局部通风设计
风量风压可控式局部通风机的设计构思
风量风压可控式局部通风机的设计构思摘要:煤炭采掘生产常因工作面温度过高而影响作业质量,高温增加了设备运行的不稳定因素,也不利于操作人员的身心健康。
为应对气温过热对矿井造成的不利影响,对于热害严重的矿井必须采取制冷降温措施,而研究显示,风机供风量的变化对井下制冷设备的制冷能力有很大的影响。
本文分析了送风量与井下制冷设备制冷量的关系,并以此为依据,提出了通过风量、风压可变化的智能型局部通风机系统控制井下制冷设备的设计构思。
关键词:局部通风机风量井下制冷设备1 矿井制冷降温措施概述煤炭采掘生产常因工作面温度过高而影响作业质量,高温增加了设备运行的不稳定因素,也不利于操作人员的身心健康。
为改善井下作业的延伸热害问题,为采掘生产提供良好的作业环境,我国《煤炭安全规程》中明确规定了采掘工作面中空气温度不得超过26℃,而机电设备酮室的气温不得超过30℃;若气温超出规定则需采取降温措施降低热害威胁;一旦工作面气温高于30℃,必须停止工作。
为应对气温过热对矿井造成的不利影响,目前井下采取的降温措施一般分为制冷降温及非制冷降温等两大类,对于热害严重的矿井(深大、出露热水、岩温过热等)则必须采取制冷降温措施。
作为矿井生产的重要设施,局部通风机的可靠性直接关系到井下瓦斯的排放效果和作业的质量与安全,而研究显示,风机供风量的变化对井下制冷设备的制冷能力也有很大的影响。
目前大量智能型局部通风系统已取代了传统的恒速风机,以获得高效率、低能耗的可控转速及风量,并通过风量和风压的变化实现对井下制冷设备的控制。
2 风机送风量与制冷量之间的关系井下制冷降温设备的工作原理在于将被压缩为高温高压液体的制冷剂,经冷凝和节流降压后注入蒸发器,在蒸发吸热后使流经蒸发器的水冷却,并以低温冷水的形式,输出到空气冷却器,在空气冷却器中,冷凝水与通过采煤工作面的风流进行热交换,而使采煤工作面风流冷却降温。
虽然制冷系统存在各种不同的设备和形式,但都是通过冷却器,将采掘工作面中的空气气流作为载体进行热交换的,工作面内风量、风速的大小,决定着余热是否能够高效、稳定地排出矿井。
局部通风设计
局部通风设计第一节通风一、通风方式及风机安设位置采用压入式通风，局部通风机安设在302采区运输巷距302 采区轨道运输巷和302采区回风巷的联络巷口15米处。
二、通风系统新风：地面→副立井→轨道大巷→302联络斜巷→302运输巷（主斜井→轨道大巷→302运输巷）→302采区运输与302回风联络巷及局部通风机→工作面。
污风：工作面→联络巷→302采区回风巷→南翼回风巷→回风立井→地面。
三、局部通风机选型：（1）根据掘进工作面实际需风量，按照风筒百米漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。
Q 扇=Q掘/（1-L 掘/100×η）=150/（1-720/100×2.5%）=188m3/min式中：Q 扇——局部通风机实际吸风量，m 3/min；Q 掘——掘进工作面实际需要风量，m 3/min；η——风筒百米漏风率%,取2.5%；L 掘——掘进工作面长度,m, 取720米；根据上述计算选择FBD5.6/2×15KW 局扇，实际吸风量可达415m 3/min，可满足188m 3/min吸风量。
（2）按照局部通风机最大额定吸风量计算：Q 掘=Q扇×Ⅰ+60×0.25S 最大=415×1+60×0.25×9.1=552m3/min式中：Q 扇——局部通风机最大额定吸风量，m 3/min，取415m3/min；I ——工作面同时通风的局部通风机台数。
；0.25——岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；S ——局部通风机安装地点到回风口之间的巷道断面积，m 2；取9.1局扇安装处巷道全风压风量为552 m 3/min，大于计算风量，符合规定。
（3) 最大风速验算Q煤≤240 S掘m 3/min≤240×9.1≤2184m 3/min根据风速验算，选取FBD5.6/2×15型号局扇风机可满足实际需求。
四、掘进工作面风筒直径选用标准表2 掘进工作面风筒直径选用标准表五、风量计算掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
主斜井通风设计
主斜井通风设计赤城煤矿工程（安检）科郭建龙二O一四年主斜井局部通风设计一、主斜井概述主斜井：净宽5.8m，净高3.9m，净断面为19.01m2，倾角-18°，方位角66°，井口标高+1210.5m，落底标高+500.24m，斜长2054m，井筒落底于5-2号煤层底板，安装胶带输送机和架空乘人器，主要担负矿井提升及进风任务，安设台阶兼作安全出口。
二、掘进工作面需风量计算（1）排瓦斯涌出量计算需风量：本矿井为瓦斯矿井，瓦斯含量低，不能据此计算岩巷掘进工作面的需风量。
（2）按工作面最多人员数量计算需风量：Q掘=4Nf式中Q掘──开拓工作面所需风量，m3/min；Nf-开拓工作面同时工作的最多人数（25人）Q掘=4×25=100（m3/min）（3）排除炮烟能力计算需风量：Q掘=25A式中 25—以炸药量为计算单位的供风标准25m3/kg，即为每公斤炸药爆破后需要供给的风量；A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，51.5kg；Q掘=25×51.5=1125m3/min（4）．按风速验算：根据《煤矿安全规程》规定,岩巷道工作面最低风速为0.15m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。
即工作面风量应满足:9×S≤Q≤240×SS---工作面巷道净断面积，m2；（2）根据《煤矿安全规程》规定,掘进岩石巷道工作面最低风速为0.15m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。
即工作面风量应满足:9×S≤Q≤240×SSC---工作面巷道净断面积， m2；（7）根据以上计算结果，取最大值，开拓工作面风筒出风量取260 m3/min。
三、局部通风设备的选择风机和风筒的选择应一并考虑，在通风机满足工作面风量的情况下，风筒直径能满足工作面最大供风长度，巷道断面充许的情况下，尽可能选择风筒直径大的风筒，从而达到减少漏风，省电耗的目的。
1、局部通风机的选型，应根据掘进工作面的需要风量，考虑局部通风距离、风筒直径、风筒质量、管理等因素，按下式计算：Qju=KL×QJ=1.15×280=322 m³/min式中：Qju—局部通风机的吸风量，m³/min。
电镀车间局部通风系统设计
同理可算得管段2、3、4、5、6、7、8的管道水力，具体结果见下表
2.4对并联管路进行阻力平衡
1）汇合点A
为使管段2、3达到阻力平衡改变3的管径，增大其阻力。 根据式（6-16）得
根据通风管道统一规格，取
其对应的阻力为：
此时处于平衡状态，因此将管3直径调整为250mm
2）汇合点B 由于环路一与环路二完全相同，因而
（1）各管段管径和比摩阻 根据查资料所知，电镀废气净化系统管路应根据抽风量确定，管道风速为7-15m/s为宜 ，宜起端慢末端快，逐步提高。本设计选起端速度为8m/s考虑到净化器及风管漏风，管 段7及8的计算风量为 10181×1.05=10690m3/h （2）各管段水力计算 管段1 根据 L1=1440m3/h(0.4m3/s)、 v1=8m/s，由课本附录9查出管径和单位长度摩擦阻 力。所选管径应尽量符合附录11的通风管道统一规格。 D1=250mm Rm1=3.4Pa/m 管段1 条缝式吸气罩（查课本P51） 90°弯头（R/D=1.5）二个，
[2] 孙一坚. 简明通风设计手册[M]. 中国建筑工业出版社, 2006 [3] 中国有色工程设计研究总院. 采暖通风与空气调节设计规范(GB50019-2003) [S]. 中国计划 出版社, 2004 [4] 中华人民共和国建设部. 暖通空调制图标准(GB50114-2001) [S]. 中国计划出版社, 2002 [5] 中华人民共和国建设部. 通风与空调工程施工质量验收规范(GB50243-2002) [S]. 中国计划 出版社, 2002
(4) 吹风口的吹风量
(5) 计算吸风口的前射流流量L‘1
(6) 吸风口的排风量
(7) 吸气口气流速度 V1=3v1’=2.25m/s (8) 吸风口高度 b1=L1/Av1=1.014/2x2.25=0.225m 采用等高条缝，条缝口面积 条缝口高度 f/F1=0.025/(0.25×0.25)=0.4>0.3 为保证条缝口上速度分布均匀，在每一侧分设两个罩子，设两根立管。 因此
局部通风机智能控制系统的设计
当今煤矿开采的发展趋势。 本文主要文章主要是探讨 了一种兼顾煤尘浓度和 瓦斯浓度的局部通风机智能控制系统的设计， 该系统能够根据工作面
瓦斯 和 煤 尘 浓度 的 变化 而进 行 智能控 制 该 智能控 制 系统 会根 据 爆 炸性 气体 的 浓度 变化 ， 实现 连 续 、 自动 、 智能、 实 时地对 局部 通 风机 进行 调 速 。 关键 词： 局 部通 风机 智能 系统 设计 中图 分类 号： Ｔ Ｄ ６ ３ ５ 文献标 识码 ： Ａ 文章编 号： １ ０ ０ ７ — ９ ４ １ ６ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ７ － ０ ０ ０ １ ． ０ ２
尘浓度传感器 和瓦斯浓度传感器所监测的值 比较 ， 得到相对应的浓 调整 ， 使之处于最 佳值 ， 最终确保通风 机处于最优化 的运 行模式 。
度偏 差 ， 从 而控 制 系统 中 发 出相 应 的操 作 指 令 ， 实现 对 井 下 空气 质 Ｐ Ｉ Ｄ 参 数 模 糊 自整 定 的 原理 是 通 过 找 出Ｐ Ｉ Ｄ中ｋ ｉ 、 ｋ ｐ 以及ｋ ｄ 这３ 个 参 量 的控 制 。 其 中， 控 制 模 块 是 整 个通 风 系 统 的 中枢 ， 是 通 风 机 不 可或 数 、 误 差 变 化 率Ｅ Ｃ以及 误 差Ｅ 之 间 的模 糊 关系 ， 同时 ， 在 运 行 中模 糊
值 量 化 为 矿 用 隔爆 变 频器 允 许 的 约 ０ ～１ ０ Ｖ的 电压 信 ， 从 而 实 现 对 并具 有 良好 的 互 动 。 隔爆变频器输出的控制 ， 进而调整通风机的转速 ， 降 低 井 下 作 业 空 ３ ． ２瓦 斯 与 煤 尘 的 关 系
间的有害气体和粉尘 浓度 。 以图１ 为通 风机控 制系统构 。
缺的重要组成部分 。 控制模块主要由煤尘浓度模糊控制器和瓦斯浓 Ｐ Ｉ Ｄ 控 制 器 不 断检 Ｎ Ｅ 和Ｅ Ｃ 值， 然 后进 行 在 线 修 改 ， 以从 而 使 之 满 足 度模糊控 制器两部分， 工作过程 中 ， 控制模 块将模糊控制器 的输出 不 同Ｅ 和Ｅ Ｃ 对控制参数的实时要求 ， 确保整个被控对象性 能稳定，
局部通风机设计
，只要改变。
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目前，轴流通风机的设计方法主要有两种，一是利用单独翼叶对空气动力试验所得到的数据进行设计，称为孤立叶型设计法。另一种是利用叶栅的理论和叶栅的吹风试验结果来进行设计，成为叶栅设计法。
对于轴流通风机来说，由于叶栅稠度 不大，一般 ，可以把叶片当作一个个互不影响的孤立叶片，按孤立叶型设计法设计，即假定孤立叶型的升力系数 与叶栅升力系数 相等。鉴于此法计算简便迅速、实验数据较完整、计算结果也较准确可靠，因而国内外都采用孤立叶型设计法设计轴流通风机，特别是对于压轴流风机，可获得很好的结果。其实无论采用何种叶型数据及计算公式，其基本理论都是一致的，只不过表现形式略有不同。
由上面两种方法的比较，本次设计中对叶轮的设计采取孤立叶型。
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前后两级叶轮的负载关系所谓负载是指气流通过叶轮的压强增益。两级叶轮之间的负载分配是设计中的一个重要问题。第一级动叶是后扭型,而第二级是预扭型。重点讨论前后两级动叶有相同转速的情况。这时,后者气流与叶片之间的相对速度比较大,这就决定了第二级的负载可以适当增大。
二十世纪初期，由于航空事业的迅速发展对机翼理论进行了广泛的实验研究，其研究结果大大促进了轴流式风机的发展。迄今，孤立叶型的升力理论和实验数据，仍然是轴流式通风机设计的主要依据之一。从三十年代开始，随着航空发动机的日新月异，对叶栅理论又进行了大量的实验研究，其研究结果即所谓平面叶栅实验数据，是设计轴流式压缩机或高压轴流式通风计的主要依据。今天，在这种理论的推广运用下，轴流式通风机家族成员在不断增多，本次设计的局部通风机也是它的成员之一。目前轴流式风机，小的其叶轮直径只有100多毫米，大的直径可达20多米。最大流量的通风机其流量可达1500万 每小时。风机的布置形式有立式、卧式和倾斜式三种，轴流式通风机很多是电机直联传动的。下面就我设计的一些内容简单介绍如下
主副斜井局部通风设计
主斜井局部通风设计施工地点：编制单位：施工单位：编制时间：领导会审签字栏主斜井局部通风设计1、通风线路新鲜风流：地面局部通风机→风筒→掘进工作面乏风流：掘进工作面→主斜井井筒→地面2、风量计算根据2008年11月10日临汾市煤炭工业局临煤审发［2008］69号文件，该矿2号煤层2008年度瓦斯(CH4)相对涌出量2.34m3/t，绝对涌出量0.65m3/min。
二氧化碳2008年度相对涌出量1.33m3/t，绝对涌出量0.37m3/min。
鉴定等级为低瓦斯矿井。
1）按工作面最多人数计算：Q人= 4N =4×30=120 m3/min式中：Q人——按工作面同时最多人数实际需要风量 m3/minN——掘进工作面同时工作的最多人数取交接班时两班的掘进工人、矿安全员、监理、瓦斯员人员13×2+4=30工人2）按瓦斯涌出量计算需要风量：Q ch4涌= 100qk ＝ 97.5 m3/min式中：Q ch4涌——按工作面瓦斯涌出量需要的风量 m3/min3）按炸药量计算本矿使用的是二级煤矿许用炸药Q炸药≥10 A炸药式中：A炸药——掘进工作面一次爆破所用最大炸药量为28.8㎏Q炸药≥10×28.8=288m3/min4）按满足最低风速计算：Q低=60V低S＝60×0.15×23.2=207.9 m3/min 式中：Q低——允许最低风速的风量 m3/minV低——允许最低风速 0.15 m/sS——U钢箍断面净断面积 23.1m25）按不超过最高风速规定计算：Q高=60V高S＝60×4×20.8=4992 m3/min 式中：Q高——允许最高风速的风量 m3/minV2——允许最高风速 4 m/sS——混凝土断面净断面积 20.8 m2207.9＜288＜4992符合要求掘进工作面终选风量Q= 288 m3/min3、局部通风机的选型确定根据FBDNO6.5/2×22局部通风机技术特性，全风量为250～370m3/min，可以满足工作面所需风量。
煤矿局部通风机智能控制系统设计
煤矿局部通风机智能控制系统设计随着煤矿行业的快速发展，安全生产成为煤矿企业日常工作的重中之重。
煤矿局部通风机在煤矿生产中起着至关重要的作用，对于控制煤矿井下环境，降低事故风险具有重要意义。
随着科技的不断进步，研发智能控制系统可以提高煤矿局部通风机的性能和安全性。
本文将探讨煤矿局部通风机智能控制系统的设计。
一、介绍煤矿作为重要的能源产业，其安全生产一直备受关注。
局部通风机作为煤矿瓦斯抽采的重要装备之一，其稳定性和控制性能对煤矿安全生产至关重要。
传统的局部通风机只能通过人工调节控制，存在安全隐患和效率较低的问题。
因此，智能控制系统的设计能够提高局部通风机的性能，保障煤矿的安全生产。
二、智能控制系统设计原理智能控制系统的设计旨在实现自动化、精确控制。
该系统利用传感器、控制算法和执行器组成，实现对局部通风机的监控和控制。
其设计原理包括以下几个方面：1. 传感器：智能控制系统需要安装多种传感器，如瓦斯浓度传感器、温度传感器等，用于实时监测矿井环境参数。
2. 数据采集与处理：传感器采集到的数据通过数据采集模块传输给控制系统，系统进行数据处理、分析和预测，为后续的控制决策提供依据。
3. 控制算法：智能控制系统需要设计合理的控制算法，根据传感器监测到的数据，自动调节局部通风机的运行状态，实现自动控制。
4. 执行器：智能控制系统通过执行器控制局部通风机的运行，包括调节转速、控制程控风门等。
执行器的性能直接影响到系统的控制精度和稳定性。
三、智能控制系统设计要点在设计煤矿局部通风机智能控制系统时，需要注意以下要点：1. 可靠性：智能控制系统需要经受煤矿环境的考验，具备较高的可靠性。
设计时应充分考虑设备的稳定性和抗干扰能力，确保系统能在恶劣条件下正常运行。
2. 安全性：煤矿作为危险行业，安全性是设计智能控制系统的首要考虑因素。
系统应具备自动报警功能，能够及时检测到瓦斯浓度超标、温度异常等危险情况，确保工人的生命安全。
3. 灵活性：智能控制系统应具备一定的灵活性，能够适应不同矿井环境的需求。
局部通风机智能控制系统的设计
制系统能根据瓦斯的浓度和系统风阻的大小， 自动调节风机的转速从而控制输 出风量 ， 在满足矿井安全 生产 的条件 下 ， 实现风 机 的最 优控 制 ， 到 节 能 的 目的。 同 时 ， 达 系统 利 用 无风 量 传 感 器 实现 了恒 定风 量 输 出， 并且采用主备机冗余设计， 显著地提高了系统的安全性和可靠性。 关键词： 局部通风机； 控制系统 ；Ｌ ＰＣ
Ｌ … …
图 ３ 手动控制 系统结构
值送 往 Ｐ 控 制器 计算 出运 行 频 率 ， 后 将 运算 结 果 Ｉ 最
送 给变频 器 。 当风道特 性 发 生 变 化 时 ， 机 的输 出 风量 将 会 风
二是 自动 排 放 瓦斯 控 制 ， 图 ４所 示 。首 先 在 如 人机 面板 里 预先 设 置 好 系统 的控 制 曲线 ，Ｌ Ｐ Ｃ通 过 判 断瓦斯浓 度 传 感 器 所测 的值 ， 据 系统 控 制 曲线 根 计 算 出 当前所 需 的运行 频 率 ， 将 该频 率 送往 变 频 并
用恒 速 的风 机不 仅效 率低 、 能耗 高 ， 瓦斯 的排 放 也 对 难 以控 制 。而利 用 变频 调 速 技 术 ， 据 外 界 环 境 的 根 变化 ， 整 风机 的转 速 和风 量 ， 以实 现 其 安 全 、 调 可 经 济 的运 行 Ｊ Ｌ 。Ｐ Ｃ是 以微 处 理器 为 基 础 的通 用 工业
第３ 卷第 １ ９ 期
瓦斯 浓度值 ， 主备 机 之间通 过其 Ｐ Ｃ的 ＩＯ 口通信 。 Ｌ ／ ／
２ 系统 的 控 制 结 构
一
是 手动 控 制 ， 图 ３所 示 。通 过 人 机 面 板 向 如
Ｐ Ｃ发送运行频率 ，Ｌ Ｌ Ｐ Ｃ再将该频率值送人到变频 器 中 ， 现 电动 机 运行 控 制 。该 功 能 一般 在 调 试 过 实
局部通风系统设计原则
第五节 掘进安全技术装备系列化
4
防火防爆安全措施
机电设备严格采用防爆型及安全火花型 局部通风机、装岩机和煤电钻都要采用综合保护装置 移动式和手持式电气设备必须使用专用的不延燃性橡胶电缆 照明、通讯、信号和控制专用导线必须用橡套电缆 高瓦斯及突出矿井要使用乳化炸药，逐步推广屏蔽电缆和阻燃抗静电风筒
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第五节 掘进安全技术装备系列化
本节主要内容
1. 保证局部通风机稳定可靠运转（双风机、双电源、自动换机和风筒 自动倒风装置，“三专二闭锁”装置） 2. 加强瓦斯检查和监测 3. 综合防尘措施 4. 防火防爆安全措施
5. 隔爆与自救措施
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第五节 掘进安全技术装备系列化
1
保证局部通风机稳定可靠运转
1)双风机、双电源、自动换机和风筒自动倒风装置 正常通风时由专用开关供电，使局部通风机运转通风。 一旦常用局部通风机因故障停机时，电源开关自动切换，备用风机即刻启动，继 续供风。 由于双风机共用一趟主风筒，风机要实现自动倒台，则连接两风机的风筒也必须 能够自动倒风。
(a) 常用风机工作时
(b)备用风机工作时
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第五节 掘进安全技术装备系列化
1
保证局部通风机稳定可靠运转
1)双风机、双电源、自动换机和风筒自动倒风装置 (2)切换片倒风 在连接常用风机的风筒与连接备用风机的风筒之间平面夹粘一片长度等于风筒 直径1.5~3.0倍、宽度大于1/2风筒周长的倒风切换片，将其嵌套在共用风筒内并 胶粘在一起，经防漏风处理后便可投入使用。
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第五节 掘进安全技术装备系列化
1
保证局部通风机稳定可靠运转
1)双风机、双电源、自动换机和风筒自动倒风装置 风筒自动倒风装置有两种结构: (1)短节倒风 将连接常用风机风筒一端的半圆与连接备用风机风筒一端的半周胶粘、缝合在 一起(其长度为风筒直径的 1~2倍)，套入共用风筒，并对接头部进行粘联防漏 风处理，即可投入使用。
煤矿局部通风设计
局部通风设计
一通三防安全措施：
1、此工程施工时采用局扇压入式通风，风机要求吊挂于顶板上，局扇吸入风口5米范围内不得有障碍物，局扇安设距风口不小于10米，局扇的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量，局扇不得循环风，风机安排专人看管。
2、风筒出口距上隅角不大于5米。
3、风筒吊挂平直，逢环必挂，不得拐死角死弯，风筒不得反接头，有漏洞要及时修补。
4、上隅角瓦斯浓度达到1%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止上隅角附近二十米内的作业，并将人员撤至工作面下部，由瓦检员将风筒对接好排放上隅角的瓦斯。
5、避灾路线：
出现火灾及瓦斯煤尘事故时工作面人员的撤退路线为：
南二下17层六面工作面→南翼-500大巷→副井→地面。
反风时的撤退路线为：
南二下17层六面工作面→南二下回风道→-337总排→南翼总排风道→西翼总排风道→中一上回风上山→1#风井→地面
6、瓦斯有关规定执行《矿安全规程》中第136~141条规定。
7、其它执行《矿安全规程》中第45、93、100、103、107~109、127~129条规定。
局部通风设计
局部通风设计局部通风设计（一）、风筒选择由于工作面供风距离最长为1200m ，工作面所需风量为288 m 3/min,根据以上数据初步验算后选择Ф800mm 胶质风筒。
（二）、局扇选型计算： 1、局扇工作风量：Q 扇=310025.356100120003.012881m P Q =⨯-=-掘/min 2、局扇工作风压： a ）风筒平均风量： Q 均=328525.356228m Q Q =⨯=⨯掘扇/minb ）风筒总风阻：R 摩=ku d L 14.7)8.0(12000003.05.65.655=⨯⨯=⨯⨯α R 接=ku n s g r 76.125.08.922.106.012022=⨯⨯⨯⨯=⨯⨯ξR 弯=ku s g r 17.025.08.922.14.1222=⨯⨯⨯⨯=⨯⨯∑ξR 出=ku s g r 24.025.08.922.1122=⨯⨯⨯=⨯⨯ξR 总= R 摩+ R 接+ R + R 出=7.14=1.76=0.17=0.24 =9.31kuc )、局扇总风压：h=()OmmHQR222210602851.93=÷⨯=⨯均总通过以上计算，根据FBDYNO6.3/2×30型风机特性曲线，该风机风量为260~630 m3/min，全风压为46~630 mmH2O,电动机功率为2×30KW，满足设计要求。
以上式中：Q扇——局扇的工作风量Q掘——局扇的有效风量L ——供风量最长距离为1200mP100——风筒100m漏风率3%R总——风筒总风阻R摩——风筒摩擦阻力R接——风筒接头风阻R弯——风筒拐弯风阻R出——风筒出口风阻α——风筒阻力系数S ——风筒断面积,0.50m2d ——风筒直径,取0.8mγ——空气容重,取1.2g ——空气重力加速度,取9.8N/m2n ——风筒接头个数,取120个ξ——摩擦比例系数。
61114掘进工作面局部通风设计
61114掘进工作面局部通风设计一、概况61114掘进工作面布置在6号煤层中，本煤层为低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸性。
综掘队将要掘进61114掘进工作面，为了保证掘进期间安全生产，编制通风设计如下：二、巷道布置1、巷道断面规格：61114掘进工作面为矩形断面，巷道规格：巷（净）宽5.2m、高3.5m，断面积为18.2m2。
根据掘进队提供的设计，61114掘进工作面设计长度为：1044m。
2、施工顺序：施工方向为：61114胶运联巷至61114胶运顺槽；61114辅运联巷至61114辅运顺槽。
三、系统风量分配及设备选型1、依据：（1）瓦斯：掘进工作面风流和回风流中瓦斯浓度＜1.0%（二氧化碳浓度＜1.5%）。
（2）温度：掘进工作面≤26℃。
（3）风速：掘进中的煤巷0.25m/s≤V≤4m/s。
（4）无循环风：供给局部通风机的全风压风量必须大于该风机的吸风量。
（5）计算依据：AQ1056—2008煤矿通风能力核定标准。
2、掘进工作面需风量计算：每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
3、61114胶带巷掘进面需风量计算： ①按瓦斯涌出量计算hf hg hgQ 100q k =⨯⨯=100×0.23×1.2= 27.6m 3/min式中：qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.23m 3/min ； khg ——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
② 按二氧化碳涌出量计算hf hg hgQ 67q k =⨯⨯=67×0.66×1.2=53.1m 3/min式中：qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.66m 3/min ；khg ——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。
局部通风设计提纲
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数。正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。
2.按二氧化碳涌出量计算：
Q掘≥67qCO2K掘通
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3／min；
67—掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5％的换算系数；
5.按风速进行验算：
（1）按最低风速验算
a.无瓦斯涌出的岩巷
Q掘≥60×0.15S巷道
b.有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷
Q掘≥60×0.25S巷道
（2）按最高风速验算
Q掘≤60×4S巷道
式中：Q掘—掘进工作面的实际需要风量，m3／min；
0.15—无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速，m/s；
0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最高风速，m/s；
局部通风设计编制提纲
（讨论稿）
说明工作面概况（工作面名称、位置、掘进巷道岩性、断面积、巷道支护方式、掘进巷道长度等），确定局部通风机安装位置，通风方式，最远供风距离，选择风筒，计算风量，计算通风阻力，选择局部通风机。选择风筒及局部通风机主要依据是供风量，供风距离，巷道断面的大小，在技术上可行、经济上合理等方面综合考虑。（附局部通风系统示意图）
一、掘进工作面实际需要风量计算
每个掘进工作面的实际需要风量应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、风速、同时作业最多人数、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规定分别进行计算，然后取其中最大值。
1.按瓦斯涌出量计算：
Q掘≥100qCH4K掘通
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3／min；
100—按掘进工作面回风流瓦斯浓度不应超过1％的换算值；
局部通风设计
风压的确定
Ht＝RQaQh/3600+hv＝RQaQh/3600+ρ×[Qh÷（S0×60)]2/2
式中：
Ht——局部通风机风压，Pa；
R——风筒通风阻力，N·S2/m8；
Qa——局部通风机的风量，m3/min；
Qh——掘进工作面的需风量，m3/min；
ρ——空气密度，取值1.2kg/m3；
11、井下任何人发现系统内有火情时，迅速报告矿调度所。如有可能，采取有效办法直接灭火。若火情严重，跟班干部迅速组织人员沿避灾路线撤至安全区域，撤离过程注意用湿毛巾捂住鼻口或正确佩戴自救器。
断 电 范 围： T1、T中、T2、T进：掘进工作面内全部非本质安全型电器设备；
复 电 浓 度： T1<0.5%, T中<0.5%， T2<0.5%, T进<0.5%；
其他类型传感器报警点:T温≥26℃，T粉≥100mg/m3,0.25m/s≥T风速≥4m/s,TCO≥24ppm
五
防尘、隔爆设备
及安装要求
6、严禁使用皮带边管、水管、空心锚杆以及其它可以向煤体内部供风、供氧气的材料作为穿楔。
7、巷道掘进过程中出现冒顶、空帮、高温点等情况时，巷道管理责任单位必须对这些地点进行挂牌管理，标明发生的时间，冒顶高度或空帮深度、隐患处理的方法、管理责任人等，出现高温点时要标注该点煤层暴露时间、温度、CO浓度、处理方法、管理责任人等内容。
根据以上计算,确定局部扇风机的型号为：FBD№5.6/11×2
1#
主备局部通风机参数
型 号
供 风 量(m3/min)
全风压pa
功 率(kw)
FBD№5.6/11×2
320-200
920-4280
长距离独头巷道掘进局部通风设计及改进方法与措施探讨
图2-1 长抽短压式通风示意图2.2 工作面需风量计算独头工作面的污浊空气主要成分是爆破后所产生的炮烟及各种作业场所所产生的矿尘，故局部通风所需要的风量可按照排除炮烟和矿尘进行计算[2]。
（1）压入式通风。
风筒出口到工作面的距离小于风流的有效射程时，压入式通风的风量可根据进行计b、单位岩石炸药消耗量：根据修正的普氏公式—单位岩石炸药消耗量（kg/m³—考虑炸药爆力的校正系数，—所用炸药的爆力（mL），根据（p取值400。
c、总装药量：根据每一掘进循环爆破的岩石体积，计算出总装药量：式中S—巷道掘进断面（㎡）；η——炮眼利用率，取值0.8。
kg。
长度时压入式通风风量为2.354m³/s可根据公式进行计（2）混合式通风。
混合式抽出式风量应为长度为800m时，抽出式通风风量为2.942m³/s。
（3）排尘风速计算90 科学与信息化2020年1月上图2.3 风筒位置架设示意图 由于风筒接头决定着风筒风阻系数及漏风系数，故在长距离掘进时采用如图2.4的螺圈反边连接方式可减少漏风及风阻[3]。
图2.4 风筒接头连接方式示意图.4 局扇的供风计算局扇供风量。
由于风筒存在漏风，局扇供风量进行计算。
式中：——局扇供风量，m³/s风筒末端风量，m³/s；—风筒漏风风量备用系数，可用百米漏风率来表示，即：其中：L—风筒长度，风筒百米漏风率，柔性风筒取值0.01~0.3。
由计算得出，风筒长度为800m时，风筒漏风风量备用系数，末端风量为2.354m³/s，局扇供风量为5.89m³/s）局扇风压。
局扇风压需要克服风筒阻力及风流出口动压损失。
可根据公式进行计算。
式中：R—风筒风阻，N•S²/；S—风筒或局扇出口的面；在实际中，整列风筒风阻除与长度和接头等有关外，还与风筒的吊挂维护等管理质量密切相关。
因缺少实测资料，根据《通风安全学》第二版中所给出参考表。
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第一节通风一、通风方式及风机安设位置采用压入式通风，局部通风机安设在302采区运输巷距302采区轨道运输巷和302采区回风巷的联络巷口15米处。
二、通风系统新风：地面→副立井→轨道大巷→302联络斜巷→302运输巷（主斜井→轨道大巷→302运输巷）→302采区运输与302回风联络巷及局部通风机→工作面。
污风：工作面→联络巷→302采区回风巷→南翼回风巷→回风立井→地面。
三、局部通风机选型：（1）根据掘进工作面实际需风量，按照风筒百米漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。
Q扇=Q掘/（1-L掘/100×η）=150/（1-720/100×2.5%）=188m3/min式中：Q扇——局部通风机实际吸风量，m3/min；Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；η——风筒百米漏风率%,取2.5%；L掘——掘进工作面长度,m,取720米；根据上述计算选择FBD5.6/2×15KW局扇，实际吸风量可达415m3/min，可满足188m3/min吸风量。
（2）按照局部通风机最大额定吸风量计算：Q掘=Q扇×Ⅰ+60×0.25S最大=415×1+60×0.25×9.1=552m3/min式中：Q扇——局部通风机最大额定吸风量，m3/min，取415m3/min；I——工作面同时通风的局部通风机台数。
；0.25——岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；S——局部通风机安装地点到回风口之间的巷道断面积，m2；取9.1局扇安装处巷道全风压风量为552 m3/min，大于计算风量，符合规定。
（3)最大风速验算Q煤≤240 S掘m3/min≤240×9.1≤2184m3/min根据风速验算，选取FBD5.6/2×15型号局扇风机可满足实际需求。
四、掘进工作面风筒直径选用标准表2 掘进工作面风筒直径选用标准表五、风量计算掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
以下数据以302回风掘进工作面数据为例，开始掘进后以实测为准。
1、按照瓦斯涌出量计算Q hf=100·q hg·k hg式中：q hg—掘进工作面回风流中最大绝对瓦斯涌出量0.09m3/min；k hg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。
k hg =0.04%÷0.02%≈2.0，其中0.04%为掘进工作面日最大瓦斯浓度，0.02%为月平均日瓦斯浓度。
100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
Q hf=100·q hg·k hg=100×0.09×2.0=18m3/min；2、按照二氧化碳涌出量计算Q hf=67·q hc·k hc式中：q hc—掘进工作面回风流中绝对二氧化碳涌出量为1.39m3/min。
k hc—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。
k cc=0.06%/0.04%≈1.5，其中0.06%为掘进工作面日最大二氧化碳浓度，0.04%为月平均日二氧化碳浓度。
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
Q hf=67·q hc·k hc=67×1.39×1.5=139m3/min；3、按炸药量计算该矿井掘进工作面均采用综掘，因此，不需按炸药量进行计算需风量。
4、按工作人员数量计算Q af=4N hf=4×14=56m3/min；式中：N hf—掘进工作面同时工作的最多人数，均取交接班时14人。
5、按风速进行验算⑴验算最小风量Q af≥60×0.25S hf30202运输顺槽：139m3/min≤60×0.25×10=150m3/min⑵验算最大风量Q af≤60×4.0S hf30202运输顺槽：139m3/min≤60×4.0×10=2400m3/min式中：S hf—掘进工作面巷道的净断面积，30202运输顺槽掘进面取10m2。
按煤矿安全规程的规定，掘进工作面需要风量应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人数等因素分别进行计算后，取其中最大值。
不符合规程要求，因此掘进工作面迎头需风量取最低风速风量为: 150m3/min =2.5m3/s 。
6、按局部通风机实际吸风量计算矿井掘进工作面为有瓦斯涌出的煤巷。
Q hf=Q af·I+60×0.25S hd式中：Q af—局部通风机实际吸风量，FBD№5.6/2×15型局部通风机吸风量415～270m3/min，风压为600-4800pa的局部通风机，为了保证局部通风机不吸循环风。
Q af——矿井局扇最大吸风量为415 m3/min.I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；取1台。
0.25—有瓦斯涌出巷道的允许最低风速；S hd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，根据现场实测，30202运输顺槽掘进工作面局部通风机安装地点在302采区运输巷（进风巷道），距距302采区轨道运输巷和302采区回风巷的联络巷口15米处，其断面9.1m2。
则，30202运输顺槽局部通风机全风压风量为：Q hf=Q af·I+60×0.25S hd=415×1+60×0.25×9.1=552m3/min=9.2 m3/s.综合上述计算，通过上述计算并验算，掘进工作面实际需要风量为：150m3/min，掘进工作面局扇安装地点全风压供风量为：9.2m3/s。
表1 局扇选型及参数五、局扇管理规定1、局扇位置：FBD5.6/2×15局扇安装于302采区运输巷距302 采区轨道运输巷和302采区回风巷的联络巷口15米处，局扇安装严格执行《局扇安装审批表》，局扇下井必须经过验收。
2、局扇必须实现“三专两闭锁”（即专用变压器、专用开关、专用线路，风电闭锁和瓦斯电闭锁）和双风机（主备局扇能力必须相同）双电源自动切换。
局扇安装使用必须严格执行“五专一化一切换”规定，即专项设计、专项措施、专人安（移）装、专人验收、专人管理，采用“定制化”管理，并实现局扇“单双日切换”。
3、局扇投入运行后必须在局扇附近5米围悬挂“局扇管理牌板”，标明安装时间、安装地点、使用单位、局扇（备扇）编号、型号和功率、安装时间、全风压配风量、吸入风量、出口风量、管理负责人等容。
4、FBD5.6/2×15KW局扇连接的风筒出口距工作面迎头的距离不大于5。
5、局扇必须按设计审批的位置安装，严禁随意移动。
6、任何人不得随意停开局扇，因检修等原因停止局扇运转时，必须提前办理有计划停风手续，否则不准停风。
7、工作面因其它原因无计划停风后，由班组长负责将全部人员撤到全风压风流处，在巷道距全风压回风口不大于3m处设警戒或派专人在巷道口站岗，防止其他人员误入，通风正常前，任何人不得入。
恢复通风前，瓦检员必须按规定检查瓦斯，符合规定时，方可启动局扇，不经瓦检员同意，任何人不准启动局扇。
8、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。
9、风筒严格按巷道断面标准要求吊挂，且必须逢环必挂、吊挂平直，拐弯地点需平缓过渡，杜绝出现拐死弯现象，以减少通风阻力。
风筒吊挂不得出现脱节、破口、漏风等现象，严禁使用不同直径风筒连接。
10、严禁随意断开风筒，风筒有脱节、落地现象时，班组长、瓦检员要负责立即处理。
11、当班班组长要仔细检查工作面通防设施，风筒吊挂情况，发现问题及时安排处理。
12、局扇必须明确专人检修维护，本班机电工负责本班局扇运行及完好情况。
第二节综合防尘防尘供水管路来自地面，经主斜井→轨道运输大巷→轨道大巷与二部皮带运输大巷联络巷→三部皮带巷→302运输巷→302采区运输与302回风联络巷→工作面防尘洒水管路直径选用2.5寸钢管，每间隔50米安设三通阀门一个。
（1）坚持湿打眼，严禁干打眼。
（2）防尘工每天对巷道冲洗一遍。
（3）工作面割煤后、清渣期间及时洒水灭尘，帮部打眼需专人洒水。
（4）机电设备上的煤尘由专人负责清理，清理前必须停止设备运行、闭锁开关，严禁用水冲洗带电设备。
（5）自觉佩戴防尘口罩。
（6）各点喷雾齐全，并正常使用，及时消除粉尘，喷雾阀门安装在喷雾上风侧5米处。
（7）各点安设一道净化水幕，距回风口20m、30m围安设两道净化水幕，距工作面50m安设一道净化水幕，随工作面推进而前移，净化水幕阀门安装在其上风侧5米处。
第三节防灭火3号煤层有自燃发火倾向，因此,必须执行以下措施：防尘供水管路兼做防灭火管路。
各三通阀门连接一节不少于30米的消防洒水软管，必须选用阻燃橡胶软管。
1、带式输送机机头必须各备有2个灭火器、1把消防铁锹、1个消防桶和1个砂箱。
掘进机必须配备两台灭火器。
2、配电点、风机开关处备有2个灭水器和1个砂箱。
3、井下使用的柴油、煤油和变压器必须装入盖严的铁桶，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。
4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶。
用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔。
严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室。
5、巷道的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。
6、巷粉尘要定期冲洗和清扫。
7、若电器设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。
8、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
9、如工作面或巷道着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。
直接灭火不能取得不效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯，一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。
10、工作面推进100米时，在距开口50米处安设一架辅助隔爆水棚，棚区长度不小于20米，总水量不少于200L/m2。
第四节瓦斯防治1、局部通风机实行专人管理，严禁无计划停风停电，严禁随意停开局部通风机。
2、风筒必须随工作面及时延伸到位，接头严密，必须反压边，风筒出风口距工作面距离不大于5m。
3、加强瓦斯管理，配备专职瓦检员，严格执行瓦检员管理制度和井下现场交接班制度，每班瓦检员至少对工作面迎头、工作面回风的瓦斯至少检查2次，发现异常超限时及时切断电源、撤出人员、揭示警标并进行汇报。
工作面迎头的瓦斯牌板挂在距工作面迎头20-50m围，工作面回风的瓦斯牌板挂在距回风口30m围。