1、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 2355kw，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
2、、随着矿井生产能力提高，风量不能满足生产需要。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；只有在有利于提高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=RfQ2pa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；mU井巷周边长度，mS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、局部阻力的计算根据煤炭工业设计规范的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的 15%作为局部
3、阻力，即：he=hf15%通风阻力的计算h=he+hf式中：hf井巷的通风阻力，pahe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）1矿总回风斜井0.00982（1-6）六联巷0.0163六联巷-新总回风巷0.00984新总回风巷（小段）0.00685总计6局布阻力按矿井总阻力的 15%计算7总阻力h调整后通风路线阻力计算序号井巷名称摩擦阻力系数（a）1二水平回风巷（1）0.00682二水平回风巷（2）0.006831353回风联巷0.00684135回风绕道0.0155135回风0.0098下山段6总计6局布阻力按矿井总阻力的 15%计算7总阻力h注：以上巷道
4、风量是按风路调整后需风量计算；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，m2Q主扇风量，m3/shf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 paa、调整前的通风等积孔: A=1.1896Q/ hf=1.189690/51=2.1B、调整后的通风等积孔:A=1.1896Q/ hf=1.189690/29.69=3.64、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
5、，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，提高了 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，提高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
6、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。结果证明：此次通风系统调整有利于提高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通。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通，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，确保风机不喝循环风。三、该联巷掘进长度只有 12 米，通防科应及时做好贯通后的准备工作。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、巷道贯通后，两条通风路线：即：1371 工作面回风矿回风斜井地面1
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