××煤矿西采区通风系统改造设计.doc
矿井通风系统调整方案及安全技术措施
山西天润煤化集团德通煤业有限公司矿井通风系统调整方案及安全技术措施编制单位：通防技术科编制人：杨震2018年9月16日矿井通风系统调整方案及安全技术措施一、编制目的根据《山西天润煤化集团德通煤业有限公司通风系统变更初步设计》要求，待后期风井装备完成具备挂网运行条件后，对矿井通风系统进行调整，为保证新旧通风系统切换时的安全,特制定矿井通风系统调整方案及安全技术措施。
二、编制依据1、《山西天润煤化集团德通煤业有限公司通风系统变更初步设计》；2、临煤审发【2017】10号文，关于山西天润煤化集团德通煤业有限公司通风系统变更初步设计的批复；3、《煤矿安全规程》（2016）；4、《煤矿井工开采通风技术条件》 AQ1028-2006。
三、风险辨识1、通风系统调整方案及安全技术措施贯彻不到位，参与人员未按照系统调整顺序进行系统调整，造成系统紊乱、风流短路、用风地点风量不足,造成窒息、中毒。
防范措施：通风系统调整前，制定详细通风系统调整流程图，召开预备会，进行详细安排部署，将通风系统调整方案及安全技术措施传达至每个参与人员并签字确认。
2、通风设施施工不到位或施工质量较差，造成通风系统紊乱，局部地点风量不足。
防范措施：通风设施严格按设计施工，系统调整前要经通防技术科和安全监察科共同验收合格,方可进行通风系统调整.3、系统调整过程中,仪器仪表不完好或操作不当，导致通风参数测定不准确，影响通风。
防范措施：各种仪器仪表不完好不得入井，现场使用仪器仪表时，必须再次检查完好性。
4、系统调整过程中，现场警戒未设置或设置不到位，人员进入微风、无风区，造成窒息、中毒。
防范措施：通风系统调整期间，对可能存在微风、无风区域要设置警戒，悬挂“严禁入内"警戒牌,严禁人员进入。
四、组织机构为保证调整工作顺利进行,成立通风系统调整领导组。
组长：孙毅（矿长）副组长:李云义（总工程师）魏庆阳（生产矿长）徐衍超(通风矿长) 孙玉宝（机电矿长）王荣年（安全矿长)成员：王志刚（通防副总）徐小波(机电副总) 周成（安全副总）李建华（技术副总）娄峰（生产副总）于刚(地测副总)阴法滨（通防技术科科长）武明刚（安全监察科科长）刘院（机电技术科科长）杜建廷（采掘技术科科长）高照全（地测技术科科长）孙兆军(调度室主任）巩金涧（监测监控队队长) 张广勇（通防工区区长）设立井筒贯通与风机挂网运行指挥部,指挥部设在调度室。
矿井通风系统的优化改造
施工嚣避距离短，建设工期短 ； ２ 、斜并行人条件较方案一好 ： ２ 、井简逝离地质 ｝违 带．凰岩条 、并简装备安装、维护容易； 勾 ３ 件好 、水 文 地 质 条 件 好 ： ４ 井 筒 可装 备 提 升 设备 承担 辅 助 提 升 、 ３ 、通 风 线 路 短 ， 并 筒 避 风 负压 小 ：务 ４ 工业 广 场 供 电 线 路 、通 讯 线 路 ５ 、 、工 程 总 投 赍 较 多 场 外公 路 距 离 短 ， 投 资 小 ； ５ 、工 程 息 投 赍 较 少 １ 井 筒 不 装 备 提 升 设 备 ． 采 采 区 、井 筒 工 程 鬟 犬 ． 施工 工 期 长 ； 、 ｌ 辅助 遣 输 较 毋 难 ； ２ 、井 筒 通风 线 路 祷，潦 风 照 力丈 、负压 ２ 、井 简施工按术水平要 求离．井 大： 筒施 工 速 度 慢 ： ３ 、井 篱 圈 岩 条 件 水 文地 质 条 件 差 ； ３ 、并 祷 装 备 及 管 路 安 装相 对 困难 ４ 、并 下 岩 石 工 程 鼙 大
为 ＋８ １ ６ ｍ，井 筒倾 角９ 。 ，垂深 ２ ５ ３ ．６ ０ ３ ｍ，采 用 圆
形 断 面 布 置 ，净 直 径 ５ ５ ， 净 断 面 ２ ． ５ ２ 表 ．ｍ ３７ ｍ ，
方 案 一
方 案二
ｌ 井 简 短 ， 井 筒 井 巷 工 程 髓 小 ， ｛ 井 髓 施 工 相 对 容 易 ． 易于 维 护 ｉ 、
介 绍潞新 二矿的通 风改 造为例 。
一
高产 能时超风 速 的问题 二 ．方案 比较 （ ） 回风立 井方案 一
改造 的必要性
潞 安新 疆 煤 化 工 （ 团 ）有 限公 司 二 矿现 生 产 集
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采区设计(矿井通风系统)课程设计任务书(doc 6页)
采区设计（矿井通风系统）课程设计任务书1、设计依据给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图，矿井概况及生产情况，以及采区生产能力（产量）、瓦斯涌出量等条件，进行采区巷道布置及采区通风系统设计。
设计题目及资料来源由具体指导老师确定。
2、设计内容1）采区设计：采区巷道布置（采区上下山、主要进回风、运输巷道），回采巷道布置，回采工作面布置，明确巷道之间的联接关系；简单进行采煤方法、回采工艺设计；2）采区（或矿井）通风系统设计：采区通风系统确定（要有相应的通风构筑物）、用风地点风量计算与分配（采用由内向外四算一校核的方法），计算采区巷道通风阻力。
进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）。
3）安全工程设计【推荐选作】：瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。
3、设计要求完成采区通风系统设计说明书一份，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、网络图。
（说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成）4、提交材料采区设计及通风系统设计说明书，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、通风网络图。
（包括草稿、电子文档）5、指导要求设计主要分为两个内容：采区巷道布置和矿井（采区）通风设计。
本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计，毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计，加强学生能力培养”的教学计划改革探索，也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求，使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法，及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容，本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）；在制定设计题目时，原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置条件，灵活指定采区不同条件（尺寸不同、位置不同、煤层厚度不同或生产能力不同等），让学生分别选取，做到学生每人不重复。
6、课程设计的时间安排安全科学与工程学院安全工程08级课程设计进程安排计划（共5周）。
矿井通风设计精选全文
可编辑修改精选全文完整版前言井田概述一井田境界：煤层走向长约1200m，倾斜长约800m，地表平坦，标高+35m。
井田内有二个煤层，3号煤层厚度为2.3m，5号煤层厚度为2.5m，煤层露头为-100m。
煤层倾角12º。
各煤层厚度、间距及顶、底板情况见下表：地质构造简单，无断层，m，m2顶板岩性为细砂岩，顶板中等稳定，各煤层的容重γ=1.5t/m3。
，煤层无自燃倾向，表土内有流砂。
二矿井采区储量：井田采用一对立井开拓，井筒位置布置在井田走向中央和倾斜中部。
井田划分为三个阶段，每个阶段垂高200m，由于倾角较大均采用上山开采，一水平运输大巷布置在-200m 水平，大巷沿m3煤层底板开拓，位置距m3煤层垂直距离25m，回风大巷布置在+0m标高，距m3煤层的距离与运输大巷相同，矿井设计能力为年产60万t。
主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。
井底车场选用立井刀式环形车场，大巷运输采用600mm轨距架线式电机车运输，矿车选用1t固定式U型矿车。
采区工作制度规定如下：年工作日数：330天。
每日工作班数：3班。
每班工作时数：8h。
第一章选择矿井通风系统通风系统选择的原则：要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等。
矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。
按进、回风在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。
由于煤层倾角较小，埋藏较浅，井田走向长度不大等条件，故确定为中央边界式通风系统。
采区通风系统：采区共设3条上山，1条轨道上山和2条回风上山。
根据《煤矿开采安全规程》规定，再结合矿井的实际情况，本矿井采用抽出式通风方式。
第二章计算和分配矿井总风量矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
(一) 按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不小于4m3。
(二) 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总合进行计算。
煤矿采区通风系统优化方案
煤矿通风系统优化方案通风防突办二〇一二年二月二十九日1通风系统现状分析***煤矿此次通风系统改造时间紧迫、任务重，为保证矿井正常生产，对于矿井通风风量进行调整，同时为保证整体优化方案与局部整改措施的统一，必须以矿井阻力测定（详细内容见阻力测定报告）数据为基础，准确获取全矿井的总阻力。
1.1 矿井通风现状参数1.1.1 通风系统矿井通风方式采用分区抽出式通风，现有2个采区，通风方法为机械抽出式。
矿井主要由***平硐、***平硐排水巷、一采区回风井、二采区回风井。
矿井主要通风机型号：一采区BDK54-6-№15-04型对旋轴流式通风机两套，功率55×2kw，额定风压：1470Pa，额定风量：2021.6m3/min，一台工作，一台备用。
一采区配风量2400 m3/min（见风量分配表），实测风量2673 m3/min；二采区：FBCDZ-6-№19型对旋轴流式通风机两套，功率185×2kw，额定风压：987-3737Pa，额定风量： 6300m3/min，一台工作，一台备用。
二采区配风量2580 m3/min（见风量分配表），实测风量2881 m3/min；矿井通风系统布置合理，所有工作面、采区均为独立通风，井下局部通风机采用FBDY№6.0/30型对旋风机，并实现了双风机双电源自动切换和风电、瓦斯电闭锁。
通风路线：矿井新鲜风流经***主平硐、8#排水巷分别进入一采区、二采区。
一采区新鲜风流经***主平硐分别进入两条支路后汇至***m水平7#联络巷：一条经一采区7#车场通风道（+***m水平7#联络巷）→一采区材料道→***m水平7#联络巷；一条经一采区石门皮带巷→7#石门皮带巷（中段）→+***m水平7#联络巷；+***m水平7#联络巷→7#主运输下山→***运输巷→***综采面→***回风巷→***上山→17121上山→17121回风巷→一采区回风石门、一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；+1935m水平7#联络巷→7#材料下山→+1830m水平石门绕道→37122回风巷→27121上山→17121上山→17121回风巷→一采区回风石门、一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；+1890m水平7#联络巷→7#主运输下山→由局部通风机压至37123开切眼（已停掘）→37123运输巷→37123上山→37122上山→37121上山→27121上山→17121上山→17121回风巷→一采区回风石门、一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；+1890m水平7#联络巷→由局部通风机压至36123行人下山掘进工作面（另一局部通风机压至36123回风巷掘进工作面）→6#回风上山→17121上山→17121回风巷→一采区回风石门、一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；+1890m水平7#联络巷→7#主运输下山→37123运输联络巷→37123下山→37122上山→27121上山→17121上山→17121回风巷→一采区回风石门→一采区回风石门→一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；+1890m水平7#联络巷→7#材料道→一采区7#水仓→37123运输联络巷→37123上山→37122上山→27121上山→17121上山→17121回风巷→一采区回风石门→一采区回风石门→一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；+1890m水平7#联络巷→一采区下部变电所→下部变电所回风下山→一采区上部变电所→16121下山→16121回风巷→一采区回风石门→一采区总回风巷→风井→经一采区主通抽出地面；二采区新鲜风流经***主平硐、二采区主大巷、二采区斜石门、二采区集中运输上山、二采区集中运输石门分别进入各支路；一条经+1870m水平运输石门→4#猴车道中部联络巷→4#猴车道→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→36211运输联络巷→36211行人上山→36211回风联络巷→26221轨道下山→26221回风巷→***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→36211运输联络巷→36211运输巷→36211中部运煤下山→36211回风巷→36211回风联络巷→26221轨道下山→26221回风巷→***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→36211运输联络巷→36211运输巷→36211综采工作面→36211回风巷→36211架子通道→36211回风联络巷→26221轨道下山→26221回风巷→***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→36211运输联络巷→36211运输巷→36211综采工作面→36211中间巷→36211回风联络巷→26221轨道下山→26221回风巷→***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→由局部通风机压至二采区6#主运输大巷掘进工作面（另一局部通风机压至6#排水巷掘进工作面）→二采区6#主运输大巷→36221上山→36221回风联络巷→26221轨道下山→26221回风巷→***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→+1800m水平集中运输石门→+1800m水平5#联络巷→5#副水仓→5#轨道下山→***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；一条经6#运输下山→+1800m水平集中运输石门→+1800m水平4#联络巷→4#猴车道→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒→二采区风井→经二采区主通抽出地面；另一条经***回风石门→4#人行上山及4#材料上山→七一平峒、二采区风井→经二采区主通抽出地面。
煤矿采区通风系统设计
82采区通风系统设计袁店一井井田范围:西以袁店断层为界,与袁店二井毗邻;东至32煤层-1000m的水平投影线和39467500经线；南从杨柳~五沟断层(与五沟煤矿相邻）及10煤层露头线；北到32煤层—1000m的水平投影线和区块登记边界。
东西长约6。
9~13。
6km，南北宽1.2～3。
4km，井田面积约37.22km2。
本矿井目前有主井、副井、中央风井、西风井和北风井5个井筒，矿井主采煤层为32、72、8、10煤层。
矿井采用走向长壁后退式采煤法，一次采全高综采或综采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板。
袁店一井煤矿采用两翼对角式通风方式，各采区实行分区通风，有主井、副井、新主井(原中央风井，目前仅做进风井用）、南风井、东风井5个井筒。
其中主井、副井、新主井进风，南风井、东风井回风。
82采区的通风由南风井担负通风任务.南风井装备两台GAF25-13.1-1型轴流式风机,电机型号YR500-6，额定功率900kw，转速950rpm。
一、采区需风量计算原则矿井用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳、一氧化碳、氢气及其他有害气体浓度符合《煤矿安全规程》、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）及安徽省有关规定；用风地点的风量、风速、温度、粉尘浓度等符合规定要求。
采区需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,计算出采区所需总风量。
按井下同时工作的最多人数计算，每人供风量不少于4m3/min；井下作业地点实际供风量不小于所需风量；矿井通风系统阻力合理.确保无违反《煤矿安全规程》规定的扩散通风、采空区通风；无不合理的串联通风，局部通风机无循环风.82采区置2个岩巷掘进工作面、2个煤巷掘进工作面、1个采煤工作面。
二、采区需风量的计算方法采区所需风量按以下方法计算,并取其中最大值。
㈠按采区同时工作最多人数计算采区所需风量：Q总=4NK式中：Q总——矿井需要的总风量，m3/minK——矿井通风系数，取1.2。
矿井通风系统调整设计及安全技术措施方案
矿井通风系统调整设计及安全技术措施方案因工作需要，需将通风井筒格局三进一回（主斜井、副斜井、立井为矿井总进风井，箕斗斜井为矿井专用回风井）改为三进一回（主斜井、副斜井、箕斗斜井为矿井总进风井，立井为矿井专用回风井）。
为保证矿井通风系统调整期间安全，特制定如下安全技术措施：一、通风系统调整期间人员分工成立通风系统调整指挥部：总指挥：副总指挥：成员：（一）通风系统调整指挥部设在调度室，指挥部下设8个工作组：1.地面指挥组：由等组成，负责通风系统调整期间全面指挥和指令下达，并对突发的问题做出处理办法，并安排人员进行处理。
2.动力组:由等组成，负责通风系统调整期间协调各单位进行各区域的停、送电工作。
3.主要通风机组：由等组成，负责通风系统调整前、后检查主要通风机、闸板、防爆盖的维护和就位情况，并负责收集通风系统调整期间主要通风机及电动机的全部参数及风机风叶角度的调整操作；负责通风系统调整期间全面检查配电系统，主要通风机及电动机，及时处理通风系统调整期间各主要通风机启动时可能出现的故障工作。
（通风系统调整前郭兴喜负责箕斗斜井主要通风机,确保正常运转；刘海生负责立井主要通风机）。
4.通风设施组：由等组成，负责通风系统调整期间井下通风设施的新建与拆除，负责相关风门的开启与关闭。
5.通风瓦斯组：由等组成，负责测定通风系统调整期间及调整前、后的风量、风流方向及瓦斯浓度情况并做好记录，有问题及时处理。
主要测风地点：：立井、26回风下山、箕斗斜井、立井、2604主巷掘进工作面、2604副巷掘进工作面。
：-120大巷进风、-135大巷进风、25采区回风、2503采煤工作面。
6.通讯组：由等组成，负责通风系统调整期间指挥部与箕斗斜井主要通风机房、立井主要通风机房及各地区工作面和拆除、新建通风设施处的通讯工作，确保通讯畅通。
7.调度协调组：由等组成，在通风系统调整总指挥的带领下负责各单位的调度协调工作。
8.安全监督组：由等组成，负责通风系统调整措施的落实，必须在现场监督检查，杜绝违章作业。
矿井通风课程设计煤矿的通风系统
矿井通风课程设计--煤矿的通风系统前言本设计是针对于邓家庄煤矿的通风系统进行的设计，内容涉及较多，设计时间较短，对于我来说，设计的过程是一个学习的过程，更是一个把所有知识与实践相结合的一个过程。
再此设计过程中，通过查阅资料和在老师的帮助下对全矿有了较为全面的认识和了解，其中以前的矿井开拓设计也为本次设计打下了一个良好的基础。
同时涉及的参考文献较多，由于参考资料层次不齐，难免存在一些错误，还望大家见谅。
根据设计大纲所要求内容，将设计分为五章，内容主要有三部分，第一部分主要是对于邓家庄煤矿的地质条件和水文、煤层情况进行分析，从而合理的对煤田进行划分，内容涉及第一章。
二到四章为设计的第二部分，也是本次设计的核心内容，主要是对矿井的开拓和通风系统进行合理设计，选择合理的通风方式和方法，并计算出容易时期和困难时期的风阻，最后选择出适合的风机和对通风费用进行概算。
第五章介绍了矿用设备的选择。
由于时间紧迫，加之所学知识有限，本设计中难免有错误和不妥之处，欢迎大家批评指正。
2013年12月23号·2·目录前言 (2)目录 (3)第一章井田地质条件 (4)1.1井田概况 (4)1.2水文和地质条件 (6)1.3煤层及煤质 (8)第二章井田开拓 (14)2.1井田再划分 (14)2.2井田开拓方式 (19)2.3主要巷道设计 (25)2.4井底车场设计 (29)第三章采煤方法 (33)3.1采煤方法选择 (33)3.2采区巷道布置及回采工艺 (35)3.3采区车场选择 (37)3.4采区生产能力确定 (39)第四章通风系统设计 (41)4.1矿井通风系统设计 (41)4.2采区通风系统设计 (42)4.3风量计算与分配 (48)4.4计算矿井通风系统总阻力 (54)第五章矿井通风设备选择 (63)5.1主要通风机的选择 (64)5.2电动机的选择 (70)5.3矿井通风费用计算 (71)致谢 (73)·3·参考文献 (75)第一章井田地质条件本章主要介绍井田的地理概况以及井田煤系地层、开采赋存条件、地质构造及水文地质条件、煤层瓦斯涌出规律等地质概况。
煤矿矿井通风技术及通风系统优化设计
煤矿矿井通风技术及通风系统优化设计作者：杨加兴来源：《科学与财富》2020年第12期摘要：煤矿井下作业环境复杂，很多煤矿开采难度很大，也难以全面确保作业安全。
在安全管理中，矿井通风是影响安全的重要因素，也是管理中的重点，很多安全问题都是由于通风不良引起。
要提高通风质量，就要加强通风设计工作。
基于工作实践，本文探讨煤矿矿井通风设计，旨在提高通风设计科学性、通风有效性、作业安全性。
关键词：矿井通风;通风系统;设计引言煤矿井下作业具有一定的危险性，容易出现各类安全问题。
而通风是影响安全水平的重要因素，良好的通风可以有效减少各类有害气体、危险气体积聚。
现如今，煤矿安全生产已经引起广泛关注，虽然机械化水平提升，人力不再是煤矿生产主力，但依然会面临很多安全问题，需要引起重视，注意通风安全。
1矿井通风技术概况根据煤矿发展情况，当前主要应用的井下通风技术有：1.1矿井通风系统主要涉及通风方式、方法以及通风网络建设，这些部分构成了通风系统。
实际应用中，可利用现代计算机技术实现对通风系统的整体网络化控制;可以根据实际空气情况适时调整通风量，进而保证空气质量水平。
当出现井下火灾等安全问题时，系统会发出相应的报警，之后计算机会计算事故现场的CO浓度等获得必要信息，再根据这些信息调整井下通风口、送风量，有效减少损失，保障作业人员安全。
1.2多风机多级机站现如今矿井通风技术正在不断走向成熟，很多节能技术也在尝试应用其中，一些技术展示出良好的应用效果，获得大力推广。
调控系统对确保作业环境安全有重要意义。
其中，多风机多级机站不止总功耗低，并且在有效风量上也有很大优势，具备良好的节能效果。
2通风系统分类按照当前煤矿中设置的通风系统数量，可分为集中通风、分区通风两种。
前者是整个矿井使用一个统一的通风系统，通常在一些矿体走向相对较短、煤炭埋深浅、分布集中并且漏风情况少的煤矿中;也可以用于可以建设成为并联回风系统的矿井，这些矿井煤炭分布分散、走向长，不过各段、采区有空间、条件进行回风井开挖，安独立风机的矿井。
林西矿通风系统优化改造
林西矿通风系统优化改造赵兴元（开滦（集团）林西矿业有限公司，河北唐山063103）摘要：针对林西矿水平多、通风路线长、巷道网络系统复杂、回风阻力较大等问题，在对林西煤矿进行通风阻力测定、构筑物阻力测试的基础上，数据分析表明，林西矿风门过多且部分风门位置不合理、回风巷道局部冒落是通风阻力大的主要原因。
利用通风系统模拟仿真软件，对通风系统改造的合理方案进行优化———拆除不合理的风门、增加和改变部分风门。
经过现场实施，风机运转参数和井下通风情况与方案计算结果吻合，矿井总阻力降低123．4Pa，总风量增加22．11m3/s，等积孔增大0．488m2，取得了良好的效果，为林西矿的安全生产提供了保障。
关键词：通风系统；通风阻力；等积孔；优化；风门中图分类号：TD724文献标志码：B文章编号：1003－496X（2012）06－0038－04The Optimization Transformation of Ventilation System in Linxi Coal MineZHAO Xing－yuan（Linxi Mining Co．，Ltd，Kailuan Group，Tangshan063103，China）Abstract：Aiming at the problem of multi－level，long ventilation route，the complexity of ventilation roadway network system，large re-turn air resistance in Linxi coal mine，on the basis of testing ventilation resistance and structure resistance in Linxi coal mine，the test-ed results show that the main cause of large ventilation resistance is too much air door and part of air door in the unreasonable position．By using the ventilation system simulation software to optimize the reasonable program of ventilation system transformation———removing the unreasonable air doors and increasing and changing partial air door．Fan operating parameters and the conditions of the underground ventilation consistent with the program results by site implementation．The total resistance reduced123．4Pa．The total air volume in-creased22．11m3/s．The equivalent orifice increased0．488m2．The good result provided guarantee for the safety production in Linxi mine．Key words：ventilation system；ventilation resistance；equivalent orifice；optimization；檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷檷air door33．［2］王旭锋，张东升，李国君，等．铁法矿区高瓦斯低透气性煤层群卸压煤层气抽采钻孔布置［J］．煤炭学报，2011，36（8）：1296－1330．［3］李艳增，王耀锋，高中宁，等．水力割缝（压裂）综合增透技术在丁集煤矿的应用［J］．煤矿安全，2011，42（9）：108－110．［4］王兆丰，王林，陈向军．深孔预裂爆破在高瓦斯特厚煤层回采中的应用［J］．煤炭科学技术，2008，36（8）：31－33．［5］李学臣．提高单一低透气性煤层抽采效果的增透途径［J］．煤矿安全，2011，42（4）：90－92．［6］王兆丰，张庆恒，杨宏民，等．置换解吸和抑制解吸技术防治瓦斯突出试验研究［R］．焦作：河南理工大学，2009．［7］吴世跃．煤层气与煤层耦合运动理论及其应用的研究———具有吸附作用的气固耦合理论［M］．北京：科学出版社，2009：31－32．［8］杨宏民．井下注气驱替煤层甲烷机理及规律研究［D］．焦作：河南理工大学，2010．［9］马宏宇，杨宏民，王兆丰．煤层低压注气有效影响半径测定［J］．煤矿安全，2011，42（4）：93－95．［10］周世宁，林柏泉．煤层瓦斯赋存与流动理论［M］．北京：煤炭工业出版社，1999：36－39．作者简介：夏会辉（1986－），男，山东东明人，河南理工大学在读硕士研究生，研究方向为煤矿瓦斯防治技术及装备。
煤矿矿井通风设计
一、矿井通风设计的内容与要求１、矿井通风设计的内容• 确定矿井通风系统；• 矿井风量计算和风量分配；• 矿井通风阻力计算；• 选择通风设备；•概算矿井通风费用。
２、矿井通风设计的要求• 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件；• 通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；• 发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；• 有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施；• 通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。
二、优选矿井通风系统1、矿井通风系统的要求1) 每一矿井必须有完整的独立通风系统。
2）进风井囗应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。
3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。
4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。
5）每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。
6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。
7）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。
２、确定矿井通风系统根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。
三、矿井风量计算（一）、矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。
（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、采煤工作面需风量的计算采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。
（１）按瓦斯涌出量计算：式中：Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/minQgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/minkgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2~1.6 炮采工作面取kgwi=1.4~2.0,水采工作面取kgwi=2.0~3.0（2）按工作面进风流温度计算：采煤工作面应有良好的气候条件。
基于矿井通风仿真技术的红菱煤矿西二采区通风系统优化方案
（２ 基 于平 衡 图技术 的通 风 系统 分 析 ； １）
① ②
收稿 １期 ：０ ７ ９—２ ３ ２ ０ —０ １ 作者简介 ：ｈ 凡臣（ ９ ２ ， ， １ ７ 一） 男 山东人 ， 柳河 县国土 资源局工程师 。
３ ２
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第 ４期
卜 凡臣等 ： 基于矿井通风仿真技术 的红菱煤矿 西二采 区通 风系统优化方案
摘
要 ：针对红菱煤矿提高产量 时风 量不足 的 问题 ， 用矿 井通 风仿 真系统进 行 通风 系统优 化改造 ， 用 运 利
“ 矿井通风仿真 系统” 软件优化矿井通风 网络 ， 拟 了西二采区和西一采 区通风系统优化改造 的方案 ， 模 结合 现
场实际分 析 了各方案的可行性 ， 确定 出最佳 方案 。 关键词 ： 矿井 ； 通风系统； 仿真 ； 优化改造 中图分类号 ： Ｄ ２ Ｔ ７３ 文献标识 码 ： Ａ 文章编号 ：１７ —７ ６ （０ ７ ０ ６ ２ １ ９２ ０ ）４—０ ３ ０ ２—０ ５
转 分析 ； （４ １ ）矿井 自然 风压 分析 ； （５ １ ）矿 井功耗 分 析 ； （６ １ ）通风系统调节位置与调节量分析与评价 ； （７ １）巷 道风 速分 布与评 价 ； （８ １）矿井需 风量 分析 与评 价 ； （９ 通 风 系统 可靠性 分析 ； １） （０ ２ ）通风 系统 灵敏性 分 析 ； （１ ２ ）通风 系统 最大通 风 能力分 析 ； （２ ２ ）井下 空气 成分 、 温度 、 度分 析与评 价 ； 湿 （３ ２ ）矿 井分 区通 风分析 与评 价 ； （４ ２ ）矿井 串联 通 风分析 与评 价 。
１ 通 风 系统优 化 改 造 的 工 具
矿井通风仿真系统通过数 学模 型［ ３ １】 － 和相关 软 件 ， 出新 建 矿井开掘 贯通 和 旧井 巷报 废后 的通 构建 风状况 、 构筑物 的位置 及调节 量等 可视化 的矿井 通
XXX矿1#风井采区通风系统优化方案
XX矿1#风井采区通风系统优化方案编制单位：XX矿通风科目录一、矿井概况二、现有采掘面所需风量计算三、主要通风机改造时的必要性四、主要通风机工况计算及选型五、主要通风机更换合理性分析XX矿1#风井采区通风系统优化方案一、矿井概况：XX煤矿井田位于山西省晋城市，跨沁水县和泽州县。
井田北与大阳井田邻接，南与寺河矿东区井田北界为界，东以煤层露头、长河最高洪水位及地方煤矿边界为界，西以潘庄井田东界为界。
东西长约10.0km，南北宽约9.7 km；井田面积为74.3338km2。
1.瓦斯地质：2012年度瓦斯等级鉴定结果：XX矿井瓦斯绝对涌出量为389.71m3/min，其中抽放量为214.43m3/min，占总涌出量的55.1%，风排瓦斯量为175.28m3/min，占总涌出量的44.9%，相对涌出量22.59m3/t；二氧化碳绝对涌出量为37.16m3/min，相对涌出量为2.15m3/t，属高瓦斯矿井。
煤尘爆炸性：根据本矿井煤尘爆炸性鉴定结果，无爆炸危险性。
煤层自燃倾向性：根据本矿井3号煤层自燃倾向性鉴定报告，为3类不易自燃煤层。
地温地压：本矿井地温为12℃-16℃，地压为12.59-24.37MPa，为常温常压开采。
2.通风现状开拓开采方式及采掘布置：（1）通风现状：矿井采用机械抽出式通风。
现共有3个主通风机房，分别为1#风井主通风机、3#风井主通风机、4#风井主通风机。
其中1#风井主通风机担负矿井二、三盘区及下水平的通风任务，4号、3号风井通风机分别为四盘区、五盘区通风。
1#风井主扇服务于二、三盘区及下水平。
主要通风机型号为GAF31.6-15-1，电机功率为1400kw，叶片角度为+7°，总排风量为13755m3/min，通风负压为2620pa。
（2）采掘布置：设计要求：2015年三季度末我矿下水平形成首采面，2015年底具备回采条件。
实际施工：根据矿井2013-2015年采掘衔接计划，为更好的调整采掘接续紧张情况，确保下水平首采面按期形成，XX矿在2年内主要采掘安排如下：二、采掘衔接所需风量计算：（一）掘进工作面需风量计算每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、同时作业的最多人数、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等要求分别进行计算，然后取其中最大值。
煤矿西坡风井主通风机改造可行性研究报告
煤矿西坡风井主通风机改造可行性研究报告————————————————————————————————作者：————————————————————————————————日期：目录1 项目概况 (5)1.1 矿井通风系统概况 (5)1.2 矿井通风系统参数预测 (5)1.3现有西坡风井主通风机设备 (7)1.4 西坡风井主通风机改造的必要性 (7)1.5 设计依据 (8)1.6 设计指导原则 (8)1.7 设计范围 (8)2机械设备改造 (9)2.1 设计依据 (9)2.2 选型计算 (9)2.3 风机选型 (9)2.4 改造方案比较 (12)2.5 结论 (13)2.6 问题及建议 (14)3 配电及控制 (16)3.1 供电现状 (16)3.2 供电方案 (16)3.3 配电 (17)3.4 电气传动 (17)4 土建工程 (21)5 投资概算 (22)5.1 投资范围 (22)5.2 编制依据及采用指标 (22)5.3 投资概算 (23)5.4 资金来源 (23)附图1：AGF606-3.60-1.68-2风机运行曲线附图2：方案布置图附图3：改造示意图附件1：项目概算书1 项目概况1.1 矿井通风系统概况XX股份公司XX矿井位于XX省XX县境内，设计生产能力6.0Mt/a，于1995年建成投产，是我国利用世行贷款建设的第一座现代化特大型矿井，去年核定生产能力7.0Mt/a。
XX矿井目前通风系统采用分区式通风，其中中央风井主扇风机担负+520水平南一、南二、北一、北二及北三采区开拓的供风任务，在+470水平开始开拓时，其掘进及巷道用风亦由中央风井主扇担负；西坡风井主扇风机担负+520水平南三、南四、南五及南六采区供风任务。
1.2 矿井通风系统参数预测1）、通风困难时期根据XX煤矿生产衔接规划，2011年S6-2工作面回采时为今后西坡主扇服务上水平生产期间的通风困难时期，此时西坡主扇担负区域生产用风地点及配风量（根据矿井瓦斯赋存情况及实际生产中的经验配风确定）如下：类型地点配风量（m3/min）S3采区S3-9回采工作面2650 S3采区机头变电所120 S3采区1#变电所120 S3采区2#变电所120 巷道用风470S5采区S5-7回采工作面3570 S5-1备用工作面1785 S5采区1#变电所120S5采区2#变电所130 巷道用风620S6采区S6-2回采工作面3828 S6-6备用工作面1914 S6-7皮带顺槽掘进600 S6-7轨道顺槽掘进600 S6-7瓦排巷掘进600 S6猴车巷掘进600 S翼5#皮带机尾变电所120 S6采区1#变电所120 S6采区2#变电所120 S6采区皮带机尾变电所120 单轨吊充电硐室240 巷道用风600 内部漏风1357 合计风量20524其它内部漏风随主扇负压变化外部漏风对此阶段的通风系统进行模拟解算，当达到各用风点配风要求时预测西风井主扇工况：负压4360Pa，排风量23584m3/min。
采区通风设计
采区通风设计一、通风系统一采区通风利用集中轨道上山、集中运输上山两巷进风，集中回风上山回风，三条上山都可以行人。
回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面局部通风机接风筒压入式通风，风流路线如下：6#煤层：新鲜风流：副斜井、行人斜井 6#煤运输大巷、轨道大巷6#煤运输、轨道下山工作面运输顺槽回采工作面污风：回采工作面回风顺槽 6#煤回风上山上组煤回风大巷回风立井9+10#煤层：新鲜风流：主斜井、副斜井、行人井一采区集中运输上山、一采区集中回风上山工作面运输顺槽回采工作面污风：回采工作面工作面回风顺槽一采区集中回风上山下组煤回风大巷回风立井二、采区风量确定（1）按瓦斯涌出量计算Q采=100Kg其中：Q：回采工作面实际需要风量m3/ming：回采工作面的绝对瓦斯涌出量m3/minK：回采工作面通风系数，取1.2-1.6，此处取1.6根据《矿井瓦斯涌出量预测报告》和6#煤、9+10#煤的产量，6#煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为0.57m3/min。
9+10#煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为5.90m3/min例：Q采（6#）=100×0.57×1.6=91.2m3/minQ采（9+10）=100×5.90×1.6=944m3/min（2）按工作面人数计算Q=4N根据《初步设计》中回采6#煤时工作面同时工作人数为20人，9+10#煤采煤工作面同时工作人数为23人。
则：Q采（6#）=4×20=80m3/minQ采（9+10）=4×23=92m3/min（3）按工作面气候条件计算采煤工作面应有良好的气候条件，它的气温与风速要符合《规程》规定的对应关系。
Q采=60V采S采K采式中：V采：采煤工作面适宜风速m3/min,6#取1.1，9+10取1.3 S采：采煤工作面平均有效断面积，m2,按最大和最小控顶有效断面平均值计算。
K采=Kc.KgKc：工作面采长调整系数 6#取1.0 9+10#取1.1Kg：工作面采高调整系数 6#取1.1 9+10#取1.56#煤：Q采=60×1.1×4.09×1.0=276.54m3/min9+10: Q采=60×1.5×9.24×1.2×1.1×70%=768m3/min根据此上几种情况计算取最大值。
煤矿通风系统技术改造分析与应用
ｄ ｏ ｉ ： １ ０ ． ３ ９ ６ ９ ／ ｊ ． ｉ ｓ ｓ ｎ ． １ ０ ０ ８— ０ １ ５ ５ ． ２ ０ １ ３ ． ０ ６ ． ０ ４ ７ 中图分类号 ： Ｆ ４ ０ ７ ． ２ １ ； Ｔ Ｄ ７ ２ 文献标志码 ： Ｂ
煤矿通风系统技术改造分析与应用
邸彩 军（ 太原东 山煤矿有限责任公司 ， 山西 太原 ０ ３ ０ ０ ４ ３ ） 摘 要： 煤矿通风 是矿山生产 非常重要的一大 环节 ， 可靠、 稳定 及合理的 煤矿 通风 系统是 充分确保 矿井 安全生产 的基础 。近年
来， 随着开采强度的不断增大、 矿井深度的逐步增加以及综合机械化程度的进一步提高， 瓦斯涌出量、 瓦斯含量和瓦斯压力也随之越 来越大， 这便导致煤矿通风不仅有着较大的阻力， 而且通风线路相对较长， 大幅度增加了采区所需风量与矿井所需风量 ， 因而需要对
文章编号 ： １ ０ ０ ８－ ０ １ ５ ５ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ６－ ０ ０ ７ ６－ ０ １
通 过对 大量 的 煤 矿矿 井 事 故 进 行 统 计 分 析 可 知 ， 只要 是 能够 导 致 矿 井 通 风重 特 大 事 故 ， 基 本 上 均 与 煤 矿 通风 系统 有 着 较 大 的关 系 ， 或 者 是 通 风 系 统 本 身 未 完整的加以形成 ， 或者是通风系统设计不合理 ， 进而造 成 瓦斯 爆 炸 、 煤 尘爆 炸 等 一 系列 重 特 大 事 故 。 由此 可 见， 当前 的煤矿 通 风 系统 的设 计 及 构 造 已经 无 法 切 实 的满 足矿 井 通 风 能 力 要 求 和 矿 井 安 全 生 产 的 迫 切 需 要， 所 以， 为 了对 煤矿矿井 的安全生产 提供可 靠 的保 障， 就需要实施技术改造于煤矿通风系统 。 １ ｒ 煤矿 通风 系统 的重 要性及 其作 用
煤矿井下通风系统设计技术规程
煤矿井下通风系统设计技术规程一、前言煤矿井下通风系统是保证煤矿井下安全生产的重要技术措施之一。
本技术规程旨在规范煤矿井下通风系统的设计，提高煤矿井下通风系统的运行效率和安全性。
二、设计原则1.通风系统的设计应符合国家相关标准和规定，同时考虑煤矿的地质条件、采矿方法、工作面布置和采煤工艺等因素。
2.通风系统应保证煤矿井下空气的流通和清新，使煤矿井下的温度、湿度、氧气浓度和有害气体浓度等指标达到国家规定的标准。
3.通风系统应具备自动控制、监测和报警等功能，能够及时发现和解决通风系统故障和异常情况。
三、设计步骤1.确定通风系统的类型和参数：根据煤矿的地质条件、采矿方法、工作面布置和采煤工艺等因素，确定通风系统的类型（正压式、负压式、局部通风式、全面通风式等）和参数（风量、风速、风压、风道截面积等）。
2.设计通风主井道和风井：根据通风系统的类型和参数，设计通风主井道和风井的位置、尺寸、倾角和布置，保证通风主井道和风井的通风效果和安全性。
3.设计风道系统：根据通风系统的类型和参数，设计风道系统的布置、尺寸、风阻和风道材料等，保证通风系统的风量、风速、风压和风道截面积等参数符合设计要求。
4.设计通风机组和附属设备：根据通风系统的类型和参数，设计通风机组和附属设备的数量、型号、功率和布置等，保证通风系统的运行效率和安全性。
5.设计自动控制系统和监测报警系统：设计通风系统的自动控制系统和监测报警系统，能够实现对通风系统的自动控制、监测和报警等功能，保证通风系统的安全运行。
四、设计要点1.通风主井道和风井的位置和布置应符合国家相关标准和规定，同时考虑煤矿的地质条件、采矿方法、工作面布置和采煤工艺等因素，保证通风效果和安全性。
2.风道系统的布置应避免死角和盲区，保证通风效果和安全性。
风道的风阻应符合国家相关标准和规定，同时考虑风道材料、风道尺寸和风量等因素，保证通风系统的运行效率。
3.通风机组和附属设备的类型、数量、型号、功率和布置应符合国家相关标准和规定，同时考虑通风系统的类型和参数，保证通风系统的运行效率和安全性。
潘三矿西翼采区通风系统优化改造
潘三矿西翼采区通风系统优化改造
曹学军;陈勇;梁家福
【期刊名称】《矿业科学技术》
【年(卷),期】2011(39)3
【摘要】潘三矿西翼采区2010年2月18日由于西风井突然出水,经抢险无效的情况下对风井进行了填堵,西翼采区出由对角式通风改为中央并列式通风,通风流程随之增大,通风阻力增大,生产能力受风量制约.2011年,根据矿井生产接替,西三采区必须加大风量,增加生产头面.但由于西三采区通风阻力大,风量难以加上去,为确保矿井正常接替,在工期短,任务重的前提下,通过对矿井进行通风网络模拟,找出阻力大的关键环节进行扩刷巷道,并启封三条巷道以增加回风并联通道,进一步降低西三采区的通风阻力,保证了西三采区风量达2 800m3/min以上,满足生产需要.
【总页数】2页(P28-29)
【作者】曹学军;陈勇;梁家福
【作者单位】淮南矿业集团潘三矿,安徽淮南232096;淮南矿业集团潘三矿,安徽淮南232096;淮南矿业集团潘三矿,安徽淮南232096
【正文语种】中文
【中图分类】TD725
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××煤矿西采区通风系统改造设计×××公司××矿生产技术部2009年10月28日矿井通风系统改造设计人员名单通风系统改造设计依据：《煤矿安全规程》，版煤炭工业出版社，2007年《矿井通风与空气调节》，中国矿业大学出版社，1990年《煤矿安全工程设计》煤炭工业出版社，1994年《采矿工程设计手册》煤炭工业出版社，2003年《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000年通风系统改造设计原则：按“以风定产”原则，使改造后的通风系统能力与矿井生产能力相匹配改造设计技术上合理可靠，风量充足，风流稳定、风速合理以最少的投资，较少的工程量与材料消耗，获得最好的经济效益 根据本公司的实际情况，尽可能选用先进技术和装备改造后的系统安全可靠，防灾、抗灾能力强目录第一节、矿井概况 (5)第二节、矿井通风系统现状及存在问题 (6)一、通风系统现状 (6)二、存在问题 (6)第三节、矿井通风系统改造方案的选择 (7)一、方案选择 (7)二、方案设计的计算基础 (7)第四节、矿井需风量计算及风速验算 (9)一、需风量计算 (9)二、风量分配及风速验算 (15)第五节、矿井通风阻力计算 (16)一、通风阻力计算 (16)二、通风阻力分析 (18)第六节、通风设备选择 (19)一、工况点计算 (19)二、电机功率计算 (19)三、风硐改造 (20)第七节、通风系统改造 (21)一、生产巷道现状 (21)二、巷道改造方案 (21)第一节、矿井概况××煤矿位于贵州省黔西南布依族、苗族自治州普安县楼下镇。
地理坐标为：东经104°54′00″——104°55′34″，北纬25°22′47″——25°24′40″。
矿井形状为不规则形，面积 4.7993km。
主井口标高为＋1405.48m,副井标高为＋1404.60m,风井标高为＋1446.54m，主平硐标高为＋1309.79m。
本井田可采煤层4层，即17#、18#、19#、20#煤层。
矿井采用平硐、斜井开拓方式，原设计生产能力30万吨／年，2009年实际产煤36万吨。
目前共有两个采区，西采区地质构造简单，煤量大，2009年产出煤量21万吨。
2010年，西风井将担负年产25万吨以上产量的通风任务，需供风量4000 m3/min左右。
××煤矿煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上山开采，采区式区段后退式，区段内后退式回采。
采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为炮采、支护形式为2.5m单体液压支柱配合绞接顶梁、四对八梁全断面支护；全部垮落法管理顶板。
第二节、矿井通风系统现状及存在问题一、通风系统现状×煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，主、副，主平硐井进风，东西采区风井回风。
地面通风机房安设两台同型号离心式扇风机，一台运转，一台备用。
西采区主扇型号为BD-11NO14型，功率为2×55kw，数量2台（一台工作，一台备用），额定风量1200-2880m3/min、风压1000—3100Pa。
采区实际总进风量2024m3/min，负压980Pa。
东采区主扇型号为FBCDZ防爆对旋轴流式风机，数量2台（一台工作，一台备用），配套电机YBF225-4主扇功率为2×75kw，额定风量1510-3100m3/min、风压1300—3300Pa。
采区实际总进风量2283m3/min，负压1100Pa。
掘进工作面使用FBDNo6/2×15kw型，全矿共有局部扇风机八台（四台工作，四台备用），电机功率为2×15kw、风量为330m3/min-500m3/min，风筒为Ф600mm 的矿用抗静电阻燃风筒,采用压入通风本矿井采用抽出式通风，二、存在问题××煤矿原设计能力为45万吨／年，但是实际生产能力难以达到设计生产能力，今年矿井对各个生产系统进行了一系列改造，矿井生产能力达90万吨／年。
矿井通风系统虽进行了系列改造，但仍不能完全与矿井实际生产能力相匹配，给通风安全管理带来隐患。
主要存在以下几方面的问题：1、按目前的采掘布局布置，西采区主要通风机的供风量已达到极限。
日常因供风量不足影响生产安全。
2、主要通风机严重老化，故障较多，运行不稳定，供风量不连续不可靠。
3、井下采场逐步向西采区转移，采区要布置2个采煤工作面和二个掘进工作面，所需风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行的主要通风机难以满足安全生产需要。
4、矿井主要通风巷道都布置地煤层中，变形严重，通风断面小，阻力大，风速超限，供风量不足。
第三节、矿井通风系统改造方案的选择一、方案选择××煤矿原设计能力为30万吨，矿井初期主要开采首采区的17#煤，现西采区17#煤层已回采结束，矿井东西采区近两年内也将结束，矿井今后的生产主要集中在西采区开采。
采区开始投产时采区主要进风巷道断面积为5.6－8.02m2,主要回风巷道断面积为6.9m2，并开采17#煤层，通风距离短，通风网络简单，测定通风阻力为1205Pa,等积孔为2.26m2，网络上属于通风容易矿井。
目前矿井通风系统存在的问题主要为矿井总风量达到极限、主要通风机严重老化，故障较多，运行不稳定、通风系统将由生产系统的增加，所需的风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行风机难以满足安全生产需要。
××煤矿通风系统改造的目的在于提高矿井总风量，保证主要通风机安全运转，使通风能力与生产能力相匹配。
鉴于以上对矿井通风网路、通风设备的分析，通风系统改造的方案为：更换矿井主要通风机和巷道改造。
二、方案设计的计算基础××煤矿通风系统改造的方案为更换主要通风机和巷道改造，今后采掘头面个数及机电硐室数量基本稳定，但随采掘地点的变化，通风系统有较大变化。
因此主要通风机选型，须从以下几方面作为选型计算的基础：（一）重新计算矿井需风量，合理配风，并以此来计算矿井通风阻力。
（二）随采掘布局的变化，矿井生产逐步转移到西采区，形成西采区通风系统。
生产系统增加，矿井配风量增加，通风路线延长、通风阻力增大，矿井通风进入困难时期。
因此应以通风路线最长、阻力最大的困难时期作为风机选型的基础。
（三）根据矿井采掘计划，矿井需风量计算1个回采工作面、1个备用工作面，4个掘进工作面、2个独立通风的硐室作为风量计算基础。
1个回采工作面为：1903工作面。
1个备用工作面：1904工作面。
4个掘进工作面：17#煤层和19#煤层。
（四）通风阻力计算通风容易时期：阻力计算以1903回采工作面为通风阻力计算路线。
西采区1个回采工作面，2个掘进工作面，留有30m的煤柱。
通风困难时期：阻力计算以1904回采工作面和1903回采工作面作为通风困难时期阻力计算路线。
通风困难时期西采区1个回采工作面， 1个备用面，4个掘进工作面，2个硐室，按工作面的最长计算。
第四节、矿井需风量计算及风速验算一、需风量计算采煤工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡抽放以后的工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值，并经风速验算。
经分析和计算认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数少，一般不超过35人，因此，影响工作面风量确定的主要原因是瓦斯涌出量和风速。
（一）采煤工作面需风量计算1、西1903工作面的配风量（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。
Q采1=100×q采×Kc式中： Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取5.7m3 /minKC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比；炮采工作面取1.4～2.0，本矿取1.8Q采1=100×q采×Kc=100×5.7×1.8=1026 m3/min（2）按工作面温度计算Q采＝V c·S c·K i式中V c—采煤工作面适宜风速，取1.0m3/s；S c—采煤工作面平均有效断面，取7.04m2；K i—工作面长度系数，取1.0。
故Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min（3）按炸药使用量计算Q采＝25A c/60=0.417A c式中A c：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取18kg；故Q采＝0.417×18=450m3/min（4）按工作面工作人员数量计算Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3 m3/s式中：n—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；以上计算最大值Q采=max{Q采11,Q采2}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s（5）按风速验算0.25×S c≤Q采≤4×S c，则0.25×S c＝0.25×7.04＝1.76 (m3/s)＜Q采4×S c＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采故Q采＝1026 m3/min =17.1m3/s满足要求。
西采区1903工作面所需风量为1026 m3/min，2、西1904工作面的配风量（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。
Q采1=100×q采×Kc式中： Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取4.6m3 /minKC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比；炮采工作面取1.4～2.0，本矿取1.8Q采1=100×q采×Kc=100×4.6×1.8=828 m3/min（2）按工作面温度计算Q采＝V c·S c·K i式中V c—采煤工作面适宜风速，取1.0m3/s；S c—采煤工作面平均有效断面，取7.04m2；K i—工作面长度系数，取1.0。
故Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min表1 采煤工作面温度与风速对照表根据××煤矿地温梯度及季节变化情况，井下工作面温度一般在17—22℃之间，对照上表，取工作面风速V采i=1.0m/s；S采i—第i个采煤工作面的平均断面积 m2；K—采面调整系数；（3）按炸药使用量计算Q采＝25A c/60=0.417A c式中A c：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取18kg；故Q采＝0.417×11.25=281m3/min（4）按工作面工作人员数量计算Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3 m3/s式中：n—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；以上计算最大值Q采=max{Q采11,Q采2}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s（5）按风速验算0.25×S c≤Q采≤4×S c，则0.25×S c＝0.25×7.04＝1.76 (m3/s)＜Q采4×S c＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采故Q采＝13.8m3/s满足要求。