《矿井通风与安全毕业论文》需打印.doc

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1、前 言矿井通风指借助于机械或自然风压，向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气，供给人员呼吸，降低井下工作面的温度，稀释并排出各种粉尘及有毒有害气体，创造良好的气候条件，为井下作业人员提供安全舒适的工作环境。随着浅部矿产资源的日渐枯竭，矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势。随着开采深度的增加，矿井必将出现岩温增高、风路延长、阻力增大、风流压缩放热、风量调节困难、漏风突出、有毒有害物质和热湿排除受阻等问题。因此，矿井通风与安全的意义将更加重大。80年代以来，随着煤矿机械化水平的提高，采煤方法和巷道布置及支护的改革，电子和计算机技术的发展，我国矿井通风技术有了长足的进步。通风管理日益规范化、系列化、制度

2、化，通风新技术和新装备越来越多地投入应用，以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施，使矿井通风更好地为高产、高效、安全的集约化生产提高安全保障。近年来，为适应综合机械化采煤的要求，原煤炭工业部在总结建设经验、借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了关于改革矿井开拓部署的若干技术规定，作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。为适应生产集中化，开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况，以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想，对数百座国有煤矿进行通风系统优化改造，配合一批有条件的生产矿井通过合并井田、扩大开采范围、增加储量进行改扩建的任务。目

3、录第一章 矿井基本概况1第一节 井田境界及资源/储量1第二节 矿井设计生产能力及服务年限3第二章 矿井通风与安全5第一节 矿井通风条件概况5第二节 矿井通风概况5第三章 通风管理及安全措施13第一节 矿井通风管理13第二节 风机设备选型及管理14第三节 矿井通风安全措施16第四章 顶板管理18第一节 工作面顶板分析18 第二节 支护方式的选择18 第三节 顶板管理安全措施19第五章 煤尘防治20第一节 开采煤层的煤尘爆炸危险性20第二节 各种防尘措施21第六章 防灭火管理22 第一节 基本措施22 第二节 黄泥灌浆系统22 第七章 水害防治23 第一节 水文地质条件分析23 第二节 工作面探放

4、水及防水害措施24 参考文献摘 要随着煤矿工业的发展，安全生产已经成为其中重要的部分。为确保煤矿的安全生产，对煤矿的安全设计十分重要。根据北岭煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对北岭煤矿进行了安全设计。设计针对煤矿常见的安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。根据北岭煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计。针对北岭煤矿的粉尘灾害，从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。对于瓦斯灾害防治，设计采

5、取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。在火灾防治方面，分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。通过对北岭煤矿水文地质资料的分析，设计了相应的水灾防治安全措施。同时建立一套完善的安全监测与监控体系，对各种灾害形式进行严密的监控，在灾害发生前将事故处理，确保生产能够安全高效的进行，同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。同时还设计了顶板灾害、电气事故灾害等的安全措施。关键词: 安全条件 通风 粉尘防治 瓦斯 防灭火 顶板矿井通风与安全第一章 矿井基本概况 第一节 井田境界及资源/储量一、井田境界山西中煤平朔北岭煤业有限公司井田位于平鲁区（井坪镇）N85E，直距约13km，即榆林乡北

6、岭村西km 处。地理坐标为东经11223451122509；北纬393145393227。全井田面积为2.0168km2，采矿许可证证号为C1400002010051220066630，批准开采号煤层，井田范围由以8个拐点坐标连线圈定见表1-1-1。表1-1-1 井田拐点坐标表拐点1954年北京坐标系1980年西安坐标系XYXY1.4379560196200004379513.0719619929.192.4379560196220004379513.0719621929.213.4378300196220004378253.0519621929.214.4378300196210004378

7、253.0619620929.205.4378624196205924378577.0619620521.206.4378477196204744378430.0619620403.197.4378573196203604378526.0619620289.198.4378756196205084378709.0619620437.20井田为一“梯形”形状，位于宁武煤田西北部东露天煤矿井田范围内，东西长2km，南北宽1.26km，井田面积为2.0168km2。二、资源/储量1资源/储量估算范围本次资源/储量估算范围，以山西省国土资源厅批准的矿区范围拐点坐标连线圈定，总面积为2.0168km2。

8、4 号煤层为批采煤层，估算范围为剔除采空区范围的面积。另外井田范围内西北角断层下降盘为弧立块段，对于设计和生产实际意义不大，而且勘查程度较低，本次也作了估算。2资源/储量估算结果经估算，井田内批准的4 号煤层，保有资源/储量总计为24.59Mt，其中探明的经济基础储量(111b)为23.83Mt，推断的内蕴经济资源量(333)为0.76Mt，111b和111b+122b 分别占总资源/储量的96.91%和96.91%，3设计可采储量（1）矿井工业资源/储量=111b+122b+333k式中：K可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征，K值取0.9。（2）矿井设计资源/储量计算矿井

9、设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构)筑物、村庄、断层煤柱、采空区煤柱、河流煤柱、铁路煤柱等永久性煤柱损失。（3）矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算：Zk=(Zs-P)C式中：Zk矿井设计可采储量，kt；Zs矿井设计资源/储量，kt；P 开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有：工业场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。C采区回采率，根据煤炭工业矿井设计规范，4号煤层取75%。工业场地、地面村庄、已有的建(构)筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的围护带宽度而圈定，井下各可采煤层的保护煤柱范围计算方法

10、为：松散层及基岩厚度参照邻近钻孔资料及实际揭露的资料而确定，松散层地层移动角取45，基岩地层移动角走向取75，上山取75，下山取75-0.6。其它保护煤柱留设参数如下：井田境界20.0m，开拓大巷两侧各留设40m，采区边界两侧各留设5.0m，断距超过15m的断层留设30m的保护煤柱。巷道煤柱按以下公式计算：式中：S巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，4号煤层为150m；M煤层厚度，m，取4号煤层为10.01m；f煤的强度系数，取2.5。4号煤层巷道保护煤柱为22.6m，大巷之间设计留设煤柱为24m，巷道两侧为40m，满足要求。经计算，矿井工业资源/储量为24.514Mt，设计资源/储

11、量为20.537Mt，设计可采资源/储量为11.705Mt。详见表1-1-2。表1-1-2 矿井设计资源/储量计算表 单位：Mt煤层编号矿井工业资源/储量永久煤柱损失矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱损失开采损失设计可采储量井田边界村庄、断层采空区合计工业场地主要井巷合计424.5141.9170.3301.7303.97720.5370.3504.5814.9313.90111.705合计24.5141.9170.3301.7303.97720.5370.3504.5814.9313.90111.705其中：一采区设计资源/储量：13.598Mt，设计可采储量9.171 Mt，服务年限

12、7.28a； 二采区设计资源/储量：6.939Mt，设计可采储量2.534Mt，服务年限2.01a。 第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，每天四班作业(其中三班生产，一班准备)每天净提升时间16h。二、矿井设计生产能力及服务年限根据设计委托要求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a，其理由如下：（1）根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，晋煤重组办发2009132号“关于山西朔州平鲁区兰花永胜煤业有限公司等三处煤矿企业兼并重组整合方案的批复”，中煤平朔北岭煤业有限公司为单独保留矿井，批准

13、开采煤层4号煤层，生产能力为0.9Mt/a，因此确定本矿整合后能力为900kt/a，是有政策依据的。（2）井田内煤层储量较丰富，全井田设计可采储量11.705Mt，矿井服务年限9.29a，单从资源量来讲，生产能力不宜过大。（3）从工作面装备水平来看，井型为0.9Mt/a时，只需装备一个综合机械化放顶煤工作面，管理方便。（4）井田地质构造简单，水文地质条件中等，煤层倾角平缓，开采技术条件较好，适合机械化开采。（5）从市场需求因素看，本矿井4号煤为低灰-高灰、特低硫、低热值-高热值的长焰煤（42）、弱粘煤（32），为动力用煤和气化用煤。完全可以满足各大电厂的需求，向平铁二站、木瓜界煤站及神头一、二

14、电厂供煤，具有得天独厚的区域优势和资源优势，市场条件是非常有利的，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。 （6）从运输条件来看，矿井原煤外运依托汽车运输，可以满足矿井0.9Mt/a生产能力，井型不宜过大，因此，目前井型确定为0.9Mt/a较为合理。综上所述，矿井设计生产能力确定为0.9Mt/a。三、同时生产的水平数目的确定尽管本井田主要可采为4、6、8、9、11号共5层煤层，但兼并重组批复文件和新换发的采矿许可证均只批准开采4号煤层，因此设计考虑采用单水平开拓开采，即设+1165m一个水平开采全井田4号煤层。水平服务年限为9.29a。四、矿井及水平服务年限的

15、计算矿井及水平服务年限均按下式计算：T=Z/(AK)式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，Mt；A设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取1.4。则：矿井服务年限T=11.705/（0.91.4）9.29a第二章 矿井通风与安全第一节 矿井通风条件概况一、瓦斯根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发2010176 号文“关于朔州市2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对山西朔州新都煤业有限公司（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，

16、相对涌出量1.80m3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。第二节 矿井通风概况一、通风方式及通风系统依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。在已有的工业场地新布置副斜井，将原副斜井刷扩改造为回风斜井担负全矿井回风任务并兼做安全出口。其中主斜井、副斜井进风，回风斜井（原副斜井刷扩）回风。刷扩改造后的回风斜井服务范围为

17、全井田。二、掘进通风和硐室通风矿井达到设计生产能力时，共配备2个综掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。井下主变电所、主排水泵房、等候硐室及医务室、采区变电所等硐室采用独立通风。消防材料库等硐室利用主通风机负压通风。三、矿井风排瓦斯量预测根据瓦斯鉴定资料，2009年、2008年矿井瓦斯涌出量如下：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，相对涌出量1.80m3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.

18、75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。设计采用2008年瓦斯用量作为设计依据，即矿井相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，则矿井达到设计0.9Mt/a规模时，矿井绝对瓦斯涌出量为 q绝=1.849000003302460=3.49m3/min；矿井二氧化碳绝对涌出量为4.75m3/min。根据本矿以往生产经验，回采工作面（含本煤层、邻近层、采空区等）瓦斯涌出量约占矿井瓦斯涌出量的70%，掘进工作面瓦斯涌出量约占20%，采空区（已采工作面）及其它地点瓦斯涌出量约占10%。综上可知，回采工作面瓦斯涌出量为：q采=3.4970%=2.45m3/m

19、in掘进工作面瓦斯涌出量为：q掘=3.4920%=0.70m3/min采空区及其它地点瓦斯涌出量为：q其它=3.4910%=0.34m3/min。综上可知，矿井为低瓦斯矿井，本次通风设计根据矿井瓦斯鉴定资料中相对瓦斯涌出量进行预测计算。四、矿井通风 (一) 矿井总风量计算根据煤矿安全规程第一百零三条规定，矿井总进风量按如下要求分别计算，并选取其中的最大值：1.按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4NK矿通式中：N井下同时工作的最多人数，160人；K矿通矿井通风系数，取1.20；则：Q矿进=41601.20=768m3/min=12.8m3/s2按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要风量的总和

20、计算根据国家安全生产监督管理总局颁布的煤矿通风能力核定标准（AQ1056-2008）“矿井需要风量计算方法按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。”其计算公式如下：式中：矿井需要风量, m3/min；采煤工作面实际需要风量，m3/min；掘进工作面实际需要风量，m3/min；硐室实际需要风量，m3/min；备用工作面实际需要风量，m3/min；其他用风巷道实际需要风量，m3/min；矿井通风需风系数(抽出式取1.15-1.20，压入式取1.25-1.30)，北岭矿为低瓦斯矿井，采用抽出式通风方式因此

21、取=1.15。（1）采煤工作面实际需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。a按气象条件计算式中:采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度小于20取为=1.0m/s；采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，=14.70m2；采煤工作面采高调整系数，工作面采高为3.0m，取=1.2；采煤工作面长度调整系数，工作面长度为180m，取=1.2；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。带入各参数计算得=6070%14.71.21.2=889m3/min=

22、14.82m3/s。b按照瓦斯涌出量计算式中：采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，=2.45m3/min；采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，=1.25；100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。则=1002.451.25=306m3/min=5.10m3/s。c按照二氧化碳涌出量计算式中：采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；=2.51(9000003302460)=4.75m3/min采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；67按采煤工作面回风流中二氧

23、化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。根据矿井瓦斯鉴定资料，矿井达到设计0.9Mt/a生产能力时CO2绝对涌出量为4.75m3/min，相对涌出量为2.51m3/t。=674.751.20=570m3/min=9.5m3/s。d按工作面温度计算Qcf60VcScKi式中：Qcf工作面需风量，m3/min；Vc工作面适宜风速，依据煤矿通风能力核定办法回采工作面温度与风速的对应关系取1.5m/s；Sc回采工作面平均有效断面，工作面取10.29m2；Ki工作面长度系数，取1.2。Qcf601.510.291.21111.32m3/min18.52m3/s。e按炸药使用量计算采煤工作面不使用炸药，因此无

24、需进行此项计算。f按工作人员数量验算Qcf4ncf式中：Qcf工作面供风量，m3/min； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； ncf采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班时40人考虑。Qcf440=160m3/min=2.67m3/sg按风速验算公式如下：验算最小风量Qcf600.25Scb=600.2510.92=164m3/min=2.73m3/sScb=lcbhcf70%=10.92m2验算最大风量Qcf604.0Scs=604.09.66=2318m3/min=38.64m3/s式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，10.92m2；lcb采煤工作面最大控顶距，5.2m；

25、hcf采煤工作面实际采高，3.0m；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，9.66m2；lcs采煤工作面最小控顶距，4.6m；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综合机械化采煤工作面，允许的最大风速，m/s。综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定采煤工作面需风量为18.52m3/s。（2）综掘工作面实际需风量的计算A、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q综掘K掘通式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q综掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.70m/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。则Q综掘=1000.701.8=126m3/min=

26、2.10m3/s，B、按局部通风机吸风量计算Q掘QfI+0.25ShdQf掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；综掘面配2台型号FDB No6.3/215局部通风机，额定吸风量：Qf390m3/min6.5m3/s。I掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；0.25为防止局部通风机吸循环风允许的最低风速。Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。 Q综掘=6.51+0.251

27、8.20= 11.05m3/sC、按人数计算Q综掘4Nj式中：4每人每分钟供给的风量不得小于4m3；Nj工作面同时工作的最多人数，综掘面取9人。Q综掘49=36m3/min=0.6m3/sD、按风速进行验算按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25Sj Q掘 4Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。取18.20m2。条件：0.25S掘 Q掘 4.0S掘，m3/s即：0.2518.20 Q综掘 4.018.20满足 Q综掘=4.5572.8m3/s经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合煤矿安全规程的规定风速要求。确定综掘工作面配风量为11.05m3/s，另

28、需要考虑一个停掘不停风工作面的需风量，停掘不停风综掘工作面需风量按11.05 m3/s考虑，则：Q综掘=211.05+11.05=33.15m3/s。（3）硐室实际需要风量主变电所：3m3/s；主水泵房：2m3/s；等候硐室及医务室：3m3/s；采区变电所：2m3/s。则Q硐=2+3+2+3=10 m3/s（4）其他地点用风量回采备用工作面：10m3/s大巷联络巷等地点：15m3/s防爆无轨胶轮车需要风量的计算井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车，为了稀释排放的尾气需要一定的风量，按下式计算所需风量：Qd l=5.44Nd lPd lkd l式中：Qdl该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，

29、m3/min；Ndl该地点地点矿用防爆柴油机车的台数，台；Pdl该地点地点矿用防爆柴油机车的功率，kW；kdl配风系数，该地点使用1 台矿用防爆柴油机车运输时，k 为1.0。该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时k，为0.75。该地点使用3 台及以上矿用防爆柴油机车运输时k，为0.50；5.44每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。无轨胶轮车需风量按照工作面搬家倒面时考虑，矿井井下同时共有2台型号为W8型胶轮车同时工作，胶轮车功率为85kW，另有WC40Y型支架搬运车2台和WC40EJ型铲板式支架搬运车2台，其功率分别为200kW和172kW。因此无轨胶轮车需风量计算如下：Q车=5.448

30、51+5.44850.751+5.44(285+2200+2172)0.5 =5.44（852+2200+2172）0.5=2486.08m3/min=41.43m3/s则Q其它=10+15+41.43=66.43m3/s矿井总风量则：Q矿进=（18.52+33.15+10+66.43）1.15=147.32147m3/s综合以上计算结果，矿井总进风量取150m3/s。矿井总需风量为150m3/s。其中：副斜井进风量为110m3/s，主斜井进风量为40m3/s，回风斜井回风量为150m3/s。（二）风量分配矿井移交生产及达到设计生产能力时，风量分配如见表2-2-1。表2-2-1 矿井通风用风点

31、风量分配表顺序用风地点数量(个)单位配风量(m3/s)总配风量(m3/s)备 注1综采工作面125252顺槽综掘工作面312363主变电所1334主水泵房1335等候硐室及医务室1336采区变电所133小 计：735其 它77其中：备用采煤工作面11015无轨胶轮车5050巷道1212合 计150井下各巷道负风速符合煤矿安全规程要求，4号煤东回风大巷回风量为102m3/s，风速5.83m/s，瓦斯浓度为3.491.1560102=0.066%0.7%，二氧化碳浓度为4.751.1560102=0.089%0.7%均符合要求。(三) 矿井通风负压及等积孔计算1、矿井通风阻力计算选择矿井达到设计产

32、量后，根据回风斜井服务的区域，并考虑风机的合理使用年限，对矿井通风最容易及最困难时期的风阻最大路线进行负压计算，负压计算按下式计算。h= 式中：h矿井通风负压，mmH2O；井巷通风摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷通风线路长度，m；P井巷通风断面周长，m；S井巷通风净断面，m2；Q通过井巷的风量，m3/s；在此基础上再考虑15%的局部阻力，经计算矿井通风容易时期负压为1541Pa(157.73mmH2O)，通风困难时期负压为1959Pa(204.40mmH2O)。矿井通风容易时期回采工作面位于二采区采区北侧首采工作面，矿井困难时期位于一采区405工作面。2、等积孔矿井通风等积孔按下式计算。A=

33、1.19Q h-1/2式中：A矿井通风等积孔，m2；Q矿井总进风量，m3/s；h矿井通风负压，Pa。经计算，矿井通风容易时期等积孔为4.18m2，通风困难时期等积孔为3.71m 2，矿井通风属小阻力矿井，矿井通风属容易矿井。第三章 通风管理及安全措施第一节 矿井通风管理一、回采工作面通风方式及合理性分析矿井目前采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。综放工作面为全负压通风系统，目前采用“一进一回U型”通风方式，回采工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。二、回采工作面的瓦斯涌出量根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发2010176 号文“关于朔州市2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和

34、二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对山西朔州新都煤业有限公司（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，相对涌出量1.80m3/t；2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。第2节 风机设备选型及管理一、通风设备矿井采用机械抽出式通风方式。矿井现有

35、两台FBCDZ-24型矿用防爆对旋通风机，配套2132kW防爆电动机。现有通风设备已不能满足矿井资源整合后的通风需求，设计需重新选择通风设备。一、设计依据矿井回风量： Q=150 m3/s通风容易时期负压：HKmin=1541Pa通风困难时期负压：HKmax =1959 Pa 二、通风设备选型1、风机所需风量及负压的计算风机所需风量： QFKLQK =157.5 m3/s式中：KL 漏风系数，取1.05；风机所必需的负压： HFmin=kmin +H =1841 PaHFmax=kmax +H =2259 Pa式中：h 通风设备阻力损失，取300 Pa2、风机及电动机选择根据前述计算求得的风机

36、所需风量及负压，可选择FBCDZ-8-30B（n=740r/min）型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，来满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要，两台风机，一台工作，一台备用，通风机配套YBP，8极，10kV，2450kW隔爆变频电动机。确定风机工况点：回风井标高： +1260.3 m换算为标况下的性能参数：Q0=QH0=H*00=1.107容易时期：H0=2038 Pa困难时期：H0=2501 Pa管网阻力曲线方程：Hmin=0.0822Q2 ，Hmax=0.1008Q2通风机通过变频器调速运行调节工况点参数见下表：表3-2-1 风机运行工况点参数 风量(m3/s）负压(Pa)效率(%)叶片角

37、（度）年电耗（kW.h103）备注容易时期1582051.08348/405923830.0困难时期1602580.77843/357405193.0电动机功率计算：电动机计算功率 式中： Q 风机工况点风量 (m3/s）；H 风机工况点风压 (Pa）； 风机工况点效率(%)；m 传动效率；取m0.98 K 富余系数；取K1.3通风容易时期： N517.9kW通风困难时期： N702.2kW通风机配套YBP系列，8级，10kV，2450kW隔爆型变频电动机。三、反风方式采用通风机反转反风方式。通风机可以在10min内实现反风，反风量大于正常供风量的40%。符合煤矿安全规程的要求。反风工况点主要

38、参数如下：通风机反风曲线见附图 7-2-3。通风容易时期：Q=96.0m3/s；H=757.2 Pa；=45；=42/34；通风困难时期：Q=96.0m3/s；H=929.1 Pa；=53；=43/35；反风时电动机容量校验：通风容易时期：P=214.5kW2450 kW通风困难时期：P=223.3kW 2450 kW第三节 矿井通风安全措施一、减少工作面漏风措施（1）人、车穿过风门时,严禁同时打开两道风门，防止风流短路，使工作面瓦斯集聚。（2）各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。（3）尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚

39、喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。（4）采煤工作面回采结束后，必须在45d内进行永久性密闭。（5）工作面采空区放顶采取每循环放顶一次，对未能及时垮落的悬顶采取强制放顶，以确保采空区不积存瓦斯。（6）工作面前、后端头采空区采取强制放顶有困难时，及时用沙袋将其充填，确保采空区空间不得超过0.5m3。保证瓦斯不积聚。二、工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施（1）工作面通风设施要有专人管理，保证经常处于良好的状态，并能够正常使用。（2）工作面必须配备专职瓦斯检查员，按照要求对瓦斯进行检查，并分地点挂牌，说明检测的结果和时间。（3）各种防尘、防瓦斯设施必须按照要求配备齐全。（4）个

40、人防护必须严格执行有关规定，工作面及回风流中所有工作人员必须佩戴防尘口罩，否则不得作业。（5）及时排除巷道内的污水和杂物，保证通风系统的正常运行。（6）通风科每旬进行一次测风工作，并将结果通知综采队。（7）任何人都不得以任何理由拆除或破坏通风设施。三、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1矿井通风主要设施主要进、回风巷道之间的联络巷中两道联锁的正向风门和两道反向风门，以免风流短路。沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。在独立通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。2防止漏风和降低风阻的措施回风立井风硐、风

41、道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。各进、回风联络巷中的风门、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。第四节 瓦斯治理一、工作面瓦斯来源分析综放工作面瓦斯主要来源：本煤层及回采期间的临近层、采空区瓦斯涌出。二、工作面瓦斯抽放方式及参数的确定根据现有资料显示，开采4号煤层时，瓦斯涌出量不大，为低瓦斯区域，因此不设瓦斯抽采系统。三、工作面上、下隅角瓦斯管理措施工作面上、下隅角通风形成一个死角，容易发生局部瓦斯积聚现象，所以，必须加强对工作面上隅角的瓦斯管理工作。（1）必

42、须严格瓦斯检查，如发现体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源,进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。（2）如发现上隅角瓦斯积聚,根据实际情况采用风障引导风流法或在回风巷安设抽排风机的办法来解决.采用抽排法处理瓦斯积聚时，安设抽排瓦斯风机2台，一台工作，一台备用，并在风机吸风口安设甲烷传感器及断电仪，保证抽排风机安全运行。第四章 顶板管理第一节 工作面顶板分析4 号煤层直接顶以泥岩、砂质泥岩为主，厚度平均2.10m，顶板泥岩抗压强度6.8MPa，砂泥岩抗压强度26.10MPa，

43、抗拉强度2.72MPa，裂隙比较发育，稳定性较差；老顶为中粗砂岩；底板岩性为泥岩和粉砂岩，局部为砂质泥岩，属中等冒落顶板，因此直接顶能够冒落，在这样顶板条件下顶煤是能放出的。第二节 支护方式的选择（一）端头支护工作面两端头为顶板压力集中区，故工作面输送机机头与胶带顺槽连接处和机尾与辅运顺槽连接处选用ZFT12000/23/37型端头支架各1组（2架一组）共同组成端头支护。（二）超前支护1、支护方式工作面轨道顺槽和胶带顺槽在距工作面煤壁20m范围内必须进行超前维护。采用LDW40单体液压支柱配合型钢梁支护。轨道顺槽采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形梁棚，胶带顺槽采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形梁棚。棚腿选用DZ31.5-25/110Q单体液压支柱，棚距0.6m。在距工作面10m范围内应在每架梁棚梁下增设一根单体支柱，轨道顺槽巷在棚梁正中支设，转载机巷靠转载机一侧支设，且距保险帮或煤帮0.4m以上，构成一梁三腿以加强支护，但必须保证转载机巷有足够的行人通道。两巷铁棚子及梁棚随循环逐架回撤。2、超前支护管理措施（1）两巷超前维护均由检修班专人进行，至少5人协作，严格执行敲帮问顶制度，操作前先处理好顶板活石，额头、滚帮等不安全隐患。（2）作业时，一人负责抱柱子，两人扶持上梁，一人负责送液升柱，另一个观顶