1、 贵州诚搏煤业有限公司习水县振兴煤矿矿井更换主要通风机方案及安全技术措施2021年5月会 审 意 见会审时间： 年 月 日主 持 人：会审意见：会审人员签字单 位姓 名职 务单 位姓 名职 务通防部通防副总机运部机电副总安监部安全副总生技部采掘副总调度室调度主任振兴煤矿机电矿长振兴煤矿生产矿长振兴煤矿安全矿长振兴煤矿总工程师振兴煤矿矿 长贯彻学习签字表贯彻时间： 贯彻地点： 贯彻人：单 位职务/工种签 字单 位职务/工种签 字目录第一章 矿井概况1第一节 基本情况1第二节 瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性等情况1一、瓦斯1二、煤尘1三、煤层自燃2四、煤与瓦斯突出2五、地温3第三节 矿井通风3一
2、、通风方式、方法3二、进、回风井3三、主要通风机3第四节 矿井采掘部署3第二章 矿井需风量4第一节 风机改造方案矿井需风量4第二节 目前条件矿井需风量计算4一、按井下同时工作的最多人数计算4二、按采掘工作面、硐室及其他地点实际需风量的总和计算5第三章 矿井通风阻力16第一节 风机改造方案矿井通风阻力计算16第二节 目前条件矿井通风阻力计算16第四章 矿井主要通风机改造方案17第一节 风机装机功率计算17一、风机改造方案风机装机功率计算17二、目前条件风机装机功率计算17第二节 方案设计18一、方案1：旧风机改造18二、方案2：更换新风机18第三节 方案比较与确定19一、方案比较19二、方案确定
3、19第五章 矿井通风评价与验算20第一节 矿井通风评价20一、矿井等积孔20二、矿井通风评价20第二节 主要通风机验算20一、主要通风机工况计算20二、主要通风机验算24第六章 更换主要通风机的方法及安全技术措施26第一章 矿井概况第一节 基本情况振兴煤矿隶属于贵州诚搏煤业有限公司，矿区位于习水县马临工业区五一村二组，矿区面积2.401km2。可采储量1220.3万t，矿井设计能力为30万t/a，核定生产能力为45万t/a。矿井采用平硐暗斜井开拓方式，划分为两个水平（两个采区），+937m以上为一水平（一采区），+937m+850m为二水平（二采区），现开采标高+937m+1037m。矿井布置
4、有主平硐、副平硐、回风斜井三条井筒，采用综合机械化采掘作业。矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。矿井全区可采煤层从上至下有C2、C5、C8、C12四层煤，平均厚度分别为C2煤层1.1m、C5煤层1.5m、C8煤层2.05m、C12煤层1.55m，煤层倾角为12，层间距分别为：C2C5：10.07m，C5C8：24.47m，C8C12：20.99m。矿井水文地质类型为中等，实测正常涌水量4.0m/h，最大涌水量15m/h。第二节 瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性等情况一、瓦斯根据2020年矿井瓦斯涌出量进行测定结果，矿井相对瓦斯涌出量5.52m/t，绝对瓦斯涌出量4.65m/min，属突
5、出矿井。二、煤尘根据贵州省煤田地质局实验室提交的振兴煤矿C5、C8、C12煤层煤尘爆炸性鉴定报告，C5、C8、C12煤层煤尘均无爆炸性。三、煤层自燃根据贵州省煤田地质局实验室2005年12月9日提交的习水县振兴煤矿C8煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告、贵州省煤田地质局实验室2007年3月3日提交的习水县振兴煤矿C5煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告、贵州省煤田地质局实验室2014年3月提交的习水县振兴煤矿C2煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告、贵州省煤田地质局实验室2017年9月18日提交的习水县振兴煤矿C12煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告，C2、C5、C8和C12煤层自燃发火倾向等级为类，属不易自燃煤层。根据
6、中国矿业大学安全生产检测检验中心2019年12月23日提交的习水县振兴煤矿C12煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告，C12煤层自燃倾向等级为类自燃煤层。四、煤与瓦斯突出根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字2008756号）“关于习水县振兴煤矿C5、C8及C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定的批复”，振兴煤矿C5煤层具有煤与瓦斯突出危险性，属于突出危险性煤层；C8煤层在开采885m标高以上时，不具有突出危险性，属非突出危险煤层；C12煤层在开采945m标高以上时，不具有突出危险性。五、地温本矿属地温正常地区。第三节 矿井通风一、通风方式、方法（一）矿井通风方式为中央分列式、通风方法为抽出式。（二）矿井的采
7、煤工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。二、进、回风井矿井共2个进风井，即主平硐、副平硐。矿井共1个回风井，即回风斜井。三、主要通风机回风斜井安装2台FBCDZ19型FBCDZ系列煤矿地面用防爆抽出式对旋轴流通风机，其中1台运转，1台备用，风机风量为21604740m3/min，风压为5642130Pa，电机功率为290kW。第四节 矿井采掘部署根据贵州省煤矿企业兼并重组工作领导小组办公室、贵州省能源局“黔煤兼并重组办201842号”文件，贵州诚搏煤业有限公司习水县振兴煤矿与贵州诚搏煤业有限公司习水县群益大田坝煤矿重组，重组后保留振兴煤矿，关闭大田坝煤矿。兼并重组后振兴煤
8、矿生产能力为45万吨/年。根据省人民政府关于强化煤矿瓦斯防治攻坚进一步加强煤矿安全生产工作的意见（黔府发20203号）文件：“严格区域防突措施选择,具备开采保护层条件的煤矿必须优先开采保护层”， 以及贵州省【2020】6号文件和习水县【2020】25号文件，振兴煤矿属突出矿井，为了加大保护层开采力度，矿井采掘部署为：增加1个保护层采煤工作面，布置2个采煤工作面，4个掘进工作面。矿井目前采掘头面的布置情况为：一采区布置1122采煤工作面、1123备用采煤工作面，一采区布置1051回风石门、1051运输巷2个掘进工作面；二采区布置+890m石门、+850m水仓2个掘进工作面。第2章 矿井需风量第一
9、节 风机改造方案矿井需风量根据2020年12月运城市安宏节能防爆风机有限公司对振兴煤矿主要通风机改造提供的主通风机改造技术方案，主通风机改造按2采4掘矿井风量分配，所需风量为5770m3/min（96m3/s）。第二节 目前矿井需风量计算根据煤矿安全规程（2016年版）、煤矿矿井风量计算方法（MT/T634-2019）、煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006）等进行矿井需风量计算。一、按井下同时工作的最多人数计算按井下同时工作的最多人数计算公式如下：Q=4NK式中：Q矿井总需风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，人；生产能力45万t/a的矿井，取100人； 4每人每分钟供风标
10、准，m3/min；K矿井通风系数；采用中央分列式通风，取1.2。矿井总需风量为：Q=41001.2=480m3/min 二、按采掘工作面、硐室及其他地点实际需风量的总和计算按采掘工作面、硐室及其他地点实际需风量的总和计算公式如下：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q他）K式中：Q矿井总需风量，m3/min；Q采、Q掘、Q硐、Q他分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其他行人、维修巷道实际需风量总和，m3/min；K矿井通风系数；采用中央分列式通风，取1.2。（一）采煤工作面需风量计算1.按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc 式中： Q采采煤工作面需风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，
11、m3/min；1122采面按2020年矿井瓦斯和二氧化碳测定报告在最大值取1.84m3/min;1123采面条件与1122工作条件基本一致，确定瓦斯涌出量参照1122采面按2020年矿井瓦斯和二氧化碳测定报告在最大值取1.84m3/min。Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。缓倾斜中厚煤层机采工作面可取1.21.6，取1.6。表 1 ：各种采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数采煤工作面采煤方法采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数综采工作面1.21.6炮采工作面1.42.0水采工作面2.03.0Q采1=1001.841.6=295m3/mi
12、n Q采2=1001.841.6=295m3/min 2.按气象条件计算Q采=6070%VcScKlKh式中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；Vc回采工作面适宜风速， m/s；工作面进风流的温度为1823，取1.5m/s；Sc回采工作面平均有效断面，m2；1122采面取（5.2+4.6）/21.8=8.82m2、1123采面取（5.2+4.6）/21.8=8.82m2；Kl工作面长度调整系数；长度为180m，取1.3；Kh工作面采高调整系数；采高为1.8m、1.8m，取1.0。表 2 ：采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面温度采煤工作面风速m/s201.020231.01.523261
13、.51.826281.82.528302.53.0表 3： 采煤工作面采高风量系数（AQ1056）采煤工作面采高m采煤工作面采高风量系数2.01.02.02.51.12.55.0放顶煤工作面1.2表 4 采煤工作面长度风量系数（AQ 1028）采煤工作面长度m采煤工作面长度风量系数2501.51.7Q采1=600.71.58.821.31.0=722m3/minQ采2=600.71.59.311.31.0=763m3/min（3）按炸药使用量计算Q采=10Ac式中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min；Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，kg。由
14、于工作面采用综采，因此不计算。（4）按工作人员数量计算Q采=4nc式中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min;nc采煤工作面同时工作的最多人数，人；取40人。Q采1=440=160m3/minQ采2=440=160m3/min（5）按风速验算15ScQ采240Sc式中：Sc回采工作面平均有效断面，m2；Q采采煤工作面需风量，m3/min。 采面分别取以上计算风量的最大值为722m3/min、722m3/min 。158.82=132Q采1=7222408.82=2117158.82=132Q采2=7222408.82=2117经验算，风量符合要求。（二
15、）掘进工作面需风量计算1.按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘Kd式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；1051回风石门、1051运输巷、+890m石门、+850m水仓分别取1.2 m3/min、1.0 m3/min、0.3m3/min、0.3 m3/min；Kd掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；通常，综掘工作面取 1.52.0、炮掘工作面取 1.82.5。Q掘1=1001.22=240m3/min Q掘2=1001.02=200m3/min Q掘3=1000.32.5=75m3/min Q掘4=1000.32.5=75m3/min （
16、2）按炸药使用量计算Q掘=10 Aj式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min；Aj炮掘工作面一次使用最大炸药量，kg；+890m石门、+850m水仓分别取31.5kg 、31.5kg；Q掘3=1031.5=315m3/min Q掘4= 1031.5=315m3/min（3）按工作人员数量计算Q掘=4nj式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min;nj掘进工作面同时工作的最多人数，人；均取8人。Q掘1=48=32m3/min Q掘2=48=32m3/minQ掘3=48=32m3/minQ掘4=4
17、8=32m3/min（4）按局部通风机吸风量计算Q掘=QfI+9S式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；Qf掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/min；1051回风石门采用FBD7.1/245局部通风机、1051运输巷采用FBD7.1/237局部通风机、+890m石门采用FBD7.1/230局部通风机、+850m水仓采用FBD7.1/230局部通风机，4个掘进工作面局部通风机实际吸风量分别取400m3/min、400m3/min、350m3/min、350m3/min；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；取1台；9局部通风机安装地点岩巷风速不小于 0.15m/s的风量系数；S局
18、部通风机安装地点巷道断面，m2；4个掘进工作面局部通风机安装地点巷道断面分别为12.66m2、13.1m2、12.3m2、12.3m2。Q掘1=4001+912.66=514m3/minQ掘2=4001+913.1=518m3/min Q掘3=3501+912.3=461m3/minQ掘3=3501+912.3=461m3/min（5）按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足：9SjQ掘240Sj煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15SjQ掘240Sj式中：Sj掘进工作面巷道的净断面积，m2；1051回风石门10.4m2、1051运输巷11.96m2、+890m石门14.7m2、+850m水
19、仓7.3m2； Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min。掘进工作面采用以上计算风量的最大值分别为514m3/min、518m3/min、461m3/min、461m3/min。1510.4=156Q掘1=51424010.4=24961511.96=270Q掘2=51824011.96=2871914.7=133Q掘3=46124014.7=352897.3=66Q掘4=4612407.3=1752经验算，所配风量符合要求。（三）硐室需风量计算1.井下需独立通风的机电硐室有井下变电所、轨道下山绞车房和井下消防材料库，井下变电所、轨道下山绞车房按机电硐室供风量进行计算；井下消防材料库按经验值确定
20、。（1）机电硐室供风量：按硐室中运行的机电设备发热量进行计算（如下式）；采区小型机电硐室，按经验值确定需风量可取 6080m3min。Q硐式中：Q硐机电硐室供风量, m3/min；3600热功当量，1kwh=3600kJ；W机电硐室中运行的电动机(或变压器)总功率（按全年中最大值计算），kw；井下变电所变压器总功率3000kw、绞车房绞车电动机功率200 kw； 机电硐室发热系数；可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定，也可按表 5 选取，取0.03；空气密度，/m3；一般取1.2/m3；Cp空气的定压气热，一般可取1.000 kJ/k；t
21、机电硐室进回风温差，；变电所取12K、绞车房取3K。表 5： 机电硐室发热系数()表机电硐室名称发热系数空气压缩机房0.20.23水泵房0.010.03变电所、绞车房0.020.04Q硐1=360030000.03/(1.21.00066012)=375m3/minQ硐2=36002000.03/(1.21.0006603)=100m3/min（2） 井下消防材料库按经验值确定。Q硐3=60m3/min2.爆破材料库 大型爆破材料库不得小于 100m3min，中小型爆破材料库不得小于 60m3min，且按库内空气每小时更换四次按式（17）计算风量： Qri=4V/60（17） 式中： Qri第
22、 i 个爆破材料库的需风量，单位为立方米每分钟（m3min）； V库房容积，单位为立方米（m3）。 井下无爆破材料库，因此不计算。3.充电硐室 按其回风流中氢气体积浓度不大于 0.5按式（18）计算：但供风量不得小于 100m3min： Qri=200qri（18）式中： Qri第 i 个充电硐室的需风量，单位为立方米每分钟（m3min）； qri第 i 个充电硐室在充电时产生的氢气量，单位为立方米每分钟（m3min）。井下无充电硐室，因此不计算。（四）井下其他巷道需风量计算井下需独立通风的的巷道有：行人联络巷、12补掘石门、13回风石门、二采区回风下山、1122采面回风联络巷、1123采面回
23、风联络巷、1051回风石门进风联络巷、1051运输巷进风联络巷、+890m石门进风联络巷、+850m水仓进风联络巷。其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量、风速分别进行计算，采用其最大值。 1.按瓦斯涌出量计算： a）采区内的其它用风巷道风量按式（19）计算： Qei=100qgeiKgei （19） b）采区外的其它用风巷道（总回风巷或一翼回风巷）风量按式（20）计算： Qei=133qgeiKgei （20） 式中： Qei 第 i 个其它用风巷道需风量，单位为立方米每分钟（m3min）； qgei第 i 个其它用风巷道的平均瓦斯绝对涌出量，单位为立方米每分钟（m3min）； kgei第
24、i 个其它用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取 1.21.3。 井下需独立通风的的巷道均是岩巷，无瓦斯涌出，因此不按照瓦斯涌出量计算。2.按风速验算： a）一般巷道风量按式（21）验算：Qei600.15Sei（21） b）有瓦斯涌出的架线机车行走的巷道风量按式（22）验算： Qei601.0Sei（22） c）无瓦斯涌出的架线机车行走的巷道风量按式（23）验算： Qei600.5Sei（23）d）架线机车行走的巷道最高风量按式（24）验算： Qei608Sei（24）式中： Sei第 i 个其它用风巷道净断面积，单位为平方米（m2）。井下需独立通风的的巷道断面分别为：行人联络巷12
25、.6m2、12补掘石门10.6m2、13回风石门10.4m2、二采区回风下山16.7m2、1122采面回风联络巷10.3m2、1123采面回风联络巷8.6m2、1051回风石门进风联络巷10.4m2、1051运输巷进风联络巷10.2m2、+890m石门进风联络巷12.3m2、+850m水仓进风联络巷12.7m2。Q他1600.1512.6114m3/minQ他2600.1510.696m3/minQ他3600.1510.494m3/minQ他4600.1516.7151m3/minQ他5600.1510.393m3/minQ他6600.1510.696m3/minQ他7600.1510.494
26、m3/minQ他8600.1510.292m3/minQ他9600.1512.3111m3/minQ他10600.1512.7115m3/min矿井布置2个采煤工作面，则采面需风量：Q采=Q采1+Q采2=722+722=1444m3/min矿井布置4个掘进工作面，则掘面需风量：Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘3+Q掘4=514+518+461+461=1954m3/min矿井需独立通风的硐室有3个，则硐室需风量：Q硐=Q硐1+Q硐2+Q硐3=375+100+60=535m3/min矿井需独立通风的巷道有10条，则其他巷道需风量：Q他=Q他1+Q他2+Q他3+Q他4+Q他5+Q他6+Q他7+Q他8+Q
27、他9+Q他10=114+96+94+151+93+96+94+92+111+115=1056 m3/min矿井按采掘工作面、硐室及其他地点实际需风量计算，矿井总需风量为：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q他）K=（1444+1954+535+1056）1.2=49891.2=5986.8m3/min根据以上2种方法计算结果，矿井总需风量采用以上计算的最大值5986.8m3/min。第三章 矿井通风阻力第一节 矿井通风阻力计算根据2021年3月18日贵州煤矿安全监察局安全技术中心对振兴煤矿开展矿井通风阻力测定提供的矿井通风阻力测定报告：矿井通风阻力为873.47Pa、等积孔2.87m2、矿井风量为71.
28、27m3/s。按目前矿井通风网络阻力R计算风机所需负压R=P/Q2=873.47/71.272=0.167当风量为5986.8m3/min（99.8m3/s）时风机负压为P=99.820.167=1663Pa根据2020年12月运城市安宏节能防爆风机有限公司对振兴煤矿主要通风机改造提供的主通风机改造技术方案：矿井风量为4200m3/min（70m3/s）、矿井负压为1200Pa（U型压力计数据），主通风机改造按2采4掘矿井风量分配，所需风量为5770m3/min（96m3/s）。按目前矿井通风网络阻力R计算风机所需负压R=P/Q2=1200/702=0.24当风量为5770m3/min（96m
29、3/s）时风机负压为P=9620.24=2211Pa矿井通风阻力测定值小于主通风机改造技术方案矿井通风阻力。第四章 矿井主要通风机改造方案第一节 风机装机功率计算一、风机改造方案风机装机功率计算计算风机所需装机功率（K为功率储备系数，通常取1.11.2）N =（PQK）/（1000）=（2211961.1）/（10000.70）=333KW根据以上计算结果，对旋风机每台电机输出功率为166.5KW。结合电机标准，最小应选用2185KW电机。按照煤炭工业矿井设计规范8.2.2规定“通风机设计能力应留有一定余量，轴流式通风机在最大设计风量和负压时，叶轮运转角度应比设备允许范围小5”。应该选用220
30、0KW电机。二、目前条件风机装机功率计算计算风机所需装机功率（K为功率储备系数，通常取1.11.2）N =（PQK）/（1000）=（1690100.61.1）/（10000.70）=267KW根据以上计算结果，对旋风机每台电机输出功率为133.5KW。结合电机标准，最小应选用2185KW电机。按照煤炭工业矿井设计规范8.2.2规定“通风机设计能力应留有一定余量，轴流式通风机在最大设计风量和负压时，叶轮运转角度应比设备允许范围小5”。应该选用2200KW电机。第二节 方案设计根据振兴煤矿采掘部署情况，现有主要通风机已经不能满足矿井通风需要，需要对主要通风机进行改造。主要通风机进行改造拟定如下2
31、个方案。一、方案1：旧风机改造对旧风机更换电机进行改造。按6极电机选取（n=980r/min）：Q流=0.34；P压=0.24（轮毂比0.45系数）按流量计算叶轮直径范围：Dq =24.32Q/（980Q流）1/3 =24.3296/（9800.34）1/3 =1.9按压力计算叶轮直径：Dp =（P303.96）/（n2P压）1/2 =（2211303.96）/（98020.24）1/2 =1.71表4-1：主要通风机性能参数表地点风机型号风量范围(m3/min)风压范围(Pa)电机功率(kW)转速(r/min)风井FBCDZ-6-1926586498382510532200980 根据以上计
32、算结果：应选用FBCDZ-6-19型风机。二、方案2：更换新风机更换新风机。按8极电机选取（n=740r/min）：Q流=0.25；P压=0.23（轮毂比0.54系数）按流量计算叶轮直径范围：Dq =24.32Q/（740Q流）1/3 =24.3296/（7400.25）1/3 =2.31按压力计算叶轮直径：Dp =（P303.96）/（n2P压）1/2 =（2211303.96）/（74020.23）1/2 =2.31 表4-2：主要通风机性能参数表地点风机型号风量范围(m3/min)风压范围(Pa)电机功率(kW)转速(r/min)风井FBCDZ-8-2335588706319687922
33、20740根据以上计算结果：应选用FBCDZ-8-23型风机。第三节 方案比较与确定一、方案比较设计的2个方案比较情况见下表。附表4-1：方案比较表项目方案1方案2综述只需更换一、二级主机，风机基础无需重建，可利用风机原有的巷道接头、蝶阀、集流器、扩散器、消音器、扩散塔等部件、电控系统需更换4台变频柜，改造2台进线柜和1台联络柜。改造时无需停风、停产，无需土建工程，安装周期短（全部改造完毕约7日）。需将整套风机更换，更换周期长。优点改造周期短，改造费用低。风量有余量，噪音低，运行效率高。缺点风机最大能力可满足通风需求，困难时期还需增加风量无法满足；运行效率偏低，由于风机转速高，噪音较现风机略大
34、。改造成本高，安装周期长。二、方案确定通过2个方案的比较，认为方案2优于方案1，故确定选用方案2。最终选择主要通风机型号为FBCDZ-8-23/2220KW。第五章 矿井通风评价与验算第一节 矿井通风评价一、矿井等积孔矿井等积孔：A1.19Q/1.1999.8/2.91(m2)二、矿井通风评价由以上计算得知，矿井等积孔为2.91m2，矿井为小阻力矿井，通风难易程度为容易矿井。第二节 主要通风机验算一、主要通风机工况计算（一）通风机风量通风机工作风量按下式计算：Qf= KQK式中：Qf通风机风量，m3/s；K风量备用系数（或外部漏风系数）；取1.05；QK矿井要求的总风量，m3/s。Qf= 1.
35、0599.8=104.8m3/s经计算，矿井通风机工作风量为104.8m3/s。（二）通风机风压通风机工作风压按下式计算：Hf= htHnhrhv式中：Hf通风机风压，Pa；ht矿井总阻力，Pa；Hn自然风压， Pa；hr风机装置阻力，hr =150200Pa；hv出口动压损失，Pa。取50 Pa。根据以上计算，通风机工作风压为1663Pa。（三）通风机风阻计算通风机工作风阻按以下公式计算：R=H/ Qf2式中：R主要通风机的工作风阻，NS2/m8；H主要通风机工作风压，Pa；Qf主要通风机工作风量，m3/s。1.按风机改造方案计算风机工作风阻：R=H/ Qf2=2211/962 =0.24(
36、N.s2/m8)2.按目前条件计算风机工作风阻：R=H/ Qf2=1663/99.82 =0.167(N.s2/m8)（四）主要通风机性能参数见表5-1。表5-1：主要通风机性能参数表地点风机型号风量范围(m3/min)风压范围(Pa)电机功率(kW)转速(r/min)风井FBCDZ-8-233300810038007502220740（五）主要通风机性能曲线见图5-1。图5-1：主要通风机性能曲线（六）通风机工况点根据风阻特性曲线和风机性能曲线确定主要通风机工况点（见图5-2）。1.按风机改造方案工况点M1：Q =100.8m3/s，H=2211Pa，=83%，N=280kW，=49/41。
37、2.按目前条件工况点M2：Q =99.8m3/s，H=1663Pa，=78%，N=270kW，=49/41。二、主要通风机验算通过以上主要通风机工况计算与性能曲线可知：风机工况点位于风机性能曲线驼峰点右侧、风机静压效率大于60%、工作风压未超过最高风压的90%，表明主要通风机在安全、经济、稳定的范围运行，主要通风机风量、风压和功率均能够满足需要。图5-2：主要通风机工况点第六章 更换主要通风机的方法及安全技术措施一、更换主要通风机的方法更换主要通风机采取先更换1台备用旧主要通风机，待1台新主要通风机安装完成并试运行正常后正式运行，再更换另1台旧主要通风机。1.更换主要通风机顺序：先更换1号旧主
38、要通风机（备用旧主要通风机），再更换2号旧主要通风机。2.更换1号备用旧主要通风机先在1号备用旧主要通风机（蝶阀已经关闭好）的引风道构筑一道挡风墙，将1号新主要通风机连接好后，再将1号备用旧主要通风机撤出，然后吊装1号新主要通风机至轨道上进行组装连接，待1号新主要通风机安装完成并试运行正常后，再撤出1号备用旧主要通风机的引风道的挡风墙，1号新主要通风机运行。3.更换2号旧主要通风机先在2号备用旧主要通风机（蝶阀已经关闭好）的引风道构筑一道挡风墙，将2号新主要通风机连接好后，再将1号备用旧主要通风机撤出，然后吊装2号新主要通风机至轨道上进行组装连接，待2号新主要通风机安装完成并试运行正常后，再撤
39、出2号备用旧主要通风机的引风道的挡风墙，切换2号新主要通风机运行。二、更换主要通风机期间主要通风机停止运行的安全技术措施1.更换主要通风机前，由矿长或机电副矿长召开准备工作会，核实风机及附属装置等的到位情况、安装人员的准备情况等，将工作安排具体、细致，各种准备工作充分，工期尽量短。2.更换主要通风机前，由机运部提前编制旧主要通风机单机运行的安全技术措施、新主要通风机安装技术安全措施，按规定程序审批，对相关人员进行贯彻学习。3.更换主要通风机期间，矿井主要通风机单机运行，调度室等相关部门必须向上级部门汇报。4.主要通风机停止运行，矿井井下停风，必须立即打开防爆门进行自然通风。5.主要通风机停止运行，矿井立即启动“矿井主扇无计划停风事故应急预案”。6.主要通风机停止运行时，矿井井下立即停止一切作业、切断电源、撤出人员，禁止人员入井。由安监部和调度室监督执行。7.主要通风机停止运行时，在撤出人员前，井下各掘进工作面在风门处打上临时栅栏，并设置“禁止入内”警示标志。8.由矿通防部提前准备好主要通风机恢复通风后，掘进工作面排放瓦斯的技术安全措施。9.根据主要通风机恢复通风后矿井井下各地点的瓦斯浓度检查情况，决定掘进工作面是否排放瓦斯或恢复正常通风。10.本措施未尽事宜按照煤矿安全规程和上级要求执行。28
