煤炭冲通风设计.docx
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煤炭冲通风设计
第五章矿井通风
6.1概况
6.1.1瓦斯
根据2007年1月云南省煤炭工业局对煤炭冲煤矿进行过瓦斯检测，检测结果为：
最大相对瓦斯涌出量为1.72m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.12m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为3.24m3/t，最大绝对二氧化碳涌出量为0.44m3/min，根据《煤矿安全规程》第133条，该矿井为低瓦斯矿井。
矿井生产能力为90kt/a时，该矿井绝对瓦斯涌出量计算：
q矿瓦=1.72×（90000÷330）÷24÷60=0.3258m3/min。
矿井生产能力为90kt/a时，该矿井绝对二氧化碳涌出量计算：
q矿二氧化碳=3.24×（90000÷330）÷24÷60=0.614m3/min。
即矿井生产能力为90kt/a时，该矿井绝对瓦斯涌出量为0.3258m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.614m3/min。
6.1.2煤尘爆炸危险性
根据煤炭科学研究总院重庆分院2005年7月鉴定，该矿井开采M4煤层有煤尘爆炸危险性。
6.1.3煤的自燃倾向性
根据煤炭科学研究总院重庆分院2005年7月鉴定，该矿井开采煤层属Ⅲ类，不易自燃。
6.1.4地温
该矿井井下地温无异常现象。
6.2矿井通风
6.2.1通风方式及通风方法
按该矿井开拓布置实际情况，矿井通风方式为分列式。
采用抽出式通风方法通风，走向长壁采煤法，工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
6.2.2风井数目、服务范围及服务年限
矿井移交生产时共有三个井筒，主要由主主斜井和辅助提升井进风，回风平硐回风，主斜井井筒服务年限为矿井整个开采期间。
6.2.3矿井风量、负压及等积孔
矿井风量计算方法依据《煤矿安全规程》、《采矿工程设计手册》和矿井开拓方式平面图及采区巷道布置图，矿井初期、后期均为一个采煤工作面、两个掘进工作面，按照生产能力90kt/a进行配风。
6.2.3.1总风量计算
1按井下同时工作的最多人数需要风量计算
Q=4NK
式中：
N——井下同时工作的最多人数，人；
4——每人每分钟供风标准，m3/min；
K——矿井通风系数，取1.2；
Q=4×100×1.2
=480m3/min
=8.0m3/s
2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，取1.2。
1）采煤工作面风量计算
①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q采=100×q采×Kc
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。
按煤层厚度、采煤工作面长度、落煤方式取值，实测回采工作面绝对瓦斯涌出量1.72m3/min，设计工作面日产量为273t，预测回采工作面达产时绝对二氧化碳涌出量q采＝0.614m3/min；
Kc——工作面二氧化碳涌出不均衡系数，炮采工作面取2.0；
经计算，每个工作面Q采＝73.68m3/min，∑Q采＝73.68m3/min。
②按工作面温度计算
Q采=60×Vc×Sc×Ki
式中：
Vc——回采工作面适宜风速，取1.0m/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，取4.0m2；
Ki——工作面长度系数，取0.9。
经计算，每个工作面Q采＝207m3/min,∑Q采=207m3/min。
③按炸药使用量计算
Q采=25Ac
式中：
Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，取8kg；
经计算，每个工作面Q采为200m3/min，∑Q采=200m3/min。
④按工作人员数量计算
Q采=4nc
式中：
4——每人每分钟供风标准，m3/min；
nc——采煤工作面同时工作的最多人数，取30人。
经计算，每个工作面Q采为120m3/min，∑Q采为120m3/min。
⑤按风速验算
15×Sc≤Q采≤240×Sc
式中：
Sc——回采工作面平均有效断面，有效断面在2.88～4.61m2，平均断面3.84m2，采煤工作面取以上计算风量的最大值207m3/min，∑Q采＝207m3/min，经验算，所配风量符合要求。
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采=100×q掘×kd
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二氧化碳涌出量，m3/min，实测掘进工作面绝对二氧化碳涌出量q掘＝0.44m3/min；
kd——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，炮掘工作面取2.0；
经计算，每个掘进工作面Q掘＝52.8m3/min，∑Q掘＝52.8m3/min。
②按炸药使用量计算
Q掘=25Aj
式中：
Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取3㎏；
经计算，每个工作面Q掘＝75m3/min，∑Q掘＝75m3/min。
③按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I×kf
式中：
Qf——掘进工作面局部通风机（BTF-5.5）额定风量，取90m3/min；
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，掘进工作面2个，取2台；
kf——风量备用系数，取1.2。
经计算，掘进工作面Q掘＝216m3/min，∑Q掘＝216m3/min。
④按工作人员数量计算
Q掘=4nj
式中：
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10人。
经计算，每个工作面Q掘为40m3/min，∑Q掘为40m3/min。
⑤按风速验算
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中：
Sj——掘进工作面巷道过风断面4m2。
经计算，掘进工作面巷道允许通过的风量为68m3/min～1248m3/min。
掘进工作面取以上计算风量的最大值108m3/min，所配风量符合要求。
3）硐室配风
该矿井下配电硐室和水泵房按经验值取Q硐＝60×2＝120m3/min。
井下绞车硐室按经验值取Q硐＝60×1＝60m3/min。
4）其它维修行人巷道配风
矿井其它维修行人巷道配风∑Q它为60m3/min。
矿井总风量为：
Q=（207＋192＋120＋60）×1.2
=694.8m3/min
=11.58m3/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：
11.58m3/s。
按实际配风情况，将矿井通风初期、容易时期回风平硐总风量为11.58m3/s。
矿井通风后期、困难时期，根据采掘工作面个数及井下用风情况，回风平硐总风量为11.58m3/s。
6.2.3.2矿井风量分配
矿井移交生产时，移交一个回采工作面，两个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：
回采工作面配风3.45m3/s，掘进工作面配风3.2m3/s（两个掘进工作面每个配风1.6m3/s），井下配电硐室和水泵房2.0m3/s，轨道上山绞车硐室配风1.0m3/s，其它巷道配风合计1.93m3/s，矿井总风量为11.58m3/s。
矿井生产后期，一个回采工作面，两个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：
回采工作面配风3.45m3/s，掘进工作面配风4.0m3/s（两个掘进工作面每个配风2.0m3/s），井下配电硐室和水泵房2.0m3/s，其它巷道配风合计2.13m3/s，矿井总风量为11.58m3/s。
6.2.3.3矿井通风总阻力计算
沿着通风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通风机选型的依据。
通风摩擦阻力计算公式如下：
h=
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％。
经计算，矿井通风初期、困难时期总阻力为174.571Pa，通风后期、困难时期总阻力为156.77Pa，详见矿井通风阻力计算表6.2-1、表6.2-2。
矿井生产时期所需风量与负压：
通风初期、容易时期风量Qmin=11.58m3/s；
通风后期、困难时期风量Qmax=11.58m3/s；
通风初期、容易时期负压hmin=151.1Pa；
通风困难时期负压hmax=156.77Pa。
矿井生产期间主斜井口标高为+1990m，回风平硐井口标高为+2024m，主平硐井口与回风平硐井口高差34m，矿井采用机械通风，自然风压忽略不计
表6.2-1矿井通风初期（困难时期）负压计算表
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
α
P（m）
L（m）
S（㎡）
Q（m3）
R（kµ）
V（m/s）
1
主斜井
半圆拱
砌碹
0.005
8.7
86
5.3
6
0.025
1.13
0.90
2
+1950水平运输大巷
半圆拱
砌碹
0.005
8.7
40
5.3
6
0.010
1.09
0.37
3
绕道及行人上山
半圆拱
金属支架
0.015
8.6
34
4.8
6
0.049
1.25
1.43
4
+1960水平运输大巷
梯形
金属支架
0.015
8.6
652
4.5
6
0.92
1.33
33.22
5
一采区轨道上山
梯形
金属支架
0.015
8.6
147
4.5
10.58
0.21
2.35
23.29
6
一采区上运输石门
梯形
金属支架
0.015
8.6
407
4.5
3.45
0.58
0.76
6.85
7
1311工作面运输巷
梯形
金属支架
0.015
10.5
641
4
3.45
1.51
0.86
18.02
8
1311工作面
矩形
单体液压
0.003
10.08
130
3.84
3.45
0.07
0.90
8.26
9
1311回风巷
梯形
金属支架
0.015
8.2
492
4
3.45
0.95
0.86
11.25
10
一采区上回风石门
梯形
金属支架
0.015
8.2
337
4
7.78
0.65
1.94
39.2
11
回风平硐
半圆拱
砌碹
0.005
8.6
316
4.8
11.58
0.12
2.41
16.47
12
小计
151.8
13
加15%局部阻力
22.77
合计
174.57
表6.2-2矿井通风后期（容易时期）负压计算表
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
α
P（m）
L（m）
S（㎡）
Q（m3）
R（kµ）
V（m/s）
1
主斜井
半圆拱
砌碹
0.005
8.7
86
5.3
6
0.025
1.13
0.90
2
+1950水平运输大巷
半圆拱
砌碹
0.005
8.7
40
5.3
6
0.010
1.09
0.37
3
绕道及行人上山
半圆拱
金属支架
0.015
8.6
34
4.8
6
0.049
1.25
1.43
4
+1960水平运输大巷
梯形
金属支架
0.015
8.6
270
4.5
6
0.38
1.33
13.76
5
二采区轨道上山
梯形
金属支架
0.015
8.6
120
4.5
10.58
0.21
2.35
23.29
6
二采区上运输石门
梯形
金属支架
0.015
8.6
407
4.5
3.45
0.58
0.76
6.85
7
2902工作面运输巷
梯形
金属支架
0.015
10.5
360
4
3.45
0.69
0.96
8.23
8
2902工作面
矩形
单体液压
0.003
10.08
130
3.84
3.45
0.07
0.90
8.26
9
2902回风巷
梯形
金属支架
0.015
8.2
392
4
3.45
0.95
0.86
11.25
10
二采区回风石门
梯形
金属支架
0.015
8.2
260
4
7.78
0.65
1.94
39.2
11
回风平硐
半圆拱
砌碹
0.005
8.6
316
4.8
11.58
0.12
2.41
16.47
12
小计
131.39
13
加15%局部阻力
19.71
合计
151.1
6.2.3.4矿井等积孔
1矿井生产初期（困难时期）等积孔：
A=
1.19Q/
＝
=1.04m2
2矿井生产后期（容易时期）等积孔：
A=
1.19Q/
＝
=1.12m2
上述计算结果表明，矿井通风容易时
期，通风阻力等级为小阻力矿井，通风难易程度为中等；矿井通风困难时期，其通风阻力等级为中等阻力通风，通风难易程度为中等,同时由于矿井在采区布置时考虑到首采区尽量利用矿井现有的设施设备,因此矿井通风线路较矿井开采后期长,相对矿井通风阻力也比后期大,计算也表明这一结果。
6.2.4通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
1通风设施
1）为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，在井下的有关巷道中设置了风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。
2）为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏主要通风机，回风平硐设有防爆门。
3）当进风井筒、进风巷道及井下主要地点发生火灾时，为避免火灾事故的扩大，有时需要反风，所选轴流式风机可通过主要通风机电机反转实现反风。
2防止漏风的措施
1）巷道掘进时应加强通风管理。
风筒力求吊挂平直；局部通风机应垫高（或悬挂）保持与风筒成一直线；注意不断改进柔性风筒的接头方法，以减少漏风。
保证掘进工作面有足够的风量。
2）生产中应不断总结经验，采取行之有效的措施，把采空区漏风减少到最低程度。
3）风门、调节风门等通风构筑物应尽量设置在围岩坚固、地压稳定的地点。
4）采过的采区和工作面应及时封闭，尽量避免引起采空区或附近煤柱裂隙漏风量增加。
5）降低用风地点的风阻，以减少其邻近漏风通路的漏风量。
6）生产时应设专人负责通风构筑物的检查与维修。
3降低风阻的措施
1）砌碹巷道和喷射混凝土巷道的周壁应尽可能光滑，金属支架支护巷道，要刹帮背顶，架设整齐。
2）扩大巷道断面是降低摩擦阻力的主要措施，会使摩擦阻力显著地减少。
3）进入风硐的转弯处，除做成圆滑的壁面外，还应设置导风板。
6.2.5安全技术措施
矿井在生产过程中要对“一通三防”工作引起足够重视，严格执行《煤矿安全规程》的规定，采取一切必要的预防措施，避免瓦斯灾害事故的发生。
1矿井在实际生产过程中，要合理分配风量，并能根据生产系统和地质情况的改变或产量的增减，矿井的通风系统和通风能力作出相应的调整，有效地控制矿井通风能力不足、通风不畅、瓦斯超限、风量分配不足等隐患问题，达到“以风定产”的要求。
2建立完善合理的通风系统，通风系统应符合系统简单、安全可靠和经济合理的总原则。
矿井进回风井之间、主要进回风大巷之间，应设立两道联锁的正向风门和两道反向风门。
对于人员不通行的联络巷道，要砌筑永久性隔风墙，有效地抑制大量有效风量的漏损。
3井下采区以及各个采煤工作面、掘进工作面和其它用风地点的回风都应直接排入采区回风道或总回风巷。
当其中任一风路发生瓦斯爆炸或火灾事故时，所产生的有害气体直接排入回风道，不会污染危害与其并联的其它风路。
4井下每台局部通风机只应向一个掘进工作面供风，所有煤巷、半煤岩巷的局部通风机，都应实行“两闭锁”供电，保证局部通风机连续不断的运转。
因检修、停电等因素停风后，都应在入口处设置栅栏，设立岗哨，恢复通风前，都应该编制排放瓦斯措施。
5矿井要消灭不符合《煤矿安全规程》的串联风、循环风、无风、微风、老塘通风作业。
6加强巷道维修，扩大巷道断面，减少通风阻力，改善通风状况。
7加强通风管理，建立通风瓦斯管理制度，严禁违章指挥、违章作业。
及时对片帮、冒顶进行处理，及时处理回采工作面和各掘进工作面等处的局部瓦斯积聚。
若遇瓦斯涌出异常区域要加强通风，加强检测工作。
8严格按《煤矿安全规程》规定选用和管理电气设备，并定期检查防爆性能，失爆电器严禁下井，井口房和扇风机房附近20m内不允许有烟火或用火炉取暖，井下严禁使用明火，严格火工材料管理和放炮制度，严禁瓦斯超限作业和违章放炮。
放炮作业必须坚持“一炮三检”制度。
9加强瓦斯日常检测工作，并强化对盲巷的管理。
盲巷的瓦斯排放必须按《煤矿安全规程》制定切实可行的措施，严禁“一风吹”。
10加大瓦斯积聚地点的风速和风量，强制冲淡瓦斯到允许浓度后排放到回风流中，采取积极的安全措施排放积存瓦斯；临时停工的地点不得停风，停工区瓦斯浓度达到3%时，24小时之内不能处理的必须封闭；停工区域必须切断电源，恢复通风，排放瓦斯和送电时，要有安全措施。
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