小港矿通风(三面八头).doc

山东明兴矿业有限公司小港煤矿通风系统技术改造施工设计说 明 书工程编号： C2009工程规模： 60万t/a枣 庄 市 工 业 设 计 院二 九 年 七 月通风系统技术改造施工设计说 明 书工程编号： C2009工程规模： 60万t/a院 长：刘悦公总工程师：张 超项目负责人：王学文枣 庄 市 工 业 设 计 院二 九 年 七 月目 录前言1第一章 矿井基本概况1第一节 概述第二节 地质特征第三节 开拓开采及各大系统现状第二章 矿井技术改造方案的确定13第三章 矿井通风与安全15第一节 矿井通风第二节 矿井安全第四章 矿井通风设备18第五章 安全技术措施46第六章 技术经济第一节 投资概算第二节 主要设备附：1、图纸目录 2、技改前期、后期通风系统示意图3、风机特性曲线图4、设计委托书前 言山东明兴小港煤矿（集团）（以下简称小港煤矿）位于新泰市西张庄和翟镇镇结合部，东距新泰约6km,南距京沪高速公路约8 km，属新泰市国有中型企业，煤矿的性质为国有控股企业。一、矿井通风系统改造的必要性及可行性随着新泰市经济的发展，对小港煤矿的生产提出了更高的要求，在井田范围扩大后，生产能力可达60万吨/年。从现有的通风系统来看，巷道断面较小，通风路线长，拐弯较多，通风阻力较大。矿井现需风量为4635.6m3/min，总进风量为4772m3/min，总回风量为4874m3/min，矿井负压2752Pa，随着开拓延深，矿井通风最长线路达5000m，势必造成风阻进一步增高。因此，为了矿井生产的安全，为矿井今后的发展打下良好的基础，对现有通风系统进行改造是必要的。为此矿方组织专业技术人员编制了矿井系统优化方案设计说明书，设计依照国家的有关规范、规程及矿方实际情况，从经济、安全、管理、施工等各个方面深入细致的对方案进行了比较，最终确定最优方案。本次通风系统施工设计是在最优方案的基础上进行的设计，因此本次设计是可行的。二、设计指导思想本次通风系统优化设计的指导思想是认真贯彻国家有关安全生产的方针、政策、法规，遵守有关技术政策、规范、规程等，本着改造工程量省、投资少、工期短、少影响生产、见效快的原则，力求做到技术成熟先进，经济合理实用，方便可靠，并做到系统简化、环节顺畅，充分利用已有工程和设施。三、设计依据1、小港煤矿通风系统技术改造设计委托书。2、小港煤矿矿井通风阻力测定报告。3、二00九年二月山东明兴矿业有限公司编制的矿井系统优化方案设计说明书及图纸资料。4、小港煤矿施工建设实际资料。5、煤炭法、矿产资源法、安全生产法、矿山安全法等相关法规。6、煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全规程以及相关专业、行业的规范、规定等。四、通风系统技术改造施工设计原则1、通风系统技术改造方案需根据本矿实际条件，改造方案按照我矿系统优化方案中斜井为回风井进行设计。2、回风斜井位置设在现有东风井工业广场内，原东风井改为进风井，并担负大型设备的运输。3、矿井通风系统改造后生产能力必须满足60万吨/年需要。4、全矿分2个采区生产，3个回采面（1个综采，1个高档普采，1个炮采），8个掘进工作面。5、改造后原东风井、主、副井均为进风井。第一章 矿井基本概况第一节 概 述一、矿井概况小港煤矿属新泰市国有中型企业，现有职工3110人，在职职工2165人。1969年建矿，设计生产能力20万t/a，按新革发197941号文1979年3月正式投产，1983年矿井改造扩大生产能力为30万t/a，2003年核定生产能力为30万t/a。2005年核定生产能力为40万t/a，2006年核定生产能力为42万t/a。本次矿井通风系统技术改造按满足生产能力60万吨/ a的需要进行设计。二、地理位置小港煤矿位于新泰市西张庄和翟镇镇的结合部，处于新泰市的西北方，矿井东距新泰市区约6km，西距泰安市区约65km，南距京沪高速公路约8km，京沪铁路磁莱支线、磁莱公路、泰新公路、京沪高速公路从矿区附近通过，交通十分便利。三、地形地貌及水系小港煤矿井田位于小汶河北岸低山丘陵地带，地势较为平坦，地表被第四系冲积层覆盖，仅在冲沟处可见第三系管庄组出露地表，地面海拔标高在+165+202m。地表主要水体有迈来河、司家庄水库，迈来河发源于莲花山东北部，由北而南流经小港矿井田中部，属季节性河流。司家庄水库位于井田西翼，距井田边界300余米，水库容量约500万m3，地表距煤系地层为400余米。四、气象本区气候温和，无严寒酷暑，为半湿润的北温带季风型大陆气候，春旱多风，夏热多雨，秋高气爽，冬寒干燥。全年主导风向为东南风和东风，北风较少，年平均风速2.4m/s，历年最高气温40.70C，最高月为7月，平均气温为260C，最低月为1月，平均气温为-3.30C。年总降雨量为713.35-1149.4mm，平均降雨量为298mm，最高洪水位+170m，降雪积雪一般在每年11月至翌年1月，年平均降雪量为31.8mm，结冰期为11月至翌年3月，冰冻深度为0.40.8m。第二节 地质特征一、井田地质特征（一）地层1、第四系（Q）厚度0.55.50m，主要为洪积和冲积所形成的砂砾石层和黄土层，砂砾石层分布于山丘附近，而黄土层则主要分布于山间平原和汶河两岸，与下伏老第三系管庄组呈不整合接触。不 整 合2、老第三系（E） 管庄组（E2）为一套不含煤的紫红色陆相碎屑沉积，俗称“上红层”或“新红层”，厚度变化很大，可切割老红层，对煤系地层造成破坏，最大厚度可达600m。可分为上下两段，上段为紫红、灰黑色泥岩、粘土岩、砂岩、夹砾岩和泥灰岩；下段主要以河湖相的紫红色砂岩、砾岩为主，夹粘土岩、泥岩等。与上覆、下伏地层均呈不整合接触。不 整 合3、二叠系（P）（上石盒子组剥蚀）下石盒子组（P12）为一套以绿、黄灰色为主，夹紫色的河湖相碎屑沉积，以砂岩、粉砂岩和泥质岩为主夹煤线。厚度变化较大，多在百米以上。该组地层因剥蚀而保存不全，残厚约在1840m。与下伏地层呈整合接触。整 合山西组（P11）为一套以三角洲沉积体系为主的含煤沉积，厚度为55119m，平均厚度在86m左右。岩性较简单，主要为灰白色中细砂岩、暗灰色粉砂岩、粉砂质泥岩和泥岩组成。共含煤6层，由于受到新红层的剥蚀，2、4、6煤局部风化，残存部分可采，与下伏地层呈整合接触。整 合4、石炭系（C）太原组（C3）平均厚度在114m（17966m），以深灰色粉砂岩、泥岩和砂岩为主，夹灰岩5层（一、二、三、四灰及煤15顶板泥灰岩），其中一、四灰厚度和层位稳定，是区内重要标志层；二灰、三灰和泥灰岩厚度和分布多不稳定，常相变为泥岩或粉砂质泥岩。共含煤11层（煤7煤17），主要可采煤层为煤11、煤13和煤15，煤8、煤9、煤16为局部可采煤层。与下伏地层呈整合接触。整 合5、本溪组（C2）平均厚度在36m（3340m），以杂色泥岩、粘土岩和灰色长石石英砂岩为主，夹23层石灰岩。徐家庄灰岩（五灰）厚度较大，全区分布稳定，为主要标志层，草埠沟灰岩（六灰）为一层不稳定石灰岩。底部具一层杂色含铁很高的铁铝质岩，与华北地区山西式铁矿和G层铝土岩层位相当，该组地层中上部常含13层煤线。与下伏地层呈假整合接触。-假 整 合 6、奥陶系（O）仅发育中、下统，出露于煤田南部边界的外侧。主要由厚层状石灰岩、豹皮灰岩及白云质灰岩组成，并夹有较多的泥质灰岩及白云岩，含头足、腕足及腹足类等化石，总厚度8001000m。二、地质构造、构造类型小港煤矿井田位于新汶煤田（向斜）东段北翼，井田内部断层与褶曲并存，总体构造形态为次级一背二向一鞍部组成的复式宽缓型褶皱构造，即小港次级背斜、大港次级向斜、线南段鞍部构造。井田内地层走向变化较大，以近东西走向为主，倾向南，倾角1535，一般20。煤系地层被第四系松散沉积物和第二系红层所覆盖，煤系基底为奥陶系石灰岩。井田地质构造复杂程度属中等偏复杂类型。井田内以断裂构造为主，井田的北、西南边界分别是F20、F22断层，实际揭露控制的主要断层是F21、F21-1、F22-1、Fa、Fb、Fc、Fd断层，断层主要以正断层为主，逆断层很少，断层倾角一般在3085之间，断层两盘基本无牵引现象，断层带内一般干燥无水。八采区属羊村翟镇井田的一部分，总体为一不完整的简单向斜构造形态（大港向斜），轴向24左右。受区域断裂构造的影响，勘探区及附近断层较发育，基本查明的为F21，初步控制的为F6、F23。控制程度已基本查明，本区不发育岩浆岩。三、水文地质小港矿井田充水条件，不受大气降水及地表水影响。其直接充水含水层为：山西组煤2、煤4顶板砂岩含水层，太原组一灰、四灰含水层。间接充水含水层为：第四系砂砾石层，第三系砂砾岩含水层，本溪组徐灰、草灰及奥陶系灰岩含水层。主要隔水层有：第三系红色粘土质粉砂岩及泥岩，煤系内各主要含水层之间的煤层、粉砂岩、砂质岩、泥岩。井田内断层带的导水性较差，但由于F21-1、F22-2、F21正断层的切割错动，使矿井水文地质条件趋于复杂化。矿井实际正常涌水量为120 m3/h，最大涌水量为178m3/h。 井田内受采掘破坏或影响的裂隙、岩溶含水层补给条件较差，属于“矿井水文地质条件中等型矿井”。四、煤层及顶底板1、煤层小港井田的含煤地层为石炭二叠纪海陆交互煤系，煤系假整合于中奥陶统石灰岩基底之上，平均厚278.97m，共含煤17层，煤层累计平均厚12.07m，含煤系数4.33%。山西组平均厚108.18m，含煤6层（16），可采煤层2、4、6层，累计厚4.68m，可采系数4.33%；太原组平均厚170.79m，含煤11层（717），可采煤层11、13、15、16，平均厚5.35m，可采系数3.13%。见表1-2-1煤层特征表 表1-2-12、可采煤层的顶、底板特征、煤2伪顶为薄层钙质胶结粉砂岩，直接顶板以粉砂岩为主，局部可相变为细砂岩、中砂岩，灰色至黑色。老顶为厚层状中粒砂岩，致密坚硬。伪底多为泥岩，老底岩性变化较大，以粉砂岩、细砂岩为主，局部为粉、细砂岩互层。、煤4伪顶局部以砂质泥岩为主，直接顶板为细砂岩、中砂岩。伪底局部发育，直接底板以泥岩为主，局部为砂泥岩互层或粉砂岩。、煤6直接顶板为灰色粉砂岩，底板以灰色粉砂岩为主，局部为细砂岩、粉砂岩互层。、煤11 伪顶为灰黑色薄层炭质泥岩，直接顶板以灰色、深灰色粉砂岩为主，底板以粉砂岩为主，局部为泥灰岩。、煤13直接顶板为灰色至深灰色石灰岩(四灰)，底板则以灰色粉砂岩为主。、煤15 伪顶为泥灰岩，老顶为深灰色粉砂岩、泥岩。底板为粉砂岩或泥岩。、煤16 顶板为浅灰色至深灰色粉砂岩或泥岩，底板为植物根化石较为丰富的泥岩。五、煤质煤2为低硫、低中灰、低磷、高熔灰分、易选、高热值气煤；煤4为低硫、低中灰、低磷、难熔灰分、易选、高热值气煤；煤6为中高硫、低中灰、特低磷、低熔灰分、极易选、高热值气煤；煤11为中高硫、中灰分、低磷、极易选、高热值肥煤；煤13为高硫分、中灰分、特低磷、极易选、高热值肥煤；煤15为高硫分、中灰分、特低磷、极易选、高热值肥煤；煤16为高硫分、中灰分、特低磷、中等可选、高热值肥煤。六、瓦斯、煤尘、自燃及地温1、瓦斯本矿为低瓦斯矿井，根据2003年8月瓦斯鉴定的资料，小港煤矿瓦斯相对涌出量为1.97m3/t、绝对涌出量为1.612m3/min，CO2相对涌出量为2.952m3/t、绝对涌出量为2.419m3/min，为低瓦斯、低CO2矿井。山东省煤矿瓦斯等级鉴定结果汇总表，2006年度本矿相对瓦斯涌出量为3.83 m3/t，绝对瓦斯涌出量2.68 m3/min，2007年度本矿相对瓦斯涌出量为2.12m3/t，绝对瓦斯涌出量1.66 m3/min。2、煤尘根据煤尘爆炸性试验结果，小港煤矿各开采煤层均有煤尘爆炸性危险， (详见表1-2-1)。实验室煤尘爆炸性鉴定报告表表1-2-1煤层名称工 业 分 析 （%）爆炸性试验鉴定结论水份Wf灰份AfVf%火焰长度（毫米）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）11煤2.1211.7435.653580爆炸2煤1.8617.2238.928585爆炸4煤2.1411.2636.3412090爆炸3、自燃根据煤层自燃性鉴定，小港煤矿各开采煤层均有不同程度的自燃发火倾向性。煤层自燃倾向鉴定报告见表1-2-2。煤层自燃倾向鉴定报告表表1-2-2采样地点水分%Mad灰份%Ad挥发份%Vdaf全硫%St,d真密度TRDg/cm3吸氧量ml/g干煤自然倾向等 级11煤2.1211.7435.650.471.420.70二类自燃2煤2.0816.7538.980.961.440.68二类自燃4煤2.2610.2634.170.551.400.68二类自燃4 、地温小港煤矿恒温层底界面埋深40m，地温15.7，第三系红层的平均地热梯度为每百米1.87；煤系地层的平均地热梯度为每百米2.70；奥灰的平均地热梯度为每百米1.85。-400m水平地温为23.4；-600m水平地温为28.8。七、系统改造中可能遇到的灾害及采取的安全技术措施 本矿井在系统改造中可能遇到井下火、煤尘、涌水等自然灾害的威胁。针对不同危害和可能造成的威胁，在本设计另提出了相应的治理措施。第三节 开拓开采及各大系统现状一、矿井储量1.矿井边界边界情况：小港煤矿主井地理坐标东经1173736，北纬35572。南部以33、35-2、7、340号孔及1015号拐点之连线为界，西部以F22断层为界与新汶矿业集团翟镇煤矿为邻，东部以20560288经线为界与山东泰丰矿业集团王家寨煤矿为邻，北部以F20断层为界与泰安市阳光矿业集团崖头煤矿为邻。井田东西最大长达5.7km，南北最大宽度达1.4km，面积3.4889km2。井田边界清楚，无超层越界现象，井田范围示意图及拐点坐标表（见图表1-3-1）井田范围拐点坐标表 表1-3-1地面拐点序号XY13979918.0020555834.0023980104.0020556288.0033980558.0020556433.0043980466.0020556732.0053980224.0020556615.0063980689.0020558459.0073980970.0020559500.0083980775.0020559500.0093980695.0020560288.00103980300.0020560288.00113980150.0020559268.00123979880.0020559075.00133979742.0020559175.00143979497.0020557882.00153979062.0020556913.00163980000.0020556780.00开采上限50米开采下限-750米面积3.4889平方公里其它西部、南以F22，北部以F20为界2储量矿井有2、4、6、11、13、15、16七个可采煤层，保有储量地质储量3262.8万t，工业储量2697万t，可采储量2106万t。2008年度矿井共有三个采区生产，动用煤层为4、11、13、15层煤。矿井动用储量40.8万吨，采区动用储量30.9万吨，矿井损失量7.1万吨，工作面回收率99.7%，采区回收率97%，矿井回收率82%。2008年工作面设计回采率中厚煤层为95，薄煤层为97%，采区设计回采率为80。由于我矿重视煤炭资源管理工作，根据地质条件变化，不断优化设计，严格按设计开采，把开采中的损失降到最低限度，2008年实际开采回采率：采区回采率为97，矿井回采率为82。二、开拓方式及开采方法开拓方式为立斜井开拓，矿井主要水平为-50、-180、-250、-310、-400、-550水平。该矿共有可采煤层7层（2、4、6、11、13、15、16层），现回采的煤层有4、11层。目前矿井生产水平为-400水平，有2个采区3个回采工作面，6个掘进工作面组织生产。其中六采区11层2个回采工作面2个掘进工作面，七采区4层1个回采工作面1个掘进工作面；-310水平为矿井准备水平，现有3个掘进工作面用于准备2层煤回采巷道。工作面采用走向（倾斜）长壁式后退式采煤，DZ型单体液压支柱配合HDJB-1000型铰接顶梁进行支护，全部跨落法管理顶板，爆破落煤，机械装运。三、各大系统现状1提升系统主井井筒深235.1米，井径4米，单绳双钩箕斗提升，绞车型号2JK-2.5/11.5，提升速度6.77米/秒，电机型号JRQ157-10，功率260KW，电控型号为TKD-A2-1286型，提升钢丝绳为NAT619-28mm+FC1770SZ，GB/T8918-1996，罐道为38公斤/米钢罐道，箕斗为3T轻型箕斗，井底设ZLQ-3型定量装载装置，井口设卸载煤仓。副井提升系统担负人员上、下，排矸和升降物料，井筒深226米，井径4米，单层单车1T罐笼加配重锤单钩提升，绞车型号2JK-2/20，提升速度4.78米/秒，电机型号JRQ147-8，功率200KW，电控型号为TKD-A-2286型，提升钢丝绳为NAT619-28mm+FC1770SZ GB/T8918-1996，罐道为38Kg/米钢罐道，矿车为MG1.1-6A型，井筒设置人行梯子间。2 运输系统该矿现有2个采区生产，六采区的煤炭通过六采集中皮带下山及-265集中皮带下山，经主暗斜DT2-800型落地钢架固定式PVG胶带输送机运入-50水平煤仓（煤仓容量200吨），在-50水平装车站装车，经ZK7-6/250型电机车运至转载仓，由DT2-800型落地钢架固定式PVG胶带输送机运入井底煤仓（煤仓容量317吨），然后经主井井底定量装载装置装入箕斗提升至地面。七采区采掘工作面的原煤通过二级暗斜井运入-180煤仓，经主暗斜胶带输送机运入-50水平煤仓，经电机车运至转载仓，再由胶带输送机运入井底煤仓，然后经主井井底定量装载装置装入箕斗提升至地面。大巷和车场采用电机车调车完成排矸及运料等辅助运输任务。3通风系统矿井通风方式为中央分列抽出式，主副立井进风，断面各为12.57m2，东风井回风，断面为7.2m2。主扇为G4-73-1125D离心式风机二台，配用电机JR126-6型310kw，矿井现需风量为4635.6m3/min，最大进风量为4772m3/min，矿井负压2752Pa，等积孔为1.75m2，有效风量率为85.82%。一台运转，一台备用。局部通风机实行了双风机、双电源。4矿井排水系统矿井实际正常涌水量为120 m3/h，最大涌水量为178m3/h，矿井排水系统由-550、-400、-470、-310、-50五个水平排水系统组成。井下有5个泵房，即-50泵房、-400泵房、-550泵房、八采区-310泵房、-470泵房。八采区-470水平的水排到-310水平、-310水平的水排到-50水平，然后-50水平的水集中排到地面。-550水平水仓2个，水仓容量为700m3。泵房安装100D456型水泵3台，配用电动机型号为：YB315S1-2型，功率110KW，水泵额定排水能力为85 m3/h，扬程270m，由108mm两趟管路斜排至-400水平。-470水平水仓2个，水仓容量为800m3。泵房安装100D456型水泵3台，配用电动机型号为：YB15s1-2型，配备电机功率110KW，水泵额定排水能力为64m3/h，扬程为270m，由108mm两趟管路斜排至-310水平。-400水平水仓2个，水仓容量为1000m3。泵房安装100D459型水泵3台，配备电机功率160KW，水泵额定排水能力为85 m3/h，扬程为405m，由108mm两趟管路斜排至-50水平。-310水平水仓2个，水仓容量为1000m3。泵房安装100D459型水泵3台，配用电动机型号为：YB2315L2-2型，功率160KW，水泵额定排水能力为85m3/h，扬程为405m，由108mm两趟管路斜排至-50水平。-50水平泵房负责全矿井排水，水仓2个，水仓容量为1000m3。安装200D436型水泵3台，配备电机JS138-4型，功率300KW，水泵额定排水能力为288 m3/h，扬程244m，两趟管路垂直排至地面水池。5 矿井供电系统矿井主供电两回路6kv供电线路，一回路来自泉沟供电站，使用LGJ-150型钢芯铝铰线，长度0.9km二回路来自崖头煤矿地面变电所，使用LGJ-95型铝铰线，长度1.2km，正常情况下一回路运行，二回路带电备用。 矿内建有6kv主变电所一座，担负着井下地面及风井的供（配）电任务。从地面变电所下井的供电线路有两路，一路为ZQD50-395型油浸不滴流电缆，另一回路为MYJV22-8.7/15-3km95型胶联电缆，长度490m两回路同时供电，分段运行。从地面变电所至东风井主扇风机有两回路高压供电线路，正常一回路运行，另一回路带电备用。6监控系统：我矿KJ78N型安全监控系统可以对井下瓦斯、一氧化碳、风速、负压、温度、风门开关、局扇开停、风筒状态以及断电馈电状态进行实时监测、监控，具有系统联网和瓦斯超限报警、断电以及断电开关馈电状态显示功能。系统现安装使用传感器种类有：瓦斯传感器、开停传感器、一氧化碳、风速传感器、负压传感器等，所有采掘工作面、串联风地点、回风流中的机电硐室安装使用了瓦斯传感器，具有瓦斯超限报警、断电功能，断电范围符合规程要求；所有的回采工作面全部安装使用了风速传感器，实现了回采工作面风量的实时监测；所有的掘进工作面全部安装使用了开停传感器，实现了掘进工作面供风的实时监测；东风井安装使用了负压传感器、开停传感器和风速传感器，系统运行稳定、可靠。对具有煤层自然倾向的煤层，安装了束管检测系统，做到实时监测。建立健全了安全监控管理制度，由通风科负责对安全监测队提供技术支持、业务指导及日常监督、考核工作，保证了安全监控系统的正常运行，矿井安全监控系统能满足安全生产的需要。安装了瓦斯智能迅更系统，有原来的人工检测提高到智能检测，防止了空班、漏班现象出现。7矿井通讯我矿通讯由中国电信公司整体联网服务，通讯设备型号MODELAONETuA500型，安设在矿地面总机室，安全栅型号为KT101型100门，地面总机门1500门，已使用100门，通讯设备性能完好，资料齐全。第二章 技术改造方案的确定小港煤矿现开采7采区上组4煤及6采区下组11煤，而7采区上组煤将在09年11月前开采完毕，八采区作为接续采区正在准备中。六采区也面临对下组煤13、15层的开拓布置，另外为了适应机械化开采的需要，需对采区重新进行划分，并对矿井开拓开采系统进行优化。根据二00九年二月山东明兴矿业有限公司编制的矿井系统优化方案设计说明书 ，矿方通过方案比较确定的方案：一、新风井施工方案利用现风井的地面广场，按坡度25，方位57 3119，掘进一条斜风井与-265大巷贯通，全长1040m，用于全矿井的回风。二、暗斜井延深方案从-310水平利用原六采区副下山上车场按坡度20方位208 054掘进二级副暗斜井，该斜井延深至-565水平，全长761m，采用绞车提升，为辅助提升巷道，同时安设人行车用于机械运人。另一条从-265煤仓位置按坡度25方位205 4225掘进二级主暗斜井，该暗斜井也延深到-565水平，全长625m，该巷道敷设皮带，作为主运输巷道。掘进的暗斜井分别穿过七采区下组煤11、13、15层，其中11层单独布置，13、15层由于层间距只有10m左右，采用联合布置。在-565水平设置泵房、水仓、配电所。在-530位置完成对11层单翼开采（另一翼已开采）。在-565的位置完成对13、15层联合布置，形成双翼采区（对原六采、七采下组煤形成集中开采），减少原六采开拓巷道掘进量及煤柱损失。三、扩大区布置方案扩为此对扩大区原设计方案进行修改，利用现有的开拓巷道布置三条下山形成单翼采区，使区段走向长由原来600m增加到现在的1500m。第三章 矿井通风与安全第一节 矿井通风一、矿井通风系统根据地质报告提供，矿井延深后仍为低瓦斯矿井，地温随开采深度加深略有升高，但仍为常温区，随着深部开采矿井通风阻力变大，影响目前矿井安全生产，将原有中央边界式通风方改为混合式通风。目前为主、副井进风，东回风井回风。通风优化设计后主、副井及东回风井三路进风，新回风井回风。、目前矿井通风系统：1 六采区通风系统： 主暗斜井（上段） 地面主、副井-50主、副巷二级暗斜井东东翼进风下山 -400车场六采11层主下山-550车场六采11层轨道下山六采11层副下山 2级猴车下山 1级猴车下山东回风斜井地面六采集中皮带上山 -265集中皮带上山 -265皮带道2七采区通风系统：主暗斜井（上段）地面主、副井-50主、副巷二级暗斜井东东翼进风下山 -400车场-385主巷7408进风巷7408工作面7408皮带巷 -385副巷二级猴车下山一级猴车下山东回风斜井地面3八采区通风系统：主暗斜井（上段） 主暗斜井（下段）地面主、副井-50主、副巷东东翼进风下山 4层主下山-310轨道大巷八采区轨道巷工作面八采区皮带巷-265皮带巷东回风斜井地面、优化后矿井通风系统：1七采区通风系统：主暗斜井（上段） 主暗斜井（下段）地面主、副井-50主、副巷东东翼进风下山 4层主下山二级主暗斜井十五层轨道上山工作面轨道顺槽工作面工作面皮带顺槽十三层专用回风上山二级副暗斜井新回风井地面2八采区通风系统：主暗斜井（上段） 主暗斜井（下段）地面主、副井-50主、副巷东东翼进风下山 4层主下山-310轨道大巷八采区轨道下山工作面轨道顺槽工作面工作面皮带顺槽八采区皮带下山-265皮带巷新回风井地面二、优化后矿井通风风量、负压及等积孔、风量计算：根据煤矿安全规程及有关通风规范，结合本水平实际开采情况，回采工作面采用负压通风，掘进工作面通过风机采用压入式通风。实际需风量计算如下：1.按矿井同时工作面最多人数计算：（三个采煤面三个备用工作面，八个掘进面）根据矿井机械化水平、管理能力，预计每班出勤率最多为168人，另考虑其他人员15人，计183人，则需风量为：Q=4NK/60=41831.26014.6m3/s式中：4每人每分钟需4m3风量N矿井内同时工作的人数，取：183人K矿井通风系数1.22、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q(Q采Q掘Q硐Q它)K(m3/s)式中 Q采采煤工作面实际需风量总和，m3/s；Q掘掘进工作面实际需风量总和，m3/s；Q硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/s；Q它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/s。矿井通风系数，取K=1.20、采煤工作面需风量计算11煤：11煤为高档普采工作面，风量计算如下：A、按气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温/60（m3/s）式中 Q采采煤工作面需要风量；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工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速（不小于1.0m/s）工作面控顶距3.7m，工作面实际采高1.65m，适宜风速1.1m/s；Q基本603.71.6570%1.1=282.1m3/minK采高回采工作面采高调整系数（见表3-1-1），取1.0；K采面长回采工作面长度调整系数（见表3-1-2），取1.0；K温回采工作面温度与对应风速调整系数（见表3-1-3），根据估算工作面温度约为23，K温取1.20。Q采282.11.651.01.1/60=8.6m3/s。表3-1-1K采高回采工作采高调整系数采高（m）2.02.02.52.55.0及放顶煤面数（K采高）1.01.11.5表3-1-2K采面长回采工作面长度系数采煤工作面长度（m）80150150200200工作面长度风量系数1.01.01.31.31.5表3-1-3 K温回采工作面温度与对应风速调整系数 采煤工作面进风流气温（）20202323262628采煤工作面风速（m/s）1.01.01.51.51.81.82.5配风调整系数（K温）1.001.001.101.101.251.251.40B、按工作面温度计算采60VcSc/60 m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，m/s； Sc回采工作面平均有效断面，m2，支柱直径为0.1m；Sc5.6m2；采601.15.6/60=6.2 (m3/s)C、按工作人员数量计算 采4nc/60 m3/s式中 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nc采煤工作面同时工作的最多人数。采420/60=1.3(m3/s)A、B、C三者计算取大值， 11煤采煤工作面风量为：采8.6m3/s。备用工作面按采煤工作面的50%计，取4.3 m3/s。13煤：13煤为炮采工作面，风量计算如下：A、按气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温/60（m3/s）式中 Q采采煤工作面需要风量；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工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速（不小于1.0m/s）工作面控顶距3.7m，工作面实际采高1.4m，适宜风速1.1m/s；Q基本603.71.470%1.1=239.3m3/minK采高回采工作面采高调整系数（见表3-1-1），取1.0；K采面长回采工作面长度调整系数（见表3-1-2），取1.0；K温回采工作面温度与对应风速调整系数（见表3-1-3），根据估算工作面温度约为23，K温取1.1。Q采239.31.41.01.01.1/60=6.2m3/s。B、按工作面温度计算采60VcSc/60 m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，m/s； Sc回采工作面平均有效断面，m2，支柱直径为0.1m；Sc4.7m2；采601.14.7/60=5.2 (m3/s)C、按炸药使用量计算采25Ac/60 m3/s式中 Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，kg。采2513/60=5.4(m3/s)D、按工作人员数量计算 采4nc/60 m3/s式中 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nc采煤工作面同时工作的最多人数。采425/60=1.7(m3/s)A、B、C、D四者计算取大值， 13煤采煤工作面风量为：采6.2m3/s。备用工作面按采煤工作面的50%计，取3.1 m3/s。4煤：4煤为综采工作面，风量计算如下：A、按气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温/60（m3/s）式中 Q采采煤工作面需要风量；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工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速（不小于1.0m/s）工作面控顶距3.7m，工作面实际采高2.6m，适宜风速1.6m/s；Q基本603.72.570%1.1=427.35 m3/min；K采高回采工作面采高调整系数（见表3-1-1）；K采面长回采工作面长度调整系数（见表3-1-2）；K温回采工作面温度与对应风速调整系数（见表3-1-3），根据估算工作面温度约为23，K温取1.1。Q采427.351.11.01.1/60=8.6m3/s。B、按工作面温度计算采60VcSc/60 m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，m/s； Sc回采工作面平均有效断面，m2；Sc8.38 m2；采601.18.38/60=9.2m3/sC、按工作人员数量计算 采4nc/60 m3/s式中 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nc采煤工作面同时工作的最多人数。采420/60=1.3(m3/s)A、B、C四者计算取大值，4煤采煤工作面风量为：采9.2m3/s。备用工作面按采煤工作面的50%计，取4.6 m3/s。 E、按风速验算 根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足： 0.25Sc采4Sc式中 Sc回采工作面平均有效断面，11煤为5.6m2，13煤为4.7m2，4煤为8.7m2。按照以上计算，11煤采煤工作面需要风量取8.6m3/s；13煤采煤工作面需要风量取6.2m3/s； 4煤采煤工作面需要风量为9.2m3/s。、掘进工作面风量计算A、按瓦斯涌出量计算掘100q掘Kd/60m3/s式中 掘掘进工作面需要风量，m3/s； q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； d备用风量系数，取1.5。Q掘=1000.1291.560=0.32(m3/s) B、按炸药使用量计算掘25Aj/60 m3/s式中 Aj掘进工作面一次使用最大炸药量，kg。掘254.725/60=1.97(m3/s)C、按局部通风机吸风量计算掘=QfI+0.15S掘=QfI+0.25S式中 Qf掘进面局部通风机额定风量，m3/s； I掘进面同时运转的局部通风机台数，台； 0.15指岩巷0.25指煤巷及半煤岩巷的最低风速；岩巷：掘=31+0.157.0=4.1m3/s煤巷及半煤巷：掘=31+0.255.3=4.3m3/sD、按工作人员数量计算掘4nj/60 m3/s式中 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nj掘进工作面同时工作的最多人数。掘412/60=0.8(m3/s)E、按风速验算根据煤矿安全规程规定：回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算，岩巷掘进工作面风量应满足： 0.25Sj掘4Sj煤巷、半煤岩巷掘进工作面风量应满足： 0.25Sj掘4Sj式中 Sj掘进工作面巷道过风断面，岩巷为7.0m2，煤巷为5.3m2。按照以上计算，掘进工作面需要风量岩巷取4.1m3/s，煤及半煤岩巷取；4.3 m3/s；一共有八个掘进头，其中三个岩巷，五个煤及半煤岩巷。、硐室用风量硐：矿井单独回风有3个硐室有井下炸药库，采区变电所。硐3 (m3/s)、其它地点供风量它：它(采掘硐)5 (8.61.5+6.21.5+9.21.5+34.1+54.33)5 3.65(m3/s)(8.61.5+6.21.5+9.21.5+34.1+54.333.65)1.2091.9(m3/s)根据以上计算结果，确定矿井进风量为92m3/s。、风速验算风速验算结果见表3-1-4，表3-1-5，通过演算风速符合规程要求。、矿井通风负压及等积孔计算、风阻计算，根据公式aLU/S3 Nsm8式中:巷道的摩擦阻力系数 Ns2m4 L巷道长度，m U巷道净周长，m S巷道净断面积，m2 R巷道的摩擦风阻，Ns2m8、矿井通风负压及等积孔计算负压：hRQ2等积孔：A1.19Q前期通风阻力为1847.8Pa，后期通风阻力为2211.7Pa，矿井技改前期等积孔min2.55(m2)，矿井技改后期等积孔max2.33(m2)，技术改造后矿井通风容易。47小 港 煤 矿 技 改 前 期 通 风 负 压 计 算 表3-1-4序号井巷名称支护形式a（NS2/m4）L(m)U(m)S(m2)Rf（NS2/m8）Q（m3/S）hf(Pa)V（m/S）1副井砌碹0.02759314822712.612