南采区初步设计说明书通风部份1119doc.docx
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南采区初步设计说明书通风部份1119doc
第三节采区通风系统
一、通风容易时期和困难时期的确定
根据南采区采、掘工程设计的接替安排，南采区开采初期布置一个3#煤层采煤工作面、两个4#煤层掘进工作面（一亚区段）和一个岩石巷道掘进工作面（二亚区段）,此时期，采区绝对瓦斯涌出量较小，通风路线也较短，相应的采区通风阻力较小，故拟定该时期为通风容易时期。
开采至延深下部时，由于布置一个12#煤层采面与14#煤层采面配采，同时，布置两个12#煤层掘进工作面和一个岩石巷道掘进工作面。
此时期，采区绝对瓦斯涌出量较大，通风路线也较长，相应的采区通风阻力较大，故拟定该时期为通风困难时期。
二、采区总风量的计算
（一）通风容易时期的风量计算：
1、按井下同时工作的最多人数计算，即
Q=4×N×K（式2—1）
=4×250×1.2=1200m3/min
式中：
Q—采区总风量，m3/min
N—井下同时工作的最多人数，人（此处取250人）
4—每人每分钟供风标准，m3/min.人
K—采区通风系数,包括采区内部漏风和通风不均匀等因素,取1.2
2、按采煤、掘进、硐室及其它巷道实际需要风量的总和进行计算，即：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×Km3/min（式2—2）
式中：
∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q硐—硐室实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q其它—采区除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；
K—采区通风系数，包括采区内部漏风和通风不均匀等因素，取1.2；
（1）∑Q采的计算
∑Q采=Q采i+Q采备i（式2—3）
式中：
∑Q采i—第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
Q采备i—第i个备用工作面实际需要的风量，m3/min。
因北三、南采区采煤工作面可以进行调配，故不进行备用工作面的风量配备。
Q采i=100×q采i×K采通im3/min（式2—4）
式中：
Q采i—南采区第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
q采i—第i个采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；此时期，3#煤层采煤工作面瓦斯涌出量预计在8m3/min左右，考虑到抽放的因素，风排只解决7.5m3/min的瓦斯；
K采i—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系统，取1.6;
则：
Q采=100×7.5×1.6=1200m3/min
由于容易时期，仅布置一个采煤工作面，故：
∑Q采=Q采1=1200m3/min
根据《煤矿安全规程》执行说明的规定，采煤工作面实际风量计算须按瓦斯涌出量、爆破后有害气体产生量、工作面温度和风速及人数等因素分别计算，并取其最大值。
结合我矿实际，由于瓦斯涌出量较大，按瓦斯涌出量计算出的采煤工作面实际需要的风量远远大于其它方法计算的风量（风量计算略），故∑Q采取1200m3/min。
（2）∑Q掘的计算
∑Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘3m3/min（式2—5）
式中：
Q掘1-3—分别是1#—至3#掘进工作面的实际需风量，m3/min；
Ⅰ：
按瓦斯涌出量计算：
Q掘i=100×q采i×K掘im3/min（式2—6）
式中：
Q掘i—第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；
q掘i—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；
1#、2#掘进工作面为4#煤层掘进工作面，预计绝对瓦斯涌出量在3m3/min左右；3#掘进工作面（二亚运输石门）预计绝对瓦斯涌出量将达到1.6m3/min；
K掘i—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀系统，取1.6；
则：
Q掘1=Q掘2=100×q采1×K掘1=100×3×1.6=480m3/min
Q掘3=100×q采i×K掘1=100×1.6×1.6=256m3/min
故：
∑Q掘=480+480+256=1216m3/min
Ⅱ：
按局部通风机的实际吸风量计算：
Q掘i=Q掘机i×I掘im3/min（式2—7）
式中：
Q掘机i——第i个掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min。
根据《盘江煤电（集团）公司风量计算细则》及我矿实际情况：
JBT-62型（28KW）局部通风机实际吸风量取350m3/min，FD-1型（60KW）局部通风机实际吸风量取600m3/min。
Ii——第i个掘进工作面同时供风的局部通风机的台数，1#-3#掘进工作面各使用1台局扇供风：
其中1#、2#掘进工作面分别使用1台FD-1型（60KW）局部通风机，3#掘进工作面使用1台JBT-62型（28KW）局部通风机供风。
则：
Q掘1=Q掘2=600m3/min
Q掘3=350m3/min
故：
∑Q掘=600+600+350=1550m3/min
根据《煤矿安全规程》执行说明的规定，掘进工作面实际需风量计算须按瓦斯涌出量、炸药量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定分别计算，并取其最大值。
根据我矿实际情况，按局部通风机实际吸风量计算出的风量大于其它方法计算的风量，故∑Q掘取1550m3/min。
（3）∑Q硐的计算：
南采区容易时期需要配风的硐室有南采区的变电所、绞车房及空压机硐室等3个硐室和北一采区的充电硐室和火药库。
各个硐室的实际需风量，根据不同的类型分别计算。
Ⅰ：
空压机硐室实际需风量按机电设备运转的发热量计算：
Q空压机硐室=（3600×∑W×θ）÷（1.2×1.005×60×Δt）（式2—8）
式中：
∑W——空压机硐室中运转的电动机总功率，kw；
Δt——空压机硐室进、回风的气温差，℃（空压机硐室取10℃）；
θ——空压机硐室的发热系数，（空压机硐室取0.20）；
故：
Q空压机硐室=（3600×440×0.20）÷（1.2×1.005×60×10）
=316800÷723.64=438m3/min
Ⅱ：
其它硐室的实际需风量的计算
根据《煤矿安全规程》执行说明、《煤矿矿井采矿设计手册》的规定和我矿实际情况，取
Q变电所=60m3/min；
Q绞车房=120m3/min；
Q充电硐室=100m3/min；
Q火药库=100m3/min；
则：
∑Q硐=Q空压机硐室+Q变电所+Q绞车房+Q充电硐室+Q火药库
=438+60+120+100+100=818m3/min
（4）∑Q其它的计算：
根据《煤矿矿井采矿设计手册》的规定，结合我矿实际情况，∑Q其它按∑Q采+∑Q掘+∑Q硐的5%配风。
故：
∑Q其它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×5%（式2—9）
=（1200+1550+818）×5%
=3568×5%
=178m3/min
故：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K
=（1200+1550+818+178）×1.2
=3746×1.2
=4495m3/min
由此可见，按井下同时工作的最多人数计算所得的采区总风量小于按井下各用风地点实际需风量的总和计算所得的总风量，故取后者，即Q=4495m3/min。
即通风容易时期的风量为4495m3/min。
（二）通风困难时期的风量计算：
1、按井下同时工作的最多人数计算，即按（式2—1）计算：
Q=4×N×K=4×250×1.2=1200m3/min
2、按采煤、掘进、硐室及其他巷道实际需风量的总和进行计算，即按（式2—2）计算：
（1）∑Q采的计算即按（式2—3，2—4）计算：
通风困难时期，12＃层采煤工作面瓦斯绝对瓦斯涌出量预计将超过50m3/min，因考虑到抽放的因素，风排只解决9m3/min的瓦斯；14＃煤层采煤工作面绝对瓦斯涌出量将超过25m3/min，风排只解决7m3/min的瓦斯。
则：
Q采1=100×9×1.6=1440m3/min
Q采2=100×7×1.6=1120m3/min
又：
∑Q采=（Q采1+Q采2）×K采备
=（1440+1120）×1
=2560m3/min
（2）∑Q掘的计算即按（式2—5，2—6，2—7）计算：
考虑在南采区开展区域性预抽工作，故预计困难时期12＃煤层的1＃、2＃掘进工作面绝对瓦斯涌出量在6m3/min左右，考虑到抽放的因素，风排瓦斯量解决3m3/min，风量计算同容易时期，故分别使用1台FD-1型（60KW）局部通风机，3＃掘进工作面（141212瓦斯巷）使用1台JBT-62型（28KW）局部通风机供风。
因此，困难时期∑Q掘配风同容易时期，即∑Q掘取1550m3/min。
（3）∑Q硐的计算：
南采区困难时期需配风的硐室有南采区的变电所、延深绞车房、延深水泵房及空压机硐室等4个硐室和北一采区的充电硐室和火药库。
各个硐室的实际需风量，根据不同的类型分别计算。
Ⅰ：
延深水泵房、空压机硐室等机电硐室，实际需风量按机电设备运转的发热量计算：
Q机电硐室=（3600×∑W×θ）÷（1.2×1.005×60×Δt）（式2—8）
式中：
∑W——机电硐室中运转的电动机总功率，kw；
Δt——机电硐室进、回风的气温差，℃（空压机硐室取10℃，延深水泵房取5℃）；
θ——机电硐室的发热系数，（空压机硐室取0.20，延深水泵房取0.02）；
故：
Q延深水泵房=（3600×500×0.02）÷（1.2×1.005×60×5）
=36000÷361.8=100m3/min
Q空压机硐室=（3600×440×0.20）÷（1.2×1.005×60×5）
=316800÷723.6=438m3/min
Ⅱ：
其它硐室的实际需要的风量计算
根据《煤矿安全规程》执行说明、《煤矿矿井采矿设计手册》的规定和我矿实际情况，取
Q变电所=60m3/min；
Q延深绞车房=120m3/min；
Q充电硐室=100m3/min；
Q火药库=100m3/min；
则：
∑Q硐=Q延深水泵房+Q空压机硐室+Q变电所+Q延深绞车房+Q充电硐室+Q火药库
=100+438+60+120+100+100=918m3/min
故∑Q硐=918m3/min
（4）∑Q其它的计算即按（式2—8）计算：
故：
∑Q其它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×5%
=（2560+1550+918）×5%
=5028×5%
=251m3/min
故：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K
=（2560+1550+918+251）×1.2
=5279×1.2
=6335m3/min
由此可见，按井下同时工作的最多人数计算所得的采区总风量小于按井下各用风地点实际需风量的总和计算所得的总风量，故取后者，即Q=6335m3/min。
即通风困难时期的风量为6335m3/min。
三、通风阻力的计算
（一）通风容易时期阻力的计算
1、摩擦阻力的计算：
hfr=RfrQ2mmH2O（式3-1）
式中：
hfr——井巷的摩擦阻力，mmH2O；
Rfr——井巷的摩擦风阻，Kη；
Q——井巷风量，m3/s；
其中：
Rfr=αLU/S3（式3-2）
式中：
α——井巷的摩擦阻力系数；
L——井巷的长度，m；
U——井巷周边长度，m；
S——井巷的断面积，m2；
通过计算，通风容易时期的摩擦阻力hfr=152.46mmH2O（计算过程详见表3-1）。
2、局部阻力的计算：
根据《煤矿矿井采矿设计手册》的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即：
her=hfr.15%mmH2O（式3-3）
her=152.46×15%=22.87mmH2O
式中：
her——井巷的局部阻力，mmH2O；
3、通风阻力的计算
h=her+hfrmmH2O（式3-4）
h=22.87+152.46
=175.33mmH2O
式中：
hf——井巷的通风阻力，mmH2O；
即通风容易时期的通风阻力为175.33mmH2O；
（二）通风困难时期阻力的计算
1、摩擦阻力的计算：
按（式3-1）计算
通过计算，通风困难时期的摩擦阻力hfr=214.80mmH2O（计算过程详见表3-2）。
2、局部阻力的计算：
按（式3-3）计算
her=hfr.15%
=214.80×15％
=32.22mmH2O
3、通风阻力的计算：
按（式3-4）计算
h=her+hfr
=32.22+214.80
=247.02mmH2O
即通风困难时期的通风阻力为247.02mmH2O
四、南采区等积孔的计算
A=0.38Q÷h1/2（式4—1）
式中：
A——通风等积孔，m2；
Q——主扇风量，m3/s;
h——井巷的通风阻力，mmH2O；
故A=0.38×105.58÷247.021/2
=40.12÷15.72
=2.55m2
南采区通风难易程度属容易采区，即小阻力采区。
符合《煤炭工业设计规范》的规定：
设计矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1m2。
五、南采区通风设备选型
1、主扇的工作风压
根据我矿实际情况，自然风压对矿井风压影响较小，故不考虑自然通风对北一采区的影响。
容易时期北一采区主扇风压hfmax=1.20×175.33=210.40mmH2O
困难时期北一采区主扇风压hfmax=1.20×247.02=296.42mmH2O
2、主扇的工作风量
Qfmin=1.2Q易=1.2×4495=5394m3/min=89.9m3/s
Qfmax=1.2Q难=1.2×6335=7602m3/min=126.7m3/s
式中：
Q易、Q难分别为容易、困难时期采区的实际需风量，单位m3/min。
Qfmin、Qfmax分别为容易、困难时期采区主扇工作风量，单位m3/min。
根据以上计算结果，参照扇风机个体特性曲线表，选择BDK618-8-NO25型主扇两台（一台工作，一台备用），电机功率为2×280KW。
第四节采区瓦斯抽放
一、建立瓦斯抽放系统的必要性
（一）采区通风及瓦斯情况
南采区设计能力为75万吨，由副井及北二采区4#井进风，北一采区风井回风。
主扇型号为BDK618-8-№25型。
容易时期风量为4495m3/min，困难时期风量为6335m3/min。
矿井瓦斯涌出特点：
我矿属煤与瓦斯突出矿井，瓦斯涌出量较大（历年来瓦斯等级鉴定情况详见下表）。
从己采的三个采区来看，我矿的瓦斯涌出特点是南部大、北部小，浅部小、深部大。
预计南采区瓦斯涌出量将达到100m3/min左右。
瓦斯等级鉴定情况表
时间
（年）
矿井绝对瓦斯涌出量m3/min
矿井相对瓦斯涌出量m3/t.d
鉴定结果
备注
91
28．93
57．48
煤与瓦斯突出矿井
北二采区未生产
92
28．82
技改未生产
93
58．25
31．00
煤与瓦斯突出矿井
94
76．27
34．90
煤与瓦斯突出矿井
95
96．57
40．79
煤与瓦斯突出矿井
96
57．87
未正常生产
97
80．05
62．77
煤与瓦斯突出矿井
98
92．46
64．23
煤与瓦斯突出矿井
99
90．36
39．99
煤与瓦斯突出矿井
2000
78．02
44．42
煤与瓦斯突出矿井
2001
80.68
45.94
煤与瓦斯突出矿井
2002
77.06
43.87
煤与瓦斯突出矿井
（二）瓦斯抽放的必要性
南采区风量为6335m3/min，风排瓦斯能力为47.5m3/min，故仅靠通风的方法无法解决瓦斯问题。
同时，考虑到解决采、掘工作面的防突问题，需开展瓦斯预抽工作。
因此，必须建立南采区瓦斯抽放系统。
二、抽放系统及抽放方法
（一）抽放系统
根据南采区初步设计及我矿瓦斯抽放的实际情况，建立南采区高、低负压瓦斯抽放系统，抽放泵站设在北一采区地面工业广场内。
高、低负压瓦斯抽放系统分别由抽放泵及抽放管路组成，能独立地进行抽放并能实现互抽。
（二）抽放方法
1、高负压抽放
（1）在1350南进风大巷设钻场通过打钻孔穿透各煤层进行高负压预抽。
（2）在南采区每一区段开掘瓦斯集中抽放巷，通过打钻孔穿透各煤层进行区域性预抽。
（3）在瓦斯涌出较大采煤工作面上、下巷布置本煤层预抽钻孔进行高负压预抽。
2、低负压抽放
（1）在瓦斯涌出较大煤层（如12＃煤层）的采煤工作面，开掘高位瓦斯抽放巷或打高位长钻孔进行抽放。
（2）在采煤工作面上隅角进行留管抽放。
（3）采空区抽放等。
三、南采区有关瓦斯参数的确定
1、瓦斯含量
老屋基矿+1360水平以上煤层平均瓦斯含量为9.73m3/t，+1360水平以下煤层平均瓦斯含量为15.08m3/t。
2、瓦斯储量
W=X.A（式3—1）
式中：
W——煤层瓦斯储量万m3
X——煤层瓦斯含量m3/t
A——煤层储量万吨
W1=X1.A1
W2=X2.A2
W=W1+W2+W岩（式3—2）
式中：
W1——+1360水平以上煤层瓦斯储量万m3
X1——+1360水平以上煤层平均瓦斯含量m3/t
A1——+1360水平以上煤层储量万t
W2——+1360水平以下煤层瓦斯储量万m3
X2——+1360水平以下煤层平均瓦斯含量m3/t
A2——+1360水平以下煤层储量万t
W岩——岩石瓦斯储量（取煤层瓦斯储量的10％）万m3
W1=848.5×9.73=8255.91万m3
W2=1243.5×15.08=18751.98万m3
W岩=（8255.91+18751.98）×10％=2700.79万m3
W=8255.91+18751.98+2700.79=29708.68万m3
3、可抽瓦斯量
W可=W.dk（式3—3）
式中：
W可——可抽瓦斯量万m3
W——南采区瓦斯储量万m3
dk——采区抽放率（根据我矿的实际情况取38％）％
故：
W可=29708.68×38％=11289.30万m3
四、瓦斯管路和瓦斯泵的选择
（一）低负压系统
1、瓦斯管路的计算和选择
Q主=100m3/minQ干=70m3/minQ支=45m3/min
主管流速取14m/s,干管流速取10m/s,支管流速取8m/s（考虑到困难时期，瓦斯涌出较大，瓦斯涌出不均衡等原因，故管路流速取值较小，留下余量，以便在特殊情况下，采用两台CBF410-2型瓦斯抽放泵并联抽放，以增加抽放量）。
D=0.1457（
）1/2（式4-1）
式中：
D——瓦斯抽放管内径米
Q——瓦斯管内的流量m3/min
V——瓦斯流动速度m/s
D主=0.1457×（100÷14）1/2=0.389米=389mm
D干=0.1457×（70÷10）1/2=0.385米=385mm
D支=0.1457×（45÷8）1/2=0.346米=346mm
根据计算:
选择主管路为玻璃钢管，型号为ф400×5；干管路为玻璃钢管，型号为ф400×5；支管路为玻璃钢管，型号为ф350×4。
2、瓦斯管路阻力计算：
瓦斯管路阻力计算，按抽放困难时期（回采至南采采区延深四亚区段）管路长度计算。
即低负压系统管路从北一抽放站，经北一风井、南采区回风巷、回风上山、延深运输下山（延深四亚区段）。
H=
（式4-2）
式中：
H——阻力损失mmH2O
L——管路长度m
Q——流量m3/小时
Δ——混合瓦斯对空气的相对比重
K——系数
D——管子内径（直径）cm
H主=[2036×（100×60）2×0.866]÷[0.71×（40）5]
=873.05mmH2O
=64.19mmHg
H干=[290×（70×60）2×0.866]÷[0.71×（40）5]
=60.93mmH2O
=4.48mmHg
H支=[1200×（45×60）2×0.866]÷[0.71×（35）5]
=203.16mmH2O
=14.94mmHg
H局=（H主+H干+H支）×10%
式中：
H局——瓦斯管路局部阻力损失mmHg
H局=（64.19+4.48+14.94）x10%=8.36mmHg
H出=[50×（100×60）2×0.866]÷[0.71×（50）5]=7.03mmH2O=0.52mmHg
H出——井上正压端管路摩擦阻力损失mmH2O
H出局=H出×10%=0.05mmHg
H出局——井上正压端管路局部阻力损失mmH2O
H入总=H主+H干+H支+H局（式6-3）
=64.19+4.48+14.94+8.36=91.74mmHg
H出总=H出+H出局=0.52+0.05=0.57mmHg
（二）高负压系统
瓦斯管路阻力计算，按抽放困难时期（回采至南采区延深四亚区段）管路长度计算。
即高负压系统管路从北一抽放站，经北一风井、南采区回风巷、回风上山、延深运输下山、延深四亚运输石门至延深四亚瓦斯集中抽放巷。
1、瓦斯管路的计算和选择
Q主=80m3/minQ干=60m3/minQ支=30m3/min
主管流速取14m/s,干管流速取15m/s，支管流速取11m/s
D=0.1457（
）1/2（式4-1）
D主=0.1457×（80÷14）1/2=0.348米=348mm
D干=0.1457×（60÷15）1/2=0.291米=291mm
D支=0.1457×（30÷11）1/2=0.241米=241mm
根据计算:
选择主管路为玻璃钢管，型号为ф350×5；干管为玻璃钢管，型号为ф300×5；支管为玻璃钢管，型号为ф250×4。
2、瓦斯管路阻力计算：
计算公式同低负压抽放系统。
H主=[2036×（80×60）2×0.866]÷[0.71×（35）5]
=1089.38mmH2O
=80.10mmHg
H干=[230×（60×60）2×0.866]÷[0.71×（30）5]
=98.64mmH2O
=7.25mmHg
H支=[1200x（30×60）2×0.866]÷[0.71×（25）5]
=485.60mmH2O=35.71mmHg
H局=（H主+H干+H支）×10%
H局=（80.10+7.25+35.71）×10%=12.31mmHg
H出=[50×（80×60）2×0.866]÷[0.71×（50）5]=4.50mmH2O=0.3mmHg
H出局=H出×10%=0.03mmHg
H入总=H主+H干+H支+H局=80.10+7.25+35.71+12.31=135.37mmHg
H出总=H出+H出局=0.3+0.03=0.33mmHg
（三）瓦斯泵选择
⑴瓦斯泵压力计算：
抽放瓦斯的压力为H入总与钻孔孔口负压HD之和。
抽采空区瓦斯HD取20mmHg，预抽原始煤体瓦斯HD取120mmHg
低负压系统：
H=（H入总+HD）.K（式5-4）
=（91.74+20）×1.2=134.09mmHg
式中：
K——备用参数
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