柏坪煤矿矿井风量分配方案.docx
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柏坪煤矿矿井风量分配方案
盘县柏坪煤矿
风
量
分
配
方
案
盘县柏坪煤矿
柏坪煤矿矿井风量分配方案
一、简述
1、瓦斯
根据贵州省煤炭管理局文件《对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》（黔煤行管字[2007]67号）,该矿周边临近矿井均产高瓦斯矿井。
2007年九月六盘水纪源煤炭技术咨询有限公司对该矿进行瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室的煤尘爆炸性鉴定报告结论：
1、6、10煤层煤尘有爆炸危险性。
3、煤层自然倾向性
根据贵州省煤田地质局实验室的煤层自燃倾向性鉴定报告结论：
1号煤层自燃倾向性为Ⅱ类自燃煤层，6号、10号煤层自燃倾向性为Ⅲ类自燃煤层。
在生产过程中应采取相应的管理措施，防止发生煤层自燃事故。
4、水文地质条件
本井田为单面山剥蚀坡地貌，坡度较大，冲沟发育，泉点不发育，地表水有良好的排泄条件；煤系地层及其上覆飞仙关组、下伏峨眉山玄武岩组，含浅部风化裂隙水，随着开采深度增加风化程度减弱，含水性减小，深部含水微弱。
本井田水文地质条件属第二类第一型，即以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床。
根据卢家寨-大坪地井田普查（最终）地质报告资料：
地面水文地质调查资料和钻孔简易水文观测，断层附近未见有较大泉点，钻孔穿见断层时简易水文无异常，说明断层不含水、不导水。
。
二、通风方式及通风系统
1、矿井通风方式：
矿井采用分区抽出式通风方式。
2、通风线路为：
（以110101工作面为例）新鲜风流从主（副）井→区段车场→1510运输石门→运输顺槽→工作面。
工作面污风经工作面回风顺槽→1550回风石门→回风斜井，经引风道主通风机排出地面。
3、矿井主要通风机选用FBCZ№11/55型矿用防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。
技术参数:
Qf=2142～1285m3/min，hf=897～1806Pa。
电机功率：
55kw。
三、矿井风量分配
根据黔安监管办字[2007]345号文，本矿应为瓦斯突出矿井，但无相对瓦斯涌出量数据。
依据贵州省煤炭管理局黔煤行管字〔2007〕67号文《对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复》，矿区东南面相邻矿井――毛寨煤矿，绝对瓦斯涌出量：
2.15m3/min，相对涌出量：
17.20m3/t；二氧化碳绝对涌出量：
1.13m3/min，相对涌出量9.04m3/t，高瓦斯矿井。
矿井投产后，应尽快进行瓦斯等级鉴定，以鉴定结果重新计算相关内容，选择通风设备。
根据瓦斯预测，柏枰煤矿瓦斯相对涌出量：
24.15m3/t，计算取瓦斯预测值作为计算依据。
瓦斯含量计算
矿井未提供有关煤层瓦斯含量的勘探资料，依据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）来计算瓦斯含量。
X=
式中：
X―煤的瓦斯吸附量，m3/t；
Aad、Mad―煤的灰分、水分，％；
P―瓦斯压力，Mpa；
a―吸附常数，试验温度下的极限吸附量,m3/t；
b―吸附常数，Mpa-1；
K―煤的孔隙体积，m3/m3；
γ―煤的视密度，t/m3；
（2）矿井瓦斯含量计算
矿井瓦斯绝对涌出量计算经验公式如下：
Wh=Wx+Wy
Wx=
a=2.4+0.21
b=1-0.004
n=
Wy=
式中：
Wx――煤的瓦斯吸附量，m3/t；
、
――煤的水分、灰分、挥发分，％；
P――瓦斯压力，2MPa;
en――温度系数；
Wy――游离瓦斯量，m3/t；
fn――煤的孔隙率，％（煤为无烟煤，查表取10）；
γ――煤的容重，t/m3（M18煤层为1.4；1号煤层为1.56）;
K――相对煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表取1.08；
T――温度，℃，取20。
使用上述公式计算，计算结果见表1-2-4。
表1-2-4可采煤层瓦斯含量计算结果表
煤层编号
吸附瓦斯量WX（m3/t）
游离瓦斯量WY（m3/t）
瓦斯总含量Wh（m3/t）
1
23.318
0.249
23.567
6
14.3
0.242
14.542
10
12.4
0.244
12.644
瓦斯涌出量预测
依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），采用分源预测法预测瓦斯涌出量。
回采工作面瓦斯涌出量
开采层相对瓦斯涌出量q1：
q1＝K1K2K3
=25.9（m3/t）
式中：
K1―围岩瓦斯涌出系数，一般取1.3；
K2―工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；1/0.85=1.18；
K3―采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，K3=（L-2h）/L=0.79；
L―工作面长度，70m；
h―掘进巷道预排等值宽度,m；查表得10.5m；
m―开采煤层厚度，1.7m；
M―工作面采高，1.7m；
W0―煤层原始瓦斯含量23.57m3/t；
Wc――运出矿井后煤的残存瓦斯含量,查表得9m3/t
邻近层相对瓦斯涌出量q2：
q2＝
=25.9（m3/t）
q6中-16=（23.57-9）×2.15/2.25×35%=14.69m3/t（层间距为52.5m，查图得η=35%）
回采工作面瓦斯涌出量：
q采=q1+q2=40.6m3/t。
掘进工作面瓦斯涌出量
掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量q3：
q3=D.V.q0（2
）=6.3×0.003×0.065×（2×
）＝0.21（m3/min）
式中：
D―巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，D＝1.7×2＋2.3=5.7m；
V―巷道平均掘进速度，m/min;取V＝0.003m/min；
L―巷道长度，600m;
q0―煤壁瓦斯涌出强度,m3/（m2·min）按下式计算。
q0=0.026[0.0004（Vγ）2+0.16]×W0=0.063（m3/m2.min）
式中：
Vr―煤中挥发分含量，％；
W0―煤层原始瓦斯含量，m3/t；
掘进落煤的瓦斯涌出量q4
q4=S.V.γ.（W0-Wc）=5.5×0.003×1.56（13.91－9）
＝0.11（m3/min）
式中：
S―掘进巷道断面积，5.5m2；
v―巷道平均掘进速度，0.003m/min；
γ―煤的密度，1.56t/m3
W0―煤层原始瓦斯含量，13.91m3/t；
WC―运出矿井后煤的残存瓦斯含量，9m3/t。
掘进工作面瓦斯涌出量：
q掘=q3+q4=0.21+0.11=0.32m3/min
采区瓦斯涌出量
q区=
=40.8（m3/t）
式中：
q区―生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
K’―采空区瓦斯涌出系数，取1.25;
A―回采工作面日产量，522t;
A0―采区平均日产量，522t；
A―采区日产量，t/d。
本矿井有：
q井=q区=40.80（m3/t）
预测瓦斯最大涌出量
不均衡系数取1.3则有：
q井=40.8×1.3=53.03（m3/t）；
q采=2.3×1.3=2.99m3/t
q掘=0.32×1.3=0.42m3/min
预计最大瓦斯涌出时绝对瓦斯涌出量为：
Q绝＝
=24.15m3/min
T=1.15
＝522t/d
式中：
A—年产量，年设计生产能力为15万t/a；
n—年工作日数,330日；
Q绝—绝对瓦斯涌出量，m3/min；
T—矿井最大日产量，t/d。
1、按井下同时工作最多人数计算：
Q1=4NK=4×50×1.25=250m3/min
式中：
N—井下同时工作的最多人数，人；
4—按井下每人每分钟4m3的单位风量计算矿井总风量。
K—风量备用系数，K=1.25。
2、参照邻近矿井估算
（1）回采工作面需风量
①110101采面
a.按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q采1=100×q采×Kc
=100×q采×Kc=100×2.275×1.8=409.5m3/min
式中：
q采——采面绝对瓦斯涌出量，q采=2.275m3/min；
Kc——备用风量系数，K=1.4～2.0。
取K=1.8。
q采=150000×21.45×40%/（330×24×60）=2.275m3/min
b.按工作面温度计算
Q采2=60×Vc×Sc×Ki=60×0.8×3.888×0.9=167.962m3/min
式中：
Vc——回采工作面适宜风速，取Vc=0.8m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面；
Ki——工作面长度系数。
c.按炸药使用量计算
Q采3=25Ac=25×4.5=112.5m3/min
式中：
Ac——回采工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg。
d.按工作人员数量计算
Q采4=4Nc=4×20=80m3/min
式中：
Nc——回采工作面同时工作的最多人数。
e.单个回采工作面需风量
以上计算最大值Q采=max{Q采1,Q采2,Q采3,Q采4}=409.5m3/min
f.按风速验算
15×Sc≤Q采≤240×Sc
则：
15×Sc=58.32240×Sc=933.12>Q采
故：
Q采=409.5m3/min满足要求。
（2）掘进工作面需风量
①110102运输巷
a.按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q掘1=100×q掘×Kd
=100×0.32×1.9=60.03m3/min
式中：
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，q掘=0.32m3/min；
Kd——备用风量系数，K=1.8～2.0。
取K=1.9。
q掘=150000×21.45×15%/（330×24×60）=0.32m3/min
b.按炸药使用量计算
Q掘2=25Aj=25×4.4=110m3/min
式中：
Aj——掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。
c.按局部通风机吸风量计算
Q掘3=Qf×I×Kf=200×1×1.3=260m3/min
式中：
Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3/min；
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，台；
Kf——风量备用系数，取Kf=1.3。
d.按工作人员数量计算
Q掘4=4Nj=4×16=64m3/min
式中：
Nj——掘进工作面同时工作的最多人数。
e.单个掘进工作面需风量
以上计算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘2,Q掘3,Q掘4}=260m3/min
f.按风速验算
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
15×Sj=69240×Sj=1104>Q掘
故Q掘=260m3/min满足要求。
②掘进工作面总需风量
依据以上计算方式计算得110102回风巷掘面需风量为:
260m3/min
∑Q采=260+260=520m3/min
（3）硐室需风量计算
水泵房：
按经验取值：
120m3/min
则∑Q硐=120m3/min
（4）其它巷道需风量计算
按采煤、掘进、硐室总和的4%进行考虑，则
Q它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×4%=（409.5+520+120）×4%=42m3/min
计算矿井总风量
Q2=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K=（409.5+520+120+42）×1.25
=1364m3/min
式中：
K——矿井通风系数
矿井需风量
以上计算最大值Q=max{Q1,Q2}=1364m3/min，取Q=1380m3/min（23m3/s）。
4．矿井风量分配
按用风地点分配风量：
用风地点
分配风量
（m3/s）
风速
（m/s）
适宜风速
（m/s）
允许风速
（m/s）
110101采面
7
2.8
1.5~2.5
0.25~4
110102运输巷掘面
5
1.09
0.15~4
110102回风巷掘面
5
1.09
0.15~4
水泵房
3
其它
3
5．通风网络解算及总阻力
根据设计规范，小型煤矿只计算矿井通风困难时期的通风阻力，采用下式计算：
R=a·L·U／s3及h=R×Q2（即将局部阻力以系数的形式考虑进去）
经计算：
通风困难时期：
矿井风路阻力h巷=
Pa
局部阻力h局=10%×
=41Pa
自然风压he=196.2Pa
矿井困难时期通风阻力：
h难=h巷+h局+he=646.8Pa
表2-2-1矿井通风困难时期阻力计算表
顺序
巷道名称
支护形式
摩擦阻力系数α（N·s/m4）
长L（m）
周长U（m）
净断面积S（m2）
摩擦风阻R（Ns2/m8）
风量Q（m3/s）
摩擦阻力h（pa）
风速V（m/s）
1
主斜井
锚喷
0.012
362
11.6
8.8
0.0739
16
18.93
1.818
2
1450运输石门
锚喷
0.012
100
8.6
4.6
0.1643
10
9.885
2.391
3
1250运输石门
锚喷
0.012
130
8.6
4.6
0.1643
7
5.885
2.391
4
轨道下山
锚喷
0.012
410
11.6
8.8
0.1643
7
8.885
2.391
5
工作面运输平巷
工字钢
0.017
600
8.9
4.6
0.9326
7
45.7
1.522
6
开切眼
工字钢
0.017
70
7.6
3.2
0.0923
7
4.5203
1.35
7
工作面回风平巷
工字钢
0.017
580
8.9
4.6
0.9016
7
44.176
1.522
8
1450回风石门
锚喷
0.012
100
8.6
4.6
0.1060
20
46.757
4.565
9
回风下山
锚喷
0.012
1186
8.6
4.6
0.3032
23
133.72
4.565
10
回风井
工字钢
0.017
140
8.9
4.6
0.2176
23
85.969
4.565
总计：
6．等积孔计算及通风难易程度评价
矿井风量：
Q=21m3/s
通风困难时期：
A难=1.19×21/646.80.5=0.983m2
从以上计算可知，矿井在通风困难时期属于大阻力矿井。
通风系统见盘县柏果镇柏坪煤矿通风系统和网络图（示意）。
7．降低风阻措施
（1）巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。
（2）在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数。
巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90°转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。
（3）在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。
8．防止漏风措施
风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。
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