第五章 通风安全Word文件下载.docx
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m——煤层厚度，m；
m0——煤层开采厚度，m；
X——煤层原始瓦斯含量，m3/t；
X=
×
0.19
=0.16m3/t；
XC——煤层残存瓦斯含量，m3/t，XC=
·
XC′
式中XC′——纯煤残存瓦斯含量，查《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》表1-6-1计算得XC′=0.0248m3/t·
燃
Aad——原煤中灰份含量，％；
根据地质报告煤芯煤样化验资料取7.61%；
Wad——原煤中水分含量，％；
根据地质报告煤芯煤样化验资料8.68%；
3号煤层XC=
0.0248=0.020
则3号煤层q采=1.20×
0.74×
（0.26-0.02）=0.15m3/t；
因此，生产工作面开采煤层瓦斯相对涌出量为0.15m3/t。
（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘
本矿井共设一个综掘和一个炮掘工作面。
①综掘工作面瓦斯涌出量q综掘
q综掘＝q掘1＋q掘2
q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min
q掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min
q掘1=D·
V·
q0·
（2√
-1）
D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，m；
V——巷道平均掘进速度，0.019m/min；
L——掘进巷道长度，2000m；
q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2·
min；
q0＝aX[0.0004（Vdaf）2+0.16]
=0.026×
0.26×
[0.0004×
36.342＋0.16]=0.005m3/m2·
min
Vdaf——煤的挥发分，%；
取36.34%；
X——煤层瓦斯含量，m3/t；
取0.26m3/t；
a取值为0.026；
则q掘1＝（2×
3.5＋5.0）×
0.019×
0.005×
（2×
－1）
＝0.52m3／min；
q掘2＝S·
ρ·
S——掘进巷道断面积，m2；
V——巷道平均掘进速度，m/min；
ρ——煤的密度，t/m3；
ρ=1.37
则：
q掘2＝17.5×
1.32×
（0.26－0.02）＝0.10m3/min；
所以：
q综掘＝q掘1＋q掘2=0.52+0.10=0.62m3/min。
②炮掘工作面瓦斯涌出量q炮掘
q炮掘＝q掘1＋q掘2
q掘1——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3／min
q掘2——掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3／min
q掘1=D·
（2√
=（2×
3.0＋5.0）×
0.01×
（2
=0.25m3/min；
=15.0×
（0.26-0.02）=0.05m3/min
ｑ炮掘＝ｑ掘１＋ｑ掘２=0.25+0.05=0.30m3/min｡
因此，掘进巷道的瓦斯涌出总量为：
q掘=q综掘＋q炮掘=0.62＋0.30=0.92m3/min
（3）生产盘区瓦斯涌出量预测
nn
q盘＝K·
（∑q采i·
Ai+1440·
∑q掘1）/A0
i=1i=1
q盘——采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
K′——生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.35；
q采I——第i个回采工作面的相对瓦斯涌出量，m3/t；
Ai——第i个回采工作面的平均日产量，t/d；
q掘I——第i个掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；
A0——生产盘区回采煤量和掘进煤量之和，t/d；
设计以一个生产盘区、一个综采工作面、一个综掘和一个炮掘面保证矿井120Mt/a时的设计生产能力和生产接替。
则q盘＝1.35×
[0.15×
3800+1440×
（0.62+0.30）]/4000＝0.64m3/t。
（4）矿井瓦斯涌出量预测
q矿＝K″·
A0i/·
∑/A0i
q矿——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t·
d；
K″——已采采空区瓦斯涌出系数，取1.35。
则q矿＝1.35×
0.77×
4000/4000=1.04m3/t·
d。
2．矿井最大瓦斯涌出量预测
根据矿井瓦斯涌出量预测结果及矿井建设规模预测矿井开采上层煤时最大绝对瓦斯涌出量。
q矿max=1.04m3/t·
d×
4000÷
（24×
60）=2.89m3/min。
根据上述计算，本矿井相对瓦斯涌出量为1.04m3/t·
d，绝对瓦斯涌出量为2.89m3/min。
随着矿井开采深度的延伸，瓦斯浓度有可能升高，生产过程中应边采边测，及时检测矿井瓦斯浓度，确保矿井风量满足安全生产需要。
三、矿井风量、负压及等积孔计算
1.矿井风量
本矿井为低瓦斯矿井，矿井需要的风量分别按井下同时工作的最多人数计算和按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和计算，并取其中的最大值。
（1）按井下同时工作的最多人数计算
Q矿=4×
N×
K矿通/60
式中Q矿—矿井需要的风量，m3/s；
N—井下同时工作的最多人数，取90人；
K矿通—矿井通风系数，取1.25。
则Q矿=4×
90×
1.25/60=7.5（m3/s）
（2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q机车+∑Q其它）×
K矿通
式中∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；
∑Q硐—独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/s；
∑Q机车—冲淡无轨胶轮车尾气实际需要风量的总和，m3/s；
∑Q其他—矿井除了采煤、掘进、硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量的总和，m3/s；
a．综采工作面实际需要风量计算
1.按采煤工作面有良好的气候条件计算：
Q综采=Vc×
SC×
KC
式中Q综采---综采工作面需要风量，m3/s；
Vc---回采工作面适宜风速，取2.0m3/s；
SC---回采工作面平均有效过风断面，8.0m2；
KC---漏风系数，取1.15；
则Q综采=2.0×
8.0×
1.15=18.4（m3/s）取20m3/s
∑Q综采=1×
20.0=20.0（m3/s）
（3）.按综采工作面瓦斯涌出量计算风量
Q采＝100×
q回×
Kc/60
Q采——采煤工作面需要风量，m3/s；
Q回――回采工作面瓦斯绝对涌出量
＝0.66m3/s
T′——采煤工作面平均每分钟产量，T′＝4.95t/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。
取1.4
0.66×
1.4/60
＝1.54m3/s。
综上取最大值：
综采工作面风量取20.0m3/s。
b.备用工作面按生产工作面50％配风：
10.0m3/s．
c.掘进工作面实际需要风量计算
设计按1.2Mt/a时一个综掘进工作面，一个炮掘工作面，按瓦斯涌出量计算，掘进工作面配风为：
Q掘=100×
q掘×
Kd/60
Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/s；
Q掘－掘进面绝对瓦斯涌出量；
kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。
Q综掘＝100×
0.62×
1.8/60=1.86m3/s；
Q炮掘＝100×
0.30×
1.8/60=0.90m3/s；
根据选用的局部通风机的额定风量，并考虑漏风系数，炮掘工作面实际需要风量Q炮掘=6m3/s；
综掘工作面实际需要风量Q综掘=8m3/s。
则∑Q掘=6+8=14m3/s
d．独立通风硐室实际需要风量计算
初期井下独立通风硐室为：
井下爆破材料发放硐室,配风2.0m3/s。
e．考虑后期煤柱回收所需风量14.0m3/s；
f.冲淡无轨胶轮车尾气实际需要风量计算
依据《现代矿井辅助运输设备选型及计算》中的统计：
①美国、澳大利亚要求一般井下使用柴油机巷道风量不少于3m3／（kW·
min）。
美国矿业安全局规定：
当多台柴油机车辆在同一巷道中运行时，第1台按上述规定值配风，第2台按75％，3台及更多时，按每台加50％配风。
②英国要求不少于5.44m3／（kW·
③德国、日本要求使用柴油机的配风量不少于4~6m3／（kW·
所以单位功率配风量标准为：
4m3/分/马力。
按照《采矿工程设计手册》计算方法，若采用柴油机设备作辅助运输时，应计算巷道配风量，即如果有多台设备运行时通风量为：
第一台柴油机设备风量按5.4m3／min·
kW；
第二台加单台的75％；
第三台及以上各台分别按第一台柴油机设备所需风量的50％计算。
按井下3台74kW的无轨胶轮车同时工作。
∑Q柴=
［74/0.735×
（1+0.75+0.75）］=16.7m3/s，取17.0m3/s
g．其它巷道实际需要风量计算
其它巷道实际需要风量按最低风速要求考虑。
∑Q其他=（20+10+8+6+2+14+17）×
5%=3.9m3/s取4.0m3/s
h．矿井风量
Q矿=（20+10+8+6+2+14+17+4）×
1.25=101.3（m3/s）取102.0m3/s．
矿井总风量确定：
根据上面计算结果，取大者，确定矿井总风量为102.0m3/s。
2.矿井负压及等积孔
根据通风系统及矿井总风量，利用计算机程序解算通风网络，其计算原始数据及网络解算结果分别见表5-2-1、5-2-2、5-2-3、5-2-4。
经过计算，矿井容易时期通风负压为1354.2Pa，等积孔为3.3m2，矿井通风难易程度属容易；
矿井困难时期通风负压为2231.5Pa，等积孔为2.6m2。
矿井通风难易程度属中等。
矿井通风各时期进风井、回风井的风量和负压、等积孔的计算结果见表5—2—5。
矿井通风难易程度均属容易。
四、安全措施、防止漏风及降低风阻措施
用于通风的安全设施主要有双向风门、调节风门、防火栅栏两用门、密闭门、防爆门、隔爆水棚等。
由于矿井以煤巷为主，各类巷道基本位于开采煤层中，实际生产中，应加强通风设施的管理，减少漏风。
已采工作面巷道在停采线外及时密闭，减少漏风。
在进回风巷之间设置双向风门，以减少漏风，防止风流短路。
表2-2-1网络原始数据
容易时期
风道
编号
巷道名称
支护
方式
节点
α值
Kgs2/m4
巷道周长
（m）
巷道长度
巷道断面
（m2）
有效断
面系数
巷道
类型
固定风量
（m3/s）
始
终
1
主斜井
锚喷
8
0.0012
13
262
11.5
0.85
固定风量巷
25.0
2
Ⅲ号煤带式输送机大巷
9
0.0014
12.7
130
9.9
一般巷道
3
10
480
4
11
230
5
Ⅲ号煤带式输送机煤门
7
40
6
14
170
15
16
60
副斜井
0.001
321
17.1
0.95
Ⅲ号煤辅助运输大巷
0.0011
16.4
15.6
12
220
Ⅲ号煤辅助运输煤门
17
190
18
21
120
30
110
5.0
19
管子道
200
20
联络巷
27
3.0
22
Ⅲ号煤井下爆破材料发放硐室
26
12.5
400
2.0
23
9.5
24
3013工作面回风巷
25
3012工作面回风巷
3012工作面运输巷
15.4
100
13.9
15.0
28
3011工作面辅助运输巷
1695
29
3011工作面带式输送机巷
1650
3011综采工作面
0.004
150
0.8
31
3011工作面回风巷
0.0009
1620
32
Ⅲ号煤回风煤门
15.8
180
14.5
33
250
34
245
35
36
20.0
37
Ⅲ号煤回风大巷
1038
38
回风斜井
349
11.2
39
横川
40.0
41
42
风硐
102.0
43
44
45
表2-2-2网络计算结果
容易时期
巷道名称
巷道风阻
（Kμ）
巷道风量
巷道负压
（mmh2o）
巷道风速
（m/s）
调整后风阻
值（Kμ）
备注
0.0027
7.1
2.6
0.0114
0.0024
28.5
1.9
3.4
0.0088
31.5
8.7
3.7
0.0042
33.7
4.8
0.0007
13.7
0.1
1.6
3.3
0.4
0.0031
28.1
2.5
23.7
1.8
2.8
15.9
0.3
77
6.1
4.7
0.0002
72
4.9
0.0023
68.5
10.7
4.6
66.3
4.5
41.5
51.9
2.4
3.5
0.0008
41.3
1.4
0.0006
29.1
0.5
0.0005
5.3
0.2138
0.0016
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