矿井通风系统范文

矿井通风系统范文（精选12篇）

矿井通风系统 第1篇

煤矿开采过程中, 井下一些区域会积聚大量的瓦斯和一些有害气体及采煤过程中产生的煤尘, 严重影响井下工作人员的安全与正常作业。加强矿井通风和优化通风系统, 可以使井下有足够的新鲜空气, 满足人员对O2的需求;冲淡井下有毒有害气体和粉尘, 保证安全生产;调节井下气候, 创造良好的工作环境。但是, 优化矿井通风系统, 首先要对矿井通风阻力进行测定, 根据测定的基础数据, 建立一个三维通风动态仿真模拟系统, 通过改变该系统的一些参数来仿真井下实际情况, 分析与总结出优化井下通风系统的方法与措施[1]。

1 通风阻力测定

1.1 通风阻力测定的目的与意义

矿井通风阻力测定是生产矿井通风系统管理、改造的一项基础工作。《煤矿安全规程》第119条规定:“新井投产前必须进行1次矿井通风阻力测定, 以后每3 a至少进行1次, 在矿井转入新水平或改变一翼通风系统后, 都必须重新进行矿井通风阻力测定。”其目的是了解通风阻力分布情况, 降低矿井总阻力;获取真实可靠的摩擦阻力系数, 为通风系统设计、改造及建立煤矿三维通风动态仿真模拟系统提供基础数据。因此, 测量数据的真实性和可靠性直接影响生产矿井通风系统设计、改造与管理决策的科学性和合理性, 也是建立一个准确、合格、符合实际的煤矿三维通风动态仿真模拟系统的基础。

1.2 通风阻力测定中存在的问题

目前大多数煤矿通过矿井通风阻力测定获取的矿井通风系统的基础数据存在一些问题, 主要是:a) 测定路线较少, 不能较为全面地反映全矿井的通风基础数据, 具有相对片面性;b) 未对测量数据随机误差进行平差处理, 随机误差较大, 导致数据可用性差;c) 矿井通风系统是不断变化的, 随着时间的推移, 旧巷道维护情况、新掘巷道的支护情况都会发生较大变化, 导致相关的通风基础数据变化较大, 不能真实反映当前实际情况。因此, 若以现有矿井通风阻力测定报告提供的数据, 很难建立一个符合实际情况的煤矿三维通风动态仿真模拟系统[2]。

1.3 煤矿三维通风动态仿真模拟系统的建立

针对上述情况建立一个准确、合格、符合实际情况的煤矿三维通风动态仿真模拟系统为目的, 对全矿通风系统进行全面综合分析, 科学合理地确定多条阻力测定路线及测点, 用先进的检测仪器, 对测点风速、压力、断面尺寸进行多次测量;对测量数据进行现场处理, 对存在较大误差的测点进行重新测量, 保证所有数据的可靠性, 进而对测量数据进行平差处理, 使测量数据的随机误差降到最低, 尽可能地还原测量数据的真实性。通过上述过程所获取的基础数据是可以满足通风系统安全管理要求, 并可以对通风系统进行设计、改造, 使我们建立一个准确、合格、符合实际的煤矿三维通风动态仿真模拟系统成为可能。

2 矿井通风系统优化

2.1 矿井通风系统优化的必要性

矿井通风系统随着生产不断延伸, 生产布局不断变化, 开采强度不断增大, 开采深度不断加深, 开采的地质条件也更复杂等问题在不断变化, 如果管理不善, 容易造成矿井通风系统混乱, 通风能力与生产能力不匹配, 风机老化, 效率低下, 矿井阻力增大, 能耗高, 经济效益低下等现象。因此需要对矿井通风系统进行优化, 调整通风设施, 降低矿井总阻力, 增大风量, 使风机运行在较高效率区间, 甚至在现有通风系统基础上开掘新的进、回风巷道以达到降阻增效的目的。通风系统优化还包括对通风系统的长期、短期规划方案从经济性、技术性、安全性三个方面进行分析比较, 选择最优方案, 从而提高矿井效益, 降低通风费用, 提高通风系统安全性和稳定性[3]。

2.2 矿井通风优化技术的内容

矿井通风系统优化技术是以一个准确、合格、符合实际的煤矿三维通风动态仿真模拟系统为基础, 对矿井通风系统进行优化分析。

2.2.1 对通风困难矿井进行降阻增效

对矿井通风系统进行全面分析, 找出设置不合理的通风构筑物, 如风门、风窗、密闭等, 提出设置合理通风构筑物的建议, 并对调整后的系统进行模拟分析, 对调整前、后通风系统从技术、经济、安全等方面进行比较分析, 使调整后的通风系统最终能达到降低功耗, 提高效益的目的。

2.2.2 对需要进行改造的矿井通风系统进行改造方案的对比分析

由于处于新、老采区交替时期, 老采区回采工作逐步撤出, 新采区继续延伸, 不断开掘新巷道, 通风系统将发生很大变化, 也会提出多种不同的通风系统改造方案, 我们将针对不同的改造方案, 利用煤矿三维通风仿真模拟系统对其进行通风系统的仿真模拟, 从技术、经济、安全方面对方案进行分析评价, 以便了解各方案技术上是否可行、经济上是否最省、安全性是否最高, 从中选定最佳改造方案, 达到方案优选的目的。

2.2.3 对矿井通风系统中远期规划进行分析评价

煤矿的安全、有序开采需要有一个统筹考虑各方面因素的中长远规划方案, 而规划方案是否合理则需要进行全面的分析评价, 利用煤矿三维通风动态仿真模拟系统, 对规划方案时期的矿井通风系统从技术、经济、安全三方面进行分析, 对矿井通风系统的通风能力、风机能力、矿井通风费用、井巷开拓费用、通风系统的抗灾变能力及风流控制能力等作出相应的评价, 为煤矿决策人员合理确定中长期规划方案提供科学依据。

2.2.4 对已有巷道 新掘巷道进行巷道断面优选

可对现有巷道的通风经济性进行分析评价, 在考虑巷道的通风量、能耗损失、维护费用、服务年限及资金的时间价值后, 提出巷道的综合成本与通风费用的关系, 并确定经济断面;对新掘巷道的工程成本、通风费用、服务年限及风机折旧成本及通风能力进行综合分析、定量评价, 提出新掘巷道的经济断面, 从而对通风系统内关键巷道进行优化设计和改造。

2.2.5 对井下事故进行定量模拟分析

可基于“非稳态算法”对井下火灾及火灾对通风系统产生的影响进行定量分析, 可对爆破除烟和瓦斯突出进行动态扩散模拟分析。根据煤矿安全评价报告及煤矿重点危险源管理评估报告, 对可能发生火灾及粉尘、有害气体大量涌出的位置进行动态模拟, 定性、定量分析灾害发生对矿井通风系统的影响, 并辅助制定井下火灾时期矿井调风措施, 提出相应的应急救援措施、避灾路线及合理设置避灾硐室的位置。

2.2.6 对矿井通风系统进行反风模拟分析评价

对不同通风时期的通风方案进行反风模拟, 对各个时期的通风系统安全性进行定量评价, 提出应急避灾路线、合理设置避灾硐室位置, 是煤矿安全生产的重要保障。

2.2.7 对高温 高湿矿井进行降温 除湿技术方案的分析评价

通过分析矿井内热源 (包括设备、煤炭自燃、炸药爆破) 的分布、功率及井下围岩的相关热参数, 模拟矿井各巷道的温度情况, 通过模拟结果定量分析高温巷道, 采取相应措施, 如改变设备的放置位置、增加降温制冷设备, 增大通风量, 并对解决方案从技术、经济、安全三方面考虑, 提出科学合理的降温、除湿技术方案。

3 结语

矿井通风系统优化分析, 解决了矿山企业对通风系统改造、规划方案及各种技术方案的不确定性问题, 由以往的凭经验决策改为依靠科技进行科学决策, 是且安全生产的重要保障。特别是矿井三维通风动态仿真模拟系统的建立, 可为企业提供一个技术可行、经济合理、安全可靠的技术方案, 提高了煤矿企业的效益, 为企业安全生产提供了可靠的技术保障。

参考文献

[1]马福喜, 李金水.昌汉沟煤矿通风系统改造的实践[J].中国煤炭工业, 2008 (11) :22-23.

[2]王鸿雷.常村煤矿通风系统改造方案分析[J].中州煤炭, 2008 (03) :45.

矿井通风系统汇报材料 第2篇

今年以来，在两级公司正确领导下，我矿通风系统认真落实2011年两级公司及矿安全工作会议精神，以示范矿井达标建设为工作标准，保持工作“严、细、实”的态度，认真履行通防系统各级人员岗位职责，全面提升“一通三防”基础管理及现场管理水平，现将主要工作汇报如下：

一、矿井通风基本情况：

木瓜矿通风方式采用中央边界式。主斜井、副斜井、木瓜立井为进风井，张家珥回风立井为回风井。通风方法为机械抽出式。矿井配备两台同等能力、同等型号BDK65-8-NO26轴流式对旋主通风机，电机额定功率2×400KW，现主通风机风叶角度为-6о/-6о，排风量为6550m3/min，负压1650pa，矿井通风等积孔3.28m2。矿井总进风量6290m3/min：其中主斜井进风量2915m3/min，付斜井进风量2395m3/min，木瓜进风井980m3/min，矿井总回风量6560m3/min。矿井有效风量6013m3/min，有效风量率90.42%，矿井需要风量5467m3/min，最大通风流程6900m。

木瓜矿属低瓦斯矿井，2010年鉴定矿井瓦斯绝对涌出量为

1.30m3/min,瓦斯相对涌出量为0.38m3/t。2008年鉴定现开采的10#煤层属易自燃煤层，有煤尘爆炸性，煤尘爆炸指数24.6%。附：瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃性检测报告

矿井共有二个采区：一采区生产布局为一个综采面(10-105工作面)、一个回撤面（10-108回撤面）、一个准备面（10-106准备面）

两个掘进工作面（10-1031、10-1032）、四个峒室（中央变电所、一采区变电所、井下火药库、一采区水仓），其它用风巷道五个（主斜井行人联巷、主斜井清理平巷、10-1052联巷、9-107运输联巷、原木瓜回风巷）。二采区生产布局为三个峒室（张家耳水泵房、张家耳变电所、二采区变电所），其它用风巷道三个（二采区轨道巷末端、二采区非常仓库、二采区皮带巷末端）。矿井通风分区共计20个。

二、安全管理示范矿井达标情况

1、通风系统方面

矿井通风系统设计合理，风量充足，风流稳定，可靠，主风机安装使用符合要求，通风设施齐全完好，符合《规程》各项要求。今年8月份我矿请太原理工大学资深专家对矿井进行了通风阻力测定工作。局部通风管理到位，局扇安装、使用符合规定，实现风机双向切换功能，要求每天4点班各队组对局扇进行切换试验，并汇报通风调度及矿调度室，进行记录。存在问题：10-1031与10-1032两个掘进面共用一段回风巷，预计今年11月底两个巷道贯通，此问题解决。

2、瓦斯管理方面

1）我矿安装使用KJ-70N安全监测监控系统，瓦斯管理监控有效，我矿以木矿通字[2011]13号文件下发了《木瓜煤矿监控系统管理考核办法》及《通风安全监控系统联网运行管理制度》，监控设施安装使用，符合《“一通三防”十七项管理规定》，传感器调校严格按照要求执行。截至目前，我矿监控系统无瓦斯超限现象，上传中断共计4次，其中一季度3次，二季度1次，主要原因是系统主机软件运行问题以及大武网络公司问题均已按要求分析上报；异常报警9次，其中一季度9次，二季度0次，主要原因瓦斯异常报警4次，均为人为操

作因素造成；CO异常报警5次，主要原因为爆破、胶轮车尾气及变频器干扰造成。上传中断比去年同期30次有大幅下降，下一步我们的目标是彻底杜绝上传中断及异常报警事故，向瓦斯治理工作的四个零指标看齐。

2）井下瓦斯巡回检查线路分三条线路，符合《规程》要求，通风队瓦检员配备15人，符合要求，通风系统成立小分队，不定期对井下瓦检员上岗情况进行抽查，督促瓦检员严格落实岗位责任。

3、防尘、防灭火方面

1）地面设有一水源井，安装250QJ100-400型深井潜水泵一台，水泵额定流量100立方米/小时，扬程400米，管径φ159,在高山6KV开闭所门口施工有一个永久性水池，水池分为两部分，一为沉淀池，一为使用池，容量均为200 立方米。合计为400立方米。

2）根据《“一通三防”十七项管理规定》，本我矿对井下防尘洒水管路进行改造升级，主、副斜井、井底车场内管路均为6寸管路，采区巷道及各工作面洒水管路均为4寸管路，符合标准，管路出水阀门及闸阀安装均按照《“一通三防”十七项管理规定》标准安装。

3）我矿安装使用防灭火束管监控系统，配备值机人员3名，采用人机检测相结合的管理办法，坚持每5天一次对各采掘工作面回风流、上隅角、密闭等地点的预测预报工作，严密监视采空区各种参数的变化情况，定期对采空区及回采工作面上隅角的有害气体进行采样、分析，进行煤层自然发火预测预报，确保了监测数据的准确性，对co等有害气体的检测工作有序进行。井下消防设施均按照《规程》规定配备了沙箱（0.25m3）、灭火器2具、消防桶一个，消防斧一把，消防钩一个，消防铲一把，符合《规程》要求。

4、管理制度方面

今年以来，通风科不断制定完善了《“一通三防”制度汇编》、《井下爆破特殊管理规定及实施办法》、《木瓜煤矿民爆物品管理制度及岗位职责》、《木瓜煤矿防治井下火灾管理规定》、《防灭火监测管理制度》、《通风安全监测系统联网运行管理制度》、《木瓜煤矿矿井安全监控系统管理考核办法》、《局部通风管理制度》、《“一通三防”系统检查评分奖罚办法》、《井下胶轮车运行管理制度》等各项管理制度，并严格落实，严格把关。

5、“六大系统”方面

今年以来，通风科根据《霍州煤电集团关于煤矿井下安全避险六大系统验收工作的通知》及安监总煤装【2011】15号相关规定，对监测监控系统和供水施救系统不断进行检查完善，于7月底完成改造建设，现两个系统符合集团公司要求。

6、三年规划方面

根据霍煤电安字【2009】662号文，我矿通风系统严格按照要求深入开展安全质量标准化建设，着手源头、夯实基础，坚持事故“零”理念，抓好“一通三防”工作，根据生产实际，不断完善各项制度，深入现场，以“职能部门职能抓，关键人物关键抓”为管理理念，明确责任，落实人头，突出重点，狠抓关键环节，以标准为引线，以落实为基础，强化过程控制，促进安全质量标准化整体上台阶，上水平，向安全示范矿井达标建设看齐。

通风科

矿井通风控制系统设计改造 第3篇

针对矿井旧通风控制系统中存在的体积庞大、接线复杂、机械触点多、排除故障困难、可靠性差、自动化程度低等缺陷，设计了一种基于先进PLC控制技术的矿井通风安全控制系统。该控制系统投入使用，运行结果表明，系统具有功能完善，运行稳定，节能效果明显等特点，提高了企业的生产效率和经济效益，具有很好的应用前景。

关键词： 控制 变频 PLC

1.前言

煤矿矿井通风系统是煤矿矿井安全生产的重要组成部分，煤矿矿井通风系统能否正常工作与矿井内工作环境条件、生产效率、安全生产密切相关。随着我国政府对各行各业安全生产监管力度的不断加强，尤其对煤矿安全生产的要求越来越高，对煤矿矿井通风系统进行技术改造，提高其运行稳定性、节能降耗等势在必行。本系统将PLC与变频器有机地结合起来，采用以矿井气压压力为主控参数，实现对电动机工作过程和运转速度的有效控制，使矿井通风机通风高效、安全，达到了明显的节能效果。

2. 系统的设计功能

本控制系统具有通风机组的启动、互锁和过热保护等功能。与常规继电器实施的通风系统相比，PLC系统具有故障率低、可靠性高、接线简单、维护方便等诸多优点，PLC的控制功能使通风系统的自动化程度大大提高，减轻了岗位人员的劳动强度。为满足矿井通风系统自动控制的要求，系统的具体设计要求如下：

2.1.本系统提供手动/自动两种工作模式，具有状态显示以及故障报警等功能。

2.2.模拟量压力输入经PID运算，输出模拟量控制变频器。

2.3.在自动方式下，当井下压力低于设定压力下限时，两组风机将同时投入工作运行，同时并发出指示和报警信号。

2.4.模拟量瓦斯输入，当矿井瓦斯浓度大于设定报警上限时，发出指示和报警。当瓦斯浓度大于设定断电上限时，PLC将切断工作面和风机组电源，防止瓦斯爆炸。

2.5.运用温度传感器测定风机组定子温度或轴承温度，当定子温度或轴承温度超过设定报警上线时，发出指示和报警信号。当定子温度或轴承温度超过设定风机组转换温度界线时，PLC将切断指示和报警信号并自动切断当前运行风机组，在自动方式下并能自动接入另一台风机组运行，若在手动方式下，工作人员手动切换。

3.系统硬件构成及各部分功能

本控制系统有可编程控制器（PLC）、A/D转换模块、D/A转换模块、变频器、传感器部分、监控对象和电控回路组成。

3.1.PLC可编程控制器部分可编程控制器部分

PLC概述概述PLC是以微处理器为核心的一种特殊的工业用计算机，其结构与一般的计算机相类似，由中央处理单元（CPU）、存储器（RAM、ROM、EPROM、EEPROM等）、输入接口、输出接口、I/O扩展接口、外部设备接口以及电源等组成。CPU单元由微处理器、系统程序存储器、用户程序存储器以及工作数据存储器等组成，它是PLC的核心部件，是由大规模或超大规模的集成电路微处理芯片构成，主要完成运算和控制任务，可以接收并存储从编程器输入的用户程序和数据。存储器单元按照物理性能分为两类，随机存储器（RAM）和只读存储器（ROM）。输入输出单元由输入模块、输出模块和功能模块构成，是PLC与现场输入输出设备或其他外部设备之间的连接部件。PLC通过输入模块把工业设备或生产过程的状态或信息读入中央处理单元，通过用户程序的运算与操作，把结果通过输出模块输出给执行单元。输出模块用于把用户程序的逻辑运算结果输出到PLC外部，输出模块具有隔离PLC内部电路和外部执行单元的作用，还具有功率放大的作用。

3.2.变频器部分

本系统选用的是西门子全新一代标准变频器MicroMaster440功能强大，应用广泛。它采用高性能的矢量控制技术，提供低速高转矩输出和良好的动态特性，同时具备超强的过载能力，以满足广泛的应用场合。变频器的选用：变频器的选用应满足以下规则，变频器的容量应大于负载所需的输出；变频器的容量不低于电机的容量；变频器的电流大于电机的电流。由于本设计以风机组2×30kW为例，因此可选用37kW，额定电流75A的变频器。考虑到改进设计方案的可行性，调速系统的稳定性及性价比，我们采用西门子MM440、37kw，额定电流为75A的通用变频器。该变频器采用高性能矢量控制技术，提供低速高转矩输出和良好的动态特性，同时具备超强的过载能力，可以控制电机从静止到平滑起动期间提供3S，有200%的过载能力。变频器参数的设置：负载为一大惯性负载，在停车时，为防止因惯性而产生的回馈制动使泵升电压过高的现象，加入制动电阻，斜坡下降时间设定长一些。外接制动电阻的阻值和功率可按公式R≥2Ud/1P≥（0.3—0.5）选取。式中：U为变频器直流侧电压，d为变频器的额定电流。本次设计采用西门子与37kW电机配套的制动电阻响和对转速调整的要求，系统用模拟量输入作为附加给定，与固定频率设定相叠加以满足不同型号模具特殊要求。

4.软件设计

本控制系统的软件设计是分四部分实现的，主要包括手动自动控制部分、温度转换控制部分、瓦斯浓度控制部分和压力PID控制部分。本文中所采用的PLC是西门子公司的产品S7-200系列，CPU的型号是CPU226。主要包括手动/自动控制部分、温度转换控制部分、瓦斯浓度控制部分、压力PID控制部分、PLC与变频器通信和机械故障处理部分。其中手动和自动控制部分是在温度、瓦斯和压力控制中使用的。所以下面仅对温度、瓦斯、压力进行分析。温度控制部分本设计的风机组设有轴承温度和定子温度过热保护。综合所选用的风机组自身特性和国家规定标准，设置了风机组轴承温度和定子温度报警温度和跳闸温度（本系统是风机组切换温度）。瓦斯浓度传感器将连续变化的瓦斯浓度信号转换为4～20毫安的电流，然后经A/D转换模块EM235，通过其内部的采样、滤波，转换为PLC能识别的二进制信号存储到VD196中。

5.结束语：

矿井通风系统改造浅析 第4篇

木代井开拓方式为斜井,分水平盘区式开采。一水平3号、7号层已于1999年开采完毕,二水平11-1号层于2007年10月底开采完毕,并进行了永久封闭。现开采的三水平13号层煤,有402和301两个生产盘区及131皮带大巷、133材料大巷、135回风大巷3条开拓大巷。

木代井历年来被鉴定为低瓦斯矿井,2006年矿井瓦斯等级鉴定结果(通风系统改造前鉴定)为:瓦斯绝对涌出量5.47 m3/min,相对涌出量5.30 m3/t;二氧化碳绝对涌出量6.88 m3/min,相对涌出量6.66 m3/t。

1 改造前矿井通风系统情况

改造前的矿井采用中央边界抽出式通风,共有3个井口,即主井、副井、7号层风井。其中主、副井进风,7号层风井回风。主井坡度-16°,断面11 m2,斜长630 m;副井坡度-18°,断面11 m2,斜长375 m;风井坡度-22°,断面5.7 m2,斜长226 m。通风系统改造前矿井开采二水平11-1号层及三水平13号层,且全部集中在井田西翼开采,并通过一回风暗斜井与东翼7号层总回风巷连通进行回风(7号层只保留回风系统)。7号风井安装两台2K60-4-NO18轴流式主扇(1985年投入使用),生产厂家为沈阳通风机厂,一台运行,一台备用,电机功率均为180 kW,转速734 r/min,反风方式为风机反转反风。其中,1号主扇于1997年7月经沈阳厂家技术改造,风叶角度40°(最大运行角度),排风量为2 800 m3/min左右;2号主扇未改造,风叶角度25°(最大运行角度),排风量为1 900 m3/min左右。

木代井矿井通风系统改造前11-1号层共有1115和1116两个生产盘区,每个盘区各布置一个刀柱炮采面,分别为1115801回采、1116806回采(11-1号层所有掘进工程已全部施工完毕,无掘进工作面)。13号层则全部布置为掘进工程,有402一个生产盘区和131皮带大巷、133材料大巷、135回风大巷3条开拓大巷,其中,402盘区共布置5个掘进工作面,分别为402,402-1,402-2 3条盘区巷掘进面和2201,5201两条顺槽巷掘进面。11-1号层所有开拓、盘区巷道均为双巷布置,为轨道巷进风,皮带巷回风,无专用回风巷。由于11-1号层现采盘区巷道两侧均已形成部分采空区(已回采完毕),无法补掘回风巷,但在新开拓的13号煤层,均按三巷布置,有专用回风巷,13号层不存在短缺专回巷现象(改造前矿井通风示意图略)。

2 存在问题及通风系统改造原因

1)木代井在开采11-1号和13号煤层时,一直无水平独立回风井,仍沿用东翼一水平7号层风井进行回风,致使通风路线长,通风阻力大(最大通风流程达7 km)。更为严重的是,7号风井及7号层总回风大巷受南部原左云县店湾村1号井(该井于2001年底关闭)的火区威胁,2004年12月曾发生过风井回风流中CO严重超限事故,后虽经加固密闭,堵漏治理,使CO涌出得到了有效控制,但对火区未进行彻底治理,一旦发生火区气体爆炸,将严重威胁木代井全矿井的安全。

2)矿井生产主要集中在井田西翼,西翼11-1号层所有开拓、盘区巷道均为双巷布置,为轨道巷进风,皮带运输巷回风,且无专用回风巷,而在皮带回风巷设置调风设施难以合理有效地调控风量,致使各工作面配风比较困难,矿井通风系统不合理。

3)由于矿井采掘严重失调,接替紧张,采掘工作面部署较多,而矿井主通风能力严重不足,存在超通风能力生产现象,严重影响着木代井的安全生产及正常采掘接替(矿井通风系统改造前,曾被迫将13号层402整个盘区停产封闭)。

4)7号风井两台主扇通风能力不匹配。由于两台主扇通风能力不同等,在日常生产工作中,木代井7号风井基本上一直运转排风量较大的1号主扇,而2号主扇很少运转,两台主扇不能按期进行倒运行。

综上所述,木代井整个矿井通风系统存在着诸多不安全隐患,严重影响着木代井的安全生产,因此,需尽快改造矿井通风系统。此项工程已被同煤集团公司列为2005年确定的31项重点安全隐患整改项目。

2005年5月7日,同煤集团召开了关于对马口煤矿木代井通风系统改造的专题会议,根据会议安排,木代井矿井通风系统改造方案为:从木代井11-1号层1115盘区巷向北掘进,与东周窑2号井对掘贯通总回风大巷,将来利用东周窑2号井风井作为木代井的回风井,彻底甩掉现使用的7号风井,避免火区威胁,同时,也将彻底解决木代井通风能力不足、通风系统不合理、通风阻力大的问题。预计共需掘进半煤岩巷道约650 m,断面10 m3,并在东二风井口重新施工回风峒(原回风峒断面小),新安装2台FBDCZ№20型对旋式主扇。

3 通风系统改造过程

2005年6月,马口煤矿木代井开始从11-1号层1115盘区轨道巷向北沿11号煤层进行掘进,与此同时,东周窑2号井开始沿11号煤层向南进行掘进,两矿井同时掘进木代井西翼总回风大巷,并于2005年12月19日顺利实现对掘贯通。2006年3月至7月期间,先后完成了对西翼总回风大巷全部进行喷浆、施工东二风井回风峒及风井口新安装2台FBDCZNo20型对旋轴流式主扇等工程,同时,马口煤矿做好木代井矿井通风系统调整改造的准备工作后,新主扇于7月31日投入运行。东二风井新主扇投入运行后,根据当时风量需求,将原7号层风井1号主扇转速由734 r/min调小为435 r/min(采用变频调控),排风量降为1 030 m3/min,负压由原来的125 mm降为53 mm。

东二风井新主扇投入运行后,当时叶片角度为43°/35°,东二风井回风量为3 358 m3/min,主扇排风量为3 603 m3/min,负压3 100 Pa,超出2 000 Pa的规定值(此时东二风井主扇通风能力仍不能满足木代井西翼所有采掘工作面的所需风量,如继续靠调大东二风井主扇叶片角度来增大风量,则主扇会发生“喘振”现象,且增风效果不明显)。其主要原因是由于木代井井下部分进、回风大巷巷道断面小,特别是11-1号层大部分巷道断面小,存在超风速现象。其次是13号层通风路线长(风流由11-1号层通过暗斜井进入13号层后再折返回11-1号层,然后回至东二风井),导致矿井通风阻力大,新主扇处于高负压运行状态,主扇每月电费消耗约9.1万元。

为解决木代井矿井通风阻力大、新主扇高负压运行的问题,马口煤矿又大力实施了通风降阻工程。一是从13号层135回风大巷至11-1号层1115盘区轨道巷之间补掘了回风暗斜井(斜长59 m,倾角25°),于2006年9月22日贯通,贯通后对木代井矿井通风系统又进行了重新调整,使13号层的通风路线大大缩短,所有区域均改为皮带巷进风,11-1号层为轨道巷回风,13号层为专回巷回风。二是从11-1号层东翼向西翼补掘了西翼辅助运输大巷(长度450 m,为进风巷),于11月5日实现贯通。贯通后降低了付井井底车场至西翼11-1号层之间的皮带暗斜井和轨道暗斜井的风速,使巷道超风速的问题得到解决。以上两项工程施工完毕后,木代井东二风井回风量增至4 478 m3/min,主扇排风量为4 612 m3/min,负压降为1 950 Pa,达到了良好的通风降阻增风效果。之后于11月15日停转了东翼7号层风井主扇,并对7号层总回风大巷及回风井筒进行了永久隔离封闭,彻底避免了小窑火区威胁。11月23日,由山西省安全装备技术测试中心对木代井东二风井两台新主扇分别进行了性能测试。

4 通风系统改造后产生的经济效益

木代井通风系统改造后,矿井采用中央边界抽出式通风,共有3个井口,即主井、副井、东二风井。其中主、副井进风,东二风井回风。东二回风井倾角为-30°,断面9.3 m2,斜长416m,新安装的2台FBDCZNo20型对旋轴流式主扇,生产厂家为山西防爆电机有限公司,一台运行,一台备用,通风能力相同,电机功率均为185 kW2 k W,转速960 r/min,风压220 mm。按排风掘进工作面计算,每月原煤产量可增加约1.6万t,每吨原煤平均按200元计算,每月可创产值320万元,全年可创产值约3 840万元。

5 结束语

保障矿井通风系统安全可靠的措施 第5篇

编 制：

审 核：

安全管理科：

总 工 程师：

编 制 日期：

生产技术科 20110201

保障矿井通风系统安全可靠的措施

矿井通风管理是我矿安全生产的一项重要工作，矿井通风管理又是矿井瓦斯防治、矿井防灭火和煤尘防治的基础，选择矿井合理的通风系统是提高矿井防灾、抗灾能力的保证，因此为了保障本矿井通风系统安全可靠，特制定如下措施：

一、选择矿井合理的通风系统，并完善矿井通风系统。

1、矿井通风方式和通风方法。根据本矿井的矿井开拓方式，本矿井选择中央并列式通风方式，通风方法为抽出式。

2、采用机械通风，严禁自然通风作业。根据矿井所需风量设计，选择矿井主要通风机，并配备同等功率的备用主要通风机，测定其供风量和矿井有效风量，做到以风定产。

3、完善矿井通风系统。矿井的一个水平，一翼和每个煤层工作面都必须要有独立的通风系统，实行分区通风，严禁出现水平串联通风和采掘工作面串联通风。矿井通风系统力求简单，杜绝出现角联通风巷道。

4、加强矿井通风巷道的维修，采掘巷道布置时尽量考虑满足矿井采掘工作面通风的需要，减少矿井通风阻力，保证矿井通风系统完整，风流稳定。

5、加强巷道贯通管理，制定贯通安全措施，做好贯通后及时调整矿井通风系统的准备，并履行好审批手续。

二、加强局部通风管理

1、局部通风机安装位置合理，离回风拐弯处10米以外，保证局部通风机正常运转，保证不发与循环风。

2、局部通风机设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫，离地面高度大于0.3米。

3、局部通风机要有专人看管，不准随意停开。如遇停电或检修局部通风机停止运转时，及时将独巷内的人员撤到全风压进风巷处，恢复供电前应检查瓦斯，并严格按照《煤矿安全规程》要求开启局部通风机。

4、局部通风机应安装风电、瓦斯电闭锁装置，不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

5、风筒末端到工作面的距离和出口风量符合作业规程要求，并保证工作面及其回风流中的瓦斯浓度不超限。

6、风筒接头严密，风筒无破口、无反接头，软质风筒要使用反压边，风筒吊挂要平直，做到逢环必挂。

7、风筒拐弯处设弯头，不得拐死弯处，异经风筒接头要使用过渡节，并先大后小，不得花接。

三、加强通风设施的管理

矿井通风系统中还必须在井上下适宜地点需设置必要的通风构筑物，用来引导、隔断和控制风流，达到保证井下各用风地点风量、风速满足要求。

1、永久密闭：随着矿井生产区域的逐步延深，因此对已经开采结束的巷道必须进行永久性密闭。

①永久性密闭应选择在支护良好的地点，并要求周边掏槽。②永久密闭一律用不燃性水泥砖建筑，要求密闭墙面平整，无裂隙、重缝和空缝，严密不漏风，墙体厚度不小于0.5米。

③密闭内有水流出的要设反水池，有自然发火煤层的采空区密闭要设置观察孔，孔口要封堵严密。

④密闭前5米内支架完好，无片帮冒顶，无杂物、积水淤泥，并在密闭前设栅栏、警标，挂上密闭观察牌。

⑤矿安全生产管理人员或跟班人员应经常对矿井永久性密闭进行检查，发现有漏风时，要及时安排人员进行处理。

2、永久风门。

①永久性风门每组不少于两道，行人风门间距不小于5米，水平通车风门间距不小于一列车长度，进、回风井和主要进、回风巷之间的联络巷需要设置风门的必须同时设反向风门。

②永久风门要尽量设在支护完好的车场或联络巷内，墙垛周边要掏槽，要硬顶硬帮。

③风门要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。

④风门墙垛要用不燃性水泥砖建筑，厚度不小于0.5米，墙垛平整，无裂隙、重缝、空缝、严密不漏风。

⑤风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎、电缆，管路孔要堵严实。

⑥风门能自动关闭，并设置正反联锁装置，不能自动关闭的

要设专人看管，矿井总回风和采区回风系统的风门要装闭锁装置，风门不能同时敞开。

⑦风门前后5米内巷道支护完好，无杂物、积水淤泥； ⑧加强永久性风门的检查，发现风门变形或损坏，有漏风时要及时安排人员进行处理。

四、完善矿井通风管理制度

1、根据上级主管部门及《规程》要求，矿井应建立专门的“一通三防”管理队伍，本矿井由总工程师和有关的安全生产管理人员具体抓“一通三防”工作。

2、建立健全各级领导和各业务部门的“一通三防”管理工作责任制，每月召开一次通风工作总结计划会，落实有关“一通三防”方面存在的问题。

3、矿技术负责人组织人员负责编制通风、防治瓦斯、防治瓦斯、防治煤尘、防灭火安全措施计划，并按计划执行，完善矿井通风管理的有关图纸、板牌、记录、台帐，做到各种图纸报表准确，数据齐全，上报及时。

4、通风区队人员其中包括：瓦检员、测风员等工种要进一步完善岗位责任制和操作规程，并按计划定期进行培训，并要考核，做到持证上岗。

5、凡是巷道贯通都必须制定专项措施，并做好风量调配工作。五 其未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》相关规定。

防治瓦斯、煤尘爆炸的

编审安 全总 编 安全技术措施 制：

核：

管 理 科：

工 程 师：

制 日 期：

生产技术科 20110203

防治瓦斯、煤尘爆炸的安全技术措施

1防治瓦斯爆炸安全技术措施 1.1造成瓦斯事故的原因：

（1）通风系统不合理、供风距离过长、采掘布置过于集中、工作面瓦斯涌出量过大而又没有采取抽放措施、通风路线不畅通等，都容易造成采煤工作面风量供给不足。

（2）正常生产期间，煤矿井下的通风设施被随意改变其状态。（3）采掘工作面的串联通风，上工作面的污浊空气未经监测控制进入下工作面，导致与下工作面风流中的瓦斯叠加而超限。

（4）局部通风机停止运转可能使掘进工作面很快达到瓦斯爆炸的界限。

（5）对封闭的区域或停工一段时间的工作面恢复通风，未制定专门的排放瓦斯措施。

（6）气压发生变化或采空区发生大面积冒顶时。（7）当采掘工作面推进到地质构造异常区域时。（8）巷道冒落空洞由于通风不良容易形成瓦斯积聚。

1.2加强通风系统管理，降低矿井通风阻力，合理布置采区通风系统。

（1）加强通风设施管理，对地面矿井主要通风机及其附属设施，要加强日常检查，机电科、通风救护队要对矿井主要通风机运行情况、供电、电器、机械部分及主副闸板、风硐、扩散器等每季度进行一次检查，发现问题及时报矿有关部门进行处理。

对贯通巷道及时制定贯通措施、通风方案；新开工及收尾封闭的区域，要提前形成通风系统，定期进行阻力测定和通风系统网络解算、优化通风系统。

（2）加强巷道维修，保证正常通风断面，防止出现局部巷道超风速问题。

（3）保护好井上、下各类通风设施，确保通风系统稳定可靠。进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须安设2 道联锁的正向风门和2 道反向风门（安设无压风门不必设反向风门）。

（4）局部通风地点做好局扇及风筒管理，实现“4、3、2、1”，推广使用风筒连接器和铁风筒切换器，使用钢丝绳或铅丝吊挂导风筒，保证风筒平、直、顺，局部通风地点工作面风量充足。

（5）重点通风工程和技术措施

①加快1110回风巷施工进度，尽快形成1110轨道巷与1110皮带巷进风1110回风巷回风的通风系统。组织进行矿井矿井通风能力核定、矿井阻力测定及瓦斯鉴定工作，进行通风系统优化。

②对回风巷和进风巷失修的地段及时安排工程进行维修、清理，保证巷道断面、减少通风阻力，提高矿井有效风量率。

③加强矿井通风设施管理，及时维修风门、风桥和挡风墙等设施，对下井职工进行安全教育，严禁随意敞撞风门和损坏通风设施，保持通风系统稳定、可靠。

④各采掘工作面按照“三条线”建设的总体要求，及时安装压风管路系统，主干管路要与地面压风机主管路连接。压风管路必须专门管理，不

得挪作它用和私自拆除。1.2防止瓦斯积聚的措施

1)按照《煤矿安全规程》的要求做好如下通风工作（1）矿井通风必须采用机械通风。

（2）所有没有封闭的巷道、采掘工作面和硐室必须保持足以稀释瓦斯到规定界限的风量和风速，使瓦斯不能达到积聚的条件。

（3）每个掘进工作面必须有合理的进、回风路线，尽量避免形成串连通风。

（4）采煤工作面必须保持风路畅通，每个掘进工作面必须有合理的进、回风路线，尽量避免形成串连通风。

（5）掘进工作面供风最容易出现安全问题，特别是在更换、检修局部通风机或局部通风机停止运运时，必须制定专项措施加强管理，杜绝无计划停电停风。

（6）为防止局部通风机停风造成的危险，必须使用“三专两闭锁”，局部通风机必须由指定人员负责管理，并实行挂牌制度。严格禁止非专门人员操作局部通风机和随意开停通风机。

（7）矿井的生产能力和通风能力相匹配。

2)加强瓦斯管理，严格落实瓦斯检查制度。加强局部通风管理，杜绝无计划停电停风。有计划停电停风时须制定专项安全技术措施。

3)处理局部聚积的瓦斯方法

（1）采煤工作面上隅角瓦斯积聚时应采取下列方法处理：增风吹散法、风障引流法、液压局部通风机吹散法、脉动通风技术吹散法、风筒引射导

风法、局部通风机抽排法、瓦斯抽放移动泵站抽放法等。

（2）采煤工作面瓦斯积聚时应采取下列方法处理：加大工作面的进风量法、降低回采速度、瓦斯抽放和煤壁注水等。

（3）顶板瓦斯聚积时应采取下列方法处理：加大巷道内风流速度、加大顶板附近的风速、喷浆封闭法、瓦斯抽放法、隔离法、引风吹散法等。（4）掘进工作面局部瓦斯积聚时应采取下列方法处理：

①对于瓦斯涌出量大的掘进工作面，应优先采用长距离大孔径预抽预排瓦斯的方法，尽量使用双巷掘进，每隔一定距离开掘联络巷，构成全负压通风，以保证工作面的供风量。

②盲巷部分要安设局部通风机供风，排除盲巷内瓦斯。

③掘进工作面及其巷道中很容易出现冒落空洞或裂隙发育带，对于这些地点积聚的瓦斯应使用下列有关方法予以及时处理。

a.吊挂风帐或安设迎风板、迎风帘； b.接风筒或接小风筒、胶皮管吹风； c.背木板填黄土隔绝。（5）排放瓦斯的时应做到：

①计算排放瓦斯量，预计排放所需时间。

②明确风流混合处的瓦斯浓度，制定控制送入独头巷道风量的方法，严禁“一风吹”。

③确定排放瓦斯流经的路线，标明通风设施、电气设备的位置。④明确撤人范围，指定警戒人位置。

⑤明确停电范围、停电地点及断、复电的执行人。

⑥明确必须检查瓦斯的地点和复电时的瓦斯浓度。⑦明确排放瓦斯的负责人和参加入员及各自担负的责任。

⑧文图齐全、清楚，通风设施、机电设备及瓦斯监测传感器等应该上图的，都要准确，不能遗漏。1.3矿井瓦斯检查的制度

（1）采掘工作面的瓦斯浓度检查次数：低瓦斯矿井每班至少检查两次；瓦斯涌出量较大、变化异常的采掘工作面，都必须有专人经常检查瓦斯，并安设甲烷断电仪。

（2）采掘工作面CO2 浓度每班至少应检查两次，CO2 涌出量较大、变化异常的采掘工作面，必须有专人经常检查CO2浓度。本班未进行工作的采掘工作面，瓦斯和CO2应每班至少检查一次；可能涌出或积聚瓦斯或CO2的硐室和巷道的瓦斯或CO2应每班至少检查一次。

（3）井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查一次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查一次。

（4）在爆破过程中，严格执行“一炮三检制”，爆破工、班（组）长、瓦斯检查员每次检测瓦斯的结果都要互相核对，以3 人中检测最大瓦斯浓度值作为检测结果和处理依据。

（5）其它作业地点瓦斯和CO2检查次数由矿总工程师决定，但每班至少检查一次。

（6）瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。

（7）通风及安全管理部门的值班人员，必须审阅瓦斯检查班报表，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。1.4 矿井瓦斯检查仪器、仪表管理制度

建立健全完善可靠的安全监测系统，用好各地点的瓦斯监测设备，确保可靠运行，安全监测所使用的仪器、仪表必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用催化元件的设备，每隔7天必须使用校准气样和空气样按使用说明书的要求调校一次，每隔7天必须对甲烷断电功能进行测试。

1.5我矿2011年的掘进工作面已揭露的煤层，无瓦斯涌出异常地点、高瓦斯区域。

1.6防止瓦斯引燃的措施

（1）煤矿井下的明火、煤炭自燃、电弧、电火花、赤热的金属表面以及撞击和摩擦火花，都能点燃瓦斯。因此入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服入井，井下严禁拆开矿灯，严禁用灯取暖。井下不得烧焊作业，必须烧焊作业时，要制定安全技术措施，按要求审批，点火作业现场要严格落实各项防火措施和管理制度。

（2）井下电器设备要及时检查，达到完好及防爆要求。（3）局部通风地点要实现“风电闭锁”、“瓦斯电闭锁”。

（4）井下供电做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。（5）加强放炮管理，井下严禁放明炮、糊炮，装药时按照规定要求填实炮泥和水炮泥，所有放炮作业全部使用符合煤矿安全等级的炸药和雷管。

（6）严防产生撞击和摩擦火花，严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆。

1.7防止瓦斯事故扩大措施

⑴采掘工程图、井上下对照图、通风系统图等必须及时填绘、更改、核对。通风系统力求简单、合理、可靠，废巷必须及时封闭。实行分区通风，减少事故波及范围。

⑵建立健全矿井隔爆设施，各掘进工作面及主要进、回风巷按规定安设隔爆水槽，其它地点均符合《煤矿安全规程》第一百五十五条的规定，并加强日常管理和维护。

⑶按期对自救器进行校验，发现不合格的要及时更换。每一入井人员必须随身携带自救器，并能熟练使用。

⑷各施工地点的《作业规程》中，都要明确发生事故时的避灾路线，并贯彻到全体下井职工。

⑸井口防爆门和反风设施要加快安装速度，并保其完好有效。⑹瓦斯超限报警时处理程序

当采掘进工作面风流中瓦斯浓度大于1.5%或回风流瓦斯浓度大于1.0%时，应采取下列措施进行处理。

①下达命令：当监测系统出现瓦斯超限报警时，矿调度室值班人员立即命令现场班长停止工作，撤出人员，切断电源，并向矿值班领导汇报。

②现场执行：现场班长接到矿调度室值班人员命令后，必须立即组织现场人员停止工作，撤到安全地点，切断工作区域内的电源。以上工作完成后，立即向矿调度室值班人员汇报。

③现场确认：矿调度室值班人员接到现场班长执行完命令的汇报后，再命令现场班长和瓦斯检查员共同到瓦斯超限现场进行探查确认，然后立

即将探查结果向矿调度室值班人员汇报；调度室值班人员接到汇报后，立即向矿值班领导进行汇报。

④指挥处理：矿值班领导接到矿调度室值班人员汇报后，根据现场情况，按有关规定进行指挥处理。

⑤调度记录：矿调度室值班人员应将处理过程详细记录入瓦斯日报，内容应包括：时间、地点、原因、瓦斯浓度及处理情况等。2 防治煤尘爆炸事故的安全技术措施 2.1预防煤尘引燃爆炸的措施

⑴健全防尘供水系统，保证水量充足

①防尘用水管应铺设到所有能产生和沉积粉尘的地点，井下各采区及工作面按要求铺设好供水管路并保证供水正常。在需要用水冲洗和喷雾的巷道内，主要运输巷、回风巷每隔l00m安设一个三通阀门；皮带机巷与皮带机斜井每隔50m安设一个三通阀门。

②在需要用水冲洗的巷道内，按照管路安装要求设置三通阀门，并及时安装长度不小于50m且与三通阀门接头相匹配的专用软水管。皮带机巷与皮带机斜井内应在距巷道三通阀门上应至少配备一条长度25m的冲洗巷道、消防两用软水管。

③供水管路要经常巡视检查，发现问题及时处理。⑵防止煤尘堆积及飞扬的措施

① 730轨道运输大巷、井底车场、730胶带运输大巷由机电科负责每年刷白一次。

② 掘进工作面及其它巷道按照巷道划分范围由负责单位及时冲洗，清理积尘。

③ 各采掘进工作面必须落实转载喷雾、净化水幕、放炮喷雾、掘进机内、外喷雾、防尘帘等各项防尘措施。皮带输送机的转载落差，均不得超出0.5m，当超过0.5m时，应安装合适的溜槽或导向板传输。

④ 采煤工作面煤层原有自然水分小于4%时，应采取煤层注水防尘措施。

⑤ 综掘工作面必须按照要求，装备除尘风机并坚持使用，综采工作面安装液压支架自动喷雾系统。

⑥ 所有采掘工作面安装水压水量观测表。⑶防止煤尘引燃引爆的措施 ①杜绝明火，消除电器火源。

②加强所揭露煤层自然发火情况观测，准备好应急措施。③严格放炮管理，防止放炮引起的煤尘事故。④杜绝摩擦、撞击产生的火源。

⑤加强瓦斯管理，防止瓦斯爆炸引起的煤尘爆炸。2.2 防止煤尘爆炸事故扩大的措施。

⑴健全矿井主、辅隔爆设施，并经常检查维护，保持完好。⑵简化、优化通风系统，实行分区通风，避免串联通风。

⑶做好自救器的检查、校验、管理、使用培训工作，使职工能熟练使用。

⑷制定并贯彻避灾路线。其未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》相关规定。

红一矿矿井爆破安全技术措施

编审安 全总 编

管 理工 程制 日 制：

核：

科：

师：

期：

生产技术科 20110210

红一矿矿井爆破安全技术措施

爆破在煤矿生产中被广泛应用，由于在使用中的失误，使能量意外释放，导致爆破事故的频繁发生。因此我矿特制定如下安全技术措施。

炸药爆炸时的危害主要是产生爆炸地震、空气冲击波、飞石和噪声等，一旦失控，就会造成事故。要避免这些危害必须按照规程操作，确保必要的安全距离和采取相应的安全技术措施。

一、爆破安全距离

主要包括爆破安全距离、爆破冲击波和飞石的距离确定。在这里仅就爆破飞石和安全距离的确定做一个简单的介绍。爆破如果处理不当，会有些岩块飞散很远，对人员、设备和构筑物造成危害。

二、爆破事故的预防

1．严格按照操作规程进行：爆破作业人员必须取得爆破员的资格；各种爆破都必须编制爆破设计书或爆破说明书。设计书或说明书应有具体的爆破方法、爆破顺序、装药量、起爆或连线方法、警戒安全措施等；爆破过程中，必须撤离人员。严格遵守爆破作业的安全规程和安全操作细则。

2．装药、充填：装药前必须对炮孔进行清理和验收，使用竹木棍装药，禁止用铁棍装药。在装药时，禁止烟火、禁止明火照明。

3．设立警戒：爆破前必须同时发生声响和视觉信号，使危险区内的人员都能清楚地听到和看到，井下爆破应在相关的巷道上设置岗哨，地面爆破应在危险区的边界设置岗哨，使所有通道都在监视之下，并撤走爆破危险区的全部人员。

4．连线、起爆：采用导火索起爆，应不少于二人进行，而且必须用导火索或专用点火器材点火。

用电雷管起爆时，电雷管必须逐个导通，用于同一爆破网络的电雷管应为同厂同型号。爆破主线与爆破电源连接之前，必须测全线路的总电阻值，总电阻值与实际计算值的误差须小于土5％，否则，禁止联接。大型爆破必须用复式起爆线路。井下爆破必须使用防爆型起爆器作为起爆电源。

5．爆后检查；爆破后，经过一段时间，再确认爆破地点安全，经当班爆破班长同意，发出解除警戒信号，才允许人员进入爆破地点。

6．盲炮处理：拒爆产生的盲炮包括瞎炮和残炮。发现盲炮和怀疑有盲炮，应立即报告并及时处理。若不能及时处理，应设明显的标志，并采取相应的安全措施，禁止掏出或拉出起爆药包，严禁打残眼。盲炮的处理主要有下列方法：

(1)经检查确认炮孔的起爆线路完好和漏接、漏点火造成的拒爆，可重新进行起爆。

(2)打平行眼装药起爆。对于浅眼爆破、平行眼距盲炮孔不得小于0．3米，深孔爆破平行眼距盲炮孔不得小于10倍炮孔直径。

(3)用木制、竹制或其他不发火的材料制成的工具，轻轻地将炮孔内大部分填塞物掏出，用聚能药包诱爆。

矿井通风系统改造的四大问题及对策 第6篇

福建省天湖山能源公司的前身是天湖山矿务局，地处闽南三角州，公司共辖四对生产矿井，最早的建于1956年，最迟的建于1995年。煤层赋存条件复杂，煤层产状极为不稳定，地质构造十分复杂。公司建矿四十多年来，最早的矿井进行了4次通风系统改造，最迟的矿井也进行了1次改造。改造的实践告诉人们，在煤矿生产建设中，虽然在矿井设计时已考虑了生产后期(即通风困难时期)的通风问题，但往往因设计时依据的地质资料与现场实际的出入、生产计划的变更，特别是周边小煤井的无序开采等诸多因素的干扰，使得预定的后期通风计划难以实施，于是许多矿井在生产后期便采取实施通风系统改造来解决。本文以天湖岩矿的通风系统改造为例，对其通风系统改造过程中的新思路，新做法以及出现的一些失误加以总结、分析，希望能为同行们提供一点参考。

2 问题与对策

2.1 问题之一：通风系统是否要进行改造，如何改造才能使有限资源达到优化配置。

2.1.1 天湖岩矿的生产状况

根据天湖岩矿最新的地质储量年报，目前尚有可采储量50万吨，矿井设计年生产能力为4万吨，因煤层较薄，原煤回采率为50%左右，矿井的服务年限还有6年。因该煤矿原煤回采难度大，成本一直居高不下，造成赢利困难。

显然，对这样的矿井，再花巨资进行通风系统改造从经济上和企业效益上是不合算的。但职工的再就业压力使决策层进退两难。

2.1.2 天湖岩矿的通风现状

(1) 通风系统方面：平洞上山转下山开采后，通风系统的回风道过长过多过杂，风门漏风量剧增(无效风量约占总进风量35%)。上部周边小煤的无序开采，使矿井总长约2km的回风巷遭受严重破坏，使得回风巷外部漏风率高达60%以上，且破坏仍在继续，维护相当困难，通风系统已基本处于瘫痪状态；

(2) 局部通风方面：由于地质构造复杂，煤层赋存极不稳定，长期以来基本上是属于边探、边掘、边采的情况，难以形成较为周全的通风布局，大多是利用现成的一些废巷与上下水平的采煤贯通点加以改造之后进行通风，造成进风、回风较为紊乱，下山水平进、回风压差不明显，风量少且不稳定，局部串联通风严重。

根据国家2001年煤矿安全生产专项整顿工作和福建省实施方案，特别是2001版《煤矿安全规程》明确规定，生产矿井必须具有较为完善的通风系统，否则必须关停整顿。不立即进行通风系统改造，这显然是属于关井对象。

2.1.3 解决办法

天湖山能源实业有限公司目前有矿井四对，高山地形。天湖岩矿处于最上部，主平峒标高+805水平，准备水平为+775水平，主平洞+825及以上水平仅剩几个回收煤柱的零星作业点。经过几十年的开采，公司其它矿井也都在往深部移，出现了各矿井在原划定的井田边界上的一些未采部分。公司领导十分重视，在煤炭资源逐渐枯竭的今天，加大了对该区段的探矿力度，随着地质资料的进一步明确，认定该区域有较高的开采价值，并从大局出发，打破原井田边界的块段划分法，并提出新建两个采区“新村一采区和含春二采区”由天湖岩矿与含春矿就近联合开采的构想，预计四年后可完成采区基建并投产，上部由天湖岩矿就近先下山开采，下部由含春矿以后就近上山开采，预计生产能力为6万吨，服务年限30年。由含春矿+565主平峒和+710辅助平峒进风，回风系统由上部天湖岩矿目前的下山通风系统+含春矿二采和新一采区回风平巷+825总回风平巷、+825～+875总回风上山、+875总回风巷+风硐、抽风机构成完善的通风系统的战略部署。

经全面的分析论证，一致认为这个方案可行，并于2001年决定立即进行通风系统改造，是时要求新系统既要考虑目前天湖岩矿的安全生产需要，也必须能满足下部两下新采区联合开采的需要。

2.1.4 分析

采取新建采区而不是新建矿井，并采取分水平由现成的矿井进行联合开采的办法，这是个创新性较强的思路，其优点有：

(1) 采取联合开采的形式，只是在已有的矿井内就近新建了两个采区而已，其规模比新建矿井要节省投资近三分之二。

(2) 扩大了天湖岩矿的生产能力、延长了矿井服务年限。

(3) 一并解决了天湖岩矿、含二、新一采区的通风安全难题，通风系统改造投资更趋于合理与优化。

2.2 问题之二：如何制定出所有可能的改造方案，并通过技术、安全、经济等方面的比较、筛选出最优方案。对于通风系统改造这是个理论与实践交替进行，反复验证的过程。

2.2.1 天湖岩矿通风系统改造扔复杂性

一是七十年代采用的是边建矿边采煤的模式，加上+825以上水平本矿的采空区，特别是小煤井的破坏十分严重，很难找到一条较为理想的总回风巷和地面回风井。

二是需风情况较为复杂，初期是天湖岩矿独立用风，需要的风量较小，中期是天湖岩矿与下部联合开采共同用风，需要的风量较大，后期是天湖岩矿停产，只有下部联合开采用风，其间风量差别较大。

2.2.2 对策

2.2.2.1收集尽可能多的与矿井通风安全相关的技术、管理(特别是“一通三防”)方面的资料。

2.2.2.2 收集矿井的各种自然条件资料作为参考(包括交通位置、地形地貌、地质构造、煤层赋存、井下温度、水文地质情况、气象等)。如天湖岩矿井田属地温正常区，从本矿历年开采情况表明，采掘工作面和机电洞室温度均低于规程规定，无热害危险；矿区内无大的地表水体，由于相对高差大，地表水、地下水排泄条件良好，因此本区无洪水危害。

2.2.2.3 详细了解矿井瓦斯、煤尘及煤的自燃情况：根据本矿进仍至本矿区三十多年的开采资料，没有发生过瓦斯突出、瓦斯爆炸事故及其它通风事故。煤尘亦无自燃发火和爆炸倾向，本矿历年来的井下气体检测数据表明，在矿井的各个用风点从未发生瓦斯浓度超限的现象。因此只要通风良好，瓦斯危害就不大。

2.2.2.4 搜集所有已掘巷道的开拓开采平图。因矿井开采时间较长，一些矿井往往为简化图纸，把一些已打上密闭或栅栏的旧巷从图纸上省去。因此，在制订方案时一定要在包括所有已开拓开采巷道的平面图上进行，本着经济合理地充分利用已有的井巷及设备，设计出安全可靠、先进合理、施工期短的最佳方案。

2.2.2.5 各矿井对周边小煤井均进行过普查，采用最新最全面的普查图纸作为制订方案的参考依据。原则是远离小煤作业区，回风系统尽量往深部移。

2.2.2.6 风井位置的交通情况，水文地质情况也不能忽视，这关系到几吨重风机的运输与安装问题和日后风机及装备的安全管理问题。

2.2.2.7 综合考虑上述因素，天湖岩矿初选改造方案五个，经实地考察之后，精选2个方案再加以全面比较。方案一：利用+834小煤废井筒作回风井；方案二：在+975标高处有一个原本矿临时出风井峒，利用其作为回风井。经过反复对两个方案的技术性、安全性、经济性和可行性进行比较，最后选定方案二，投资量预计为60万元左右。

2.2.2.8 方案最终的选定原则：一是必须对初步选定的方案进行实地勘察，确立可行性，并核定工程量；二是主导思想应把回风系统往矿井的深部移，往矿井的中央移，以确保回风巷尽可能少受小煤井的再次破坏。

2.3 问题之三：改造中一项较大的投资就是风机及其装置的选取与安装，是继续使用原有的旧风机还是另行购置先进的新风机，值得全面考虑。

2.3.1 风量需求。天湖岩矿最大用风量为8.15m3/s，新村一采区与含春二采区在通风容易时期实际需风量之和为25m3/s，在通风困难时期的实际需风量之和为28.75m3/s，因联合开采进行到困难时期时，天湖岩矿已结束生产即不再用风，所以总设计用风量应为33.15m3/s。

2.3.1.2 矿井负压计算。因天湖岩矿的总回风道计划与新设计的“含春二采区和新村一采区”联合开采时共用，本矿井的服务年限仅有8年，矿井通风处在与下部联合开采时的容易期内，采用增阴调节法对各用风点的回风道处对各用风点加以调节，使风量分配达理想的效果。根据下部联合开采的测算数据：矿井通风容易时期要求负压达627.30Pa，困难时期的负压880.15Pa，(此数据由福建煤炭设计院在《天湖山矿区新村与含春井田联合开采设计说明书》中提供，困难时期同)。

2.3.1.3 通风设备选型。根据上述计算的风量值和负压值，原风机4-72-11№16B虽仍能适用，但机械老化，耗电多，安全性差，搬迁等辅助费用高，所以考虑新置风机。通过对市场的了解、充分结合风机技术的进步，选用改进型BD-11型弯掠组合正交型隔爆对旋轴流式通风机，可较好地担负起该矿井下各个时期的安全通风。此风机一个最大的特点是采用两台相互独立，叶片角度相反，旋转方向相反的风扇对轴串接而成，高能高效。实践表明，在天湖岩矿开采期间，下部联合开采未与上部总回风贯通之前，通过对风机实际工况点的分析情况来看，采取只开其中独立的一节来通风应该是合理而可行的。

2.3.2 对策

天湖岩矿通风系统改造对风量、负压在前后期的需求情况：

2.3.2.1 依据《煤矿安全规程》要求进行矿井的需风量计算：天湖岩矿保持目前的生产规模，最大需风量为8.15m3/s。新村一采区与含春二采区的基建任务由下部水平的另一矿井含春矿实施。5年后的投产初期，新村一采区与含春二采区实际需风量之和为25m3/s，投产后期的实际需风量之和为28.75m3/s，因联合开采进行到投产后期时，原天湖岩矿将不再生产用风，所以总设计用风量最大为33.15m3/s。

2.3.2.2 矿井通风负压计算：原天湖岩矿满足通风的矿井负压为256.7Pa，其服务年限还有8年，通风处在与下部联合开采的容易期内。根据新村一采区与含春二采区的联合设计负压测算数据：矿井通风容易时期要求负压达627.30Pa，困难时期的负压为880.15Pa。由于天湖岩矿最长通风线路明显较下部两个采区要短的多，可采用增阻调节法，使风量分配达理想的效果。

2.3.2.3 主通风机的选用、试运转和评价情况

(1) 综上所述，天湖岩矿选用BD-Ⅱ-6-№13轴流式抽风机。该抽风机电机功率2×30kW，出厂性能特性为静压71Pa至880Pa，风量(28.75～36.75)m3/s，叶片安装角度可根据需要进行调节，选择最佳工况点，以最大限度地提高风机效益。

(2) 天湖岩矿主通风机在安装调试完毕后，在厂家的协同下共同对风机进行了试运转操作，第一次启动便成功，电流、电压、功率均正常，风量稳定。

(3) BD-Ⅱ-6-№13型风机在天湖岩矿运行半年时间的安全性评价

a.该风机运行半年时间未出现任何故障。

b.该风机采用电机与叶轮直联的形式，把电机裹在叶轮的芯部，结构紧凑，运转平稳，摒弃了一般轴流主通风机的长轴转动，可消除传动装置易于损坏变形的现象，使维护更方便。

c.选用隔爆型电动机，电机安装在风机风筒中的隔流腔仙，隔流腔具有一定的密封性能，保证电机与风机流道中含有瓦斯的气体相互隔绝，隔流腔中有偏管与大气相通，使新鲜空气不断进入，流过电机使电机散热后流出，并使腔内空气在风机运行时保持正压状态。

d.该机可以直接通过风机反转来实现反风，并且能满足反风要，不必另设反风道，可以减少外部漏风，有反风速度快的优点。

e.当空气流入第一级叶轮获得能量后并经第二级叶轮排出，第二级叶轮兼备着普通轴流风机中静叶的功能，在获得整直圆周方向速度分量的同进，增加气流的能量，从而达一到普通轴流式风机不能达到的高效率、高风压。

f.该风机的叶片采用的是弯掠组合正交在维扭曲技术，改善了风机风叶与气流的接触面，从而提高了性能参数(与其它类型风机比效率提高6%，噪音降低了11dB)。

g.两级风机既可联合也可独立运行，有较大的灵活性，从特性曲线上看与两台性能相同的鼓风机串联使用有点类似，但较好地提高了性能。

(4)BD-Ⅱ-6-№13型风在天湖岩矿运行半年来的经济性评价

a.主通风机的三分之二安装在风峒内，只有扩散塔在外面，通过电览，由两个轻巧的控制柜控制其运行，不需要专人值班。具体做法是通过电缆把控制柜移到150m外的压风机房。由压风机司机兼任抽风机司机，可省安期投资6万元和两个工人工资2.5万元/年。

b.两级风机分开独立运行，在通风初期，只要满足天湖岩矿的生产用风需要就可以，因此实际只要开启一级风机就够用了，一年可省电费：15.767万元。

c.风机可直接反风，不需要外设反风道，前期投资可节约3万元。

d.该风机一个最大的缺点是一旦电机烧坏，难以在短时间内换好，因此一定要做好备用的准备。

矿井通风系统优化改造研究 第7篇

空气进入矿井之后, 当其组分与地面空气组分相差不大时, 此时称为矿井新鲜空气。由于井下生产过程中使得井下巷道内充满各种气体、矿尘及杂质等混合物, 此时称为矿井污浊空气。矿井通风是在自然或机械动力作用下, 源源不断向井下作业地点供给充足的新鲜空气, 稀释有毒有害气体, 调节井下气候条件, 确保井下矿工作业安全与健康, 提高劳动生产率[1]。

1 良好矿井通风系统的标志

矿井通风系统主要由矿井主要通风机装置及井下通风网络共同组成, 这是一个动态的系统[2]。矿井通风系统的主要任务是为工作地点输送充足新鲜风流, 创造良好气候条件与工作环境;一旦发生灾变时, 矿井通风系统应当能够及时依据灾变情况调配控制风流。

1.1 主要通风机装置运行状态良好

矿井通风机装置工况点决定了其运行状态的好坏。工况点是风阻曲线与通风机特性曲线的交汇点。只有在通风机装置工况点合适的情况下, 才能保证其运行稳定性和经济性良好。矿井通风机装置稳定性是指在运行过程中只有一个工况点, 其工作风压与工作风量不发生周期性振动。

1.2 通风井巷联接形式合理

通风井巷联接形式合理主要是指通风系统安全可靠、技术合理、经济可行。矿井通风系统制定的基本原则是安全可靠, 要求在确保矿井正常生产的前提下满足安全规程的规定, 不存在安全隐患, 保证矿井安全生产, 同时, 一旦出现意外事故应当保证井下工作人员能够安全撤离, 将矿井损失降低到最小。技术合理主要是指技术方案合理可行, 能够保证矿井通风系统安全可靠, 满足矿井生产要求。

1.3 通风网络内部最优化调节

通风系统经济合理重要组成部分之一就是通风网络内部最优化调节。这一部分将直接关系到矿井主要通风机设备的合理工况点, 进而对矿井通风耗电量产生影响, 因此, 通风网络内部最优化调节成为除网络系统、通风井巷联接方式合理之后的另一个重要因素。矿井通风网络的内部调节指在综合考虑安全、技术及生产等因素的基础上, 确定通风井巷联接形式之后, 确保井下风流实现按需分配的重要工作。

2 矿井通风系统优化设计的理论与方法

矿井通风系统设计的主要目的是选择一组相互关联、互相制约的设计变量, 并且要求这些设计变量能够在既定的设计环境要求下, 满足矿井功能、安全、技术的可行性与先进性。因此矿井通风系统优化改造是一个开放、复杂的大系统。矿井通风系统优化设计的理论与方法主要包括以下两个内容。

2.1 从定性到定量的综合集成技术

近些年, 出现的综合了基于案例设计、数学模型设计与逻辑设计的设计方法。合理的矿井通风系统优化改造研究方法是参照人脑思维活动的特点, 将逻辑推理、联想记忆与数值计算相互结合, 建立一个智能型矿井通风集或系统, 并且通过矿井通风系统自身学习与自身适应机制, 逐渐完善改进该系统的新途径。从定性到定量综合集成技术在实践中逐渐形成智能通风学。

2.2 设计支持系统的研制

随着电子计算机技术不断发展, 计算机已经涉及到各行各业之中。矿井通风系统整体优化改造的实现同时也以计算机为主要工具。根据现有的计算机发展水平, 矿井通风自动设计系统的实现是相当艰难的, 因此, 目前的矿井通风系统计算机软件主要以设计决策支持系统为主。

3 矿井通风系统优化改造

矿井通风系统的目的是通过形成一个较合理的风量分配方案, 从而满足井下工作面需风要求, 进而取得较好的通风效果。矿井风量分配主要由通风网络拓扑关系、支路风阻及风机特性曲线共同作用。通风网络拓扑关系的确定主要关系到通风系统的选择, 当系统确定之后, 则需要确定支路参数及风机性能, 最终达到风量能够实现合理分配及通风效果最优。

3.1 通风井巷优化

通风井巷优化主要是指通过选择合适的巷道断面、巷道长度及支护参数, 使矿井井巷能够实现在其服务年限要求内建设投资与后期维护费用及通风耗能费用总和最少。通风井巷优化目标函数为:

式 (1) 中, NZ为专用风井总数;ai为井巷阻力系数;Pi为井巷断面周长, m;Qi为流过井巷的风量, m3/min;Yi为井巷服务年限;Si为井巷断面积, m2;C1为工业电价, 元/ (k W·h) ;C2为单位体积井巷掘进率, ×104t;C3为单位面积井巷支护率, m3;Li为通风距离, m。

3.2 阻力调节优化

为使通风系统配风合理、节省投资、降低能耗, 可以通过改变部分可调井巷风阻来实现。阻力调节优化主要包括:a) 缩短通风线路。缩短通风线路长度主要是主干巷道的布置要做到通风网络简单、巷道避免出现拐死弯。在矿井生产过程中要对通风系统不断优化, 在矿井生产后期, 要及时封闭多余巷道, 做到缩短通风线路, 从而将整个矿井的通风阻力降至最低;b) 选择合理巷道断面。矿井通风阻力与巷道断面周长成正比关系, 与巷道断面立方成反比关系。由于圆形断面巷道施工难度较大, 因此在具体施工过程中应尽量选择拱形断面, 同时保证巷道畅通, 及时对巷道断面进行整理维修, 从而达到巷道具有有效断面的目的;c) 选择合理支护方式。虽然砌碹支护巷道摩擦阻力系数最小, 但是巷道维护费用较高, 造成经济上极大浪费, 因此, 除特殊要求外, 巷道应当尽量实施光爆锚喷支护技术, 从而减少矿井通风阻力;d) 选择合理供风量。虽然减少风量可以大幅降低风阻, 但是由于每个用风地点的需风量是固定的, 因此不能随便减少。

阻力调节优化目标函数为:

式 (2) 中, NB为网络分支数;NT为可调井巷数;RTi为调节后井巷风阻, kg/m7;QTi为调节后井巷风量, m3/min;Ri为调节前井巷风阻, kg/m7;Qi为调节前井巷风量, m3/min;T为调节设施服务年限, a;TJi为第i号调节设备费, 元;WXi为第i号调节设施维修费, 元。

3.3 风机优化

风机优化主要是指通过选择合适的风机与工况点, 实现通风系统风量风压分配合理、经济合理、能耗最低。风机优化目标函数为:

式 (3) 中, NF为网络装机点数, 个;Hfi、Qfi、ηi分别为第i号装机点风机工况;FJWi为风机设备投资及维修费, 元。

4 结语

在中国改革开放与现代化建设过程中, 矿山资源一直占有重要地位, 逐渐成为中国可持续发展的重要保障。随着社会经济不断发展, 各种矿山事故不断发生, 为国家财产和职工生命安全带来巨大危害。这些安全事故大多与矿井通风具有重大关系, 因此优化改造矿井通风系统与改善井下通风环境对降低矿山通风安全事故具有重要意义。

参考文献

[1]王显政.煤矿安全新技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2002.

矿井通风系统可靠性研究 第8篇

1 通风系统可靠性分析

通风系统可靠性首先应该与该矿发生煤与瓦斯突出的频率有关, 与突出强度的大小, 也就是突出煤岩量或突出瓦斯量的大小有关, 这是该区域的原始瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯涌出量以及针对瓦斯突出问题所采取的措施等共同作用的结果。二是通风系统本身的结构问题, 包括回风是否畅通, 进、回风段阻力比例以及网络的复杂程度等。三是由于矿井通风网路属于人造系统, 要发挥系统的功能, 其管理的严密程度和采取针对性措施的效果也都直接影响着系统的可靠性。即是说通风网路如果欠缺合理, 则可以用极为严密的管理措施加以保证, 从而提高整体系统的可靠性。所以人的因素, 即煤矿的安全管理, 在事故中, 特别是伤亡事故中也有一定的影响作用, 故也要将其加入其中予以考虑。这三个方面是确定突出事故对矿井生产的影响程度的主要因素, 前两方面相比较, 再适当考虑人的因素, 得到的就是系统的防灾可靠性指标, 所以必须将它们综合起来考虑。

2 安全管理情况

煤矿安全管理的面很大, 包括对矿工的安全教育、监测预报系统、安全检查和发生事故时的救护能力等等。良好的安全素质教育, 能使矿工按规程进行操作, 能减少违章及引发的意外事故, 也使其具有一定的自救和他救能力;组织良好、训练有素的救护队, 在事故发生时能够及时有效地开展救护工作, 减小在事故中的伤亡损失。

在对煤矿的管理中, 领导是否执行安全第一方针, 机构是否健全、五项制度 (煤矿四项安全生产责任制、煤矿安全技术措施计划、安全办公会议制度、各级领导深入现场制度、隐患处理“三定”制度) 是否健全, 是矿井安全的首要前提。安全检查人员的素质, 特别是放炮员和瓦检员的素质, 在井下瓦斯事故中起着很重要的作用。是否有岗位责任制, 操作规程持证上岗, 是否有在井下睡觉漏检或填假报表的现象, 在很多情况下是造成事故的根本原因。

3 瓦斯突出情况

一个大的矿区, 不同水平、不同采区的不同采、掘面都有可能因地质构造、埋深、煤层瓦斯含量、原始瓦斯压力和应力分布情况等条件的不同, 而造成瓦斯突出的可能性即突出概率也不尽相同。一般情况下, 地质构造复杂、构造煤发育、埋深较大、原始瓦斯压力较高、有应力集中处发生突出的概率要高, 这是煤与瓦斯突出的规律。由于不允许在实地用突出实验得出所需的数据, 这就需要大量收集相邻地区及条件类似矿井的突出情况, 结合本区域的实际, 给出突出概率的期望值。当然, 这其中肯定会有一定的误差存在。

瓦斯突出强度的大小主要体现在突出煤量和突出瓦斯量的大小、煤层瓦斯含量和矿井的瓦斯涌出量的大小与煤的突出强度之间有着明显的关系。瓦斯含量高的矿井区域, 发生突出时的瓦斯涌出量肯定也较大, 这是勿庸置疑的。

瓦斯压力的大小也决定着突出强度的大小, 并且决定了突出对突出点附近的通风构筑物的破坏程度。但是同时, 影响突出强度的除了以上地质因素之处, 还有人为的控制因素, 包括针对易突的采面、掘面所采取的顺层抽放、网格预抽、煤层注水等防突和减突措施, 都能使涌出瓦斯量减小, 突出强度降低, 突出瓦斯压力下降从而突出的瓦斯能迅速从回风道排出, 使突出的影响能较快消除, 影响范围也大大减小, 能够尽快恢复正常生产。这就减弱了瓦斯突出对矿井通风系统的破坏程度和对整个矿井安全生产的影响程度。

4 通风系统适应能力

由采掘工作面、硐室、通风井巷、风机设备和通风设施构成的风流线路的总体称为矿井通风系统。通风系统的适应能力包括系统的布置、网络的结构、风阻分布情况以及人为采取的安全保障措施, 这是本项目研究的重点, 因为这里面人为可以控制和影响到的因素最多, 能够确定进行分析计算的条件、数据也最多。通风系统的适应能力是一个综合性的指标参数, 具体体现在以下几个方面。

4.1 通风系统的完整性

左矿井通风方式和通风方法既定之后, 通风系统的可靠性就是通风网终的形式对于风流的影响程度。而从总体的布置来说, 安全可靠性主要表现为各区通风的独立性。

根据《煤矿安全规程》规定, 每一矿井必须至少有两个能行人的通到地面的安全出口, 各出口间距离不得小于3 0 m, 严禁独眼井开采。井下每一水平到上一水平以及各个采区都必须至少有两个能行人的安全出口, 并同通至地面的安全出口相连接。未建成两个安全出口的水平和采区禁止生产。

回采工作面也必须至少有两个安全出口, 采掘工作面的进风流和回风流都不得经过采空区或冒落区。

井巷系统的完整性还包括矿井主风机装置的完整。根据《规程》规定, 每个矿井都必须采用机械通风;主风机必须安装在地面, 运转主风机必须配有同等能力的备用主风机和备用电机 (或仅有备用电动机) ;矿井不得采用局部风机代替主风机;装有主风机的出风井口, 应安装有防爆门;生产矿井的主风机必须安装有反风设备;主风机房内必须安装U型压差计、电流表、电压表和轴承温度计等仪表, 还必须有从地面信号电绩通至调度室的电话。

4.2 用风地点的并列性

用风地点的并列性是指各用风点均获得新鲜风流, 而不能彼此串联。即每一水平、每一采区, 都要布置单独的通风系统, 下水平 (或下阶段) 的回风风流和上水平 (或上阶段) 的进风风流必须严格分开, 即每一个采区的回风, 都要有单独的巷道 (比如上山) 把污风直接引到水平的总回风道中。各工作面的回风在进入回风道之前, 各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通, 避免回风系统串联和风流过早汇合。这样能保证使区段间、采区间相互影响源少到最低程度。

参考文献

[1]张子敏.中国煤与瓦斯突出的地质因素[J].煤矿安全, 1993 (4) .

应用突变理论优选矿井通风系统 第9篇

矿井通风系统是长期影响矿井安全生产和经济效益的重要因素。矿井通风系统的方案优选, 就是利用科学方法综合考虑各种影响因素, 从众多方案中确定最优的通风系统方案。目前用于矿井通风系统方案优选的方法主要有:多目标决策法、基于模糊数学理论的综合评价法、灰色关联分析法、层次分析法等。但是, 由于影响矿井通风系统优劣的因素很多, 有必要从不同角度应用不同的方法进行研究和评价。本文基于突变理论, 提出了矿井通风系统方案优选的综合评价方法。

2 矿井通风系统方案优选的综合评价方法

基于突变理论综合评价的基本原理是:通过初始模糊隶属函数和突变模型的归一公式, 将模糊分析和突变分析综合起来, 利用归一公式将系统进行量化递归运算, 得到表征系统状态特征的总突变隶属函数值, 达到对系统进行量化综合评价的目的。对于不同的方案, 系统的总突变函数值不同, 可作为方案优选的依据。突变理论中用于描述控制变量不多于四个、只有一个状态变量的系统的突变模型有三种, 即:两翼突变模型、三尾突变模型和蝴碟突变模型。

利用系统突变综合评价进行方案优选具体步骤如下:

(1) 通过对评价对象 (系统) 的研究分析, 对系统建立由若干指标组成的多层次综合评价体系。 (2) 对底层指标 (控制变量) 进行原始数据规格化, 将其转化为[0, 1]之间的无量纲值, 得到各指标的初始模糊隶属函数值。其目的在于消除各变量量纲上的差别和数量级不同所造成的影响, 使所有参数统一于共同的数值特性范围, 具有可比性。对于各底层指标, 无论是越大越优型指标, 还是越小越优型指标, 都转化为[0, 1]范围内的越大越优型指标值。 (3) 由底层开始逐层对体系内各子系统按其控制变量的数目选用相应的归一公式进行量化递归运算, 直至体系顶层, 最终得到表征系统状态特征的总突变隶属函数值。求取系统中间层和顶层状态变量的突变隶属函数值时, 应遵循“互补”和“非互补”原则。“互补”原则是指当系统诸控制变量 (如A、B、C、D等) 之间存在明显的相互关联作用时, 取诸控制变量相应的突变级数值的平均值作为系统状态变量X的突变隶属函数值;“非互补”原则是指系统诸变量之间无明显的相互关联作用时, 取诸控制变量相应的突变级数值中的最小值作为系统状态变量X的突变隶属函数值。 (4) 根据不同方案总突变隶属函数值的排序, 确定最大者为最优方案。

3 矿井通风系统综合评价多层指标体系

科学、合理地确定矿井通风系统的综合评价体系是进行矿井通风系统方案优选的基础和前提。要从众多的方案中确定出最优的通风系统方案, 必须首先确定矿井通风系统的评价指标。

本文从技术、经济、安全三大方面共选取10项指标作为矿井通风系统的评价指标。按照各类各项指标对矿井通风系统影响的重要程度由大到小排序, 构成如图1所示的矿井通风系统综合评价多层指标体系。

4 实例应用

大斗沟矿进行通风系统改造时, 拟定了三个方案, 通过通风网络解算和专家评定, 得到了各方案评价指标值, 如表1所示。

按照前述步骤, 首先对各底层指标进行规格化处理, 得到各底层指标的初始模糊隶属函数值, 如表2所示。

对应各类底层指标所属子系统, 选用相应的归一公式, 可分别计算出各底层指标的突变级数值, 如表3所示。

子系统A为“非互补”型系统, 子系统B、C为“互补”型系统, 按照“互补”和“非互补”原则, 可得到中间层变量A、B、C的突变隶属函数值;然后分析由中间层变量A、B、C和系统最终状态变量X所构成的子系统, 按照三尾突变模型的归一公式, 可计算出中间层变量A、B、C相应的突变级数值, 如表4所示。

A、B、C和X所构成的子系统为“互补”型系统, 按照“互补”原则, 可得到系统最终状态变量X的总突变隶属函数值, 如表5所示。

从表5可以看出, 方案3的总突变隶属函数值最大, 故方案3为大斗沟矿通风系统改造的最优方案。这一结果与采用其它方法得到的结果是一致的。

5 结论

5.1基于突变理论的综合评价方法用于矿井通风系统的方案优选是可行的。该方法对系统状态特征的评价是由各指标在归一公式中的内在作用机理决定的, 只要求事先确定各指标对系统影响的相对重要性, 不要求预先给出各指标对系统的影响权重, 因此相对减少了综合评价的主观性, 使评价更趋于实际, 且计算简便。

5.2合理确定矿井通风系统综合评价多层指标体系和各同层指标的相对重要性, 以及准确获取各底层指标值, 是正确进行综合评价的关键基础, 应进一步深入研究。

摘要：优选矿井通风系统是受众多定量和定性因素综合影响的复杂系统的决策问题。本文基于突变理论, 提出了应用突变理论优选矿井通风系统的综合评价。实例应用表明, 应用突变理论综合评价合理、可行, 不仅可指导生产实际, 而且为优选矿井通风系统方案和多目标决策提供了一种新的方法和科学的理论依据。

关键词：突变理论,优选,矿井通风系统

参考文献

[1]《突变理论及其应用》, 凌复华编著, 上海交通大学出版社, 1987

矿井通风系统抗灾能力评价研究 第10篇

矿井通风系统关系着井下人员的生命安全,其好坏与火灾防治、瓦斯事故、粉尘治理、热害治理等密切相关。矿井火灾事故一旦发生,轻则影响生产, 重则不仅会造成物资器材损失、煤炭资源大量被烧毁或冻结,而且会产生大量的高温烟流和有害气体, 危及井下工作人员的生命安全;有时还会诱发瓦斯、 煤尘爆炸等恶性事故,特别是在火灾高温烟气的热力作用下,可能使矿井通风系统发生紊乱,事故及其危害进一步扩大,给救灾工作增大难度。目前国内外学者针对正常时期矿井通风系统的稳定性或可靠性已进行了多方面的研究,提出了很多安全评价方法或数学模型,但是对灾变时期(特别是火灾时期) 矿井通风系统的抗灾能力的研究较少[1]。本文综合采用层次 分析法 (Analytical Hierarchy Process, AHP)和评分法(指数法)对火灾时期矿井通风系统的抗灾能力进行详细评价,对于提高通风系统的综合保障能力和降低人员伤亡有着重要的意义。

1评价指标体系的建立

从通风系统环境、通风防火设备设施、通风防火安全管理、防火抗灾系统情况和避灾救灾能力5个方面对火灾时期矿井通风系统的抗灾能力进行评价,即有5个一级评价指标,27个二级评 价指标。 由此构建出火灾时期矿井通风系统抗灾能力评价的指标体系[2,3,4],如图1所示。

2评价指标权重的确定

采用AHP法计算指标权重的具体步骤:

(1)建立判断 矩阵。通过咨询 相关领域 的专家,采用1—9标度法得出火灾时期矿井通风系统抗灾能力一级指标的判断矩阵R:

同理可得出各个二级指标的判断矩阵:

(2)采用和积法计算各个判断矩阵的最大特征值和特征向量,其具体步骤如下:1将判断矩阵的每一列元素作归一化处理,其元素一般项为2将每列归 一化的判 断矩阵元 素按行相 加,得;3对相加后得到的向量再归一化到的W =(W1,W2,…,Wn)T即为所求的特征向量的近似解,此时的Wi即为判断矩阵中各元素的权重系数值;4计算判断 矩阵最大 特征根

(3)一致性检验。为验证判断矩阵的一致性, 分别按照式(1)和式(2)计算其一致性指标C.I.和随机一致性比率C.R.,计算结果见表1。

式中:λmax为判断矩阵的最大特征根;R.I.为同阶平均随机一致性指标,其值可根据判断矩阵阶数不同查表获得。

由表1可看出,各个判断矩阵的随机一致性比率均小于0.1,表示构造的判断矩阵具有满意一致性,符合要求。

根据层次分析法与和积法的计算步骤,得出各二级指标和一级指标的权重系数,见表2、表3。

3矿井通风系统抗灾能力评价

3.1评分法

评分法[6,7]是根据评价对象的具体情况选定评价项目,并根据各个评价项目对安全状况的影响程度,确定各个项目所占的分数值;在此基础上,由评价者对各个项目逐项进行评定,确定各个评价项目的得分值;然后,通过一定的规则计算出总评价分数,再根据总评价分数的大小确定系统的安全等级。 评分法可分为加法评分法、加乘评分法和加权评分法。本文选用加权评分法,由评价者对各二级指标逐项进行打分评定,确定各二级指标的得分值;然后,通过式(3)和式(4)计算火灾时期矿井通风系统抗灾能力的总评价分数;最后,根据总评价分数的大小确定火灾时期矿井通风系统抗灾能力等级,可按表4进行划分。

式中:F为总评价分数;Qi为一级指标的权重,即表2中的权重1;Fi为一级指标的初始得分;qj为二级指标的权重,即表3中的权重2;fj为二级指标的初始得分;m为各个一 级指标中 含有的二 级指标的 个数。

3.2应用实例

根据《煤矿安全规程》、《煤矿安全监察条例》、 《矿山安全法》等国家法 律法规和 标准要求,制定二级评价指标的评分标准。根据评分标准和评分法的实施步骤,邀请相关领域专家打分,可得出各个指标的评价得分。某煤矿2003—2012年火灾时期矿井通风系统抗灾能力各二级指标的初始评价得分见表5;然后由表3中的二级指标权重系数和式(4)得出各一级指标的初始得分,进而由表2中的一级指标权重系数、式(3)和表4得出该矿火灾时期通风系统抗灾能力的总得分值以及等级划分情况,结果见表6。

由表6可以看出,该矿2003—2007年火灾时期矿井通风系统抗灾能力等级为B级,属于“较高”级别,应进一步采取措施加强管理;2008—2012年火灾时期矿井通风系统抗灾能力等级为A级,属于“高” 级别,应在保持现状的情况下,努力实现火灾时期矿井通风系统抗灾能力水平的持续改进。

4结语

建立了火灾时期矿井通风系统抗灾能力评价指标体系及评价方法,有助于进一步找出提高火灾时期矿井通风系统抗灾能力的途径,深入分析影响火灾时期矿井通风系统抗灾能力的因素,为实现矿井整体安全生产提供技术保障。

摘要：从通风系统环境、通风防火设备设施、通风防火安全管理、防火抗灾系统情况和避灾救灾能力5个方面构建出火灾时期矿井通风系统抗灾能力评价指标体系,应用层次分析法确定各个评价指标的权重,制定评分标准,并采用评分法对火灾时期矿井通风系统抗灾能力进行评价,为提高矿井通风系统的可靠性、稳定性及其应变能力提供了理论依据和保障。

矿井通风系统 第11篇

关键词：矿井通风；系统优化设计；改进方向

中图分类号：TD724 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2014）04-0092-02

对于从事矿井通风作业的专业技术人员而言，如何优化矿井通风系统属于矿井设计的重要问题之一，提高矿井通风系统的工作效率促进矿机工作生产力的关键所在。随着我国采矿业的高速发展，由于矿产资源的开采加大，矿井作业面临着诸如通风系统距离增加、风量调节难度加大、井下有毒气体增多、以及井下湿度大、气温高、氧气密度小等严重问题。促进矿井通风系统优化设计势在必行。

1 矿井通风系统的内容体系

1.1 矿井通风系统

矿井通风系统，简而言之，就是通过通风设备以及通风网络将地表新鲜空气输送至井下满足井下作业环境要求，同时排出井下作业时所产生的污浊空气的换气系统。即将井下空气与地表空气之间通过人工建造形成空气流通循环的系统工程，以满足矿井作业需要从而提高施工效率。

1.2 矿井系统

1.2.1 矿井通风系统等级分类。矿井通风系统通常依据矿井作业中面临的具体问题进行等级分类，一般将矿井内主要面临安全问题例如瓦斯浓度、煤层自燃条件、井下温度作为矿井通风系统的主要标准。针对于普通类型矿井，在矿井通风系统中对其定义为一般型；对于温度过高的矿井，以其瓦斯浓度、煤层自燃等具体情况还分为一般降温型、防火降温型以及排放瓦斯降温型三大等级；而对于瓦斯安全问题，国内对矿井通风系统将其细分为一般排放瓦斯型、排放瓦斯及降火型与排放瓦斯防火降温型。

1.2.2 矿井通风方式分类。针对矿井通风方式通常通过不同矿井的回风口与井田的具体位置进行细致划分。中央式、对角式、分区式以及混合式四种通风方式是国内对矿井通风的具体分类。将进出风口设置于井田中央部位的通风方式我们通常将其定义为中央式通风，而针对中央式矿井通风方式的风井倾斜对应位置，我们又可以将其细分为中央并列式以及中央边界式两种；而对于对角式通风系统，因其井田两翼的位置差异，亦可通过回风口与井田位置关系的不同分为单双翼两种对角式通风系统；至于将井田的每一区域内都设立独立的通风系统的矿井通风方式，我们将其定义为分区式通风系统；对于混合式通风方式，顾名思义，即将中央式、对角式、分区式三种通风方式灵活运用于一体，结合各种不同的优点并为己用形成的独特的优质的通风方式。

1.2.3 通风方法分类。矿井通风方法通常可分为自然通风和机械通风。基于通风机的运作原理的不同，一般通风方法也不同。以压入式而言，通过进风井的主扇给予正压促使地表空气进入井下，并压出井下作业产生的浑浊气体；利用回风井的主扇产生的强大负压抽出井下作业产生的浑浊空气的空气循环方式我们称之为抽风式；混合式则采取利用进风井的主扇压入新鲜空气和利用回风井的主扇抽出污浊空气相联合的通风方式。由于自然风压一般较小且不稳定，因此矿井必须采用机械通风，我国大多数矿井主要通风采用抽出式通风，采掘工作面通风则多采用压入式的局部通风方式。

1.2.4 矿井通风网路分类。风路连接方式的差异性是对矿井通风网络分类的主要标准，串联、并联和角联是通风网络系统的三种基本联接方式。将两个或两个以上通风风路直接联在一条线路中，并不分流的通风网络形式被称为串联网络。而并联网路指的是在确立一个通风主系统的前提下，将不同子系统以首首相连、尾尾相连的形式构成的一个通风系统。角联网路是指在并联网路分、合点之间贯穿一条或几条对角风路。

2 矿井通风系统优化的探讨

2.1 矿井通风系统设计的宗旨

矿井通风设计宗旨在于通过促进井下与地表空气的循环，提高井下工作环境质量，以达到保障工人生命安全，提高矿井施工效率的目的。

2.2 优化矿井通风系统的作用

矿井通风系统的设计直接影响着矿井的工作安全、经济效益、生产运营和应变能力。利用科学方法综合考虑各种因素影响，确定一个抗灾能力强、安全可靠、经济实用和技术合理的通风系统。

2.3 矿井通风系统优化设计的原则

矿井通风系统优化设计应坚持以人为本的原则，通过改善矿井通风状况，为井下营造稳定可靠的安全生产环境；坚持经济节约的原则，根据实际生产情况，合理布局井筒和通风井等设施，缩短回风距离，最大限度地降低回风阻力；坚持统筹规划的原则，结合矿井未来发展趋势，合理调整现有的井巷和通风设备，充分发掘通风系统的潜力，形成与井下动态变化相适应的通风

系统。

3 矿井通风系统优化设计的改进方向

3.1 目前矿井通风系统技术的发展状况

伴随国内外科学技术的快速发展，矿井通风技术也发展出多风机多级机站、抽出式局部通风机、FQC系列矿用气动抽出式塑料叶轮轴流局部通风机、智能局部通风机等新的设备。目前，学术界对于如何改建矿井通风系统与技术模式还没有给予一致的规定与要求，矿井通风重点考虑的内容包括分区通风系统、多风机多级机站通风系统、主—辅多风机系统、统一主扇通风系统、矿井通风系统的微机自动控制技术新型以及高效、节能矿用风机的研制与应用等。

3.2 矿井通风系统优化设计的发展方向

随着计算机技术的快速发展，专家学者已开发出推理机、FortranCAD系统、Fortran 77Dbase-Ⅲ系统等一批新型高科技矿井通风系统设计软件，通过进一步开发通风系统技术在矿井中的运用，矿井通风系统优化设计未来应重点从以下三方面开展工作：

3.2.1 发展综合集成技术。当前，矿井通风系统优化设计研究呈现多种设计方法相综合的发展趋势，在设计过程中日趋注重将多元化知识与数据收集并有机结合在一起，将不同的分析方法结合在一起，运用计算机网络自动化工程技术统一管理矿井通风系统。对矿井通风系统优化设计应继续加强人机结合和人网融合，创立起完整的智能化矿井通风集成系统，结合自主学习和自主适应机制，建立健全、完善发展系统的最终目的。

3.2.2 重视决策支持系统。目前，矿井通风系统的优化设计主要依靠计算机系统进行处理，优化方法逐渐由线性优化转向非线性优化。但受当下计算机发展水平的制约，开发出自动设计系统还面临很大困难。因此，与矿井通风系统优化设计相配套的计算机软件，在设计过程中应以决策支持系统为主，逐步研制和设计相对独立的计算机软件系统来优化矿井通风系统。

3.2.3 完善电子监控体系。伴随着采矿方法和采矿技术快速发展，许多矿井的生产量往往超过其原有的生产设计能力，矿井规模越来越大，矿井通风系统日趋复杂，特别是随着多风机多级机站等新技术的应用，矿井通风系统的管理工作也日益复杂，传统的凭人工经验对通风系统进行管理已经不能适应社会经济快速发展，运用计算机网络自动化工程系统针对矿井通风系统采取监控已经成为矿井生产和发展的必然趋势。对此，矿井通风系统优化设计应把电子监控体系建设作为一项重要工程，安排适当数量的监测点和监测设施，对矿井的运行状态进行全面监控，为通风系统的深入优化提供重要支撑。

参考文献

[1] 牛胜建.矿井通风系统的设计与选型探讨[J].能源与节能，2013，（11）：36-38.

[2] 邱宇善，雷远扬.浅析矿井通风系统优化设计的改进方向[J].现代经济信息，2012，（17）：171+176.

矿井通风系统改造技术研究与应用 第12篇

关键词：通风系统,改造,研究,应用

1 矿井基本概况

1.1 生产情况

矿井为1920年日帝所建, 1960年简易投产, 设计生产能力45万t/a, 核定生产能力36万t/a。目前井下有两个生产水平, 即-430m、-600m水平, 10个掘进工作面, 3个采煤工作面, 1个备用工作面, 3个生产采区。主要开采太原统4、7、9-1煤层, 煤层厚度0.60~1.10m。

1.2 通风情况

矿井通风方式为中央分列式通风, 主、副立井进风, 斜井回风, 通风方法为抽出式。主扇风机型号G4-73-11NO28D, 配用电机功率630KW, 矿井需要风量5895m3/min、进风量6350m3/min。矿井负压3100Pa, 矿井等积孔2.34m2。矿井瓦斯绝对涌出量为2.58m3/min, 瓦斯相对涌出量为3.8m3/t, 属瓦斯矿井。

综合分析通风现状:

山东天安安全检测技术服务有限公司进行了矿井通风阻力测定, 从实测数据来看, 通风系统综合阻力达到了3265Pa, 而矿井主扇风机风量为6600m3/min。尤其通风网络最长的-430m水平南翼, 回风段长度占通风网络总长度的39.1%, 而回风段阻力却占总阻力的71.1%, 回风段阻力较高, 回风网络长。对矿井进、回风道的高阻力段-430m南翼进风巷、回风巷进行了扩修刷大断面, 扩修总长度达2800m, 并新掘-600m水平新回风道330m, 但矿井由于南翼通风网络长, 矿井通风系统管理难度大。

2 探索增加风量的最优方案

2.1 增加风量

1) 矿井风量刚刚满足现有生产需求, 随着开采深度的不断增加, 采掘工作面需求风量必然增加, 现在增加矿井风量已无法通过调节主要通风机参数来完成, 若更换更大功率的风机电机提高风量, 则矿井通风阻力必然会更大。

2) 解决通风网路长的501采区的通风问题。在-430m南翼回风道安装辅助通风机, 增加矿井通风动力, 提高风量, 可解决网路最长的501采区加风困难的局面。

2.2 降低矿井通风阻力

通过近几年来的巷道扩修治理表明, 在通风网络逐年延长的情况下, 单靠刷大巷道断面, 处理局部高阻力块段, 已不能彻底解决矿井高阻力问题, 必须在相对阻力高的地段安设辅助通风机加大矿井通风动力, 降低通风阻力。

通风系统改造依据:

按照《煤矿安全规程》第125条规定:“矿井通风系统中, 如果某一分区风路的风阻过大, 主要通风机不能供给足够风量时, 可在井下安设辅助通风机, 但必须供给辅助通风机房新鲜风流;在辅助通风机停止运转期间, 必须打开绕道风门”。

3 方案设计

3.1 辅助通风机提风量计算

1) 501采区布置:掘进工作面2个、采工作面1个、备用采煤工作面1个, 硐室:车房2个、变电所3个、泵房2个。

2) 按《矿井需要风量计算细则》计算, 采煤工作面需要风量416m3/min;掘进工作面需要风量388m3/min;硐室需要风量350m3/min;501采区1270m3/min。

3) -430南大巷峒室风量= (压风机房1个+变电所2个+车房1个) =230m3/min

辅助局扇风量:

Q= (机电峒室+采区) = (230+1270) =1500m3/min

4) 目前, 501采区现实际进风量810m3/min, 采场布置计划安排掘进工作面2个、采工作面1个、备用采煤工作面1个、硐室11个, 计算需要风量1500m3/min, 需要再增加风量690m3/min才能符合要求。

3.2 阻力测算

790采区至辅助通风机入口处阻力段315pa (9010入口790下山进风段790下山采区段790下山回风段-430m水平南翼回风段至辅助通风机入口处) , 通风网路延长到501采区, 安装辅助通风机前实际进风量810m3/min, 至辅助通风机入口处通风阻力达410pa。

安装辅助通风机后实际进风量为1500m3/min, 辅助通风机通过计算需克服阻力881.3Pa。

3.3 辅助通风机选型

通过测算辅助通风机需提风量为1500m3/min, 克服阻力881.3pa。可选择型号为BK54-413煤矿防爆抽出式轴流通风机, 该风机配用电55KW, 风量为636~1920m3/min, 全压为475~1667pa;根据通风机采用鼠笼型电机, 直接起动时 (不经常起动) 不大于变压器容量的30%的规定, 选用KBSG-200/6型矿用隔爆干式变压器。

4 辅助通风机投入使用效果

1) 通过矿井风量和阻力观测得出结论:辅助通风机启动运转后矿井回风量增加了576m3/min, 501采区风量增加215m3/min, 能够满足生产需要, 矿井通风阻力降低了500Pa。

2) 创造良好的安全劳动环境:满足501采区需要风量的要求, 有效地冲淡和排除瓦斯、煤尘及其它有害气体, 提高了劳动效率, 增强了矿井的抗灾能力。

3) 通风系统调整:辅扇启动前, 由通防科组织有关人员对全矿井、各翼、采区的风量进行一次全面测风, 满足矿井风量需求, 达到了经济、合理, 确保了安全生产。

5 结语

通过辅助通风机的投入运转, 增加了矿井进风量, 降低了通风阻力, 满足了各采区风量需求, 且采区可采储量10.7万t, 预计可回采五年, 延长了服务年限, 获得了最大的经济效益, 有利的保障了矿井安全生产。

参考文献

[1]张国枢等.通风安全学.徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]李卫, 王斌, 王峰.白家梁煤矿通风系统优化改造.山东煤炭科技, 2011.