矿井通风设计依据及内容

× × 煤 矿

矿 井 通 风 设 计

编 制：× × ×

通风科长：× × ×

总 工：× × ×

矿 长：× × ×

××××年×月

目 录

一、通风设计编制依据 二、 矿井生产概况 三、 矿井通风系统

四、 采掘工作面及硐室风量计算 五、 矿井通风能力核定

六、 矿井风压、风阻、等积孔计算 七、 矿井通风设备及反风 八、 矿井供热风系统设计 九、 矿井通风电费的计算

十、 矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 附件：⑴矿井通风系统图 ⑵网路图

一、 矿井通风设计依据 （一）、《煤矿安全规程》（2004年版）。 （二）、《煤矿矿井风量计算方法》（标准号MT/T634-1996）。 （三）、矿井生产现状及开采技术条件。 （四）、新疆煤矿安全监察局发新煤安发（2002）442号文。 （五）、矿及其他资料

1、 矿区气象资料：常年风向，历年气温最高月、气温最低月的平均温度，月平均气压。 2、 矿区恒温带温度、地温梯度，进风井口、回风井口及井底气温。 3、 矿区降雨量、最高洪水位、涌水量、地下水文资料。 4、 井田地质地形。

5、 煤层瓦斯风化带垂深，各煤层瓦斯含量。 6、 煤层自燃发火倾向，发火周期。 7、 煤尘的爆破危险性及爆炸指数。 8、 矿井设计生产能力及服务年限。 9、 矿井开拓方式及采区巷道布置。 10、 主、副井及风井井口的标高。

11、 矿井各水平的生产能力及服务年限，采区及工作面的生产能力。 12、 矿井巷道断面图册。 13、 矿区电费。

二、矿井生产概况

×××煤矿设计井型为××万吨/年，今年计划产量××万吨，矿井开拓方式为斜井阶段石门，回风水平为+670，运输水平为+550，+614为中间水平。

矿井现有回采工作面5个（+592E1B6E巷放、+592E1B1+2w综采、+610E1NB11+12W炮采、+610E1NB10w轻放、+635E2B4+5E综采、）；掘进工作面6个（+579E1B1E、+579E1B2E、+610E2B1、+610E2B2、+610E2B28、+670E2B28）；开拓工作面：+579二组分层石门开拓。

矿井采用的采煤方法主要有：综采放顶煤、巷放、轻放、落垛式采煤。 三、矿井通风系统 ⒈概述：

矿井采用单翼分列式通风方式，主扇工作方法为抽出式负压通风。

+670集中石门，+550水平底板大巷和配风巷作为矿井的进风巷，+670水平底板大巷作为矿井的主要回风巷；风井位于东二采区石门煤柱底板上。

新鲜风流由+670副井、+550付井、+550立井两个井筒至+550水平，经+550车场由+550运输大巷配风巷至各采区，经采区石门、采区上山（上风眼）送往区段石门和煤层进风巷，进入工作面，清洗工作面。回风经回风巷，采区回风石门（回风眼），+670底板回风大巷，+670E2S回风石门，由风井排至地面。

全矿井通风网络为并联式，采区分区式通风结构，各采区均为独立通风，采煤工作面为U 型通风方式。

⒉通风系统图，通风网络图见附图。 三、采掘工作面及硐室通风 ㈠矿井总进风

⒈按井下同时工作最多人数计算：

3

Q=4N=4*450=1800 m/min

⒉按采煤、掘进、独立通风硐室及其它用风点实际需风量：

⑴采煤工作面所需风量

① 综采一区（+635E2SB4+5）工作面风量Q 采-1 A ． 按沼气涌出量计算：

3

Q 采-1=100 q CH4 K=100*0.15*1.5=22.5 m/s

3

Q 采-1=100 q CO2 K=100*0.75*1.5=112.5 m/s

式中：——qCH4(或qCO2) 为瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量； ——K 为涌出不均衡系数。 B ．按工作面同时工作的最多人数

3

Q 采-1=4N=4*35=140 m/min C ．按工作面温度与风速的关系：

32

根据实测，工作面温度为16℃，工作面适宜风速为0.65 m /s，工作面净断面积S=7m

3

∴Q 采-1=60VS=60*0.65*7=273 m/min

3

取Q 采-1={22.5、112.5、140、273}=273 m/min 此时工作面风速为0.65 m/s

符合《煤矿安全规程》规定：0.25

2

进风巷净断面为5.73m 的巷道，风速为0.79m/s

回风巷为2个ф800孔，风速为4.18m/s

根据以上数据表明，进、回风巷风速符合《规程》规 定。

E. 工作面风速验算：

33

273 m/min﹤（240*7）1680 m/min，

33

273 m/min﹥（15*7）105 m/min。

3

F. ∴Q 采-1= 273m/min

3

+592E1SB1+2W 综采二区： Q采-2= 273m/min；

3

+610E1NB10w轻放工作面： Q采-3= 163.2m/min；

3

+592E1B6 巷放工作面： Q采-4= 189m/min；

3

+610E1NB11+12W炮采面 ： Q备采-5= 190m/min； 所以：全矿采煤工作面所需风量：

② Q采=[ Q采-1+ Q采-2+Q采-3+ Q采-4+Q备采-5]*K

=（273+273+163.2+189+190）*1.2 =1093*1.2

3

=1312 m/min

式中：——K 为采煤工作面风量备用系数，取1.2 ⑵掘进工作面风量

①+579E1B1掘进工作面风量Q 掘-1 A ：根据瓦斯涌出量计算：

3

Q 掘-1=100*0.06*1.5=9 m/min

式中：——qCH4=0.06为瓦斯绝对涌出量 K=1.5为瓦斯涌出不均衡系数。 B ． 按炸药起爆量计算：

3

Q 掘-1=25A=25*5.1=127.5 m/min

式中:——A 为工作面一次爆破使用的最大炸药量，Kg

C ． 按局扇的吸风量计算：

3

Q 掘-1=QI=140*1=160m/min

3

式中：——Q1为11Kw 对旋式风机实际吸风量160 m/min（实测） ——I 为局扇台数，取1。

D ．按工作面同时工作的最多人数计算：

3

Q 掘-1=4N=4*22=88 m/min E ．按风速验算：

33

15S=63.75 m/min；240S=1020 m/min ∴63.75

3

∴确定Q 掘-1=160m/min

根据《作业规程》及实测数据，可得：

3

+579E1B2掘进： Q掘-2=160 m/min

3

+610E2B1掘进： Q掘-3=160 m/min

3

+610E2B2掘进： Q掘-4=160 m/min

3

+610E2B28掘进： Q掘-5=160 m/min

3

+670E2B28掘进： Q掘-6=160 m/min

3

+579E1二组开拓： Q掘-7=160 m/min

所以，全矿掘进（开拓）工作面风量 Q 掘=[ ∑ Q掘I （I=7）]K

=1120*1.2

3

=1344m/min ②硐室及其它风量：

根据矿井的实际需要及硐室，其它用风地点风量合计为：

3

150+126+163=439 m/min ⒊矿井实际需风量：

Q 总=（Q 采+Q掘+Q其它）K （矿井风量备用系数） =（1312+1344+439）*1.2

=3095*1.2

3

=3714 m/min

四、矿井通风能力核定：

我矿于××××年选用了××××型轴流式风机，通过风机性能测定可知： 当风闸提至最高位置，转速为750转/分，叶片角度40°时，矿井总排风量××× 33

m /min，静压1425Pa ，总进风量×××× m/min，核定通风能力××万吨，满足了我矿达产××万吨/年的生产要求。

4

P=Qt/q×K ×10

4

=3714×350/1.1×1.25×10=94万吨 式中： P---矿井通风能力（万吨）

Q---矿井总进风量 ：3714m 3/min； t---全年生产天数，350天；

q---日产一吨煤所需风量取1.1 m3/t； k---矿井通风系数取1.25

五、矿井风压、等积孔计算：

㈠矿井通风总阻力计算及通风网路解算：

⒈根据我矿采面的布置，+610E1NB11+12W长壁采工作面的进、回风路线通风阻力最大。

⒉根据磨擦阻力公式：hfr=αLUQ /sPa

2

式：L 、U 、S —分别是各井巷的长度（m ），周边长（m ），净断面积（m ）

3

Q —分配给各井巷的风量，m /s

24

α—井巷通风磨擦阻力系数，N.S /m

沿着通风阻力最大的风路，根据公式计算h ，将各区段的磨擦阻力叠加，并考虑适当的局部阻力系数，可得出井巷通风总阻力。

根据计算（结果详见附表）

hr 总=1.2*672.8/760*525.342=558.5Pa 式中：1.2为局部阻力系数；

672.8/760为本地区负压修正系数； 672.5为本地区大气压

同理可知，矿井通风阻力最小的是+655E2SB1+2E综采一区，其通风路线为①--②--③--④--⑤--15—16—16`--18—21—21`—23

hr 总=1.2*672.8/760*331.76=352.4Pa ⒊矿井总风阻和等积孔 ①主扇风量=1.05Q

3

=66.15m/s ②总风阻：

2226

R=hr/(1.05Q)=558.5/66.15=0.128NS/m ③等积孔

- -- 2

A=1.19/√=1.19/√=3.32m ㈢自然风压 hn

3

2

3，

进风井筒：井口标高+760.1m；井底标高+550m； 回风井筒：井口标高+855.1m；井底标高+670m 冬季：

h n =(855.1-780.1)*1.24*9.8+(760.1-550)*1.22*9.8-(670- 550)*(1.22+1-20)/2*9.8-(855.1-670)*1.2*9.8 =76.32Pa 夏季:

hn`=(855.1-760.1)*1.18*9.8+(760.1-550)*1.2*9.8-(670- 550)*(1.22+1.24)/2*9.8-(855.1-670)*1.24*9.8 =114.69Pa

∴hr 总min=558.5-76.32=482.18Pa hr 总max=558.3+114.69=673.19Pa

六、通风设备及反风

⒈概述：

我矿现使用的主扇为×××轴流式风机，1台运转，1台备用。叶片角度为27.5度，电动机型号×××

⒉反风系统 ⑴反风方式

利用扇风机反转，即调换电动机电源的两相，改变扇风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。

⑵反风系统及设施

反风时，关闭+670东一底板大巷反向风门和各组斜坡道反向风门，当改变电流方向，扇风机反转以达到矿井反风目的。

××××年，在反风演习中，我矿反风时风量是正常风量的××%，符合《安全规程》要求。

七、供热风系统设计：

冬季气温较低，如不采取措施，造成井风井筒结冰，会对工人身体健康、提升工作和工业设施、装置造成危害，因而，遵照《安全规程》的有关规定，必须在进风井口安装预热设备，保持进风口以下空气温度经常在2摄氏度以上。 ㈠矿井空气的预热方法：

根据本矿的实际情况和自身特点，我矿选用的是空气加热器预热方法。

此种方法是通过煤的燃烧，使用饱和蒸汽预热一部分空气，然后送入井下。我矿使用的是带风机的井筒内冷热空气混合式，将矿井总入风量的一部分（15%--40%）空气加热至60℃--70℃后用风机经由风道热风口送入井筒。 ㈡矿井空气预热量的计算

⒈冷热风计算温度

⑴冷风计算温度，取-25℃ ⑵热风温度的计算，50℃ ⒉热风量的确定 MR=M。（t 0-t c ）/ （t h -t c ）(kg/s) 式中 t0---冷热风混合后温度，取2℃ tc ----冷风计算温度，℃ th ---- 热风温度，℃

M----矿井总进风质量流量，M=QP ∴MR=4200*1.2*[2-(-25)]/[50-(-25)] =1512kg/s

⒊预热量的计算

Q=1.005kg.Mr(t0-t c ),KW

式中 1.005----空气的定压比热 Kg----附加热损耗系数，取1.1 Q=1.005*1.1*1512/[2-(-25)]=61.9KW 八、矿井通风电费的计算 ㈠吨煤通风电费的计算 ⒈主扇运转的耗电量

I f =[(N1+N2)*365*24]/[α(ηe ηc ηv ηH )],KW.h/a ηe ---主扇电动机的效率，取0.9

ηc ---传动效率，取0.95 ηv ---变压器的效率，取0.87 ηH---电线的输电效率，取0.95 所以，I f =109万度 ⒉局扇运转的耗电量

按10台11KW 和2台28KW 局扇耗电量 I f =（10*11+2*28）*24*365=145万度 ⒊吨煤耗电量

I L = （I f +IL ）/T=（109+145）/85=2。99元（KW.h/t） 式中T---矿井计划年产量 ⒋吨煤通风电费

E= IC .D=2.99*0.28=0.83(y/t) 式中：D---每度电费用，y/KW.h

九、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析

我矿采用单翼分列式通风方式，主扇采用抽出式负压通风，在沿倾斜方向上，出风井和进风井相隔一段距离；出风井的井底标高（+670）高于进风井的井底标高（+550），+550水平底大巷和配风巷作为矿井的主要进风巷，+670水平底大巷作为矿井的主要回风巷；风井位于东二采区石门煤柱底板上，主扇布置在出风井井口。 这种布置方式，满足了一井提煤、一井上、下人及提升器材的需要，构成了我矿独立完整的通风系统，通风网路经计算较为合理，全矿井的供风量满足矿井安全生产的需要，矿井的有效风量常年稳定在88%左右，符合《安全规程》的要求。

2台轴流式主扇，一台运转，一台备用。经2002年的反风演习结果可知，能够在10min 中内改变全矿井的风流方向，反风率为50%。一旦发生局部火灾事故，具备较强的抗灾能力，矿井的反风设施+670底板大巷和各组下山的反向风门已全部完善，并安排专人进行管理，制定并逐步完善了《主扇管理制度》和《通风设施管理制度》。

我矿的生产布局是点多、面广，“一通三防”管理工作难度较大，为此，按照《煤矿安全规程》和局发《生产技术管理制度》的有关规定，制定并完善了《矿井风量计算配风标准及管理制度》和《测风管理制度》，并根据采掘工作变动和计划产量，每月末对矿井和各工作地点进行风量测算，做出配风计划，经矿总工程师批准后，认真执行。

算配风标准及管理制度》和《测风管理制度》，并根据采掘工作变动和计划产量，每月末对矿井和各工作地点进行风量测算，做出配风计划，经矿总工程师批准后，认真执行。

十、通风系统图、通风网络图

矿 通 风 能 力 核 定 表

表 11—A

4

注：P=Qt/q×K ×10 （通风能力核定公式）

P---矿井通风能力（万吨） Q---矿井总进风量（m3/min） t---今年共生产天数

q---日产一吨煤所需风量取1.1 m3/t k---矿井通风系数取1.25

其中生产能力核定要为新疆煤炭设计院有限责任公司或其他有资质单位核定。

×××煤矿矿井通风能力核定

说 明 书

×××煤矿 ××××年×月

×××煤矿矿井通风能力核定

一、 概述

×××煤矿矿井为单翼斜井阶段石门开拓方式，主要进、回风巷布置在整个煤层的底板，风井布置在东二采区石门煤柱底板上。通风方式为单翼分列式，扇风机工作方式为抽出式负压通风。

矿井为低沼气矿井，2003年度矿井瓦斯相对涌出量为1.24m 3/t，二氧化碳相对涌出量为5.58m 3/t。煤层属易自燃发火煤层，自燃发火期为3---6个月；煤层爆炸指数在36%---42%之间，具有爆炸危险性。

×××矿井现使用的主扇为沈阳鼓风机厂生产的IK58---NO24型轴流式风机，功率为220kw 。设计生产能力为×××万吨/年，根据设计，矿井总进风量为5760m 3/min,矿井总排风量为6320 m3/min,主扇装置静压为1350pa 。即可满足我矿×××万吨/年的生产能力。

目前主扇叶片角度：30° 电机输入功率：76.2kw

效率为61%，主扇装置静压一般在50—55mmH 2o ，主扇外部漏风率为3.1%。

×××矿井今年计划生产80万吨，矿井总进风量为3710m 3/min。

二、通风能力核定

4P=Qt/q×K ×10

4 =3714×350/1.1×1.25×10

=94万吨

式中： P---矿井通风能力（万吨）

Q---矿井总进风量（m 3/min）

t---年生产天数

q---日产一吨煤所需风量取1.1 m3/t

k---矿井通风系数取1.25

三、 由上述可得，现矿井通风能力为××万吨。能满足今年矿井生产××万吨的要求。

×××煤矿

××××年××月××日