矿井通风与安全课程设计

矿井通风与安全设计采区生产概况：该煤矿地理坐标为：东经104°54′00″——104°55′34″，北纬25°22′47″——25°24′40″。矿井形状为不规则形，面积4.7993km。主井口标高为＋1405.48m,副井标高为＋1404.60m,风井标高为＋1446.54m，主平硐标高为＋1309.79m。本井田可采煤层4层，即17#、18#、19#、20#煤层。矿井采用平硐、斜井开拓方式，设计生产能力30万吨／年，2009年实际产煤36万吨。目前共有两个采区，西采区地质构造简单，煤量大，2009年产出煤量21万吨。2010年，西风井将担负年产25万吨以上产量的通风任务，需供风量4000m3/min左右。煤矿煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上山开采，采区式区段后退式，区段内后退式回采。采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为炮采、支护形式为2.5m单体液压支柱配合绞接顶梁、四对八梁全断面支护；全部垮落法管理顶板。煤尘赋存状况：17#工作面赋存相对稳定，煤尘厚度1.1-4.85m。平行厚度3.28m，煤尘倾角2-20度，平均倾角7度。根据钻孔资料，煤尘中上部还有二层夹矸，厚度0.11m，煤尘顶部富含铁矿结核，煤尘叫松，煤质为瘦煤，煤岩为办亮一半暗型。地质工造：17#工作面位于三采区上山北部，主要受一倾伏背向构造控制，共做面位于折曲宽缓部位，构造想对简单，工作面平缓，受K4砂岩冲蚀影响，从开后位置向东300m5#煤直接顶为K4砂岩。根据18#工作面轨道巷揭露情况，17#准备工作面轨道巷找中西部受拟拾陷落柱影响，构造相对复杂。另据盖面钻孔资料，5#煤上顶板垂直裂隙发育，裂隙面被铁质清然，且被琐屑物充填，该面断裂构造相对发育。煤层顶板情况：5#煤层顶板为细砂岩石或中粒砂岩，厚度8.91m，层状，泥钙质结，层面富含云母片，垂直裂隙发育，裂隙面被铁质侵染；直接顶为粉砂岩，砂质泥岩（含4#煤），厚度5.44m，深灰—黑灰色，较坚硬，煤层状活块状，裂隙发育，被方解石填充，富含植物化石和星点状云母；伪顶为泥岩，厚度0.05m，深灰—黑灰色，含碳质，随采随冒。直接底为砂质泥岩，粉砂岩，厚度2.93m,深灰—黑灰色，较松软，遇水膨胀；老底板为石英砂岩，厚度为2.33m，灰—黑灰色，致密坚硬。水文地质：17#工作面上不充水因素为K4，k中砂岩裂隙水和孔隙水。由于该面受倾覆背向构造控制，加之中西部可能受拟似陷落柱影响，顶板谁易聚于工作面相对低洼处，在巷道施工过程中，若遇断裂构造活形成裂隙将会导致顶板谁侵入陷落柱形成的通道，增强了水里联系，同时由于K4砂岩谁有课能进入巷道，该面最大涌水量为80m3/h，会影响到正常生产甚至危及人身安全，所以在施工过程中，特别是在轨道巷使工作，要一定完善排水系统，排水管路距离不得大于50m，必要时增加排水设备，以便在巷道出现涌出时能及时进行排水，同时，必须安设，备用足够能力的排水设备，以确保工作面正常掘进。煤层瓦斯用量，煤尘爆炸性及自燃性：煤尘瓦斯涌出量：根据我矿瓦斯涌出量抽样分析，我矿为低瓦斯矿井。煤尘爆炸性：地质报告中，试验结论有煤尘爆炸危险性。煤自燃性：自然试验原煤样找活温度为382度——384度。氧化样为374度——362度，在回采过程中证实有自燃倾向，因此，在施工过程中，要做好通风，防尘和防暴，防自燃工作。矿井通风系统改造方案的选择一、方案选择煤矿设计能力为30万吨，矿井初期主要开采首采区的17#煤，现西采区17#煤层已回采结束，矿井东西采区近两年内也将结束，矿井今后的生产主要集中在西采区开采。采区开始投产时采区主要进风巷道断面积为5.6－8.02m2,主要回风巷道断面积为6.9m2，并开采17#煤层，通风距离短，通风网络简单，测定通风阻力为1205Pa,等积孔为2.26m2，网络上属于通风容易矿井。目前矿井通风系统存在的问题主要为矿井总风量达到极限、主要通风机严重老化，故障较多，运行不稳定、通风系统将由生产系统的增加，所需的风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行风机难以满足安全生产需要。××煤矿通风系统改造的目的在于提高矿井总风量，保证主要通风机安全运转，使通风能力与生产能力相匹配。鉴于以上对矿井通风网路、通风设备的分析，通风系统改造的方案为：更换矿井主要通风机和巷道改造。二、方案设计的计算基础煤矿通风系统改造的方案为更换主要通风机和巷道改造，今后采掘头面个数及机电硐室数量基本稳定，但随采掘地点的变化，通风系统有较大变化。因此主要通风机选型，须从以下几方面作为选型计算的基础：（一）重新计算矿井需风量，合理配风，并以此来计算矿井通风阻力。（二）随采掘布局的变化，矿井生产逐步转移到西采区，形成西采区通风系统。生产系统增加，矿井配风量增加，通风路线延长、通风阻力增大，矿井通风进入困难时期。因此应以通风路线最长、阻力最大的困难时期作为风机选型的基础。（三）根据矿井采掘计划，矿井需风量计算1个回采工作面、1个备用工作面，4个掘进工作面、2个独立通风的硐室作为风量计算基础。1个回采工作面为：1903工作面。1个备用工作面：1904工作面。4个掘进工作面：17#煤层和19#煤层。（四）通风阻力计算通风容易时期：阻力计算以1903回采工作面为通风阻力计算路线。西采区1个回采工作面，2个掘进工作面，留有30m的煤柱。通风困难时期：阻力计算以1904回采工作面和1903回采工作面作为通风困难时期阻力计算路线。通风困难时期西采区1个回采工作面，1个备用面，4个掘进工作面，2个硐室，按工作面的最长计算。矿井需风量计算及风速验算一、需风量计算采煤工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡抽放以后的工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，取其中最大值，并经风速验算。经分析和计算认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数少，一般不超过35人，因此，影响工作面风量确定的主要原因是瓦斯涌出量和风速。（一）采煤工作面需风量计算1、西1903工作面的配风量（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Q采1=100×q采×Kc式中：Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取5.7m3/minKC—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；炮采工作面取1.4～2.0，本矿取1.8Q采1=100×q采×Kc=100×5.7×1.8=1026m3/min（2）按工作面温度计算Q采＝Vc·Sc·Ki式中Vc—采煤工作面适宜风速，取1.0m3/s；Sc—采煤工作面平均有效断面，取7.04m2；Ki—工作面长度系数，取1.0。故Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min（3）按炸药使用量计算Q采＝25Ac/60=0.417Ac式中Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取18kg；故Q采＝0.417×18=450m3/min（4）按工作面工作人员数量计算Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3m3/s式中：n—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；以上计算最大值Q采=max{Q采1,Q采}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s（5）按风速验算0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，则0.25×Sc＝0.25×7.04＝1.76(m3/s)＜Q采4×Sc＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采故Q采＝1026m3/min=17.1m3/s满足要求。西采区1903工作面所需风量为1026m3/min，2、西1904工作面的配风量（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Q采1=100×q采×Kc式中：Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取4.6m3/minKC—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；炮采工作面取1.4～2.0，本矿取1.8Q采1=100×q采×Kc=100×4.6×1.8=828m3/min（2）按工作面温度计算Q采＝Vc·Sc·Ki式中Vc—采煤工作面适宜风速，取1.0m3/s；Sc—采煤工作面平均有效断面，取7.04m2；Ki—工作面长度系数，取1.0。故Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min表1采煤工作面温度与风速对照表根据××煤矿地温梯度及季节变化情况，井下工作面温度一般在17—22℃之间，对照上表，取工作面风速V采i=1.0m/s；S采i—第i个采煤工作面的平均断面积m2；K—采面调整系数；（3）按炸药使用量计算Q采＝25Ac/60=0.417Ac式中Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取18kg；故Q采＝0.417×11.25=281m3/min（4）按工作面工作人员数量计算Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3m3/s式中：n—采煤工作面同时工作的最多人数，35人；以上计算最大值Q采=max{Q采1,Q采}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s（5）按风速验算0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，则0.25×Sc＝0.25×7.04＝1.76(m3/s)＜Q采4×Sc＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采故Q采＝13.8m3/s满足要求。西采区1904工作面所需风量为828m3/min，各个独立通风的掘进工作面实际需风量,应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并取其中最大值。（二）采区掘进工作面需风量计算1、西1905运输巷配风量计算（1）按每班掘进工作面人数计算:Q掘=4×nj=4×12=64m3/min=1.06m3/s式中：nj—掘进工作面同时工作的最多人数，1人；经计算，掘进工作面风量为1.06m3/s。（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘1=100×q瓦掘·K掘通式中：T----昼夜产量,6.09㎡×6m×1.5t/m3=54.8tq绝—瓦斯相对涌出量，1.26m3/t；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；一般取1.4～2.0；取1.4则：Q掘1=100×q掘×Kd=100×0.94×54.8/(24×60)×1.4=343m3/min（3）按炸药使用量计算：Q掘=Aj·b／（t·c）式中：Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg；b—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，取b=0.1m3/kg；t—通风时间，一般不少于20min；c—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=0.0024%；Q掘=25Aj=25×4.5=112.5m3/min（4）按局部通风机吸风量计算：Q掘3=Q局×I＋9×S=375×1+9×6.08=382m3/minQ掘—局部通风机实际吸风量，该对旋式局部通风机2×15K额定风量为456～295m3/min，取375m3/min进行计算，S—安装局部通风机巷道断面9—为防止局部通风机吸循环风的风速I—局部通风机的台数经计算，以上计算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘1,Q掘3}，则普通钻爆法掘进工作面风量为382m3/min。（5）按风速验算：根据《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式中：Sj—掘进工作面巷道过风断面，7.04m2；所以：Q掘≥15×6.08=91.2m3/min=1.52m3/sQ掘≤240×6.08=1459.2m3/min=24.32m3/s式中：SJ—掘进工作面巷道过风断面为6.08m2，经计算每个掘进工作面所需风量为343m3/min。按风速验算满足要求。2、西1905回风巷配风量计算（1）按每班掘进工作面人数计算:Q掘=4×nj=4×12=64m3/min=1.06m3/s式中：nj—掘进工作面同时工作的最多人数，1人；经计算，掘进工作面风量为1.06m3/s。（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘1=100×q瓦掘·K掘通式中：T—昼夜产量,6.09㎡×6m×1.5t/m3=54.8tq绝—瓦斯相对涌出量，0.78m3/t；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；一般取1.4～2.0；取1.6则：Q掘1=100×q掘×Kd=100×0.78×54.8/(24×60)×1.6=285m3/min（3）按炸药使用量计算：Q掘=Aj·b／（t·c）式中：Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg；b—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，取b=0.1m3/kg；t—通风时间，一般不少于20min；c—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=0.0024%；Q掘=25Aj=25×4.5=112.5m3/min（4）按局部通风机吸风量计算：Q掘3=Q局×I＋9×S=375×1+9×6.08=382m3/minQ掘—局部通风机实际吸风量，该对旋式局部通风机2×15K额定风量为456～295m3/min，取375m3/min进行计算，S—安装局部通风机巷道断面9—为防止局部通风机吸循环风的风速I—局部通风机的台数经计算，以上计算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘1,Q掘3}，则普通钻爆法掘进工作面风量为382m3/min。（5）按风速验算：根据《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式中：Sj—掘进工作面巷道过风断面，7.04m2；所以：Q掘≥15×6.08=91.2m3/min=1.52m3/s Q掘≤240×6.08=1459.2m3/min=24.32m3/s式中：SJ—掘进工作面巷道过风断面为6.08m2，经计算每个掘进工作面所需风量为382m3/min。按风速验算满足要求。（三）硐室需要风量计算各个独立通风的硐室实际需要风量，按照经验值风量：Q变电所=60-80,取70m3/minQ其他=40-60，取50m3/minQ硐＝Q变电所＋Q其他＝70×2＋50×2＝240m3/min4、其它巷道的需要风量(无)5、矿井总需风量计算矿井总需进风量的计算按下列要求分别进行计算,并必须采取其中的最大值。(1)按井下同时工作的最多人数计算:Q矿需=4×N×K矿通式中N—井下同时工作的最多人数,根据统计我矿同时入井最多人数为421人。K矿通—矿井通风系数,一般可取1.2—1.25,我矿取1.20。Q矿需=4×N×K矿通=4×421×1.20=2021m3/min(2)按采煤、掘进、硐室及其它用风地点设计需风量的总和计算:Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通,m3/minK矿通—矿井通风系数，取K矿通＝1.20Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K矿通,Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K矿通,＝（1854＋725＋240＋0）×1.20＝3382m3/min矿井总需风量为Q需＝3382m3/min，矿井通风方式为中央并列式，取外部漏风系数k通＝1.10，则主要通风机通风量为Q通＝k通×Q需＝1.10×3382＝3721m3/min二、风量分配及风速验算矿井风量分配按采煤工作面、掘进工作面、硐室等用风地点的需风量逐点分配，内部漏风按漏风系数均匀分配到各用风地点。通风容易时期的阻力计算路线为：皮带井、材料井→190皮带巷→190上山→1903运输巷→1904工作面→1903回风巷→190回风上山→272回风巷→西回风井→引风硐。此路线的风量分配及风速验算如表3通风困难时期的阻力计算路线为：皮带井、材料井→190皮带巷→190上山→1903运输巷→1904工作面→1903回风巷→190回风上山→272回风巷→西回风井→引风硐。通过对矿井的采面和掘进面风量计算，为满足各工作点所需要的风量，完善通风系统，必须要对各工作地点进行风量分配，即分配如下：表2矿井作业地点所需分量分配表矿井通风阻力计算一、通风阻力计算风机选型应分别以矿井通风容易时期及通风困难时期的工况点为选择依据。矿井通风容易时期及通风困难时期的通风阻力计算如表5、表6，并据此计算出矿井通风最小阻力H最小和最大阻H最大，通风阻力计算公式如下：（一）矿井通风阻力计摩擦阻力的计算：hf=RfQ2pa式中：hf——井巷的摩擦阻力，pa；Rf——井巷的摩擦风阻，Kη；Q——井巷风量，m3/s其中：Rf=αLU/S3式中：α——井巷的摩擦阻力系数；L——井巷的长度；mU——井巷周边长度，mS——井巷的断面积，m2h=RQ2R=αLU/S31、现××煤矿为通风容易时期阻力的计算，如图3所示。表3矿井通风容易时期阻力计算2、局部阻力的计算根据《煤炭工业设计规范》的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即：he=hf×15%=1081.3=162.2（式中：her——井巷的局部阻力,pa）通风阻力的计算h=he+hf式中：hf——井巷的通风阻力，pa=1081.3＋162.2=1243.5pa3、等积孔的计算A=1.1896Q÷h1/2式中：A——通风等积孔，m2Q——主扇风量h——井巷的通风阻力，pa故A=1.1896×62÷1851/2=2.01所以容易时期的等级孔为2.01。2、现××煤矿为通风困难时期阻力的计算，如图4所示。表4西采区通风困难时期阻力计算2、局部阻力的计算根据《煤炭工业设计规范》的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的15%作为局部阻力，即：he=hf×15%=1610.3×15%=241.5（式中：her——井巷的局部阻力,pa）通风阻力的计算h=he+hf式中：hf——井巷的通风阻力，pa=1610.3＋241.5=1851.9pa3、等积孔的计算A=1.1896Q÷h1/2式中：A——通风等积孔，m2Q——主扇风量h——井巷的通风阻力，pa故A=1.1896×51÷1851/2=1.41所以容易时期的等级孔为1.41