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通风设计及安全技术措施

（2.1.1.1）

荥经县张家湾煤业有限公司

改变通风系统时的

通风设计

及安全技术措施

二〇一二年五月六日

张家湾煤业有限公司

改变通风系统时的通风设计及安全技术措施

（2.1.1.1）

第一节矿井现状

一、改变通风系统前矿井通风情况

矿井目前采用“两进一回”通风方式，+892主平硐和辅助进风平硐进风，原天宝洞风井回风，风机型号FBCZ-6-No13A,2×18.5KW。

矿井总风量1100m3/min。

二、该变通风系统原因

由于我矿新风井杜家湾风井已经建成，风机已安装完毕，风机型号为FBCDZ-6-No16C-2×75KW，并进行了风机性能测定和试运行。

原天宝洞回风路线较长，风阻较大，为了加快技改进度，需增加技改作业点，增加风量，所以决定改变通风系统，停止使用原天宝洞风机，起用杜家湾风机。

为此特制定张家湾煤业有限公司改变通风系统时的通风设计及安全技术措施

第二节概况

一、瓦斯

该矿为整合扩建矿井，据雅安市安全生产监督管理局文件〔雅安监（2010）558号〕《关于2010年度瓦斯等级鉴定结果的批复》，该煤矿2010年度绝对瓦斯1.666m3/min，无相对瓦斯量，瓦斯等级不定级；该煤矿2009年度绝对瓦斯1.053m3/min，无相对瓦斯量，瓦斯等级不定级。

据雅安市安全生产监督管理局文件〔雅安监（2008）340号〕《关于2008年度瓦斯等级鉴定结果的批复》，该煤矿2008年度相对瓦斯7.71m3/吨，绝对瓦斯1.58m3/min，瓦斯等级不定级。

该煤矿2007年度相对瓦斯7.46m3/吨，绝对瓦斯1.45m3/min，瓦斯等级为低瓦斯。

二、矿井瓦斯涌出量预测

矿区范围由1～8号拐点圈定，矿区面积约2.0694km2，开采独连、三连、双龙三层煤层,各煤层开采标高均为+980m～+700m。

矿井三连、独连二层煤层为一个水平，双龙煤层为一个水平。

即三连煤层为+850m下山开采；独连煤层为+850m上下山开采；双龙煤层为+815m上下山开采。

由于矿井无瓦斯煤层含量资料，现根据矿井2008年度矿井瓦斯鉴定结果资料（2008年矿井相对瓦斯涌出量为7.71m3/t；2007年矿井相对瓦斯涌出量为7.46m3/t），根据AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法之一的矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量如下：

矿井相对瓦斯涌出量与开采深度的关系由下式表示：

式中：

q——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；

H——开采深度，m；

H0——瓦斯风化带深度，m；

α——相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度，m/（m3·t-1）

（一）α值确定

当有瓦斯风化带以下两个水平的实际相对瓦斯涌出量资料时，α值由下式确定：

α=

式中：

H2——瓦斯带内2水平的开采深度，m；

H1——瓦斯带内1水平的开采深度，m；

q2——在H2深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t；

q1——在H1深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t；

α=

=90.0

（二）H0的确定

H0可由下式确定：

H0=H1-α（q1-2）=491.5-90.0×（7.46-2）=20.0m

（三）矿井瓦斯等级确定：

1、三连煤层：

当矿井开采三连煤层+850m水平下山（+800～870m）时，对照井上下对照图矿井开采深度约为675m，预测矿井相对瓦斯涌出量：

=9.28（m3/t）

根据矿山统计法，预测矿井开采三连煤层+850m水平下山（+800～870m）时矿井相对瓦斯涌出量为9.28m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.93m3/min。

2、独连煤层：

当矿井开采独连煤层+850m水平上下山（+850～880m，+850～825m）时，对照井上下对照图矿井开采深度约为645m，预测矿井相对瓦斯涌出量：

=8.94（m3/t）

根据矿山统计法，预测矿井开采独连煤层+815m水平上下山（+815～880m）时矿井相对瓦斯涌出量为8.94m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.82m3/min。

3、双龙煤层：

当矿井开采双龙煤层+815m水平上下山（+750～860m）时，对照井上下对照图矿井开采深度约为730m，预测矿井相对瓦斯涌出量：

=9.89（m3/t）

根据矿山统计法，预测矿井开采双龙煤层+815m水平上下山（+750～860m）时矿井相对瓦斯涌出量为9.89m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.12m3/min。

根据上述分煤层预测瓦斯涌出量结果，确定该矿井为低瓦斯矿井。

该矿井移交投产时开采双龙煤层+850m水平下山，设计有1个对拉采煤工作面，2个掘进工作面及其它地点（如采空区、煤层巷道）涌出瓦斯。

按瓦斯涌出地点预测，则每个单采煤工作面绝对瓦斯涌出量为0.94m3/min，则1个对拉采煤工作面绝对瓦斯涌出量为1.88m3/min；每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.37m3/min，则2个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.74m3/min；其它地点涌出瓦斯量为0.31m3/min。

根据该矿近几年瓦斯等级鉴定情况及开采经验，在全井田开采标高范围内，煤层瓦斯含量会随着开采煤层埋藏深度的增加而略为增加。

由于该矿井瓦斯梯度、煤层透气性等具体参数不详，矿井投产后应根据AQ1026-2006第6条第2款执行（低瓦斯矿井新水平、新采区应测定煤层原始瓦斯含量和压力，高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井每个采区垂深每增加50m应测定煤层原始瓦斯含量和压力）。

及时进行原始瓦斯含量和压力测定，严格按照矿井瓦斯等级进行管理。

并加强瓦斯资料的搜集与整理，分析和总结瓦斯涌出的基本规律，合理调整通风参数和制定相应的安全管理措施，确保矿井安全生产。

三、煤尘爆炸性

根据鉴定报：

该矿开采的独连、三连、双龙三层煤均煤尘无爆炸危险性。

四、煤的自燃倾向性

根据鉴定报：

该矿开采的独连、三连、双龙三层煤层自燃发火倾向性等级均为Ⅲ级，均属不易自燃煤层。

五、煤（岩）与瓦斯（CO2）突出危险及地温

相邻矿井及该矿井从投产至今未发生过煤（岩）与瓦斯（CO2）突出危险；未发生过冲击地压及地热等灾害。

第三节矿井通风设计

一、通风方式及通风系统

根据矿井开拓布置情况，本矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。

采煤工作面采用“W”型通风。

二、掘进通风及硐室通风

（一）掘进通风

掘进工作面配备有FBD-№5.0/2×5.5型局部通风机，将乏风直接导入回风道，实现独立通风。

（二）硐室通风

1、井下带区变电所、机车检修硐室为独立通风，乏风直接导入回风道，实现独立通风。

2、井下避难硐室、+850m水平中央变电所、+850m水平中央水泵房、消防材料库处于进风流中，有足够的新鲜风流通过，为确保安全，改善硐室工作环境，利用矿井全风压通风。

三、风井数目、位置、服务范围及服务时间

根据矿井开采范围，开采期间布置一个回风斜井，回风斜井位于井田北东部，担负全矿井回风任务，服务于全矿井，服务年限与矿井服务年限相同。

四、矿井风量、负压计算

矿井风量计算方法依据《煤矿安全规程》（2010版）和《采矿工程设计手册》，按照生产能力150kt/a进行配风。

矿井通风容易（双龙煤层）时期按1个对拉采煤工作面、2个掘进工作面及其独立通风硐室和巷道配风；矿井通风困难（三连煤层）时期按1个对拉采煤工作面、2个掘进工作面及其独立通风硐室和巷道配风。

（一）风量计算

1、按整体法计算

按井下同时工作的最多人数需要风量计算

Q=4NK

式中：

Q——矿井供风量，m3/min；

N——井下同时工作的最多人数，66人；

4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；

K——矿井通风系数，矿井采用中央分列式通风，取1.20。

Q=4×66×1.2

=316.8m3/min

=5.3m3/s

2、按分别法计算

按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算

Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K

式中：

Q——矿井供风量，m3/min；

∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/s；

K——矿井通风系数，矿井采用中央分列式通风，取1.20。

（1）采煤工作面风量计算

①采煤工作面风量计算

a、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q采=100×q采×Kc

=100×0.94×2.0

=188m3/min

式中：

Q采——采煤工作面供风量，m3/min；

Q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。

预测改建后单翼采煤工作面绝对瓦斯涌量为0.94m3/min；

Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，该矿采煤工作面为炮采工作面取2.0；

经计算，单翼采煤工作面Q采为188.0m3/min。

b、按工作面温度计算

Q三采=60×Vc×Sc×Ki

=60×1.3×2.9×1.0

=226.2

≈227.0m3/min

Q双采=60×Vc×Sc×Ki

=60×1.3×2.9×1.0

=226.2

≈227.0m3/min

式中：

Q采——采煤工作面供风量，m3/min；

Vc——回采工作面适宜风速，三连煤层取1.3m/s，双龙煤层取1.3m/s；

Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，三连、双龙煤层均取（5.0+3.8）/2×0.65=2.9m2；

Ki——工作面长度系数，在80～120m范围内，按规定取Ki=1.0。

经计算，三连煤层单翼采煤工作面Q三采为227.0m3/min；

双龙煤层单翼采煤工作面Q双采为227.0m3/min。

c、按炸药使用量计算

Q三采=25Ac

=25×0

=0m3/min

Q双采=25Ac

=25×0

=0m3/min

式中：

Q采——采煤工作面供风量，m3/min；

Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，该矿为普采工作面，取0㎏；

经计算，三连煤层单翼采煤工作面Q三采为0m3/min；

双龙煤层单翼采煤工作面Q双采为0m3/min。

d、按工作人员数量计算

Q三采=4nc

=4×18

=72.0m3/min

Q双采=4nc

=4×18

=72.0m3/min

式中：

Q采——采煤工作面供风量，m3/min；

4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；

nc——采煤工作面同时工作的最多人数，三连煤层取18人，双龙煤层取18人。

经计算，三连煤层单翼采煤工作面Q三采为72.0m3/min；

双龙煤层单翼采煤工作面Q双采为72.0m3/min。

e、按风速验算

15×Sc≤Q采≤240×Sc

式中：

Q采——采煤工作面供风量，m3/min；

Sc——回采工作面平均有效断面，三连、双龙煤层平均有效断面均为2.9m2；三连、双龙煤层单翼采煤工作面风量227.0m3/min，三连、双龙煤层单翼采煤工作面风量均为227.0m3/min，代入上式计算可得：

43.5

按上述4种计算结果，取其最大值为对应采煤工作面需风量，即三连、双龙煤层单翼采煤工作面需风量均为Q采=227.0m3/min，1对拉个采煤工作面需风量

Q采=227×2

=454.0m3/min

②备用工作面配风

矿井目前有一个单翼三连工作面备用需要配风，按对拉采煤工作面配风的一半进行配风，配风Q三备为227m3/min，备用三连工作面配风按单翼采煤工作面配风的一半进行配风，配风Q备备为114m3/min。

③采煤配风

a、生产初期：

采煤配风为生产采煤工作面与备用工作面风量之和，则

ΣQ双采=Q生双采＋Q备

=454＋114

=568m3/min

b、生产后期：

采煤配风为生产采煤工作面与备用工作面风量之和，则

ΣQ三采=Q生独采＋Q备

=454＋114

=568m3/min

（2）掘进工作面风量计算

①、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q掘=100×q掘×kd

=100×0.37×2.0

=54.0m3/min

式中：

Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；

q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，预测改建后掘进工作面绝对瓦斯涌量为0.37m3/min；

kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，该矿半煤岩巷（岩巷）掘进工作面采用炮掘取2.0；

经计算，掘进工作面Q掘为54.0m3/min。

②按炸药使用量计算

Q机掘=25Aj

=25×0

=0m3/min

Q炮掘=25Aj

=25×3

=75.0m3/min

式中：

Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；

Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，机掘取0㎏，炮掘取3㎏；

经计算，每个机掘进工作面Q机掘为0m3/min

每个炮掘进工作面Q炮掘为75m3/min。

③按局部通风机吸风量计算

Q掘＞1.43Q局风

＞1.43×160

＞229.0m3/min

式中：

Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；

Q局风——掘进工作面局部通风机吸风量，FBD-№5.0型局部通风机取160m3/min；

1.43——为了保证局部通风机不发生循环风，安设局部通风机地点（巷道）的供风量，必须大于局部通风机风量的1.43倍。

经计算，每个掘进工作面Q掘为229.0m3/min。

④按工作人员数量计算

Q掘=4nj=4×8=32.0m3/min

式中：

Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；

4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；

nj——掘进工作面同时工作的最多人数，取8人。

经计算，每个掘进工作面Q掘为32m3/min。

⑤、按风速验算

15×Sj≤Q掘≤240×Sj

式中：

Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；

Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2。

水平运输大巷有效断面为7.1m2，工作面带式输送机巷有效断面为7.5m2，掘进工作面风量229m3/min水平，代入上式计算可得：

106.5

按上述4种计算结果，取其最大值为对应掘进工作面需风量，即掘进工作面需风量Q掘=229.0m3/min，生产初期2个掘进工作面需风量ΣQ掘=458.0m3/min，生产后期2个掘进工作面需风量ΣQ掘=458.0m3/min。

（3）硐室配风量计算

通风容易时期本矿井井下有1个带区变电所、1个机车检修硐室，按经验配风∑Q硐为60～80m3/min，所以∑Q硐为160m3/min。

通风困难时期本矿井井下有1个带区变电所、1个机车单独检修硐室，按经验配风∑Q硐为60～80m3/min，所以∑Q硐为160m3/min。

（4）其它维修行人巷道配风量计算

①通风容易时期

a、人行、维修巷道：

通风容易时期井下有3条其他维修人行巷道，按经验配风Q它为80m3/min，所以Q它为240m3/min。

b、接替工作面配风

在接替工作面形成后配风按生产采煤工作面一半风量配风为227m3/min。

c、柴油机车需风量按下式进行计算：

通风容易、困难时期均为

Q柴i=4×ni×Pi×ki×1.36（m3/min）

式中：

Q柴i—第i个地点柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；

ni—第i个地点柴油机车的台数，台；

Pi—第i个地点柴油机车的功率，kW；

ki—配风系数，第i个地点使用1台柴油机车运输时，ki为1.0；第i个地点使用2台柴油机车运输时，ki为0.75；第i个地点使用3台及以上柴油机车运输时，ki为0.50；

1.36—kW与Hp的换算关系，1kW=1.36Hp。

主平硐、+850m水平主石门及+850m水平双龙煤层运输大巷各选择1台CCG3.5/600FB型矿用防爆型柴油机车（整机质量3.5t、额定功率11kW）。

主平硐、+850m水平主石门及+850m水平双龙煤层运输大巷柴油机车需风量计算。

Q柴=4×2×11×1.0×1.36

≈121.0（m3/min）

d、其它人行、维修巷道总配风量：

通风容易时期：

∑Q它=240+227＋121

=588m3/min

②通风困难时期

a、人行、维修巷道：

通风困难时期井下有2条其他维修人行巷道，按经验配风Q它为80m3/min，所以Q它为160m3/min。

b、接替工作面配风

在接替工作面形成后配风按生产采煤工作面一半风量配风为227m3/min。

c、柴油机车需风量按下式进行计算：

通风容易、困难时期均为

Q柴i=4×ni×Pi×ki×1.36（m3/min）

式中：

Q柴i—第i个地点柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；

ni—第i个地点柴油机车的台数，台；

Pi—第i个地点柴油机车的功率，kW；

1.36—kW与Hp的换算关系，1kW=1.36Hp。

主平硐、+850m水平主石门、及+815m水平三连煤层运输大巷选择1台CCG3.5/600FB型矿用防爆型柴油机车（整机质量3.5t、额定功率11kW）。

因此，主平硐、+850m水平主石门、+850m水平主石门及+815m水平三连煤层运输大巷柴油机车需风量计算。

Q柴=4×3×11×1.0×1.36

≈181.0（m3/min）

d、其它人行、维修巷道总配风量：

通风因难时期：

∑Q它=180+227＋181

=588m3/min

（5）矿井总风量为：

矿井通风容易时期总风量为：

Q容=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K通

=（568+458+160+588）×1.2

=2128.8m3/min

=35.48m3/s

矿井通风困难时期总风量为：

Q困=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K通

=（568+458+160+588）×1.2

=2128.48m3/min

=35.48m3/s

根据《煤矿安全规程》规定，总风量应选以上风量计算方法中的最大值。

按实际配风情况，初期开采双龙煤层将矿井总风量确定为36m3/s，后期开采三连煤层将矿井总风量确定为36m3/s。

（二）矿井风量分配

1、矿井移交生产初期（投产）时，即矿井通风容易时期，共1个带区生产，使用回风斜井回风，移交1个对拉工作面、1个单翼备用和2个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：

8411单翼工作面配风5.0m3/s，8413西备用工作面（单翼）配风3.0m3/s，1个对拉工作面、1个单翼备用工作面共配风13.0m3/s；每个机掘进工作面配风7.0m3/s，每个炮掘进工作面配风6.0m3/s，2个掘进工作面共配风13.0m3/s；1个带区变电所、1个机车检修硐室各配风2.0m3/s，共配风4.0m3/s；维修人行巷道配风6.0m3/s。

合计矿井总风量为36.0m3/s。

2、矿井生产后期时，即矿井通风困难时期，共1个带区生产，使用回风斜井回风，有1个对拉工作面、1个单翼备用和2个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：

8373单翼工作面配风5.0m3/s，8374西备用工作面（单翼）配风3.0m3/s，1个对拉工作面、1个单翼备用配风13.0m3/s；每个机掘进工作面配风7.0m3/s，每个炮掘进工作面配风6.0m3/s，2个掘进工作面共配风13.0m3/s；1个带区变电所、1个机车检修硐室各配风2.0m3/s，共配风4.0m3/s；维修人行巷道配风6.0m3/s。

合计矿井总风量为36.0m3/s。

（三）矿井通风总阻力计算

1、自然风压：

矿井回风斜井（+946m）与主平硐（+892m）高程相差只有54m，矿井进、回风之间高差不超过150m，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井后期设计中应不考虑自然风压的影响。

2、通风线路总阻力：

根据矿井开拓布置情况，沿着矿井通风开采容易时期和通风困难时期的通风路线计算矿井通风总阻力。

计算的风量、总阻力参数作为风井主要通风机选型的依据。

参见通风总阻力计算表2-5-2-1、2-5-2-2。

通风摩擦阻力计算公式如下：

式中：

h——通风摩擦阻力，Pa；

α——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4；

L——井巷长度，m；

P——井巷净断面周长，m；

Q——通风井巷的风量，m3/s；

S——井巷净断面面积，m2。

通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15％。

表2-5-2-1矿井通风容易时期通风总阻力计算表

序号

巷道名称

断面形状

支护方式

阻力系数

净周长

巷道长

净断面

风量

风阻

风速

负压（Pa）

α（N.S2/m4）

P（m）

L（m）

S（㎡）

Q（m3）

R（kµ）

V（m/s）

主平硐

半圆拱

砌碹

0.005

10.1

494

7.1

357.91

484

0.0697

3.10

33.74

主暗斜井上部车场

半圆拱

锚喷

0.009

13.1

11.9

1685.16

0.0056

0.76

0.45

主暗斜井

半圆拱

锚喷

0.009

9.7

140

6.6

287.50

144

0.0425

1.82

6.12

主暗斜井下部车场

半圆拱

锚喷

0.009

13.1

11.9

1685.16

144

0.0056

1.01

0.81

+850m水平主石门

半圆拱

砌碹

0.005

10.1

297

7.1

357.91

484

0.0419

3.10

20.28

+850m水平主石门

半圆拱

砌碹

0.009

10.1

7.1

357.91

484

0.0190

3.10

9.22

+850m水平主石门

半圆拱

砌碹

0.005

10.1

309

7.1

357.91

1296

0.0436

5.07

56.50

+850m水平双龙煤层东运输大巷

半圆拱

锚喷

0.009

10.1

7.1

357.91

196

0.0051

1.97

1.00

8411带式输送机巷

梯形

金支

0.025

11.1

778

7.5

421.88

100

0.5118

1.33

51.18

8411西工作面

矩形

单体液压支柱

0.045

10.1

2.9

24.39

1.4908

1.72

37.27

8411西回风巷

梯形

金支

0.025

10.1

820

6.3

250.05

0.8280

1.27

52.99

+850m水平双龙煤层西回风大巷

半圆拱

锚喷

0.009

10.1

7.1

357.91

729

0.0152

3.80

11.11

+850m水平回风石门

半圆拱

砌碹

0.005

10.1

250

7.1

357.91

1296

0.0353

5.07

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