第6章礦井通風(fēng)與安全

第六章礦井通風(fēng)與安全

第一節(jié)瓦斯資源分析和瓦斯涌出量計算

一、概述

根據(jù)《胡家河井田勘探地質(zhì)報告》，井田內(nèi)勘探在7個鉆孔內(nèi)共采集4煤層21個瓦

斯煤樣，并收集以往5個鉆孔9個煤樣資料，共計30個瓦斯煤樣試驗成果。依據(jù)所采

樣品分析結(jié)果，井田內(nèi)絕大部分為M一CH」帶，南部2-6及222號孔周圍以氮氣為主，

形成小范圍的CO?一凡帶，局部（2—4號、4—4號、214號孔周圍）由于頂?shù)装宸忾]性

較好、有構(gòu)造變化的區(qū)域甲烷濃度高，含量大，形成CH,帶，為瓦斯富集區(qū)，甲烷最高

含量達5.71ml/g（214號孔）。

根據(jù)煤炭科學(xué)研究總院沈陽研究院2009年7月編制的《胡家河礦井瓦斯基礎(chǔ)參數(shù)

測定及瓦斯可抽性評價研究報告》采用直接法測定，即利用煤層鉆孔采集煤體煤芯，用

解吸法直接測定瓦斯解吸量。測定結(jié)果為+315m標高以上4號煤層在實測瓦斯含量為

4.34m3/1,,r~4.49m3/1,,r,平均4.43m3/t**r,折算成原煤瓦斯含量為3.72m3/t~

3.85m7t,平均3.

煤炭科學(xué)研究總院于2013年9月編制完成了《陜西彬長胡家河礦業(yè)有限公司瓦斯

抽放工程初步設(shè)計》，對礦井瓦斯賦存規(guī)律和基礎(chǔ)參數(shù)在原有資料基礎(chǔ)上做了進一步的

研究，得出了4號煤層鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)和煤層透氣性系數(shù)，為本設(shè)計中的瓦斯抽

放可行性提供了詳實依據(jù)，并得出了如下基礎(chǔ)參數(shù)，詳見表

二、瓦斯涌出量計算

根據(jù)《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》AQ1O18?2006,設(shè)計采用分源法對礦井瓦斯涌

出量進行預(yù)測。該方法是根據(jù)煤層瓦斯含量，按礦井瓦斯主要涌出源一回采（包括開采

層、圍巖和鄰近層）、掘進及采空區(qū)瓦斯涌出量進行計算，從而達到預(yù)測各工作面、采

區(qū)、全礦井瓦斯涌出量之目的。

礦井瓦斯涌出構(gòu)成關(guān)系如圖6-1-le

表6TT胡家河煤礦煤層的瓦斯基礎(chǔ)參數(shù)表

煤層4

吸附a（m7t.r）21.062?23.057

常數(shù)b（Mpa*）0.755-0.953

水份(%)1.55-2.41

灰份(%)6.02-9.36

工業(yè)

揮發(fā)份冊)32.04?32.59

分析

孔隙率(％)7.80-8.90

容重(t/m,)1.36

煤層最大瓦斯含量(n?/t)5.14（平均4.50）

煤層瓦斯壓力(MPa)0.40

煤層瓦斯含量系數(shù)//(mlMP?5)7.99

煤層透氣性系數(shù)m?/(MP上d)3.32?3.78（平均3.55）

鉆孔自然瓦斯流量衰減系數(shù)(d')0.033-0.0348（平均0.0339）

百米鉆孔初始瓦斯流量m7(min?hm)0.07-0.08（平均0.075）

殘存瓦斯含量(m7t)1.82

礦井投產(chǎn)時井下布置一個綜放工作面、一個綜掘工作面、兩個掘錨工作面、一個

炮掘工作面，按分源法計算各地點瓦斯涌出量。

圖6-1T礦井瓦斯涌出關(guān)系示意圖

(-)采煤工作面

回采工作面瓦斯來源包括開采層瓦斯涌出和鄰近層瓦斯涌出兩部分。

g回=。開+。鄰

式中：q回一回采工作面瓦斯涌出量,m71；

q開一開采層瓦斯涌出量，m7t；

q鄰一鄰近層瓦斯涌出量，m7t=

1.厚煤層分層開采時，開采層瓦斯涌出量（包括圍巖）

q開=排衣業(yè)『xGo-冉）

式中：q開一開采煤層（包括圍巖）相對瓦斯涌出量，m：7t；

L一圍巖瓦斯涌出系數(shù)，一般取1.1?1.3,工作面采用全部垮落法管理頂板，取

kj=l.3；

k2一工作面丟煤瓦斯涌出系數(shù)，其值為工作面回采率的倒數(shù)，回采率取93%,

k2=l.075；

k3一準備巷道預(yù)排瓦斯對工作面煤體瓦斯涌出影響系數(shù)，k3=（L-2h）/L,L—工作

面長度，取180m,h一巷道瓦斯預(yù)排等值寬度，m,取18m,k3=0.80；

工一分層開采工作面瓦斯涌出系數(shù)，則兩個分層開采時第一分層取1.504；

X。一煤層原始瓦斯含量，取礦井最大值5.14m7t；

用一煤的殘存瓦斯含量，根據(jù)4號煤層的揮發(fā)份及煤運出工作面時間，取1.82m：7t；

q開=1.3X1.075X0.80X1.504X（5.14-1.82）=5.58m3/to

2.鄰近層瓦斯涌出量

鄰近層的瓦斯涌出量按下式計算

4鄰=￡—'-kj?（x（）i-X”）（3-3）

3

式中:q鄰—鄰近層瓦斯涌出量，m/t；

m：一第i個鄰近層厚度，m；

mi—開采層的開采厚度，m；

一一第i層的瓦斯含量，m7t；

X”一第i鄰近層殘存瓦斯含量，m'/t；

L一第i鄰近層瓦斯排放系數(shù)。

L可根據(jù)它們到開采層的距離大小，依據(jù)《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》

(AQ1018-2006)附錄D的鄰近層瓦斯排放率與層間距的關(guān)系曲線(如圖6-卜2)取值。

當(dāng)采高超過4.5m時，鄰近層瓦斯排放率人根據(jù)《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》

(AQ1018-2006)中提供如下的計算公式計算：

=100-0.47--84.04—

〃ML

式中：h；—第i個鄰近層與開采層垂直距離，m；

M—工作面采高，m；

L一工作面長度，mo

計算過程：鄰近層厚度及各鄰近層與開采層的層間距，各鄰近層原始瓦斯含量及殘

存瓦斯含量與開采層取值相同，4號煤層采高大于4.5m,因此，鄰近層瓦斯排放率按上

式計算。

鄰近層瓦斯涌出量計算詳見表6-l-2o

3.工作面的相對瓦斯涌出量為：

qia=q開+q鄰=5.58+0.98=6.56m3/1,

工作面最大絕對瓦斯涌出量為57.64m7min0

1—上鄰近層；2—緩傾斜煤層下鄰近層；3—傾斜、急傾斜煤層下鄰近層

圖6-1-2鄰近層瓦斯排放率與層間距的關(guān)系曲線

表67-24號煤層開采時鄰近層瓦斯涌出量計算

原始瓦斯殘存瓦斯距4號煤相對瓦斯

煤層煤厚采厚瓦斯排放率

含量含量層的距離涌出量備注

名稱(m)(m)(%)

(m3/t)(m3/t)(m)(m3/t)

32.392.395.141.8259.22700.44上鄰近層

4下分層1.9912.05.141.821.00980.54下鄰近層

合計0.98

(二)掘進工作面瓦斯涌出量

掘進工作面瓦斯涌出量包括掘進時煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出兩部分:

%=qR+%

式中：掘進工作面瓦斯涌出量，m7min;

qi；一煤壁瓦斯涌出量，m7min；

qL一落煤瓦斯涌出量，m7mino

1.掘進工作面煤壁瓦斯涌出量

炮掘工作面主要掘進工作面高位瓦斯抽放巷，為巖巷，故無需計算涌出量。在煤巷

掘進過程中，巷道周圍煤層中的瓦斯壓力平衡狀態(tài)遭到破壞，煤體內(nèi)部到煤壁間存在著

壓力梯度，瓦斯就會沿煤體裂隙及孔隙向巷道泄出。單位時間內(nèi)單位面積暴露煤壁泄出

的瓦斯量(煤壁瓦斯涌出速度)隨著煤壁暴露時間的延長而降低。通常暴露6個月后煤

壁瓦斯涌出基本穩(wěn)定。其計算公式為：

qB=O?v?q0?Q爬-1)

式中：qB—掘進巷道煤壁瓦斯涌出量，m7min；

D—巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度，m,取16.6m；

V一巷道平均掘進速度，m/min,(綜掘工作面按500m/mon計算，掘錨工作面按

1000m/mon)；

L一掘進巷道長度;

q0一煤壁瓦斯涌出初速度，m7m2-min,按下式計算：

2

q0=0.026[0.0004(Vf)+O.16]Xo

式中：Vr一煤中揮發(fā)份含量，取33.43%

X。一煤層原始最大瓦斯含量，m7t,XoMX5.14m7t?

2

q()=0.026X(0.0004X(33.43)+0.16)X5.14=0.081Im7m??min

根據(jù)上式計算得：

1/2

綜掘工作面：qB=16,6X0.0116X0.0811X(2X(1000/0.0116)-1)=9.15m7min：

1/2

掘錨工作面：qB=16.6X0.0231X0.0811X(2X(1000/0.0116)-l)=12.93m7min0

(2)掘進工作面落煤瓦斯涌出量

qL=5?v?r?(Xo-X{)

式中：qi-掘進巷道落煤瓦斯涌出量，

V一巷道平均掘進速度，(綜掘工作面按500m/mon計算，掘錨工作面按1000m/mon)；

S一掘進巷道斷面積,m2,SMX22.00m2；

Y一煤的密度，Y=l.36t/m:!；

Xo—煤層原始瓦斯含量，m3/t,X。取最大值5.14m3/t；

Xi一煤層殘存瓦斯含量，m3/t,X,I&1.82m7to

根據(jù)上式計算得：

綜掘工作面:qL=22.00X0.0116X1.36X(5.14-1.82)=1.15m7min；

掘錨工作面:qL=22.00X0.0231X1.36X(5.14-1.82)=2.30m7min；

則:q綜摑=9.15+1.15=10.30m3/min；

q掘琳=12.93+2.30=15.23m7min

由于炮掘工作面主要掘進工作面高位瓦斯抽放巷，為巖巷，故未計算其瓦斯涌出

量。礦井布置一個綜掘工作面、兩個掘錨工作面、一個炮掘工作面。掘進工作面瓦斯

涌出量為：

qj=qB+Qi=10.30+15.23X2+0=40.75m7mirio

(三)生產(chǎn)盤區(qū)瓦斯涌出量預(yù)測

生產(chǎn)盤區(qū)內(nèi)瓦斯涌出量除了回采和掘進瓦斯涌出外，還包括盤區(qū)內(nèi)已采區(qū)段老空區(qū)

瓦斯涌出。

生產(chǎn)盤區(qū)瓦斯涌出量計算公式為：

4采=K'(葩,A,+1440-Z%//A。

i=li-1

式中：q呆一生產(chǎn)盤區(qū)相對瓦斯涌出量，m7t;

K'一生產(chǎn)盤區(qū)內(nèi)采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，1.20?1.45,取1.3；

q呆i-第i個回采區(qū)工作面的相對瓦斯涌出量，m?t；

q掘［一第i個掘進工作面絕對瓦斯涌出量，mVmin；

Ar-第i個回采工作面平均日產(chǎn)量，t,4號煤層12658t；

A。一礦井平均日產(chǎn)量，t,4號煤層151513

計算可得：

q祈1.30X(6.56X12658+1440X40.75)/15151=12.16m7t0

(四)礦井瓦斯涌出量

礦井瓦斯涌出量其計算公式為：

3這?！?。,)

Q井二T--------

f=l

式中：Q),——礦井相對瓦斯涌出量，m3/t；

k',——已采區(qū)域采空區(qū)瓦斯涌出量系數(shù)，根據(jù)AQ1018-2006標準，1.15?1.25,

取1.20；

3

。采,?一第/生產(chǎn)盤區(qū)瓦斯涌出量，m/t;

Ao,——第，生產(chǎn)盤區(qū)日平均產(chǎn)量，取

Q.=L2X(12.16X15151)/15151=14.59m7to

礦井最大相對瓦斯涌出量為14.59m7t,最大絕對瓦斯涌出量為

153.48m;,/mino

(五)礦井瓦斯等級確定

根據(jù)上述的計算結(jié)果，本礦井采煤工作面最大絕對涌出量為57.64d/min、綜掘工

作而最大絕對涌出量為10.3mVmin,掘錨工作面最大絕對涌出量為15.23n?/min。礦井

最大相對瓦斯涌出量為14.59m7t,最大絕對瓦斯涌出量為153.48m7mino

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》（2011版）及國家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局、國家發(fā)展和改革委

員會、國家能源局和國家煤礦安全監(jiān)察局關(guān)于印發(fā)《煤礦瓦斯等級鑒定暫行辦法》的通知

（安監(jiān)總煤裝[2011]162號）第九條之規(guī)定：具備下列情形之一的礦井為高瓦斯礦井：

1.礦井相對瓦斯涌出量大于

2.礦井絕對瓦斯涌出量大于4（W/min;

3.礦井任一掘進工作面絕對瓦斯涌出量大于3m7min;

4.礦井任一采煤工作面絕對瓦斯涌出量大于5m7mino

由此可見，本礦井屬高瓦斯礦井。

（六）鄰近礦井瓦斯涌出量實際情況

胡家河礦井與大佛寺礦井相鄰，根據(jù)大佛寺礦井現(xiàn)有瓦斯涌出情況，2010年礦井

瓦斯總涌出量5903萬吼其中抽采量3963萬/風(fēng)排量1940萬m'；2011年礦井瓦斯

總涌出量6873萬nA其中抽采量4495萬n?,風(fēng)排量2377萬倘2012年（「10月份）

礦井瓦斯總涌出量7315萬其中抽采量4815萬n?,風(fēng)排量2500萬n?。根據(jù)礦井瓦

斯等級鑒定結(jié)論：2010年相對瓦斯涌出量15.89mYt,絕對瓦斯涌出量128.35n?/min,

鑒定為高瓦斯礦井；2011年相對瓦斯涌出量9.19相t,絕對瓦斯涌出量136.86m7min,

鑒定為高瓦斯礦井；2012年相對瓦斯涌出量11.88n?/t,絕對瓦斯涌出量

160.29m3/min,鑒定為高瓦斯礦井。

三、瓦斯資源儲量

（一）瓦斯儲量

礦井瓦斯儲量指煤田開發(fā)過程中，能夠向開采空間排放瓦斯的煤巖層賦存的瓦斯總

量。瓦斯儲量的大小標志著礦井瓦斯資源的多寡，同時亦是衡量有無開發(fā)利用價值的重

要指標，

礦井瓦斯儲量應(yīng)為礦井可采煤層的瓦斯儲量、受采動影響后能夠向開采空間排放的

不可采煤層及圍巖瓦斯儲量之和。

根據(jù)《煤礦瓦斯抽放規(guī)范》（AQ1027-2006）和《礦井瓦斯抽采工程設(shè)計規(guī)范》

(GB50471-2008)中的計算方法，瓦斯儲量可按下列公式計算:

Wk=%+也+唯

式中：

%?礦井瓦斯儲量，Mm3；

明?可采煤層的瓦斯儲量之和，Mm3；

%=

心?礦井每一個可采煤層的煤炭儲量，Mt；

〃?礦井可采煤層層數(shù)；

%，?每一個可采煤層的瓦斯含量，m7t.

修?可采煤層采動影響范圍內(nèi)的不可采鄰近煤層的瓦斯儲量之和，Mm：'；

%=%居

i=l

兒,?可采煤層采動影響范圍內(nèi)每一個不可采煤層的煤炭儲量，Mto采動影響范圍：

上鄰近層取50m?60m,下鄰近層取20m?30m；

的?可采煤層采動影響范圍內(nèi)每一個不可采鄰近煤層的瓦斯含量，m7t；

〃?礦井不可采煤層層數(shù)；

強?受采動影響的圍巖瓦斯儲量，Mm3；當(dāng)圍巖瓦斯很小時，%=0,若含瓦斯量多時,

可實測或按下式計算：

%=%(%+%)

A?圍巖瓦斯儲量系數(shù)，取K=0.1；

煤層原始瓦斯含量根據(jù)表6-1-1取可采煤層平均值4.50m7to

本礦煤層瓦斯儲量計算結(jié)果見表6-l-3o

表67-3瓦斯儲量計算結(jié)果表

瓦斯含量煤炭地質(zhì)儲量瓦斯儲量合計瓦斯儲量

煤層333

(m/t)(Mt)(Mm)(Mm)

34.5052.89238.01

44.50766.863450.874666.43

不可采鄰近層按可采煤層瓦斯儲量的15%計算553.33

圍巖圍巖瓦斯含量系數(shù)取10%424.22|

由表6-1-3可以看出，胡家河礦井瓦斯資源儲量Wk為4666.43Mm\瓦斯資源較為豐

S。

(二)瓦斯可抽量

礦井可抽放量是指在既定的開采技術(shù)條件下，按照目前的抽放技術(shù)水平所能抽出的

最大瓦斯量。它反映著礦井瓦斯資源的開發(fā)程度，與其抽放工藝技術(shù)和抽放能力密切相

關(guān)。

根據(jù)《礦井瓦斯抽采工程設(shè)計規(guī)范》(GB50471-2008)中的規(guī)定，可抽瓦斯量可以

按下列公式計算。

W(=Wk?K-

K=K)?K2?K:i

Ki=K,(M-H)/M,

式中：

3

W(——可抽瓦斯量(Mm)；

K------可抽系數(shù)；

K.——瓦斯涌出程度系數(shù)；

K?——負壓抽采時的抽采作用系數(shù)，取1.3；

K：t——礦井瓦斯抽采率(%)

根據(jù)《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026-2006)和《煤礦瓦斯抽采達標暫行規(guī)定》

(安監(jiān)總煤裝［2011H63號)要求，礦井絕對瓦斯涌出量在80?160m：'/min時，則礦井

的瓦斯抽采率不應(yīng)小于45虬本礦井瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果，礦井最大絕對瓦斯涌出量為

153.48m：7min,所以礦井的瓦斯抽采率應(yīng)大于45%?結(jié)合本礦井抽采方法及抽采規(guī)模確

定本礦井抽采率K3=51%O

K4——煤層瓦斯排放率；

My——煤層原始瓦斯含量(n?/t)；

M.——運到地面煤的殘余瓦斯含量(m7t)o

根據(jù)以上公式，胡家河礦井瓦斯可抽瓦斯量計算過程中涉及的參數(shù)及計算結(jié)果見表

6-l-4o

表6-1-4參數(shù)選取及可抽量計算結(jié)果匯總表

煤層各參數(shù)的選取瓦斯儲量可抽瓦斯量

33

K,及KK(Mm)(Mm)

K3(

3、4號

0.521.300.510.800.344666.431598.69

由表6T-4可以看出，胡家河煤礦瓦斯可抽量約為1598.69Mm:可抽瓦斯資源比較

豐富。

第二節(jié)礦井通風(fēng)

一、通風(fēng)方式及通風(fēng)系統(tǒng)

本礦井生產(chǎn)能力為5.OMt/a,設(shè)計在4煤布置一個綜采放頂煤工作面并配備一個綜

掘工作面、兩個掘錨工作面和一個炮掘工作面達到礦井設(shè)計生產(chǎn)能力。根據(jù)井田開拓部

署，設(shè)計確定礦井移交投產(chǎn)時期采用分區(qū)式通風(fēng)方式，抽出式通風(fēng)方法。由主立井、副

立井進風(fēng)，回風(fēng)立井回風(fēng)。

二、井筒數(shù)目及位置、服務(wù)范圍及時間

初期共有三條井筒，即主立井、副立井、回風(fēng)立井，均位于涇河西岸冉店鄉(xiāng)以東上

河村工業(yè)場地內(nèi)。主立井、副立井、回風(fēng)立井服務(wù)于全礦井。其中主、副立井為礦井的

進風(fēng)井，井口設(shè)置在粉塵、有害和高溫氣體不能侵入的地方；主立井主要用于煤炭提升;

副立井主要用于人員、材料、設(shè)備提升兼作進安全出口；本礦井為高瓦斯礦井，需設(shè)專

用回風(fēng)井，設(shè)計回風(fēng)立井為本礦井專用回風(fēng)井，用于回風(fēng)和安全出口，回風(fēng)立井井口安

設(shè)防爆門。后期增設(shè)一條進風(fēng)立井和兩條回風(fēng)立井(專用回風(fēng)井)。

初期回風(fēng)立井主要服務(wù)401和402盤區(qū)，401盤區(qū)和402盤區(qū)不同時回采，保證分

區(qū)通風(fēng)；后期因通風(fēng)距和安全出口距離加長，設(shè)計增設(shè)一號進風(fēng)立井、一號回風(fēng)立井

和二號回風(fēng)立井。一號進風(fēng)立井同主立井、副立井同時進風(fēng)滿足后期進風(fēng)需要。一號

回風(fēng)立井分別在回采403、404、405和406盤區(qū)時擔(dān)任各采區(qū)的回風(fēng)任務(wù)；二號回風(fēng)立

井分別在回采301、302和303盤區(qū)時擔(dān)任各采區(qū)的回風(fēng)任務(wù)。當(dāng)回采井田東北部資源

時，由于3號煤層較薄，單個回采工作面無法達產(chǎn)，故需在3號煤層和4號煤層各布置

一個工作面，及兩個盤區(qū)同時生產(chǎn)，此時需將一號進風(fēng)立井、一號回風(fēng)立井和二號回

風(fēng)立井全部施工完成，保證每個盤區(qū)采用分區(qū)通風(fēng)方式。并視實際情況變化適時增設(shè)

回(進)風(fēng)井筒，保證礦井安全。

礦井容易時期分別在401采區(qū)西部布置一個綜采工作面和一個接續(xù)綜采工作面，同

時配備一個綜掘工作面、兩個掘錨工作面和一個炮掘工作面。礦井困難時期分別在401

采區(qū)東部布置一個綜采工作面和一個接續(xù)綜采工作面，同時配備一個綜掘工作面、兩

個掘錨工作面和一個炮掘工作面，困難時期距投產(chǎn)年約11a和21a。

三、礦井通風(fēng)風(fēng)量

本礦井井下布置一個綜采放頂煤工作面并配備一個綜掘工作面、兩個掘錨工作面

和一個炮掘工作面。

本礦井為高瓦斯礦井。根據(jù)現(xiàn)行《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定，設(shè)計分別按井下同時工

作的最多人數(shù)和按采煤、掘進、洞室及其它地點實際需風(fēng)量的總和進行風(fēng)量計算，并

取其中的最大值。

(~)按井下同時工作的最多人數(shù)計算

Q=4XNXK

=4X144X1.25

=720m3/min=12.0m3/s

式中：

Q---礦井總風(fēng)量，m7min；

4——每人每分鐘供風(fēng)標準，m7min?人；

N——最大班下井人數(shù)，人；

K——礦井通風(fēng)系數(shù)，取1.25。

(-)按照井下采煤、掘進、胴室和其它工作地點實際需風(fēng)量總和計算礦井總風(fēng)量。

Q?—(SQ栗+￡Q掘+ZQ52Q其它),K礦通

式中:

EQ采一采煤工作面實際需要風(fēng)量的總和，m7s；

EQ出一掘進工作面實際需要風(fēng)量的總和，m7s；

EQ硼一獨立通風(fēng)嗣室實際需要風(fēng)量的總和，m7s；

EQ此一礦井除了采煤、掘進、胴室地點外的其它井巷需要進行通風(fēng)的風(fēng)量總和，

m3/s；

1.采煤工作面需風(fēng)量計算

(1)按瓦斯涌出量計算

Q乘=100Xq絕X(=100X0.12X1.3^15.6m3/s

式中：

q絕---采煤工作面絕對瓦斯涌出量，m7min；

因本礦井回采工作面設(shè)計了采前預(yù)抽(設(shè)計抽放率38%,計算工作面瓦斯抽采量預(yù)

計為21.33m3/min)、邊采邊抽(設(shè)計抽放率30%,計算瓦斯抽放量為6.40m：'/min)、鄰近

層采空區(qū)抽放(設(shè)計抽放率60%計算抽放量為22.81m3/min)的綜合抽放系統(tǒng)，合計抽

放量為50.54mVmin,預(yù)測結(jié)果為工作面最大絕對涌出量為57.64m7mino預(yù)計采取抽

放措施后工作面瓦斯涌出量為：

q絕=57.64mVmin_50.54mVmin^O.12m7so

K..——工作面瓦斯涌出不均勻系數(shù)；

(2)按工作面適宜溫度計算

Q?=VCXSCXK,=2.0X12.8X1.4P35.84m7s

式中：

V..——采煤工作面適宜風(fēng)速，2.0m/s；

2

Se——回采工作面平均有效斷面，Sc=25.6X0.5=12.8m

K,——工作面長度系數(shù)1.4。

(3)按工作人員數(shù)量計算

Q栗=4nc=4X27=108m7min=l.8m3/s

根據(jù)以上(1)、(2)、(3)計算結(jié)果，考慮風(fēng)量取最大值原則，綜采工作面風(fēng)

量取36.0m7so

(4)按風(fēng)速驗算

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》(2011版)的規(guī)定，綜采工作面的最低風(fēng)速不得小于0.25m/s。最大

風(fēng)速不得大于4m/s,據(jù)此計算，綜采工作面風(fēng)量滿足：150m/min〈2280m/min/W2400m/min的

要求。

同時，綜采工作面設(shè)計斷面積25.6m?,有效過風(fēng)斷面積按照設(shè)計斷面積的70%計算

為17.92m?,綜采工作面風(fēng)量取36.(W/s時,綜采工作面風(fēng)速為2.00m/s,介于[0.25,2]

之間，滿足要求。

2.接續(xù)采煤工作面風(fēng)量計算

接續(xù)工作面風(fēng)量按生產(chǎn)工作面風(fēng)量的50%考慮，Q來備=Q^X50%=18.0m7s

3.綜掘工作面風(fēng)量計算

(1)按瓦斯涌出量計算

Qs=100XqsXKd=100X0.120X1.2=14.4m7s

式中：

q絕——綜掘工作面絕對瓦斯涌出量為，m7min；

本礦井掘進工作面設(shè)計有邊掘邊抽系統(tǒng)，設(shè)計抽放率30%,計算邊掘邊抽工作面瓦

斯抽放量為3.09m3/min。預(yù)測綜掘工作面瓦斯涌出量為10.3n?/min。故采取抽放措施后

掘進過程中瓦斯涌出量為：

:i:,

q絕=10.3m/min—3.09m/min=0.120m7so

Kd——掘進工作面瓦斯涌出不均勻系數(shù)，取1.2。

(2)按局扇吸風(fēng)量計算

Qs?=QsX1+60X0.25S

式中：

Q隔一掘進工作面局部通風(fēng)機選FBDNo8.2/90型，額定風(fēng)量380?680m^/min,共兩

臺；各取500.Onf/min。

1一掘進工作面同時運轉(zhuǎn)的局部通風(fēng)機臺數(shù)；

S一掘進工作面斷面積，m2,取20.0。

Q制=500X2+60X0.25X20.0

=1300m:i/min=21.7m：i/s

設(shè)計綜掘工作面配風(fēng)量取為22m7s。

4.掘錨工作面風(fēng)量計算

(1)按瓦斯涌出量計算

Q100Xq^XKd=100X0.178X1.2=21.36m7s

式中：

本礦井掘進工作面設(shè)計有邊掘邊抽系統(tǒng)(設(shè)計抽放率30%),計算邊掘邊抽工作面

瓦斯抽放量為4.57m3/min。預(yù)測掘錨工作面瓦斯涌出量為15.23m7min。故采取抽放措

施后掘進過程中瓦斯涌出量為：

4絕=15.23m7min—4.57m3/min=0.178m7so

Kd——掘進工作面瓦斯涌出不均勻系數(shù)，取1.2。

(2)按局扇吸風(fēng)量計算

Qfeisi=Q網(wǎng)X1+60X0.25S

式中：

Q.一掘進工作面局部通風(fēng)機選FBDNo8.2/90型,額定風(fēng)量380~680m7min,共兩

臺；各取500.0m：'/min。

1一掘進工作面同時運轉(zhuǎn)的局部通風(fēng)機臺數(shù)；

S一掘進工作面斷面積，取20.0。

Q掘錨=500X2+60X0.25X20.0

=1300m3/min=21.7m3/s

設(shè)計掘錨工作面局扇配風(fēng)量取為22m7so

5.炮掘工作面風(fēng)量計算

(1)按瓦斯涌出量計算

由于炮掘工作面主要掘工作面高位瓦斯抽放巷，為巖巷，設(shè)計按無瓦斯涌出量計

算。

(2)按局扇吸風(fēng)量計算

QJH^QMX1+60X0.15S

式中：

Q%—掘進工作面局部通風(fēng)機選FBDN&5.6/22型，額定風(fēng)量191?345m'/min,共兩

臺；各取240.On?/min。

1一掘進工作面同時運轉(zhuǎn)的局部通風(fēng)機臺數(shù)；

S一掘進工作面斷面積，m2,取6.0。

0^=240X2+60X0.15X6.0

=534m*/min=8.9m3/s

(3)按炸藥使用量計算

_/xb

Q炮《i=-----

txc

式中，

Qia?一炮掘工作面實際需風(fēng)量，m'/s；

A』一掘進面一次爆破所用的最大炸藥量，18kg,

b—每公斤炸藥爆破后生成的當(dāng)量C0的量，根據(jù)炸藥有毒氣體國家標準，取b=

0.lm7Kg；

t一通風(fēng)時間，一般不少于20min,取25min；

c一爆破通風(fēng)后，允許工人進入工作面工作的CO濃度，一般取C=0.02%；

貝UQ也解="Xb=-比二型_.=360m*/min=6.Om3/s。

txc25x0.02%

炮掘工作面配風(fēng)量取為9m7so

￡Q揣進=22X3+9=75m：i/s

4.井下獨立胴室風(fēng)量

盤區(qū)一號變電所4m3/s

盤區(qū)二號變電所4m7s

蓄電池機車修理間及充電洞室4m7s

爆破材料發(fā)放銅室4m7s

爆破材料發(fā)放洞室設(shè)計總?cè)莘e約250m3,配風(fēng)量應(yīng)大于250m3X4=1000nf/h=

0.28mVs,符合《安全規(guī)程》。同時，按照風(fēng)速驗證時，爆破材料發(fā)放胴室有效過風(fēng)斷

面為3.7m:配風(fēng)量為4m7s,則風(fēng)速為1.08m/s,滿足要求。

￡Q砒堂=4X4=16m7s

5.稀釋無軌膠輪車尾氣需風(fēng)量

依據(jù)《煤礦用防爆柴油機無軌膠輪車安全使用規(guī)范》AQ1064-2008規(guī)定，行駛車輛的

巷道，應(yīng)按同時運行的最多車輛數(shù)增加巷道配風(fēng)量，配風(fēng)量不應(yīng)小于4m7min?kW。同時

按井下正常生產(chǎn)時或工作面搬家時井下同時運行的膠輪車的臺數(shù)計算膠輪車需風(fēng)量。

(1)井下正常生產(chǎn)時

有5臺自卸式防爆膠輪車(75kW)、3臺防爆運人膠輪車(50kW)及4臺平板式

無軌膠輪材料車(50kW)和2臺防爆裝載機(50kW)同時工作：

ZQ機車=(5X75kW+3X50kW+4X50kW+2X50kW)X4m7min?kW

=3300m7min=55m3/s

(2)當(dāng)工作面搬家時

4臺自卸式防爆膠輪車(75kW)、1臺防爆運人膠輪車(50kW)及3臺平板式無軌膠輪

材料車(50kW)、2臺防爆裝載機(50kW),2臺支架拖車(171.5kW)和1臺支架鏟車(195kW)

同時工作：

SQ機車=(4X75kW+lX50kW+3X50kW+2X50kW+2X171.5kW+lX195kW)X

4m7min?kW=4552m7min=75.9m3/s

根據(jù)上述計算結(jié)果，考慮到為使井下具有良好的工作環(huán)境，稀釋無軌膠輪車(柴油

機車)廢氣需風(fēng)量取工Q機車=80n?/so

7.井下其它風(fēng)量

Qi陀=(2Q米+zQ備+zQ郵+zQ時+zQ股輪)x5%

=(36+18+75+16+80)X5%=11.3m3/s取12m7s

Q=(ZQ乘+2Q掘+￡Q砒+Q找它)K礦通

式中：

Q——礦井總風(fēng)量，m7s；

2Q米——采煤工作面用風(fēng)量之和，m7s；

2Q掘——掘進工作面用風(fēng)量之和，m7s；

2Q耐——獨立通風(fēng)的胴室用風(fēng)量之和，m7s；

ZQ股輪其它用風(fēng)量，m*/s；

8.礦井總風(fēng)量確定

經(jīng)過上述計算，礦井風(fēng)量應(yīng)按井下采煤、掘進、碉室及其它地點實際需要風(fēng)量計

算，礦井總風(fēng)量：

Qr=(36+18+75+16+80+12)XK=(36+18+75+16+80+12)X

1.25=296.25m7s

K,?通——礦井通風(fēng)系數(shù)，取1.25。

綜上所述，取Q『=300.0m；7s。

礦井風(fēng)量分配表見表6-2-E

表6-2-1礦井風(fēng)量分配表

配風(fēng)量

用風(fēng)類別用風(fēng)地點

(m3/s)

采煤工作面36

工作面外圈風(fēng)量9

采煤

接續(xù)采煤工作面18

小計63

綜掘工作面(2個)22X2

掘錨工作面22

掘進

炮掘工作面9

小計75

盤區(qū)一號變電所4

盤區(qū)二號變電所4

蓄電池機車修理間及充電嗣室4

碉室

爆破材料發(fā)放碉室4

無軌膠輪車修理及加油硒室4

小計20

稀釋無軌膠輪車68

尾氣需風(fēng)量小計68

12

其他

小計12

通風(fēng)系數(shù)1.25

合計300

9.井下主要巷道斷面通風(fēng)驗算

經(jīng)驗算，巷道斷面能夠滿足礦井通風(fēng)的要求。

井下主要巷道允許進、回風(fēng)量見表6-2-2。

表6-2-2巷道允許進、回風(fēng)量一覽表

巷道凈巷道有效最高最大

巷道名稱斷面積斷面積風(fēng)速風(fēng)量

(m2)(m2)(m/s)(m3/s)

主立井33.219.96119.4

井筒(進風(fēng))副立井56.836.98295.2

合計414.6

中央一號輔助運輸大巷20.119.16114.6

中央二號輔助運輸大巷20.119.16114.6

大巷(進風(fēng))

中央帶式輸送機大巷20.117.16102.6

合計331.8

井筒(回風(fēng))回風(fēng)立井38.534.715520.5

中央一號回風(fēng)大巷26.125.16150.6

大巷(回風(fēng))中央二號回風(fēng)大巷26.125.16150.6

合計301.2

四、通風(fēng)負壓及等積孔計算

(~)礦井自然風(fēng)壓

根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》第7.1.7條規(guī)定“進、出風(fēng)井井口標高差在150m以上,

或進、出風(fēng)井井口標高相同但井深大于400nl以上時，宜計算礦井的自然風(fēng)壓二

本礦井井筒深度為531m,大于400m。根據(jù)設(shè)計規(guī)范要求，設(shè)計考慮到自然風(fēng)壓在夏

季有礙于礦井通風(fēng)，增加了通風(fēng)難度，冬季有利于礦井通風(fēng)。對自然風(fēng)壓進行了計算，過

程如下：按照“科馬洛夫”公式計算自然風(fēng)壓；

H

PoxH/\1、八-----、

IHT產(chǎn)一y-—)g(l+10000)

式中：

Po----地面井口大氣壓力，Pa；

H——礦井開采深度，m；

T1——進風(fēng)側(cè)平均溫度，K；

T2——回風(fēng)側(cè)平均溫度，K；

R——礦井空氣常數(shù)，287J/(kg?k)；

1.夏季自然風(fēng)壓的計算

h」」」)g(l+2

)

RJT210000

91405.431x531x9^(11)x(i+^2L)

287273+29.5273+2510000

^-STPa

式中:

Po——地面井口大氣壓，91405.431Pa；采用線性內(nèi)插法求得。

R——常數(shù)，287J/(Kg?K)；

T,——進風(fēng)側(cè)平均溫度，取273+29.5K；

回風(fēng)側(cè)平均溫度，取273+25K；

H——礦井開采深度，取531m。

2.冬季自然風(fēng)壓的計算

型(l-±)g(1+^)

RT,r210000

1531

2405.433x9.8x(二)x(i+^±;_)

287273+2273+1010000

七+179Pa

式中：

Po——地面井口大氣壓，91405.431Pa；采用線性內(nèi)插法求得。

R——常數(shù)，287J/(Kg?K)；

T.——進風(fēng)側(cè)平均溫度，取273+2K；

T?——回風(fēng)側(cè)平均溫度，取273+10K；

H——礦井開采深度，取531m。

(-)礦井負壓及等積孔計算

礦井通風(fēng)設(shè)計負壓計算應(yīng)考慮自然風(fēng)壓對礦井機械通風(fēng)的影響；自然風(fēng)壓對通風(fēng)的

影響，有兩種情況；一是在夏季時地面氣溫比較高對礦井通風(fēng)有阻礙作用，二是在冬季

地面氣溫比較低則對礦井通風(fēng)有促進作用。因此，考慮自然風(fēng)壓作用，計算礦井負壓。

容易時期回風(fēng)立井負壓P=H4.3X9,8X1.1-179=1053.OPa

等積孔：人容=1/*"=11.01112,礦井等積孔大于2m2,礦井通風(fēng)容易；

V1053

結(jié)合自然風(fēng)壓則礦井困難時期負壓為：

困難時期回風(fēng)立井負壓P=264.7X9.8X1.1+87=2940.OPa

等積孔：A難=L1上!”=6.58m2,礦井等積孔大于2m礦井通風(fēng)容易。

V2940

礦井通風(fēng)容易時期示意圖見圖6-2-1；礦井通風(fēng)困難時期示意圖見圖6-2-2o

根據(jù)盤區(qū)和工作面接續(xù)計劃，利用計算機通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)解算軟件，分別計算礦井容易時

期和困難時期各類巷道的風(fēng)量及負壓。局部通風(fēng)阻力按礦井負壓的10%計算，通風(fēng)容易

時期網(wǎng)絡(luò)原始數(shù)據(jù)及計算結(jié)果分別見表6-2-3、表6-2-4,通風(fēng)困難時期網(wǎng)絡(luò)原始數(shù)據(jù)

及計算結(jié)果分別見表6-2-5、表6-2-6。風(fēng)量、負壓及等積孔見表6-2-7。

圖6-2-1礦井通風(fēng)容易時期示意圖

圖6-2-2礦井通風(fēng)困難時期示意圖

胡家河礦井及選煤廠初步設(shè)計(修改)第k清礦井通風(fēng)與安全

表6-2-3容易時期通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)原始數(shù)據(jù)

巷道支護始節(jié)末節(jié)摩擦阻力系數(shù)周長長度斷面積有效斷面固定

名稱巷道類型

編號方式點號點號(Kgs2/m4)(m)(m)(m2)系數(shù)風(fēng)量

1主立井砌他1860.00520.443733.20.75一般巷道

2主立井砌磴8620.00520.44033.20.75一般巷道

3聯(lián)絡(luò)通道錨噴8640.001217.24517.30.85一般巷道

4主立井砌詭230.0052().45633.20.75一般巷道

5機頭胴空錨噴450.000817.510020.10.95一般巷道

6中央帶式輸送機大巷錨噴670.001317.5511.220.10.85一般巷道

7中央帶式輸送機大巷錨噴780.001317.531.120.10.85一般巷道

8中央帶式輸送機大巷錨噴10110.001317.5160.920.10.85一般巷道

9中央帶式輸送機大巷錨噴11120.001317.597020.10.85一般巷道

10中央帶式輸送機大巷錨噴1213