通风、降温与安全

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1、山东省 巨野矿区 郓城矿井初步设计 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 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，应属瓦斯风化带范畴。 井田西部有岩浆侵入，煤变质程度普遍增高，

2、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5-1-1 3(3下)煤层瓦斯等成分及含量表 项目 煤层 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/g r 两极值/平均(点数) CH4 CO2 N2及其它 CH4 CO2 N2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) 0.9510.83 4.85(13) 86.2999.00 93.97(13) 0.000

3、0.262 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39.2244.83，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5.040.0%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

4、为无有爆炸危险性，天然焦无煤尘爆炸危险性。 表5-1-2 2、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) 350570 50.075.0 44.83 有 3上 (2) 400600 62.065.0 39.22 有 3(3下) 煤(8) 50600 37.786.5 40.79 有 煤焦(2) 0300 5.040.0 9.77 无有 6 (1) 630 80.0 44.77 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314411之间，还原样

5、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 煤 层 （点数） 原 样 () 还原样 () 氧化样 () T () 自燃 等级 2 (2) 327352 330358 324344 614 3上 (2) 359362 363370 352354 1116 3(3下) 煤(10) 314358 317364 312350 516 、 煤焦(5) 389411 395423 3

6、83405 1220 天然焦(4) 427440 440469 422436 719 6 (1) 347 349 327 22 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

7、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

8、(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 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”，

9、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16.7 m3/s. 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： 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；

10、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10.0 m2； 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=1440 m3/min 按人数计算实际需要风量 Q采i=4Ni m3/min 式中: Ni-第i个采煤工作面同时工作的

11、最多人数,人； Q采i=470=280 m3/min 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） 1518 0.8 1820 0.81.0 2023 1.01.3 2326 1.31.6 2628 1.62.0 28 2.02.5 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 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3 1.4 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；

12、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=60V

13、SKt , 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0.25 m/s； S掘进工作面断面积，m2； 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 掘进工作面空气温度（） 26 Kt 1.05 1.10 1.15 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 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） 12.0 17.3 14.2 17.8

14、 实际需要风量（m3/s） 3.5 4.9 4.1 5.1 Q掘3.5+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12 m3/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8 m3/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

15、+28）1.2=48 m3/s 式中: Q局局部通风机的风量, 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48 m3/s 硐室实际需要风量 井下爆炸材料库: 4 m3/s； 采区变电所: 4 m3/s； 电机车修理间及充电硐室: 4 m3/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%=5 m3/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140 m3/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