煤炭矿井通风及安全保证措施

通风及安全 1 整合前原矿井通风方式 原各矿井所属矿区瓦斯相对涌出量在 4.00-6.46 m3/t，矿区属低瓦斯区。整 合前各小型矿井均为片盘斜井，均采用抽出式通风结合局部通风机的通风方式。 2 整合后矿井通风方式 2.1 概述 根据邻近矿井的数据及实际勘探资料，可以推算出本设计矿井瓦斯相对涌 出量在 4.00-6.46m3/t，绝对瓦斯涌出量在 6.73-10.87 m3/min 矿井属瓦斯矿井。 煤尘有爆炸危险性，井田范围内煤有自燃倾向，自然发火期为 6 个月左右，依 据煤尘爆炸指数及瓦斯鉴定表和邻近矿井的实际开采情况，瓦斯含量由浅到深 逐渐增加。 2.1 矿井通风系统 1. 矿井通风方法的选择 通风方式即通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和 机械通风。 矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺 点对比如下： （1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时， 井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。 （2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低， 有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。 （3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风 管理工作比较困难，漏风较大。 （4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通 风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路， 总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把 小窑塌陷区的有害气体带到地面。 （5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风 电力费用都较抽出式为小。 （6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期 是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期 限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。 从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，抽出式通风方式在安全生 产、方便管理等诸多方面都优于压入式通风方式，根据本设计矿井的实际情况， 采用抽出式通风方式。 2. 矿井通风系统的基本要求 矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿 井主通风机的工作方法）；通风网路。 选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济 指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求。 （1）矿井至少要有两个通地面的安全出口。 （2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染。 （3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备。 （4）总回风巷不得作为主要行人道。 （5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰。 （6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井。 （7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井。 （8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风。 （9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件。 （10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。 3. 矿井通风方式的选择 选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素： （1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。 （2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。 常见的通风系统有中央式、对角式、混合式和分区式，以下将这三种形式 分析比较： （1）中央式 风源与井下的流动路线是折迫的，其优点是地面建筑和供电集中。 ，便于管 理，建井期短，井筒延深时通风比较方便；缺点是井底车场漏风大，风路长， 风阻大，采空区漏风大，并且工业广场受扇风机噪音影响。 （2）分区式 在各采区分别设通风上山直贯地面，优点是风流在井下是直向式的。因此 漏风小，阻力小，各采区阻力也较平均，矿井风压也较稳定，工业广场不受回 风污染及噪音危害，且安全出口多；缺点是管理较分散，反风较困难。 混合式 这种通风方式是几种通风方式混合组成的，通常适于地形复杂、温度高、 走向距离很长以及老矿井改扩建和深部开采等条件下的矿井，系统较复杂，管 理较困难。 本矿井整合后走向及倾向范围皆较大，通风线路长，根据煤层赋存状态、 埋藏深度、矿井瓦斯等级、矿井地形条件、井田尺寸及矿井开拓方式等因素， 通风系统采用混合式通风系统。第一水平利用原有矿井井口作为风井进行通风， 在向斜轴南部再开两个新风井进行对向斜轴南部的采区进行通风。在开采第二 水平时，留下四个风井作为第二水平的风井，向斜轴南北各两个，东西翼个两 个，其中两个新风井、原永吉矿副井和原恒达矿副井作为二水平风井，其余的 都关闭。 2.3 矿井风量 1.矿井风量计算的规定 （1） 煤矿安全规程规定，生产矿井的风量应该按采煤、掘进、硐室及 其它地点实际需要风量的总和进行计算。每一工作地点每人每分钟供给风量都 不得少于 4m3 （2） 煤炭工业设计规范规定，矿井风量备用系数为 1.151.45。矿井 风量按上述进行计算后，还应根据邻近或类似矿井经验按实际需要配风进校核。 2.矿井风量计算 （1）各用风地点需风量计算公式或经验数值部分： 在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总 和计算： （6-1） () abcdt QQQQQK 式中 采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ； a Q 掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； b Q 硐室实际需要风量的总和，m3/min ； c Q 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和， d Q m3/min ； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，采用中央 t K 分列式或混合式通风时，可取 1.151.20。 采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： 各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有 害 气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中 最大值。 采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量 计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且 不得低于其采煤时的实际需要风量的 50%。 a. 按瓦斯涌出量计算： （6-2） c它它 100=KqQ 式中 按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min； 它 Q 采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； 它 q 工作面因瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，即工作面瓦斯绝对 c K 涌出量的最大值与其平均值之比。通常，机采工作面可取 1.21.6；炮采工作 面可取 1.42.0。 已知=2.7m3/min；=1.2； 它 q c K 可得=1002.71.2=324m3/min。 它 Q b. 按工作面温度计算： 采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表 6-1 的要求： 长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： 它 Q （6-3） icc KSVQ60= 它 式中 按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min； 它 Q 回采工作面适宜风速，m/s； c V 回采工作面的平均有效断面，可按最大和最小控顶断面积的平均值计 c S 算，m2 ； 工作面长度系数，按表 6-2 选取。 i K 采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。 已知=1.5 m/s；=10 m2； c V c S 可得=601.561.1=594 m3/min 它 Q 表 6-1 采煤工作面空气与风速对应表 采煤工作面空气温度，C采煤工作面风速，m/s 1801.3-1.4 c. 按人数计算实际需要风量（） 它 Q （6-4） c它 4=nQ 式中 按人数计算实际需要风量，m3/min； 它 Q 4 每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； 采煤工作面同时工作的最多人数，人； c n 已知=70； c n 可得=470 =280m3/min 它 Q 取三者中最大值 594 m3/min。 d.按风速进行验算： 根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为 0.25m/s，最高风速为 4m/s 的要求进行验算。即回采工作面风量应满足： （6-5） cc SQS24015 采 式中 按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min； 它 Q 回采工作面的平均有效断面面积，m2； c S 已知=6 m2，=594 m3/min； c S 采 Q 可得 90 m3/min1440 m3/min。 采 Q 由风速验算可知，=584m3/min 符合风速要求。 ai Q 备用面需风量的计算 按下式计算： =0.5（6-6） aj Q ai Q 式中 备用工作面所需风量， m3/min。 aj Q 所以备用工作面所需风量为：=0.5594 =297 m3/min。 aj Q 掘进工作面风量计算 各掘进工作面所需风量计算如下： a.按瓦斯涌出量计算： 根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过 1的要求计算。即： （6-7） d它它 100=kqQ 式中 掘进工作面实际需风量，m3/min； 它 Q 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； 它 q 掘进工作面因瓦斯涌出不均的备用风量系数。即掘进面最大绝对瓦 d k 斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.52.0；炮掘 d k 工作面取1.82.0。 d k 已知= 1.7m3/min，=1.6； 它 q d k 可得=1001.71.6=272m3/min。 它 Q b.按炸药使用量计算： （6-8） ct bA Q j = 掘 式中 掘进工作面实际需风量，m3/min； 它 Q 掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg； j A 每公斤炸药爆破后生成的当量 CO 的量，根据炸药有毒气体国家标准，b 取 b=0.1m3/g。 通风时间，一般不少于 20min；t 爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的 CO 浓度，一般取c 0.02。c 将各参数取值带入上式后，简化为： （6-9） 掘= 25 = 25 27.5 = 687.5 3/ c. 按人数计算： 按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （6-10） j nQ4= 掘 式中 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min； 掘 Q 4 每人每分钟供给的最低风量，m3/min； 掘进工作面同时工作的最多人数，人； j n 可得=415=60 m3/min。 bi Q d. 按风速进行验算 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 掘 240 式中 掘进工作面巷道过风断面，。 2 180 掘 2880 由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=687.5 bi Q m3/min。 硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。 因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得： 大型爆破材料库为 100150 m3/min，中小型爆破材料库 60100 m3/min，采区 绞车房及变电所为 6080 m3/min，充电硐室按经验给 100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为 130 m3/min，绞车房实际风量为 70 m3/min，变电所实际风量为 70 m3/min，充电硐室为 150 m3/min。 其他巷道所需风量 其他巷道所需风量由下式计算： （6-11） tt它 133=kqQ 式中 按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min； 它 Q 用风巷道绝对瓦斯涌出量，m3/min； t q 其他巷道因瓦斯涌出不均的备用风量系数，一般可取1.11.3。 t k 1 k 已知=0.68m3/min，=1.2； t q t k 可得=1330.681.2=109 m3/min。 它 Q 矿井总风量 综上，考虑到矿井通风系数，取=1.15，结合公式（6-1），通风容易、 t K t K 困难时期矿井总风量计算如下： 容易时期： =5842+687.56+109+（1302+702+702+150）1.15=7005.8m3/min 1 Q 困难时期： =5842+687.56+109+2972+（1302+702+702+150）1.2 1 Q =8023.2m3/min 根据矿井人数计算，按下式计算： （6-12）4QNK 式中 根据矿井人数计算需风量，m3/min；Q 井下同时工作的做多人数；N 风量备用系数；K 已知=300 人，=1.5；NK 可得=43001.5=1800 m3/min。N 两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为 7005.8m3/min（116.76m3/s），通风困难时期为 8023.2m3min(133.72m3/s)。 3.风量分配 （1）分配原则 矿井总风量确定后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是： 分配到各用分地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不低于 所计算出的风量。 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 应分配一定的风量。 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）分配防法 当矿井总风量确定后，首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室 分配用分量。 从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按采区产 量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采区。再按一定比例将这部分风量分配 到其他用分地点。用于维护巷道和保证行人安全。 表 6-3 矿井风量分配表 配风量（m3/s） 西一采区 东一采区 用风类别用风地点 容易困难 容易困难 采煤工作面9.739.739.739.73 备用工作面4.954.95采煤 小计9.7314.689.7314.68 掘进掘进工作面34.3834.3834.3834.38 硐室火药硐室2.172.172.172.17 绞车房1.171.171.171.17 变电硐室1.171.171.171.17 小计48.6253.5748.6253.57 充电硐室2.5 其他其他巷道1.82 通风系数1.151.21.151.2 合计60.8869.4760.8869.47 4. 两个时期的矿井总风阻和总等积孔 （1）摩擦阻力计算 摩= 2 3 = 2 式中摩擦阻力，Pa; 摩 摩擦阻力系数，; 2/4 井巷长度，m; 井巷净断面周长，m ; 通过井巷的风量，; 3/ 井巷净断面积，; 2 井巷摩擦风阻，。 2/8 （2）摩擦阻力系数 是一个与巷道粗糙度有关的反映井巷摩擦阻力程度的系数。 = 8 式中 达西系数； 空气容重， /3 井筒、暗井及溜道 a.无任何装备的光滑的混泥土和钢筋混泥土井筒 值见表 表 6-4 无任何装备的光滑的混泥土和钢筋混泥土井筒 值 104 井筒直径（m）井筒断面（） 4 平滑的混泥土不平滑的混泥土 412.633.339.2 519.631.437.2 628.331.437.2 738.529.435.3 850.329.435.3 b. 有装备的井筒，井壁用混泥土、钢筋胡泥土、混泥土砖及砖砌碹的 值为。 104343490 2/4 水平巷道 表 6-5 锚喷巷道 值 序号支护形式及巷道种类 巷道成形状态 (平均凸凹高度， mm) 104 1轨道平巷 光面爆破 150 5.976.5 83.4103.0 2 轨道斜巷 （设有行人台阶） 光面爆破 150 81.489.2 93.2120.6 3 通风行人巷 (无轨道、无行人台 阶) 光面爆破 150 67.774.5 74.597.1 4 通风行人斜巷 (无轨道、有台阶) 光面爆破 150 71.684.3 84.3109.8 5 胶带输送机巷 （铺轨） 光面爆破 150 85.3119.6 118.7174.6 6锚杆支护轨道平巷 锚杆外漏100200 锚杆间距6001000 94.1149.1 7 锚杆支护胶带输送机 巷（铺轨） 锚杆外漏100200 锚杆间距600800 127.5153.0 采煤工作面 a.普采面 采用单体液压支柱时，值为。 1044205002/4 b. 综采面 采用支撑式液压支架时，值为； 1043004202/4 采用掩护式液压支架时，值为； 1042203302/4 采用支撑掩护式液压支架时，值为。 1043203502/4 （3）巷道通风总风阻 矿井通风总风阻计算公式： （6-13） 2 / mz RhQ 西翼一采区通风阻力计算表 表 6-6 巷道通风容易时期阻力计算 巷道 名称 支 护 方 ( 2 4 长度 L(m) 周长 P (m) 面积 S () 2 3 () 6 风量 Q () 3/ 2 () 6/2 H (Pa) 风速 v (m/s) 式) 副井 井筒 砌 碹 0.045016.0517.825658.78116.7613632.977.336.55 副井 井筒 锚 喷 0.0460016.0517.825658.78116.7613632.9928.016.55 副井 井底 车场 锚 喷 0.00813016.0517.825658.78116.7613632.940.216.55 西一 采区 运输 大巷 锚 喷 0.00816414.414.32924.2152942802.6416.0937 西一 采区 运输 石门 锚 喷 0.0086414.013.42379.2737.161380.874.152.78 西一 采区 下部 车场 锚 喷 0.0084014.013.42379.2737.161380.872.592.78 轨道 上山 锚 喷 0.00929514.013.42379.2737.161380.8721.532.78 采区 中部 甩车 场 锚 喷 0.009301149.0731.439.7394.670.661.08 运输 石门 锚 喷 0.00813211.49.0731479.7394.671.561.08 6#运 输平 巷 锚 杆 0.01136812.69.6884.749.7394.675.451.01 6#工 作面 单 体 支 柱 0.04219812.462169.7394.6745.21.62 6#回 风平 巷 锚 杆 0.01154012.18.4592.79.7394.6711.471.16 +2 00 回风 石门 锚 喷 0.01112011.47.8474.559.7394.673.001.25 西一 采区 总回 风巷 锚 喷 0.00836810.39.0731.4337.161380.8757.254.12 回风 井筒 锚 喷 0.046012.711.01331.0037.161380.8731.623.38 风硐 砼 碹 0.042011.210.41124.8637.161380.8711.003.57 小计1257.12 局部 阻力 125.71 总计1382.83 表 6-7 巷道通风困难时期阻力计算 巷道 名称 支护 方式 （ 2 4 ） 长度 L（m ） 周长 P （m） 面积 S （） 2 3 () 6 风量 Q () 3/ 2 () 6/2H (Pa) 风速 v (m/s) 副井 井筒 砌碹0.045016.0517.825658.78133.7217881.04101.437.5 副井 井筒 锚喷0.0460016.0517.825658.78133.7217881.041217.187.5 副井 井底 车场 锚喷0.01113016.0517.825658.78133.7217881.0452.747.5 西八 采区 运输 大巷 锚喷0.01116414.414.32924.2153.892904.13216.67377 西八 采区 运输 石门 锚喷0.0116414.013.42379.2746.432155.7456.483.48 西八 采区 下部 车场 锚喷0.0114014.013.42379.2746.432155.7454.053.48 轨道 上山 锚喷0.01129514.013.42379.2746.432155.74533.613.48 采区 中部 锚喷0.011301149.0731.439.7394.670.661.08 甩车 场 运输 石门 锚喷0.01113211.49.0731479.7394.672.141.08 6#运 输平 巷 锚杆0.01736812.69.6884.749.7394.678.421.01 6#工 作面 单体 支柱 0.04219812.462169.7394.6745.21.62 6#回 风平 巷 锚杆0.01354012.18.4592.79.7394.6711.471.16 备采 工作 面运 输平 巷 锚杆0.01135012.69.6884.744.924.011.320.51 备采 工作 面 单体 支柱 0.04219011.74.376.774.924.0129.201.15 备采 工作 面回 风平 巷 锚杆0.01150012.18.4592.74.924.012.70.58 回风 石门 锚喷0.01112011.47.8474.559.7394.673.001.25 回风 井筒 锚喷0.046012.711.01331.0037.161380.8731.623.38 风硐砼碹0.042011.210.41124.8637.161380.8711.003.57 小计1632.59 局部 阻力 163.26 总计1795.85 东翼采区通风阻力计算表 表 6-8 巷道通风容易时期阻力计算 巷 道 名 称 支 护 方 式 ( 2 4 ) 长度 L(m) 周长 P (m) 面积 S () 2 3 () 6 风量 Q () 3/ 2 () 6/2H (Pa) 风速 v (m/s) 副 井 砌 碹 0.045016.0517.825658.78116.7613632.977.336.55 井 筒 副 井 井 筒 锚 喷 0.0460016.0517.825658.78116.7613632.9928.016.55 副 井 井 底 车 场 锚 喷 0.00813016.0517.825658.78116.7613632.940.216.55 东 一 采 区 运 输 大 巷 锚 喷 0.008152514.414.32924.2152942802.6416.0937 东 一 采 区 运 输 石 门 锚 喷 0.00838814.013.42379.2737.161380.874.152.78 东 一 采 区 下 部 车 场 锚 喷 0.0084014.013.42379.2737.161380.872.592.78 轨 道 上 山 锚 喷 0.00959414.013.42379.2737.161380.8721.532.78 采 区 锚 喷 0.0093014.013.42379.279.7394.670.150.73 中 部 甩 车 场 运 输 石 门 锚 喷 0.00847014.013.42379.279.7394.672.090.73 11# 运 输 平 巷 锚 杆 0.011109014.512.62000.389.7394.678.250.77 11# 工 作 面 液 压 支 架 0.04213012.05.6175.629.7394.6725.231.74 11# 回 风 平 巷 锚 杆 0.011107014.011.21404.939.7394.6711.130.87 回 风 石 门 锚 喷 0.01115013.111.81643.039.7394.671.240.82 回 风 井 筒 锚 喷 0.048012.711.01331.0037.161380.8742.163.38 风 硐 砼 碹 0.042011.210.41124.8637.161380.8711.003.57 小 计 1385.93 局 部 阻 力 138.59 总 计 1524.53 表 6-9 巷道通风困难时期阻力计算 巷 道 名 称 支 护 方 式 ( 2 4 ) 长度 L(m) 周长 P (m) 面积 S () 2 3 () 6 风量 Q (3/ ) 2 () 6/2H (Pa) 风速 v (m/s) 副 井 井 筒 砌 碹 0.045016.0517.825658.78133.7217881.04101.437.5 副 井 井 筒 锚 喷 0.0460016.0517.825658.78133.7217881.041217.187.5 副 井 井 底 车 场 锚 喷 0.01113016.0517.825658.78133.7217881.0452.747.5 东 一 采 区 运 输 大 巷 锚 喷 0.011152514.414.32924.2153.892904.132174.113.77 东 一 采 区 运 输 石 门 锚 喷 0.01138814.013.42379.2746.432155.74539.293.48 东 一 锚 喷 0.0114014.013.42379.2746.432155.7454.053.48 采 区 下 部 车 场 轨 道 上 山 锚 喷 0.01159414.013.42379.2746.432155.74567.673.48 采 区 中 部 甩 车 场 锚 喷 0.0113014.013.42379.279.7394.670.150.73 运 输 石 门 锚 喷 0.01147014.013.42379.279.7394.672.090.73 11# 运 输 平 巷 锚 杆 0.017109014.512.62000.389.7394.678.250.77 11# 工 作 面 液 压 支 架 0.0313012.05.6175.629.7394.6725.231.74 11# 回 风 平 巷 锚 杆 0.013107014.011.21404.939.7394.6711.130.87 备 采 工 作 面 运 输 锚 杆 0.011109014.512.62000.384.924.012.090.39 平 巷 备 采 工 作 面 液 压 支 架 0.0313012.05.6175.624.924.016.40.88 备 采 工 作 面 回 风 平 巷 锚 杆 0.011107014.011.21404.934.924.012.820.44 回 风 石 门 锚 喷 0.01115013.111.81643.039.7394.671.240.82 回 风 井 筒 锚 喷 0.046012.711.01331.0037.161380.8742.163.38 风 硐 砼 碹 0.042011.210.41124.8637.161380.8711.003.57 小 计 1769.03 局 部 阻 力 176.9 总 计 1945.94 经以上计算风速满足8m/s。 经上述计算，可知首采区的通风阻力。由于利用原有矿井井口通风，现必 须进行风机验证，验证是否能够利用原有风机，如果能够利用，则用原有风机 进行首采区的通风。若不能，则从新选风机。 （4）风机验算 西一采区利用兴业煤矿副井作为风井通风，原有风机型号为 FBD 23/2*160，2 台，1 台工作，1 台备用。根据该采区所需风量及负压，现有 FBD23/2*160 型风机电功率 1602kW,瞒足要求。 东一采区利用原鑫国煤矿副井作为风井通风，原有风机型号为 FBCD-6- 16/552kW 型隔爆对旋轴流式通风机 2 台，1 台工作，1 台备用。根据该采区所 需风量及负压，现有风机不能满足通风系统要求，故重新选择风机型号为 FBD23/2160，2 台，1 台工作，1 台备用。 （5）通风网络图 图 6-1 通风容易时期的通风网络图 图 6-2 通风困难时期通风网络图 （6）矿井通风等级孔 矿井通风等积孔计算公式： （6-14） 1.1917/AR 式中 矿井风阻，Ns2/m； R 矿井总阻力，Pa； m h 矿井总风量，m3/s； z Q 矿井等积孔，m2；A 结合以上公式，把已知值代入，可得： 西翼一采区 容易时期： 总风阻为：=1382.83/13632.9= 0.101Ns2/mR 总等积孔：=1.1917=3.75m2 e A 0.101 困难时期: 总风阻为：=1795.85/17881.04=0.100Ns2/mR 总等积孔：= 1.1917/=3.76m2 d A 0.100 东翼一采区 容易时期： 总风阻为：=1524.53/13632.9= 0.112Ns2/mR 总等积孔：=1.1917=3.56m2 e A 0.112 困难时期: 总风阻为：=1945.94/17881.04=0.109Ns2/mR 总等积孔：= 1.1917/=3.61m2 d A 0.109 通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表 6-10。 表 6-10 西翼一采区矿井等积孔 容易时期困难时期 等积孔(m2)3.753.76 表 6-11 东翼一采区矿井等积孔 容易时期困难时期 等积孔(m2)3.563.61 表 6-12 矿井通风难易程度与等积孔的关系表 通风阻力等级通风难易程度等积孔A 大阻力矿 中阻力矿 小阻力矿 困难 中等 容易 1 m2 12 m2 2 m2 由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于 2 m2，总风阻均小于 0.35 NS2/m，属于通风容易矿井。 2.3 通风构筑物 为保证采区内通风风流的稳定，在巷道内设置一系列通风构筑物，控制风 流的流向，本矿的主要通风构筑物有： 通风构筑物一般分两大类： 一类是隔断风流的通风构筑物，如密闭、挡风墙、风帘和风门等。 一类是通过风流的通风构筑物，如主要通风机风硐、反风装置、风桥、导 风板和调节风窗； 风门：在采区的上部车场和中部车场以及一些人员和车辆可以通行，风流 不能通过的巷道，至少设立两道风门，其间距要大于运输工具的长度。 挡风墙（密闭）：在需要堵截风流和交通的巷道内，设置挡风墙。 风桥：当通风系统中进风道与回风道需水平交叉时，为使进风与回风互相 隔开需要构筑风桥 导风板：引风导风板，降阻导风板，汇流导风板。 2.4 通风设施 1. 通风设施 矿井每个风井地面必须安装两台同等能力的主要通风机装置，装有主要通 风机的出风井口应安装防爆门。主要通风机反转反风控制系统必须完好。为了 保证风流按拟定的路线流动和各用风点有足够的风量，必须在巷道中设置相应 的设施，主要通风设施有风门、调节风窗和密闭等。控制风流的风门、风窗等 设施必须可靠。 2. 防止漏风的措施 为防止漏风，在主要进、回风巷间的每个联络巷内，必须砌筑永久性风墙， 需要使用的联络巷，必须安设 2 道联锁的正向风门和 2 道反向风门。为防止井 下风流短路，进、回风巷之间的风门不能同时打开，通车与行人时只能打开一 道，进入后关闭一道，确保通风系统正常，严禁两道风门同时打开。 3. 降低风阻的措施 降低矿井通风阻力，对保证矿井安全生产和提高经济效益都具有重要意义。 无论是矿井通风设计还是生产矿井通风技术管理工作，都要做到尽可能地降低 矿井通风阻力。 应该强调的是，由于矿井通风系统的阻力等于该系统最大阻力路线上的各 分支的摩擦阻力和局部阻力之和，因此，降阻之前必须首先确定通风系统的最 大阻力路线，通过阻力测定调查最大阻力路线上阻力分布，找出阻力超常的分 支，对其实施降低摩擦阻力和局部阻力措施。如果不在最大阻力路线上降阻是 无效的，有时甚至是有害的。 摩擦阻力是矿井通风阻力的主要组成部分，因此要以降低井巷摩擦阻力为 重点，同时注意降低某些风量大的井巷的局部阻力。 （1）降低井巷摩擦阻力措施： 减小摩擦阻力系数 ； 保证有足够大的井巷断面； 选用周长较小的井巷； 减小巷道长度； 避免巷道内风量过于集中。 （2）降低局部阻力措施： 降低局部阻力，应尽量避免井巷断面的突然扩大或突然缩小，断面大小悬 殊的井巷，其连接处断面应逐渐变化。尽可能避免井巷直角转弯，在转弯处的 内侧和外侧要做成圆弧形，有一定的曲率半径，必要时可在转弯处设置导风板。 主要巷道内不得随意停放车辆、堆积木料等，巷内堆积物要及时清除或排列整 齐，尽量少堵塞井巷断面。要加强矿井总回风道的维护和管理，对冒顶、片帮 和积水处要及时处理。 3 矿井瓦斯灾害防治 3.1 防止瓦斯积累措施 瓦斯积累是指瓦斯浓度超过 2%，其体积超过 0.5m3的现象。 防止瓦斯积累的措施包括： 1. 搞好通风 瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部通 风机风筒末端要靠近工作面，放炮时间内不能中断通风，向瓦斯积累地点加大 风量和提高风速，等等。 2. 及时处理局部积存的瓦斯 生产中容易积存瓦斯的地点有：采煤工作面上的隅角，独头掘进工作面的 巷道隅角，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近，停风的盲巷中，综放 工作面放煤口及采空区边界处，以及采掘机械切割部分周围，等等。及时处理 局部积存的瓦斯，是矿井日常瓦斯管理的重要内容，也是预防瓦斯爆炸事故， 搞好安全生产的关键工作。 3.2 防治瓦斯爆炸措施 防止瓦斯爆炸措施包括： 1. 防止瓦斯积聚； 2. 防止瓦斯引燃； 3. 防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施。 3.3 防止煤与瓦斯突出措施 1. 开拓、开采的防突措施 开采有突出危险的矿井，必须采取防止突出的措施。 防突措施可以分为两大类，实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的 措施，称为区域性防突措施；实施以后可使局部区域（如掘进工作面）消除突 出危险性的措施称为局部防突措施。 （1）区域性防突措施主要包括开采保护层和预抽煤层瓦斯。 （2）局部防突措施包括松动爆破、钻孔排放瓦斯、水力冲孔、金属骨架、 超前钻孔、超前支架、卸压槽、震动放炮等。 2. 保护层选择 突出矿井中，预先开采的、并能使其他相邻的有突出危险的煤层受到采动 影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层，后开采的煤层称为被保护层。 保护层位于被保护层上方的叫上保护层，位于下方的叫下保护层。保护层与被 保护层间的有效垂距，见表 6-13。 表 6-13 保护层与被保护层间的有效垂距 名称上保护层/m下保护层/m 急倾斜煤层4050 缓倾斜与倾斜煤层3080 3. 瓦斯抽采 在一些高瓦斯矿井，单纯采用通风的方法难以把工作面的瓦斯浓度控制在 允许的范围内时，必须采取瓦斯抽放措施，即通过打钻，利用钻孔（或巷道） 、 管道和真空泵将瓦斯抽至地面，有效地解决回采区瓦斯浓度超限问题。 衡量一个瓦斯矿井是否有必要抽放，可以根据以下几点：对于生产矿井， 由于矿井的通风能力已经确定，所以矿井瓦斯涌出量超过通风所能稀释瓦斯量 时，即应考虑抽放瓦斯；对于新建矿井，当 1 个采煤工作面的瓦斯涌出量大于 5m3/min 或 1 个掘进工作面瓦斯涌出量大于 3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题 不合理时，应该抽放瓦斯（煤矿安全规程145 条） ；对于全矿井，一般认为， 绝对瓦斯涌出量大于或等于 40m3/min，应抽放瓦斯；开采保护层时应考虑抽放 保护层瓦斯；对于突出煤层，可以考虑用预抽瓦斯的方法防止突出。 4 矿井火灾防治 4.1 煤层的自燃倾向性等级 四海煤矿东二矿区主采煤层 4#、5#、6#、11#煤层均有自燃倾向，煤层无发 火史。 4.2 外因火灾防治措施 1. 各机电硐室、井底车场、爆炸材料库等火灾防治措施 井下爆破材料库、机电设备硐室、检修硐室、材料库、井底车场、使用带 式输送机或液力耦合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，应备有灭火器材， 其数量、规格和存放地点，应在灾害预防和处理计划中确定。 永久性井下中央变电所和井底车场内的其他机电设备硐室，应砌碹或用其 他可靠的方式支护。采区变电所应用不燃性材料支护。 硐室必须装设向外开的防火铁门。铁门全部敞开时，不得妨碍运输。铁门 上应装设便于关严的通风口。装有铁门时，门内可加设向外开的铁栅栏门，但 不得妨碍铁门的开闭。 从硐室出口防火铁门起 5m 内的巷道，应砌碹或用其他不燃性材料支护。 硐室内必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。 2. 井下电气事故火灾防治措施 井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。 井下和井口房内不得从事电焊、气焊、和喷灯焊接等工作。如果必须在井 下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每 次必须制定安全措施，并遵守下列规定： （1）制定专人在场检查和监督。 （2）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两段各 10m 的井巷范围内， 应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至 少备有 2 个灭火器。 （3）在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时， 必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。 （4）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过 0.5，只有在检查证明作业地点附近 20m 范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯 积存时，方可进行作业。 （5）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并 应有专人在工作地点检查 1h，发现异状，立即处理。 （6）在有煤（岩）与瓦斯突出危险的矿井中进行电焊、气焊和喷灯焊接时， 必须停止突出危险区内的一切工作。 3. 胶带输送机火灾防治措施 （1）封闭式带式输送机必须设置通风、除尘及防火设施，暗道应该按一定 距离设置通向地面的安全通道。 （2）在转载点和机头处应设置消防设施。 （3）维修时必须停机上锁，并有专人监护。 （4）在地下或暗道内用电焊、气焊和喷灯焊检修带式输送机时，必须制定 安全措施。 4. 井下消防洒水系统 采用灭火剂或挖出火源等方法直接把火扑灭，称为直接灭火法。无论是井 上还是井下所发生的火灾，凡是能直接扑灭的，均应尽快扑灭。可用于扑灭火 源的物质，称为灭火剂。常用的灭火剂有水、泡沫、干粉、二氧化碳、四氯化 碳、卤代烷、惰气、砂子和岩粉等。 5. 井下消防构筑物及防灭火装备 开采容易自燃和自燃的煤层时，在采区开采设计中，必须预先选定构筑防 火门的位置。当采煤工作面投产和通风系统形成后，必须按设计选定的防火门 位置构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。 采煤工作面回采结束后，必须在 45 天内进行永久性封闭。 5 矿井粉尘防治 5.1 煤层的自燃倾向性等级 本区内各煤层的精煤挥发分为 31.62%37.17%，灰分较高，含量为 15-40%， 属中高灰分煤，有煤尘爆炸危险。 5.2 防治粉尘措施 1. 矿井综合防治措施 （1）通风防尘 通风除尘是指通过风流的流动将井下作业点的悬浮矿尘带出，降低作业场 所的矿尘浓度，因此搞好矿井通风工作能有效地稀释和及时地排出矿尘。 决定通风除尘效果的主要因素是风速及矿尘密度、粒度、形状、湿润程度 等。我们把能使呼吸性粉尘保持悬浮并随风流运动而排出的最低风速称为最低 排尘风速。同时，把能最大限度排出浮尘而又不致使落尘二次飞扬的风速称为 最优排尘风速。一般来说，掘进工作面的最优风速为 0.40.7m/s，机械化采煤 工作面为 1.52.5m/s。 煤矿安全规程规定的采掘工作面最高容许风速为 4m/s，不仅考虑了工 作面供风量的要求，同时也充分考虑到煤、岩尘的二次飞扬问题。 （2）喷雾洒水降尘 雾状水捕捉浮游煤尘、使其湿润，增加煤尘重量而迅速沉降下来，另外煤 尘湿润后，也降低了飞扬性。 煤矿常用的喷雾器有单水喷雾器和风水喷雾器两类，目前已有高压喷雾技 术出现。 喷雾洒水简单方便，而且是有效地措施，降尘率一般可达 3060它广 泛用于采煤、掘进、运输、提升及风流净化等几乎所有的井下作业中。 煤矿安 全规程第 159 条规定：井下装载及转载点都应进行喷雾洒水。 高压喷雾耗水量低、喷嘴不易堵塞，降尘效率高，大于 95，尤其对呼吸 性粉尘，降尘效率高达 70以上，适用于井下采掘工作面及定点尘源。 2. 采掘工作面防尘措施 （1）选用合理的采煤机使破落的煤粒度加大，粉煤率降低，从而降低煤尘 产生量。 （2）选择合理的采煤方法和生产工艺：尽量避免采用生尘量高的采煤方法 及其生产工艺。 3. 煤层注水防尘 煤层注水防尘是在采掘之前，利用钻孔向煤层注入压力水，使其沿着煤层 的层理、节理和裂隙向四周扩散，然后渗入到煤的孔隙中去，增加煤的水分， 使煤体预先得到湿润，以减少采掘时浮游煤尘的产生量。 煤层注水包括钻孔、封孔和注水等三道工艺。 煤层注水措施是井下防尘的有效方法。降尘率一般达到 6090，尤其 是长孔注水更为普遍。 4. 井下消防洒水系统 采用灭火剂或挖出火源等方法直接把火扑灭，称为直接灭火法。无论是井 上还是井下所发生的火灾，凡是能直接扑灭的，均应尽快扑灭。可用于扑灭火 源的物质，称为灭火剂。常用的灭火剂有水、泡沫、干粉、二氧化碳、四氯化 碳、卤代烷、惰气、砂子和岩粉等。雾状水捕捉浮游煤尘、使其湿润，增加煤 尘重量而迅速沉降下来，另外煤尘湿润后，也降低了飞扬性。 5.3 防爆措施 1. 日常防爆措施 防爆措施包括防止浮游煤尘发生爆炸和防止沉积煤尘再次飞扬起来参与爆 炸的措施，包括冲洗巷壁、巷道刷浆、撒布岩粉、喷洒粘结液、喷雾洒水、消 除引燃煤尘爆炸的火源等等。 2. 消除引燃煤层爆炸火源的措施 （1）严格执行煤矿安全规程中消除明火的规定； （2）防止瓦斯燃烧和爆炸； （3）消除放炮时产生的火焰； （4）消除电器火源； （5）消除其他火源，譬如斜井（巷）跑车及金属强烈碰撞产生的火源等。 3. 撒布岩粉 在巷道内撒布岩粉，增加了沉积煤尘的灰分，能抑制煤尘的爆炸，也能起 到隔爆作用。 （1）对岩粉的要求 可燃物含量5； 游离 SiO2含量5； 不含有毒有害的混合物； 色淡白、鲜明、通常用石灰石制作； 潮湿巷道应使用抗湿性岩粉； 岩粉必须全部通过 50 号筛（筛径0.2mm）,其中 70以上应通过 200 号 筛（筛径0.074mm） 。 （2）对岩粉用量的要求可按下列指标计算 在开采瓦斯煤层时，岩粉与沉积的煤尘混合后的粉尘中要求不