常村 第05章 通风与安全Word文件下载.docx
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邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算：
Q2’=∑mi/me（XI-XKI）（1-hi/hp）
式中mi——第i邻近层厚度，m；
me——开采层开采厚度，m；
XI——第i个邻近层的原始瓦斯含量，m3/t；
XKI——第i个邻近层残余瓦斯含量，m3/t；
hi——第i个邻近层至开采层的距离，m；
hp——受采动影响的瓦斯排放带范围，上邻近层的影响范围hp=120m，对下邻近层hp=35m。
常村煤矿3号煤层开采后，对上部有影响的煤层为1号、2号煤层，对下部有影响的邻近层有4号、5号、6号煤层。
由于各邻近层的瓦斯含量、残存瓦斯含量均无实测数据，均参照3号煤层的实测数据。
邻近层相对瓦斯涌出量计算结果见表5.1-1，从表中可以看出，邻近层的相对瓦斯涌出量为1.25m3/t。
表5.1-1邻近层相对瓦斯涌出量计算结果表
邻近层
类型
邻近层编号
邻近层参数
开采
高度
（m）
hp
相对瓦斯
涌出量（m3/t）
煤层
厚度
瓦斯含量（m3/t）
残存瓦
斯含量（m3/t）
距开采
层距离（m）
上邻近层
1
0.29
11
2.37
32.8
5.99
120
0.25
2
0.26
15.1
0.22
下邻近层
4
0.36
15
35
0.24
5
0.5
25
0.20
6
0.95
25.5
0.35
合计
1.25
围岩相对瓦斯涌出量按下式计算：
Q3’=KnQ1’
式中Kn——由顶板管理方法决定的围岩瓦斯涌出系数，全部垮落法管理顶板时，取Kn=0.25。
Q3’（N5）=0.25×
7.73
=1.93m3/t．d
Q3’（S7）=0.25×
5.79
=1.45m3/t．d
则Q1（N5）=7.73+1.93+1.25
=10.91m3/t．d。
Q1（S7）=5.79+1.45+1.25
=8.50m3/t．d。
N5、S7采区回采工作面设计年产量均按2.00Mt/a计算，则N5采区回采工作面绝对瓦斯涌出量为45.91m3/min。
S7采区回采工作的绝对瓦斯涌出量为35.77m3/min。
2.掘进工作面相对瓦斯涌出量计算
掘进工作面的瓦斯涌出量由落煤瓦斯涌出量和煤壁瓦斯涌出量两部分组成，其绝对瓦斯涌出量按下式计算：
q掘=q煤+q壁
式中q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min：
q煤——落煤瓦斯涌出量，m3/min；
q壁——煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
q煤=SVY（X—Xc）·
式中S——煤巷掘进断面积，m2；
V——掘进速度，m/min；
Y——煤的密度，t/m3。
掘进断面积为22m2，掘进速度取V=500m/月，
则有V=0.0139m/min。
煤的密度y=1.35t/m3。
将数据代入上式计算得：
q煤（N5）=2.88m3/min。
q煤（S7）=2.16m3/min。
q壁=KNUVQ0（2
－1）
式中K——巷道异常瓦斯涌出系数；
N——掘进巷道个数，双巷掘进，N=2；
V——单巷掘进速度，m/min，V=0.0069m/min；
U——巷道暴露煤壁在巷道横断面上的周长，m，对于顺槽巷道
U=17.6m：
L——掘进工作面长度，m，L=2000m；
Q0--煤壁初始瓦斯涌出量，m3/m2·
min，按下式计算：
Q0＝0.026[0.0004（Vr）2＋0.16]X
式中 Vr——煤的挥发份，%。
对于3号煤层Vr=16.19，代入上式计算得Q0＝0.10。
因常村煤矿井田范围内存在较多的地质构造，造成瓦斯涌出极不均衡有可能存在局部异常瓦斯涌出，所以取K=1.3。
计算得：
q壁=5.72m3/min。
由上述计算可得：
1个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为：
q掘（N5）=8.60m3/min。
q掘（S7）=7.88m3/min。
3.采区及矿井瓦斯涌出量预测
（1）采区（包括大巷）瓦斯涌出量按下式计算：
q采=k’·
（
qoi·
Ai+1440
Qi）/A
式中：
q采—采区瓦斯涌出量，m3/t；
k’—生产采区采空区瓦斯涌出系数，1.25；
qoi—第i个回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；
Ai—第i个回采工作面日平均产量，t；
Qi—第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；
A—采区日产量，t。
矿井扩建初期+470m水平布置1个长壁综放工作面、1个瓦斯预抽工作面、4个掘进工作面。
据此计算的各采区瓦斯涌出量见表5.1-2。
表5.1-2采区瓦斯涌出量表
采区名称
产量
（t/d）
长壁工作面
掘进工作面
采区瓦斯涌出量
个数
瓦斯涌出量（m3/t）
瓦斯涌出量（m3/min）
（m3/t）
（m3/min）
N5采区
6960
6060
10.91
8.60
13.06
63.11
S7采区
8.50
7.88
10.66
51.53
5.1.2煤尘及煤的自燃
常村煤矿自1997年以来，对3号煤层煤尘爆炸性取样作了试验，在2001年又对3号煤层取样委托煤炭科学研究总院重庆分院作了煤尘爆炸性试验。
根据鉴定报告3号煤层煤尘具有爆炸性。
常村煤矿在2001年委托煤炭科学研究总院重庆分院以及2002年补充勘探中，在常-43、常-48孔对3号煤层取样对煤的自燃倾向性进行了试验，3号煤层属不易自然发火煤层。
常村煤矿自投产以来，3号煤没有发生过煤层自燃现象。
5.1.3地温
该矿在勘探期间和开采过程中均未进行测温工作。
但从井下工作环境看，温度小于26℃。
属温度正常区，无热害威胁。
5.2矿井通风
5.2.1通风方式和通风系统5.2.1.1通风方式
矿井采用机械抽出式通风方式。
5.2.1.2通风系统
1.矿井原有通风系统
常村煤矿投产时矿井采用中央并列式通风系统，由主、副立井进风、中央回风立井回风，随着北翼采区3号煤层开采深度的增加和开采力度的加大，矿井瓦斯涌出量有增大的趋势，而南翼S3采区以及S4、S5采区距离中央回风立井较远，原来的中央并列式通风系统已难以满足矿井生产的需要。
2005年常村煤矿在井田南翼的西坡村附近新布置一对进、回风立井，矿井采用南、北两翼分区式通风系统，中央回风立井主要服务于北翼采区和S3、S4采区初期部分工作面，西坡回风井主要服务于S3、S4采区后期部分工作面及S5、S6采区，矿井现有通风设施完善，通风系统可靠。
2.扩建后通风系统
矿井扩建初期在原有工业场地布置主斜井，新建的王村场地布置副立井、回风立井2个立井井筒，主斜井、王村副立井进风，王村回风立井回风，担负+470m水平N5、S7及S8采区通风任务。
初期+470m水平只布置2个工作面，一个生产，一个预抽瓦斯，有独立的回风系统，从矿井整体看，属于分区式通风。
后期矿井仍采用分区式通风系统。
选用上述通风方式具有如下优点：
充分考虑了矿井开拓布置和延深后矿井瓦斯涌出量大的特点；
通风系统简单，风流稳定并易于管理；
使用专用通风巷道的数目较少，风路较短，贯通距离短，井巷工程量省。
后期通风设计合理；
降低了总进风道公共风路段的风阻。
通风线路短、负压小，便于管理，有利于安全生产；
通风潜力大，对矿井增产提供了必要条件；
有利于矿井大巷多头施工，为加快矿井建设速度，缩短建井工期提供了条件；
分区通风控制范围大，通风费用低。
5.2.2风井数目、位置、服务年限及服务时间
矿井扩建移交生产时，共有8个井筒。
主斜井、主立井、副立井和回风立井位于工业场地内，西坡进、回风立井位于西坡风井场地内，王村副立井、回风立井位于王村风井场地内，主斜井、主立井、副立井、西坡进风立井及王村副立井进风，回风立井、西坡回风立井及王村回风立井回风，8个井筒共同担负全矿井的进、回风任务。
根据计算，王村回风立井主要为N5、S7两采区服务，服务年限为28.8a。
根据全矿井采区接替计划（见表2.4-3），+470m水平投产11.5a后，将布置两个综放工作面，产量将达到600万t，届时王村回风立井将不能满足整个+470m水平通风，需要矿井南翼的曲庄村风井投运（主要服务S9采区）。
矿井扩建后+470m水平井下用风地点有井底车场硐室、采煤工作面、掘进工作面、采区变电所和井下爆炸材料发放硐室等。
矿井扩建后+470m水平布置1个综采放顶煤工作面，4个综掘工作面和1个普掘工作面。
根据+470m水平瓦斯含量高、不易抽采的特点以及生产实际，另外在+470m水平布置1个瓦斯预抽工作面。
5.2.3掘进通风和硐室通风
本矿井综掘巷道至少为双巷掘进，掘进的两条巷道与两条巷道之间的联络巷可以构成掘进工作面全风压通风。
在综掘工作面联络巷的超前部分和岩普掘工作面采用机械通风，选用HOWDENBUFFALO-44-55型局部扇风机供风，该风机风压3000Pa、供风量为10~25m3/s，另外，掘进工作面还配备了SCF-7型湿式除尘器。
根据《煤矿安全规程》规定，井下爆炸材料发放硐室、采区变电所及蓄电池充电硐室设专用回风道至回风巷，实行独立通风。
井下各采区泵房设在采区上（下）山巷道间，设置风门调节风量。
5.2.4矿井风量、风压及等积孔的计算
根据《煤矿安全规程》第145条规定：
“有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统：
（一）1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。
（二）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：
1.大于或等于40m3/min；
……”，显然本矿井符合以上条件，参考邻近屯留矿井的经验，设计确定本矿井建立地面永久瓦斯抽放系统，回采、掘进工作面瓦斯抽放率暂按25%考虑。
5.2.4.1矿井总风量
根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不少于4m3或按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。
1.按井下同时工作的最多人数计算
Q＝4NK
N——井下同时工作的最多人数，取450人；
4——每人每分钟供风标准，m3/min；
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.25。
则 Q＝4NK＝4×
450×
1.25＝2250m3/min=37.5m3/s
2.按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ其它）K
Q——矿井总风量，m3/s；
ΣQ采——回采工作面所需风量之和，m3/s；
ΣQ掘——掘进工作面所需风量之和，m3/s；
ΣQ硐室——独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；
ΣQ其它——其它用风地点所需风量之和，m3/s；
K——矿井通风系数，取1.15。
根据矿井瓦斯涌出资料，结合矿井实际配风量，设计确定各用风地点风量如下：
（1）ΣQ采的确定
本次扩建+470m水平新增1个采区，1个综采放顶煤回采工作面。
由于矿井为高瓦斯矿井，回采前采用预抽放，抽放率按25％（预抽1年），回采工作面年产量为2.00Mt，则所需风量为：
按瓦斯涌出量计算：
Q采=100×
q采×
KC
其中：
Q采-----采煤工作面需要风量，m3/min
q采-------采煤工作面绝对瓦斯涌用量，m3/min，
考虑到矿井扩建后，+470m水平各采区瓦斯涌出量差异较大，为了使主扇能满足各采区通风要求，本次设计按瓦斯涌出量较大的采区进行配风，根据常村矿瓦斯涌出量等值图，N5采区瓦斯涌出量较大，因此按N5采区进行配风，其采取抽放后，相对瓦斯涌出量为7.92m3/t，工作面年生产能力按2.00Mt/a，则绝对瓦斯涌出量为：
7.92×
2.00×
106/（330×
24×
60）=33.32m3/min
Kc-------工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.3
Q采=100×
33.32×
1.3=4331.6m3/min=72.19m3/s
按工作面温度计算：
Q采=60×
Vc×
Sc×
Ki=60×
1.3×
15×
1.35=1579.5m3/min=26.32m3/s
Vc--------回采工作面适宜风速，取1.3m/s
Sc--------回采工作面平均有效断面,取15m2
Ki--------工作面长度系数,取1.35
按工作面最大人员数量计算
Q采=4nc=4×
45=180m3/min=3.0m3/s
4---------每人每分钟应供给的最低风量,m3/s
Nc--------采煤工作面同时工作的最多人数,按45人计算
按
、
项中取最大值原则，则:
Q采=72.19m3/s，取73m3/s
本次设计考虑1个瓦斯预抽工作面和1个接替工作面，其风量按回采工作面的50%计算。
瓦斯预抽工作面和接替工作面风量均取36m3/s
ΣQ采=73+36+36=145m3/s
⑵ΣQ掘的确定
掘进巷道采用为双巷掘进时，掘进的两条巷道与两条巷道之间的联络巷可以构成掘进工作面全风压通风,在联络巷的超前部分和单巷掘进工作面采用机械通风，掘进工作面采用HowdenBUFFALO-42”-55型局部通风机供风，该风机风压3000Pa,供风量10～25m3/s。
综掘工作面还配有SCF-7型湿式除尘风机。
按瓦斯的涌出量计算
Q掘=100×
q掘×
Kd
q掘------掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min
N5采区为7.71m3/min，
Kd------掘进工作面因瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，机掘工作面取1.5～2,普掘工作面取1.8～2。
本次设计取1.8
Q掘=100×
7.71×
1.8=1387.8m3/min=23.1m3/s
按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×
I×
kf=18×
1×
1.3=23.4m3/s
式中:
Qf-------掘进面局部通风机额定风量,掘进工作面采用HowdenBUFFALO-42”-55型局部通风机供风，取18m3/s
I-------掘进工作面同时运转的局部通风机台数,1台
kf------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.3
按工作人员数量计算
10=40m3/min=0.6m3/s
Nc--------掘进面同时工作的最多人数,按10人计算
项中取最大值原则，取Q掘=25m3/s
+470m水平配备4个综掘工作面和1个普掘工作面。
ΣQ掘=5×
25=125m3/s
⑶ΣQ硐室的确定
根据《煤矿安全规程》规定，井下爆炸材料库、采区变电所及蓄电池电机车充电硐室设专用回风道至回风巷，实行独立通风。
井下各泵房及其它硐室设在大巷及采区上（下）山进风巷道中，只设置风门调节风量。
本矿井扩建后+470m水平设1个井下爆炸材料库、2个采区变电所及1个蓄电池电机车充电硐室需要独立通风。
硐室配风量均按3m3/s配备。
ΣQ硐室=3×
4=12m3/s
⑷ΣQ其它的确定
其它用风地点所需风量之和，按以上各需风量之和的3%计算。
ΣQ其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室）×
3%
=（145+125+12）×
3%=8.46m3/s取9m3/s
故由以上计算可得矿井总风量为：
Q矿井=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ其它）·
K
=（145+125+12+9）×
1.25=363.7m3/s
根据以上计算+470m水平前后期总风量均取365m3/s。
3.风量分配
+470m水平总风量按各工作用风地点进行分配，余者风量为漏风和其它风量，矿井风量分配见表5.2-1。
表5.2-1矿井风量分配表
序号
供风地点
数量（个）
配风标准（m3/s）
供风量（m3/s）
放项煤回采工作面
73
73
接替工作面
36
3
瓦斯抽放工作面
综掘工作面
100
普掘工作面
井下爆炸材料发放硐室
7
采区变电所
8
蓄电池电机车充电硐室
9
漏风及其它
83
合计
365
5.2.4.2矿井负压及等积孔
1.矿井负压
矿井井巷摩擦阻力按下式计算：
h=9.81α·
L·
P·
Q2/S3
h—摩擦阻力（Pa）；
а—巷道摩擦阻力系数（kg.s2/m4）；
P—巷道断面净周长，m；
L—巷道长度，m；
Q—通过巷道的风量，m3/s；
S—巷道净断面面积，m2。
矿井风压计算和风量分配是利用计算机通风计算程序进行计算的。
在王村回风立井服务范围内：
+470m水平最小风压时的通风系统见示意图5.2-1，通风计算结果见表5.2-2。
+470m水平最大风压时的通风系统见示意图5.2-2，通风计算结果见表5.2-3。
经计算，王村回风立井风量为365m3/s时，最小负压1606Pa，最大负压2164Pa。
根据《煤炭工业矿井设计规范》第10.1.7条“井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压”的要求，设计对矿井的自然风压采用以下公式计算：
Hn——自然风压，Pa；
P0——井口地面大气压，Pa；
H——井深，m；
R——干空气常数，287J/kgK；
T1——进风侧平均温度，K；
T2——回风侧平均温度，K；
g——重力加速度，m/s2；
Hn＝270.5Pa
考虑自然风压后，矿井各时期的风量和风压为：
最小风压时，风压h=1336Pa；
最大风压时，风压h=2434Pa。
2等积孔
各风井通风等积孔按下式计算：
Ai=1.19Qi/
Ai－第i个风井等积孔，m2；
Qi－第i个风井风量，m3/s；
hi－第i个风井负压，Pa。
经计算，王村回风立井通风容易时期等积孔为11.9m2，困难时期等积孔为8.8m2。
可见+470m水平通风容易、困难时期均属通风容易矿井。
+470m水平王村风井风量、负压、等积孔计算结果见表5.2-4。
表5.2-4矿井风量、负压及等积孔
内容
项目
最小负压时
最大负压时
风量（m3/s）
负压
（Pa）
等积孔
（m2）
风量
（m3/s）
王村回风立井
365
1336
11.9
2324
8.8
5.2.5通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
5.2.5.1通风设施
设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。
其结构及设置简述如下：
1.风门
分为常闭、常开两种，木制。
常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；
常开风门用于反风，安设在上（下）山入口附近，当采区和工作面发生灾害进行反风时将其关闭，并相应打开有关常闭风门。
2.调节风门
木制，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷端头等需要调节风流的巷道中。
3.风墙
分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。
永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要在大巷进、回风巷之间的横贯中。
临时风墙用空心混凝土块或砖块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹上砂浆；
临时风墙也可用塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采
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