某煤矿通风与安全培训课程.doc

第四章 通风与安全第四章 通风与安全4.1 瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算4.1.1 瓦斯资源分析4.1.1.1 瓦斯赋存状况根据河南理工大学编制的山西长平煤业有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告（3号煤层）（简称矿井瓦斯涌出量预测报告），本矿井3号煤瓦斯含量测试结果如下：河南理工大学对长平矿3号煤层的瓦斯含量进行了实测，测定地点及结果见表4.1-1。表4.1-1 3号煤层瓦斯含量测定结果测定地点埋藏深度（m）取样深度（m）样品中气体组分（%）瓦斯含量（m3/t）CH4CO2N2第一回风巷距43072巷495m4271590.14-9.868.41第一回风巷距43072巷450m4091495.96-4.046.56第二回风巷距43072巷1065m5141594.98-5.028.70第二回风巷距43072巷1050m5131393.46-6.548.29第一回风巷距43072巷1000m4611690.72-9.287.06辅助运输巷距43042巷1000m4411892.27-7.737.1543041巷距辅助运输巷415m4201590.15-9.856.4343041巷辅助运输巷1010m4861693.40-6.6010.3243041巷辅助运输巷1100m4531496.53-3.4712.0743041巷辅助运输巷1235m4651492.34-7.6610.0343042巷距辅助运输巷500m4421585.53-14.476.1043042巷距辅助运输巷875m5401490.25-9.7510.8043042巷距辅助运输巷980m5401595.93-4.0715.5843042巷距辅助运输巷1040m5451793.21-6.7912.2243042巷距辅助运输巷1090m5451594.58-5.4210.5343043巷距辅助运输巷945m5341692.36-7.6412.89南翼泄水巷距辅助运输巷600m4271587.31-12.696.44南翼泄水巷距辅助运输巷800m4741588.53-11.4711.684304切眼距43043巷30m5051590.13-9.8711.911、瓦斯赋存规律通过对表4.1-1中的瓦斯含量测值及其甲烷成分分析，得到长平矿3号煤层瓦斯具有如下赋存规律：（1）该区域3号煤层甲烷成分均高于80%，处于甲烷带；（2）3号煤层瓦斯含量主要受煤层埋深控制，两者间的散点关系如图4.1-1所示。经回归分析，3号煤层瓦斯含量（W）具有随埋藏深度（H）增大而加大的整体趋势，两者之间具有如下形式的线性统计规律（相关系数r=72.50%）：W=0.0413H10.246式中：W煤层瓦斯含量，m3/t；H煤层埋藏深度，m。（3）3号煤层瓦斯含量增长梯度为4.13m3/t/100m。图4.1-1 3号煤层瓦斯含量与埋藏深度关系散点图2、瓦斯含量分布预测根据煤层瓦斯含量与埋深关系，采用内插和外推的方法，编绘了长平矿3号煤层埋深等值线图和3号煤层瓦斯含量分布预测图，如图4.1-2、4.1-3所示。从图4.1-3可知，长平煤矿井田内的3号煤层瓦斯含量由东向西逐渐增高，井田内最大瓦斯含量高达23.62m3/t。3、瓦斯其他参数3号煤：瓦斯成份中CH4占85.5396.53%，N2占3.4714.47%，全部处于甲烷带；3号煤瓦斯含量为3.9223.62m/t，平均13.77m3/t；残存瓦斯含量为2.89m/t；煤层透气性系数为0.01160.0520m/Mpad；百米钻孔初始瓦斯流量为0.00210.0029m/min100m，百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.11010.1147d-1。4.1.1.2 瓦斯含量梯度据矿井瓦斯涌出量预测报告，长平矿3号煤层瓦斯含量增长梯度为4.13m3/t /100m。4.1.1.3 矿井瓦斯等级根据矿井瓦斯鉴定等级和瓦斯涌出量预测结果，本矿井开采3号煤层时为高瓦斯矿井。4.1.2 瓦斯资源储量矿井瓦斯储量是指矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。根据中国煤炭科工集团重庆研究院编制了山西长平煤业有限责任公司长平矿3号煤层瓦斯抽采系统初步设计（修改版），长平矿3号煤层瓦斯储量为3932.42Mm3，表明长平矿的瓦斯资源较为丰富。根据AQ10262006煤矿瓦斯抽采基本指标及长平矿实际情况，长平矿3号煤层瓦斯可抽量为1771.05Mm3，可以为长平矿井的瓦斯抽采提供了充足的资源条件。4.1.3 瓦斯涌出量计算2012年2月河南理工大学编制的山西长平煤业有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告（3号煤层），山西省煤炭工业厅以晋煤瓦字【2012】178号文对其进行了批复，这里将瓦斯涌出量预测进行简要描述。依据AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法规定的分源预测法对长平矿3号煤层煤三、四、五、六盘区瓦斯涌出进行预测。瓦斯涌出来源构成见图4.1-4。汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：生产采区采空区瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出图4.1-4 矿井瓦斯涌出源汇关系示意图据瓦斯涌出量预测报告，长平矿3号煤层回采工作面、掘进工作面、采区以及整个下组煤瓦斯涌出量预测结果分别见表4.1-2、3、4、5。1、回采工作面瓦斯涌出量预测结果见表4.1-2表4.1-2 回采工作面瓦斯涌出量预测结果生产盘区平均产量（t/d）最大瓦斯含量(m3/t)回采工作面瓦斯涌出量开采层(m3/t)邻近层(m3/t)合计相对量（m3/t）绝对量（m3/min）三盘区736723.6226.194.1330.32155.12四盘区736715.5816.042.5618.6095.16五盘区736723.6226.194.1330.32155.12六盘区736723.2525.734.0629.79152.402、掘进工作面瓦斯涌出量预测结果见表4.1-3。表4.1-3 掘进工作面瓦斯涌出量预测结果生产盘区工作面名称瓦斯含量(m3/t)巷道长度(m)掘进速度(m/mon)瓦斯涌出量(m3/min)煤壁落煤合计三盘区顺槽23.62270018010.082.2112.29顺槽23.62270018010.082.2112.29大巷23.62330018011.612.4314.04四盘区顺槽15.5815001804.961.356.31顺槽15.5815001804.961.356.31大巷15.5833001807.661.499.15五盘区顺槽23.62270018010.082.2112.29顺槽23.62270018010.082.2112.29大巷23.62330018011.612.4314.04六盘区顺槽23.2512001806.622.178.79顺槽23.2512001806.622.178.79大巷23.25330018011.432.3813.813、采区瓦斯涌出量预测结果见表4.1-4。表4.1-4 采区瓦斯涌出量预测结果生产盘区平均产量（t/d）盘区瓦斯涌出量回采(m3/min)掘进(m3/min)采空区(m3/min)合计(m3/min)(m3/t)三盘区9091155.1238.6248.44242.1838.36四盘区909195.1621.7729.23146.1623.15五盘区9091155.1238.6248.44242.1838.36六盘区9091152.4031.3955.14238.9337.854、矿井瓦斯涌出量预测结果见表4.1-5。表4.1-5 矿井瓦斯涌出量预测生产盘区平均产量（t/d）瓦斯涌出量生产盘区(m3/min)采空区(m3/min)合计m3/minm3/t三盘区9091242.1836.33278.5144.12四盘区9091146.1621.92168.0826.62五盘区9091242.1836.33278.5144.12六盘区9091238.9347.79286.7245.425、结论批复结果为：长平矿三、五盘区生产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量278.51m3/min，最大相对瓦斯涌出量44.12m3/t；四盘区生产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量168.08m3/min，最大相对瓦斯涌出量26.62m3/t；六盘区生产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量286.72m3/min，最大相对瓦斯涌出量45.42m3/t，属高瓦斯矿井。4.1.4 瓦斯抽采的必要性和可行性2012年4月，中国煤炭科工集团重庆研究院编制了山西长平煤业有限责任公司长平矿3号煤层瓦斯抽采系统初步设计（修改版），2012年5月，山西省煤炭厅以晋煤瓦发【2012】551号文对瓦斯抽采设计进行了批复。本设计对抽放系统及结论进行描述。4.1.4.1 瓦斯抽采的必要性1、从瓦斯涌出预测情况来看抽采瓦斯的必要性从矿井瓦斯涌出量预测结果来看，矿井最大绝对瓦斯涌出量286.72m3/min，大于40 m3/min。从采、掘工作面瓦斯涌出预测情况来看，回采面最大绝对瓦斯涌出量155.12m3/min，大于5m3/min。3号煤层掘进面最大绝对瓦斯涌出量为38.62 m3/min，大于3m3/min。因此，从长平煤矿的瓦斯涌出预测情况分析，该矿已符合建立瓦斯抽采系统的必要条件，必须建立瓦斯抽采系统，采取瓦斯抽采措施，保证矿井安全生产。2、从通风能力看抽采瓦斯的必要性采掘工作面实行瓦斯抽采的必要性判断标准是：采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即下式成立时，抽采瓦斯才是必要的。Q0式中 Q0采掘工作面供风量，m3/min；Q采掘工作面瓦斯涌出量，m3/min； K瓦斯涌出不均衡系数，取K=1.5； C采掘工作面允许的瓦斯浓度，。3号煤层回采工作面最大绝对瓦斯涌出量将达到155.12m3/min，需要风量18614m3/min（按风流允许瓦斯浓度1%，考虑不均衡系数1.2），而后期设计最大供风量按80m3/s计算，只有4800m3/min，不能满足稀释瓦斯的要求。掘进工作面采用综掘，最大绝对瓦斯涌出量为38.62m3/min，需要风量4634m3/min；而单个综掘面后期设计最大供风量为21m3/s计算，只有1260m3/min；可以看出掘进工作面配风难以满足稀释瓦斯的要求。从上述分析来看，长平煤矿采煤工作面和掘进工作面的设计通风能力均不能满足稀释瓦斯所需风量的要求，根本无法保证采煤工作面瓦斯不超限，完全具备实施瓦斯抽采的必要条件。3、从资源利用和环保的角度看抽采瓦斯的必要性瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护矿区环境，取得显著的经济效益和社会效益。根据前面的计算，长平煤矿3号煤层的瓦斯储量为3932.42Mm3，可抽瓦斯量为1771.05Mm3，这说明长平煤矿的瓦斯资源非常丰富，为瓦斯开发利用提供了充足的资源条件。因此，从资源利用和环保的角度看也有必要建立瓦斯抽采系统，进行瓦斯抽采，变被动抽采为主动开发。4.1.4.2 瓦斯抽采的可行性根据河南理工大学编制的山西长平煤业有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告（3号煤层）可知，矿井瓦斯涌出量为168.08286.72m3/min，其中，回采工作面瓦斯涌出为95.16155.12m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的5357%；掘进工作面瓦斯涌出为21.7738.62m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的1114%，采空区瓦斯涌出为51.15102.93m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的3036%。在回采工作面瓦斯涌出中，开采层瓦斯涌出为82.06133.99m3/min，约占整个回采工作面瓦斯涌出的86%，邻近层瓦斯涌出为13.1021.13m3/min，约占整个回采工作面瓦斯涌出的14%。因此，以本煤层抽采为主。开采层瓦斯抽采的可行性取决于煤层的自然透气性，其评价指标有两个：煤层的透气性系数（l）和钻孔瓦斯流量衰减系数（a）。国家安全生产监督管理总局于2006年颁布的AQ10272006煤矿瓦斯抽放规范规定的开采层预抽瓦斯可行性评价标准见4.1-6。表4.1-6 开采层预抽瓦斯难易程度分类表抽采难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数a (d-1)煤层透气性系数l(m2/MPa2d)容易抽采10可以抽采0.0030.05100.1较难抽采0.050.1根据河南理工大学2010年11月编写的3号煤层瓦斯基础参数测试报告可知，3号煤层透气性系数为0.01160.0520m2/(MPa2d)，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.11010.1147d-1，因此，分析可知该煤层瓦斯可抽放类型为较难抽采。由于目前长平矿煤矿当前主要开采一、二采区，缺乏井下钻孔预抽的相关考察数据和经验。但是借鉴邻近类似条件矿井如赵庄矿（据重庆研究院2010年编制的该矿参数测定报告，煤层透气性系数l为0.210.46m2/(MPa2d)、钻孔瓦斯流量衰减系数为0.15250.283d-1，两矿煤层条件近似）的瓦斯抽采经验表明，对于属于“较难抽采”类型的煤层，在缩小钻孔间距、保证一定的预抽时间及预抽负压的条件下，是能将瓦斯抽采出来的，其瓦斯抽采是可行的。因此，长平矿3号煤层虽属“较难抽采”类型，但通过缩小钻孔间距，增加预抽时间，保证预抽负压，其预抽煤层瓦斯是可行的。4.1.4.3 瓦斯抽采规模按先抽后采、先抽后掘、应抽尽抽、抽采达标、满足采掘衔接需要加密抽采的原则，矿井可能达到的最大抽采范围包括：3个预抽面、1个边采边抽面、4个掘进面、1个采空区抽放、1个老空区抽放和1个临近层抽放；抽采量如下：1、3个预抽面瓦斯抽放量：337.76=113.28m3/min；2、1个边采边抽面瓦斯抽放量：25.17m3/min；3、4个掘进工作面瓦斯抽放量：45.34 =21.36m3/min；4、1个采空区瓦斯抽放量：8.26m3/min；5、1个老空区瓦斯抽放量：10 m3/min；6、1个临近层瓦斯抽放量：11.62m3/min。长平矿瓦斯抽采量不应小于189.74m3/min，其中，高负压系统所需抽采量为159.86m3/min，而低负压系统抽采量为29.88 m3/min。因此本次设计确定矿井瓦斯抽采系统能力为190m3/min，其中高负压系统为160m3/min，低负压系统为30m3/min。4.1.5 瓦斯抽采方法4.1.5.1 瓦斯来源分析3号煤层生产能力达3.00Mt/a时，回采工作面瓦斯涌出约占全矿井瓦斯涌出的5357%；掘进工作面瓦斯涌出约占全矿井瓦斯涌出的1114%，采空区瓦斯涌出约占全矿井瓦斯涌出的3036%。在回采工作面瓦斯涌出中，开采层瓦斯涌出约占整个回采工作面瓦斯涌出的86%，邻近层瓦斯涌出约占整个回采工作面瓦斯涌出的14%。因此，根据上面的结果，长平矿3层煤层开采时的瓦斯涌出量主要来自于本煤层，设计采用以本煤层瓦斯抽采为主，采空区抽采为辅，预抽与边采边抽、边掘边抽相结合的综合抽采瓦斯方法。4.1.5.2 瓦斯抽采方法1、 选择抽采瓦斯方法的原则选择矿井瓦斯抽采方法应根据煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽采瓦斯目的及利用要求等因素确定，长平矿开采的3号煤层属厚煤层，大量瓦斯来自本层，且无可利用解放层，因此主要采用本煤层瓦斯预抽，结合开拓部署和开采布置，同时采用边采边抽、边掘边抽以及采空区瓦斯抽采相结合的综合抽采方法。2、回采工作面瓦斯抽采工作面顺层钻孔采用双层立体交叉布置，工作面两侧顺槽相向施工的布孔方式进行回采工作面抽采。钻孔间距为2.5m，孔长120m，在80%成孔率条件下，预计总进尺约26.112万m，工作面煤炭储量为304.69万吨（长宽煤厚=1700m220m5.58m，煤的密度为1.46m3/t），吨煤钻孔进尺为0.086m/t。上排钻孔沿与顺槽呈85夹角布置，开孔倾角为“煤层倾角+1.5（煤层倾角实测确定）”；下排钻孔与顺槽呈75夹角布置，开孔高度1.2m（如有夹矸宜避开开孔夹矸），开孔倾角为煤层倾角。两种钻孔交替布置，使钻孔之间形成立体交叉，提高瓦斯抽采效果。此外，鉴于矿井今后开采的三、四、五、六盘区瓦斯含量较高，建议矿井在这些区域提前几年进行地面井预抽，降低瓦斯含量，同时，回采工作面应该积极探索千米定向钻机施工技术，形成适合长平矿实际情况的区域大面积模块预抽措施，提高矿井安全性；建议严格按照防治煤与瓦斯突出规定煤矿瓦斯抽采基本指标等规定、规范的相关要求采取抽采措施和措施效果检验达标后，方准进行采掘作业。3、掘进工作面瓦斯抽采在掘进面向巷道前方及两侧布置钻场施工抽采钻孔，钻场及掘进面迎头各布置10个钻孔，钻孔呈三花形双排布置，钻孔开孔间距为0.8 m，开孔倾角上排为“煤层倾角+1.5”，下排钻孔沿煤层倾角布置，钻孔长度平均为200 m，单元内钻孔总进尺约6400m，控制范围内煤资源约57027.6t（长宽煤厚=200m35m5.58m，煤的密度为1.46m3/t），吨煤钻孔进尺为0.11m/t。掘进面经检验为预抽效果达标后，方可掘进，掘进时须至少留有20 m的措施超前距，再施工下一循环的钻孔。4、采空区瓦斯抽采对已采完封闭的采空区（亦称作全封闭采空区），采用密闭法抽采采空区瓦斯。对于生产工作面的采空区（亦称半封闭采空区），常用的有钻孔法抽采采空区冒落带瓦斯和埋管抽采采空区瓦斯。根据邻近矿井采空区抽采方法的使用效果调研，长平矿采空区设计采用埋管抽采。1）、回采工作面采空区埋管抽采随着工作面的推进，当工作面推过横贯适当距离后，管路上的吸气口进入采空区内最佳抽采位置时，吸气口的组合阀门打开。依次类推，使吸气口保持在最佳抽采位置，从而防止采空区瓦斯向工作面涌出。在吸气口进入抽采采空区前撤掉三通管件上的法兰死堵，安装上组合阀门，在其上面安装筛管（周围钻很多小孔），并打开下一个横贯作为工作面回风通道。当抽采支管进入采空区最佳抽采位置时，打开组合阀门，抽采采空区瓦斯。埋管抽采参数需根据矿上实际抽采效果考察确定。2）、老采空区插管抽采对于已采完的采空区都要砌筑永久性密闭。永久性密闭要选择顶底板坚固的岩（煤）层巷道，施工时一定要做到密闭周边掏槽、见硬帮硬底，符合通风设施质量标准要求。最好是打双层密闭，双层密闭之间距离大于0.5m，两道密闭墙（砖或料石）中间充填黄土，还在密闭前及附近23m巷道四周进行喷浆封闭。插管抽采的密闭上还应设置注砂（泥浆）管和采气测温管等观测管。密闭墙厚度不小于1m，四周掏槽深度不小于0.3m，见图6.1-10。抽采管口位置距离密闭里墙面不得小于0.5m，高度应大于巷道高度的1/3。抽采管口应设防止杂物进入的保护设施，如果巷道的淋水较大，还应在密闭底部安设排水管或反水池。4.1.5.3 抽采负压预抽钻孔的孔口负压为13kPa以上，边采边抽、边掘边抽的孔口负压为13Pa，采空区抽采钻孔的孔口负压为6kPa。4.1.5.4 施工钻机选型根据上述瓦斯抽采方法、煤层赋存及国内外打钻设备的现状，抽采钻孔施工设备选型如下：配备1台VLD-1000型千米钻机，16台ZDY-3200型普通钻机。配套钻杆选用73mm，每节长度1m或者1.5m的钻探钻杆，钻头选用金钢石钻头。打钻施工供水采用由地面供水池向采区直接敷设管路，利用静压水直接供水，供水管路采用铁管供水。：4.1.6 瓦斯抽采系统及抽采设备选型4.1.6.1 瓦斯抽采系统选择（1）高负压系统：地面、管道井及井下大巷管路选用一趟D102010mm螺旋卷焊钢管；工作面顺槽支管选用螺旋卷焊钢管，规格为D5088mm，煤巷掘进面管路为D5088mm螺旋卷焊钢管。高负压系统：地面抽采站管道井盘区回风巷工作面顺槽巷道（2）低负压系统：地面、回风立井及井下回风大巷及盘区回风巷选用D72010mm螺旋卷焊钢管；正在回采工作面采空区选用D4578mm螺旋卷焊钢管。低负压系统：地面抽采站回风立井盘区回风巷工作面顺槽巷道4.1.6.2 瓦斯抽采设备选型根据抽采设计，高负压系统泵和低负压系统抽采泵均选用CBF810-2型水环式真空泵，泵的转速为259r/min，传动方式为减速机传动，减速机型号1C400N-3.7826，压力润滑，整机重量约32.5 t，配套电机型号建议为YB710S26/1000kW，980rpm，电压等级10kV，IP44，dI。查CBF810真空泵性能曲线，该泵在56KPa绝对压力下的工况流量为800m3/min，可以满足高负压系统的抽采要求；该泵在56KPa绝对压力下的工况流量为800m3/min，可以满足低负压抽采系统的要求。泵房内共布置6台真空泵，高负压系统4台（2用2备），低负压系统2台（1用1备），真空泵的主要技术参数见表4.1-7。表4.1-7 真空泵参数一览表型号工况状态吸气压力（kPa）工况状态抽气量（m3/min）电机功率(kW)极限吸气压力（kPa）转速(r/min)供水量(m3/h)电压等级备注CBF810-2568001000182594510KV高负压2运2备CBF810-2568001000182594510KV低负压1运1备4.3.6 预计抽采效果根据山西长平煤业有限责任公司长平矿3号煤层瓦斯抽采系统初步设计（修改版），采用上述抽采系统和抽采方法可以达到如下抽放效果：回采工作面布置前利用盘区大巷模块预抽、掘进顺槽中先抽后掘和边掘边抽、工作面形成后再进行预抽时间24个月，预抽率达到55%以上；掘进工作面预抽时间1.5个月，预抽率达到66.2%；采空区预抽率达到55%以上，临近层预抽率达到55%以上， 矿井抽采达标后，矿井瓦斯抽采率为66.3%。4.2 矿井通风4.2.1 矿井通风系统4.2.1.1 通风方法及通风方式矿井通风方法为机械抽出式，通风方式为分区式。选用上述通风方式和通风系统具有如下优点：1、充分考虑了矿井的开拓方式、巷道布置、风井服务的最佳范围、采掘配置及衔接规划。2、分区式通风系统简单，风流稳定易于管理，风量均衡。3、风井位于井田中部，通风线路短、阻力小、有利于安全生产和节能降耗。4.2.1.2 通风系统1、风井数量、服务范围及服务年限芦家峪风井验收时矿井共有9个井筒：主斜井、副斜井、长平进风立井、长平回风立井、杨家庄回风立井、釜山进风立井、釜山回风立井、芦家峪进风立井、芦家峪回风立井，其中主斜井、副斜井、长平进风立井、釜山进风立井、芦家峪进风立井担负进风任务，长平回风立井、杨家庄回风立井、釜山回风立井、芦家峪回风立井担负回风任务。主斜井、副斜井服务范围为全矿井，服务年限均与矿井服务年限相同；釜山进风立井、釜山回风立井服务范围为四盘区，服务年限均与四盘区服务年限相同；芦家峪进风立井、芦家峪回风立井服务范围为三、五盘区，服务年限均与三、五盘区服务年限相同。2、采掘面通风根据盘区巷道布置和采煤方法，回采工作面和掘进面均为独立通风。（1）回采工作面通风方式：根据井下开采设计，工作面采用“三进两回”通风方式，其中：胶带进风顺槽、辅助运输顺槽、辅助进风顺槽进风，回风顺槽、辅助回风顺槽回风。（2）综掘工作面通风方式：通风方式为局扇压入式。根据计算，每个综掘工作面选用2台型号为FBD-5.6/255kW的矿用防爆压入式局部通风机，双风机双电源，一用一备，自动切换，实现三专两闭锁。FBD-5.6/255kW型局部通风机主要技术参数见表4.2-1。表4.2-1 FBD-5.6/255kW型局部通风机主要技术参数表序 号名 称型 号单 位备 注1型 号FBD-5.6/255kW2风 量900-700m3/min3风 压1500-7700Pa4整机功率255kW5转 速3970r/min6电 压660/140v7重 量2000Kg（3）普掘工作面通风方式：采用单巷掘进，根据计算，每个普掘工作面选用2台FBD-6.3/230kW的矿用防爆型压入式对旋轴流局部通风机，双风机双电源，一用一备，自动切换。FBD-6.3/230kW型局部通风机主要技术参数见表6.2-2。表6.2-2 FBD-6.3/230kW型局部通风机主要技术参数表序 号名 称型 号单 位备 注1型 号FBD-6.3/230kW2风 量650-320m3/min3风 压500-6400Pa4整机功率230kW5转 速2950r/min6电 压660/140v7重 量1220Kg3、硐室通风投产验收时期独立通风硐室为三盘区变电所、紧急避难硐室等硐室，设专用回风道与主要回风巷沟通，实行独立通风。其它机电硐室、辅助硐室均采用进风流并联通风方式。4.2.2 矿井风量、风压及等积孔的计算本次设计依据山西长平煤业有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告（3号煤层），根据煤矿通风能力核定标准（AQ1056-2008）、煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005版)规定，对矿井的风量进行计算。本次设计分三个阶段进行设计，1、通风现状，一、四盘区生产，三盘区准备，为了满足三、五盘区通风、采掘衔接、瓦斯抽采等需要，需建设芦家峪风井工程。2、芦家峪风井通风容易时期一盘区结束回采，三、四盘区生产，五盘区准备，芦家峪风井服务三、五盘区用风，釜山风井服务四盘区用风。在三盘区布置1个回采工作面，2个双巷综掘工作面，2个岩巷普掘工作面；五盘区布置1个备用工作面，2个双巷综掘工作面，2个岩巷普掘工作面。3、芦家峪风井通风困难时期四盘区结束回采，三、五盘区生产，六盘区准备，芦家峪风井服务三、五盘区用风，部分进风由釜山进风立井担负。在三盘区布置1个回采工作面，1个备用工作面，2个双巷综掘工作面；五盘区布置1个回采工作面，1个备用工作面，2个双巷综掘工作面；六盘区布置2个岩巷普掘工作面。4.2.2.1 风量计算按井下同时工作的最多人数计算 式中：Q矿 矿井需风量； N 井下同时工作最多人数，按交接班考虑300人； 4 每人每分钟供风标准，m3/min； K 矿井通风系数。则：按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算： 式中： 矿井总风量，m3/min； 回采工作面所需风量之和，m3/min； 备用工作面所需风量之和，m3/min； 掘进工作面所需风量之和，m3/min； 独立通风硐室所需风量之和，m3/min； 其它用风地点所需风量之和，m3/min； K 矿井通风系数。1、采煤工作面（1）按气象条件计算：式中： 采煤工作面的风速，根据煤矿通风能力核定标准（AQ1056-2008），取1.0m/s。 S 采煤工作面的平均有效断面积： 采煤工作面采高调整系数，取=1.0。 采煤工作面长度调整系数，取=1.3。则：（2）按工作面瓦斯涌出量计算工作面采用三进两回通风方式，计算需要稀释瓦斯的配风量： 式中：回采工作面风量，m3/min； 回采工作面绝对瓦斯涌出量m3/min，根据瓦斯涌出量预测报告，三盘区、五盘区回采工作面最大瓦斯含量为23.62 m3/t，根据矿井瓦斯抽采设计，三盘区、五盘区回采工作面预抽率为69%，抽放后，最大残余瓦斯含量为23.62(1-0.69）=7.32 m3/t，可解吸瓦斯含量为4.54 m3/t。按平均日产量7367t/d计算，本煤层绝对瓦斯涌出量73674.54/1440=23.23m3/min。根据瓦斯涌出量预测报告，三盘区、五盘区回采工作面临近层瓦斯含量为4.13 m3/t，则邻近层绝对瓦斯涌出量为73674.13/1440=21.12m3/min，根据抽采设计，抽采率为55%，抽放后，邻近层绝对瓦斯涌出量为21.12(1-0.55)=9.50 m3/min。则三盘区、五盘区回采工作面风排绝对瓦斯涌出量最大为23.23+9.50=32.73 m3/min； 回采工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.4。则：（3）按工作面最多工作人数计算： 式中：Q采 回采工作面需风量；m3/min N 回采工作面交接班时最多人数；45人 4 每人每分钟供风标准；m3/min则：综上计算，回采工作面配风量应4582.2m3/min。工作面采用“三进两回”通风方式，根据长平矿瓦斯涌出实测资料，生产过程中，采煤工作面进风侧及切眼瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的45%，配风不小于2062m3/min；回风侧三巷瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的27.5%，回风侧进风巷配风不小1260 m3/min；采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的27.5%，配风量为1260 m3/min，这部分风量合理分配到三条进风顺槽中。取整后，工作面需风量为4620 m3/min，分配如下：主进风巷道双巷配风2940m3/min，另一侧辅助进风巷配风1680m3/min。其中过工作面风量2000 m3/min满足要求。辅助进风顺槽1680m3/min加上主进风侧剩余尾部顺槽进风量940m3/min，小计4620m3/min，可以满足回风侧三巷及采空区稀释瓦斯的需风量要求。（4）按风速验算：a）验算最小风量：则：b）验算最大风量：则：式中： 采煤工作面最大控顶有效断面积，m； 采煤工作面最大控顶距，m； 采煤工作面实际采高，m； 采煤工作面最小控顶有效断面积，m； 采煤工作面最小控顶距，m； 0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%有效通风断面系数； 4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。328.65m/min2000 m/min4428m/min，因此，采煤工作面的配风量满足风速要求。回采工作面的风速为1.51.8m/s，胶带进风顺槽风速为0.33m/s，辅助进风顺槽风速为1.1m/s，回风顺槽风速为1.43m/s，均符合安全规程要求。2、备用工作面按回采工作面配风量的二分之一计，配风量为2310m/min(38.5m/s)，切眼风速0.6m/s。3、掘进工作面：（1）综掘工作面风量计算 按瓦斯涌出量计算 式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3/min； q掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量，根据初设瓦斯涌出量预测，掘进面最大绝对瓦斯涌出量为14.04 m3/min，抽采率为66.2%，抽采后掘进面瓦斯涌出量4.74m3/min； K掘 瓦斯涌出不均衡系数，取1.45；则： 按掘进面最多工作人数计算 式中： 掘进工作面需风量，m3/min； N 工作面交接班时最多人数，72人； 4 每人每分钟供风标准，m3/min； K 通风系数，取1.25。则： 按安装局部通风机巷道需风量计算根据三盘区开拓部署，三盘区工作面采用三进两回布置方式，工作面采用顺采接替方式，接替工作面顺槽布置为三巷式（两进一回），先双巷掘进形成预抽模块后，再补打一条顺槽，盘区巷道先双巷掘进形成预抽模块后，再补打其余巷道。工作面顺槽按1组双巷掘进模式计算通风，盘区大巷按1组双巷掘进模式计算通风。掘进面配备2组顺槽双巷综掘面、1组盘区大巷双巷综掘面，综掘工作面每个掘进头选用2台255kW型对旋式局部通风机供风，一用一备，局部通风机风量为900690 m3/min，负压12007300Pa，额定吸风量取最大值900m3/min。采用双巷平行掘进，不断形成全风压通风方式，需风量计算时需考虑横川配风。1）对于双巷顺槽掘进的工作面，全风压巷道采用“一进一回”通风方式，掘进巷道长度一般不超过2500m，每50m进回风间贯通一个横川，只在距掘进头200m范围(计3个横川)内的横川中设调节风窗平均配风120m3/min，其余横川均做密闭处理，靠扩散通风。双巷掘进巷道的最大需风量：式中：掘进工作面需风量，m3/min；局部通风机实际吸风量，=900 m3/min； 掘进面同时工作的局部通风机台数，=2；S 顺槽掘进面巷道断面积，S=21.84 m2；n 全风压通风区横川个数，3个；则，综上计算取最大值，双巷顺槽掘进面需风量为2600 m3/min。2）对于双巷大巷掘进的工作面，全风压巷道采用“一进一回”通风方式，掘进巷道长度一般不超过2500m，每50m进回风间贯通一个横川，只在距掘进头100m范围(计2个横川)内的横川中设调节风窗平均配风120m3/min，其余横川均做密闭处理，靠扩散通风。双巷掘进巷道的最大需风量：式中： 掘进工作面需风量，m3/min； 局部通风机实际吸风量，=900 m3/min； 掘进面同时工作的局部通风机台数，=2；S 大巷掘进面巷道断面积，S=32.48m2；n 全风压通风区横川个数，2个；则，综上计算取最大值，双巷大巷掘进面需风量为2600 m3/min。 按风速验算：1）验算最小风量则：2）验算最大风量则：式中： 巷道的净断面积，取顺槽S顺槽=20.52 m2、大巷S大巷=29.98 m2；即，顺槽；大巷，因此，综掘工作面巷道的配风量满足风速要求。顺槽、大巷综掘面进、回风巷道内的风速分别为2.1m/s、1.45 m/s，符合安全规程要求。（2）普掘工作面风量计算 按掘进面最多工作人数计算式中： 掘进工作面需风量，m3/min； N 工作面交接班时最多人数，36人； 4 每人每分钟供风标准，m3/min； K 通风系数，取1.25。则： 按掘进工作面一次爆破的炸药量计算式中：A 掘进面一次爆破的最大炸药量，取18kg.则： 按安装局部通风机巷道需风量计算根据矿井设计，普掘掘进方式为单巷掘进，安装局部通风机巷道最低风速不小于0.15m/s（15m/min）。 普掘巷道的最大需风量：式中：Q掘 安装局部通风机地点巷道的需风量，m3/min；Q扇 局部通风机最大吸风量，根据上述计算，炮掘工作面选用2台FBD-6.3/230kW矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机，最大吸风量650m3/min；Ii 掘进工作面需要通风的局部通风机台数，取1；S 巷道断面，按最大断面（辅助运输大巷）取14.28 m2；则：根据上述计算，炮掘面掘进期间，巷道的配风量需大于778.52m3/min（12.98m3/s），取900m3/min（15m3/s）。按风速验算：a）验算最小风量则：b）验算最大风量则：式中： 掘进工作面巷道的净断面积，取14.28m。128.52m/min 900m/min 3427.2 m/min，因此，普掘工作面巷道的配风量满足风速要求。普掘面进、回风巷道内的风速为1.05m/s，符合安全规程要求。（5）掘进面总风量根据矿井采掘部署，三盘区内布置2组双巷综掘工作面、2个岩巷普掘工作面和五盘区内布置2组双巷综掘工作面，风量按双巷综掘面考虑，来保证盘区正常采掘衔接，故掘进工作面总风量：Q掘=26002+26002+9002=12200m 3/min（203.3m3/s）。4、独立通风硐室通风计算独立通风硐室为盘区变电所等，按3个考虑，每个硐室风量均为：120m3/min（2m3/s），则：Q硐3120360m3/min6m3/s。5、胶轮车运输尾气排放稀释所需风量由于三盘区井下采用无轨胶轮车运输，煤矿用防爆柴油机车技术检验规范（试行）推荐井下用柴油机车供风标准为48m3/kWmin，本矿井主要配备WC8E、MINCA18S和ZL20EFB常用无轨胶轮车，功率分别为75kW、70kW及555kW，按最大的胶轮车功率75kW计算，需风量为510m3/s，巷道设计配风能满足常用无轨胶轮车的需风量，所以对常用无轨胶轮车不予单独配风。工作面安装和搬家时，使用多功能铲运车FBL-55（功率195kW）、支架搬运车LWC50型（功率170kW）及JUG-10型多功能铲车（功率175kW）大功率无轨胶轮车，需风量分别为1326m3/s、11.322.7m3/s及11.723.3m3/s。由于工作面安装和搬家时，大功率无轨胶轮车需风量大并相对集中，为保证其在井下运行需风量保证，设计按其需风量扣除运行巷道的原有风量(取15m3/s)后需风量计算如下：Q胶轮车(262+22.72+23.32)-(156)=54m3/s，取54m3/s。由于工作面配风为77 m3/s，并且工作面安装和搬家时，工作面不进行生产，工作面风量完全满足大功率无轨胶轮车需风量，所以对大功率无轨胶轮车不予单独配风。6、其它巷道通风计算根据本矿井具体条件，其它巷道通风按回采、掘进、硐室配风总和的5%进行计算：Q其它（Q采+Q备+Q掘+Q硐）5%（77+38.5+203.3+6）5%16.24m3/s7、容易时期风量总计：（77+38.5+203.3+6+16.24）1.20409.25m3/s24555.0m3/min综上计算，芦家峪风井通风容易时期，三盘区生产，五盘区准备，总风量应大于24555m3/min(409.25 m3/s)。考虑一定富峪，芦家峪风井通风容易时期总风量取为26000m3/min(433.3 m3/s)。8、困难时期风量总计芦家峪风井通风困难时期，三、五盘区同时生产，六盘区准备，在三盘区布置1个回采工作面，1个备用工作面，2个双巷综掘工作面；五盘区布置1个回采工作面，1个备用工作面，2个双巷综掘工作面；六盘区布置2个岩普掘工作面。回采工作面、备用工作面、掘进工作面配风量与容易时期一致，独立通风硐室增加至6个。Q困难其它（Q采+Q备+Q掘+Q硐）5%（154+77+203.3+12）5%22.3m3/s（154+77+203.3+12+22.3）1.20562.32m3/s33739.2m3/min因此，芦家峪风井通风困难时期总风量应大于33739.2m3/min(562.32 m3/s)。考虑一定富峪，芦家峪风井通风困难时期总风量取为36000m3/min(600.0 m3/s)，其中，芦家峪进风立井进风量仍维持26000m3/min，缺失部分可由釜山进风立井担负进风10000m3/min（此时四盘区已结束）。9、总风量