黑桃矿瓦斯综合治理方案.docx
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黑桃矿瓦斯综合治理方案
第一节矿井概况
1、矿井自然概况
大方县黑桃煤矿井田位于贵州省大方县县城北侧，中心距县城直线距离约16km处，可与贵毕高等级公路相连，行政区划属大方县核桃乡管辖。
该矿井呈不规则的矩形，长约1.4km，宽约0.9km左右，井田面积约1.067km2。
全井田总资源量为480万t，可采储量129.55万t，设计生产能力9万t/a。
黑桃煤矿于2007年2月通过技改和整合正式生产，所采煤层为M44煤层。
经贵州省煤矿管理局一一三煤田地质勘探队根据现场观测和实验室测定分析鉴定，在目前揭露范围内，一采区M44煤层为Ⅰ~Ⅱ类破坏煤体，坚固性系数f为1.02~1.47，瓦斯放散初速度△P为4~7，瓦斯压力为0.16~0.42MPa，瓦斯含量为0.155~0.228ml/g.r，黑桃煤矿为低瓦斯矿井。
2、矿井瓦斯及其它开采自然技术条件
①矿井瓦斯情况
⑴井田精查地质报告有关瓦斯资料
黑桃一采区在勘探及建井揭煤过程中，M44煤层未出现过瓦斯动力现象。
自勘探至今，黑桃井田内未发生过瓦斯动力现象。
⑵瓦斯赋存影响因素
煤层瓦斯赋存影响因素主要有埋藏深度、埋藏标高、煤层露头、煤层厚度、煤的变质程度、地质构造等。
对于黑桃矿一采区，埋藏标高、煤层厚度对一采区M44煤层瓦斯赋存有重要影响。
在一采区内，随煤层标高的降低，煤层埋藏深度略有减小，基本保持不变，根据瓦斯压力、瓦斯含量实测结果，沿煤层倾向方向，随标高的下降，由此可以认为，在达到有效盖层厚度的条件后，就煤层埋藏深度和埋藏标高而言，煤层瓦斯赋存主要受埋藏标高的控制，埋藏深度的影响居次要位置。
煤层厚度越大，越有利于瓦斯赋存。
根据瓦斯压力、瓦斯含量实测结果，褶皱带发育区有利于瓦斯的赋存。
⑶瓦斯赋存规律
对黑桃矿一采区M44煤层实测的瓦斯压力、瓦斯含量与埋藏标高的关系进行回归分析，如图2-1和图2-2所示。
瓦斯压力与埋藏标高的关系为：
（6-1）
式中：
P——煤层瓦斯压力，MPa；
H——煤层埋藏标高，m；
R——相关系数。
瓦斯含量与埋藏标高的关系为：
（6-2）
式中：
W——煤层瓦斯含量，m3/t.r；
H——煤层埋藏标高，m；
R——相关系数。
图2-1一采区M44煤层瓦斯压力与标高的关系
图2-2一采区M44煤层瓦斯含量与标高的关系
瓦斯压力、瓦斯含量实测结果表明，随煤层埋藏标高的下降，瓦斯压力、瓦斯含量呈明显增大趋势。
⑸、区域预测结果
Ⅰ、区域预测依据
鉴于黑桃矿井田及一采区在勘探及建井揭煤过程中，M44煤层未发生过瓦斯动力现象，根据我国目前已颁布实施的有关煤与瓦斯突出矿井（或煤层）鉴定的规范、法规，黑桃矿一采区M44煤层突出危险性区域预测依据有煤层突出危险性单项指标法和综合指标法。
ⅰ、单项指标法
《防治煤与瓦斯突出规定》26条、《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》（AQ1024-2006）5.2.3规定：
预测煤层突出危险性的单项指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标（△P）、煤的坚固性系数（f）和煤层瓦斯压力（P）。
煤层突出危险性指标临界值应根据实测资料确定，如无实测资料时，可参考表2-3，只有当全部指标达到或超过其临界值时，可将测定区域内的煤层划为突出煤层。
表2-3判定煤层突出危险性单项指标的临界值
煤层突出危险性
煤的破坏类型
瓦斯放散初速度
ΔP
煤的坚固性系数
f
煤层瓦斯压力P
（MPa）
突出危险
Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ
≥10
≤0.5
≥0.74
ⅱ、综合指标D、K值
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第28条、第30条，突出煤层的区域预测可以采用下列2个综合指标：
（6-3）
（6-4）
式中：
D——煤层的突出危险性综合指标；
K——煤层的突出危险性综合指标；
H——开采深度，m；
P——煤层瓦斯压力，取两个测压孔实测瓦斯压力的最大值，MPa；
△P——煤层软分层煤的瓦斯放散初速度指标；
f——煤层软分层的平均坚固性系数。
综合指标D、K的突出临界指标值应根据本矿区实测数据确定，如无实测资料，可参照表6-5所列的临界值，确定区域突出危险性。
如果式（6-3）两个括号内的计算值都为负时，则不论D值大小，都为突出威胁区域。
地质勘探和新井建设时期进行煤层突出危险倾向性预测时，突出威胁视为无突出危险煤层。
表2-4用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界值
煤层突出危险性综合指标
D
煤层突出危险性综合指标K
无烟煤
其它煤种
0.25
20
15
Ⅱ、M44煤层的突出危险性
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第26条、《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》（AQ1024-2006）5.2.3条，黑桃矿一采区M44煤层为Ⅰ~Ⅱ类破坏煤体，坚固性系数（f）为1.02~1.47，瓦斯放散初速度（△P）为4~7瓦斯压力为0.16~0.42全部低于表6-4中的临界值。
因此，黑桃矿一采区M44煤层应定为无突出危险煤层，黑桃矿为低瓦斯矿井。
⑹、井下实测瓦斯资料
为了对黑桃矿一采区M44煤层突出危险性进行区域预测，特对一采区M44煤层煤的坚固性系数（f）、瓦斯放散初速度指标（ΔP）、煤层瓦斯压力（P）以及煤层瓦斯含量、吸附性能等进行了测定。
测点位置如图3-10所示。
Ⅰ、煤的坚固性系数
煤的坚固性系数（f）是表示煤体抵抗外力破坏能力的一个综合指标，它主要由煤的物理力学性质决定。
它反映的是单位质量的煤破坏所消耗能量的大小，即煤体是否容易被破坏而发生突出。
在14402工作面回风顺槽、运输顺槽、主井等处取煤样测定，M44煤层坚固性系数（f）为1.02~1.47，如表5-1所示。
Ⅱ、瓦斯放散初速度
煤的瓦斯放散初速度（△P）反映了煤在常压下吸附瓦斯的能力和放散瓦斯的速度，表现了煤的微观结构，是反映煤层突出危险性大小的指标之一。
煤的瓦斯放散初速度越大，煤层的突出危险性越大。
在14402工作面回风顺槽、运输顺槽、主井等处取煤样测定，M44煤层瓦斯放散初速度（△P）为4~7，如表2-5所示。
表2-5一采区M44煤层P、f测定结果
序
号
取样地点
标高
（m）
坚固性系数
（f）
瓦斯放散初速度
（△P）
1
14402回风顺槽
+1425.6
1.02
4
2
14402运输顺槽
+1359.9
1.29
5
3
主井
+1498.1
1.47
7
Ⅲ、煤层瓦斯压力
ⅰ、测压地点与钻孔布置
测压点布置在主井120米处、主井210米处、副井90米处、主井180米处，由浅到深共布置了4个测压地点、8个测压钻孔。
ⅱ、测压方式与封孔方法
瓦斯压力测定依据《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047-2007）。
所有测压钻孔均布置在岩石巷道内，利用穿层钻孔测压。
采用被动测压方式，钻孔封完孔后，通过被测煤层瓦斯的自然渗透，达到瓦斯压力平衡而测定煤层瓦斯压力的方法。
采用注浆封孔测压法，封孔材料为水泥、膨胀剂加水搅拌成的混合浆液，通过注浆泵注入测压钻孔进行封孔的测压方法称为注浆封孔测压法。
ⅲ、瓦斯压力测定结果
封孔以后，定时观察和记录瓦斯压力，并仔细检查漏气情况，观测时间不低于20~30d，如压力变化在3d内小于0.015MPa，测定工作即可结束。
经测定，一采区M44煤层瓦斯压力为0.16~0.42MPa。
Ⅳ、煤层瓦斯含量
煤层瓦斯含量是单位体积或重量的煤体中所含的瓦斯量（换算为标准状态），常用m3/t作为计量单位。
煤层瓦斯含量是煤层瓦斯的主要参数。
生产矿井煤层瓦斯含量普遍采用直接法或间接法测定。
表2-6一采区M44煤层瓦斯含量直接法测定结果
地点
CH4含量
（ml/g.r）
自然组份
（%）
工业分析
（%）
备注
主井120米处
1#钻孔
解吸量
0.960
CH4
74.88
Mad
0.9
G=288.4g
Gr=232.34g
标高：
+1427.5m
损失量
0.074
N2
25.12
Ad
18.54
残存量
0.00
CO2
Vdaf
7.51
CH4含量
0.219
主井120米处
2#钻孔
解吸量
0.923
CH4
72.49
Mad
0.92
G=315.4g
Gr=250.27g
标高：
+1427.5m
损失量
0.065
N2
27.51
Ad
19.73
残存量
0.00
CO2
Vdaf
8.67
CH4含量
0.206
主井210米处
3#钻孔
解吸量
0.895
CH4
81.82
Mad
1.00
G=297.9g
Gr=247.08g
标高：
+1390.1m
损失量
0.071
N2
18.18
Ad
16.06
残存量
0.00
CO2
Vdaf
6.21
CH4含量
0.221
主井210米处
4#钻孔
解吸量
0.906
CH4
25.74
Mad
0.58
G=259.9g
Gr=139.9g
标高：
+1390.1m
损失量
0.069
N2
55.37
Ad
45.59
残存量
0.00
CO2
18.89
Vdaf
12.67
CH4含量
0.199
副井90米处
5#钻孔
解吸量
0.889
CH4
82.41
Mad
1.08
G=279.9g
Gr=238.33g
标高：
+1422.6m
损失量
0.067
N2
17.59
Ad
13.77
残存量
0.00
CO2
Vdaf
7.67
CH4含量
0.206
副井90米处
6#钻孔
解吸量
0.944
CH4
69.73
Mad
0.55
G=278.7g
Gr=232.46g
标高：
+1422.6m
损失量
0.072
N2
19.75
Ad
16.04
残存量
0.00
CO2
10.52
Vdaf
7.34
CH4含量
0.197
副井180米处
7#钻孔
解吸量
0.918
CH4
65.06
Mad
1.08
G=315g
Gr=181.72g
标高：
+1364.9m
损失量
0.071
N2
34.94
Ad
41.23
残存量
0.00
CO2
Vdaf
5.42
CH4含量
0.228
副井180米处
8#钻孔
解吸量
0.917
CH4
96.39
Mad
1.42
G=317g
Gr=203.83g
标高：
+1364.9m
损失量
0.073
N2
3.61
Ad
34.28
残存量
0.00
CO2
Vdaf
6.64
CH4含量
0.212
ⅰ、直接法测定
直接法测定瓦斯含量主要依据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）和《地勘时期煤层瓦斯含量测定方法》（AQ1046-2007）。
井下采集新鲜煤样装入煤样罐密封解吸，井下现场解吸时间30min，地面解吸8h以上，然后送实验室测定煤层的瓦斯残存量。
采用直接法共测定瓦斯含量8个，一采区M44煤层CH4含量直接法测定结果为0.155~0.228ml/g.r，如表2-6所示。
ⅱ、间接法计算
间接法计算瓦斯含量主要依据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）和《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）。
在井下首先测定煤层原始瓦斯压力，并取新鲜煤样送实验室测定其吸附常数和进行煤质工业分析，然后将结果代入朗格缪尔公式即可得到煤层瓦斯含量。
…………………（5-1）
式中：
W——煤层瓦斯含量，m3/t；
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；
P——煤层绝对瓦斯压力，MPa；
Ad——煤的灰份，%；
Mad——煤的水份，%；
π——煤的孔隙率，m3/m3；
γ——煤的容重（假比重），t/m3。
表2-7一采区M44煤层瓦斯吸附常数测定结果
取样地点
吸附常数
孔隙率π
a（m3/t）
b（MPa-1）
（m3/m3）
主井120米处
43.7762
0.6803
0.085
副井180米处
44.6429
0.6749
0.065
在一采区主井120m处、副井180m处取样，测定M44煤层的吸附常数、孔隙率如表2-7所示。
根据实验室测定结果，取副井180m处7#孔一采区M44煤层Ad=16.06%，Mad=1.00%，吸附常数a=44.6429m3/t、b=0.6749MPa-1，π=0.065m3/m3，γ=1.56t/m3，瓦斯含量。
经计算，各测点的瓦斯含量为0.155~0.228ml/g.r。
根据各测点直接法测定的煤层瓦斯含量，反算各测点的瓦斯压力为0.16~0.42MPa。
⑺、矿井瓦斯涌出情况
黑桃矿目前预测和主要统计了4402工作面掘进期间的瓦斯涌出量。
Ⅰ、4402工作面瓦斯涌出量
4402工作面位于一采区北翼，掘进过程中瓦斯较小，回风顺槽瓦斯涌出量0.65-3.22m3/min，运输顺槽瓦斯涌出量0.58~3.16m3/min。
4402工作面回风顺槽、运输顺槽掘进期间瓦斯涌出量如图2-8、图2-9所示。
图2-84402回风顺槽掘进期间瓦斯涌出量变化曲线
图2-94402运输顺槽掘进期间瓦斯涌出量变化曲线
⑻、邻近矿井瓦斯动力现象
井田内北~北东部龙潭组出露地段煤炭开采历史悠久，小煤矿较多，基本上沿煤层露头分布，主要集中在大方背斜的南东翼北段。
开采方法为斜井开拓，沿煤层掘进。
本井田东面有银丰、西面有中发等小煤矿，主要开采M18、煤44、M73号煤。
瓦斯含量普遍较低，未出现过瓦斯突出、瓦斯爆炸等安全事故。
大方矿区目前还没有大规模开发，只有小屯矿井（120万t/a）、绿塘矿井（180万t/a，其中一期60万t/a）和龙泉矿井（一期30万t/a）等部分矿井已经或正准备开工建设。
同属于黔北煤田的青龙矿井（120万t/a）、龙凤矿井（30万t/a）均为煤与瓦斯突出矿井。
5、矿井瓦斯防治系统现状
（一）、通风系统
本矿井采用抽出式通风。
根据井田煤层赋存条件和矿井开拓部署，矿井通风系统为中央分列式：
主斜井进风，副斜井辅助进风，回风斜井专用回风。
南风井场地地面安装2台FBCDZ-NO16型对旋轴流式通风机；每台风机配2台YBF－8型53KW、3.5KV、260r/min防爆电动机，初期单台电动机配单级叶片运行。
工作方式为一台工作，一台备用。
（二）、抽采系统
黑桃矿在回风斜井地面设置高、低负压瓦斯抽放站。
井下预抽和工作面抽放瓦斯通过抽放管路集中排送至地面。
地面南回风斜井及采区内布置瓦斯主管，工作面顺槽布置瓦斯支管。
高、低负压系统选用2BEA203型水环式真空泵两台，配22kW、2kV高原型矿用防爆电动机，最大轴功率约为26kW，一台工作，一台备用；
高、低负压抽放瓦斯井下主管及顺槽支管选用煤矿瓦斯抽放专用聚乙烯管。
井下主管规格为DN160。
（三）瓦斯监控系统
黑桃矿使用江苏天地常州自动化股份有限公司生产的KJ95N瓦斯监测监控系统，目前已安装瓦斯探头15台，风速传感器2台，设备传感器8台，一氧化碳传感器3台，风门传感器11对，温度传感器3台。
还配备了地面值班人员和井下维修人员，所有设备都按规定进行安装和调校，能正常使用。
第二节采掘工作面瓦斯情况及对生产影响分析
1、2011年采掘活动范围的瓦斯情况
2011年采掘工作面布置有：
4402回采面、4403回采面、14404运输顺槽、14404回风顺槽；目前采掘活动范围的瓦斯涌出量为0.65-3.22m3/min。
2、2011回采工作面瓦斯情况及对回采影响分析
2011回采工作面有4402回采面、4403回采面，其中4402回采面在6月份回采结束，4403回采面7月份开始回采；4402回采面瓦斯涌出量为3.22m3/min，为目前回采区段采面最大涌出量；根据掘进过程中瓦斯涌出量的预测，4403回采面回采时瓦斯涌出量达2.66m3/min以上。
3、2011掘进工作面瓦斯情况及对掘进影响分析
2011掘进工作面有：
4403运输顺槽及切眼、14404运输顺槽、14404回风顺槽；掘进工作面现阶段最大涌出量为14404回风顺槽，达到1.23m3/min。
第三节防治煤与瓦斯突出（瓦斯抽采）设计方案
1、石门揭煤防突设计方案
受不可预见构造的影响，主要井巷难免有需要揭穿煤层的情况。
如采区内的车场、联络巷等掘进过程中，也有可能穿越各可采煤层、局部可采煤层和煤线。
石门揭煤前，必须按照《防治煤与瓦斯突出细则》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）的规定，采取防治突出的措施，并编制专门的防治突出设计，报有关部门批准。
石门掘进必须做好地质编录工作，控制好层位，防止误穿煤层。
主要设计方案如下：
①、及时打超前钻孔，掌握煤层赋存条件和瓦斯情况，探明石门（或揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置；
必须按掘进工作面距煤层的准确位置，在距煤层法线距离10m（地质构造复杂、岩石破碎的区域20m）之外至少打2个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。
钻孔超前工作面的距离不得小于10m，并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯。
岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时，必须有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其他异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。
②、及时测定煤层瓦斯压力等有关参数、预测或验证煤层的突出危险性；
a、依据打钻所掌握的煤层赋存条件，在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚的或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其它与突出危险性相关的参数，以便重新验证煤层的突出危险性，采取相应的防范措施。
b、测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。
对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。
c、工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。
工作面距煤层法线距离的最小值为：
抽放或排放钻孔3m，震动爆破揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层1.5m。
如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。
d、石门揭开突出煤层前，选用钻屑瓦斯解吸指标法K1法预测工作面突出危险性。
采用钻屑瓦斯解吸指标K1法预测石门揭煤工作面突出危险性时，突出临界指标K1值应根据本矿井实测数据确定，如无实测资料，可参照指标临界值预测突出危险性。
③、当预测有突出危险时，采取防治突出措施。
防突措施应根据实测瓦斯压力的大小，选择迎头钻孔抽放瓦斯、超前钻孔排放瓦斯等措施进行消突。
根据本煤矿的具体条件，设计采用预抽瓦斯作为石门防治突出的措施。
④、石门揭煤工作面防治突出措施的效果检验，采取钻屑瓦斯解吸指标K1法检验措施效果。
⑤、经效果检验无突出危险后，采用远距离爆破揭穿（开）煤层。
石门揭煤抽放钻孔布置，一般应满足下列要求：
a、石门（井筒）揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外8m以上（煤层倾角＞8°时，底部或下帮5m）。
钻孔必须穿透煤层的顶（底）板0.5m以上。
若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。
b、钻孔直径为90mm，钻孔孔底间距为2m。
c、钻孔施工完后，应及时封孔接入抽放系统。
d、预抽时间初定为3个月，实际操作时可根据预抽指标的效果检验确定。
⑥、注意事项
a、当掘进工作面从底板揭煤时，要注意加强巷道支护，防止因顶板跨落或冒顶诱发瓦斯突出；石门应根据围岩情况采用固化揭煤技术。
b、采用预抽瓦斯或钻孔排放瓦斯时，应尽量使巷道周边充分卸压，预抽瓦斯或钻孔排放瓦斯的时间应根据采取钻屑瓦斯解吸指标K1检验效果确定。
c、掘进工作面的通风方式采用压人式，并建立安全可靠的独立通风系统，配备完善的安全防护系统或装置（见防治突出的安全防护措施部分）。
d、放炮时，所有人员必须全部撤至地面或井下安全地点。
井口附近50m范围内严禁任何火源。
e、在各井巷掘进工作面目前迎头附近，由于受地质构造的影响，特别是小断层、小褶曲的影响，井巷距离突出煤层的净岩柱较小，若巷道掘进过程中发生冒顶事故，易波及突出煤层而诱发突出。
因此，巷道施工中，应加强支护，特别是过破碎带时应采取超前支护、固化围岩等措施。
f、在突出煤层顶底板掘进岩巷时，必须定期验证地质资料，及时掌握施工动态和围岩变化情况，防止误穿突出煤层。
第四节加强瓦斯监测、监控管理
1、进一步完善矿井瓦斯监控系统
①、矿井瓦斯监控系统的布置
在采掘工作面、回风巷、胶带输送机运输大巷、必要的进风巷等地点安装甲烷传感器，并设置安全集中监测系统，可以从矿井地面监控室内连续监测全矿井瓦斯浓度、井下水位、煤位、火灾、风速、负压等影响矿井安全的环境参数。
②、加强监控系统的管理
（1）井下工作面都按规定安设瓦斯监控探头和瓦斯断电闭锁装置。
现井下安装高低浓度传感器共32台、风速传感器3台、温度传感器3台、一氧化碳传感器3台、风机开停传感器2台、风门传感器10对，断电器6台，共安装井下4台分站，监控系统已完成改造、升级；能对各地点瓦斯浓度、抽采等参数进行实时监控，同时也可对矿井各生产环节进行实时监测。
（2）、在生产中，要组织专职人员及时封闭废弃的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强对这些地方的瓦斯监测，防止瓦斯聚集。
对回风巷道中聚集的煤尘应组织专人按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。
（3）、矿井配备足够的瓦斯检测仪器，加强临时监测。
（4）、采、掘工作面当班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，将其悬挂在采煤工作面回风隅角或掘进迎头不大于5m处，一旦出现瓦斯涌出现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，汇报矿领导，制定专门措施处理。
2、加强瓦检工作管理
每个采掘工作面都配有专职的瓦斯检查工，严格执行瓦斯检查制度，随时检查各个采掘工作面及回风流的瓦斯情况，严禁瓦斯超限并掌握突出预兆。
当发现瓦斯有增大或有突出预兆时，瓦斯检查工有权停止工作面作业，并协助跟班班组长立即组织人员按避灾路线撤出、报告矿调度室。
在矿井中的爆破作业时，放炮员、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。
第五节加强矿井通风技术管理
1、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
①、合理性
1、本矿井采用片盘斜井开拓，主、副斜井进风，南回风
斜井专用回风，采用中央分列式通风系统。
经计算，初期矿井最大通风距离400m左右，矿井最大通风负压可控制在700Pa以内。
随着矿井开采，其矿井最大通风距离不超过1000m，矿井最大通风负压可控制在1000Pa以内。
矿井通风系统合理。
⑵、本矿井井下采掘工作面个数少，效率高，掘进、开采、通风系统简单。
设置专用回风斜井，增加矿井通风安全可靠性，减少矿井漏风量，降低通风难度。
盘区设专用回风上山，进、回风斜井在平面和层位上错开，避免设置风桥，可降低矿井漏风量，有利于矿井安全，因此矿井通风系统合理。
⑶、经经济技术多方案比较，选择FCBDZ№16型对旋式通风机，该风机运行效率高，具有明显的节电效果。
该风机叶片可调，风量调节较方便。
风机采用反转反风，反风量大于40%。
井下掘进工作面采用局部通风机通风，根据掘进巷道断面、通风距离等选择优质高效风机。
因此矿井通风设备选型合理。
②、可靠性
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