风--11运输下山--11轨道下山--11051下付巷--工作面--11051上付巷--总回风巷

11011A回采面：主副井进风--11运输下山--辅助进风下山--11011A下付巷--工作面--11011A上付巷--11轨道下山--11051下付巷--工作面--11051上付巷--总回风巷

12011上付巷掘进:副井进风--主副井运输巷--12011上付巷--回风绕巷--总回风巷

12011下付巷掘进:副井进风--主副井运输巷--12011下付巷--回风绕巷--总回风巷

主要通风线路见下图（附图1）

进、回风流方向：西入东回；进、回风井巷布置形式：两入一回； 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；工作面通风方式：U型上行通风方式；

预计矿井通风阻力：＜452.65Pa;预计矿井通风等积孔：1.0～1.3m2; 预计矿井主要进、回风井巷风速：1.12～3.85m/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1.0（抽出式）。

3.3.1.1采面需风量计算

A、按瓦斯涌出量计算

对11011A回采工作面连续1个月风排绝对瓦斯涌出量实测为0.20～0.24 m3/min，取0.24m3/min，采面瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数（K）取10.则

Q采＝100×0.24×10＝240m3/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1.1m/s;S采─采煤工作面平均断面，取6.0m2；

K采─风量备用系数，取1.1 则Q采＝40×1.1×6.0×1.1＝264m3/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＝135 m3/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7.0m2。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

Q掘＝100q瓦K掘通

3.3.1.3硐室需风量计算

Q机＝3600θΣN/60ρCp△t

ΣN─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+Q33

Q22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=132 m3/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/min Q其它=∑QCH4=672m3/min

B、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）。 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7.0m2

3.3.2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=（2×350）+（2×350×50%）=1050m3/min。

3.3.2.2硐室风量分配

ΣQ硐=80 m3/min。

3.3.2.3其它地点风量分配

ΣQ其它=100 m3/min。

3.3.2.4矿井总需风量为

Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×1.2

=（1000+50+60）×1.2

=1320 m3/min

4、主要技术安全措施

4.1通风机、附属设备设施

4.1.1主扇应满足首采水平（一水平）各个时期的工程变化；并使通风设备长期高效率运行。

4.1.2风机能力应留有10%的余量。

4.1.3轴流式通风机应校验电动机正常启动参量还应校验反风时的参量。

4.1.4回风立井外部漏风率不得超过5%。

4.1.5主扇应有两回路直接由变（配）电所馈出的供电线路；主扇的控制回路和辅助设备，必须有与主扇同等可靠的备用电源。

4.1.6必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。

4.1.7完善主扇定期检修制度，至少每月检查1次主扇。

4.1.8改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。

4.1.9主扇投入使用前，必须进行1次性能测试和试运行工作，以后每5年至少进行1次性能测试。

4.1.10矿井通风机房应按同类型矿井井口防洪标准采取防洪措施。

4.1.11通风机房周围20m以内不得布置有烟火作业的建筑物及设施，并应考虑噪音及排出的乏风对周围的影响。

4.1.12严禁主扇房兼做他用。其内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计。设置直通电话，设置反向操作系统图及司机岗位责任制和操作规程。

4.1.13司机每小时记录1次主扇运行情况，发现异常，立即报告。

4.1.14主扇机房内，噪音必须达标，否则必须采取降噪措施。

4.1.15因检修、停电或其他原因停止主扇运转时，必须制定停风措施。

4.1.16主扇停运时，井下必须立即停止工作、切断电源，撤出人员。且必须打开井口防爆门和有关风门，尽量利用自然风压通风。

4.1.17主扇应设监测系统，以监测主扇及电机的运转情况。

4.1.18防爆门每半年检查维修1次。

4.1.19风硐内墙光滑，拐弯平缓，圆弧连接，严密不漏风。风硐和主扇相连一段巷道的长度应不小于10～12倍的风机动轮直径。

4.1.20扩散塔应用金属板焊接，尽量减少阻力。

4.1.21暖风道必须用不然性材料砌筑，且应至少设2道防火门。

4.2矿井反风

4.2.1反风装置结构简单，坚固可靠。

4.2.2操作开关集中安设，灵敏可靠，一人操作。

4.2.3能在10min内改变井巷中的风流方向。

4.2.4反向风量不应小于正常风量的40%。

4.2.5必须制定明确的反风方法（

4.2.6每季检查1次反风设施，每年进行1次矿井反风演习，并撰写反风演习报告且报批、备查。

4.2.7反风演习持续时间，本矿应不少于2h。

4.2.8反讽演习时，反风出风井口附近20m范围之内及其相连通的井口建筑物内，必须切断电源，禁止一切火源存在，并禁止交通。

4.2.9反风时，应安排专人记录瓦斯、温度、风流反向时间、风量、大气压力、主扇正、负压等有关参数的记录。

4.3通风设施

4.3.1改风所需设备的3组风门，其设置位置、施工时间必须满足规定要求。

4.3.2今后设置永久性密闭必须同时安装观察孔、反水池、抽放管等

设施。

4.3.3今后设置枫桥，其有效断面积不应小于回风顺槽断面积。且其内不应设置风窗。

4.3.4大于6m的盲巷必须设置全风压借风风障。

4.3.5各种通风设施均应建立台账、记录、按相关规定进行检查。

4.4通风机构和仪器仪表

4.4.1必须增设专职测风员。

4.4.2强化通风机构，落实总工程师、通风科长、通风专业队伍责任制。

4.4.3配足备齐各类通风仪器仪表。

4.5矿井通风系统技术管理图、表、记录清单

矿井通风系统图通风系统立体示意图矿井通风网络图采区通风网络图主扇检查记录主扇测试报告主要通风参数测算记录矿井通风旬报、月报测风记录矿井风量计算办法配风计划巷道失修记录、维修计划及报表通风阻力测定报告反讽演习计划反风演习报告反风设施检查记录反风设施布置示意图反风操作规程通风设施检修记录矿井、工作面通风生产能力核定报告矿井、采区产量表通风设计巷道贯通记录、措施调、改风措施局部通风申请记录局部通风计划停风申请书 主扇开停记录仪器仪表登记管理台帐、管理制度仪表校验证明 局部通风管理牌版通风设施管理牌板通风仪器仪表管理牌板

每月通风工作例会记录通风区、队长值班记录通风隐患排查记录

5、其它说明

本方案提供的矿井总进风量1320 m3/min，通风生产能力15万t/a，是在充分满足前文所述有关内容的前提下；

在生产条件允许的前提下，采掘面布置尽量东、西两翼平衡、兼顾； 本改风方案仍为临时方案，待12011上下付巷贯通后，对本方案作补充与修改，形成永久性改风方案。

6、附图

6.1矿井通风系统改风示意图

6.2矿井通风网络图

 

第二篇：某煤矿通风系统改造初步设计

内蒙******内蒙******煤矿******煤矿 煤矿

通风系统改造初步设计 通风系统改造初步设计

****************设计公司**设计公司 设计公司

报告编制日期：20xx年6月

目 录

前 言 言........................................................................................................1

第一章 第一章 矿井概述 矿井概述................................矿井概述....................................................................................3

第一节 矿井概况..........................................3

第二节 矿井安全状况......................................4

第二章 第二章 **** ****煤矿****煤矿通风系统改造煤矿通风系统改造.............................通风系统改造.............................5

第一节 通风系统改造的必要性..............................5

第二节 改造后的通风方式和通风系统........................7

第三节 风量计算..........................................7

第四节 矿井通风阻力、自然风压及等积孔...................19

第五节 主扇选型计算.....................................24

第六节 主扇选型结果.....................................25

第七节 主扇供配电设备及控制.............................25

第三章 投 投 资 资....................................................................................27 27

第一节 投资范围及编制依据...............................27

第二节 投资构成.........................................28

附录：附录：

1、设计委托书

2、矿井瓦斯等级鉴定报告表。

3、煤尘爆炸性鉴定报告表。

4、煤炭自然倾向性鉴定报告表。 附件：附件：

1、主要机电设备、器材清册。

2、主要项目清册。

3、概算书。

所附图纸目录

1

2

3

4

图 纸 图 号 名 称 六采区 通风困难时期通风系统图 七采区 通风困难时期通风系统图 六采区回风立井 工业场地平面图 主扇特性曲线图 1:2000 1:2000 1:2000 示意图 比例

前 言 言

******煤矿地处内蒙古自治区****市东****Km，地理坐标为：东经***°08′11″、北纬**°15′17″，位于****煤田南部，行政区划隶属于****区****镇，交通方便，铁路、公路可通全国各地，是平庄煤业（集团）有限责任公司的支柱矿之一，经济效益较好。

该矿井采用斜井多水平分区开拓方式，设计生产能力120万t/a、核定能力130万t/a。

一、设计依据

1、设计委托书

2、矿井瓦斯等级鉴定报告表。

3、煤尘爆炸性鉴定报告表。

4、煤炭自然倾向性鉴定报告表。

5、《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)和《煤矿安全规程》(2004版)。

6、19xx年1月开始执行的《矿井通风安全监测装置使用管理规定》。

7、******煤矿提供的《******煤矿采掘工程现状平面图》、以及相关资料。

二、设计指导思想

1、尽量以少的投资、较少的工程量与材料消耗，获得较好的经济效益。

2、在资金允许的条件下，尽可能选用技术先进，性能可靠的设 1

备。

三、矿井通风系统改造的主要特点

1、对****煤矿的通风系统进行改造，新建回风立井及相关巷道，使****煤矿六采区、七采区的通风状况得到根本改善。

2、采用新型节能轴流对旋通风机，充分发挥风机效率、节省电能。

四、主要技术经济指标

本项目总投资为4979.55万元，其中矿井通风系统为1483.63万元，矿井瓦斯抽采系统为703.95万元，矿井防尘灭火系统为1616.65万元，矿井提升运输系统为300.57万元，矿井供电系统为874.75万元。

2

第一章 第一章 矿井概述 矿井概述 矿井概述

第一节 矿井概况

一、交通位置 交通位置

******煤矿位于内蒙古自治区****市东****Km，行政归属内蒙古自治区****市****区****镇所辖。地理坐标为东经***? **′11″、北纬**? **′17″。国****赤线经过矿区，设有****站；赤峰至****公路亦通过本区，铁路、公路可通全国各地，交通方便，详见交通位置图。

二、煤层地质 煤层地质

井田含煤地层为侏罗系上统****组，煤系地层由老到新为杏园组、****组、白垩系下统孙家弯组及第四系。可采煤组为五、六煤组，赋存在含煤组中部，煤层倾角浅部缓（6?～18?），中深部略陡（15?～25?），平均为18?，井田煤层为复合煤层。

三、矿井开拓、矿井开拓、开采方式 开采方式

******煤矿开拓方式为斜井多水平采区阶段石门式；开采方式为走向长壁后退式。现在开采深度为+180水平，距地表437m；最终开采深度为-50水平，距地表667m。

四、矿井通风方式 矿井通风方式

3

******煤矿现有主、副三条井筒入风，东风井和北风井两条井筒回风，其中东风井装有两台G4-73-11№25D型离心式通风机，服务

于一、三、四、六采区，北风井装有两台2K58―№22.4型轴流式通风机，服务于二、五采区，矿井通风方式为分区单翼对角式。

五、矿井生产能力 矿井生产能力

矿井设计120万t/a、核定能力130万t/a。

六、矿井瓦斯、矿井瓦斯、煤尘、煤尘、自燃情况 自燃情况

根据矿井瓦斯鉴定报告，******煤矿瓦斯绝对涌出量0.17m3/min、相对涌出量为2.15m3/T，二氧化碳绝对涌出量0.21m3/min、相对涌出量为2.18m3/T，属低瓦斯矿井。

根据煤尘爆炸性鉴定报告该矿井煤尘爆炸指数为41%～45%，具有煤尘爆炸危险，但建井以来未发生过煤尘燃烧或爆炸现象。

根据煤炭自然倾向性鉴定报告该矿井的煤种为老年褐煤，自燃发火期为1.5～3个月，最短发火期为20天，属自燃的一类：容易自燃发火矿井。

第二节 矿井安全状况

一、矿井通风系统现状 矿井通风系统现状

矿井目前的通风方式为机械抽出式，通风系统为分区式。现有主、副三条斜井入风，东风井和北风井两条斜井回风，东风井装有两台G4?73?№25D型离心式主要通风机，配套电机功率为210kw,额

定转数为490rpm；北风井装有两台2K58?№22.4型轴流式主要通风机，配套电机功率220kw,额定转数为740rpm。现在为六采区供风的 4

东风井主要通风机，其最大通风流程为7925m，采区生产后期通风阻力将达到3469 Pa，属通风困难采区。

第二章

****煤矿通风系统改造煤矿通风系统改造

第一节 通风系统改造的必要性

（一）、******煤矿通风系统改造的原因

******煤矿现有二、三、四、五三个生产采区，六采区是二水平的接续采区（设计生产能力为100万t/a，最大生产能力为120万t/a），其深部还有七采区。

目前******煤矿的通风方式为机械抽出式，通风系统为分区式。现有主、副三条斜井入风，东风井和北风井两条斜井分别回风，其中东风井装有两台G4?73?№25型离心式主要通风机，配套电机功率为210kw,额定转数为490rpm；北风井装有两台2K58?№22.4型轴流式主要通风机，配套电机功率220kw,额定转数为740rpm。

二井六采区现有通风系统为：新风由主、副井井底+236车场、六采区运输大巷、六采区皮带下山、各阶段运输石门、运输顺槽到达采煤工作面，回风由回风顺槽、阶段回风石门、六采区回风下山、六采区回风斜巷、三采区轨道上山、三采区回风斜巷、一采区+492大巷、东风井到地面，与一、三、四采区共用一台主要通风机，该系统有以下几个缺点：

1、三采区回风斜巷围岩大部分是页岩和泥页岩，遇水膨胀严重， 5

巷道已经多次返修，仍然维护困难，现在此段巷道损坏非常严重，造成断面小通风阻力大；

2、该系统通风线路长（六区最大通风流程约为7925 m，预计七区最大通风流程为10890 m），通风阻力大，预计到六采区生产后期通风阻力将达到3469Pa,等积孔为1.03 m2，属通风困难采区；

3、到二井生产末期，七采区仍使用该系统，预计通风阻力将达到3352Pa、等积孔将小于1.00 m2，通风将更加困难，仅靠东风井主要通风机供风，通风能力不能满足生产需要。

（二）、系统改造方案

在二井六采区绞车硐室附近地表的适当地点新建主要通风机房，安设主要通风机，同时新建回风立井与六采区专用回风下山联通，使六采区及深部七采区的回风经回风立井直接排到地面，形成一套独立的通风系统，详见《****煤矿六采区通风困难时期通风系统图》、《****煤矿七采区通风困难时期通风系统图》。

（三）、系统改造的目的

通过该通风系统技术改造，预计可以达到以下目的和效果： 可以大幅度缩短通风流程，降低风阻。

大大简化了通风系统，实现了《煤矿安全规程》关于分区通风的要求；

可使一采区和四采区到末期直接进入复采和煤柱回收，如期报废采区，封闭区域系统。

简化矿井的通风系统，使通风方式为两翼对角式，进一步优化了通风系统。

6

第二节 改造后的通风方式和通风系统

根据******煤矿六采区的开拓布置方式、采区的巷道布置和生产布局，该矿井的通风方式为机械抽出式负压通风，矿井通风系统为分区式通风（其中主斜井、副斜井入风，立风井回风），设置两台主扇，其中六采区的通风系统（参见《****煤矿六采区通风困难时期通风系统图》、新建回风立井断面图）为：

主斜井（副斜井）－→+236车场－→六区运输大巷－→六区皮带下山（六区材料下山）－→+191车场－→六区+191运输石门－→六区5-1N一片运输顺槽－→六区5-1N一片回采工作面－→六区5-1N一片回风顺槽－→六区+235回风石门－→六区+235回风联络巷－→六区专用回风下山－→立风井－→风硐－→主扇。

七采区的通风系统（参见《****煤矿七采区通风困难时期通风系统图》）为：

主斜井（副斜井）－→+236车场－→六区运输大巷－→六区皮带下山（六区材料下山）－→通风联络巷－→七区皮带下山（七区材料下山）－→运输石门－→运输顺槽－→回采工作面－→回风顺槽－→回风石门－→回风联络巷－→七区专用回风下山－→六区专用回风下山－→立风井－→风硐－→主扇。

第三节 风量计算

根据《煤矿安全规程》、****公司《矿井通风实施细则》的有关规定，采、掘工作面等按实际需要的风量分别计算如下：

7

回风立井断面图

8

（一）、采煤工作面配风计算

1、综采工作面实际需要风量:

a、按瓦斯涌出量计算：

Q采＝100×QCO2×K

式中：

QCH4——工作面瓦斯绝对涌出量0.17m3/min、相对涌出量为

2.15m3/T。

QCO2——工作面二氧化碳绝对涌出量0.21m3/min、相对涌出量为2.65m3/T，

由于该矿井的CO2的涌出量高于CH4，所以计算过程中有关参数以CO2的相关参数代替CH4的。

K——风量调整系数，综采采煤，取1.6(1.2～1.6)。

则：Q采＝100×QCO2×K＝100×0.21×1.6＝33.6(m3／min) b、按工作面温度计算：

Q采＝60×Vc×Sc

式中：

Vc——工作面风速，取工作面风速1.00m/s。

Sc——工作面平均断面，该矿井采用掩护式综采支架（采高h=2.8m）：

S= 3×(h-0.3)= 3×(2.8-0.3)=7.5 (m2)

9

则：Q采＝60×Vc×Sc＝60×1.00×7.50

＝450 (m3／min)

c、按人数计算：

Q采＝4×N×K

式中：

N——工作面最多同时工作人数，取50人。

K——矿井通风系数，该矿井采用分区式通风，取则：Q采＝4×N×K＝4×50×1.25＝250 (m3／min) d、按风度进行验算：

按最低风速：

Q采＝0.25×60×S

＝0.25×60×7.5

＝112.5(m3／min)

按最高风速：

Q采＝4×60×S

＝4×60×7.5

＝1800.0 (m3／min)

根据以上计算取Q3

采＝450m／min。

2、炮采工作面实际需要风量:

a、按瓦斯涌出量计算：

10 1.25

Q采＝100×QCO2×K

式中：

QCH4——工作面瓦斯绝对涌出量0.17m3/min、相对涌出量为

2.15m3/T。

QCO2——工作面二氧化碳绝对涌出量0.21m3/min、相对涌出量为2.65m3/T，

K——风量调整系数，取2.0(1.4～2.0)

则：Q采＝100×QCO2×K＝100×0.21×2.0＝42.0(m3／min) b、按工作面温度计算：

Q采＝60×Vc×Sc

式中：

Vc——工作面风速，取工作面风速0.70m/S。 Sc——工作面平均断面：

S= ((2.1+3.1)÷2)×2.0=5.2 (m)

则：Q采＝60×Vc×Sc＝60×0.80×5.2

＝249.6 (m3／min)

c、按人数计算：

Q采＝4×N×K

式中：

N——工作面最多同时工作人数，取25人。 2 11

K——矿井通风系数，该矿井采用分区式通风，取1.25 则：Q采＝4×N×K＝4×25×1.25＝125 (m3／min)

d、按炸药量计算：

Q掘＝25×A

式中：

A———采煤工作面一次爆破最大炸药量；

取7.0公斤。

则：Q掘＝25×A

＝25×7.0

＝175 (m3／min)

e、按风度进行验算：

按最低风速：

Q采＝0.25×60×S

＝0.25×60×5.2

＝78.00(m3／min)

按最高风速：

Q采＝4×60×S

＝4×60×5.2

＝1248.0(m3／min)

根据以上计算，结合该矿井炮采工作面的实际配风经验取： 12

Q采＝250m3／min。

（二）、掘进工作面配风计算

1、综掘工作面实际需要风量：

a、按瓦斯涌出量计算：

Q采＝100×QCO2×K

式中：

QCO2——工作面绝对二氧化碳涌出量，根据******煤矿2006

年瓦斯鉴定报告取0.21m3/min。

K——风量调整系数，综掘取2.0（1.5～2.0) 则：Q采＝100×QCO2×K＝100×0.21×2.0＝42.0 (m3／min) b、按局扇的实际需要风量计算：

Q掘＝Qf×I+15×S

式中：

Qf——局扇实际吸入风量,m／min;根据****公司各矿井综掘工作面的实际配风经验，局扇的吸入风量取300m3／min；

I——掘进工作面同时工作的局扇台数；取1台

15——巷道掘进通风调节系数，煤巷取15、岩巷取9。 S——局部通风机安设地点的断面积。

则：Q掘＝Qf×I＝300×1.0+15×6

＝390 (m3／min) 3

13

c、按人数计算：

Q掘＝4×N掘

式中：

N掘———掘进工作面每班同时工作的最多人数；取15人，

则：Q掘＝4×N掘

＝4×15

＝60(m3／min)

d、按风速度进行验算：

按最低风速：

Q掘＝0.25×60×S掘

＝0.25×60×7.44 ＝111.6 (m3／min) 按最高风速：

Q掘＝4×60×S掘

＝4×60×7.44

＝1785.6 (m3／min) 根据以上计算取取Q掘＝390m3／min。

2、炮掘工作面实际需要风量：

a、按瓦斯涌出量计算： Q采＝100×QCO2×K

14

式中：

QCO2——工作面绝对二氧化碳涌出量，根据******煤矿20xx年瓦斯鉴定报告取0.21m3/min。

K——风量调整系数，炮掘取2.0(1.2～2.0) 则：Q采＝100×QCO2×K＝100×0.21×2.0＝42.0(m3／min) b、按炸药量计算：

Q掘＝25×A

式中：

A———掘进面一次爆破最大炸药量；

取6.0公斤。

则：Q掘＝25×A

＝25×6.0

＝150 (m3／min)

c、按局扇的实际需要风量计算：

Q掘＝Qf×I+15×S

式中：

Qf——局扇实际吸入风量,m3／min;根据低沼气矿井的实际配风经验，局扇的吸入风量取200m3／min；

I——掘进工作面同时工作的局扇台数；取1台

15——巷道掘进通风调节系数，煤巷取15、岩巷取9。 15

S——局部通风机安设地点的断面积。 则：Q掘＝Qf×I＝200×1.0+15×4

＝260 (m3／min)

d、按人数计算：

Q掘＝4×N掘

式中：

N掘———掘进工作面每班同时工作的最多人数；取15人，

则：Q掘＝4×N掘

＝4×15

＝60(m3／min)

e、按风速度进行验算：

按最低风速：

Q掘＝0.25×60×S掘

＝0.25×60×7.44 ＝111.6 (m3／min) 按最高风速：

Q掘＝4×60×S掘

＝4×60×7.44

＝1785.6 (m3／min) 根据以上计算取取Q掘＝260m3／min。 16

（三）、硐室需风量ΣQ硐：

根据平煤公司矿井通风实施细则，六采区变电所、水泵房联合布置独立通风， Q变=90 m3/min。

水仓独立通风， Q水=60 m3/min。

井下火药发放硐室独立通风， Q火=90 m3/min。

两个绞车房独立通风，Q绞=60×2 =120（m3/min）。

ΣQ硐= Q变+ Q水+ Q火+ Q绞

=90+60+90+60×2

=360（m3/min）。

（四）、备采工作面配风计算

鉴于该采区分别配备综采工作面、炮采工作面的实际情况，根据备用回采工作面的配风要求，备用工作面配风取Q备=220 m3/min。

（五）、其它巷道需风量ΣQ它：

取ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐的5%

则：ΣQ它=（（450+250）+220+（390+260×3）+360）×0.05

=122.5（m3/min）

（六）、六采区的总风量

根据该矿井六采区的开拓开采布局、采掘工作面的分布、设计情况，预计该采区通风困难时期配备两个回采工作面（一综、一炮）、一个备用工作面、四个掘进工作面（一综、一炮、两个炮掘开拓面）、 17

五个独立供风硐室，故该采区总入风量、总回风量、主要通风机的风量分别为：

1、采区总入风量

Q入=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K通

=（（450+250）+220+（390+260×3）+360+122.5）×1.2

=3087（ m3/min）=51.45（m3/s）

式中：

K通——包括矿井内部漏风和配风不均匀等的综合通风系数，取

1.2。

2、采区的总回风量

Q回=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K通×K膨

=（（450+250）+220+（390+260×3）+360+122.5）×1.2×1.05

=3241.35（ m3/min）=54.02（m3/s）

式中：

K通——包括矿井内部漏风和配风不均匀等的综合通风系数，取

1.2。

K膨——矿井气体膨胀系数，取1.05。

（七）、七采区的总风量

根据该矿井七采区的开拓开采布局、采掘工作面的分布、设计情况，预计该采区通风困难时期配备两个回采工作面（一综、一炮）、一个备用工作面、两个掘进工作面（一综、一炮）、八个独立供风硐室（变电所水泵房、火药发放硐室、六区绞车房2个、七区绞车房2 18

个、消防材料库、水仓），故该采区总入风量、总回风量、主要通风机的风量分别为：

1、采区总入风量

Q入=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K通

=（（450+250）+220+（390+260）+（90+90+60×2+60×2+60+60）+105.5）×1.2

=2658.6（ m3/min）=44.31（m3/s）

式中：

K通——包括矿井内部漏风和配风不均匀等的综合通风系数，取

1.2。

2、采区的总回风量

Q回=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K通×K膨

=（（450+250）+220+（390+260）+（90+90+60×2+60×2+60+60）+101）×1.2×1.05

=2791.53（ m3/min）=46.53（m3/s）

式中：

K通——包括矿井内部漏风和配风不均匀等的综合通风系数，取

1.2。

K膨——矿井气体膨胀系数，取1.05。

第四节 矿井通风阻力、矿井通风阻力、自然风压及等积孔

（一）、矿井通风阻力：矿井通风阻力：

19

根据该矿井的生产布局、回采工作面的分布情况和以上配风原则，根据以上所计算的总回风量，按通风困难时期分别计算六采区（详见《******煤矿六采区通风困难时期通风系统图》）、七采区（详见《******煤矿七采区通风困难时期通风系统图》）通风阻力，H=166.94㎜水柱，水柱，H七=184.99㎜水柱。详细计算过程见表1、2。

（二）、夏季自然风压 夏季自然风压

1、基础参数：最大开采深度：六采区约473m、七采区约620m，地面大气压力约720mmHg, 夏季进风井平均温度28℃，出风井平均温度22℃。

2、由一般公式计算过程：

a、进风流平均密度：

ρ1=0.003484×（P/T）

=0.003484×（720×13.6×9.8/(273+28)）

=1.1107(Kg/m3)

b、回风流平均密度：

ρ2=0.003484×（P/T）=0.003484×（720×13.6×9.8/(273+22)） 六

20

------------------------------------------------------------------------------------------------------

六 采 区 通 风 困 难 时 期 通 风 阻 力 计 算 表 表2-1

21

------------------------------------------------------------------------------------------------------

七 采 区 通 风 困 难 时 期 通 风 阻 力 计 算 表 表2-2

=1.1333(Kg/m3)

c、六采区夏季矿井自然风压：

Hn=Hρ1g- Hρ2g

=473×1.1107×9.8-473×1.1333×9.8

=-104.76 (Pa)

=-10.69 (mmH2o)

d、七采区夏季矿井自然风压：

Hn=Hρ1g- Hρ2g

=620×1.1107×9.8-620×1.1333×9.8

=-137.32 (Pa)

=-14.01 (mmH2o)

（三）、矿井通风困难时期自然风压反对主扇工作时（夏季）： 六采区矿井自然风压反对主扇工作时：六采区矿井自然风压反对主扇工作时：

Hkf= Hr+He

= 166.94-(-10.69)

= 177.63 (mmH2o)=1740.77（Pa）

矿井等积孔： A=0.38Q/h

= 1.57

七采区矿井自然风压反对主扇工作时：七采区矿井自然风压反对主扇工作时：

Hkf= Hr+He

= 184.99-(-14.01)

= 199.00(mmH2o)=1950.20（Pa）

矿井等积孔：

23

A=0.38Q/h

= 1.24

通过以上计算可以看出，****煤矿通风系统改造后，六采区、七采区通风困难时期通风难易程度均属于中等。

第五节 主扇选型计算

1、计算风机所需风量：

依据内工办煤炭字内工办煤炭字［《关于印发自治区煤矿瓦斯综内工办煤炭字［2005］2005］246号（《关于印发自治区煤矿瓦斯综合治理工作实施方案的通知》）文件合治理工作实施方案的通知》）文件精神： “各生产矿井采区有效总文件

风量的富余系数必须1.5以上”要求。

Q六=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K通×K膨

=（（450+250）+220+（390+260×3）+360+122.5）×1.5×1.05 =4051.69（ m3/min）=67.53（m3/s）

Q七=（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K通×K膨

=（（450+250）+220+（390+260）+（90+90+60×2+60×2+60+60）+105.5）×1.2×1.05

=3323.25（ m3/min）=55.39（m3/s）

2、计算风机所需负压：

六采区通风困难时期：

H六困难=（166.94/54.022）×67.532+10.69=271.57（㎜水柱）

=2661.39（Pa）

七采区通风困难时期：

H七困难=（184.99/46.532）×55.392+14.01=276.16（㎜水柱）

=2706.37（Pa）

24

3、通风机型号及主要参数

根据以上通风参数,本设计选用BDK-8-№20C型抽出式防爆对旋矿用主扇，该风机具有效率高、高效区宽广等特点。该风机特性曲线见图2-1所示，工况点见表2-3。

工 况 参 数 表 表2-3

第六节 主扇选型结果

1、通风机：BDK-8-№20C型防爆对旋矿用主扇两台，其中一台工作，一台备用。

2、配套电机：YBFe系列，功率2×160kW，转速740r/min，电压380V。

3、配备与通风机配套的自动风门。

第七节 主扇供配电主扇供配电设备供配电设备及控制设备及控制

新建通风机配电室一座，其双回路电源采用YJV22-6KV-3×50mm2

型电缆由矿井变电所引来。考虑到供电线路部分地段通过采空区、钢筋混凝土电杆已形成，为少占农田，故采用电缆架空敷设。电缆长度约为2000m。

25

主扇电源设两台变压器（其中一台工作，一台备用）。变压器型号

风机特性曲线图

26

为S11-400/6/0.4KV；电压为6/0.4KV，容量为400KVA。高低压主接线系统为单母线分段，高、低压均设有母线联络开关。正常工作时，由1#电源供电，当1#电源出现故障时，由2#电源自投入，以保障主扇供电的可靠性。

高压配电设备选用KYN28A-12型高压开关柜（联络柜）。低压配电设备选用GGD2型低压开关柜（联络柜）。

配备通风机在线监控系统，通过监控终端监控通风机运行过程中的运行曲线，了解风量、风阻、风速、轴承温度、定子温度、电流、电压、功率、通风机的振动等的变化情况，并具有故障诊断、故障报警等功能。

七、主要工程及配套设施 主要工程及配套设施

根据该矿井目前的开拓开采情况、通风系统的技改需要，新建回风立井及相关井巷工程、新建主扇房、重新架设双回路高压供电线路。

第四章 投 投 资 资

第一节 投资范围及编制依据

一、 投资范围

本矿井通风系统改造项目投资范围包括土地征购费、井巷工程费、土建工程费、设备、材料、工器具购置费、安装费及工程预备费等全部工程投资。

二、 编制依据

27

1、 矿建工程：依据国家煤炭工业局颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》、《煤炭特殊凿井概算指标》（99统一基价）。

2、 土建工程：依据国家煤炭工业局颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标》（99统一基价）。

3、 安装工程：依据国家煤炭工业局颁发的《煤炭建设机电设备安装工程概算指标》（99统一基价）。

4、 定额外材料：依据国家煤炭工业局颁发的《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》（1999）及信息价格。

5、 费用定额及指标

各类工程费用定额依据煤规字[2000]48号文颁发的《煤炭工程建设其他费用指标》。

6、 设备价格：依据国家煤炭工业局颁发的《煤炭工业常用设备价格汇编》（1999版），部分设备采用询价。

7、 运杂费：设备运杂费按设备原价6%计算。

8、 备品备件购置费：按设备价值的1%计算。

9、 工程预备费：按7%计算。

第二节 投资构成

本通风系统改造项目总投资为1133.46万元，其中土地征购费316.90万元、井巷工程费322.27万元、土建工程费89.29万元、设备、材料、工器具购置费304.92万元、安装费35.92万元，工程预备费64.16万元。

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