矿井通风系统调整技术措施

矿井通风系统调整技术措施 第一章、矿井通风系统现状及存在问题 一、通风系统现状 我矿通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。地面安设2台同型号对旋轴流式扇风机1用1备；主扇型号为FBD60-NO.27型，额定功率为2×355kw，风量范围450010200m3/min，风压范围：8605120Pa。目前矿井实际总回风量为5400m3/min，负压为2600Pa。 二、存在问题 主要存在以下几方面问题： 1、回风斜井断面小，风速高达13.5m/s，不符合煤矿安全规程规定； 2、通风负压大，多次造成1501采空区自燃发火； 3、主扇耗电量大，同时损坏频率高； 4、随着矿井生产能力提升，风量不能满足生产必须要。 第二章  通风阻力计算及调整方案 第一节   通风阻力计算 调整通风系统前，应先对调整前后的通风阻力进行计算分析；只有在有利于提升矿井通风能力的前提下，方可进行通风系统调整。 一、通风阻力计算公式如下 1、矿井通风阻力计算 摩擦阻力的计算： hf=RfQ2   pa 式中：hf井巷的摩擦阻力，pa； Rf井巷的摩擦风阻，Ku； Q井巷风量，m3/s 其中：Rf=LU/S3 式中：井巷的摩擦阻力系数； L井巷的长度；m U井巷周边长度，m S井巷的断面积，m2 式中摩擦阻力系数值在矿井通风中查表得出 2、局部阻力的计算 依据煤炭工业制定规范的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即： he=hf×15% 通风阻力的计算 h=he+hf 式中：hf井巷的通风阻力，pa he井巷的局部通风阻力，pa 调整前路线通风阻力计算 序                                                    号井巷名称摩擦阻力                                                    系数a长度                                                    L(m)周长U(m)净断面S(m2)风量Q                                                    (m3/min)风速V                                                    (m/s)风阻hf                                                    (pa)1矿总回风斜井0.00983528.85.4440013.5102221-6六联巷0.01627710.8741559.986813六联巷-新总回风巷0.00985511739759.46754新总回风巷小段0.00686812.513.939254.795总     计75217876局布阻力按矿井总阻力的15%计算2687总阻力h2055 调整后通风路线阻力计算序                                                    号井巷名称摩擦阻力                                                    系数a长度                                                    L(m)周长U(m)净断面S(m2)风量Q                                                    (m3/min)风速V                                                    (m/s)风阻hf                                                    (pa)1二水平回风巷10.006818015.0915.550005.3332二水平回风巷20.006826815.2916.0145004.63631353回风联巷0.00683412.61445005.355.94135回风绕道0.01519013.29.8940006.71705135回风下山段0.00983911.057.844009.447.86总   计711292.76局布阻力按矿井总阻力的15%计算43.97总阻力h336.6 注：以上巷道风量是按风路调整后必须风量计算；135回风绕道为135延长段和1353材料道。 三、等积孔计算 A=1.1896Q/hf 式中：A通风等积孔，m2 Q主扇风量，m3/s hf      井巷的通风阻力，pa 调整前矿井实测通风总阻力  hf= 2600 pa；因此可以计算调整后的全矿井通风阻力；hf=2600-2055+336.6=881.6 pa a、调整前的通风等积孔: A=1.1896Q/ hf =1.1896×90/51=2.1 B、调整后的通风等积孔:A=1.1896Q/ hf =1.1896×90/29.69=3.6 4、结果分析 1、调整前后通风路线和通风阻力分析： 数据统计：全矿井通风路线总长度4559米，通风阻力为2600pa。调整路线为752米，通风阻力2055pa；其中，回风斜井段长度为629米，阻力为1958pa。 数据分析：调整前路线占全矿通风路线的16.5%，通风阻力占全矿通风阻力的79%；其中：回风斜井段占全矿通风阻力的75%；调整后路线占全矿通风路线的15.6%，通风阻力占全矿通风阻力12.9%，比调整前少56.1%。 2、通风等积孔由原来的2.1m2增加到3.6 m2，提升了1.7倍。 3、从计算可结果可以看出，大幅度降低了矿井的通风阻力，提升了扇风机的工作效率。 4、解决了风速超限的问题，使矿井风速由原来的13.5m/s降到5.3m/s，符合煤矿安全规程规定。 5、同时减少了向1501采空区的漏风量，降低了自燃发火的机率。 结果证实：此次通风系统调整有利于提升矿井的通风能力 第二节    系统调整方案 一、先将1371工作面回风引入二水平回风巷 具体做法：在1371回风联巷与二水平回风巷之间施工一条12m长的平巷，直接与二水平回风巷贯穿。 二、然后将二采区回风引入二水回风巷 具体做法：在1353区域掘进3条巷道与二水平回风贯穿，施工长度：165米；巷道施工结束后，便可将二采区回风引入二水平回风巷。 具体通风路线见：调整前、后的通风系统图。 第二章    通风系统调整的安全技术措施 第一节、1371工作面通风系统调整措施 一、生技科首先确定施工联巷的具体位置。 二、通防科将11KW的风机接到开窝点。开窝前应先将1371回风联巷的调节窗开大，保证风机不喝循环风。 三、该联巷掘进长度只有12米，通防科应及时做好贯穿后的准备工作。 四、透窝前2米时，通防科管理人员必须现场指挥。当透窝洞口有0.4平方时，应先关闭调节窗、再停风机，然后在联巷中设置临时挡风墙。 五、巷道贯穿后，两条通风路线： 即：1371工作面回风矿回风斜井地面 1371工作面回风二水平回风巷地面 六、通防科应及时调整1371工作面的风量，并检查该区域通风系统是否稳定可靠。 第二节   二采区通风系统调整的安全措施 一、布置巷道 1、由于调整该通风系统，必须要在M5煤层中掘进130米的巷道。分别为：1353材料道、1353专用回风巷、1353回风联巷。 2、施工三条巷道必须要透窝两次。首先是1353专用回风巷与1353运输上山透窝；然后是1353回风联巷与1353专用回风巷透窝。 二、第一次透窝安全措施 1、1353材料道与1353专用回风巷贯穿前后，通风线路如下： 贯穿前：1353原材料道回风1353回风巷矿回风斜井； 贯穿后：1353原材料道回风1353专用回风巷1353材料道135运输下山延长段矿回风斜井。 此次风路线调整后，只有原1353材料道回风路线延长150米，对二采区通风系统无影响。 2、透窝前10米时，通防科首先在1353回风巷设置好挡风帘，并准备好木板挡风墙的材料。 3、距透窝还有5米时，掘进工区要及时通知通防科，通防科管理人员必须现场指挥。 4、瓦检员必须先检查被透窝巷道的瓦斯浓度，只有在被透窝巷道里的瓦斯浓度在1%以下方可进行透窝。 5、当透窝洞口有0.5平方时，先将挡风帘放下，然后再停止1353材料道的风机；掘进工区应及时将透窝洞口扩展，直到该巷道施工结束。 6、通防科应及时将挡风帘改成木板挡风墙，使1353原材料的回风全部从1353专用回风巷进入矿回风斜井。 四、第2次透窝安全措施 1、1353回风联巷与1353专用回风巷贯穿后的两条通风路线：1、二采区回风1353回风巷1353专用回风巷二水平回风巷； 2、二采区回风135延长段1353材料道1353专用回风巷 二水平回风巷。 2、通防科提前做好准备工作。 3、距透窝2米时，通防科管理人员必须在现场指挥。 4、当透窝洞口有0.5平方时，将1353回风联的风机停止即可。掘进工区应及时扩展透窝巷道直到施工结束。 5、巷道贯穿后通防科应及时调整风量。 第三节   全矿井通风系统调整的措施 一、矿井通风系统调整步骤如下： 1、先将二水平回风巷上口的调节风墙拆掉。 2、在回风斜井六联向里4米处砌筑调节风墙。 二、注意事项 1、及时测量全矿井各用风地点的风量，并依据必须要调整风量；如果必须要调整矿井的总风量时，可以先采用控制蝶阀的角度进行。 2、调整通风系统过程中严禁瓦斯超限。 第 1 页 共 1 页文章源于网络整理，侵权及时告知删除。（Word格式，可编辑）