矿井通风与安全技术措施

地下工程课程设计

矿井通风与安全技术措施

姓 名： xxx 学 号： xxxxxxxxxxxxx 专业名称： 土木工程 班 级： 土木矿建08-1班 指导教师： xxxxxxxxx

河南理工大学土木工程学院

二○○九年十二月

矿井通风与安全技术措施

1 矿井通风系统的选择

1.1通风设计的基本依据

由地质资料所述；瓦斯含量随着煤层埋藏深度的增加而增高。但由于井田内瓦斯地质条件的差异，瓦斯含量梯度的增减有所不同。14勘探线以西为瓦斯中常区，瓦斯含量界于3.19～10.71m3/t之间，平均垂深每增加100m，瓦斯递增2.54m3/t；14～18线之间为瓦斯富集区，瓦斯含量为2.24～12.74m3/t，平均垂深每增加100m，瓦斯递增5.88m3/t；18线以东为瓦斯放散区，含量在0～5.49m3/t之间变化，平均垂深每增加100m，瓦斯递增1.35m3/t；煤层的瓦斯含量较高。总体看，该矿井为高瓦斯矿井，且煤尘没有爆炸危险性，有自然发火倾向，发火期为4-6个月。

从临近的矿井情况来看，邻矿得瓦斯含量也较高，且有瓦斯突出的倾向；所以本矿井确定为高沼矿井是适合的。

选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。

.1.2矿井通风系统要符合下列要求：

⑴每一个生产矿井必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30m。

⑵进风井口必须布置在不受粉尘、灰尘、有害和高温气体浸入的地方。 ⑶箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作回风井。如果兼作回风井使用时，必须遵循下列规定：

①箕斗提升兼作回风井时，井上下装卸井塔都必须有完善的封闭措施，其漏

地下工程课程设计之冻结法 1

风率不超过15％，并应有可靠的降陈措施，但装有皮带输送机的井筒不得兼作回风井。

②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时，箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s；装有皮带运输机的井筒的风速不得超过4m/s，并都有可靠的防尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。皮带运输机的井筒中还应有装有专用的消防管路。

⑷所有矿井都必须采用机械通风，主要扇风机必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要用符合要求的防爆门。

⑸每个矿井必须有完整的独立的通风系统。

⑹采用多台分区主山通风时，总进风道的断面不宜过小。 ⑺回采工作面的掘进工作面都应采用独立通风。 ⑻井下火药库，井下充电峒室必须有单独的进风风流。

.1.3矿井通风系统的确定

本设计井田倾向约1.2km，且煤层相对赋存较深，倾角较小，属于近水平煤层。采用立井三水平上下山开拓，倾斜长壁采煤法，经济技术上综合考虑，拟采用中央边界式通风方式。风进设在边界煤柱的中央，采用副井进风，风井回风。

结合设计矿井的情况，通风系统采用抽出式通风方式，抽出式主扇使井下风流处于副压状态，但一旦主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采区瓦斯涌出量减少，有利于安全。

.2 风量机算及风量分配

确定矿井总风量：

Qkj=（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj）Kkj 式中:

Qkj——矿井总进风量，m³/min；

∑Qcj ——采煤工作面实际需风量总和，m³/min； ∑Qjj——掘进工作面实际 需要风量总和，m³/min； ∑Qdj——独立通风的硐室实际 需要风量总和，m³/min；

∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需在通风量总和,m3/min； Kkj——矿井中通风系数，（包括矿井内部漏风和配风不均等因素）宜取1.15～1.25；

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6.2.1采煤工作面实际需风量

采煤工作面实际需风量应按矿井各个回采工作面实际需风量的总和计算，即：

Q采nQ综采nQ机采nQ炮采nQ其它Q备(m3min)

式中：

Q综采——综采工作面所需要的风量，m3min； Q机采——一般机采工作面所需要的风量，m3min； Q炮采——炮采工作面所需要的风量，m3min；

Q其它——其它开采工作面所需风量，m3min；

Q备——备用工作面所需风量，为生产工作面风量的一半，m3min；n——各种开采法工作面的个数。

根据瓦斯涌出量和开采方法不同对综采工作面按沼气涌出量计算： 本设计单一工作面开采，采用综采的采煤工艺。所以上式可简化为

Q采＝Q综采＋Q备

综采工作面所需风量计算： 按沼气涌出量计算： Q综采＝100Q综瓦

式中：

Q综采 ——综采工作面所需的风量，m³/min Q综瓦——综采工作面的绝对瓦斯涌出量，m³/min；

Q综采k瓦综瓦＝q瓦T2460 ，m3/min

其中：

T综采——综采工作面平均日产量，t/d； k瓦——瓦斯涌出不均衡系数，取k瓦＝1.15； 100——按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算； q瓦——相对瓦斯涌出量，m³/t； 所以：

Q11.2427271.2综瓦＝2460 ＝25.54m3min

Q综采＝100Q综瓦＝100×25.54＝2554 m3min

Q采＝1Q综采＋Q备

地下工程课程设计之冻结法 3

＝1×2554+0.5×2554 ＝3831 m3min

6.2.2掘进工作面所需风量

掘进工作面所需风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需风量的总和计算，即：

Q式中：

掘（nQ煤掘nQ岩掘）k掘备，m3min。

Q煤掘——每个煤巷掘进工作面所需要的风量，一般取150～200m3min； Q岩掘——每个岩石掘进工作面所需要的风量，一般取200～300m3min；

n——需要独立通风的煤巷、岩巷数；

k掘备——掘进工作面备用系数，一般取1.20。

由此：

Q掘（200200）1.20

=480m3min

当施工准备时，可按允许的沼气浓度和二氧化碳浓度、炸药用量、局扇实际吸风量、风速和人数等规定要求分别计算，并取最大值。

6.2.3峒室实际需风量

峒室实际需要风量应按矿井各个独立通风峒室实际需风量的总和计算，即：

Q式中：

硐Q充Q机Q采硐Q其它硐，m3min

Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气计算，即：Q火＝0.07V

（m3min）

V——包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m³）或者按经验值给定风量，此处取100m³/min；

Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风风流中氢气浓度小于0.5﹪计算，

地下工程课程设计之冻结法 4

但不得小于100m3min。或安经验值给定100～200m3min；

Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算；

即：

Q机860i(1ui)，m3min

1.20.2460ti——机电硐室中运转的机电总功率，kw；

(1ui)——机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，可取下列数

值，空气压缩机房取0.20～0.23，水泵房取0.02～0.04；

860——1 kw/h的热当量数，卡；

ui——机电设备效率；

t——机电硐室进、回风流的气温差，℃；

Q采硐——采区绞车房或边电硐室实际需要风量，按经验供给风量 60～

80m3min；

Q其它硐——其它硐室所需风量，根据具体情况供风。

所以：

Q空86021300.2647m3min

1.200.2460486016800.02169m3min

1.200.24604

Q水Q机Q空Q水

＝647+169 ＝816m3min

Q硐＝100+816+60+80+80+60+7

＝1123m3min

由以上计算所得出矿井总风量：

Qkj(QcjQjjQdjQgj)kkj

=（3831+480+1123）×1.15 =6249.1m3min

6.2.4风速验算：

表6-2-1 各巷道风速、断面、风量一览表如下：

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巷道名称

风量

mmin

3断面

m

2风速

ms

允许风

速

ms

副井 井底车场 运输大巷 轨道上山 回风上山 工作面 运输平巷 掘进煤巷 掘进岩巷 回风大巷 回风石门 风井

6249.1 6249.1 6249.1 3831 6249.1 2554 2554 200 200 6249.1 6249.1 6249.1

19.26 18.43 16.37 13.93 13.93 15 13.93 13.93 13.93 13.93 13.93 15.86

5.4 6.36 4.56 4.5 7.48 2.83 3.05 0.24 0.24 7.48 7.48 6.04

<8 <8 <8 <6 <8 <4 <6 <4 <4 <8 <8 <15

6.3 全矿通风阻力计算

在扇风机整个服务年限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加，为了扇风机处于整个服务年限内均能在合理的效率范围内运转，在选择扇风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于扇风机服务年限 内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风量最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。

6.3.1计算原则

⑴在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路计算即可。但必需是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长风量最大的一条线路作为阻力最大的风路。如果矿井服务年限较长，则只计算头15－25a的通风容易和困难两个时期的巷道通风总阻力。

①设计矿井通风容易时期的通风阻力

地下工程课程设计之冻结法 6

副井——井底车场——运输打巷——轨道上山——区段运输平巷——工作面——区段回风平巷——回风石门——风井 ②通风困难时期通风路线

副井——井底车场——运输大巷——轨道上山——区段运输平巷——工作面——区段回风平巷——回风上山——回风石门——风井

⑵通过主扇的风量Q扇必须大于通过风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力必须先计算出Q扇：

对于抽出式：

Q扇(1.051.10)Q矿，m3min

式中：

1.05-1.10——为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取1.10 所以：

Q扇1.05Q矿1.056249.16562m3min

6.3.2计算方法

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：

Q2h摩aLV3(pa)

S式中：

L、V、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积（m,m,m2）；

表6-3-1 容易时期各区段井巷的摩擦阻力 序巷道号 名称 1 副井支护形式 混a104巷道长巷道周风量Q 3（m） 长U（m） （m/s） /NS2m4度L400 465 18.8 104.15 断面积S 2（m） 19.26 h摩（Pa） 531.1 风速m/s 5.4 地下工程课程设计之冻结法 7

井筒 井底车场 运输大巷 轨道上山 区段运输平巷 回采工作面 区段回风平巷 回风石门 凝土 锚喷 混泥土 锚喷 工字钢 液压支架 锚喷 锚喷 混凝土 90 81.6 18 104.15 18.43 10.8 6.36 2 3 39.2 75 16.99 104.15 16.37 12.3 6.8 4 80 1000 15.025 63.85 13.93 181.3 4.5 5 127.4 1550 15.025 42.6 13.93 199.2 3.05 6 240 200 15.5 42.6 15 310.14 2.83 7 127.4 1550 15.025 42.6 13.93 199.2 3.05 8 85 20 15.025 104.15 13.93 10.2 7.48 9 合计 风井 360 210 15.7 104.15 15.68 334 6.64 1788.14

表6-3-2 困难时期各区段井巷的摩擦阻力 序巷道号 名称 支护形式 a104巷道长巷道周风量Q 324度L（m） 长U（m） （m/s） /NSm断面积S 2（m） h摩（Pa） 风速m/s 地下工程课程设计之冻结法 8

1 副井井筒 井底车场 运输大巷 轨道上山 区段运输平巷 回采工作面 区段回风平巷 回风上山 回风石门 风井 混凝土 锚喷 混泥土 锚喷 工字钢 液压支柱 工字钢 锚喷 锚喷 混泥土 400 465 18.8 104.15 19.26 531 5.4 2 90 81.6 18 104.15 18.43 10.8 6.36 3 39.2 75 16.99 104.15 16.37 12.3 6.8 4 80 1000 15.025 63.85 13.93 290.08 4.5 5 127.4 1550 15.05 42.6 13.93 199.2 3.02 6 240 200 15.5 42.6 15 310.04 2.93 7 127.4 1550 15.05 42.6 13.93 199.2 3.05 8 80 2600 15.05 71.8 8.1 13.93 5.16 9 10 合计 85 20 15.05 104.15 13.93 10.2 7.48 360 210 15.7 104.15 13.93 15.86 6.64 2493.95

a ——摩擦阻力系数；

Q——各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿（即考虑井巷的内部漏风和配风不均等因数）后所求得风量值，m3s；

将以上的计算结果填入下表 其总和为总摩擦阻力h摩即是

h式中：

摩h12h23hn(n1)(pa)

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h12,h23hn(n1)为各条井巷之摩擦阻力，Pa；

由以上表格中得计算结果，可以得出 ⑴通风容易时期的总阻力

h阻易1.2h摩易1.21788.142145.77（Pa）

⑵通风困难时期的总阻力

h阻难1.15h摩难1.152493.952868.04(Pa)

6.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔

6.3.3.1矿井总风阻

R矿易h阻易2Q扇2145.7765626020.1794k

R矿难h阻难2Q扇2868.0465626020.2397k

6.3.3.2等积孔

A矿易1.192.81m2 R矿易1.192.43m2 R矿难A矿难对照《通风安全学》中P49的表3-4-1可以知道，本设计所计算出的R矿易、A矿易；

R矿难、A矿难均在通风中等的指标之内，所以该设计矿井的通风安全级别为通风容

易。

地下工程课程设计之冻结法 10

6.4 扇风机选型

6.4.1选择主扇

通常用扇风机的个体特性曲线来选择主扇。要保证主扇在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主扇在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。 6.4.1.1确定主扇的风压

对抽出式通风，分别求出两个时期的扇风机静压： 容易时期：

（Pa） h扇静易h阻易h自助

式中：

h自助——通风容易时期帮助主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，h自助0。

困难时期：

（Pa） h扇静难h阻难h自反

式中：

h自反——通风困难时期反对主扇风压工作的矿井自然风压，Pa，取h自反=0

mmH2O。

由此：

h扇静易h阻易02145.77Pa h扇静难h阻难02868.04Pa

6.4.1.2、选择主扇

根据求出的Q扇、h阻难、h扇易两组数据，在扇风机个体特性曲线图表上选择合适的主扇。

根据通风机的技术资料，考虑到本BDNO24型通风机的效率较高，故本设计选用BDNO24型通风机。其技术参数下图：

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工况点工况点

图6－4－1 扇风机特性曲线

由以上的扇风机特性曲线可以看出扇风机在通风容易时期和通风困难时期的工作点为上图所标。（见表6－4－1）

表6－4－1 容易时期和困难时期的工作点

风量全压（Pa） 效率（％） 安装角

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（m3/s）

（°）

容易时期 困难时期

114 110.5

2320 2950

75 76

42/39 45/42

6.4.2选择电动机

根据通风容易和通风困难两个时期主扇的输入功率，计算电动机的输出功率N

电出，当选择异步电动机时，可用下式计算：

容易时期：

N电出N扇入难（kW)转

410 1 ＝410

N电入1.10 N电出（kW)电

=501.1

－2。

表6－4－2 电动机技术参数表

根据以上的计算数据，决定选用JR1510－4型电动机。其技术参数见表6－4

容量

型号 850

（Kw） 6

电压（Kv） 96

电流（A） 1485

转速（rpm） 93.0

效率（％） 0.89

功

率因数

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6.5 矿井安全技术措施

6.5.1预防瓦斯爆炸的措施

1．矿井必须建立瓦斯的个体的回检测和连续检测的双重监测体系

2．除了专职监察人员外，班，组长合技术人员，管理人员必须携带沼气测定仪或沼气连续指示报警器。

3．放炮时必须携带沼气测量仪。

4．测风员除必须根据需要佩带高、中、低风速表外还必须携带温度计和沼气测定仪

5．调度作业人员（如井下电工，密闭工，维修工等）和特殊作业人员（如处理溜煤眼堵塞等）均需配沼气报警器。

6．普采面采煤机和会风道、回风流中的绞车房，顺槽煤向掘进头应安设AQJ-9型瓦斯指示报警器。将仪器悬挂在作业区附近的顶板上代替瓦斯稽查员。以仪器连续监测瓦斯浓度的变化。注意放炮时拿走仪器防止炮坏。

7．加强矿井通风设施的维修﹑管理，减少漏风，提高矿井有效风，确保向采煤面和掘进头输送足够的新鲜空气。

8．长距离掘进，应配备大功率局扇和保质保量的风筒。 9．电气设备应达到防爆要求。

10．较多采区是矿井的重点带区（也是唯一的较多带区）。因此必须在地面装设瓦斯集中监测系统，以监测沼气为主，当设备落实后还应同时监测一氧化碳和风速等。瓦斯集中监测系统由ABD-21型数字式甲烷遥测系统组成。井下设备六个ABD-21-T数字式甲烷监测仪，六台ABD-21-K甲烷超限断电仪，地面行政小楼内设有值班室。内设ABD-21-S数字式甲烷遥测仪，对井下综采工作面回风流掘进工作面，采区回风巷以及上山绞车房等测点瓦斯浓度自动进行连续监测并以数字予以显示。当瓦斯超限时，井上、下之间信号以频分载波方式通过专用电缆传输。

6.5.2防尘措施

1．矿井建立完善的防尘洒水系统，地面设两个1000m3的水池。（水池同时为防灭火服务）供水系统必须设计过滤装置保证水的清洁。

2．防尘水管路达到所有采掘工作面，溜煤眼，翻笼运输机转载点，回采工作

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面，回风顺槽等，并要进行喷雾除尘。

3．井下所有主要运输巷道主要回风巷，上下山开口在掘进的巷道中所设防尘洒水管路需每个100米安设一个三通，并设法们一共清洗巷道时使用。

4．所有回采工作面都要进行煤层洒水，并需采用水泡泥，喷雾或其他综合防尘措施。

5．所有巷道掘进即都应配备专用除尘措施。

6．在岩巷工作面积和低沼气的绝境工作面要配备抽出式除尘设备。 7．锚喷支护巷道要采用除尘器等设备。 8．呼吸性粉尘测定仪。

6.5.3预防井下火灾的措施

1．副井上下的两侧，井下主变电所，带区变电所，井下火药库设易关闭的防火门

2．井下设消防材料列车库，并备有一定数量的灭火器材。

3．在下列地点应配有泡沫灭火器。井下火药库4台井底（）场4台采掘工作面附近巷道16台。

4．普采工作面内每个40米要挂设一台泡沫灭火器全工作面共6台。 5．井下移动变电站，采区变电站，放车房硐室各配置自动泡沫灭火器2台，灭火手雷4个。

6．标有有效期的消防器具必须按期更换。

7．矿井要指定专人携带CO检查器，氧气测定仪和必要的各种气体检定管，按规定定期检测，并在地面建立实验室。

6.5.4为防止井下水灾的措施

1．采面推进过程中，随时注意工作面涌水情况，若有异常情况可采取有效的现场处理措施，并向矿调度室及有关部门汇报。

2．进、回风巷道设水沟并保持畅通。

3．采面尽量全高开采，工作面坡度保持一致，保证流水畅通。

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