第五章通风与安全.docx

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第五章通风与安全

第七章通风与安全

第一节：

概况

一、瓦斯

1.矿井瓦斯

山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2013]160号《关于晋中市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。

山西灵石国泰红岩煤业有限公司2012年度煤层瓦斯绝对涌出量为0.18m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.33m3/min，鉴定等级为瓦斯矿井。

2.瓦斯涌出量预测

预测10号煤层以45万吨/年产量生产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为2.48m3/min，最大相对涌出量为2.62m3/t，回采面最大绝对瓦斯涌出量为1.37m3/min，掘进面最大绝对瓦斯涌出量为0.18m3/min；

二、煤尘爆炸性

根据山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿10号煤尘爆炸性测定结果,煤层火焰长度大于400mm，岩粉用量等于90%，煤尘有爆炸性。

三、煤的自燃倾向

根据山西省煤炭工业局综合测试中心测试10号煤层煤的吸氧量为0.80cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ，自燃倾向性属容易自燃。

自燃倾向性属自燃；

四、地温、地压

据调查，煤矿在开采工程中，地温一直保持在正常值内，一般为16-17℃之间，地压也未见异常。

第二节矿井通风

一、通风方式及通风系统

1.通风方式

矿井通风方式为中央并列式。

2.通风系统

矿井采用主斜井和副斜井进风，回风平硐回风，风机工作方法为抽出式。

二、风井数目、位置、服务范围

矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置有进风井2个，回风井1个,即主斜井和副斜井进风，回风平硐回风，三个井筒服务全井田，服务年限同矿井服务年限。

三、掘进通风及硐室通风

1.掘进工作面通风

掘进工作面采用局部通风机通风，选用局扇为FBD№5.6/2×15型。

通风方式采用压入式。

2.硐室通风

采区变电所采用独立通风，井下其它硐室均采用全负压扩散通风。

四、矿井风量、通风阻力及等积孔计算

1.风量计算

根据国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2012年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：

（1）按井下同时工作的最多人数所需风量计算

Q矿＝4NK＝4×120×1.25＝600m3/min

式中：

N─井下同时工作的最多人数，120人（考虑交接班）；

K─矿井通风系数，取1.25。

（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矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通

式中：

ΣQ采─采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；

ΣQ掘─掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；

ΣQ硐─硐室实际需要风量的总和，m3/s。

ΣQ其它─矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；

K矿通—矿井通风系数，取1.25。

1）采煤工作面实际需要风量的计算

①按工作面气象条件选择适宜的风速计算：

Q采=60×70%×V采风×S采面×K采高×K采面长

式中:

Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；

V采风—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取，当工作面温度调节为20℃时，取1.5m/s。

S采面—采煤工作面的平均有效断面积，（5.45+6.05）÷2×1.5=8.625m2；

K采高—采煤工作面采高调整系数，回采工作面采高小于2m取1.0。

K采面长—采煤工作面长度调整系数，工作面长度120m，取1.1。

Q采=60×70%×1.5×8.625×1.0×1.1=597.72m3/min。

②按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q采=100×q采×KC

式中：

q采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取1.96m3/min；

（根据晋中市煤炭工业局市煤办瓦发[2012]77号《晋中市煤炭工业局关于山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复》，该矿井生产能力为450kt/a，开采7号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.16m3/min，开采10号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.37m3/min，开采11号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.96m3/min。

上述预测结果相近，取最大值计算）。

KC—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.6。

Q采=100×1.96×1.6=313.6m3/min

③按工作面适宜温度计算

Q采=60VC·SC·Ki

式中：

VC—回采工作面适宜风速，1.0m/s；

SC—回采工作面有效断面积，工作面最大空顶距6.05m最小空顶距5.45m，采高度1.5m，则回采工作面有效断面面积为8.625×70％=6.04m2

Ki—工作面长度系数，1.1。

Q采=60×1.0×6.04×1.1=398.64m3/min

④按工作面人数实际需风量

Q采=4N

式中：

N—回采工作面同时工作最多人数，20人（考虑交接班）；

Q采=4×20=80m3/min

设计选取按以上四种方法计算结果中的最大值597.72m3/min。

⑤按风速验算

a.验算最小风量

Q采≥60×0.25Scb

Scb=lcb×hcf×70％

Q采≥60×0.25Scb=60×0.25×6.35=95.25m3/min

b.验算最大风量

Q采≤60×4.0Scs

Scs=lcs×hcf×70％

Q采≤60×4.0Scs=60×4.0×5.72=1372.8m3/min

式中：

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；

lcb—采煤工作面最大控顶距，m；

hcf—采煤工作面实际采高，m；

Scs—采煤工作面最小控顶距有效断面积，m2；

lcs—采煤工作面最小控顶距；

0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；

70％—有效通风断面系数；

4.0—采煤工作面允许的最大风速；

经验算：

95.25m3/min＜Q采=597.72m3/min＜1372.8m3/min满足风速要求。

根据上述计算得知,按工作面瓦斯涌出量计算的风量最大,故该矿井采煤工作面需要风量取597.72m3/min。

备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。

则回采工作面需总风量∑Q采=597.72（1＋50%）＝896.58m3/s

2、掘进工作面实际需要风量的计算

（1）、按瓦斯涌出量计算：

Q掘i=100q瓦掘i×K掘通﹦100×0.19×1.6﹦30.4，m3/min（1-9）

式中Q掘i——第i个掘进工作面实际需要的风量，m3/min

q瓦掘i——第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min

K掘通i——第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，应根据实际观测的结果确定（方法与K采通I同）。

一般可取K掘通i=1.5--2。

按二氧化碳涌出量的计算，可参照按瓦斯涌出量计算的方法进行。

（2）、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量（Q掘I）：

Q掘i=25×A﹦25×8.0﹦200m3/min（1-10）

式中Ai—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg；

（3）、按人数计算掘进工作面实际需要的风量（Q掘I）：

Q机掘i=4×Ni﹦4×34﹦136m3/min（1-12）

Q炮掘i=4×Ni﹦4×34﹦136m3/min

式中Ni——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。

（4）、按工作面温度计算：

采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表1-1的要求：

表1-1采煤工作面空气温度与风速对应表

采煤工作面空气温度，OC

采煤工作面风速V采i，m/s

<15

15-18

18-20

20-23

23-26

26-28

0.3—0.5

0.5—0.8

0.8—1.0

1.0—1.5

1.5—2.0

2.0—2.5

注：

有降温措施的工作面按降温后的温度计算。

工作面实际需风量（Q采i），按下式计算：

Q机掘i=60×V掘i×S掘i﹦60×0.3×12﹦216m3/min（1-4）

Q炮掘i=60×V掘i×S掘i﹦60×0.3×12﹦216m3/min

式中V掘i——第i个工作面风速，m/s；

S掘i——第i个工作面的平均断面积。

可按最大最小控顶断面积的平均值计算，m2。

其它工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。

（5）、按风速进行验算：

①按最低风速验算：

各个岩巷掘进工作面的最低风量Q岩掘i））

Q煤掘I≥15×S煤掘i﹦15×12﹦180m3/min（1-14）

式中S煤掘i—第i个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的断面积，m2。

②按最高风速验算：

各个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q掘i）

Q掘i≤240×S掘i﹦240×12﹦2880m3/min（1-15）

式中S掘i—第i个掘进工作面的平均断面积，m2。

经验算：

180m3/min＜Q掘=216m3/min＜2880m3/min，满足风速要求。

根据上述计算得知，10煤采区设计配备两个掘工作面。

因此，掘进工作面总风量为：

∑Q掘=216×2=432m3/min。

3硐室需风量

各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。

①采区变电所

采区变电所，配风量120m3/min，Q采变=120m3/min。

②充电硐室

机电硐室，配风量120m3/min，Q机电=120m3/min。

ΣQ硐室＝Q采变+Q充电=120+120=240m3/min

4其他用风巷道实际需风量计算

按总风量的10%计算：

ΣQ其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×10%

∑Q其它＝（896.58＋432＋240）×10%＝157m3/min

故由以上计算可得10煤采区总风量为：

Q矿井＝（896.58＋432＋240＋157）×1.25＝2158m3/min=35.96m3/s，取36m3/s。

2.风量分配

根据上述计算，进风巷、总回风巷风量分配如下：

集中运输巷进风量：

16m3/s；

集中轨道巷进风量：

20m3/s；

总回风巷回风量：

36m3/s。

根据上述计算，风量分配如下：

回采工作面：

10m3/s；

备用回采工作面：

5m3/s

掘进工作面：

2×3.6＝7.2m3/s；

采区变电所：

2m3/s；

充电硐室：

2m3/s；

其它用风地点：

2.6m3/s。

备用风量：

7.2m3/s；

3.负压及等积孔计算

（1）矿井负压计算

h＝∑（αLPQ2）/S3＋h局

式中：

h—矿井通风总阻力，Pa；

α—井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4；

L—井巷长度，m；

P—巷道断面净周长，m；

S—井巷净断面面积，m2；

Q—通过井巷的风量，m3/s；

h局—局部通风阻力，按摩擦阻力的15%计。

根据矿井生产初期和后期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为811Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为1505Pa。

（2）矿井等积孔计算

式中：

A—矿井等积孔，m2；

Q—矿井风量，m3/s；

h—矿井负压，Pa。

经计算，通风容易时期矿井等积孔：

Al＝2.51m2，矿井通风难易程度属容易，通风困难时期矿井等积孔：

A2＝1.84m2，矿井通风难易程度属中等。

五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施

1.通风设施和防止漏风的措施

（1）风桥：

将两股平面交叉的新、污风流隔成立体交叉的一种通风设施，污风从桥上通过、新风从桥下通过。

根据采用不燃性材料支护，风桥两端掘进成流线性，坡度不大于25°。

（2）调节风门：

用以增加局部阻力的方式来调节各工作面、通风巷道的风量。

安装调节风门时应符合下列要求：