第二章矿井通风文档格式.docx
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12.82
ZK7
9.4
ZK11
10.47
M1
+1015.80
6.09
青龙矿井首采区钻孔瓦斯含量统计见表2—1—2。
表2—1—2青龙矿井首采区钻孔瓦斯含量统计表
钻孔号
M16煤层
M18煤层
标高
瓦斯含量(m3/t.r)
ZK101
+1070.51
10.55
ZK102
+896.15
20.54
ZK103
+1018.19
11.59
+1055.55
6.58
ZK301
+1177.95
12.37
ZK303
+1165.67
14.48
+1117.29
12.05
ZK401
+1192.62
15.15
+1157.03
18.22
ZK402
+1253.15
11.67
+1219.32
17.47
ZK403
+1225.21
10.46
+1166.55
ZK503
+1195.36
14.90
+1170.31
13.98
ZK601
+1197.18
12.63
+1211.87
5.23
+1138.70
9.09
+1166.86
12.67
+1150.25
12.87
2、煤尘爆炸性
根据地质报告资料,区内对M9煤层共采集煤尘爆炸性试验样3件。
试验数据详见表2—1—3。
从表中可以看出,煤层的火焰长度0mm,抑制煤层爆炸最低岩粉量0%,煤尘无爆炸性;
本设计按煤尘无爆炸危险性考虑。
表2—1—3 煤尘爆炸性试验结果表
采 样
地 点
样 品
编 号
工业分析(﹪)
煤 尘 爆 炸 试 验
Mad
Ad
Vdaf
焦渣特征
火焰长度
(mm)
抑制煤尘爆炸
最低岩粉量
爆炸性
结 论
P01
1.71
13.41
8.67
2
无爆炸性
P02
2.09
11.47
8.86
P03
2.33
14.44
9.58
3、煤的自燃
根据煤炭科学研究总院抚顺分院对M9煤层进行煤的自燃发火倾向性试验,试验结果为Ⅲ类,即不易自燃,见表2—1—4。
M9煤层属不易自燃煤层,本设计按煤层为不易自燃发火倾向进行设计。
表2—1—4煤的自燃倾向等级表
试样
编号
采样地点及
煤层名称
水份%
灰份%
Aad
挥发份%
全硫%
St,d
真密度
TRDg/cm3
吸氧量
ml/g干煤
自燃倾向等级
2007-4
主井暴露煤样M9煤层
0.87
9.22
10.32
0.43
1.50
0.61
Ⅲ类不易自燃
2007-8
4.19
14.64
15.24
0.82
1.53
0.52
4、地温
本井田地温无明显变化,属于温正常区。
二、矿井瓦斯涌出量及地温变化的预测
1、矿井瓦斯涌出量的预测
瓦斯含量由浅向深逐渐增高。
矿井瓦斯涌出主要来源于采煤、掘进和采空三大部分,对于本矿井的实际情况,采煤的瓦斯涌出主要来源于本煤层和邻近煤层(主要为M1、M5、M14煤层)和围岩的瓦斯涌出。
矿井瓦斯涌出量的大小,随煤层开发强度、配采关系、开采顺序的不同而变化,本矿由于开采的是单一煤层,没有煤层开采顺序的影响,因此瓦斯涌出量的变化相对小一些;
随着采掘工作面位置向深部推移,各采区瓦斯涌出量随之增大。
通过矿井瓦斯涌出量的预计可知,矿井瓦斯涌出量随着采掘工作面接续位置的不同而变化,对于单一煤层开采来说,开采煤层的瓦斯涌出量变化不大,特别是邻近煤层相距较远时更是如此。
2、地温的预测
第二节矿井通风
一、通风方式和通风系统
1、煤层开采技术条件及矿井开拓方式
本矿井首采区勘探程度高,中等构造类型,主采煤层赋存稳定,适合机械化开采。
煤层顶底板:
桂箐矿井主采煤层为M9号煤层,其顶板以粉砂质泥岩及泥质粉砂岩;
底板为粘土岩。
桂箐矿井采用斜井开拓,主、副斜井及工业场地位于钟山乡以西3km的陶家坝村,主斜井井口标高+1205.0m,倾角16°
,长度1159.5m,副斜井井筒倾角22°
,斜长837m;
通过一个水平(+890m标高)上下山开采全井田。
矿井以一个采区一个综采工作面达到设计生产能力。
2、通风方式
根据矿井开拓部署,桂箐矿井共划分为4个采区,根据煤层赋存特点、煤层瓦斯含量和开拓布局,矿井采用分区抽出式通风方式,新鲜风流由主斜井及副斜井进入,污风通过回风斜井及采区风井排出。
回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风,掘进工作面为压入式。
矿井开拓12采区时,12采区设有通达地面的风井,构成分区式通风系统;
矿井开拓21采区时,12采区可以利用回风斜井进行回风,在开拓22采区时,设有一个后期回风立井,这样可以对22采区进行回风。
3、通风系统
首采区为11采区,新鲜风流分别由主斜井、副斜井进入,经11采区运输石门、11采区轨道石门、11采区运输上山、11采区轨道上山、111进风运料斜巷进入11191运输顺槽,清洗11191工作面,污风从回采工作面经11191回风顺槽、+1019回风石门、回风斜井、引风道排至地面。
矿井移交生产时11采区通风容易时期通风系统图详见(图3)。
井下机车充电硐室及火药发放硐室、采区变电所硐室采用独立回风系统。
二、风井数目、位置、服务范围及时间
根据煤层赋存条件、矿井生产能力、开拓方式、采区巷道布置及采掘机械配备情况,矿井达产时首采区为11采区,1个综采工作面达到矿井一期60万t/a的生产能力。
矿井服务年限共47.4a。
回风斜井位于井田南部煤系地层浅部6-6’线附近的风井场地,12采区回风上山位于12采区的龙盖风井场地。
22采区回风立井位于井田东北部安家田坝附近的风井场地,主、副斜井服务整个矿井开采期,11采区回风斜井服务本采区外,还为深部的21、22采区服务。
三、采掘工作面及硐室通风
1、回采工作面通风
本矿井设计生产能力一期为60万t/a,但按最大生产能力120万t/a配风,设计以一个采区一个综采工作面达产。
即11采区和11191综采工作面:
配风35m3/s。
考虑到技术经济的合理性,矿井投产时,采煤工作面初期考虑采用“U”型后退式通风方式。
该通风方式结构简单,施工、维修量小,采场漏风量少,风流管理容易。
后期视瓦斯情况,再考虑是否采取Y型通风或偏Y型通风方式加上瓦斯综合治理措施以保证矿井的生产能力。
2、掘进工作面通风
各掘进工作面均利用局部通风机采用压入式通风,设有独立的进、回风巷道,掘进头之间及与回采面之间没有串联通风,局部通风机及启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风新鲜风流中。
桂箐煤矿共布置有四个掘进头,两个煤巷普掘和两个岩巷普掘工作面。
根据所需风量计算,煤巷普掘工作面配风12m3/s、岩巷普掘工作面配风6m3/s。
掘进工作面用局部扇风机通风,煤巷普掘工作面、岩巷普掘工作面均选用对旋轴流式局部扇风机,型号分别为J(BD62-No6.5,风量为487~980m3/min,全压1981~4629Pa,功率2×
30kW;
FBD№6/2×
15,风量为300~400m3/min,全压1000~4500Pa,功率2×
15kW。
局扇工作方式采用压入式,压入式通风是国内矿井应用最广泛的掘进通风方式。
3、硐室通风
本矿井在井底车场内设有中央变电所、电机车充电硐室、火药发放硐室以及其它硐室。
其中电机车充电硐室及火药发放硐室必须有独立的通风系统,回风必须直接进入总回风巷。
而对于其它硐室一般情况下硐室位于进风巷内,则硐室采用扩散通风。
若硐室位于进回风井之间,可采用负压通风,为了减少通风短路或漏风,在硐室两端设置调节风门。
四、井下通风设施及构筑物布置
建立通风系统,除了要有井巷和通风动力设备外,还需在井上、下适宜的地点安设必要的通风构筑物,以引导、隔断和控制风流,保证风流按拟定的路线流动。
本矿井主要通风设施有风门、调节风窗、测风站及密闭等。
根据矿井开拓、开采系统布置和巷道布置以及《煤矿安全规程》的要求,设计在必要的位置设置有相应的通风设施。
其主要设置原则为:
主要进风和回风道之间设置2道联锁的正向风门和2道反向风门;
不使用的联络巷设永久风墙;
暂时未利用的联络巷设密闭,其它地点设两道正向和一道反向风门或两道正向风门,根据矿井反风要求,必要的地点设置反风风门(常开风门)。
震动爆破工作面,在其进风侧的巷道中,必须设置2道坚固的反向风门。
与回风系统相联的风门、安闭、风桥等通风设施必须坚固可靠,防止突出后的瓦斯涌入其它区域。
1、风门
风门按启闭原理的不同,分为普通风门和自动风门。
对于巷道内车辆通行不频繁之处,设计考虑选用普通风门、对于车辆通行较为频繁之处,设计为自动风门。
风门设置应满足以下技术要求:
①避免在弯道和倾斜巷道中设置风门;
②门的前后5m内支架完好,门墙厚不小于0.45m,四周掏槽深0.2~0.3m;
③结构严密,漏风少,向关门方向倾斜80°
~85°
;
④风门应迎风流开启,行机车巷道,两门间距应大于一列车长度;
⑤风门要求设置两道以上。
进、回风井之间和主要进回风巷之间需要使用的联络巷中,必须安设两道正向和两道反向的风门。
2、调节风窗
以增加局部阻力的方式调节井下风量的地点需安设调节风窗。
其技术要求与风门相同。
3、测风站
为了准确地测量风量,应在矿井各主要进、回风巷的适宜位置设置测风站。
测风站的技术要求是:
必须设在直线段巷道中;
测风站长度不小于4m;
其附近10m范围内的断面无变化,无障碍物;
测风站周壁应为光滑平面。
五、安全逃生途径
1、安全出口设置及保证措施
根据《煤矿安全规程》的要求,本矿井移交生产时11采区共设有3个能行人的通到地面的安全出口,即主斜井、副斜井、回风斜井,井筒内均装备行人台阶及,保证井下人员能安全、顺利地回到地面。
12采区需掘回风上山出地面。
22采区增加两个立井(一个为副立井、一个为回风立井),安全出口达4~6个。
井下各巷道通过车场、石门或联络巷与轨道(运输)上山联接,轨道(运输)上山通过石门、井底车场等与各个安全出口相接。
为保证安全出口畅通,井下井巷交岔点必须设置路标,表明所在地点,指明通往安全出口的方向,一般巷道每隔50m设置一个这样的路标。
井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线,并要求安全出口经常清理、维护。
2、井下避灾线路
根据井下发生灾害的地点不同或灾害类型不同,应采取不同的避灾路线。
因此事故发生时,在场人员应尽量了解判断事故性质、地点与灾害程度,并由在场的负责人或有经验的老工人带领,根据当时当地实际情况,选择安全线路或预先规定的安全线路,迅速撤离危险区域。
其注意事项有:
1)矿井应及时编制季度和年度安全计划,指导安全生产。
2)井下发生火灾时,要立即通知附近的工作人员迅速撤出灾区,向火焰燃烧的相反方向,最好利用平行巷道,迎着新鲜风流绕过火区,沿新鲜风流的相反方向走出来,在从火区撤出时,必须戴上自救器。
3)井下发生瓦斯、煤尘爆炸事故时,会产生大量的有害气体和温度很高的气流或火焰。
这时要迅速背着空气震动的方向,脸朝下,卧倒在沟里或者用湿毛巾堵住嘴和鼻子,还要用衣服等物掩盖住身体,使身体的暴露部分尽量减少。
事故发生后,首先要积极进行自救,戴好自救器,根据灾害预防和处理计划里规定的避灾安全路线,尽快离开灾区。
两人以上要编组同行,由有经验的老工人带领。
行进中要注意通风情况,要迎着进风的方向走。
4)井下发生透水事故时,应撤退到涌水地点上部水平,而不能进入涌水附近的独头巷道。
但当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时,也可在独头工作面暂避。
若是老塘老空区积水涌出时,则须在待避前快速构筑避难硐室,以防被涌出的有害有毒气体伤害。
5)井下发生冒顶事故时,要及时加强冒顶区的支护,全力营救被岩石埋住的人员。
本矿井11采区井下避灾线路图详见图10。
六、通风设备及反风
1、风量及通风设备选型
该矿井为煤与瓦斯突出矿井,采用抽出通风方式。
经技术经济比较,选用FBCDZ型高效节能防爆轴流通风机,当矿井初期风量和风压较小时,可调节风机叶片安装角度或对电机调速,满足矿井通风要求。
矿井反风采用风机反转反风。
2、11采区通风设备选型
1)矿井通风参数
风量:
Q前=117m3/s,Q后=117m3/s;
负压:
H前=2086Pa,H后=2276Pa;
中央风井井口标高:
+1174m。
2)通风设备选型
(1)风机所需风量:
Q前=1.15×
117=134.55m3/s,
Q后=1.15×
117=134.55m3/s;
(2)风机所需负压:
H前=(2086+150)×
1.2÷
1.0326=2543.87Pa,
H后=(2276+150)×
1.0326=2819.29Pa;
(3)选型结果:
选用防爆对旋式轴流通风机:
FBCDZ54-8-№26型,二台,(一台工作、一台备用)。
其工况点参数分别为:
容易时期:
Qm前=134m3/s,Hm前=2600Pa,ηm前=0.8,叶片安装角度-3°
困难时期:
Qm后=137m3/s,Hm后=2922Pa,ηm后=0.85,叶片安装角度0°
风机极限安装角:
-9°
~6°
。
困难时期电机计算功率:
N=1.1·
Qm后×
Hm后÷
(1000×
ηm后×
0.94)
=1.1×
137×
2922÷
0.85×
0.94
=551.121kW。
(4)选配电动机:
YB型,8极,315kW,~660V隔爆型电机4台(2台工作、2台备用),(一台风机配两台电动机)。
(5)附:
通风网络曲线图2—2—1。
3)通风机房10kV变电所两回~10kV电源均引自矿井~35kV变电所不同的母线段。
4)反风时通过停车刹车后,叶轮反转反风,其反风量可达正常风量的65~85%,可满足《规程》第122条规定其风机在10min内开动,反转反风时的反风量不应小于正常风量的40%。
5)通风机电控柜设有短路、过负荷、低电压、过电压、接地等各项保护。
6)通风机电控柜装有电压表、电流表对通风机电动机进行监测,还在机房设置电机轴承温度、电机定子绕组温度检测,超温停机。
7)通风机房设有一部直通矿井调度室的专用调度电话,另设一部外线电话。
3、通风机设置及要求
矿井通风机的安装和使用应符合下列要求:
1)通风机都安装在地面;
装有通风机的井口必须封闭严密,其外部漏风率不得超过5%。
2)必须保证主要通风机连续运转。
3)风井场地均安装有二套同等能力的主要通风机装置,其中一套作备用,备用风机必须能在10min内开动。
4)装有主要通风机的出风井均安装防爆门,防爆门每6个月检查维修一次。
5)至少每月检查一次主要通风机。
6)新安装的主要通风机投入使用前,必须进行一次通风机性能测定和运转工作,以后每5年至少进行一次性能测定。
4、反风方式及设施
反风方式:
当矿井进风巷道中发生火灾时,实行区域反风或全矿井反风。
当矿井采区内发生火灾时,通过调整采区内的预设风门的开关状态,实行局部反风,为具备矿井或采区反风功能,井下设置正反两向、两正一反等风门。
全矿井反风:
当进风井筒或井底车场、轨道(运输)石门、轨道(运输)上山等进风巷道发生火灾时,应进行全矿井反风,矿井反风采用调整主扇风机叶片安装角反风方式,井下关闭相应巷道反向风门,即可实现全矿井反风。
在下达反风命令前,必须将火源进风侧的人员撤出,并采取阻止火灾蔓延的措施。
反风方式为:
调整主扇风机叶片安装角,打开井底车场的调节风门,回风斜井或回风立井成为进风巷,风流反向,尽快将烟流排出矿井,避免烟流侵入井下其它工作区域,实现采区全反风。
矿井反风时通过停车刹车后,调整主扇风机叶片安装角,其反风量可达正常风量的65~85%,可满足《规程》第122条规定其风机在10min内开动,反转反风时的反风量不应小于正常风量的40%的要求。
通风机电控柜设有短路、过负荷、低电压、过电压、接地等各项保护。
通风机电控柜装有电压表、电流表对通风机电动机进行监测,还在机房设置电机轴承温度、电机定子绕组温度检测,超温停机。
通风机房设有一部直通矿井调度室的专用调度电话,另设一部外线电话。
七、矿井风量、风压及等积孔
1、风量计算结果及分配
根据《煤矿安全规程》(2006年版)(以下简称《规程》)规定:
矿井需要的风量,按下列两种方法分别计算,并取其最大值。
1)按井下同时工作的最多人数计算:
Q矿井=4×
N×
K矿通m3/min
式中:
N-井下同时工作的最多人数,157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=1.2~1.25。
取1.25,则:
Q=4×
157×
1.25=785m3/min,即13.08m3/s
按国家发展改革委员会文件(国家发展改革委关于印发煤矿瓦斯治理与利用总体方案的通知发改能源〔2005〕1137号)要求,取K矿通=1.5时:
Q11采区=4×
1.5=942m3/min,即15.70m3/s
2)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m3/s
∑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,按以上配风总风量的5%考虑。
m3/s;
K矿通-本矿井采用抽出式通风,生产过程中回风斜井为1—4个采区服务,K矿通取1.15~1.20;
①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
a、按工作面温度计算
Q采i=60×
V采i×
S采I×
Ki,m3/s
Q采I—第i个采煤工作面实际需要的风量,m3/s;
V采I—第i个采煤工作面风速,m/s,按《煤矿安全规程》(2006版)规定,
极限风速4m/s,本矿井工作面风速取3.8m/s;
S采I—第i个采煤工作面的平均有效通风断面积,m2;
11采区M9煤层首采工作
面煤层平均厚2.70m,采用支撑掩护式支架支护,平均有效通风断面积7.66m2。
Ki—工作面长度系数,面长160m,Ki取1.2。
Q采i=60×
3.8×
7.66×
1.2/60=34.93m3/s
②按工作面瓦斯涌出量计算
工作面相对瓦斯涌出量12.10m3/t,详见煤层开采瓦斯涌出量计算表2-2-1。
表2—2—111采区M9号煤层开采瓦斯涌出量计算表
一、q开计算
开采煤层
L
b
K1
c
K2
M
m
w0
wc
q开
160
13
0.84
0.93
1.08
3.20
16.05
4.13
10.73
二、q邻计算
上近煤层
Mi
hi
Ki
woi
wci
q邻
1#
1.00
70
0.03
3.88
0.07
5#
0.70
18
0.40
3.93
1.05
下邻近层
14#
0.94
56
0.06
8.15
4.04
0.25
小计
1.37
三、q围计算
煤层
K3
q围
2.68
四、回采面瓦斯涌出量
合计
14.78
开采M9煤层时,11采区工作面相对瓦斯涌出量14.78m3/t,工作面生产能力为120万t/a(一期60万t/a),绝对瓦斯涌出量37.32m3/min,按国家发展改革委员会文件(国家发展改革委关于印发煤矿瓦斯治理与利用总体方案的通知发改能源〔2005〕1137号)要求,对于绝对瓦斯涌出量大于30m3/min的采煤工作面,瓦斯抽放率不得低于60%。
绝对瓦斯涌出量为20~30m3/min的采煤工作面,瓦斯抽放率不得低于50%。
设计考虑经风排后抽放(抽放率60%)瓦斯涌出量为14.93m3/min,配风量为:
Q采i=100×
q瓦采i×
K采通I=100×
14.93×
1.4=2090.2m3/min=34.83m3/s。
q瓦采i—第i个采煤工作面瓦斯涌出量,m3/min。
K采通i—采煤工作面瓦
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