矿井风量计算与风量分配方案.docx
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矿井风量计算与风量分配方案
贵州万海隆矿业集团
三岔沟煤矿有限公司
矿井风量计算和风量分配方案
二零一三年一月
矿井风量计算与风量分配方案
一、矿井概况
1、矿井位置与交通
水城县三岔沟煤业有限公司属于水城县比德乡所辖。
矿区距比德乡政府约3km，距水城县城区约46公里，到滥坝火车站里程约40公里，有乡村公路与比德乡政府相通，矿井位于乡村公路边。
矿区北有S307省道，南有S102省道及株六复线铁路，由S307道的立火至比德乡的县道在矿区西南侧经过。
交通较为方便。
该矿行业管理隶属水城县煤炭局管辖。
2、含煤地层及煤层特征
（1）地层：
矿区内出露地层由老到新有：
二叠系中统茅口组（P2m）、峨眉山玄武岩（P3β），二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、大隆组（P3d），三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。
（2）地质构造
矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端，以单斜构造为主。
地层走向北西向，倾向50-85°，倾角在10-20°之间。
断裂构造不发育，仅局部具挠曲现象。
因此，矿区构造复杂程度为简单。
（3）含煤性：
含煤岩系为龙潭组，厚度326-349m，平均厚342m，其中本矿区内可采煤层6层。
可采煤层K13、K14、K15、K16、K17分布于龙潭组第二段中，K29煤层分布于龙潭组第三段中，K29煤层以下含多层不可采煤层及煤线。
矿区可采煤层有K13、K14、K15、K16、K17、K29，含煤平均厚度为10.81m，含煤系数为3.16%。
煤层特征表：
煤层
编号
煤层倾角（°）
煤层平均厚度（m）
煤层平均间距（m）
煤层结构
煤层
稳定性
顶底板岩性
顶板
底板
K13
13
1.55
12
含夹矸0～1层
较稳定
泥岩或细砂岩
泥岩
K14
1.82
一般0～1层
较稳定
泥岩
粘土岩
17
K15
2.42
一般0～1层
较稳定
泥岩
粘土岩
24
K16
1.97
一般1～3层
较稳定
粉砂岩
粘土岩
22
K17
1.42
夹矸0～1层
较稳定
泥岩
粘土岩
140
K29
1.32
含夹矸0～2层
较稳定
泥岩
粘土岩
二、矿井瓦斯
1、瓦斯：
在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。
矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量发测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。
根据贵州省能源局文件：
黔能源发〔2009〕252号文《对六盘水煤炭管理局〈关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告〉的批复》；根据贵州省能源局文件：
黔能源发〔2010〕802号文《关于六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；根据贵州省能源局文件：
黔能源发〔2011〕833号文《关于六盘水市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。
见下表：
年度
CH4
CO2
2009年度
绝对瓦斯量（m3/min）
1.12
0.47
突出矿井
相对瓦斯量（m3/t）
9.83
4.13
2010年度
绝对瓦斯量（m3/min）
6.42
0.27
突出矿井
相对瓦斯量（m3/t）
／
／
2011年度
绝对瓦斯量（m3/min）
7.18
0.24
突出矿井
相对瓦斯量（m3/t）
／
／
2012年度
绝对瓦斯量（m3/min）
7.12
0.26
突出矿井
相对瓦斯量（m3/t）
／
／
2、煤与瓦斯突出
根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字[2007]345号）《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》：
对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。
水城县所在水城矿区被划定为突出矿区，三岔沟煤业矿区范围内的可采煤层目前未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，本矿是按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理的。
3、矿井瓦斯实测
2012年12月经实际测量，矿井瓦斯相对涌出量3.42m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量7.18m3/min，其中采煤工作面瓦斯绝对涌出量2.53m3/t，占全矿井的35.2%，11701上瓦斯抽放巷掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.32m3/min，占全矿井的4.4%，11701下瓦斯抽放巷掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.53m3/min，占全矿井的7.3%，由此可见，我矿瓦斯涌出量主要来源于采煤工作面和掘进工作面，其余瓦斯来源于石门揭露的不可采煤层、裸露的煤层巷道及部分岩石掘进巷道。
三、矿井通风系统
1、通风方式：
中央分列式。
2、通风方法：
抽出式
3、通风系统：
本矿按煤与瓦斯突出矿井设计建设管理，矿井目前布置有主平硐、副平硐、回风斜井三个井筒，新鲜风流从主平硐、副平硐进入，经轨道上山、运输上山、轨道石门、运输石门进入采、掘工作面，乏风经回风石门进入回风斜井，然后通过主要通风机排至地面。
回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，采面采用U型通风，掘进采用压入式通风。
采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。
首采工作面通风路线：
主平硐（副平硐）→运输上山（轨道上山）→11601运输斜巷（11601运输石门）→11601运输巷→11601切眼→11601回风巷→1601回风石门→回风斜井→引风道→地面。
掘进工作面通风路线：
主平硐（副平硐）→轨道上山→轨道上山11701材料巷（局部通风机）→11701上瓦斯抽放巷工作面→1701回风石门→回风斜井→引风道→地面。
主平硐（副平硐）→轨道上山→11701材料巷（局部通风机）→11701下瓦斯抽放巷工作面→1701运输石门→回风斜井→引风道→地面。
根据本矿的开拓布置，井下绞车房和中央变电所为独立通风硐室，中央变电所布置在主副平硐井底。
变电所房的通风线路为：
副平硐→中央变电房→回风斜井→引风道→地面。
绞车房的通风线路为：
主平硐（副平硐）→轨道上山→绞车房→1701回风石门→回风斜井→引风道→地面。
在变电所、绞车房回风通道内设置有调节风门，确保中央变电所、绞车房有足够的风量通过。
三、风量计算
根据矿井设计方案，三岔沟煤矿的主要三条上山，回风斜井、轨道上山、皮带上山都已贯通，主扇已经安装完毕，回风斜井口防爆门已经安装，安全行人通道两组风门已经安装，矿井已形成负压通风。
为更好地加强矿井通风管理，对矿井进行了风量计算，同时合理地进行了风量分配。
我矿2012年12月份用风地点为：
11601采煤工作面、11701上瓦斯抽放巷与11701下瓦斯抽放巷（一个采煤工作面和两个掘进工作面）共三个作业地点，以及中央变电所等其它用风地点，根据煤层瓦斯含量计算经验公式和《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行计算。
其风量计算分配如下：
1、按井下同时工作最多人数计算：
Q矿进=4×N·K矿通
式中：
Q矿进—矿井总供风量，m3/s；
N—井下同时工作的最多人数，按50人计算；
K矿通—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通=1.25。
Q矿进=4×50×1.25=250m3/min=4.16m3/s。
2、分别法，按各需风地点实际需风量计算
1）采煤工作面需风量计算
由于地质构造等原因，矿井首采工作面以一个炮采工作面达到设计生产能力30万t/a，根据《煤矿安全规程》第103规定：
矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。
①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：
采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：
Q=100q绝k=100×1.51×1.6=241.6m3/min=4.02m3/s
式中:
q绝——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；采面的相对瓦斯涌出量为：
4.18m3/t，则绝对瓦斯涌出量为：
2.53m3/min，矿井抽放率取40％，则抽放后的瓦斯量为：
2.53×0.6＝1.51m3/min；
K——瓦斯涌出不均衡系数，机采工作面可取1.2～1.6，取1.6；
②按最大班出勤人数计算
Q=4N=4×50
=200m3/min=3.33m3/s
式中:
N——工作面最大班出勤人数，取50人。
③按工作面风速计算
Q采＝Vc·Sc·Ki=3.0×4.2×1.1=13.7m3/s
式中:
Vc——工作面风速，取3.0m/s
Sc——工作面平均断面，取4.2m2；
Ki——工作面长度系数，取1.1。
④按一次起爆的炸药消耗量计算
Q=25KA=25×10×1.25=312.5m³/min＝0.52m3/s
式中：
A——一次起爆的诈药消耗量
K——风量不均衡系数取1.25.
⑤按风速验算
Qmin=15s=15×4.2=63m3/min=1.05m3/s
Qmax=240s=240×4.2=1008m3/min=24.8m3/s
式中:
s——工作面平均断面积，取4.2m2；
V＝13.7÷4.2＝3.26m/s
Qmin＜V＜Qmax
综合上述计算，回采工作面按Q采=13.7m3/s配风。
符合《煤矿安全规程》规定。
2）掘进工作面风量计算（单个工作面用风量）
（1）、风量计算
A、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4MK=4×15×1.45=87m3/min＝1.45m3/s
式中：
M—同时工作最多人数，取15人；
K—压入式通风系数，取1.45。
B、按工作面煤层瓦斯绝对涌出量计算
Q掘=QCH4×K掘涌÷C=1.38×1.8÷1%=248.4m3/min＝4.14m3/s
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3；
QCH4—掘进工作面沼气绝对涌出量，取1.38m3/min（黔能源煤炭[2011]833号文件中我矿的风排量）；
C—掘进工作面回风流中允许的沼气最大含量，%。
根据《煤矿安全规程》取1%；
K掘涌—掘进工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素，根据实际考察结果一般可取K掘通=1.8。
C、按同时爆破的最多炸药量计算
Q=5×Ab/t=5×20.1×40/30=134m3/min＝2.23m3/s
A—同时爆破的炸药量，经计算为20.1kg；
b—1kg炸药折合成一氧化碳的体积，一般采用40L/kg；
t—爆破后的通风时间，取30min；
D、按硐内允许最小风速计算
Q=60VS=60×0.15×8.5=76.5m3/min＝1.27m3/s
Q—所需风量,m3/min；
V—硐内允许最小风速m/s，0.15m/s；
S—巷道断面积，m2。
经计算，以工作面煤层瓦斯绝对涌出量所需风量为配风依据，有效配风量为248.4m3/min配置。
风速验算：
V=Q/60S净=248.4/（60×10）=0.414m/s
0.25m/s＜V＜4m/s风速符合《规程》规定。
3）硐室风量计算
设计有两个独立通风硐室，一个为绞车房，配风.2m3/s；一个为采区变电所，配风2.0m3/s，共配风4.0m3/s。
4）矿井总风量
矿井风量：
Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿
＝（13.7+8.28+4+1.199）×1.25m3/s
＝33.97m3/s
式中：
ΣQ采——采煤工作面所需风量之和；
ΣQ掘——掘进作面所需风量之和；
ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和；
ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和，根据该矿的开拓及巷道布置，取（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）的5％。
K矿——矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀系数），取1.25。
3、矿井通风系统风量分配：
1）矿主要抽风机参数：
主扇型号FBCDZ.NI9/2×90，电机功率：
2×90KW，静压：
2525—770Pa,转速：
740r/min，风量：
32—75m3/s，反风率：
60%.
2）局部通风机参数：
选用两种型号的局部通风机：
①FBDNO6.3。
电机功率：
2×30KW；风压1000—6200Pa；转速：
2920r/min；风量：
300—620m3/min。
采用直径800mm的抗静电阻风筒供风。
②局扇型号：
FBDNO60，电功率：
2×15KW，转速：
2900r/min，风量：
100—370m3/min，风压：
660—4500Pa。
采用直径600mm的抗静电阻风筒供风。
3）矿井风量分配：
矿井总风量为40m3/s,其中：
回采工作面配风20m3/s，每个掘进工作面配风6m3/s，硐室总风量4m3/s，其它联络巷漏风总量4m3/s。
风量分配见下表：
供风地点
需风量m3/s
回采工作面
20
掘进工作面（2个）
6×2
硐室总风量
4
其它联络巷用风总量
4
合计
40
四、矿井实际需风量核算：
2012年12月份井下理论需要最大风量为Q＝40m3/s，而我矿实测最小风量为Q＝50.35m3/s，矿井总井风量为3021m3/min，总回风实际风量为3753m3/min。
风量分配为：
1、11601首采工作面实际配风量1247m3/min，大于所需风量822m3/min，能够达到其供风量要求。
2、11701上瓦斯抽放巷掘进工作面实际配风量225m3/min，大于所需风量248m3/min，能够达到其供风量要求。
3、11701上瓦斯抽放巷掘进工作面实际配风量225m3/min，大于所需风量248m3/min，能够达到其供风量要求。
4、绞车房实际配风量200m3/min，大于所需风量120m3/min，能够达到其供风量要求。
5、中央变电所实际配风量200m3/min，大于所需风量120m3/min，能够达到其供风量要求。
6、其它巷道实际配风量924m3/min，大于所需风量240m3/min，能够达到其供风量要求。
具体风量分配见下表：
序号
地点
断面（m2）
风速（m/s）
风量（m3/min）
1
主平硐
9.5
2.4
1482
2
副平硐
9.5
2.7
1539
3
总回风斜井
9.2
6.1
3367
4
轨道上山
7.5
2.7
1215
5
皮带上山
7.5
1.6
720
6
11601运输巷
6.5
3.2
1247
7
11601回风巷
6.5
4.2
1587
8
11701上瓦斯抽放巷
7.5
0.5
225
9
11701上瓦斯抽放巷
7.5
0.5
225
10
绞车房
13.75
0.24
200
11
中央变电所
15.5
0.21
200
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