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煤矿通风与安全设计

第五章通风与安全

第一节概况

一、邻近矿井瓦斯、煤尘、自燃及地温概况

（一）瓦斯

十三矿位于首山一矿西北，井田瓦斯含量由西向东逐渐增高，变化规律明显。

己组煤27线以西属低瓦斯含量区，27-38线为中等瓦斯含量区，邻近首山一矿区域（38线以东）瓦斯含量3.81—15.52ml/g·d，属高瓦斯含量区。

十三矿矿井瓦斯涌出量详见表5-1-1。

十三矿矿井瓦斯涌出量

表5-1-1

年度

相对涌出量（m3/t）

绝对涌出量（m3/min）

瓦斯等级

1999

10.07

13.37

高瓦斯矿井

2000

3.73

7.90

低瓦斯矿井

2001

10.29

14.56

高瓦斯矿井

2001年十三矿己1采区最大瓦斯相对涌出量10.09m3/t,最大瓦斯绝对涌出量为8.65m3/min。

己1采区工作面绝对涌出量2.57～3.72m3/min。

统计分析瓦斯来源为：

回采区占42～51%，掘进区占30～32%，采空区占19～28%。

（二）煤尘及自燃

十三矿各层煤均具有煤层爆炸危险性。

己组煤属不易自然发火煤层。

（三）地温

平煤集团八矿位于首山一矿南侧，李口向斜南翼。

根据实测纪录，一水平采掘工作面温度全年最高为29℃，一般在26℃以下，二水平地温梯度为3.8℃/100m，目前正在施工采区巷道，矿井未采用机械降温措施。

各掘进工作面实测温度见表5-1-2。

八矿二水平各掘进工作面温度实测表

表5-1-2

掘进地点

标高（m）

实测温度（℃）

丁一轨道一山

-646

戊二轨道上山

-693

戊一胶带输送机上山

-656

戊一行人上山

-685

戊二下山

-560

十三矿位于首山一矿西北侧，地质报告提供十三矿恒温带深度15～20m,温度17.2℃,己16—17煤底板地温23.3～44.5℃,-600m水平以上为一级热害区，-600m水平以下为二级热害区。

目前矿井采掘工作已进入一水平下山区域（-525m～-725m）。

掘进工作面实测最高温度32℃，采煤工作面最高温度30℃。

根据生产资料统计，掘进工作温度一般高于采煤工作面温度平均1～3℃，夏季（6、7、8月）采掘工作面温度高于冬季工作面1～2℃左右。

采掘工作面冬夏两季实测温度对照见表5-1-3。

从表中可以看出，实测温度与精查报告预测温度有较大变化。

二、本矿井瓦斯、煤尘、自燃及地温概况

（一）瓦斯（煤层气）

本井田己16—17煤瓦斯含量1.36-17.87ml/g.d,平均7.66mL/g.d；

十三矿井下采掘工作面冬夏两季温度对照表

表5-1-3

月份

地点日期

2003年12月份

2004年1月份

2003年7月份

2003年8月份

已一总回风

已二总回风

已三轨道下山

已三转载巷

已三皮带下山

已15-17-11040机巷

已15-17-11040风巷

已15-17-11090采面

已15-17-11050采面

已15-17-12102备采面

已15-17-12111机巷

已15-17-12030采面

已15-17-12090采面

已15-17-12090机巷

已二轨道三片

已三皮带进风巷

已15-17-11090风巷

已15-17-11060采面

已15-17-12111风巷

已15-17-11090机巷

己15煤瓦斯含量1.97-14.25mL/g.d,平均7.86mL/g.d；戊9-10煤瓦斯含量3.92-11.63mL/g.d，平均7.04mL/g.d。

瓦斯赋存受地质因素影响，有以下特点：

1、褶曲：

背斜轴部瓦斯含量低，向斜轴部瓦斯含量高。

以白石山背斜轴为界，向两翼随埋深增大而增加。

2、断层：

沟李封断层及其附近的小断层，对己组煤瓦斯具有明显的排气作用。

形成明显的瓦斯风化带，瓦斯含量降低。

3、顶底板岩性：

底板岩性为泥岩区，瓦斯含量高，底板岩性为砂岩区，瓦斯含量低。

顶板岩性对瓦斯影响则不甚明显。

4、水文地质条件：

含水层赋水性好的地带，如沟李封断层及附近小断层发育地带，白石山背斜轴部，煤层气含量较低。

（二）煤尘及自燃

各层煤均有煤尘爆炸危险性。

各煤层均属不易自燃煤层。

邻近的十三矿己组煤属不易自燃煤层，但其它邻近矿井戊、己组煤有自燃倾向，自然发火期4～6个月。

（三）地温

本矿井恒温带深度25m，温度17.2℃。

己16-17煤底板岩温39.70～50.57℃，属二级高温区；戊9-10煤底板岩温32.62～42.99℃，大部属二级高温区，局部属一级高温区。

（四）煤与瓦斯突出

地质报告初步预测己16-17及戊9-10煤层为有突出危险煤层。

但由于实测数据较少，需委托有相应资质的部门进一步确定矿井煤与瓦斯突出危险性。

第二节矿井通风

一、通风方式和通风系统的选择

根据矿井开拓方式和采区划分,矿井初期投产2个采区（戊9-10和己组煤各1个采区）。

为缩短通风距离,节省初期投资,设计初期采用中央分列抽出式通风,即初期由副井进风,中央回风井回风。

通风系统图及通风网络图详见图5-2-1、图5-2-2、图5-2-3、图5-2-4。

后期增加1个深部进风井,1个东回风井和1个西回风井,采用分区式通风。

二、风井数目、位置、服务范围及服务时间

初期1个回风井,即中央回风井。

中央回风井位于白石山背斜轴附近,4916孔南400m处。

中央回风井服务于戊1、戊2、己1、己2及己3、己4六个采区,服务年限61.1a。

三、掘进通风及硐室通风

综合机械化掘进工作面采用JBD60-2-6.5型局部通风机，普通岩巷掘进工作面采用JBD60-2-4.5局部通风机进行正压通风。

井下爆炸材料库、充电硐室、采区变电所及绞车房独立供风。

其它硐室串联通风。

四、瓦斯涌出量预测

瓦斯涌出量预测有多种方法，其中分源法预测矿井瓦斯涌出量方

法经过近10年研究、完善与提高，在本矿区及淮南、焦作、阳泉等几十个矿区或矿井应用均取得了满意的效果，预测准确率达到85%以

上，并已制订出矿井瓦斯量预测规范，在全国推广应用。

平煤集团与煤炭科研单位及高校联合，对瓦斯预测、监测、防治、抽放、装备等方面进行了多年的系统研究，尤其是瓦斯量预测研究取得了满意的实际应用效果。

设计采用在平顶山矿区实测考察基础上分析、研究得出的分源预测方法预测采掘工作面瓦斯涌出量。

从钻孔揭示的瓦斯含量分布看，井田范围内绝大部分区域煤层瓦斯含量在1.36～12ml/g·d之间，在李口斜轴附近只有两个钻孔测定瓦斯含量大于12ml/g·d（18-18，20-12孔），另有5个钻孔揭示瓦斯含量大于12ml/g·d（4801,4914,4802,4815,5001），集中分布于灵武向斜轴附近，位于主副井工业场地煤柱之下或煤柱边缘。

因此，煤层瓦斯含量设计按12ml/g·d来预测采掘工作面瓦斯涌出量。

对于个别瓦斯含量大于12ml/g·d的区域，可通过加强抽放措施，提高瓦斯抽放率等方法降低瓦斯涌出量。

（一）采煤工作面相对瓦斯涌出量预测

对于一次采全高的采煤工作面：

q采=KvK1K2K3m/M（W0-Wc）

式中

q采——开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；

Kv—推进度影响系数，根据平顶山矿区经验值取0.72；

K1——围岩瓦斯涌出系数，取k1=1.2，

K2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数。

己煤工作面回采率为93%，则K2=1.075，戊煤回采率为95%，则K2=1.053；

K3—工作面巷道瓦斯预排影响系数；

K3=（L一2h）/L

L——工作面长度，200m：

h——掘进巷道预排等值宽度，取24m；

m——开采层厚度，己16-17煤平均3.5m，戊9-10煤平均2.44m；

M——开采层采高，己16-17煤3.5m，戊9-10煤2.44m；

W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；己16-17煤层为1.36～12m3/t，平均7.66m3/t，戊9-10煤层3.92～11.63m3/t，平均7.04m3/t；

Wc——采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量，采用平顶山矿区同采煤层的测定值4m3／t。

经计算，己组煤回采工作面相对瓦斯涌出量0～5.18m3／t，平均2.37m3／t。

绝对涌出量0～16.3m3／min，平均7.46m3／min。

考虑20%的瓦斯抽放率，则己组煤回采工作面绝对涌出量为0～11.41m3/min，平均为4.34m3/min。

戊组煤回采工作面相对瓦斯涌出量0～4.83m3／t，平均1.93m3／t。

绝对涌出量0～13.43m3/min，平均5.353m3／min。

考虑20%的瓦斯抽放率，则绝对涌出量0～9.34m3/min，平均为2.87m3/min。

（二）综合机械化掘进工作面瓦斯涌出量预测

与普通掘进工作面的瓦斯涌出一样，综合机械化掘进工作面的瓦斯也是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成。

而区别在于综合机械化掘进落煤瓦斯涌出形式表现是均匀的，且与落煤量、运煤速度，工作面长度有关。

根据平煤集团矿井瓦斯治理的研究成果和经验，掘进工作面瓦斯涌出量采用下式计算：

q掘=uv1V0{[（L1/v1）1-β-1]/（1-β）-1}/1440+γSv1V’0[（1+L2/v2）1-α-1]/（1-α）

q掘—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3／min；

u—巷道的煤壁周边长度，11.8m；

v1——巷道日平均掘进速度，10.67m/d；

L1——瓦斯涌出量稳定的巷道极限长度，根据平顶山矿区经验，L=150×v1=150×10.67=1600m；

V0—t=0时，瓦斯解吸强度,己煤1.4m3/（m2·d），戊煤1.2m3/（m2·d）；

β——煤壁瓦斯解吸强度衰减系数，根据平顶山矿区经验值取0.67；

γ—煤的密度，戊煤平均1.45t/m3，己煤1.39t/m3。

S—掘进巷道断面积，17.2㎡；

V2——输送机的运煤速度，150m/min；

L2——输送机的运煤长度，取瓦斯涌出量稳定的巷道极限长度1600m；

V’0——采落煤的极限瓦斯解吸强度，戊煤1.3m3/（t·min）,己煤1.6m3/（t·min）；

α——采落煤瓦斯解吸强度衰减系数，0.7。

经计算，己煤掘进面平均瓦斯涌出量为3.32m3/min，戊煤掘进面平均瓦斯涌出量为2.71m3/min。

考虑20%的瓦斯抽放率，则己煤掘进面平均瓦斯涌出量为2.7m3/min，戊煤掘进面平均瓦斯涌出量为2.2m3/min。

（三）矿井瓦斯涌出量

矿井瓦斯涌出量由各采区瓦斯涌出量与已采区采空区瓦斯涌出量组成。

Q井=K″

Q井——矿井瓦斯涌出量，m3/t；

q区i—第i采区瓦斯涌出量，m3/t；

A0i——第i采区平均日产量,t/d；

n—采区个数；

K″—矿井中采空区瓦斯涌出系数。

本矿井两个采区，己、戊组各一个采区，平均日产量分别为4025t/d和4760t/d。

已采区采空区瓦斯涌出系数取1.3，则矿井相对瓦斯涌出量为1.03～5.45m3/t，平均2.56m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为6.27～33.24m3/min，平均15.64m3/min。

五、矿井风量、风压及等积孔

（一）、风量

根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）规定，矿井总风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和计算。

Q矿井＝（∑Q采十∑Q掘十∑Q硐十∑Q其它）×K矿通，m3／s

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其它——矿井除了采煤、掘进和独立通风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1.2。

1、采掘工作面需风量

矿井投产时己煤层、戊煤层各有一个工作面。

①按瓦斯涌出量计算：

Q采＝100×q瓦采×K采通，m3／min

式中：

Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3／min；

q瓦采——抽放后采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，己煤工作面11.41m3/min，戊煤工作面9.34m3/min；

K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.3；

经计算己煤回采工作面需风量1483.4m3／min，戊煤工作面需风量1213.6m3／min。

②按工作面温度计算

Q采＝60×V采×S采，m3／min

式中：

V采——采煤工作面风速，当机采长壁工作面温度在23～26℃之间时，工作面风速应在1.5～2.0m/s之间。

S采——采煤工作面的平均断面积，10m2；

Q采＝60×2.0×10=1200m3／min

③按人数计算实际需风量：

Q采＝4×N，m3／min

式中：

N-——工作面同时工作的最多人数

Q采=4×35=140m3／min

④按风速进行验算：

15×S采≤Q采≤240×S采

式中：

S采—采煤工作面的平均断面积，10㎡

150≤Q采≤2400

根据以上计算，设计己、戊煤综采工作面配风量1500m3／min，即25m3／s。

2、掘进工作面所需风量

①按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100q瓦掘×K掘通，m3／min

式中

Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3／min；

q瓦掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，抽放后己煤2.65m3/min，戊煤2.17m3/min

K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取K=1.5。

经计算己煤掘进工作面需风量397.9m3／min，戊煤工作面需风量325.8m3／min。

②按掘进工作面（岩巷）一次爆破的炸药量计算

Q掘=25×A

式中

A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，经计算取8.5kg。

则Q掘=25×8.5=212.5m3/min

③按人数计算掘进工作面实际需要的风量：

Q掘=4×N，m3／min

式中：

N-——掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。

则Q掘=4×12=48m3／min

④按风速进行验算：

15×S煤掘≤Q煤掘≤240×S煤掘

式中：

S煤掘——煤巷掘进工作面的断面积，17m2。

255m3／min≤Q煤掘≤4080m3／min

综合考虑，取本矿井掘进工作面按480m3/min配风，即8m3／s。

3、硐室实际需风量

根据《规程》要求和本地区邻近生产矿井的实际配风情况，矿井硐室的实际需风量如下：

（1）变电所配风：

1.5～2m3/s

（2）绞车房配风：

1.5～2m3/s

（3）井下爆炸材料库：

4m3/s

（4）井下电机车充电硐室：

10m3/s

综合以上计算，并结合平煤集团意见：

己、戊组煤各考虑一个备用（瓦斯抽放）工作面，一个掘进面。

则全矿井总风量

Q矿井＝（25×4十8×7十10十1.5×4十4）×1.2≈212m3/s

（二）、风压

根据通风系统和风量分配,经计算中央回风井风量212m3/s;风压初期2020Pa（206.0mmH2O）,后期2900Pa（296.0mmH2O）。

（三）、等积孔

根据矿井风量及风压,经计算中央回风井等积孔初期为5.37m2,后期为4.48m2。

中央回风井风压计算详见表5-2-1及表5-2-2。

六、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施

设计中为保证各用风地点按需要得到足够风量,井下所有进回风相交处均设有双向双道风门,在需调节风量处设调节风门,以保证风量分配的要求。

在风门设置地点充分考虑了使用条件的改善和各用风地点风量调节的可能性,以达到减少漏风,提高风量的利用率。

为减少通风阻力,设计中尽量缩短风路长度,巷道断面的选择尽量保证巷道风速为经济风速。

生产期间应加强通风设施的维修和管理。

第三节瓦斯抽放与利用

一、瓦斯抽放利用的必要性和可行性

（一）瓦斯抽放利用的必要性

1、从矿井安全生产方面来看，瓦斯抽放是必要的

（1）矿井瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度，减少矿井供风，降低通风费用。

（2）本矿井瓦斯含量较高，根据邻近矿生产经验，若不采取有效措施，则必然造成工作面瓦斯浓度超限，从而严重影响矿井安全生产及工作面产量的提高。

建立矿井瓦斯抽放系统可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限问题。

（3）地质报告预测，本矿井为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯抽放是防治煤与瓦斯突出的主要措施。

2、从充分利用瓦斯资源，减少大气环境污染方面来看，瓦斯抽放利用是必要的

瓦斯作为煤炭伴生资源，是一种热值很高的能源（发热量14653.8～16747.2J/m3）。

抽出的瓦斯随回风流排放，虽然解决了瓦斯突出或浓度超限影响工作面正常生产的问题，但不仅造成了瓦斯资源浪费，而且造成大气环境污染。

建立瓦斯抽放利用系统，既充分利用了瓦斯资源，又减少了大气环境污染。

综上所述，从矿井安全生产，环境保护及能源利用几个方面考虑，建立矿井瓦斯抽放利用系统是必要的。

（二）瓦斯抽放利用的可行性

1、从邻近生产矿井瓦斯抽放效果来分析，本区瓦斯抽放是可行的

精查地质报告未提供瓦斯涌出量、煤层透气性系数，钻孔瓦斯流量衰减系数及百米钻孔瓦斯流量等数据，从邻近八矿、十矿及十二矿实测数据和实际抽放效果来看：

煤层透气性系数为0.0019MD,属较难抽放煤层，但从钻孔瓦斯流量衰减系数4.5～0.688‰,一般在3‰以下来看，又属容易抽放煤层。

实测百米钻孔瓦斯流量12～30L/min.hm,抽放管内浓度达35～45%，最高达65%。

八矿、十矿、十二矿已建立地面瓦斯抽放系统。

综合邻近生产矿实测指标和实际抽放效果，可说明本区瓦斯抽放是可行的。

2、从本矿井瓦斯储量及服务年限来分析瓦斯抽放的可行性

井田精查范围瓦斯储量2312.87Mm3,抽放率按20%计，可抽瓦斯量为462.57Mm3。

纯瓦斯抽放量按己组煤8m3/min，戊9-10煤5m3/min，则抽放系统服务年限己组84a，戊组49a（详见本节三）满足《设计规范》规定，是可行的。

3、矿区生产矿井瓦斯抽放成功的经验和成熟的队伍为本矿建立地面瓦斯抽放系统打下了基础，创造了有利条件。

综上所述，本矿瓦斯资源条件及邻近生产矿瓦斯抽放效果说明本矿建立地面瓦斯抽放系统是可行的。

二、瓦斯储量及抽放系统服务年限

（一）抽放范围

根据矿井开拓开采范围，确定矿井抽放范围为全井田范围内的

戊9-10，已15及已16-17煤层。

（二）瓦斯储量及可抽量

1．瓦斯储量

地质报告提供戊9-10，己15及己16-17煤层瓦斯储量2312.87Mm3.

2.瓦斯抽放率

根据八矿、十矿、十二矿实际抽放率，并参照《矿井瓦斯抽放管理规范》，确定本矿井瓦斯抽放率为20%。

3．可抽瓦斯量

根据瓦斯储量及确定的瓦斯抽放率计算，矿井可抽瓦斯量462.57Mm3.

瓦斯储量及可抽量详见表5-3-1。

瓦斯储量及可抽量表

表5-3-1

煤层

储量

Mm3

抽放率（%）

可抽量Mm3

备注

戊9-10

617.94

123.59

己15

272.82

54.56

已16-17

1422.11

284.42

合计

2312.87

462.57

其中己15及己16-17338.98Mm3

（三）年瓦斯抽放量

根据矿井采掘工程计划，参照邻近生产矿井实际抽放效果，并考虑己16-17煤渗透率较高，戊9-10煤渗透率较低，采用《采矿设计软件包》上机计算，确定本矿抽放量为：

戊9-10煤5.0m3/min，己16-17煤及己15煤8.0m3/min，全矿井13.0m3/min。

考虑设备及系统检修，年抽放天数按350d计算，则年抽放瓦斯量为：

戊9-10煤2.52Mm3/a，己组煤4.03Mm3/a。

（四）抽放系统服务年限

根据瓦斯可抽量及年瓦斯抽放量，戊9-10煤瓦斯抽放系统服务年限49a；己组煤瓦斯抽放系统服务年限84a。

符合《设计规范》规定。

三、抽放瓦斯基础参数

（一）煤层瓦斯压力

戊9-10煤瓦斯压力2.72～5.42MPa，平均3.87MPa；己16-17煤瓦斯压力2.72～5.21MPa，平均4.13MPa。

（二）煤层瓦斯含量

己16-17煤甲烷含量1.36～17.87mL/gd，平均7.66mL/gd；戊9-10煤甲烷含量3.92～11.93mL/gd，平均7.04mL/gd。

（三）煤层透气性系数

地质报告未提供煤层透气性系数，根据邻近八矿及十二矿实测值，己组煤层透气性系数0.0019MD。

（四）百米钻孔瓦斯流量

邻近八矿、十矿及十二矿百米钻孔瓦斯流量取15L/min.hm。

四、抽

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