第五章通风安全

１第五章通风与安全第一节概况一、瓦斯边家壕井田地质勘探选择9个钻孔，共采取了25件煤层瓦斯样进行了测试，从其瓦斯测试成果可看出，矿区主要可采煤层可燃物中气体含量很低，为0.08—0.19ml/克·燃，瓦斯中可燃气体含量0.00—0.11%，CO2含量3.81—12.43%，N2含量87.57—96.19%，瓦斯分带均属氮气带。因此本矿井属低沼气矿井。二．煤尘矿区煤层具有很高的挥发分，各煤层煤尘爆炸性指数在37—46之间，远大于10的界限指标，属于易爆炸煤层。据详查时所采煤尘样及生产大样试验结果：其火焰长度均大于400毫米，抑制爆炸的岩粉量65—73.33%。表明各煤层均有爆炸性危险。三、煤的自燃据详查阶段煤层自燃发火趋势样的测试结果：各煤层还原样与氧化样之差（△TO）一般在18—30℃，除Ⅴ—2煤层为较易自燃煤外，Ⅱ—3、Ⅲ—2、Ⅳ—2、Ⅴ—1煤层均为易自燃煤。四、地温对部分钻孔简易测温表明，地温梯度平均2.44℃/100m，恒温带一般为40—80m，因此，地温正常，无异常区。２第二节矿井通风一、通风方式及通风系统1.通风系统大地精煤矿现有三条井筒，分别利用作为主斜井、行人斜井、一号回风斜井。本次矿井初期新设计一条副斜井。主斜井、副斜井、作为进风井，一号回风斜井作为回风井。矿井通风系统为中央并列式，通风方式为抽出式。矿井后期补充一条进风立井，并且作为矿井安全出口用。2.掘进通风及硐室通风矿井掘进工作面均采用独立通风，设计掘进工作面均采用局扇压入式通风。井下硐室通风，中央变电所及水泵房风流混入进风风流中，个别硐室其长度小于6m时，可采用扩散通风。二、矿井瓦斯涌出预测及矿井瓦斯等级确定根据地质资料解析，区内各煤层瓦斯含量0.25～0.31(ml/g·可燃质)，综合考虑本矿井各煤层的埋藏深度、赋存条件、开拓方式及开采工艺、生产规模及矿井通风方式等因素，为了保证矿安全生产，设计取各煤层瓦斯含量最大值0.19ml/g·可燃质来计算本矿井的最大瓦斯涌出量，并以此确定矿井瓦斯等级和进行通风系统设计。1.用分源法预测矿井最大瓦斯涌出量(1)回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量q采q采=K1·K2·K3·0mm(X-Xc)式中：３q采——回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；K1——围岩瓦斯涌出系数，取K1=1.2；K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/η，η=为工作面回采率；值为0.85；K2＝1.18K3——准备巷道预排瓦斯影响系数，K3=L-2hL=0.74；式中：L——回采工作面长度，取L=150m；h——巷道预排瓦斯带宽度，查《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》表1-6-2取h=19.7；m——煤层厚度，m；m0——煤层开采厚度，m；X——煤层原始瓦斯含量，m3/t；X=10061.768.8100×0.19=0.16m3/t；XC——煤层残存瓦斯含量，m3/t，XC=100-Aad-Wad100·XC′式中XC′——纯煤残存瓦斯含量，查《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》表1-6-1计算得XC′=0.0248m3/t·燃Aad——原煤中灰份含量，％；根据地质报告煤芯煤样化验资料取7.61%；Wad——原煤中水分含量，％；根据地质报告煤芯煤样化验资料8.68%；3号煤层XC=10061.768.8100×0.0248=0.020则3号煤层q采=1.20×85.01×0.74×(0.26-0.02)=0.15m3/t；因此，生产工作面开采煤层瓦斯相对涌出量为0.15m3/t。(2)掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘本矿井共设一个综掘和一个炮掘工作面。４①综掘工作面瓦斯涌出量q综掘q综掘＝q掘1＋q掘2q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/minq掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/minq掘1=D·V·q0·(2√LV-1)式中：D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，m；V——巷道平均掘进速度，0.019m/min；L——掘进巷道长度，2000m；q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2·min；q0＝aX[0.0004(Vdaf)2+0.16]=0.026×0.26×[0.0004×36.342＋0.16]=0.005m3/m2·minVdaf——煤的挥发分，%；取36.34%；X——煤层瓦斯含量，m3/t；取0.26m3/t；a取值为0.026；则q掘1＝(2×3.5＋5.0)×0.019×0.005×(2×019.01000－1)＝0.52m3／min；q掘2＝S·V·ρ·(X-Xc)式中：S——掘进巷道断面积，m2；V——巷道平均掘进速度，m/min；ρ——煤的密度，t/m3；ρ=1.37则：q掘2＝17.5×0.019×1.32×(0.26－0.02)＝0.10m3/min；所以：q综掘＝q掘1＋q掘2=0.52+0.10=0.62m3/min。②炮掘工作面瓦斯涌出量q炮掘q炮掘＝q掘1＋q掘2q掘1——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3／minq掘2——掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3／min５q掘1=D·V·q0·(2√LV-1)=(2×3.0＋5.0)×0.01×0.005×(201.01000－1)=0.25m3/min；q掘2＝S·V·ρ·(X-Xc)=15.0×0.01×1.32×(0.26-0.02)=0.05m3/min所以：ｑ炮掘＝ｑ掘１＋ｑ掘２=0.25+0.05=0.30m3/min｡因此，掘进巷道的瓦斯涌出总量为：q掘=q综掘＋q炮掘=0.62＋0.30=0.92m3/min(3)生产盘区瓦斯涌出量预测nnq盘＝K·(∑q采i·Ai+1440·∑q掘1)/A0i=1i=1式中：q盘——采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K′——生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.35；q采I——第i个回采工作面的相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai——第i个回采工作面的平均日产量，t/d；q掘I——第i个掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；A0——生产盘区回采煤量和掘进煤量之和，t/d；设计以一个生产盘区、一个综采工作面、一个综掘和一个炮掘面保证矿井120Mt/a时的设计生产能力和生产接替。则q盘＝1.35×[0.15×3800+1440×(0.62+0.30)]/4000＝0.64m3/t。(4)矿井瓦斯涌出量预测nnq矿＝K″·(∑q采i·A0i/·∑/A0ii=1i=1式中：q矿——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t·d；６K″——已采采空区瓦斯涌出系数，取1.35。则q矿＝1.35×0.77×4000/4000=1.04m3/t·d。2．矿井最大瓦斯涌出量预测根据矿井瓦斯涌出量预测结果及矿井建设规模预测矿井开采上层煤时最大绝对瓦斯涌出量。q矿max=1.04m3/t·d×4000÷(24×60)=2.89m3/min。根据上述计算，本矿井相对瓦斯涌出量为1.04m3/t·d，绝对瓦斯涌出量为2.89m3/min。随着矿井开采深度的延伸，瓦斯浓度有可能升高，生产过程中应边采边测，及时检测矿井瓦斯浓度，确保矿井风量满足安全生产需要。三、矿井风量、负压及等积孔计算1.矿井风量本矿井为低瓦斯矿井，矿井需要的风量分别按井下同时工作的最多人数计算和按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和计算，并取其中的最大值。（1）按井下同时工作的最多人数计算Q矿=4×N×K矿通/60式中Q矿—矿井需要的风量，m3/s；N—井下同时工作的最多人数，取90人；K矿通—矿井通风系数，取1.25。则Q矿=4×90×1.25/60=7.5（m3/s）（2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q机车+∑Q其它）×K矿通７式中∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q硐—独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/s；∑Q机车—冲淡无轨胶轮车尾气实际需要风量的总和，m3/s；∑Q其他—矿井除了采煤、掘进、硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量的总和，m3/s；a．综采工作面实际需要风量计算1.按采煤工作面有良好的气候条件计算：Q综采=Vc×SC×KC式中Q综采---综采工作面需要风量，m3/s；Vc---回采工作面适宜风速，取2.0m3/s；SC---回采工作面平均有效过风断面，8.0m2；KC---漏风系数，取1.15；则Q综采=2.0×8.0×1.15=18.4（m3/s）取20m3/s∑Q综采=1×20.0=20.0（m3/s）（3）.按综采工作面瓦斯涌出量计算风量Q采＝100×q回×Kc/60式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/s；Q回――回采工作面瓦斯绝对涌出量60*2425.0*3800＝0.66m3/sT′——采煤工作面平均每分钟产量，T′＝4.95t/min。Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。取1.4８Q采＝100×0.66×1.4/60＝1.54m3/s。综上取最大值：综采工作面风量取20.0m3/s。b.备用工作面按生产工作面50％配风：10.0m3/s．c.掘进工作面实际需要风量计算设计按1.2Mt/a时一个综掘进工作面，一个炮掘工作面，按瓦斯涌出量计算，掘进工作面配风为：Q掘=100×q掘×Kd/60式中：Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/s；Q掘－掘进面绝对瓦斯涌出量；kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。Q综掘＝100×0.62×1.8/60=1.86m3/s；Q炮掘＝100×0.30×1.8/60=0.90m3/s；根据选用的局部通风机的额定风量，并考虑漏风系数，炮掘工作面实际需要风量Q炮掘=6m3/s；综掘工作面实际需要风量Q综掘=8m3/s。则∑Q掘=6+8=14m3/sd．独立通风硐室实际需要风量计算初期井下独立通风硐室为：井下爆破材料发放硐室,配风2.0m3/s。e．考虑后期煤柱回收所需风量14.0m3/s；f.冲淡无轨胶轮车尾气实际需要风量计算依据《现代矿井辅助运输设备选型及计算》中的统计：①美国、澳大利亚要求一般井下使用柴油机巷道风量不少于3m3／(kW·min)。美国矿业安全局规定：当多台柴油机车辆在同一巷道中运行时，第1台按上述规定值配风，第2台按75％，3台及更多时，按每台加50％９配风。②英国要求不少于5.44m3／(kW·min)。③德国、日本要求使用柴油机的配风量不少于4~6m3／(kW·min)。所以单位功率配风量标准为：4m3/分/马力。按照《采矿工程设计手册》计算方法，若采用柴油机设备作辅助运输时，应计算巷道配风量，即如果有多台设备运行时通风量为：第一台柴油机设备风量按5.4m3／min·kW；第二台加单台的75％；第三台及以上各台分别按第一台柴油机设备所需风量的50％计算。按井下3台74kW的无轨胶轮车同时工作。∑Q柴=460·［74/0.735×（1+0.75+0.75）］=16.7m3/s，取17.0m3/sg．其它巷道实际需要风量计算其它巷道实际需要风量按最低风速要求考虑。∑Q其他=(20+10+8+6+2+14+17)×5%=3.9m3/s取4.0m3/sh．矿井风量Q矿=（20+10+8+6+2+14+17+4）×1.25=101.3（m3/s）取102.0m3/s．矿井总风量确定：根据上面计算结果，取大者，确定矿井总风量为102.0m3/s。2.矿井负压及等积孔根据通风系统及矿井总风量，利用计算机程序解算通风网络，其计算原始数据及网络解算结果分别见表5-2-1、5-2-2、5-2-3、5-2-4。经过计算，矿井容易时期通风负压为1354.2Pa，等积孔为3.3m2，矿井通风难易程度属容易；矿井困难时期通风负压为2231.5Pa，等积孔为2.6m2。矿井通风难易程度属中等。１０矿井通风各时期进风井、回风井的风量和负压、等积孔的计算结果见表5—2—5。矿井通风难易程度均属容易。四、安全措施、防止漏风及降低风阻措施用于通风的安全设施主要有双向风门、调节风门、防火栅栏两用门、密闭门、防爆门、隔爆