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第一章 概述- 1 - 一、矿井概况- 1 - 二、矿井通风系统概况- 2 - 三、矿井瓦斯概况- 2 - 第二章 矿井通风系统技术分析- 2 - 一、通风系统状况- 2 - 二、矿井容易、困难时期通风系统图和风网图见附页- 3 - 三、通风网络情况- 3 - 四、矿井近期和长期风量分配情况- 3 - 五、矿井通风能力核定- 4 - 六、计算矿井通风总阻力- 5 - 七、矿井等级孔情况（见下表）9 第三章矿井通风系统经济合理性分析9 一、主扇功率、效率情况分析9 二、吨煤通风费用9 三、局扇选择及使用的合理性11 四、瓦斯抽放情况11 第四章 矿井通风系统可靠性分析11 一、矿井主扇运转稳定性分析11 第五章 存在问题的改造方案12 14 第一章 概述 一、矿井概况 1、地理位置XX煤矿位于XX矿务局恒山煤矿与穆棱煤矿之间。XX至梨树镇公从矿区内通过，向南至梨树镇10公里，向北恒山区10公里，至XX28公里。牡密铁路从矿区西南通过，距矿区6公里。 矿区地理位置东经13040ˊ东经13048ˊ 北纬4506ˊ 北纬4510ˊ XX矿区地形由凤山沟和玄武台地两部分组成，XX台地和凤山沟谷相对高差120150公尺。矿区工业广场位于凤山沟内，XX煤矿生产指挥中心、生产井区及辅助科室、联合楼、集中皮带井和立风井主扇等均位于广场内。广场内有铁路线经过凤山沟、梨树沟直达梨树镇和矿务局穆棱铁路运销科专用线接轨，线路全长10.5公里. 2、矿井生产规模XX煤矿现开采二个水平采区。 二水平采区是2001年5月正式投产的，井田内可采煤层10个，即穆棱组1、3、5煤；城子河组成14、15、22、23、25、32和33煤。2008矿井生产能力120 wt/a，2008年核定通风能力124.5 wt/a。可采储量1.9226亿吨，服务年限60年。采区为片盘斜井。现有14个采掘队组2个采煤（1202综采队和1207综采队），12个掘进队建井1个掘进队， 3个生产采区（东一采区、后石门采区、下部采区）。 【1】 东一采区，有1个采煤即1207综采队，4个掘进队组（510队施工东一14皮带道、505队施工东一下部右一巷、105队施工东一14右0、27队施工东一绞车道） 【2】 东三采区有1个采煤即1202综采队，2个掘进队组（502队施工东三机轨合一巷，501队施工东三14右二改造巷）。 【3】 下部采区有6个掘进队组（103队施工下延14右0、519队施工二段绞车道、506队施工14左0材料道、508队施工高抽巷、101队施14左0联络川、507队施工下延左一切眼开帮）。 二、矿井通风系统概况 矿井运转主扇1台，主备扇能力相同。立风井防爆门1道状况完好，主扇的主令控制开关倒相装置灵敏可靠。通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。主要参数见下表 参数 名称 扇风机 型 号 额定 功率 KW 额定 电压 额定 电流 电机额定转数r/min 因 数 角 叶 片 角 电机 型号 负压H2omm 等级 孔m2 反风 装置 二水平 扇风机 GAF315－20－1GZ （备扇同） 1400 6200 105 740 0．8 11◦ Y638-8 280 3.8 完好 二水平立风井轴流式（GAF315－20－1GZ）主扇主扇排风量10371m3/min。担负二水平采区的通风任务；矿井通风最大流程6470m，矿井负压280mmH2o，矿井等级孔3.8m2。矿井总入风量10251m3/min，六条进风道新风井（3511m3/min）、一斜绞车道（1460m3/min）、皮带井（1315m3/min）、新下料斜井（2879 m3/min）一水平一斜风道（572m3/min）和东风井（514m3/min）；一条排风道，二水平立风井。吨煤配风量3.15 m3/min/t/d，人均供风量15.77m3/min。2008年度瓦斯鉴定绝对量CH441.7m3/min，相对量CH4为36.4m3/t，为高瓦斯矿井。 XX矿没有大小井贯通的情况。 三、矿井瓦斯概况 1、XX煤矿皮带井2008年矿井瓦斯等级鉴定，矿井瓦斯绝对量41.7m3/min，矿井瓦相对量为36.4m3/t，鉴定为高瓦斯矿井。矿井有6高沼气瓦斯掘进工作面个即（510队、505队、508队、103队、105队、501队）瓦斯绝对涌出量没有超过3m3/min.；和2个高沼气瓦斯采煤工作面即1202综采队，瓦斯绝对涌出量41.7m3/min（含抽放）1207高档普采队，瓦斯绝对涌出量18.9m3/min（含抽放）同时制定了高瓦斯工作面管理措施并兑现措施。 2、瓦斯治理情况 （1）采煤工作面瓦斯治理我矿采用了煤层注水、仰角钻、高位钻、上转角埋管、尾排巷和加大工作面风量等方法有效地解决了上转角、回风瓦斯超限问题。 （2）掘进瓦斯治理我矿采用了掘进工作面打超前释放眼、巷帮打钻边掘边抽、煤层注水和采用大功率对旋风机加大工作面风量等方法有效解决了回风和炮后瓦斯超限现象。 第二章 矿井通风系统技术分析 一、通风系统状况 1、全矿共安装2台扇风机，一台使用，一台备用，各主扇的反风设施全部完好，能正常使用；矿井供电采用双线路、双电源，主（备）扇与井下实行了风电联锁。主要通风机情况见下表 2、矿井扇风机运行工况点情况分析 二水平立风井扇风机为轴流式，扇风机型号GAF31.5-20-1GZ。扩散器排风量为10371m3/min，扇风机输出功率474.4kw,扇风机输入功率730.6kw，矿井负280mmH2o不含扩散器速压，扇风机工作效率为64.9。从GAF31.5-20-1GZ轴流式扇风机个体特性曲线四项参数风量、风压、功率和效率看扇风机工作范围即运行工况点K符合要求。工作风压不大于最大风压的0.9倍，即工况点在前期附近，因而扇风机运行是稳定的。扇风机工作效率为64.9，大于60。从上述扇风机运行工况点情况分析看，扇风机运行工况点是安全可靠的，从经济上看，扇风机工作效率是符合要求的。 二、矿井容易、困难时期通风系统图和风网图见附页 三、通风网络情况 根据通风网络图，我矿无角联通风现象，有两处串联风既一水平五采区103队施工的6左三回风串6102小回采（有矿审批措施）和由建井7队施工新下料斜井回风串二水平后石门采区（有局审批措施） 四、矿井近期和长期风量分配情况 二水平采区【近期】有14个采掘队组。2个采煤、12个掘进队、13个硐室、其它用风地点9处。 【1】 东三采区 1个采煤、2个掘进队、3个硐室、其它用风地点2处。 ∑Q后总（∑Q采 ∑Q掘∑Q硐∑Q其它）（10002602＋1403200）2140m3/min 【2】首采区 5个硐室、其它用风地点3处。 ∑Q首总（∑Q硐∑Q其它）【1005200】 700m3/min 【3】下部采区6个掘进队、2个硐室、其它用风地点2处、 ∑Q首总（∑Q掘∑Q硐∑Q其它）【24061002200】1840m3/min 【4】东一采区1个采煤、4个掘进队、3个硐室、其它用风地点2处、 ∑Q首总（∑Q采∑Q掘∑Q硐∑Q其它）【100040041003200】3100m3/min 【5】中部层采区∑Q中600 m3/min 则矿井总风量为 Q矿总（∑Q后∑Q首∑Q首∑Q首总首∑Q中总）K矿通（214070018403100600）1.159637m3/min 目前二水平采区总入风量10251 m3/min，，通风能力符合生产要求。 【长远】二水平采区将有24个采掘队组。4个采煤、17个掘进队、19个硐室、其它用风地点14处 【1】东三采区 1个采煤、2个掘进队、3个硐室、其它用风地点2处。 ∑Q后总（∑Q采 ∑Q掘∑Q硐∑Q其它）（10002602＋1403200）2140m3/min 【2】首采区 5个硐室、其它用风地点3处。 ∑Q首总（∑Q硐∑Q其它）【1005200】 700m3/min 【3】下部采区4个掘进队、2个硐室、其它用风地点2处、 ∑Q首总（∑Q掘∑Q硐∑Q其它）【24041002200】1360m3/min 【4】东一采区1个采煤、3个掘进队、3个硐室、其它用风地点2处、 ∑Q首总（∑Q采∑Q掘∑Q硐∑Q其它）【100040031003200】2700m3/min 【5】中部层采区1个采煤、4个掘进队、3个硐室、其它用风地点2处、 ∑Q中（∑Q采 ∑Q掘∑Q硐∑Q其它）（10004004＋1003200）3100m3/min 【6】一水平五井三段采区1个采煤、4个掘进队、3个硐室、其它用风地点3处、 ∑Q五（∑Q采 ∑Q掘∑Q硐∑Q其它）（10004004＋1003300）3200m3/min 则矿井总风量为 Q总（∑Q后∑Q首∑Q首∑Q首总首∑Q总中∑Q五总）K矿通 （21407001360270031003200）1.1515180m3/min 采区近期和长远通风系统、通风网络见二水平容易、困难时期通风系统图和风网图。 2、风量的供需比情况（见下表） 名称 应进风量m3/min 总入风量m3/min 总进风量比 二水平 9637 10251 106.3 五、矿井通风能力核定 XX矿通风能力核定,依据上年度瓦斯鉴定数据,平均日产一吨煤瓦斯相对量为36.4m3/t，绝对量41.7m3/min，鉴定为高瓦斯矿井。 我矿为中型矿井，依据规定，选择方法二（由里向外核算法） 根据公式P∑P采∑P掘 P--矿井通风能力。 P采回采工作面正常生产条件下的年产量。 P掘掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量。 ∑P采1202产量1207产量8522.5107.5万吨/年 ∑P掘50150250550650750851051910110310527 1.41.41.61.31.41.21.61.21.31.61.61.417万吨/年 P∑P采∑P掘107.517124.5万吨/年 XX矿2008年通风能力核定为124.5Wt/D。 六、计算矿井通风总阻力 1、计算二水平两个时期的最大和最小总阻力风路 【近期】目前二水平采区最小阻力 网络风路见摩擦阻力计算表一 h摩小∑aLUQ2/S3103.63 mmH20 h阻小 K局∑h摩小h1.2103.6315139.35 mmH20 【确定风硐阻力】 风硐阻力一般不超过1020毫米水柱。故风硐阻力不计算，取其中间值15 mmH2。目前二水平采区负压280mmH2o，理论计算矿井总阻力为270.5mmH2O，误差9.5mmH2o，误差率3 风路最大阻力风路全长7480米。 【长远】二水平采区最大摩擦阻力 网络风路见摩擦阻力计算表二 h阻大 K局∑h摩小h硐 1.1274.798615 317.2784mmH2O 式中 K局----局部阻力系数取1.1。 风路最大阻力风路全长8260米。 3、二水平采区长远通风系统优化 根据二水平采区长远规划和生产规模，采区需求风量将达到15180m3/min，通风最大流程8260米，井巷最大摩擦阻力317.2784mmH2O。主风路风阻较大的有2处立风井和-90回风道（见下表），二处摩擦阻力之和（95.63mmH2O），占总矿井阻力30.1。通过新建立风井和对-90风道进行扩断面等降阻工程，使现在最大阻力为260.31 mmH20 （含局部阻力），比优化前摩擦阻力减少了 56.96mmH20，降阻率达17.98。 井巷摩擦阻力计算表 表一 井巷区段序号 井巷 支架 a104 L U S S R摩 Q Q2 H摩 V 备注 名称 种类 NS2/m4 M M M M3 N M3/s M3/s MmH2O m/s 1 新风井 锚喷 0.0008 900 14 12 1728 0.005833333 71.6 5126.56 29.9 5.69 2 副提上车场 锚喷 0.0009 190 14.8 15 3375 0.000749867 33.5 1122.25 0.84153787 2.233333333 3 副提绞车道 锚喷 0.0009 1200 14.8 15 3375 0.004736 40.33 1626.509 7.70314615 2.688666667 4 井底主运道 锚喷 0.0009 400 14.4 14 2744 0.001889213 39.25 1540.563 2.91045044 2.803571429 5 下部采区石门 锚喷 0.0008 100 12 10 1000 0.00096 5 25 0.024 0.5 6 下部采区上车场 锚喷 0.0008 140 12 10 1000 0.001344 34.66 1201.316 1.61456817 3.466 7 下部采区皮带道 锚喷 0.0008 160 10.5 7 343 0.003918367 14.16 200.5056 0.7856546 2.022857143 8 下部采区皮带道 锚喷 0.0008 240 9.7 6 216 0.008622222 21.66 469.1556 4.04516384 3.61 9 下部采区皮带道 锚喷 0.0008 660 11.5 8 512 0.011859375 18.33 335.9889 3.98461836 2.29125 10 1207下巷 锚杆 0.0017 620 13.35 10.3 1092.7 0.012876867 16.66 277.5556 3.57404648 1.617475728 11 1207工作面 掩护式 0.004 190 14 10 1000 0.01064 16.66 277.5556 2.95319158 1.666 12 1207上巷 锚杆 0.0017 710 13.35 10.3 1092.7 0.014746089 16.66 277.5556 4.09285968 1.617475728 13 回风川 锚杆 0.0017 100 9.4 6 216 0.007398148 17.5 306.25 2.26568287 2.916666667 14 风道（1） 发碹 0.0009 320 11.5 8 512 0.00646875 30 900 5.821875 3.75 15 风道2 发碹 0.0009 150 11.5 8 512 0.003032227 31.33 981.5689 2.97633929 3.91625 16 风道3 发碹 0.0009 420 11.5 8 512 0.008490234 34.38 1181.984 10.0353246 4.2975 17 风道4 锚喷 0.0008 420 11.5 8 512 0.007546875 36.66 1343.956 10.1426649 4.5825 18 风道5 锚喷 0.0008 100 11.5 10 1000 0.00092 77.67 6032.629 5.55001859 7.767 19 立风井 发碹 0.0009 460 16.9 19.6 7529.5 0.000929221 172.85 29877.12 27.7624379 8.818877551 合计 7480 120.8 矿井长远井巷摩擦阻力计算表 表二 井巷区段序号 井巷 支架 a104 L U S S R摩 Q Q2 H摩 V 备注 名称 种类 NS2/m4 M M M M3 N M3/s M3/s MmH2O m/s 1 新风井 锚喷 0.0008 900 14 12 1728 0.005833333 58 3364 19.6233333 4.833333333 2 副提上车场 锚喷 0.0009 190 14.8 15 3375 0.000749867 116 13456 10.0902059 7.733333333 3 副提绞车道 锚喷 0.0009 1200 14.8 15 3375 0.004736 113 12769 60.473984 7.533333333 4 井底主运道 锚喷 0.0009 50 14.4 14 2744 0.000236152 109 11881 2.8057172 7.785714286 5 井底主运道 锚喷 0.0008 200 12 10 1000 0.00192 72 5184 9.95328 7.2 6 东一主运道 锚喷 0.0008 660 12 10 1000 0.006336 64 4096 25.952256 6.4 7 东一主运道 锚喷 0.0008 880 12 10 1000 0.008448 59 3481 29.407488 5.9 8 东一绞车道 锚喷 0.0008 560 11.2 9 729 0.006882853 20 400 2.75314129 2.222222222 9 东一皮带道 锚喷 0.0008 210 13.35 10.3 1092.7 0.00205248 23 529 1.08576177 2.233009709 10 东一皮带道 锚杆 0.0017 90 13.35 10.3 1092.7 0.001869223 22 484 0.90470374 2.13592233 11 1202下巷 锚杆 0.0017 500 13.35 10.3 1092.7 0.024434282 20 400 9.77371292 1.941747573 12 1202工作面 掩护式 0.004 230 13.15 10 1000 0.00514165 20 400 2.05666 2 13 1202上巷 锚杆 0.0017 270 13.35 10.3 1092.7 0.005607668 21 441 2.47298149 2.038834951 14 右0回风道 锚杆 0.0009 360 12.48 9 729 0.005546667 18 324 1.79712 2 15 -90风道 锚喷 0.0009 1500 13.3 12 1728 0.010390625 59 3481 36.1697656 4.916666667 16 立风井 发碹 0.0009 460 16.9 19.6 7529.5 0.000929221 253 64009 59.4784817 12.90816327 17 合计 8260 274.7986 优化后井巷摩擦阻力计算表 表三 井巷区段序号 井巷 支架 a104 L U S S R摩 Q Q2 H摩 V 备注 名称 种类 NS2/m4 M M M M3 N M3/s M3/s MmH2O m/s 1 新风井 锚喷 0.0008 900 14 12 1728 0.005833333 46.6 2171.56 12.6674333 3.883333333 2 副提上车场 锚喷 0.0009 190 14.8 15 3375 0.000749867 108.3 11728.89 8.79510365 7.22 3 副提绞车道 锚喷 0.0009 1200 14.8 15 3375 0.004736 113 12769 60.473984 7.533333333 4 井底主运道 锚喷 0.0009 50 14.4 14 2744 0.000236152 106.6 11363.56 2.68352292 7.614285714 5 井底主运道 锚喷 0.0008 200 12 10 1000 0.00192 72 5184 9.95328 7.2 6 东一主运道 锚喷 0.0008 660 12 10 1000 0.006336 64 4096 25.952256 6.4 7 东一主运道 锚喷 0.0008 880 12 10 1000 0.008448 59 3481 29.407488 5.9 8 东一绞车道 锚喷 0.0008 560 11.2 9 729 0.006882853 20 400 2.75314129 2.222222222 9 东一皮带道 锚喷 0.0008 210 13.35 10.3 1092.7 0.00205248 23 529 1.08576177 2.233009709 10 东一皮带道 锚杆 0.0017 90 13.35 10.3 1092.7 0.001869223 22 484 0.90470374 2.13592233 11 1202下巷 锚杆 0.0017 500 13.35 10.3 1092.7 0.024434282 20 400 9.77371292 1.941747573 12 1202工作面 掩护式 0.004 230 13.15 10 1000 0.00514165 20 400 2.05666 2 13 1202上巷 锚杆 0.0017 270 13.35 10.3 1092.7 0.005607668 21 441 2.47298149 2.038834951 14 右0回风道 锚杆 0.0009 360 12.48 9 729 0.005546667 18 324 1.79712 2 15 -90风道 锚喷 0.0009 1500 13.3 12 1728 0.010390625 59 3481 36.1697656 4.916666667 16 立风井 发碹 0.0009 460 16.9 19.6 7529.5 0.000929221 131.5 17292.25 16.068315 6.709183673 17 合计 8260 223.0152 七、矿井等级孔情况（见下表） 矿井通风困难时期的等积孔为 Amin 0.38173/28.5 2.3m2 式中 Amin为困难时期等积孔面积 Q矿进为矿井总进风量, m3/s hmax为困难时期矿井的总摩擦阻力,Pa 矿井通风容易时期的等积孔为 Amax 0.38173/17.2 3.8m2 式中 Amax为困难时期等积孔面积 Q矿进为矿井的进风量, m3/s hmin为容易时期矿井的总摩擦阻力,Pa 矿井通风容易时期的等积孔为3.8m2,通风难易程度为。矿井通风困难时期的等积孔为2.3m2,属于通风容易矿井。 第三章矿井通风系统经济合理性分析 一、主扇功率、效率情况分析 名称 电机功率KW 主扇功率KW 负压mmH2O 电流A 电压V 总排风量m3/min 主扇效率 二水平 1400 900 280 105 6200 10371 64.9 二、吨煤通风费用 1、吨煤扇风机通风电费情况 吨煤的通风电费为 Ce（EEe）D/T （Ne/（Ke.ηV. ηe.）30242）0.4/120 1400/1.150.950.9214400.4/120 9.4元/吨 式中E为主扇年耗电量，单位Kw.h Ee为局扇的年耗电量,单位Kw.h D为电价,取0.4元/ Kw.h Ne为主扇电机的容量,单位KW T为年产量,单位t。 ηV为变压器效率，取0.95 ηe为电缆的输电效率,取0.92 2、风机设备吨煤折旧和维修费 ZeY/（TN） 3.50.20.110000/120000020 0.0016元/吨 式中 Ze为风机设备吨煤折旧、安装及维修费。 Y为风机设备的购置、运输及安装费。 T为矿井的年产量，取1200000吨。 M为风机设备的服务年限，取20年。 3、为通风服务的井巷工程折旧费和维修费 QeL D 35000.0025 0.875元/吨 式中 Qe 为井巷工程折旧费和维修费总的费用 L-专为通风服务的巷道长度,取3500米 D-通风巷道的吨煤每米折旧维修费用,D巷道造价/服务年限维修费 取0.00025元/米吨煤。 4、通风器材和通风检测仪表的购置费和维修费。 通风器材的购置费为45万元，通风检测仪表的购置年平均为10万元，维修费为5万元。 则通风器材和检测仪表的吨煤购置及维修费为 Ae（45105）10000/1200000 0.5元/吨 5、通风区队人员的工资及其附加费用 通风区的工作人员有瓦检员、测风员、通风防尘工、通风巷道维护工、设备工等。则通风区队的人员工资及附加费用为 式中 A工资总和 T为年产量 6、通风吨煤总费用为 W CeQeAeZeM 9.40.00160.8750.50.5 11.276元/吨 三、局扇选择及使用的合理性 二水平为高瓦斯采区，掘进工作面配风及局扇选择依据以下三方面 （1）对高瓦斯掘进工作面使用大功率风机，解决炮后和综掘机割煤速度快瓦斯超限问题。 （2）对全岩瓦斯小，低瓦斯掘进工作面使用小功率风机，达到设计风量。 （3）对供风距离较远尽可能选择大功率风机，供风距离近时再换单功率风机。；供风距离远时再换双功率风机。 四、瓦斯抽放情况 1、矿井瓦斯抽放系统XX矿地面集中抽放安设三台型号为2BE3420-2BY4水环真空泵，功率为160KW，额定流量为117m3/min，两台使用，一台备用。通过地面Ф400钻孔与井下抽放管路对接。井下移动泵6台，型号为ZWY-60/90、ZWY-30两种，电机功率为60～160KW，额定流量为60 m3/min。抽放泵总装机功率为1090KW。2008年矿井瓦斯抽放量为1264.05万m3，完成全年瓦斯抽放量的121.5，矿井瓦斯抽放率为40.2，吨煤抽放电费4.7元。 2、吨煤抽放电费 3、瓦斯巷工程情况及投资 （1）改造一处地面泵站，更换两台大功率抽放泵，其额定流量为400 m3/min，计划资金1000万元。 （2）新建一处地面泵站，安装三台大功率抽放泵，额定流量为400 m3/min，降负责下延采区抽放，计划资金2500万元。 第四章 矿井通风系统可靠性分析 一、矿井主扇运转稳定性分析 （1） XX煤矿二水平通风系统大体上说是稳定可靠的，采区进回风道布置合理，但同时也存在一些小问题。由于地质条件不详，导致有个别工程布局不合理，入排间运输行车致使有些风路风流不稳，给通风系统调整带来很大困难。采掘队组过于集中，从而导致全矿井阻力增大。 （2） 二水平立风井主扇为轴流式（型号GAF31.5-20-1GZ），叶片安装角-11度，排风能力为10371m3/min。主扇设计最大排风能力为15000m3/min，。从目前二水平生产规模看，通风能力基本能满足正常生产。 （3） 在通风系统上，按照矿井有效总风量应有1.8倍以上的富余系数的要求，我矿达不到要求。 第五章 存在问题的改造方案 1、随着二水平中部层采区投产，下部采区、东一部采区陆续延伸，生产规模将逐年增大，现有主扇排风能力将难以满足后续生产的需要，需增设一台主扇。主扇的设计见附页 2、二水平井底主运道调度门前（共用段）风速达到8.5m/s。需另施工一条联络巷来满足风速要求。（中部层至井底主运道）（改造方案见下图）工程量400m。s12m2.资金600万元 3、由于后石门采区风道各别段断面小，加之冒落严重影响东三采区风量、局部阻力过大，准备在后石门施工一条风道，需公司尽快解决。（改造方案见下图），工程量240m、断面12m2、资金350万元。阻力可减少810mmH2O。 4、新建立风井的设计方案