第四章通风与安全

4通风与安全4.1矿井通风4.1.1通风规定1)矿井通风的有关规定为①每个矿井必须有完整的独立通风系统；②应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统；③箕斗提升或装有胶带输送机的井筒不应兼作回风井，如果兼作风井使用，必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定；④根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，按照采煤、掘进、硐室及其它地点的实际风量进行计算，同时按照井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不小于4m3。2)《煤矿安全规程》有关采区通风的规定（1）每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。煤层群分层开采的每一个上、下山采区，采用联合布置时，都必须至少设置一条专门的回风巷，采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度和高度。严禁将一条上、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段作为进风巷，另一段作为回风巷。（2）采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。（3）煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报总工程师批准，并须遵循下列规定：①采煤工作面的风速，不得低于1m/s。②机电设备设置在回风巷时，其风流中的瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测报警断电装置。③进、回风巷中都必须设置消防供水管路。有煤与瓦斯突出的采煤工作面严禁采用下行通风。④采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。4.1.2通风系统选择4.1.2.1影响条件矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性等条件。选择任何通风系统，都要符合投产快，出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等要求，该矿属于煤与瓦斯突出矿井，也是一个重要的影响条件。4.1.2.2通风系统选择矿井通风系统包括：通风方式，即为进风井和出风井的布置方式（分为中央式、对角式、和混合式三类）；通风方法，即为矿井主扇的各种方法（分为抽出式，压入式和压抽联合式三种）；通风网络。矿井通风系统，应根据以下所谈到的影响矿井通风的因数进行综合的考虑．1)有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区式通风；当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区式通风。2)矿井通风方法宜采用抽出式。当地形复杂、露头发育、老窑多，采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。根据上面的有关规定，结合本矿的实际情况，本矿矿属于煤与瓦斯突出矿井，所以采用分区式通风，由于压入式通风漏风比较大，故通风方法选用抽出式通风。初期通风线路为：进风系统：（新鲜风流）从轨道斜井→运输石门→工作面运输顺槽→采煤工作面。回风系统：新鲜风清洗采煤工作面（污风）→回风顺槽→回风斜巷→回风斜井→引风道→地面。4.1.3风量计算与分配4.1.3.1风量计算依据主要依据为矿井瓦斯涌出量：矿井相对瓦斯涌出量取值为15.95m3/t，则矿井的绝对瓦斯涌出量为：Q=qT/1440m3/min（4.1.4）式中：T—采煤工作面最大日产量，t/d；q—工作面瓦斯相对涌出量，m3/t；A—年产量，n—年工作日数；N—采煤工作面个数，单一采煤工作面取1；T=1.15NnA=1.15×120×104/（1×330）=4181.82t/dQ=qT/1440m3/min=15.95×4181.82/1440=46.31m3/min根据《煤矿安全规程》及有关规定，配风满足风速、稀释并带走瓦斯和井下工作人员的需要，且使回风流中瓦斯浓度不超过0.75％。该矿井的相对瓦斯涌出量为15.95m3/t，绝对瓦斯涌出量为46.31m3/min。由于该矿绝对瓦斯涌出量达到《煤矿安全规程》对瓦斯抽放的规定，所以本矿必须进行瓦斯抽放，采面瓦斯涌出量占矿井瓦斯涌出量的比例暂取70％计算，采面抽放率取75％，则抽放后工作面绝对瓦斯涌出量为q采=Q×70%×（1-75%）=32.42×25%=8.11m3/min，掘进工作面瓦斯抽放率取75％，则抽放后掘进工作面绝对涌出量q掘=Q×30%×(1-75%)=46.31×30%×25%=3.47m3/min。若经抽放后瓦斯涌出量大于以上值则通过计算另选风机，并进行通风能力核定，严格执行“以风定产”的原则，严禁超能力生产。4.1.3.2风量计算按下列要求分别计算，并且必须取其中的最大值。1)按井下同时工作的最多人数计算。KNQ4（4.1.2）式中：Q—矿井总供风量，m3/s；N—井下同时工作的最多人数，本矿井为100人；4—每人每分钟供风标准，m3/min；K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，采用对角式或分区式通风时；可取1.10~1.15.上述备用系数在矿井产量T≥90*104t/a时取最大，T90*104t/a时取最小。本矿井首采区采用的是分区式通风，所以取K＝1.15。Q＝4×1OO×1.15=46Om3/min=7.7m3/s2)按采煤、掘进、硐室及其他巷道实际需要风量的总和进行计算，即：KQQQ(）其它硐掘采QQm3/min（4.1.3）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的总和，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3)采煤工作面需风量的计算采煤工作面应按瓦斯涌出量、工作面温度同时工作的最多人数炸药使用量分别计算，取其中最大值，并用风速验算。(1)按瓦斯涌出量计算：CKq100Q瓦采采（4.1.4）式中：Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；q采—采煤工作面经瓦斯抽放以后的绝对瓦斯涌出量，m3/min；KC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比；机采工作面取1.2~1.6；炮采工作面取1.4~2.0；水采工作面可取2.0~3.0，本矿取1.5。Q采＝100×q采×K＝100×8.11×1.5=1216.5m3/min＝20.28m3/s(2)按工作面温度计算iCCKSV60Q采（4.1.5）式中：VC——回采工作面适宜的风速，m/s，按工作面温度为18～20℃时取0.8～1.0m/s，本矿井选0.9；表4.1.1工作面进风气温与最优风速表采煤工作面进风气温（采煤工作面最优风速（m/s）150.3~0.515~180.5~0.818~200.8~1.020~231.0~1.523~261.5~1.8SC—采煤工作面平均有效断面，m2；使用掩护式支架时SC=3*(M-0.3)=3×（2.41-0.3）=6.3㎡，该采区采用支撑掩护式支架，故其有效断面为6.3m2，取7m2。Ki—采煤工作面长度系数；表4.1.2工作面长度与风量系数表采煤工作面长度工作面长度风量系数500.850~800.980~1201.0120~1501.1150~1801.21801.30~1.40工作面长度为200m，故取Ki=1.4iCCKSV60Q采=60×0.9×7.00×1.4=529.2m3/min=8.82m3/s；(3)按人数计算Q采=4Na=4×60=240m3/min=4m3/s（4.1.6）式中：Na——回采工作面同时工作的最多人数，人，本矿取最多人数为60人；5)按风速进行验算根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面的最底风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。回采工作面风速应满足：CCS4QS0.25（4.1.7）Q采＝0.25×7.00=1.75m3/sQ采=4×7.00=28m3/s验算的工作面的风速为：1.75m3/s≤Q采≤28m3/s通过上述计算，回采工作面计算最大风量为20.28m3/s;满足上述风量要求。考虑一定的富余系数，采煤工作面所需风量为21m3/s，采用U型通风。4)掘进工作面的风量确定(1)按瓦斯涌出量计算掘进掘掘Kq100Q（4.1.8）式中：Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦掘—掘进工作面经瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量，m3/min；K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；机掘工作面取1.5~2.0，炮掘工作面取1.8~2.0。掘进瓦掘掘KQ100Q＝100×3.47×1.8＝624.6m3/min＝10.41m3/s(2)按工作面人员数量计算：Qb=4Nb=4×16=64m3/min=1.07m3/s（4.1.9）式中：Nb—每个掘进工作面同时工作的最多人数，本矿取16人；4—每人每分钟4m3的供风标准。（3）按局部通风机的吸风量计算Q掘=QF×I×kf(4.1.10)式中:Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3/min；设计选用FBD№6.3/2×22型局部通风机，其额定吸风量为480m3/min；I——掘进面同时运转的局部通风机台数，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，本矿取1.3；所以Q掘=Qf×I×kf=480×11.3=624m3/min=10.4m3/s.(4)按风速验算：按《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：15×Sj≤Q掘≤240×Sj（4.1.11）式中：Sj——掘进巷道平均断面积，m2；本矿运输、回风平巷断净断面面积净7.00m2；15×7≤Q掘≤240×7105m3/min≤Q掘≤1680m3/min1.75m3/s≤Q掘≤28m3/s根据以上计算，煤巷掘进工作面最大风量为10.41m3/s，考虑一定的富余系数设计一采区掘进工作面配风11m3/s，两个掘进工作的需风量为22m3/s。5)硐室需风量计算：独立通风的硐室实际需要风量，应根据不同类型硐室分别计算，机电设备散热量大的硐室，应机电设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，其它硐室类比生产矿井的经验配风：中央变电所配风Q=2m3/s，永久避难硐室Q=2m3/s。(1)其它巷道风量底板瓦斯抽放巷需风量，按最低风速不低于0.5m/s配风;其断面为6m2，故瓦斯抽放巷的需风量Q瓦抽=3m³/s。根据国内机械化矿井的统计资料，结合该矿区的实际情况，取%5QQ(）硐掘采Q左右。%5QQ(）硐掘采Q＝（21+11×2+4）×5%＝2.35m3/s(2)矿井总风量确定Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K=(21+11×2+4+3)×1.10=55m3/sK—矿井通风系数（考虑采区内部漏风和配风不均匀等因素），见采矿工程设计手册。当采用压入式或中央并列式通风时，KM=1.20~1.25当采用中央分列或混合式通风时，KM=1.15~1.20当采用对角式和分区式通风时，KM=1.10~1.15KM值在矿井产量T≥90*104t/a时，取小值，在T90*104t/a时，取最大值。考虑一定的富余量，本矿井风量取Q=56m3/s。4.1.3.3风量分配1)分配风量的原则（1）分配到各用风地点的风量应该不低于计算的各用风地点的风量值。（2）为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应该分配一定的风量。（3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。2)具体风量分配如下：用风地点用风量回采工作面的风量Q采=21m3/s中央电所Q变=2m3/s避难硐室Q避=2m3/s其它巷硐室Q它=3m3/s瓦斯抽放巷Q瓦=6煤巷运输掘进面Q运=11m3/s煤巷回风掘进面Q回=11m3/s合计Q=56m3/s矿井Q总=56m3/s4.1.4矿井通风阻力计算1.矿井自然风压空气能在井巷中流动，是由于风流的起末点间存在着能量差，这种能量的产生，若是由通风机造成的，则为机械风压；若是矿井自然条件下产生的，则为自然风压。机械风压和自然风压均是矿井通风的动力，用以克服矿井的通风阻力，促使空气流动。本矿井