矿井通风系统调整安全技术措施ebkr.docx

矿井通风风系统调调整设计计及安全技术术措施第一章、矿矿井通风风系统现现状及存存在问题题一、通风风系统现现状我矿通风风方式为为中央并并列式，通通风方法法为抽出出式。地面安安设2台同型型号对旋旋轴流式式扇风机机（1用11备）；主扇型型号为FFBD660-NNO.227型，额定定功率为为2×355kww，风量量范围445000100200m3/miin，风压范围围：8660551200Pa。目目前矿井井实际总回风量量为54000m3/miin，负负压为26000Paa。二、存在在问题主要存在在以下几几方面问问题：1、回风风斜井断断面小，风风速高达达13.5m/s，不不符合煤矿安安全规程程规定定；2、通风风负压大大，多次次造成115011采空区区自燃发发火；3、主扇扇耗电量量大，同同时损坏坏频率高高；4、随着着矿井生生产能力力提高，风量不能满足生产需要。第二章通通风阻力力计算及及调整方案案第一节 通通风阻力力计算调整通风风系统前，应应先对调调整前后后的通风阻力进进行计算算分析；只有在有有利于提提高矿井井通风能能力的前提下下，方可可进行通通风系统统调整。一、通风风阻力计计算公式式如下1、矿井井通风阻阻力计算算摩擦阻力力的计算算：hf=RRfQ2 pa 式中：hhf井巷巷的摩擦擦阻力，ppa； RRf井巷巷的摩擦擦风阻，KKu； QQ井巷巷风量，mm3/s其中：RRf=LU/S3式中：井井巷的摩摩擦阻力力系数； LL井巷巷的长度度；m UU井巷巷周边长长度，mm SS井巷巷的断面面积，mm2式中摩擦擦阻力系系数（值）在矿井井通风中查表得出2、局部部阻力的的计算根据煤煤炭工业业设计规规范的的规定，局局部阻力力不单独独计算，取取摩擦阻阻力的115%作作为局部部阻力，即即：he=hhf×15% 通风阻力力的计算算h=hee+hf式中：hhf井巷巷的通风风阻力，ppahe井巷的的局部通风风阻力，ppa调整前路路线通风风阻力计计算序号井巷名称称摩擦阻力力系数（aa）长度L(m)周长U(m)净断面SS(m2)风量Q(m3/minn)风速V(m/ss)风阻hff(pa)1矿总回风风斜井0.000983528.85.44400013.55102222（1-66）六联联巷0.011627710.887415559.9886813六联巷-新总回回风巷0.0009855117397559.466754新总回风风巷（小小段）0.000686812.5513.99392554.795总 计计752178776局布阻力力按矿井总总阻力的的15%计算2687总阻力h20555调整后通通风路线线阻力计计算序号井巷名称称摩擦阻力力系数（aa）长度L(m)周长U(m)净断面SS(m2)风量Q(m3/minn)风速V(m/ss)风阻hff(pa)1二水平回回风巷（11）0.0006818015.00915.55500005.3332二水平回回风巷（22）0.0006826815.22916.001450004.636313533回风联联巷0.000683412.6614450005.3555.94135回回风绕道道0.011519013.229.899400006.71705135回回风下山山段0.000983911.0057.8440009.447.886总 计711292.76局布阻力力按矿井总总阻力的的15%计算43.997总阻力h336.6注：以上上巷道风量量是按风风路调整整后需风量计计算；1135回回风绕道道为（1135延延长段和和13553材料料道）。三、等积积孔计算算A=1.18996Q/hf式中：AA通风风等积孔孔，m22 Q主扇风风量，mm3/s hhf井巷的的通风阻阻力，ppa调整前矿矿井实测测通风总阻力hf= 226000 paa；因此此可以计计算调整整后的全全矿井通通风阻力力；hff=（226000-20055）+3366.6=8811.6 paa、调整整前的通通风等积积孔: A=11.18896QQ/ hf=1.118966×90/551=22.1B、调整整后的通通风等积积孔:A=11.18896QQ/ hf=1.118966×90/29.69=3.664、结果果分析1、调整整前后通通风路线线和通风风阻力分分析：数据统计计：全矿矿井通风风路线总总长度445599米，通通风阻力力为26600ppa。调调整路线线为7522米，通通风阻力力20555paa；其中中，回风风斜井段段长度为为6299米，阻阻力为119588pa。数据分析析：调整整前路线占全矿通通风路线线的16.5%，通通风阻力力占全矿通通风阻力力的79%；（其其中：回回风斜井井段占全全矿通风风阻力的的75%）；调调整后路路线占全全矿通风风路线的的15.6%，通通风阻力力占全矿通通风阻力力12.9%，比比调整前前少566.1%。 2、通通风等积积孔由原原来的22.1mm2增加到到3.66m2，提高高了1.7倍。3、从计计算可结结果可以以看出，大幅度降低了矿井的通风阻力，提高了扇风机的工作效率。4、解决决了风速速超限的的问题，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、同时时减少了向15501采采空区的的漏风量，降低低了自燃燃发火的的机率。结果证明明：此次通风风系统调调整有利利于提高高矿井的的通风能能力第二节 系统调调整方案案一、先将将13771工作作面回风风引入二二水平回回风巷具体做法法：在113711回风联联巷与二二水平回回风巷之之间施工工一条112m长长的平巷巷，直接接与二水水平回风风巷贯通通。二、然后后将二采采区回风风引入二二水回风风巷具体做法法：在13553区域域掘进33条巷道道与二水水平回风风贯通，施施工长度度：1665米；巷道施施工结束束后，便便可将二二采区回回风引入入二水平平回风巷巷。具体通风风路线见见：调整整前、后后的通风风系统图图。第二章通通风系统统调整的的安全技技术措施施第一节、13771工作作面通风风系统调调整措施施一、生技技科首先确定定施工联巷巷的具体体位置。二、通防防科将111KWW的风机机接到开开窝点。开开窝前应应先将113711回风联联巷的调调节窗开开大，确确保风机机不喝循循环风。三、该联联巷掘进进长度只只有122米，通通防科应应及时做做好贯通通后的准备工工作。四、透窝窝前2米米时，通通防科管管理人员员必须现现场指挥挥。当透窝洞洞口有0.4平方时时，应先先关闭调调节窗、再停风风机，然后在联联巷中设设置临时时挡风墙墙。五、巷道道贯通后后，两条条通风路路线：即：13371工工作面回回风矿回风风斜井地面13711工作面面回风二水平平回风巷巷地面六、通防防科应及及时调整整13771工作作面的风风量，并并检查该该区域通通风系统统是否稳稳定可靠靠。第二节 二二采区通通风系统统调整的的安全措施施一、布置置巷道1、由于于调整该该通风系系统，需需要在MM5煤层层中掘进进1300米的巷巷道。分分别为：13553材料料道、113533专用回回风巷、113533回风联联巷。2、施工工三条巷巷道需要要透窝两两次。首首先是113533专用回回风巷与与13553运输输上山透透窝；然然后是113533回风联联巷与113533专用回回风巷透透窝。二、第一一次透窝窝安全措施施1、13353材材料道与与13553专用用回风巷巷贯通前前后，通通风线路路如下：贯通前：13553原材材料道回回风13553回风风巷矿回风风斜井；贯通后：13553原材材料道回回风13553专用用回风巷巷13553材料料道1355运输下下山延长长段矿回风风斜井。此次风路路线调整整后，只只有原113533材料道道回风路路线延长长1500米，对二二采区通通风系统统无影响响。2、透窝窝前100米时，通通防科首首先在113533回风巷巷设置好好挡风帘帘，并准准备好木木板挡风风墙的材材料。3、距透透窝还有有5米时时，掘进进工区要要及时通通知通防防科，通通防科管管理人员员必须现现场指挥挥。4、瓦检检员必须须先检查被被透窝巷巷道的瓦瓦斯浓度度，只有有在被透透窝巷道道里的瓦瓦斯浓度度在1%以下方方可进行行透窝。5、当透透窝洞口口有0.5平方方时，先先将挡风风帘放下下，然后后再停止止13553材料料道的风风机；掘进工工区应及及时将透透窝洞口口扩大，直到该该巷道施施工结束束。6、通防防科应及时将挡风帘帘改成木木板挡风风墙，使使13553原材材料的回回风全部部从13353专专用回风风巷进入入矿回风风斜井。四、第22次透窝窝安全措施施1、13353回回风联巷巷与13353专专用回风风巷贯通通后的两条条通风路路线：11）、二二采区回回风13553回风风巷13553专用用回风巷巷二水平平回风巷巷；2）、二二采区回回风1355延长段段13553材料料道13553专用用回风巷巷 二水水平回风风巷。2、通防防科提前前做好准准备工作作。3、距透透窝2米米时，通通防科管管理人员员必须在在现场指指挥。4、当透透窝洞口口有0.5平方方时，将将13553回风风联的风风机停止止即可。掘进工工区应及及时扩大大透窝巷巷道直到到施工结结束。5、巷道道贯通后后通防科科应及时时调整风风量。第三节 全全矿井通风系系统调整整的措施施一、矿井井通风系系统调整整步骤如如下：1、先将将二水平平回风巷巷上口的的调节风风墙拆除除。2、在回回风斜井井六联向向里4米米处砌筑调调节风墙墙。二、注意意事项1、及时时测量全全矿井各各用风地地点的风风量，并并根据需需要调整整风量；如如果需要要调整矿矿井的总总风量时时，可以以先采取取控制蝶蝶阀的角角度进行行。2、调整整通风系系统过程程中严禁禁瓦斯超超限。9