第五章通风、降温与安全

山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月86第五章通风、降温与安全第一节概况一、瓦斯本井田3上煤层采取1件瓦斯样，3(3下)煤层采取13层点14件瓦斯样，分析结果(见表5-1-1)表明：其瓦斯(CH4)成分和含量最高分别为9.80%和0.262cm3/gr，二氧化碳(CO2)成分和含量最高为10.83%和0.238cm3/gr，氮气(N2)成分和含量最高为99.00%和3.859cm3/gr。根据钻孔测得的瓦斯含量资料分析，3上、3(3下)煤层瓦斯成分以氮气为主，次为二氧化碳、甲烷气体；瓦斯含量普遍低，应属瓦斯风化带范畴。井田西部有岩浆侵入，煤变质程度普遍增高，煤层有产生气体的条件，某些地段如果赋存条件良好，瓦斯含量可能会相对聚集，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。表5-1-13(3下)煤层瓦斯等成分及含量表项目煤层瓦斯及其他气体成分％两极值/平均(点数)瓦斯及其他气体含量cm3/gr两极值/平均(点数)CH4CO2N2及其它CH4CO2N2及其它3上0.15(1)1.48(1)98.37(1)0.003(1)0.050(1)2.703(1)3(3下)0.00～9.801.18(13)0.95～10.834.85(13)86.29～99.0093.97(13)0.000～0.2620.0280.020～0.2380.090(13)1.687～3.8592.370(8)二、煤尘煤尘爆炸性试验结果(见表5-1-2)表明：2、3上、3(3下)煤、6煤层的火焰长度变化在50～600mm之间，扑灭火焰的岩粉量变化在37.7～86.5%之间，可燃基挥发分为33.43～44.81%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数为39.22～44.83，因此，以上煤层均为有煤尘爆炸危险性煤层。3(3下)煤焦的火焰长度变化在0～300mm之间，扑灭火焰的岩粉量变化在5.0～40.0%之间，可燃基挥发分为7.94%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在9.77，因此，3(3下)煤焦为无～有爆炸危险性，天然焦无煤尘爆炸危险性。山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月87表5-1-22、3上、3(3下)、6煤层煤尘、煤的自燃试验成果表煤层（点数）火焰长度(mm)岩粉量(%)煤尘爆炸指数爆炸危险性2(2)350～57050.0～75.044.83有3上(2)400～60062.0～65.039.22有3(3下)煤(8)50～60037.7～86.540.79有煤焦(2)0～3005.0～40.09.77无～有6(1)63080.044.77有三、煤的自燃根据本井田煤样测试结果(见表5-1-3)，各煤层煤的原样着火温度变化在314～411℃之间，还原样与氧化样着火点之差为5～22℃。2、3上煤层属不易自然发火；3(3下)煤层属不易自然～自然发火煤层；3(3下)煤焦、天然焦均属不易自然发火煤层；6煤层属自然发火煤层。因此，在今后矿井开采过程中应严格采取防火措施，以防煤层自燃现象发生。表5-1-3各煤层煤的自燃试验成果表煤层（点数）原样(℃)还原样(℃)氧化样(℃)△T(℃)自燃等级2(2)327～352330～358324～3446～14Ⅲ3上(2)359～362363～370352～35411～16Ⅲ3(3下)煤(10)314～358317～364312～3505～16Ⅲ、Ⅱ煤焦(5)389～411395～423383～40512～20Ⅲ天然焦(4)427～440440～469422～4367～19Ⅲ6(1)34734932722Ⅱ四、地温勘探阶段未做专门恒温点(带)的确定工作，沿用了《巨野煤田普查地质报告》确定的恒温点的深度50m、温度18.9℃。全区非煤系地层的平均地温梯度(Q+N+P2)2.63℃/100m，煤系地层(P1s+C2P1t)平均地温梯度3.57℃/100m。随沉积环山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月88境、构造和水文地质条件的不同以及岩浆岩侵入，地温梯度变化有一定的差异，全孔地温梯度1.81～4.11℃/100m，全区平均地温梯度3.01℃/100m。煤系基底广布着奥陶系石灰岩含水层，据揭露奥灰钻孔简易测温资料统计，地温梯度一般在1.50℃/100m±，地温梯度较小，说明导热性能较好。全区地温梯度呈西北高东南低的趋势，3煤层沉缺区及其附近地温梯度较低。但随沉积环境、构造和水文地质条件的不同，地温梯度变化有一定的差异。从3(3下)煤层底板温度等值线图可以看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，即煤层埋藏越深温度越高。但同一深度,由于所处构造部位不同以及受其它地质因素的影响不同，地温也有所不同，根据3煤层底板温度等值线图，3煤层主要处于一或二级高温区，且大部分为二级高温区，Y-28号钻孔见最高温度为55.91℃;仅3煤层埋藏较浅处，零星分布着几个小的正常地温区。总之，本区平均地温梯度3.01℃/100m，属地温梯度异常区。3(3下)煤层西部局部赋存区处于一级高温区，东部大部处于二级高温区。第二节矿井通风一、矿井通风方式根据开拓部署，针对本矿井埋藏较深、地温较高的特点，采取分区通风的方式，矿井开采前期采用中央并列抽出式通风方法。中、后期分别在南部和北部再增打进、回风井，解决由于开采范围扩大引起通风负压过大的问题，实现分区通风。二、矿井通风系统矿井开采前期新鲜风流由副井（主井进少量风）进入井底车场，经轨道石门、轨道顺槽、清洗工作面。乏风从回采工作面经胶带顺槽、回风石门至风井排出地面。矿井初期通风系统见图5-2-1。三、矿井风量计算根据《煤矿安全规程》（2004）规定，结合兖州矿区“矿井风量计算方法”，矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月89⒈按井下同时工作的最多人数计算：Q矿井＝4NK矿通式中：N－井下同时工作的最多人数，人；K矿通－矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通＝1.25Q矿井＝4×200×1.25＝1000（m3/min）,即16.7m3/s.⒉按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q矿井＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通式中：∑Q采－采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；∑Q掘－掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；∑Q硐－硐室实际需要风量的总和，m3/s；∑Q其它－矿井除了采煤、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/s；⑴采煤工作面实际需要风量，按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：①按工作面温度和合适风速计算Q采i=60×V采i×S采i×K长i（m3/min）式中:Q采i-第i个采煤工作面实际需要的风量,m3/min；V采i-第i个采煤工作面风速,m/s（见表5-2-1）,考虑降温需要，并适当留有富余系数，本值取大值；S采i-第i个采煤工作面的平均断面积，m2，估算为10.0m2；K长i-第i个采煤工作面面长调整系数（见表5-2-2）；Q采i=60×2.0×10.0×1.2=1440m3/min②按人数计算实际需要风量Q采i=4Nim3/min式中:山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月90Ni-第i个采煤工作面同时工作的最多人数,人；Q采i=4×70=280m3/min表5-2-1采煤工作面空气温度与合适风速对应表采煤工作面空气温度（°C）采煤工作面风速（m/s）15～180.818～200.8～1.020～231.0～1.323～261.3～1.626～281.6～2.0282.0～2.5表5-2-2采煤工作面面长调整系数表采煤工作面长度(m)5050～100100～160160～200200～260260～300300k长0.80.91.01.11.21.31.4③按瓦斯涌出量计算Q＝100×q×k1式中：q—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3／min；由于郓城矿井为新矿井，没有实测的瓦斯绝对涌出量，参照济宁三号矿井实测的2.68m3／min计算；k1—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。Q＝100×q×k1＝100×2.68×1.5＝402m3／min经计算，按工作面的气温和风速计算出的风量最大，参照邻近兖州、济宁等矿区综采工作面的实际风量，回采工作面风量推荐为30m3/s，实际生产过程中可根据瓦斯涌出和井下气温条件进行适当调整。另外，按回采工作面风量的50％考虑接续工作面风量为15m3/s。采煤实际需要风量为：∑Q采＝30+15＝45m3/s。山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月91⑵掘进实际需要风量按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和(Q掘)计算：式中Q掘i—第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min。①按掘进工作面实际需要最低风量计算：Q掘=60×V×S×Kt,m3/min式中Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；V—掘进工作面的最低风速m/s。煤巷、半煤岩巷掘进工作面V取0.25m/s；S—掘进工作面断面积，m2；Kt—掘进工作面温度调整系数，从表5-2-3中查取，考虑温度因素，适当留有富余系数，取大值。各工作面Kt取1.15。表5-2-3掘进工作面温度调整系数表掘进工作面空气温度（℃）2020～2626Kt1.051.101.15各掘进工作面实际需要风量见表5-2-4。表5-2-4掘进工作面实际需要风量表掘进工作面名称顺槽轨道石门胶带输送机石门回风石门断面积（m2）12.017.314.217.8实际需要风量（m3/s）3.54.94.15.1Q掘＝3.5+4.9+4.1+5.1＝17.62m3/s②按局部通风机通风能力计算局部通风机选型根据工作面的需要风量，考虑局扇通风距离、风筒直径、管理/minmQ＝Q3n1i掘i掘山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月92等因素。由于矿井原始岩温较高，顺槽独头掘进长度最长2.6km左右，为利于有效降温，顺槽掘进工作面选择2×55kW局部扇风机，风量为750～1150m3/min，每个掘进面取12m3/s；大巷掘进工作面由于距离较近，可以通过联络巷实现双巷掘进，故选用2×30kW局部扇风机，风量为260～630m3/min，每个掘进面取8m3/s。掘进工作面风量按局部通风机通风能力计算：Q掘＝Q局×K1=（2×12+2×8）×1.2=48m3/s式中:Q局—局部通风机的风量,m3/sK1—风筒漏风系数,取1.2。经计算，按局部通风机通风能力计算出来的掘进工作面需要的风量最大。因此Q掘＝48m3/s·硐室实际需要风量·井下爆炸材料库:4m3/s；·采区变电所:4m3/s；·电机车修理间及充电硐室:4m3/s∑Q硐=4+4+4=12m3/s⑷其它地点供风量根据我国大多数机械化矿井的统计资料,一般按下列公式计算:∑Q其它=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐）×5%=(45+48+12)×5%=5m3/s综合上述计算全矿井初期风量为:Q矿=(45+48+12+5)×1.25=137.5m3/s，取140m3/s经过计算全矿井初期风量为：Q矿＝140m3/s，开采三十年内由于煤层残采、产量的增加、通风路线加长漏风增大，另考虑北部天然焦开采，风量将增加。经过测算,风量最大为240m3/s。（四）矿井通风负压计算矿井通风负压采用下列公式进行计算：h＝9.8×α×p×L×Q2/s3式中：山东省巨野矿区郓城矿井初步设计第五章通风、降温与安全煤炭工业部济南设计研究院I－2005年10月93α－通风阻力系数；p－巷道净周长，m；L－巷道长度，m；S－巷道净断面，m2；Q－通过巷道的风量，