矿井通风系统设计范本

目录前言3第一章矿井基本简况5第一节矿井简况4一、井田简况4二、煤层地质简况4三、瓦斯简况5四、水文简况5五、煤尘、煤炭自燃简况5六、通风简况5第二章通风系统设计可行性论证8 第一节矿井通风系统优化背景8一、矿井目前通风及生产能力情况8二、矿井生产能力发展前景8第二节通风系统改造的必要性分析、论证9第三节通风系统改造的主要手段10第四节通风系统改造总体技术方案的选择10第三章矿井通风参数计算14 第一节通风系统改造后矿井需要风量的计算14一、矿井风量计算原则14二、矿井需风量的计算14第二节通风系统改造后矿井通风阻力的计算19一、矿井通风总阻力计算原则19二、矿井通风总阻力计算19第三节通风系统改造技术方案比较33第四章矿井通风设备的选择35 第一节主要通风机选型35一、设计依据35二、通风设备选型35第二节矿井主要通风设备的配置要求38第五章通风费用概算40第六章矿井安全技术措施43第一节粉尘灾害防治43一、防尘措施43二、防爆措施43三、隔爆措施43第二节瓦斯灾害防治44第三节防灭火44一、煤的自燃预防措施44二、外因火灾防治44第四节矿井防治水45第五节井下其它灾害预防45一、顶板灾害防治45二、机电运输事故防治45前言矿井通风是一个运用多种技术手段输送、调度空气在井下流动，维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。

在生产期间其任务是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点供给质优量足的新鲜空气，保证工作人员的呼吸，稀释并排除瓦斯、粉尘等各种有害物质，降低热害，给井下创造良好的劳动环境；在发生灾变时，能有效、及时地控制风向及风量，并与其它措施结合，防止灾害的扩大，最大限度地减少事故损失。

剖析历次煤矿重大灾害事故发生及扩大的原因，无不与矿井通风系统有着密切的关系。

因此，建立一个既能满足日常生产需风，保证风向稳定、风质合格，在灾害时期又能保持通风设备运行可靠、稳定、能快速实现风流控制的通风系统是至关重要的。

本设计基于郑兴义兴（新密）煤矿的现状，本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力进行的矿井通风系统改造。

总设计技术方案：维修扩大矿井东回风巷的断面，回收矿井西回风巷，对皮带巷进行扩修增大通风断面减小阻力，并经过矿井通风设施改造。

通过风量、风阻等计算，选择出主要通风机以及配套的电机型号。

通过各种论证，本设计可靠可行，提高矿井的抗灾能力，提高了矿井的经济效益。

郑兴义兴（新密）煤业有限公司通风系统优化设计第一章矿井基本简况第一节矿井简况一、井田简况1、交通位置及隶属关系本矿井位于河南省新密市西南约3.0km，在新密市城关镇东瓦店村境内，行政区划隶属新密市城关镇东瓦店村管辖。

区域上位于新密煤田M村—牛店勘探区王庄井田东段。

本村有乡村公路与郑（州）—（新）密公路相连，可至郑州、新郑、登封等地，矿区南部有新（密）—新（郑）铁路与京广铁路接轨。

各乡镇及村庄间的简易公路纵横成网，交通较为便利，交通位置示意图见图1-1。

其地理坐标为：东经：113°20′31.8″-113°21′24.4″北纬：34°29′22.2″ - 34°29′51.8″煤炭资源储量核查的矿井范围，东西长约1360m，南北宽约940m，面积0.7751km2。

其拐点坐标见表1-1。

表1-1 井田拐点坐标表11 3818420 3944092012 3818620 3844092013 3818750 3844074514 3819005 38440400图1-2 交通位置示意图1.2矿井生产能力郑兴义兴（新密）煤业有限公司井田位于新密煤田M村—牛店勘探区王庄井田东段，井田含煤地层为石炭系太原组和二叠系山西组、上下石河子组。

矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。

矿井通风系统为主、副斜井进风，风井回风。

矿井生产能力15万t/a。

矿井目前为资源整合矿井。

矿井内有一个采煤工作面(即：二1煤层11041工作面）和一个掘进工作面（即：二1煤层11081工作面）。

二、煤层地质简况二1煤层为本区主要开采对象，区内一1煤层未揭露，区内仅有一个钻孔，二1煤层厚度为6.50M，9个探煤点揭露的煤层可开采，无夹矸结构简单，煤层走向106-110°，倾向220°，倾角6-9°，总体表现为单斜构造，属全区可采煤层。

本矿区二1煤层稳定程度可定为较稳定煤层。

三、瓦斯简况郑兴义兴（新密）煤业有限公司主要开采二1煤层，据新密煤字[2004]119号文件、郑煤[2009]128号文件和实际测量，2004年矿井瓦斯平均相对涌出量为2.19m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.21 m3/min，为低瓦斯矿井；2009年郑兴义兴（新密）煤业有限公司二1煤层相对瓦斯涌出量为4.12 m3/t，绝对瓦斯涌出量为,1.21 m3/min、CO2相对涌出量为4.77 m3/t，绝对涌出量为1.3 m3/min，详见表1-2。

四、水文简况本矿区位于新密煤田中西部，地势呈缓坡状，西南高东北低，处于三面环山的箕形盆地之中，矿区北、西部有奥陶系、寒武系灰岩等地层出露，区内以中奥陶系马家沟组石灰岩、太原组L1-4、L7-8灰岩为主要含水层，区内多被第四系所覆盖。

根据矿井调查资料和上述水文地质条件分析认为，矿区浅部是以顶板淋水为主的裂隙承压充水矿床，在西南庙岭深部，则以地板金水为主的岩溶充水矿床，本区水文地质类型属第三类第二亚类第一型，即以地板进水为主的岩溶充水、水文地质条件简单的矿床。

六、通风简况矿井采用中央并列抽出式通风，主副井进风，风井回风。

使用FBCDZ№14风机，满足矿井正常风量需求。

第二章通风系统设计可行性论证第一节矿井通风系统优化背景一、矿井目前通风及生产能力情况矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为全负压抽出式，即主、副井进风，风井回风。

主要通风机为两台同型号轴流式通风机，型号为FBDCZ№.14，配套电动机型号YBFe250M-6-37、功率为2×37Kw，额定转速980r/min。

主要通风机扇叶角度300，工作风压1348pa,工作风量1 656m3/min，一台正常运转另一台检修备用。

矿井总进风量1240.2m3/min,总排风量1480.8m3/min，通风阻力为576.99pa,矿井等积孔为1.022m，矿井通风能力为15.2万吨/年。

矿井井下分东、西两翼分区通风，采区内为采区轨道下山进风、皮带下山回风，采煤工作面为U通风，掘进工作面为压入式通风，井下正常布置一个回采工作面（已停），2个掘进工作面及三个独立通风峒室。

随着矿井的开采，因矿井井下井巷断面小，东西回风巷、皮带下山个别段和其他巷道采用木支护，回风巷道拐弯多，造成矿井阻力大，通风尤显困难，给通风系统的稳定造成很大影响。

二、矿井生产能力发展前景本次技术方案设计是为矿井的长期发展，提高矿井生产能力而进行的矿井通风系统改造。

根据郑兴义兴（新密）煤业公司今后的发展规划，使矿井生产能力增大到15万吨/年以上。

第二节通风系统改造的必要性分析、论证经过对现有通风系统的分析，存在以下问题：1、由于矿井通风线路长，控制风门多（达9组），巷道通风断面小（一般在4m2 ~6 m2）之间，部分巷道存在木支护，矿井有效风量低，通风阻力大，致使矿井通风难易程度难。

2、井下采煤工作面的进回风布置在角联风路中，降低了矿井局部抗灾能力。

3、煤仓到上仓绕巷之间的巷道因通风问题有出现盲巷的危险。

4、现有井下主要进、回风巷断面过小、回风巷道拐弯多，致使局部阻力加大，矿井阻力分布不合理，部分区域通风系统需调整。

5、目前矿井通风能力为15.2万吨/年，现属于隐患整改矿井，生产后矿井通风能力不能满足需要。

为此，必须对矿井的通风系统进行改造，从根本上解决矿井通风能力制约后期生产的问题。

第三节通风系统改造的主要手段归纳总结国内外通风系统改造的方法、手段，归纳可分为三种：1、改变矿井通风方法：既改变进、回风井筒的相对位置，从而，达到缩短通风线路、降低通风阻力、提高矿井风量的目的。

2、改变矿井的通风方法，即抽改压或压改抽，此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。

3、改变矿井通风网络：即通过调整矿井主要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数，如增阻调节、降阻调节、调整主要通风机扇叶角度、更换电机提高转速等，从而实现提高通风能力的目的。

此方法为生产矿井通风系统调整的常用方法。

第四节通风系统改造总体技术方案的选择根据通风系统改造的基本手段，结合义兴煤矿的地表地理条件及井下现有通风系统的实际情况，经技术比较采用改变矿井通风网络的方法，对矿井通风系统进行改造。

并提出以下技术方案：总体技术方案：为充分利用现有巷道，考虑矿井通风、运输等因素，经技术论证，最后确定改造技术方案为：扩修矿井东回风大巷：由原来的4m2左右、木支护巷道现变为U型钢支护、净断面11m2，回收报废矿井西回风大巷并密闭防止漏风，扩修皮带下山：由原来的小断面木支护变更为工字钢支护大断面，以及部分巷道由弯变直新掘巷道。

通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设施1、新掘巷道工程量：煤仓绕巷、井下部分拐弯巷道。

2、改造巷道付井底绕巷、东回风巷、一、二部皮带巷及其他联巷。

3、通风设施改造：改造通风设施14处（其中建挡风墙4道，改建、新建风门3组）。

四、改造前、后通风系统风路流程说明：1、改造前：（新鲜风流）主、副井→轨道运输巷→用风地点（乏风流）→皮带运输巷→西总回风巷。

2、改造后：（新鲜风流）主、副井→轨道运输巷→用风地点（乏风流）→皮带运输巷→东总回风巷。

第三章矿井通风参数计算第一节通风系统改造后矿井需要风量的计算一、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、采煤工作面的需风量：①按瓦斯涌出量计算Q采＝100×q瓦采×K采通，m3/min式中：Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，工作面平均瓦斯涌出量按预测值1.13m3/min；K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；则Q采＝100×1.13×1.4＝158.2m3/min=2.64m3/s。

②按工作面温度计算Q采=V采×S采×K i，m3/s式中：V采——采煤工作面温度23-26℃适宜风速，m/s，取1.5；S采——采煤工作面的平均有效断面积，5.0m2；K i——采煤工作面长度70-85M，取0.9。

Q采=1.5×5.0×0.9=6.75 m3/s；③按人数计算实际需风量Q采＞4×N/60，m3/s式中：N——工作面同时工作的最多人数（按交接班时的最多人数计算为40人）。