第06章 通风与安全.docx
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第06章通风与安全
第六章通风与安全
第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算
一、瓦斯资源分析
1、本矿井瓦斯赋存状况
煤芯样瓦斯测试结果表明,本区煤中瓦斯含量,甲烷(CH4)为0.00ml/g,二氧化碳(CO2)为0.02~0.11ml/g,氮气(N2)为0.58~2.28ml/g,其它烃类(C2-4)为0.00~0.03ml/g。
煤中自然瓦斯成分,甲烷为0.00~0.22%,二氧化碳为2.45~13.30%,氮气(N2)为86.70~97.37%。
可采煤层自然瓦斯分带均为二氧化碳--氮气带。
本区各可采煤层瓦斯含量沿煤层倾向、走向以及上下各煤层均没有明显的变化。
煤层瓦斯含量较低,见表6-1-1。
表6-1-1主要可采煤层瓦斯含量、成分及分带
煤层
瓦斯含量(ml/g可燃质)
最小~最大(点数)
自然瓦斯成分(%)
最小~最大(点数)
自然瓦
斯分带
N2
CO2
CH4
C2-4
N2
CO2
CH4
C2-4
1
1.37
(1)
0.11
(1)
0.00
(1)
0.00
(1)
86.70
(1)
13.30
(1)
0.00
(1)
0.00
(1)
二氧化碳~氮气带
4上
0.58
(1)
0.03
(1)
0.00
(1)
0.00
(1)
88.79
(1)
11.01
(1)
0.00
(1)
0.20
(1)
二氧化碳~氮气带
4
0.94
(1)
0.02
(1)
0.00
(1)
0.00
(1)
91.61
(1)
7.53
(1)
0.00
(1)
0.86
(1)
二氧化碳~氮气带
5
1.12~
2.09
(2)
0.07~
0.09
(2)
0.00
(2)
0~
0.01
(2)
90.91~
94.03
(2)
4.81~
5.94
(2)
0.00
(2)
0.03~
4.28
(2)
二氧化碳~氮气带
10
2.28
(1)
0.05
(1)
0.00
(1)
0.00
(1)
97.28
(1)
2.71
(1)
0.00
(1)
0.01
(1)
二氧化碳~氮气带
12
0.91~
1.80
(2)
0.07
(2)
0.00
(2)
0.00
(2)
88.53~
96.67
(2)
3.01~
10.81
(2)
0.00
(2)
0.32~
0.668
(2)
二氧化碳~氮气带
18上
2.22
(1)
0.05
(1)
0.00
(1)
0.02
(1)
96.32
(1)
3.33
(1)
0.22
(1)
0.13
(1)
二氧化碳~氮气带
18
1.38~
2.59
(2)
0.07~
0.08
(2)
0..00
(2)
0.00~
0.03
(2)
95.45~
97.37
(2)
2.45~
4.55
(2)
0.00~
0.01
(2)
0.00~
0.17
(2)
二氧化碳~氮气带
2、相邻矿井瓦斯斯等级
根据积家井矿区第一个开发建设的银星一井矿井瓦斯分析的资料可知,该矿井属于低瓦斯矿井。
3、本矿井瓦斯含量梯度预计
地质资料未提供本矿井瓦斯含量梯度资料,因本矿井为低瓦斯矿井,预计瓦斯梯度变化不大。
二、煤层气资源可采性评价
本次勘探对煤层气资源进行了综合勘查和评价,井田内各可采煤层气体含量较低,气体成分以N2为主,各可采煤层瓦斯分带基本属二氧化碳~氮气带,因此,井田内煤层气无工业利用价值,亦无进一步开采价值。
三、瓦斯涌出量计算
本矿井各煤层瓦斯含量较低,但煤炭产量很大。
为确保矿安全生产,综合考虑矿井首采煤层埋藏深度及赋存条件、矿井开拓方式、开采工艺、生产规模及通风方式等因素,设计根据瓦斯含量最大的五煤的最大瓦斯含量值0.05ml/g·燃,来预测本矿井开采时的最大瓦斯涌出量,并以此作为矿井瓦斯等级、通风系统设计及瓦斯管理的依据。
设计采用分源法预测回采及掘进工作面瓦斯涌出量。
1、回采工作面瓦斯涌出量q采
回采工作面瓦斯涌出量q采由开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量q采1和回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q采2两部分组成,即q采=q采1+q采2。
(1)开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量q采1
q采1=K1·K2·K3·
(W0-Wc)
式中:
q采1——开采煤层(包括围岩)相对瓦斯涌出量,m3/t;
K1——围岩瓦斯涌出系数,取K1=1.2;
K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数,K2=1/η,η=为工作面回采率,五煤综采值均为0.95;
K3——准备巷道预排瓦斯影响系数;
K3=(L-2h)/L;
式中:
L——回采工作面长度;250m;
h——掘进巷预排等值宽度,h=0.808T0.55;
T——巷道煤壁暴露时间,500d;
经计算h=25m;
m——开采层厚度,五煤1.63m;
M——工作面采高,五煤1.63m;
W0——煤层原始瓦斯含量,m3/t;W0=
·W0′
WC——煤层残存瓦斯含量,m3/t,WC=
·Wc′
式中:
W0′——纯煤原始瓦斯含量,五煤取W0′=0.05m3/t·燃;
Wc′——纯煤残存瓦斯含量,m3/t·燃,WC′=10.385e-7.207/W0
Ad——原煤中灰份含量;五煤取平均值7.98%;
Mad——原煤中水分含量;五煤取平均值7.34%;
故五煤:
W0=
×0.12=0.102
WC′=10.385e-7.207/0.102=0.075
WC=
×0.075=0.064
五煤工作面瓦斯涌出量q采1为:
q采1=1.20×(1/0.95)×
×
×(0.102-0.064)=0.038m3/t;
(2)回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q采2
首采采区五煤层之上的四煤层与开采煤层平行分布,对五煤开采影响较大。
q采2=
×Ki×(W0i-Wci)
式中:
q采2——回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量,m3/t;
mi——第i个邻近煤层的厚度,四煤2.06m;
M——开采煤层的厚度,五煤平均为1.63m;
Woi——第i个邻近煤层的瓦斯含量,四煤为0.01m3/t;
Wci——第i个邻近煤层的残存瓦斯含量,按全部放出考虑,即Wci=0;
Ki——第i个邻近煤层受采动影响的瓦斯排放率。
Ki=1-hi/hp;
hi——第i个邻近煤层距开采层的垂直距离。
根据地质报告约为11.59m;
hP——受开采层采动影响,临近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围,m。
根据《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》,hp=35~60,取平均值48。
五煤邻近煤层瓦斯涌出量q采2:
q采2=
×(1-
)×0.01=0.0096m3/t
由上可得回采工作面的瓦斯涌出总量为:
五煤:
q采=q采1+q采2=0.038+0.0096=0.048m3/t;
2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘
(1)工作面巷道综掘工作面瓦斯涌出量q巷掘
q巷掘=q掘1+q掘2
q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min,
q掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量,m3/min。
q掘1=D·V·q0·(2×
-1)
式中:
D——巷道断面内暴露煤面的周边长度,取4.9+2×2.9=10.7m;
V——巷道平均掘进速度,0.01m/min;
L——掘进巷道长度,1500m;
q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度,m3/m2·min;
五煤一个掘进工作面:
q0=a×[0.0004(Vdaf)2+0.16]×W0
式中:
Vdaf——煤的挥发分,%;取平均值34.56%;
W0——煤层原始瓦斯含量,m3/t;取0.05m3/t;
a取值为0.026;
q0=0.026×[0.0004×0.34562+0.16]×0.12=0.0004m3/m2·min
q掘2=S·V·ρ·(W0-Wc)
式中:
S——掘进巷道断面积,五煤14.2m2;
V——巷道平均掘进速度,0.01m/min;
ρ——煤的密度,t/m3;ρ=1.36
q掘1=10.7×0.01×0.0004×(2×
-1)=0.033m3/min;
q掘2=14.2×0.01×1.36×(0.102-0.064)=0.0073m3/min;
则:
q巷掘=2×(q掘1+q掘2)=2×(0.033+0.0073)=0.040m3/min。
3、生产采区瓦斯涌出量预测
q盘=K′·(
·Ai+1440·
)/A0
式中:
q盘——采区相对瓦斯涌出量,m3/t;
K′——生产采区采空区瓦斯涌出系数,取1.25;
q采i——第i个回采工作面的瓦斯涌出量,m3/t;
Ai——第i个回采工作面的平均日产量,t/d;
q掘i——第i个掘进工作面的瓦斯涌出量,m3/min;
A0——生产采区平均日回采煤量和掘进煤量之和,t/d。
设计初期以1个采区、1个综采工作面、2个综掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替。
则合计:
q盘=1.25×[0.048×5455+1440×0.040]/5455
=0.073m3/t。
4、矿井瓦斯涌出量预测
q矿=K″·
·A0i/
式中:
q矿——矿井相对瓦斯涌出量,m3/t;
K″——已采采空区瓦斯涌出系数,取1.2。
q矿=1.2×0.073
=0.088m3/t;
矿井最大绝对瓦斯涌出量预测:
Q=0.088×5455/(24×60)
=0.33m3/min
按照《煤矿安全规程》第一百三十三条规定,本矿井相对瓦斯涌出量为0.088m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.33m3/min。
瓦斯涌出量计算主要参数均选取最大值进行计算,因此,本矿井按低瓦斯矿井设计。
第二节 矿井通风
一、通风方式和通风系统的选择
1、通风方式
本矿井采用机械抽出式通风方式。
2、通风系统
根据矿井开拓布置,确定矿井初期通风系统为中央并列式。
矿井初期通风系统为主斜井、副斜井进风,回风斜井回风。
通风线路:
主斜井、副斜井→中车场→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风斜井。
矿井投产时回风斜井的通风容易和困难时期的通风系统见图6-2-1、6-2-2。
二、掘进通风与硐室通风
巷道掘进采用局部通风机压入式通风。
每个掘进工作面配备2台局部通风机,1用1备。
采区变电所采用独立通风,其它硐室采用串联或扩散通风。
三、矿井风量、风压及等积孔的计算
1、矿井风量计算
1)按井下同时工作的最多人数计算
Q总=4NK=4×109×1.5=654m3/min=10.9m3/s
式中:
Q总——矿井总风量,m3/s;
4——每人每分钟供风标准,4m3/min;
N——同时下井人数,按109人考虑;
K——漏风系数,取1.5。
2)按采、掘工作面、硐室及其它地点实际需风量计算
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qqt)Kkt
式中:
Qkj——矿井的总进风量(m3/min);
∑Qcj——采煤工作面实际需要风量的总和(m3/min);
∑Qjj——掘进工作面实际需要风量的总和(m3/min);
∑Qdj——独立通风硐室实际需要风量的总和(m3/min);
∑Qqt——其它井巷需要通风风量的总和(m3/min);
(1)综采工作面所需风量Q采
①按瓦斯涌出量计算
经上述计算,煤层开采时回采工作面瓦斯的最大相对涌出量为0.048m3/t,则最大绝对瓦斯涌出量为0.048×3636/(24×60)=0.121m3/min;
Q采=100×q采×Kc
式中:
Q采——采煤工作面需要风量,m3/min;
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量0.114m3/min;
Kc——备用风量系数,取1.5。
Q采=100×0.121×1.5=18.2m3/min=0.30m3/s
②按工作面温度计算
为保证采煤工作面有适宜的清晰度,工作面应具有适宜的风速,一般为1.0~1.5m/s。
Q采=V采×S采
式中:
V采——采煤工作面适宜风速,1.0~1.5m/s,取1.2m/s;
S采——采煤工作面的平均有效断面,三煤平均12.0m2;
Q采=V采×S采=1.2×12.0=14.4m3/s;
③按最大班作业人数计算
Q采≥4×N,m3/min
式中:
N——采煤工作面同时工作的最多人数24人;
则:
Q采≥4×24=96m3/min=1.6m3/s
d、按风速进行验算
条件:
0.25×S采≤Q采≤4.0×S采,m3/s
0.25×13.8≤Q采≤4.0×13.8,则Q采=3.5~55m3/s
综合以上几个因素,按照大断面、大风量、低负压的要求,结合计算结果,综采工作面取:
Q采=18m3/s;
(2)掘进工作面所需风量Q掘
A、掘进工作面按瓦斯涌出量计算
经预测,煤层开采时掘进工作面最大瓦斯涌出量为0.040m3/min;
Q煤掘≥100×q瓦掘×k掘通,m3/min
式中:
q瓦掘——掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;
k掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2。
Q煤掘=100×0.040×2=8m3/min=0.13m3/s
B、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算:
Q掘>4×N/60,(m3/s);
式中:
N为掘进工作面最多人数,取15;
则Q掘>4×15=1m3/s
Q掘≥25×A0/60,m3/s
式中:
A0—一次爆破的最大炸药量,kg,按8.0kg;
则Q掘≥25×8/60=3.3(m3/s)
C、按风速进行校核
根据巷道最大掘进断面16.3m2,最小掘进断面6.3m2,风量应满足以下要求:
15×S掘≤Q掘≤240×S掘
94.5m3/min≤Q掘≤3912m3/min,即1.6m3/s≤Q掘≤65.2m3/s
根据以上风量进行局部通风机选型:
综掘面采用局部通风机采用FBD№6.3/37型,普掘面局部通风机选用FBD№6.3/30型。
D、按局部通风机实际吸风量计算需要风量:
煤巷综掘:
Q掘=Q扇×Ii+0.25×S(m3/s)
岩巷掘进:
Q掘=Q扇×Ii+0.15×S(m3/s)
Q掘为风机安装点配风量;
Q扇为风机吸风量,根据风机参数,普掘面风机吸风量为4.0m3/s(240m3/min),综掘面风机吸风量为5.0(300m3/min);
S为风机安装点巷道断面积,综掘面掘进断面12.0m2,普掘面10.0m2。
根据以上计算并参照同类生产矿井实际情况,煤巷综掘面风机安装点配风量为8m3/s;岩巷掘进风机安装点配风量为6m3/s。
(3)独立通风硐室所需风量Q硐
矿井独立通风的硐室为采区变电所,配风量取3.0m3/s。
(4)矿井总风量
矿井初期总风量按1个回采工作面,1个备用工作面,2个综掘工作面,1个普掘工作面,同时按规定配备备用工作面需风量及其他地点需风等综合计算,则矿井总风量初算为:
Q总=(∑Q综采+∑Q备+2×Q综掘+1×Q普掘+∑Q硐+∑Q其它)K漏
=[18+9+2×8+1×6+3+3]×1.2
=66.0m3/s
式中:
K漏——漏风系数,取1.2;
其中主井进风量为20m3/s,副井进风量为46m3/s。
矿井初期风量分配情况详见表6-2-1。
矿井后期考虑接替需要,增加1个薄煤层工作面、1个综掘工作面和1个普工作面,则矿井后期总风量为:
矿井初期配风量计算表
表6-2-1
序号
用风点
数量
配风指标m3/s
小计
备注
m3/s
1
3煤综采工作面
1
18
18
2
备用工作面
1
9
10
3
掘进工作面
综掘
2
8
16
4
普掘
1
6
6
5
采区变电所
1
3
3
6
小计
52
7
其它5%
3
8
通风系数20%
20
合计
66
Q总=(∑Q采+∑Q备+Q综掘+Q普掘+∑Q硐+∑Q其它)K漏
=[15+15+8+3×9+2×6+3)]×1.2
=96.0m3/s
式中:
K漏——漏风系数,取1.2;
其中主井进风量为30m3/s,副井进风量为66m3/s。
矿井后期风量分配情况详见表6-2-2。
矿井后期配风量计算表
表6-2-2
序号
用风点
数量
配风指标m3/s
小计
备注
m3/s
1
3煤综采工作面
2
15
30
2
备用工作面
1
8
8
3
掘进工作面
综掘
3
8
24
4
普掘
2
6
12
5
采区变电所
1
3
3
6
小计
77
7
其它5%
3
8
通风系数20%
16
合计
96
2、矿井负压计算
(1)摩擦阻力
根据有关规定,矿井通风摩擦阻力按下式计算
h=
式中:
h——摩擦阻力,mmH2O;
α——摩擦阻力系数,kgS2/m4;
L——巷道长度,m;
P——井巷断面净周长,m;
Q——通过井巷风量,m3/s;
s——井巷断面积,m2;
(2)局部阻力
矿井的局部阻力按摩擦阻力的10%计算。
(3)自然风压
自然风 压计算公式:
式中:
Hn—地面井口大气压力,Pa;
H—矿井开采深度,m;
T1—进风侧平均温度,K;
T2—回风侧平均温度,K;
R-矿井空气常数,287J/(kg·K)。
根据高程地面标高为+1444m,大气压力为86570Pa;矿井初期开采水平为+950m,矿井平均开采深度为350m,夏季进风井温度为28℃,回风井温度为25℃,冬季进风井温度为10℃,回风井温度为15℃,则:
夏季自然风压:
Hn夏季=
=-35.8Pa
冬季自然风压:
Hn冬季=
=65.7Pa
夏季自然风压为-35.8Pa;冬季自然风压为65.7Pa。
(4)负压计算
回风斜井通风容易时期风量66m3/s,负压430Pa;通风困难时期风量96m3/s,负压897Pa。
通风负压计算详见表6-2-3、4。
3、矿井等积孔计算
矿井通风等积孔按下式计算:
A=
式中:
A——等积孔面积,m2;
Q——通风机风量,m3/s;
h——通风机风压,Pa。
经计算:
回风斜井容易时期A=3.79m2,困难时期A=3.81m2。
因此,矿井通风在容易时期和困难时期的通风难易程度均为容易。
四、通风设施、防漏风和降低风阻措施
1、通风设施
为保证矿井通风系统的正常运转,保证各用风地点的配风量,设计中考虑了风门、调节风门等通风设施;对采后废弃巷道应按《煤矿安全规程》的规定及时进行密闭。
同时,为了保证矿井出现灾害时能实现有控制反风,设计考虑了反风系统所需要的反风风门。
2、防止漏风措施
为减少矿井漏风,本设计考虑了以下措施;
①各类风门均采用双道风门;
②配设专门的通风系统和通风设施管理维护人员;
③回采工作面停采后应按要求进行密闭,尽量提高采空区的密实程度,有效阻止采空区漏风;同时,生产中应加强地面塌陷区的监测和处理及井上下通风系统的管理和监测,以有效控制漏风。
3、降低风阻措施
优化井巷支护形式,改善巷道维护状况,要求采用先进的施工技术,降低巷道摩擦阻力系数,设计中尽量缩短风路长度,巷道断面选择在保证巷道风速为经济风速的前提下适当加大,同时应及时清除巷道中的废弃物,保持井巷畅通。
五、反风方式及反风设施
矿井的反风一般是在矿井发生火灾时进行。
矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。
全矿井反风是指在井下发生重大火灾时,通过主通风机反转配合反风装置进行反风,利用其压力实现风流自回风井进入,自进风井排出的情况,此时矿井形成压入式通风。
工作面局部反风是工作面局部发生火情,利用设在顺槽与大巷之间联络巷处的风门等通风设施实现局部风向逆转,工作面的风流自原工作面回风顺槽进入,自原工作面进风顺槽排出的情况,旨在减少火灾对工作面的影响。
此外,设计对井下各种风门采用遥测监控,对双道风门采用机械联锁,即一道风门打开,另一道风门必须关闭,当打开的风门处于未关闭状态时,不能打开另一道风门。
第三节矿井瓦斯灾害防治
一、防止瓦斯积聚的措施
采掘巷道瓦斯超限的原因主要是通风不好引起的,其次是发生瓦斯局部积聚和瓦斯突出涌出,为此,采取如下措施预防:
1、防止掘进工作面瓦斯积聚
在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚;在报废的风巷和采空区连接处积聚;钻孔中和打钻时的孔口附近积聚;防止瓦斯积聚除采用独立通风外,尚需采取以下措施:
(1)全面地增加风速,在一般瓦斯涌出情况下保证顶板风速不小于0.5m/s。
当风速不能满足要求时,需采取靠顶板挂倾斜挡板、风幛等措施,局部提高风速。
(2)巷道掘进时,采用光面爆破,对超挖部分以不燃材料填实,消除空洞。
(3)报废的巷道应及时封闭,需重新启用时必须按有关规定先加强通风,确认瓦斯不超限后才可重新施工。
(4)掘进工作面局部通风机必须设置在新鲜风流处,防止产生循环风。
风筒出口应随工作面推进及时移动,确保掘进工作面有足够风量。
2、防止回采工作面瓦斯超限
(1)采用独立通风,保证风量及风速满足《煤矿安全规程》要求。
(2)在回采工作面与回风巷连接处(上隅角)附近设置一道木板隔墙或抗静电风幛,使一部分风流清洗上隅角,防止瓦斯积聚。
(3)保证运输顺槽、回风顺槽与工作面连接处的畅通,确保工作面有足够的风量,解决工作面大功率机电设备的散热以及利于瓦斯排放。
3、防止其它巷道瓦斯超限
(1)独头巷道扩散通风距离不得超过6m,且巷道宽度不得小于1.5m,巷道不得有瓦斯涌出,并经常检查瓦斯是否超限。
(2)所有巷道风速必须符合《煤矿安全规程》要求。
(3)对已报废或暂时不用的巷道和硐室,必须及时密闭,并设置警示标志,经常检查密闭效果。
(4)加强井下煤仓上下口的通风,以稀释瓦斯等有害气体,煤仓有多个放煤口时,必须轮换使用,防止放煤口上方瓦斯积聚及积煤自燃引起瓦斯爆炸。
二、防止瓦斯爆炸措施
1、严禁将烟火带入井下,不许在井下使用明火。
2、地面井口房和通风机房附近20m范围内禁止明火。
3、井口房设有消火栓及手提式灭火器;严禁用灯泡、电炉等取暖。
4、地面井口房内不得从事电焊、气焊等工作。
如果必须进行,则必须遵守《煤矿安全规程》第206条的规定。
5、矿井的电气设备要符合《煤矿安全规程》关于防爆性能的规定。
6、严禁地面各式各样火种进入井下,严格控制各种火源的产生,井下严禁使用可产生静电的材料。
7、严格执行放炮制度,消除放炮时产生的火焰和电气火源。
8、消除车辆、设备及金属强烈碰撞等产生的火源。
9、其它同防止煤尘爆炸措施。
三、防治煤与瓦斯突出措施
本矿井各煤层瓦斯含量均较低,但在井筒、石门揭穿煤层前,必须编制专门的揭煤措施,以防止煤与瓦斯突出事故的发生,并按规定报有关部门批准。
第四节 矿井火灾防治
一、煤的自燃倾向等级
根据勘探报告,本井田各煤层自燃倾向性测试结果见表6-4-1,煤的自燃倾向为易自燃。
本井田煤为不粘煤,变质程度低、挥发分高,特别是惰质组分高达50%左右,易吸氧氧化,使着火点降低引起煤的自燃。
为防止煤的自燃,在井下应采取经常清理浮煤,老巷封闭,隔绝空气等办法防止煤的自燃,井上煤堆则采用泥皮封闭或盖土等办
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- 第06章 通风与安全 06 通风 安全