红康矿井通风与安全技术措施

荥经县红康煤业有限责任公司

矿井通风设计 与安全技术措施

二○一三年五月

矿井通风设计与安全技术措施

1 矿井通风系统的选择 1.1通风设计的基本依据

矿区含煤地层为三叠系上统须家河组（T3xj）。煤层赋存于须家河组第一、二段；含煤地层总厚大于320m，平均含煤厚2.41m，含煤系数为1.24。煤层厚薄不一，但均为基本可采和可采，详见含煤地层综合柱状图。煤的成因类型属印支造山成陆初期，陆缘山前湖滨～沼泽相沉积。其沉积物由含煤陆缘碎屑砂岩、泥岩、砂质泥岩不等厚沉积韵律组合构成。煤的形成与沼泽环境有关，煤层厚薄变化受控于沼泽盆地的基底状况。据我矿地质报告，各煤层CH4含量均很低，大部分在1mL／g以下，自然瓦斯成分中以N2为主，平均值在70%以上，根据瓦斯含量分带属于瓦斯风化带，根据瓦斯成分分带属于CO2～N2带。

（一）瓦斯

根据雅市安监[2012]602号文件批复的雅安市2012年度瓦斯等级鉴定结果，矿井相对瓦斯涌出量因技改矿井未定型，相对二氧化碳涌出量技改矿井未定型；绝对瓦斯涌出量为1.057m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.67m3/min；根据雅安市安全生产监督管理局文件“关于2008年度瓦斯等级鉴定结果的批复”（雅市安监[2008]340号），矿井绝对瓦斯涌出量0.664m3/min，相对瓦斯涌出量7.65m3/t，为低瓦斯矿井。追述2008年瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井。

（二）煤尘爆炸危险性

根据2013年5月14日，四川省煤炭产品质量监督检验站检测报

告，本矿开采的各煤层煤层的检测报告，本矿开采的各煤层均无爆炸危险性。据了解，邻近矿井开采的同类煤层也多无爆炸危险性。

（三）煤的自燃倾向性

根据2013年5月14日，四川省煤炭产品质量监督检验站检测报告，本矿开采的各煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。据了解，本矿和邻近矿井历年开采也未发生过煤层自燃现象。

区内属地温正常区，井下开采未发现地温异常。属地温正常区。 选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。

1.2矿井通风系统要符合下列要求：

⑴每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30m。

⑵进风井口必须布臵在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。

⑶箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回风井使用时，必须遵循下列规定：

①箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不超过15％，并应有可靠的降陈措施，但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井。

②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过

4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路。

⑷所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。

⑸每个矿井必须有完整的独立的通风系统。

⑹采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。 ⑺回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。 ⑻井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。 1.3矿井通风系统的确定

设计开采独连、三连和双龙煤层，煤的物理性质总体相似，颜色以黑色为主，条痕多呈褐黑色，具弱玻璃光泽或玻璃光泽，条带状结构，层状构造。断口为阶梯状或参差状，局部可见贝壳状断口，内外裂隙均较发育，裂隙面常被脉状方解石及星点状、薄膜状黄铁矿充填，局部见黄铁矿结核。

区内各可采煤层顶板主要为砂质泥岩和细砂岩，底板为砂岩。为中等稳定，易管理顶、底板。

矿开采的各煤层距地表10～300 m，一般大于200 m，其间有数层细砂岩、岩屑长石石英砂岩、粉砂岩，抗压强度高，属良好工程地质岩体。故矿山开采不会影响地面斜坡稳定，诱发地裂缝、塌陷、滑坡泥石流等地质灾害可能性较小。

根据四川安科院对我矿所做的《水患调查报告》结论矿井水文地质条件简单。

矿井采用分列式通风方式、抽出式通风方法通风。采用主+998m平硐井进风，+1011m回风斜井回风，“一进一回”通风系统，安装两台FBCDZ-6-№13(Ⅱ)型矿用防爆轴流式通风机，配套电机功率2×30KW。局部通风采用FBD№5.0/2×5.5kw局部通风机压入式通风，首带区1个对拉工作面采用“W”型通风方式，2个掘进工作面均采用局部通风机作压入式通风。井下设臵了完整的通风构筑物，通风系统符合设计规定要求。

2 风量机算及风量分配 确定矿井总风量：

Qkj=（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj）Kkj 式中:

Qkj——矿井总进风量，m³/min；

∑Qcj ——采煤工作面实际需风量总和，m³/min； ∑Qjj——掘进工作面实际 需要风量总和，m³/min； ∑Qdj——独立通风的硐室实际 需要风量总和，m³/min； ∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和,m3/min；

Kkj——矿井中通风系数，（包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取1.15～1.25；

2. 1采煤工作面实际需风量

①按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：

根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面回风流中瓦斯（或二

氧化碳）的浓度≯1.0%的要求，按下式计算

其中：Q采——采煤工作面需风量，m3/min

q采——回采工作面瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；可根据采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算

KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，取最大值。没有观测数据时，机采工作面取1.2～1.6，炮采面取1.4～2.0

Q采=100×q采×KCH4 =100×（240×0.4%）×2.0 =196m3/min =3.2／s

②按回采工作面同时工作最多人数计算 Q采=4N 式中：

N——回采工作面同时工作最多人数，22人 Q采=4×22=88 m3／min=1.5 m3／s ③按工作面气象条件计算

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温

其中 Q采——采煤工作面需风量，m3/min

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min Q基本=60×工作控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/s）

K采高——回采工作面采高调整系数（见表1） K采面长——回采工作面长度调整系数（见表2） K温——回采工作面温度与对应风速调整系数（见表3） 表1 回采工作面采高调整系数

表2

回采工作面长度调整系数

表3 回采工作面温度与对应风速调整系数

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 =60×3.8×1.2×70%×1.3×1.0×1.0×1.0 =248.97 m3/min =4.14 m3／s

矿井为对拉工作面，即4.14 m3／s×2=8.28

④按炸药量计算 Q采=25×A

其中Q采——采煤工作面需风量，m3/min A——一次爆破炸药最大用量，kg Q采=25×4.5 =112.5 m3/min =1.87m3／s ⑤风速验算

根据《煤矿安全规程》允许工作面最大最小风速按下式验算： 按风速进行验算60×0.25×S<Q采<60×4.0×S 其中Q采——采煤工作面需风量，m3/min， S——工作面平均断面积，m2 60×0.25×3.36<Q采<60×4.0×4.56 50.04<Q采<1094.4

上述计算，回采工作面需要风量取4.14 m3／s，符合规程要求。 矿井一个对拉工作面均为独立通风4.14 m3／s×2=8.28m3／s 2.2掘进工作面所需风量

①按一次爆炸适宜最多火药量计算 Q掘=25〃Ac 式中：

25——每公斤火药爆炸后需要通风量，m3／kg Ac——一次爆破的最多火药量按5kg

Q掘=25×5=125 m3／min=2.1 m3／s ②按掘进工作面同时工作最多人数计算 Q掘=4N 式中：

N——掘进工作面同时工作最多人数，按9人 Q掘=4×9=36m3／min=0.6 m3／s ③按局部通风机吸入风量计算 岩巷掘进：Q掘=Q扇I+60×0.15S 煤巷掘进；Q掘=Q扇I+60×0.25S 式中：

Q扇——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3／s；FBD-№5／5.5×2型局部通风机吸风量取150 m3／min

S——吸风口断面，m2

I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1台 煤层为薄煤层，掘进为半煤岩掘进，掘进断面为6.3m3 则：Q=150×1+60×0.25×6.3=244.5 m3／min=4.0m3／s 以上计算，取掘进工作面分量4.0 m3／s，矿井三个掘进工作面均为独立通风4.0 m3／s×3=12m3／s

2.3硐室实际需风量 1、中央变电所风量

井下需要独立通风的硐室有中央变电所，配风2 m3／s。 2、水泵房风量

井下需要独立通风的硐室有水泵房所，配风2 m3／s 2.4风速验算：

3 全矿通风阻力计算

在扇风机整个服务年限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加，为了扇风机处于整个服务年限内均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限 内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。

3.1计算原则

⑴在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力，

只选择其中一条阻力最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布臵情况分别找出风流线路最长风量最大的一条线路作为阻力最大的风路

①设计矿井通风容易时期的通风阻力

+998m主平硐——井底车场——运输大巷——1121运输巷工作面——1121回风斜巷——+1000m回风平巷——东一号回风石门——+1011m风井

⑵通过主扇的风量Q扇必须大于通过风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力必须先计算出Q扇：

对于抽出式：

Q扇 (1.05 1.10)Q矿，m3

式中：

1.05-1.10——为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取1.10

所以：

Q扇=1.05Q=1.05×1722=1808.1 3.2计算方法

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：

Q2

h摩 a L V3(pa)

S

式中：

2

m,m,mL、V、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积（）；

a ——摩擦阻力系数；

Q——各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿（即考虑井巷的内部漏风和配风

3

不均等因数）后所求得风量值，m；

h

摩

h1 2 h2 3 hn (n 1)(pa)

式中：

h1 2,h2 3 hn (n 1)

为各条井巷之摩擦阻力，Pa；

由以上表格中得计算结果，可以得出 ⑴通风容易时期的总阻力 176.42P

3.3计算矿井的总风阻及总等积孔 3.3.1矿井总风阻

R矿

h矿Q

2矿

，

28

=176.42/28.72 =0.21Ns/m

6.3.3.2等积孔

A

1.19R

2

=2.58m

表6-3-1 容易时期各区段井巷的摩擦阻力

红康矿井通风改造通风容易时期井巷摩擦阻力计算表

1

4 扇风机选型 4.1选择主扇

（一）+1011m回风斜井 1、设计依据 1）矿井通风风量

（1）通风容易时期风量：25m3/s （2）通风困难时期风量：25m3/s 2）矿井通风阻力

（1）通风容易时期阻力：211.45Pa，自然风压：忽略。 （2）通风困难时期阻力：314.46Pa，自然风压：忽略。 2、设计计算

矿井主要通风设备应具备的通风风量及通风风压如下： 1）通风机工作风量

（1）通风容易时期风量：Qf1= KL×QK1=1.05×25=26.25m3/s （2）通风困难时期风量：Qf2= KL×QK2=1.05×25=26.25m3/s 2）通风机工作风压

（1）通风容易时期风压：H1= hk1＋hzh＋hzr =211.45＋200＋0=411.45Pa

（2）通风困难时期风压：H2 = hk2＋hzh＋hzr =314.46＋200＋0=514.46Pa 3、通风机运行工况点 1）通风机网路风阻计算

（1）通风通风容易时期网路阻力系数： R1=H1/ Qf12=411.45/26.252 =0.597 N.s2/m8 （2）通风通风困难时期网路阻力系数： R2=H2/ Qf22=514.46/26.252=0.747 N.s2/m8 2）通风机运行工况点

（1）通风通风容易时期风机运行工况点参数如下，工况点M1见图4-1-1。

M1工=27.5m3/s H1工=452Pa α1工=45°/33° η1工=65% n=980r/min

（2）通风通风困难时期风机运行工况点参数如下，工况点M2见图4-1-1。

M2工=26.7m3/s H2工=534Pa α2工=45°/33° η2工=70% n=980r/min

19371800160014001200

Pst(Pa)

1000

800600

H1工=452

400

2000

n＝980r/min

M2工=26.7

3

Q（m /s）

图4-1-1 FBCDZ-6-№13（Ⅱ）型风机性能曲线 4、设备选型

矿井在+1011m回风斜井通风容易时期、困难时期主要通风机均选用FBCDZ-6-№13（Ⅱ）型防爆对旋轴流通风机二台，一台运行，一台备用。每台风机配臵2台YBF225M-6型矿用防爆型电机(N=30kW，U=380V，n=980r/min)。主要通风机性能参数见下表:

5、通风机电机运行功率计算： 1）通风容易时期电机运行功率

N1

kf M工 H工1000 工

1.2 27.5 452

23.4kW

1000 0.98 0.65

2）通风困难时期电机运行功率

N2

kf M工 H工1000 工

1.2 26.7 534

24.9kW

1000 0.98 0.7

风机配电机YBF225M-6型， 30kW，380V。主要通风机选用CHF100A-045P-4型变频调速装臵控制（每台主要通风机配2台变频器）。

5 矿井安全技术措施 5.1预防瓦斯爆炸的措施

1．矿井必须建立瓦斯的个体的回检测和连续检测的双重监测体系 2．除了专职监察人员外，班，组长合技术人员，管理人员必须携带沼气测定仪或沼气连续指示报警器。

3．放炮时必须携带沼气测量仪。

4．测风员除必须根据需要佩带高、中、低风速表外还必须携带温度计和沼气测定仪

5．调度作业人员（如井下电工，密闭工，维修工等）和特殊作业人员（如处理溜煤眼堵塞等）均需配沼气报警器。

6．普采面采煤机和会风道、回风流中的绞车房，顺槽煤向掘进头应安设AQJ-9型瓦斯指示报警器。将仪器悬挂在作业区附近的顶板上代替瓦斯稽查员。以仪器连续监测瓦斯浓度的变化。注意放炮时拿走仪器防止炮坏。

7．加强矿井通风设施的维修﹑管理，减少漏风，提高矿井有效风，确保向采煤面和掘进头输送足够的新鲜空气。

8．长距离掘进，应配备大功率局扇和保质保量的风筒。 9．电气设备应达到防爆要求。

10．较多采区是矿井的重点带区（也是唯一的较多带区）。因此必须在地面装设瓦斯集中监测系统，以监测沼气为主，当设备落实后还应同时监测一氧化碳和风速等。瓦斯集中监测系统由ABD-21型数字式甲烷遥测系统组成。井下设备六个ABD-21-T数字式甲烷监测仪，六台ABD-21-K甲烷超限断电仪，地面行政小楼内设有值班室。内设ABD-21-S数字式甲烷遥测仪，对井下综采工作面回风流掘进工作面，采区回风巷以及上山绞车房等测点瓦斯浓度自动进行连续监测并以数字予以显示。当瓦斯超限时，井上、下之间信号以频分载波方式通过专用电缆传输。

5.2防尘措施

1．矿井建立完善的防尘洒水系统，地面设两个1000m3的水池。（水池同时为防灭火服务）供水系统必须设计过滤装臵保证水的清洁。

2．防尘水管路达到所有采掘工作面，溜煤眼，翻笼运输机转载点，回采工作面，回风顺槽等，并要进行喷雾除尘。

3．井下所有主要运输巷道主要回风巷，上下山开口在掘进的巷道中所设防尘洒水管路需每个100米安设一个三通，并设法们一共清洗巷道时使用。

4．所有回采工作面都要进行煤层洒水，并需采用水泡泥，喷雾或其他综合防尘措施。

5．所有巷道掘进即都应配备专用除尘措施。

6．在岩巷工作面积和低沼气的绝境工作面要配备抽出式除尘设备。

7．锚喷支护巷道要采用除尘器等设备。 8．呼吸性粉尘测定仪。 5.3预防井下火灾的措施

1．副井上下的两侧，井下主变电所，带区变电所，井下火药库设易关闭的防火门

2．井下设消防材料列车库，并备有一定数量的灭火器材。 3．在下列地点应配有泡沫灭火器。井下火药库4台井底（）场4台采掘工作面附近巷道16台。

4．普采工作面内每个40米要挂设一台泡沫灭火器全工作面共6台。

5．井下移动变电站，采区变电站，放车房硐室各配臵自动泡沫灭火器2台，灭火手雷4个。

6．标有有效期的消防器具必须按期更换。

7．矿井要指定专人携带CO检查器，氧气测定仪和必要的各种气体检定管，按规定定期检测，并在地面建立实验室。

5.4为防止井下水灾的措施

1．采面推进过程中，随时注意工作面涌水情况，若有异常情况可采取有效的现场处理措施，并向矿调度室及有关部门汇报。

2．进、回风巷道设水沟并保持畅通。

3．采面尽量全高开采，工作面坡度保持一致，保证流水畅通。

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