221矿通风设计1.docx

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221矿通风设计1

昌平矿业公司221煤矿

矿井通风设计

2015年6月

设计依据

1、《煤矿安全规程》2011年版　

2、《221煤矿0.06Mt/a改扩建工程初步设计》

3、《221煤矿0.06Mt/a改扩建工程初步设计安全专篇》

4、《煤矿安全质量标准化基本要求及评分办法（试行）》2014年5月

5、221煤矿2014年度瓦斯等级鉴定批复

6、《煤矿开采学》

7、《煤矿通风综合技术手册》

221煤矿矿井通风设计

一、井田概述

（一）地表资料

井田位于吐鲁番盆地北缘，博格达山南麓，地形为南北高，中间低，为典型的山前冲洪积凹地，海拔标高+1207m～+1306m之间，相对高差99m，煤矿位于凹地东侧，东为冲沟，西为冲洪积平原。

（二）气象

矿区属中温带大陆性干旱气候，全年最冷季节在12月至翌年3月，最低气温-20℃左右；每年7～8月气温最高，平均在+20℃以上。

年降水量在276mm左右，最大日降水量在18mm。

年平均降水日70～90天，年蒸发量一般2143mm，最大蒸发量在7月份可达356.5mm。

每年10月下旬开始结冻，3月下旬～4月份开始解冻，最大冻土深度达1m。

初雪在10月上旬，终雪在4月下旬。

风向以西南风为主，秋冬季风大，最大风速2.9m/s，一般风速1.2～2.00m/s。

天山地区是我国西北地区地震强烈活动的地区之一。

该矿区位于天格尔山北部边缘，为七级地震烈度区。

（三）交通运输

221团煤矿位于新疆吐鲁番市大河沿镇东北16km处，隶属吐鲁番市大河沿镇管辖。

由大河沿镇通往东湖监狱石灰石矿的公路从221煤矿西3km处通过，从该公路到煤矿有简易公路相通。

而且大河沿镇是兰新铁路、南疆铁路的枢纽，有公路与312国道、314国道、吐鲁番市相连，交通运输条件极为便利。

（四）、瓦斯

1、瓦斯含量

地质报告中ZK1-1、ZK2—1两个钻孔收集7号煤层瓦斯解析样，对可采煤层7号煤层的瓦斯样进行了测试，测试结果如下：

7号煤层瓦斯含量：

0.316～0.553ml/g可燃质，甲烷（CH4）为0，二氧化碳为40.98～25.18%，氮气为59.02～74.82%，其中二氧化碳含量随深度的增加而减少，氮气含量随深度增加而减少，所采样品的深度处于CO2—N2带中，井田中7号煤层在+1050水平以上为CO2—N2带。

从地质报告提供的钻孔7号煤层瓦斯含量看，煤层瓦斯含量较小，从总体来看，随着深度的增加，7号煤层瓦斯含量有减少的趋势，地质报告解析样采用的瓦斯涌出量测定标高为+1096m，至+1050m，高差46m，采样深度变化小，不易推测瓦斯含量随深度具体变化值，在今后的生产过程中必须做好瓦斯检测工作，做好井下通风。

2、瓦斯等级鉴定资料

根据2014年进行矿井瓦斯等级鉴定工作，兵团工信委并进行了批复（兵工信煤电【2014】186号），确定矿井绝对瓦斯涌出量为0.66m3／min，相对瓦斯涌出量为2.84m3／t；绝对二氧化碳涌出0.53m3／min，相对二氧化碳涌出量为2.25m3／t，确定为瓦斯矿井。

（五）、煤尘、煤层自燃、地压及地温

1、煤层的自燃倾向性

根据新疆煤炭科学研究所于213年4月22日提交的《新疆建设兵团221煤矿煤尘爆炸性及自燃倾向性鉴定报告》可知本矿7号煤层自燃倾向等级为II级自燃，自燃吸氧量为0.60cm3/g干煤，最短自然发火期为45—90天。

2、煤尘爆炸危险性

根据新疆煤炭科学研究所于213年4月22日提交的《新疆建设兵团221煤矿煤尘爆炸性及自燃倾向性鉴定报告》可知本矿7号煤层煤尘火焰长度690mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为70%，鉴定结论为有爆炸性。

3、地温

本区井下无高温区，地温无异常现象。

4、地压

正常。

（六）、电源条件

221煤矿供电电源采用10KV每回双线路形式的双电源供电方案，线路为2*LGJ-24016km，接自大河沿110KV变电站10KV不同母线段，2回10KV线路同时工作分列运行，矿井供电电源可靠，矿井双回路供电线路一工一备，经两趟高压架空线路送至221煤矿地面变电所高压开关柜上，然后分配至各用电区域。

矿井设2回10KV双线路电源线路长度均为16km，接自大河沿110KV泉变电所10KV不同母线段，

（七）、井田地层

本矿区内除大面积为第四系外，只有中侏罗统西山窑组和下侏罗统三工河组、八道湾组地层断续出露，中侏罗统头屯河组全部被第四系所覆盖。

（八）、井田构造

本井田位于塔什索干向斜构造W1之南翼，构造特征明显，在走向上具有明显的分段性，以2号井为界，以北为一近于直立的单斜构造段，南侧为牵引褶皱段。

据地表出露煤层产状、矿井从开采和钻孔揭露情况可知，该段内地层产状一般为310º～330º∠65º～88º，局部略有倒转150º∠85º～88º，并伴随有少数小断层，走向上煤岩层较为稳定，属急倾斜类型，构造复杂程度属中等。

。

（九）、井田水文地质

1、井田概况

本井田位于塔什索干向斜构造W1之南翼，构造特征明显，在走向上具有明显的分段性，以2号井为界，以北为一近于直立的单斜构造段，南侧为牵引褶皱段。

2、含（隔）水层的划分

（1）、含（隔）水层

通过该矿山的调查访问和地表水文点的调查，在煤层顶底板均未发现强含水层存在，均以弱含水层及隔水层为主，现将主要含水层分述如下：

①第四系冲洪积砂砾石潜水含水层（Q4a1+pl）H1

该含水层主要分布于矿区东部的东沟沟谷中，由砂、砂砾石、漂石组成，厚度小于20m，其孔隙度大，透水性强，受季节性暴雨和泉水的补给，赋存一定量地下水，属于富水性中等含水层。

②第四系风成砂透水不含水岩层（Q3eol）H2

该层在矿区大面积分布，厚度在10～40m之间。

主要由粉细砂、黄土所组成，孔隙大、透水性较好，由于补给缺乏，该地层为透水而不含水地层。

③侏罗系中统头屯河组隔水层G1

岩性以粉、细砂岩、泥岩为主，裂隙、孔隙不发育，隔水性能好。

④侏罗系中统西山窑组上段隔水层G2

⑤侏罗系中统西山窑组下段裂隙－孔隙含水层H3

该含水层位于西山窑组下段的底部在矿区零星出露，由中—粗砂岩组成，大部分为泥质胶结，局部为钙质胶结，厚度为20～35m不等，其中矿区北部较薄，矿区南较厚。

主要接受高山区的雪水和山区降雨补给，从目前生产煤矿在+1151m水平开采情况来看，它为弱含水层。

主立井水样化验结果：

矿化度2776mg/l，总硬度1130.83m3/l，水质类型SO42-、Cl-～K++Na+、Ca+型水。

⑥侏罗系下统三工河组隔水层G3

岩性以粉砂岩、泥岩为主，夹中、粗砂岩，裂隙孔隙不发育，隔水性能好。

⑦侏罗系下统八道湾组裂隙—孔隙含水层H4

该含水层在矿区东部的东沟内广泛出露，岩性主要由泥质胶结的粗砂岩组成，厚度在30m左右。

主要接受高山区的雪水和山区的降雨的补给，补给量充足，在东沟低洼处以泉的形式线状排泄，为当地居民生产和生活水来源。

据实地观测流量为2～3L/S之间，水质类型SO42-、Cl-～K++Na+、Ca+型水，矿化度为0.53g/l，属于赋水性中等的含水层。

2、矿井充水因素

在煤层顶、底板均未发现强含水层，但在西南部和东北部情况有所不同，尤其是矿区西南部断层影响甚大。

矿区中部组成含水层的岩性多以粗砂岩等颗粒粗的砂岩为主，具有一定的孔隙，接受高山雪水和降雨的补给，赋存一定的地下水，以静贮存时为主，目前浅部煤已采完，深部煤层都处于地下水水位以下的矿层中，煤层底板粗砂岩裂隙—孔隙水为矿坑中部充水上要水源。

在矿区南部，随着回采面积不断扩大，水力联系在南部加强，沟通下部侏罗系八道湾含水层，地下水就会溃入矿井，对矿井生产造成一定威胁。

在矿区北部，地下水受向斜的影响，当开采向斜轴部煤层时，在开采过程中冒落带，裂隙带波及的范围大，矿井涌水量明显增大，由于煤层底板砂岩含水层距侏罗系八道湾含水层之间厚度大，隔水岩层主要是粉砂岩和泥岩，隔水性能好，两者含水层之间的水力联系不甚密切，矿井的涌水量补给水源主要是煤层底板的孔隙—裂隙承压水。

3、水文地质条件评价

该区构造中等，无地表水流，煤层大部分位于当地地下水水位以下，矿区中部的岩层富水性弱，多以隔水层和弱含水层为主。

矿区北部和南部水文地质条件局部较复杂，矿区水文地质条件为二类一型。

二、矿井开发现状

该矿井为“十五”规划9万t/a改扩建矿井，2009年经过验收并投入生产。

主立井为圆形断面，净断面4.9m2，井深156m，井底标高+1110m；新建主立井为圆形断面，净断面19.6m2，井深316m，井底标高+950m作为0.60Mt/a生产提升井筒。

副斜井为半圆拱形断面，净断面7.1m2，井口标高为+1250.32m，落底标高为+1068m水平，斜长390m；回风斜井坡度31°，井筒为半圆拱形断面，净断面4.0m2，井口标高为+1260.87m，落底标高为+1068m，斜长为362m，为矿井专用回风井，并兼做矿井第二安全出口。

各水平以中央石门贯穿各煤层后，沿煤层布置工作面巷道。

开采煤层以7#煤层为主。

现采煤工作面为+1096m水平，用单体液压支柱配“Π”型梁放顶煤采煤方法。

该矿煤层顶板易于冒落，工作面采用全部垮落法管理顶板。

现掘进工作面为+1068m水平南翼，为0.60Mt/a技改综放首采工作面，近期+1068+1068m水平南翼，掘进完成后矿井将布置一个首采工作面（+1068m水平南翼综采工作面），两个机掘工作面（），后期矿井将布置一个综采工作面，一个为倾斜柔性掩护支架采煤工作面（配采工作面），两个机掘工作面。

三、矿井通风系统

矿井为斜井开拓，设计矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。

矿井初期布置有进风井二个，即主立井、副斜井；回风井两个，即回风立井、回风斜井。

矿井通风路线为：

副斜井→区段进风石门→+1096运输顺槽→+1096采煤工作面→+1096回风顺槽→回风天眼→回风斜井→地面；

副斜井→暗副斜井→暗斜井绞车绕巷→回风斜井→地面

主立井→+1068m水平运输石门→+1068采煤工作面→回风斜井→地面

（一）、矿井风量计算原则和方法

1、原则：

1）保证井下工作人员所需最低的新鲜空气量。

2）使矿井内各种有毒有害气体稀释到无危险和无害的浓度并使之排出井外。

3）创造矿内适宜的气候条件，排除飞扬的矿尘，

4）保证给矿工造成良好的劳动环境。

2、计算方法

瓦斯矿井中所需风量计算方法，按下列要求分别计算，并应采取其中最大值。

1）按井下工作的最多人数计算；

2）按瓦斯涌出量计算；

3）按工作面温度计算；

4）按气象条件计算；

5）按局部通风机吸风量计算；

6）风速验算符合要求。

（二）、矿井风量及风压计算

近期矿井布置一个综采工作面（+1068水平南翼首采工作面）一个配采工作面（+1069水平南翼普采工作面）和两个掘进工作面，综采工作面和配采工作面通风方式为一进一回的U型通风方式，综掘工作面采用局扇压入式通风。

暗副斜井绞车房采用并联通风，其它硐室采用串联或扩散通风，矿井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多人数计算

Q＝4×N×K

式中：

Q—矿井总供风量，m3／min；

N—井下同时工作的最多人数，取72人；

4—每人每分钟供风标准，m3／min；

K—矿井通风系数，矿井采用分区式通风，K取1.2。

Q＝4×72×1.2＝346m3／min＝5.8m3／s

2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算

Q＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×K

式中：

∑Q采—采煤工作面实际需风量总和，m3／min；

∑Q掘—掘进工作面实际需风量总和，m3／min；

∑Q硐—硐室实际需风量总和，m3／min；

∑Q它—其它需风量总和，m3／min。

（1）、采煤工作面需风量计算

工作面需风量按瓦斯涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。

A、+1068m水平南翼综采放顶煤工作面（首采工作面）需风量计算：

a、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

Q采＝100×q采×Kc

式中：

Q采—采煤工作面实际需要风量，m3／min；

q采—采煤工作面二氧化碳绝对涌出量，m3／min；

根据2014瓦斯涌出量鉴定结果，矿井二氧化碳相对涌出量为2.84m3/t，工作面日产量1140t，则采煤工作面二氧化碳绝对涌出量为2.84×1140/（24×60）=2.248m3／min。

Kc—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面取1.5。

Q采＝100×2.248×1.5＝337.2m3／min＝5.62m3／s

b、按工作面温度选择适宜的风速进行计算

Q采＝60×Vc×Sc×Ki

式中：

Vc—采煤工作面风速，取1.2m／s；

Sc—采煤工作面的平均有效断面，取9.75m2；

Ki—工作面长度系数，取0.8。

Q采＝60×1.2×9.75×0.8＝561.6m3／min＝9.36m3／s

c、按工作人数计算

Q采＝4×NK

式中：

N—工作面同时工作的最多人数，取25人；

K—风量备用系数，取1.5

4—每人每分钟应供给的最低风量，m3／min。

Q采＝4×25×1.5＝150m3／min＝2.5m3／s

附表1：

采煤工作面空气温度与风速对应表

工作面

空气温度/℃

工作面风速V/（m﹒s-1）

煤层厚度＜1.5m

煤层厚度1.5～3.5m

煤层厚度＞3.5m

＜15

0.3～0.4

0.3～0.5

15～18

0.5～0.7

0.5～0.8

0.8

18～20

0.8～0.9

0.8～1.0

0.8～1.4

20～23

1.0～1.2

1.0～1.3

1.0～1.5

23～26

1.5～1.7

1.5～1.8

1.5～2.0

26～28

2.0～2.2

2.0～2.5

2.0～2.5

注：

有降温措施的工作面按降温后的温度计算。

附表2：

采煤工作面长度风量调整系数表

采面长度m

0～5

50～100

100～150

150～200

200～250

250～300

300以上

系数K

0.8

0.9

1

1.1

1.2

1.3

1.4

附表3：

K采高---采煤工作面采高调整系数

采高/m

＜2.0

2.0～2.5

2.5～5.0及放顶煤面

系数K采高

1.0

1.1

1.5

d、按风速进行验算

0.25×Sc≤Qc≤4×Sc

式中：

Sc—采煤工作面平均有效断面，取9.36m2

Qc≥0.25×Sc＝0.25×9.36＝2.34m3／s

Qc≤4×Sc＝4×9.36＝37.44m3／s

根据以上计算+1068m水平南翼综采放顶煤工作面（首采工作面）所需风量为9.36m3／s

B、+1096m水平南翼伪倾斜柔性掩护支架采煤工作面需风量计算

a、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

Q采＝100×q采×Kc

式中：

Q采—采煤工作面实际需要风量，m3／min；

q采—采煤工作面二氧化碳绝对涌出量，m3／min；

根据2014瓦斯涌出量鉴定结果，矿井二氧化碳相对涌出量为2.84m3/t，工作面日产量882t，则采煤工作面二氧化碳绝对涌出量为2.84×882/（24×60）=1.74m3／min。

Kc—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面取1.5。

Q采＝100×1.74×1.5＝261m3／min＝4.35m3／s

b、按工作面温度计算

Q采＝60×Vc×Sc×Ki

式中：

Vc—采煤工作面风速，取1.2m／s；

Sc—采煤工作面的平均有效断面，取4.8m2；

Ki—工作面长度系数，取0.8。

Q采＝60×1.2×4.8×0.9＝311.m3／min＝5.18m3／s

c、按工作人数计算

Q采＝4×NK

式中：

N—工作面同时工作的最多人数，取20人；

K—风量备用系数，取1.5

4—每人每分钟应供给的最低风量，m3／min。

Q采＝4×20×1.5＝120m3／min＝2（m3／s）

d、按炸药量计算

Q采＝AC×b/（t×c）＝10×0.1/（20×0.02%）＝250m3／min＝4.16（m3／s）

式中AC——采煤工作面一次使用最大炸药量，11.25kg；

b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药量爆破后的有毒气体国家标准取0.1m3／kg

t——通风时间，取20min

c——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取0.02%

e、按风速进行验算

0.25×Sc≤Qc≤4×Sc

式中：

Sc—采煤工作面平均有效断面，取4.8m2

Qc≥0.25×Sc＝0.25×4.8＝1.2m3／s

Qc≤4×Sc＝4×4.8＝19.2m3／s

根据以上计算,伪倾斜柔性俺护支架放顶煤工作面面风量取5.18m³/s。

（2）、掘进工作面需风量计算

A、综掘工作面实际需风量计算

a、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

Q掘＝100×q掘×Kc

式中：

Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3／min；

Q掘—掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，m3／min；

根据2014瓦斯涌出量鉴定结果，矿井二氧化碳相对涌出量为2.84m3/t，掘进工作面日进尺平均按10m，平均掘进断面按8.64m2，则掘进工作面瓦斯绝对涌出量为2.84×10×8.64×1.31/（24×60）=0.223m3／min

K掘涌—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。

Q掘＝100×0.223×1.8＝35.46m3／min＝0.67m3／s

b、按人数计算实际需风量

Q掘＝4×N

式中：

N—掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。

Q掘＝4×9＝36m3／min＝0.6m3／s

c、按炸药量计算

Q=A×b/t×c=5×0.1/（20×0.02%）=125m3／min=2.08m3／s

式中：

A—掘进工作面一次爆破的炸药量，5kg；

b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取b=0.1m3/kg；

t—通风时间，一般不少于20min；

c—爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取c=0.02%

d、按局部通风机吸风量计算

根据巷道长度和巷道断面积，掘进工作面配备两台型号为FBD№5.6型15×2KW局部通风机（FBD№5.6型局部通风机的额定风量为238～358m3/min,取270m3/min），一台工作，一台备用，工作面使用直径800mm的阻燃风筒。

Q掘＝Q局×I×Kf＝270×1×1.3＝351m3/min=5.85m3／s

式中：

Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

Q局——掘进工作面局部通风机的额定风量，取270m3/min；

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

Kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3，取1.3。

e、按风速进行验算

最低风速验算：

Q≥60×V低×S煤=60×0.25×8.4=126m3/min

符合要求；

式中：

V低——掘进工作面的最低允许风速：

煤巷V低=0.25m/s；

S煤——掘进工作面巷道的净断面积，8.4m2

最高风速验算：

Q≤60×V高×S煤=60×4×8.4=2016m3/min

符合要求；

式中：

V高——掘进工作面的最高允许风速：

V高=4m/s；

S煤——掘进工作面巷道的净断面积，8.4m2

f、按掘进工作面温度验算，见表，符合要求。

温度/℃

6以下

16～22

23～26

16以下

16～22

23～26

16以下

16～22

23～26

需要风量（m3/min）

40

50

60

50

60

80

60

80

100

f、按有害气体的浓度验算，回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定：

P煤瓦/Q掘=0.223/351=0.00064≤1%

其中：

Q掘——掘进工作面需要风量，取351m3/min；

P煤瓦——瓦斯绝对涌出量，取0.223m3/min；

符合要求。

根据以上计算综掘工作面需风量取：

5.85m3/min/s

B、炮掘工作面（暗斜井）实际需风量计算

a、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

Q掘＝100×q掘×Kc

式中：

Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3／min；

Q掘—掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，m3／min；

根据2014瓦斯涌出量鉴定结果，矿井二氧化碳相对涌出量为2.84m3/t，掘进工作面日进尺平均按8m，平均掘进断面按12.11m2，则掘进工作面瓦斯绝对涌出量为2.84×8×12.11×1.31/（24×60）=0.25m3／min

K掘涌—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取2。

Q掘＝100×0.25×2＝50m3／min＝0.83（m3／s）

b、按人数计算实际需风量

Q掘＝4×N

式中：

N—掘进工作面同时工作的最多人数，取14人。

Q掘＝4×14＝56m3／min＝0.9.3m3／s

c、按炸药量计算

Q=A×b/t×c=8×0.1/（20×0.02%）=200m3／min=3.3m3／s

式中：

A—掘进工作面一次使用炸药量，8kg；

b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取b=0.1m3/kg；

t—通风时间，一般不少于20min；

c—爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取c=0.02%

d、按局部通风机吸风量计算

根据巷道长度和巷道断面积，掘进工作面配备两台型号为FBD№6/2×5.5局部通风机（FBD№6/2×5.5局部通风机的额定风量为160～260m3/min,取200m3/min），一台工作，一台备用，工作面使用直径600mm的阻燃风筒。

Q掘＝Q局×I×Kf＝200×1×1.3＝260m3/min=4.3m3／s

式中：

Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

Q局——掘进工作面局部通风机的额定风量，取200m3/min；

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

Kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3，取1.3。

e、按风速进行验算

最低风速验算：

Q≥60×V低×S煤=60×0.25×12.11=181.7m3/min

符合要求；

式中：

V低——掘进工作面的最低允许风速：

煤巷V低=0.25m/s；

S煤——掘进工作面巷道的净断面积，12.11m2

最高风速验算：

Q≤60×V高×S煤=60×4×12.11=2906.4m3/min

符合要求；

式中：

V高——掘进工作面的最高允许风速：

V高=4m/s；

S煤——掘进工作面巷道的净断面积，12.11m2

f、按掘进工作面温度验算，见表，符合要求。

温度/℃

6以下

16～22

23～26

16以下

16～22

23～26

16以下

16～22

23～26

需要风量（m3/min）

40

50

60

50

60

80

60

80

100

g、按有害气体的浓度验算，回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定：

P煤瓦/Q掘=0.25/260=0.00096≤