柏坪煤矿矿井风量分配专业技术方案

1、盘县柏坪煤矿风分配方盘县柏坪煤矿柏坪煤矿矿井风量分配方案一、简述1、瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件 对六盘水市煤矿 2006年度矿井瓦斯 等级鉴定报告的批复（黔煤行管字 200767 号）, 该矿周边临近矿 井均产高瓦斯矿井。 2007年九月六盘水纪源煤炭技术咨询有限公司对 该矿进行瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室的煤尘爆炸性鉴定报告结论： 1、6、 10煤层煤尘有爆炸危险性。3、煤层自然倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室的煤层自燃倾向性鉴定报告结论：1号煤层自燃倾向性为H类自燃煤层，6号、10号煤层自燃倾向性为皿 类自燃煤层。 在生产过程中应采取相应的管理

2、措施， 防止发生煤层自 燃事故。4、水文地质条件本井田为单面山剥蚀坡地貌， 坡度较大，冲沟发育，泉点不发育， 地表水有良好的排泄条件； 煤系地层及其上覆飞仙关组、 下伏峨眉山 玄武岩组，含浅部风化裂隙水，随着开采深度增加风化程度减弱，含 水性减小，深部含水微弱。 本井田水文地质条件属第二类第一型，即 以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床。根据卢家寨 - 大坪地井田普查（最终）地质报告资料：地面水文地质调查资料和钻孔简易水文观测， 断层附近未见有较大泉点， 钻孔 穿见断层时简易水文无异常，说明断层不含水、不导水。 。二、通风方式及通风系统1、矿井通风方式：矿井采用分区抽出式通风方式。2、通风线

3、路为：（以 110101工作面为例）新鲜风流从主 （副） 井 -区段车场-1510运输石门-运输顺槽-工作面。工作面污风经工作面回风顺槽-1550回风石门-回风斜井，经 引风道主通风机排出地面。3、矿井主要通风机选用FBC西11/55型矿用防爆轴流式通风机 二台，一台工作，一台备用。技术参数 ：Qf=21421285mVmin , hf=897 1806P& 电机功率：55kw。三、矿井风量分配根据黔安监管办字 2007345 号文，本矿应为瓦斯突出矿井，但 无相对瓦斯涌出量数据。依据贵州省煤炭管理局黔煤行管字200767 号文对六盘水市煤矿 2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复 ，矿区 东南面

4、相邻矿井一一毛寨煤矿，绝对瓦斯涌出量：2.15m3/min，相对涌出量： 17.20m3/t ；二氧化碳绝对涌出量：1.13m3/min ，相对涌出量9.04m3/t ，高瓦斯矿井。矿井投产后，应尽快进行瓦斯等级鉴定，以 鉴定结果重新计算相关内容，选择通风设备。根据瓦斯预测，柏枰煤矿瓦斯相对涌出量：24.15m3/t ，计算取瓦斯预测值作为计算依据。瓦斯含量计算矿井未提供有关煤层瓦斯含量的勘探资料，依据煤矿瓦斯抽放规范(AQ1027-2006)来计算瓦斯含量。X= abP 100 宀- Mad1. 10KP1 bP1001 0.31Mad式中：x煤的瓦斯吸附量，m/t ；Aad、Mac煤的灰分

5、、水分，;P瓦斯压力，Mpaa吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m3/t ;b吸附常数，Mpa-1;K煤的孔隙体积，ml/ m3;Y 煤的视密度，t/m3;(2)矿井瓦斯含量计算矿井瓦斯绝对涌出量计算经验公式如下：W=Wx+WW=65.5(100 -Af -wf)b)(Vf)0.146en(10.31Wf) 100a=2.4+0.21 v f b=1-0.004 Vf0.02T0.9930.007PfnP9.8K式中：Wx煤的瓦斯吸附量，m/t;W、A、vf 煤的水分、灰分、挥发分，;P瓦斯压力，2MPa;en温度系数；Wy游离瓦斯量，mVt ;fn 煤的孔隙率，(煤为无烟煤，查表取 10);

6、丫 一一煤的容重，t/m3(M18煤层为1.4 ； 1号煤层为1.56);K相对煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表取1.08 ;T温度，C,取20。使用上述公式计算，计算结果见表1-2-4。表1-2-4可采煤层瓦斯含量计算结果表煤层编号吸附瓦斯量W：m3/t)、-、八 ”、.3游离瓦斯量V(m/t)瓦斯总含量W(m3/t)123.3180.24923.567614.30.24214.5421012.40.24412.644瓦斯涌出量预测依据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)，采用分源预 测法预测瓦斯涌出量。回采工作面瓦斯涌出量开采层相对瓦斯涌出量q1:q1= KX& m (W0

7、-Wc) =25.9 (m 3/t)M式中：K1围岩瓦斯涌出系数，一般取1.3 ;K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；1/0.85=1.18 ;K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，K3=(L-2h)/L=0.79 ；L工作面长度，70mh掘进巷道预排等值宽度，m;查表得10.5m；m-开采煤层厚度，1.7m；M 工作面米高，1.7m;W煤层原始瓦斯含量23.57 m3/t ;Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，查表得9m3/t邻近层相对瓦斯涌出量q2: q2= W)i -WCi)i=25.9 (m 3/t)iMq6 中-16=(23.57-9) X 2.15/2.25

8、 X 35%=14.69 ni/t(层间距为 52.5m，查图得 n =35%)回采工作面瓦斯涌出量：3q 采=q1+q2=40.6 m /t。掘进工作面瓦斯涌出量掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量q3 ：q3二D.V.q0(2 L -1)=6.3 X 0.003 X 0.065 X (2X 800 -1)V V 0.0033=0.21(m /min)式中：D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，D= 1.7 X 2 + 2.3=5.7m ;V巷道平均掘进速度，m/min;取V= 0.003 m/min ;L巷道长度，600m;q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2 min)按下式计算。q0=0.0260

9、.0004(V 丫 )2+0.16 x W0=0.063(rn/m2.min) 式中：Vr煤中挥发分含量，;w煤层原始瓦斯含量，m/t ；掘进落煤的瓦斯涌出量q4q4=S.V. y . (W0-Wc)=5.5 x 0.003 x 1.56 (13.91 9)3=0.11(m /min)式中：S掘进巷道断面积，5.5m2;v 巷道平均掘进速度，0.003m/min ;3丫 一煤的密度，1.56t/mW煤层原始瓦斯含量，13.91m3/t ;W运出矿井后煤的残存瓦斯含量，9mVt。掘进工作面瓦斯涌出量：q 掘=q3+q4=0.21+0.11=0.32 m/min米区瓦斯涌出量q 区=K(q采A 1

10、440q掘) A。=40.8(m3/t)式中：q区一生产米区相对瓦斯涌出量，m/t ;K采空区瓦斯涌出系数，取1.25;A回采工作面日产量，522t;AO采区平均日产量，522t;A采区日产量，t/d 。本矿井有：q井=q区=40.80(m /t)预测瓦斯最大涌出量不均衡系数取1.3则有：q 井=40.8 x 1.3=53.03(m|3/t)；q 采=2.3X 1.3=2.99m3/tq 掘=0.32 x 1.3=0.42m3/min预计最大瓦斯涌出时绝对瓦斯涌出量为：Q 绝=二 24.15m3/min 1440A T=1.15 A = 522t/dn式中：A年产量，年设计生产能力为15万t/

11、a ;n年工作日数，330日；Q绝一绝对瓦斯涌出量，m/min ;T矿井最大日产量，t/d。1、按井下同时工作最多人数计算：Q=4NK=4 x 50 x 1.25= 250m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，人；4按井下每人每分钟 4m3 的单位风量计算矿井总风量。K 风量备用系数，K= 1.25。2、参照邻近矿井估算（ 1 ）回采工作面需风量110101采面按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100 x q 采 x Kc=100 x q 采 x Kc=100 x 2.275X 1.8= 409.5 m3/min式中：q采采面绝对瓦斯涌出量，q采二2.275m3/min ;Kc备用风量

12、系数，K=1.42.0。取K=1.8。q 采二 150000 x21.45x 40% /（330 x 24x 60）= 2.275m3/min按工作面温度计算Q采2=60 x Vcx Scx Ki=60 x 0.8x 3.888x 0.9= 167.962 m3/min式中：Vc 回采工作面适宜风速，取 Vc二0.8m/s;Sc回采工作面平均有效断面；Ki 工作面长度系数。按炸药使用量计算Q 采3=25Ac=25 x4.5= 112.5mF/min式中：Ac 回采工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。按工作人员数量计算3Q 采 4=4Nc=4 x 20= 80 m3/min式中：Nc回采工作面

13、同时工作的最多人数。单个回采工作面需风量以上计算最大值 Q采二max Q采1, Q409.5m3/min按风速验算15x Sc Q采故: Q 采= 409.5m3/min 满足要求。（2）掘进工作面需风量110102运输巷按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘 i=100 x q 掘 x Kd=100 x 0.32x1.9= 60.03m3/min式中:q 掘 掘进工作面绝对瓦斯涌出量， q 掘Kd 备用风量系数，K=1.82.0。取K=q 掘二 150000 x 21.45 x 15% /（330 x 24 x 60）采 2, Q 采 3, Q 采 4 = 0.32m3/min；1.9。= 0.

14、32m3/min按炸药使用量计算Q 掘 2=25Aj=25X 4.4= 110m3/mi n式中：Aj 掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量， kg。按局部通风机吸风量计算Q掘 3=Qx I x Kf= 200 x 1 x1.3= 260m?/min式中：Qf 掘进面局部通风机额定风量， m3/min；I 掘进面同时运转的局部通风机台数，台；Kf 风量备用系数，取 Kf= 1.3。按工作人员数量计算Q 掘 4=4Nj=4X 16= 64m3/min式中：Nj 掘进工作面同时工作的最多人数。单个掘进工作面需风量以上计算最大值Q掘=max Q掘i, Q掘2, Q掘3, Q掘4 = 260m?/min

15、按风速验算15x Sj w Q掘w 240 x Sj15x Sj= 69 Q 掘故Q掘二260m3/min满足要求。掘进工作面总需风量依据以上计算方式计算得 110102 回风巷掘面需风量为 : 260m3/min刀 Q 采二 260+ 260 = 520m?/min（ 3）硐室需风量计算 水泵房：按经验取值： 120 m3/min则刀 Q 硐二 120m3/min（4）其它巷道需风量计算 按采煤、掘进、硐室总和的 4%进行考虑，则Q 它=（刀 Q 采 + 刀 Q 掘 + 刀 Q 硐）X 4%=（ 409.5+ 520+ 120） X 4%=42m3/min计算矿井总风量Q2=（刀 q采 +

16、刀 q 掘+ 刀 q 硐+刀 q 它）X K=（409.5+ 520+ 120+ 42） X1.25=1364m3/min式中：K 矿井通风系数矿井需风量以上计算最大值Q=maxQ1,Q2 =1364m3/min ，取 Q=1380m3/min（ 23m3/s ）。4.矿井风量分配按用风地点分配风量:用风地点分配风量(m3/s)风速 (m/s)话宜风速(m/s)允许风速(m/s)110101采面72.81.52.50.254110102运输巷 掘面51.090.154110102回风巷掘面51.090.154水泵房3其它35.通风网络解算及总阻力根据设计规范，小型煤矿只计算矿井通风困难时期的通

17、风阻力,采用下式计算：R=a L U/s3及h=RX &(即将局部阻力以系数的形式考虑进去)经计算：通风困难时期：矿井风路阻力h巷二409.6 Pa局部阻力 h 局二 10% X 409.6= 41 Pa自然风压he=196.2 Pa矿井困难时期通风阻力：h难=h巷+h 局+he = 646.8 Pa表2-2-1矿井通风困难时期阻力计算表顺 序巷道名称支护 形式摩擦阻力系数a4 (N s/m )长L(m)周长U(m)净断 面积2S(m )摩擦风阻R(Ns2/m8)风量Q (m3/s)摩擦阻 力h(pa)风速V(m/s)1主斜井锚喷0.01236211.68.80.07391618.931.81

18、821450运输石门锚喷0.0121008.64.60.1643109.8852.39131250运输石门锚喷0.0121308.64.60.164375.8852.3914轨道下山锚喷0.01241011.68.80.164378.8852.3915工作面运输 平巷工字 钢0.0176008.94.60.9326745.71.5226开切眼工字 钢0.017707.63.20.092374.52031.357工作面回风 平巷工字 钢0.0175808.94.60.9016744.1761.52281450回风石门锚喷0.0121008.64.60.10602046.7574.5659回风下山锚喷0.01211868.64.60.303223133.724.56510回风井工字 钢0.0171408.94.60.21762385.9694.565总计：409.66.等积孔计算及通风难易程度评价矿井风量：Q= 21m3/s通风困难时期：A 难=1.19X 21/ 646.8.5=0