一采区设计 第五章采区通风安全.docx

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一采区设计第五章采区通风安全

第五章采区通风安全

第一节通风系统

昭通靖安煤矿通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式。

主斜井和副斜井进风，回风斜井回风。

矿井矿井通风系统

主平洞→主井车场→+提升斜井→回风平洞车场→联络巷→工作面运输机巷→回采工作面→工作面回风巷→+回风石门→回风联络巷→回风斜井→风井平洞→地表。

第二节采区供风量及负压计算

本矿井设置一个回风平洞，负责全矿井的通风。

本区设两个回采工作面即。

五个掘进工作面，其中四个为半煤岩巷掘进头，一个为石门岩巷掘进头，均为独立供风，采用局扇压入式通风，选用FDIINO5/11型压入式局部通风机五台。

本区投产时需要独立供风的硐室为+1450井底车场和+1550变电硐室。

矿井风量、风压计算

1、风量计算

按各工作地点所需风量计算矿井总需风量Q：

Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ他）K漏

其中：

ΣQ采—各采煤工作面所需风量之和。

ΣQ掘—各掘进工作面所需风量之和。

ΣQ硐—独立通风硐室所需风量之和。

ΣQ他—其他行人和维护巷道所需风量之和。

ΣQ他=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×5%

K—风量备用系数，取1.25；

矿井所需风量计算如下：

（1）采煤工作面需风量

按瓦斯涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数，取其中的最大值，并用风速验算。

1）按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×Kc

式中：

q采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min;

Kc—工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，取2.0；

对于K2+1煤层回采工作面，进行瓦斯抽放后的绝对瓦斯涌出量为0.68m3/min，则：

Q采4=100×0.68×2.0=136m3/min=2.3m3/s

对于K3煤层回采工作面，进行瓦斯抽放后的绝对瓦斯涌出量为0.53m3/min，则：

Q采3=100×0.53×2.0=106m3/min=1.8m3/s

2）按工作面温度计算

Q采=60•VC•SC•Ki

式中：

VC—回采工作面的适宜风速，取1.1m/s;

SC—回采工作面平均有效断面，m2；

Ki—工作面长度系数，取0.9；

Q采4=60×1.1×3.95×0.9=234m3/min=3.9m3/s

Q采3=60×1.1×4.75×0.9=282m3/min=4.7m3/s

3）按工作人员数量计算

Q采=4nc

式中：

4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min;

nc—采煤工作面同时工作的最多人数，取25；

Q采4=Q采3=4x25=100m3/min=1.7m3/s

4）按炸药使用量计算

Q采＝

式中，Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，kg；

b——每公斤炸药爆破后生成的CO的量，b＝0.1m3/kg；

t——通风时间，取30min；

c——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c＝0.02％；

上式可简化为Q采＝25Ac

每班进尺1.0m，工作面长70m，分三次爆破，每次爆破24m，采用单排眼，24m长工作面需布置24个孔，每孔装药量250g，一次爆破装药为6.0kg。

Q采4=Q采3＝25×6.0＝150m3/min=2.5m3/s

根据以上计算，K2+1煤层工作面需风量为3.9m3/s，K3煤层工作面需风量为4.7m3/s。

4）按风速验算

上述风量满足下式：

15×SC≤Q采2+1≤240×SC

即15×3.24≤Q采≤240×3.24

48.6≤234≤777.6

15×SC≤Q采3≤240×SC

即15×3.90≤Q采≤240×3.90

58.5≤282≤936

（2）掘进工作面需风量

掘进工作面需风量按下列要求分别计算，取其中最大值。

1）按井下同时工作的最大班人数计算

Q掘=4×N掘

式中：

Q掘——掘进工作面需风量，m3/min

N掘——掘进工作面同时工作的最多人数，取15人；

4——每人每分钟供风标准，m3/min

Q掘=4×15=60m3/min=1.0m3/s

2）按炸药使用量计算

Q掘=25A掘=25×5.0=125m3/min=2.1m3/s

式中：

Q掘——掘进工作面需要风量；

　　25——按国家标准，每公斤炸药爆炸所需的稀释有毒气体的风量，m3/min·kg；

　　A掘——掘进工作面一次使用最大炸药量，取5.0kg。

3）按绝对瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×Kd

式中：

Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；

　q掘—掘进工作面绝对工瓦斯涌出量，m3/min；

Kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2.0。

Q掘=100×0.43×2.0=86m3/min=1.43m3/s

4）按局部通风机吸风量计算

Q掘=Qf×I×Kf=180×1×1.2=216m3/min=3.6m3/s

式中：

Q掘——掘进工作面实际需风量；

Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，180m3/min；

I——掘进工作面同时运转的风机台数，1台；

Kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。

根据以上计算，取Q掘=216m3/min=3.6m3/s。

d、按风速验算

上述风量满足下式：

15xSj≤Q掘4≤240xSj

即15x4.3≤Q掘4≤240x4.3

64.5≤216≤1032

15xSj≤Q掘石门≤240xSj

即15x5.3≤Q掘石门≤240x5.3

79.5≤216≤1272

符合《煤矿安全规程》的规定。

（3）硐室需风量：

需要独立供风硐室包括井底车场硐室和+1550变电硐室，井底车场硐室需风量取1.5m3/s，+1550变电硐室需风量取1.0m3/s。

（4）井下其它巷道需风量：

ΣQ他=（3.9+4.7×2+3.6×5+1.0+1.5）×5%=1.69m3/s；

则矿井总供风量为：

Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ他）K漏

=（3.9+4.7×2+3.6×5+1.0+1.5+1.69）×1.25=44.4m3/s

矿井的风量分配如下：

110401回采工作面配风4.5m3/s，110301、110302回采工作面配风5.5m3/s，+1550变电硐室配风2.0m3/s,井底车场硐室配风2.9m3/s,每个掘进工作面配风4.0m3/s；其它巷道中：

+1600行人联络巷配风1.0m3/s，回风联络巷（K2+1煤层和K3煤层）各配风1.5m3/s。

5、矿井风压的计算

矿井的通风风压通过通风阻力的计算来确定。

通风阻力由摩擦阻力和局部阻力构成。

摩擦阻力的计算公式为：

h摩=αLPQ2/S3=RQ2

式中：

h摩—摩擦阻力，Pa；

α—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—通过井巷的风量，m3/s；

S—井巷净断面积，m2；

R—井巷摩擦风阻，N·s2/m8；

矿井通风局部阻力按摩擦总阻力的10%计。

由于本区服务年限较长，且一水平服务年限为15.6a，故本次风压计算仅针对一水平通风容易时期和困难时期。

二水平的通风计算待开采一段时间后根据实际情况再进行核算。

矿井开采一水平时风压计算见附表5—3—1、5—3—2。

计算结果为，矿井井巷总风压为：

容易时期632.18Pa，困难时期1122.48Pa。

矿井等积孔的计算

1、通风容易时期矿井等积孔

Amax＝1.19Q/

＝1.19×44.4/

＝2.10m2

2、通风困难时期矿井等积孔

Amin＝1.19Q/

＝1.19×44.4/

＝1.58m2

计算结果：

矿井通风容易时期等积孔为2.10m2，通风属容易程度（A>2.0m2）；困难时期等积孔为1.58m2，通风属中等难易程度（1.0≤A<2.0m2）。

1、根据通风需要安设风门、调节风门；

2、同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路；

3、勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面。

第四节避灾路线

一、矿井安全出口设置及保证措施

矿井生产期间的安全出口为主斜井、副斜井和回风斜井。

安全出口的保证措施为：

主斜井、副斜井等应随时进行维修，保证设计使用断面。

回风斜井的安全出口应布置在风硐的另一侧，和地面出口设置2~3道双向风门。

安全出口用粗料石或砼砌碹支护。

安全出口应经常清理、维护，保持畅通。

二、井下避灾路线

本矿井可能发生的主要灾害包括：

瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾、水灾等。

根据灾害的特点，避灾路线主要分为两类，分述如下：

1、对于火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸灾害：

在判明灾害发生地点后，人员应尽快脱离灾区向有新鲜风流并可以通往地面井口的方向逃生。

110301、110302回采工作面一般避灾路线为：

采煤工作面→工作面运输巷→联络巷→工作面轨道巷→区段轨道石门→区段中部车场→副斜井→地面。

或者：

采煤工作面→工作面运输巷→区段胶带石门→联络巷→主斜井→地面。

110401、110402工作面运输巷掘进工作面一般避灾路线为：

掘进工作面→联络巷→工作面轨道巷→区段轨道石门→区段中部车场→副斜井→地面。

110402工作面回风巷掘进工作面一般避灾路线为：

掘进工作面→回风联络斜巷→工作面运输巷→联络巷→工作面轨道巷→区段轨道石门→区段中部车场→副斜井→地面。

+2600后回风石门掘进工作面一般避灾路线为：

掘进工作面→+2600后回风石门→+2600回风石门→副斜井+2600中部车场→副斜井→地面。

如果矿井进行反风，应沿着上述避灾路线的相反方向从风井逃出。

现场工作人员一旦遭到或发现火灾、煤与瓦斯突出或突出预兆、瓦斯爆炸或爆炸预兆，要沉着、冷静、采取措施进行自救，具体的方法是：

背向空气颤动的方向，俯卧倒地，面部贴在地面，闭住气暂停呼吸，用毛巾捂住口鼻，防止把火焰吸入肺部。

最好用衣物盖住身体，尽量减少肉体暴露面积，以便减少烧伤，爆炸过后，要迅速按规定佩带好自救器，弄清方向，以最短的距离进入新鲜风流，并按照避灾路线，尽快逃离灾区。

撤退中，假如巷道破坏严重，不知撤退是否安全或者无法逃离灾区时，应立即选择避难硐室，充分利用现场的一切器材和设备来保护人员及自身安全。

进入避难硐室后要注意安全，最好找到离水源近的地方，设法堵住硐口，防止有害气体进入。

注意节约矿灯用电和食品，室外做好标记，有规律地敲打连接外部的管子、轨道等，发出求救信号，等待救护队前来救护。

二、对于水灾灾害：

根据水总往低处流的特点，在判明灾害发生点后，人员应尽快沿高处向能通往地面井口的方向逃生。

110301、110302回采工作面一般避灾路线为：

采煤工作面→工作面回风巷→+2600前回风石门→副斜井→地面。

或者：

采煤工作面→工作面回风巷→+2600前回风石门→回风联络巷→回风斜巷→回风斜井→地面。

110401、110402工作面运输巷掘进工作面一般避灾路线为：

掘进工作面→联络巷→工作面轨道巷→区段轨道石门→区段中部车场→副斜井→地面。

110402工作面回风巷掘进工作面一般避灾路线为：

掘进工作面→+2600前回风石门→副斜井→地面。

或者：

掘进工作面→+2600前回风石门→回风联络巷→回风斜巷→回风斜井→地面。

井下某地突然发生透水事故时，现场工作人员除立即向领导汇报外，应迅速组织抢救，尽可能就地取材，加固工作面，设法堵住出水点，以防事故继续扩大。

如水势很猛，无法抢救，应组织人员迅速按避灾路线撤至上一水平或地面。

如因突水后破坏了巷道中的照明和指路牌，迷失了行进的方向时，遇险人员应朝着有风流通过的上山巷道方向撤退。

撤退中，如因冒顶或积水造成巷道堵塞，可寻找其他安全通道撤出。

万一来不及撤至安全地点而被堵在上山独头巷道内，遇难人员应保持镇静，避免体力的过度消耗，等待救援，严禁盲目潜水等冒险行为。

矿领导接到透水报告后，应立即通知矿山救护队，同时根据事故地点和可能波及的地区，通知有关人员撤出危险区，尽快关闭巷道防水闸门，待人员撤至井底车场后，再关闭井底车场的防水闸门，以保护水泵房，组织排水恢复工作。

在此过程中，要保证通风正常，迅速排除有害气体，积极组织抢救井下遇难人员，正确判断人员所在位置，切不可只凭水位标高来分析井下被淹范围。

在透水后井下排水设备应全部启动，并保证排水设备处于完好状态。

井下避灾路线见详图。