安全生产第五章通风、降温与安全

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1、安全生产第五章通风、降温与安全安全生产第五章通风、降温与安全 第五章通风、降温与安全 第一节概况第一节概况 一、瓦斯 本井田 3 上煤层采取 1 件瓦斯样，3(3 下)煤层采取 13 层点 14 件瓦斯样，分析结 果(见表 5-1-1)表明 ： 其瓦斯(CH4)成分和含量最高分别为 9.80%和 0.262cm3/gr， 二氧化碳(CO2)成分和含量最高为 10.83%和 0.238cm3/gr，氮气(N2)成分和含量 最高为 99.00%和 3.859cm3/gr。根据钻孔测得的瓦斯含量资料分析，3 上、3(3 下)煤层瓦斯成分以氮气为主，次为二氧化碳、甲烷气体；瓦斯含量普遍低，应 属瓦斯风

2、化带范畴。 井田西部有岩浆侵入，煤变质程度普遍增高，煤层有产生气体的条件，某些地段 如果赋存条件良好，瓦斯含量可能会相对聚集，因此，在生产过程中应加强瓦斯 管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。 表 5-1-13(3表 5-1-13(3下 下)煤层瓦斯等成分及含量表 )煤层瓦斯等成分及含量表 瓦斯及其他气体成分 两极值/平均(点数) 瓦斯及其他气体含量 cm3/gr 两极值/平均(点数) 项目 煤层 CH4CO2N2及其它CH4CO2N2及其它 3上0.15(1)1.48(1)98.37(1)0.003(1)0.050(1)2.703(1) 3(3下) 0.009.80 1.18(13) 0.9

3、510.83 4.85(13) 86.29 99.00 93.97(13) 0.0000.262 0.028 0.0200.238 0.090(13) 1.6873.859 2.370(8) 二、煤尘 煤尘爆炸性试验结果(见表 5-1-2)表明：2、3 上、3(3 下)煤、6 煤层的火焰长度 变化在 50600mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 37.786.5%之间，可燃基挥 发分为 33.4344.81%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数为 39.22 44.83，因此，以上煤层均为有煤尘爆炸危险性煤层。3(3 下)煤焦的火焰长度变 化在 0300mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 5

4、.040.0%之间，可燃基挥发分 为 7.94%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在 9.77，因此，3(3 下) 煤焦为无有爆炸危险性，天然焦无煤尘爆炸危险性。 表 5-1-22、3 上、3(3 下)、6 煤层煤尘、煤的自燃试验成果表表 5-1-22、3 上、3(3 下)、6 煤层煤尘、煤的自燃试验成果表 煤层 （点数） 火焰长度 (mm) 岩粉量 (%) 煤尘爆炸 指数 爆炸 危险性 2(2)35057050.075.044.83有 3上(2)40060062.065.039.22有 煤(8)5060037.786.540.79有 3(3下) 煤焦(2)03005.040.09.7

5、7无有 6(1)63080.044.77有 三、煤的自燃 根据本井田煤样测试结果(见表 5-1-3)，各煤层煤的原样着火温度变化在 314 411之间，还原样与氧化样着火点之差为 522。2、3 上煤层属不易自然发 火；3(3 下)煤层属不易自然自然发火煤层；3(3 下)煤焦、天然焦均属不易自 然发火煤层；6 煤层属自然发火煤层。因此，在今后矿井开采过程中应严格采取 防火措施，以防煤层自燃现象发生。 表 5-1-3 各煤层煤的自燃试验成果表表 5-1-3 各煤层煤的自燃试验成果表 煤层 （点数） 原样 () 还原样 () 氧化样 () T () 自燃 等级 2(2)32735233035832

6、4344614 3上(2)3593623633703523541116 煤(10)314358317364312350516、 煤焦(5)3894113954233834051220 3(3下) 天然焦(4)427440440469422436719 6(1)34734932722 四、地温 勘探阶段未做专门恒温点(带)的确定工作，沿用了巨野煤田普查地质报告确 定的恒温点的深度 50m、温度 18.9。全区非煤系地层的平均地温梯度 (Q+N+P2)2.63/100m，煤系地层(P1s+C2P1t)平均地温梯度 3.57/100m。随沉 积环境、构造和水文地质条件的不同以及岩浆岩侵入，地温梯度变

7、化有一定的差 异，全孔地温梯度 1.814.11/100m，全区平均地温梯度 3.01/100m。煤系 基底广布着奥陶系石灰岩含水层，据揭露奥灰钻孔简易测温资料统计，地温梯度 一般在 1.50/100m，地温梯度较小，说明导热性能较好。 全区地温梯度呈西北高东南低的趋势，3 煤层沉缺区及其附近地温梯度较低。但 随沉积环境、构造和水文地质条件的不同，地温梯度变化有一定的差异。从 3(3 下)煤层底板温度等值线图可以看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，即煤 层埋藏越深温度越高。但同一深度,由于所处构造部位不同以及受其它地质因素 的影响不同，地温也有所不同，根据 3 煤层底板温度等值线图，3 煤层

8、主要处于 一或二级高温区，且大部分为二级高温区，Y-28 号钻孔见最高温度为 55.91; 仅 3 煤层埋藏较浅处，零星分布着几个小的正常地温区。 总之，本区平均地温梯度 3.01/100m，属地温梯度异常区。3(3 下)煤层西部局 部赋存区处于一级高温区，东部大部处于二级高温区。 第二节矿井通风第二节矿井通风 一、矿井通风方式 根据开拓部署，针对本矿井埋藏较深、地温较高的特点，采取分区通风的方式， 矿井开采前期采用中央并列抽出式通风方法。 中、后期分别在南部和北部再增打进、回风井，解决由于开采范围扩大引起通风 负压过大的问题，实现分区通风。 二、矿井通风系统 矿井开采前期新鲜风流由副井（主井

9、进少量风）进入井底车场，经轨道石门、轨 道顺槽、清洗工作面。 乏风从回采工作面经胶带顺槽、回风石门至风井排出地面。矿井初期通风系统见 图 5-2-1。 三、矿井风量计算 根据煤矿安全规程 （2004）规定，结合兖州矿区“矿井风量计算方法” ，矿井 需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。 按井下同时工作的最多人数计算： Q 矿井4NK 矿通 式中： N井下同时工作的最多人数，人； K 矿通矿井通风系数， 包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素， 取 K 矿通1.25 Q 矿井42001.251000（m3/min）,即 16.7m3/s. 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：

10、 Q 矿井（Q 采Q 掘Q 硐Q 其它）K 矿通 式中： Q 采采煤工作面实际需要风量总和，m3/s； Q 掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/s； Q 硐硐室实际需要风量的总和，m3/s； Q 其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总 和，m3/s； 采煤工作面实际需要风量，按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： 按工作面温度和合适风速计算 Q 采 i=60V 采 iS 采 iK 长 i（m3/min） 式中: Q 采 i-第 i 个采煤工作面实际需要的风量,m3/min； V 采 i-第 i 个采煤工作面风速,m/s（见表 5-2-1） ,考虑降温需要，并适当

11、留有富 余系数，本值取大值； S 采 i-第 i 个采煤工作面的平均断面积，m2，估算为 10.0m2； K 长 i-第 i 个采煤工作面面长调整系数（见表 5-2-2） ； Q 采 i=602.010.01.2=1440m3/min 按人数计算实际需要风量 Q采 i=4Nim3/min 式中: Ni-第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数,人； Q采 i=470=280m3/min 表 5-2-1 采煤工作面空气温度与合适风速对应表表 5-2-1 采煤工作面空气温度与合适风速对应表 采煤工作面空气温度（C）采煤工作面风速（m/s） 15180.8 18200.81.0 20231.01.3

12、23261.31.6 26281.62.0 282.02.5 表 5-2-2 采煤工作面面长调整系数表表 5-2-2 采煤工作面面长调整系数表 采煤工作 面长度(m) 300 k长0.80.91.01.11.21.31.4 按瓦斯涌出量计算 Q100qk1 式中： q采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3min；由于郓城矿井为新矿井，没有实测的 瓦斯绝对涌出量，参照济宁三号矿井实测的 2.68m3min 计算； k1采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.5。 Q100qk11002.681.5402m3min 经计算，按工作面的气温和风速计算出的风量最大，参照邻近兖州、济宁等矿区 综采工作面

13、的实际风量，回采工作面风量推荐为 30m3/s，实际生产过程中可根据 瓦斯涌出和井下气温条件进行适当调整。 另外，按回采工作面风量的 50考虑接续工作面风量为 15m3/s。 采煤实际需要风量为：Q采30+1545m3/s。 掘进实际需要风量 按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和(Q掘)计算： 式中 Q掘 i第 i 个掘进工作面实际需要风量，m3/min。 按掘进工作面实际需要最低风量计算： Q掘=60VSKt,m3/min 式中 Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； V掘进工作面的最低风速 m/s。煤巷、半煤岩巷掘进工作面 V 取 0.25m/s； S掘进工作面断面积，m

14、2； Kt掘进工作面温度调整系数，从表 5-2-3 中查取，考虑温度因素，适当留有富 余系数，取大值。各工作面 Kt取 1.15。 表 5-2-3 掘进工作面温度调整系数表表 5-2-3 掘进工作面温度调整系数表 掘进工作面空气温度（）26 Kt1.051.101.15 各掘进工作面实际需要风量见表 5-2-4。 表 5-2-4 掘进工作面实际需要风量表表 5-2-4 掘进工作面实际需要风量表 /minmQQ 3 n 1i 掘 i掘 掘进工作面名称顺槽轨道石门胶带输送机石门回风石门 断面积（m2）12.017.314.217.8 实际需要风量（m3/s） 3.54.94.15.1 Q掘3.5+

15、4.9+4.1+5.117.62m3/s 按局部通风机通风能力计算 局部通风机选型根据工作面的需要风量，考虑局扇通风距离、风筒直径、管理等 因素。由于矿井原始岩温较高，顺槽独头掘进长度最长 2.6km 左右，为利于有效 降温，顺槽掘进工作面选择 255kW 局部扇风机，风量为 7501150m3/min，每个 掘进面取 12m3/s； 大巷掘进工作面由于距离较近， 可以通过联络巷实现双巷掘进， 故选用 230kW 局部扇风机，风量为 260630m3/min，每个掘进面取 8m3/s。 掘进工作面风量按局部通风机通风能力计算： Q掘Q局K1=（212+28）1.2=48m3/s 式中: Q局局

16、部通风机的风量,m3/s K1风筒漏风系数,取 1.2。 经计算，按局部通风机通风能力计算出来的掘进工作面需要的风量最大。因此 Q掘48m3/s 硐室实际需要风量 井下爆炸材料库:4m3/s； 采区变电所:4m3/s； 电机车修理间及充电硐室:4m3/s Q硐=4+4+4=12m3/s 其它地点供风量 根据我国大多数机械化矿井的统计资料,一般按下列公式计算: Q其它=（Q采Q掘Q硐）5%=(45+48+12)5%=5m3/s 综合上述计算全矿井初期风量为: Q矿=(45+48+12+5)1.25=137.5m3/s，取 140m3/s 经过计算全矿井初期风量为：Q矿140m3/s，开采三十年内由于煤层残采、产量 的增加、通风路线加长漏风增大，另考虑北部天然焦开采，风量将增加。经过测 算,风量最大为 240m3/s。 （四）矿井通风负压计算 矿井通风负压采用下列公式进行计算： h9.8pLQ2/s3 式中： 通风阻力系数； p巷道净周长，m； L巷道长度，m； S巷道净断面，m2； Q通过巷道的风量，m3/s。 考虑自然风压,经过计算初期的通风负压 1693.5Pa，