矿井瓦斯防治方案1.doc

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1、目 录目 录 1前 言 2第一章 矿区概述 4第一节 概述 4第二节 开采技术条件 6第二章 矿井开拓开采现状 7第一节 矿井开拓开采概况 7第二节 主要生产系统概况 7第三章 瓦斯防治的必要性和可行性11第四章 瓦斯防治方案12第一节 通风系统防治方案12第二节 防尘供水系统防治方案23第三节 防灭火系统防治方案23第四节 瓦斯抽放防治方案25第五节 其它安全技术措施25第六节 其它相关系统防治方案28第五章 瓦斯防治保障措施30第一节 建立安全技术管理体系31第二节 完善各项管理制度34第三节 加强监督检查35第四节 建立安全隐患处理应急救援机制36第五节 加强日常管理，注重隐患跟踪，全力

2、消除隐患36第六章 预期效果49前 言一、瓦斯防治原因为贯彻落实国家能源局关于印发煤矿企业瓦斯防治能力评估管理办法和基本标准的通知(国能煤炭【2011】414号)精神及要求，桐梓县工业经济和能源局关于转发贵州省煤矿企业瓦斯防治能力评估实施意见(桐工能通【2012】14号)的文件要求，结合我矿的实际情况，特制定本方案。二、指导思想严格遵循国家产业政策和有关规范、规定、规程、标准;牢固树立“以人为本”、“安全发展”理念，严格贯彻“安全第一、预防为主、综合防治”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯防治工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合防治工作

3、体系，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯防治结构，落实瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立健全稳定可靠的矿井通风系统，科学合理的瓦斯抽采体系，有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。三、瓦斯防治基本要求进一步加强一通三防管理，找出矿井通风系统和瓦斯防治工作中存在的主要问题和隐患、制定确实可行的整改措施，建立健全一通三防管理制度，提高安全管理水平，使矿井通风系统合理，稳定、可靠，瓦斯防治工作到位。力求达到生产布局优化、开拓开采正规、

4、系统合理可靠、监测监控有效、现场管理到位，为实现到2013年安全生产状况明显好转的目标奠定坚实基础。四、瓦斯防治基本原则1.严格贯彻落实“安全第一、预防为主、综合防治”的安全生产工作方针，坚持标本兼治，重在治本的原则。2.合理生产布局，确保抽、掘、采关系平衡。3.瓦斯防治能力大于生产能力。4.建立完善可靠的通风系统(通风可靠)确保系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。5.加大瓦斯抽采力度(抽采达标)，实现“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡、效果达标”的要求。6.建立有效的安全监测监控系统(监控有效)，确保装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。7.严格管理(管理到位)，完善制度、落实责任、认真执

5、行、严格监督。8.排除隐患，将事故消灭在萌芽状态之中，杜绝事故的发生。五、瓦斯防治目标1.防范一般瓦斯事故、杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故;2.防范采、掘工作面瓦斯超限;3.建立完善的瓦斯防治系统，最大限度地消除瓦斯危害;4.建立完善的瓦斯监测监控系统，确保监控有效。六、瓦斯防治范围及防治重点我矿现在正进行15万吨技改项目建设，主体工程已完成并取得联合试运转批复。我矿特别是做好通风系统的管理，不同施工阶段必须编制相应的通风技术措施，严防出现通风事故。瓦斯防治是一个系统工程，根据我矿生产现状及各系统实际情况分析，防治方案应以通风系统完善为重点，进一步完善安全监测监控、瓦斯抽放等安全系统为目标，配

6、合各项保障措施来达到瓦斯防治的基本要求。七、瓦斯防治主要依据(一)政策法规1.煤矿安全规程(2009年版); 2.煤矿井工开采通风技术条件(AQ1028-2006);3.矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006);4.煤矿井下粉尘综合防治技术规范(AQ1020-2006);5.煤矿瓦斯抽采标准(AQ1027-2006)及瓦斯抽采指标(AQ1026-2006);(二)主要技术资料1、松渝煤矿设计。2、松渝煤矿安全专篇。3、松渝煤矿资源储量核实报告。 第一章 矿区概述第一节 概述一、交通位置松渝煤矿位于贵州省桐梓县松坎镇罗里坎村，隶属桐梓县煤炭工业局管辖。井田地理坐标为东经1065142-1

7、065242，北纬283020-283126。井田走向长2.15km,倾斜宽0.465km,面积约0.751km 2。距川黔公路2km，距松坎火车站7km。距崇遵高速公路三元坝出口约6.5km,从桐梓经210国道和川黔铁路北至重庆，南到遵义。 矿区交通位置图二、矿区范围松渝煤矿已取得了贵州省国土资源厅换发的采矿许可证(证号：5200000730716)，矿区范围由7个拐点圈定，矿区面积0.751km2，开采深度由+850m至+450m标高。根据采矿许可证，其矿区范围拐点坐标如下表：矿井拐点坐标表拐点号XY备 注a3155325.0036388580.00采矿证号：5200000730716矿区

8、面积：0.751km2开采深度：+850m+450mb3155063.0036388965.00c3155400.0036389200.00d3156150.0036389300.00e3156540.0036390000.00f3156828.0036390206.00g3157090.0036389830.00第二节 开采技术条件 一、水文地质本矿位于贵州高原黔北山地与四川盆地南部衔接的斜坡地地带。大娄山脉呈北东南西向展布测区。地势为：中东部高峻挺拨；北部急剧低下；西南部以陡峻的坡降直下赤水河畔。南北向和北东向山峦比此起彼伏，连绵不断。北东至南西向和北北西向的河流纵横交错，流急滩险，直泻长

9、江。地形主要以山峦斜坡为主，河流深切，属区域补给径流区。地下水排泄受小河深切沟谷控制。由于矿区地形陡峻，多为陡壁及较陡的斜坡，有利于地表水的排泄，矿区内含煤地层之上虽然有玉龙山段、长兴组含水层存在。但由于河流切割较深，矿井设计采用平硐上山开拓，地下水排泄条件较好。矿区内各含水层之间一般没有水力联系，地下水一般只限于顺层运动，水源的补给一般只限于大气降水及少量溪流水通过上层的渗透补给，其补给量具有季节性。二、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性1、瓦斯根据贵州省能源局文件黔能源发2009241号-关于对关于请求对进行审批的报告的批复，k3煤层在鉴定范围内（+473m以上）有突出危险性。根据贵州省煤炭管理局

10、黔煤生产字2007482号文批复，对遵义市煤2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复松渝煤矿全矿井相对瓦斯涌出量：20.59m3/ t；相对二氧化碳涌出量为2.25m3/t。2、煤层自燃根据煤炭科学研究总院重庆分院提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，K3煤层为不易自燃煤层（类）。3、煤尘爆炸性根据煤炭科学研究总院重庆分院提供的桐梓县松渝煤矿“煤尘爆炸性”鉴定报告，K3煤层煤尘有爆炸危险性。 第二章 矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况一、井筒设置本设计共有3个井筒，即主平硐、进风行人平硐和回风平硐。1、 主平硐主平硐担负运输煤炭矸石、进风任务，长230m，坡度3，采用拱形断面，喷浆支护（表土段砌

11、碹支护，长度20米），掘进断面5.9m2，净断面5.6m2。井筒铺设600mm轨距18kg轨道。2、 进风行人平硐进风行人平硐担负进风、行人任务。长160m，坡度3，掘进断面5.6m2，净断面5.2m2，采用拱形断面，砌碹支护（表土段半圆拱形断面、砌碹支护，长度20米）。3、 回风平硐专作回风之用，回风井井口段为平硐，坡度为3，在+786m向3号煤层掘石门，揭煤后布置回风下山。风井总长235m，掘进断面5.6m2，净断面5.2m2，采用拱形断面，喷浆支护（表土段段砌碹支护，长度20米），不铺设轨道。二、采煤方法1、影响因素 矿区位于乐坪背斜北西翼，总体构造较简单，为一向北西倾斜的单斜构造，地层

12、总体倾向300左右，倾角45左右。属急倾斜薄-中厚煤层。首采煤层为K3号煤层，煤层平均厚度2.51m。主要煤层赋存较稳定，结构较简单。可采煤层的顶板岩性一般。矿井水文地质条件为简单。矿井按类不易自燃、煤尘有爆炸性矿井设计。矿井按有煤与瓦斯突出危险性矿井设计。2、首采煤层的采煤方法根据煤层赋存情况、构造情况、顶板稳定情况及开拓系统的布置，采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。采煤工艺采用炮采，采用全部垮落法管理顶板。第二节 主要生产系统概况一、矿井通风1、通风方式：分区式通风，主平硐、副平硐进风，专用回风井回风，为两进一回。2、通风方法：机械抽出式3、FBCDZ-6-N014型防爆轴流式风机二台，一台工

13、作，一台备用，配套电机：YBFe280s-6,电机功率245KW(380V)，风量范围14.8-39m/s,风压范围820-2020Pa，转速980r/min。4、局部通风机选择选择FBDYNo6.0/215型防爆对旋式局部通风机，风量400-260m3/min，风压350-4000Pa，功率215kW，电压660V。二、运输系统1、采区内运煤、运料路线1)采区内煤流方向：采煤工作面(自溜)1101采面运输巷溜煤上山+473m煤仓+473m主平硐地面。2)材料流向：地面主副平硐+786m车场11岩石集中巷1101回风巷1101采煤工作面。3)掘进工作面煤(矸)运输：1103运输掘进工作面:运输

14、掘进工作面1103运输巷14岩石集中巷+560m甩车场轨道上山下段地面。1102回风掘进工作面:回风掘进工作面1103回风巷13岩石集中巷+645m石门副平硐地面。4)副平硐铺设18kg/m的轨道，1101回风巷、掘进工作面铺设15kg/m的轨道。2、运输设备轨道上山上段选用JTB-0.80.6型单滚筒防爆矿用提升绞车，绳速Vp=1.0m/s，钢丝绳最大静张力Fmax=1500Kg；配套电机：22kw、660V；容绳量601m；主机生产厂家配套供给电控设备。选用67-13-1550钢丝绳，其直径为d=13.0mm，钢丝直径d1=1.4mm,破断拉力总和Qz=10000kg。轨道上山下段选用JT

15、B-10.8W型单滚筒防爆矿用提升绞车，绳速Vp=1.35m/s，钢丝绳最大静张力Fmax=2000Kg；配套电机：37kw、660V；容绳量600m；主机生产厂家配套供给电控设备。选用67-13-1550钢丝绳，其直径为d=13.0mm，钢丝直径d1=1.4mm,破断拉力总和Qz=10000kg。掘进工作面及采面回风巷设备采面回风巷、掘进工作面采用矿车运输。采煤工作面及运输顺槽采面采用搪瓷溜槽自溜。采面运输巷选用矿车运输。运输石门+713m运输石门选用MF1.0-6矿车运输。三、排水系统排水方式我矿为平硐开拓，主平硐位于一采区主要运输大巷标高，采取自然排放矿井水。可不设井底水泵房。四、压风系

16、统在主井工业场地建有空压机房，空压机房距主斜井口约23m，机房内安设SRC-75SA螺杆空气压缩机2台，一台使用，一台备用。本矿通过地面空气压缩机，总管采用1505mm的无缝钢管，支管选择754.5无缝钢管或相应直径的软管至采、掘工作面运输巷和回风巷构成完整的压风自救系统。五、供电系统矿井双回路电源两回路10kv电源均由松坎镇变电站接入，松坎变电所距离本矿井距离约3km。矿井建设投产前，必须引入双回路电源对矿井进行供电，并与之落实签订供电协议，保证双回路电源线路的可靠性。矿井的两回电源线路上都不得分接任何负荷，严禁装设负荷定量器。 (二)地面供电矿井地面负荷中的主要通风机、瓦斯抽放设备属一级负

17、荷；地面生产系统、主要空气压缩机、矿灯充电设备、行政通信及调度通信设备、安全监控设备等属二级负荷；其他属三级负荷。以上一、二级负荷采用双回路电源线路供电，且两个回路分别引自不同的母线段。当一回线路故障时，另一回线路能保证对设备连续供电，满足煤矿安全规程及煤炭工业矿井设计规范的要求。主要通风机、抽放瓦斯泵的两回供电线路应来自各自变压器和母线段，线路上不应分接任何负荷，控制回路和辅助设备必须有与主要设备同等可靠的备用电源。(三)井下供电:1、井下电力负荷井下主变压器8台，两回路供电，并引至不同的母线段，当一台变压器停止运行时，其余变压器应保证一、二级负荷用电。电缆截足够在任何一回路停止供电时，其余

18、电缆仍能保证全部负荷用电。设计由地面变电所集中供电，采用低压下井，井下低压电缆采用矿用橡套电缆。井下安装用电设备(含局部通风机)48台(件)，设备总容量1080kw。其中，工作设备38台(件)，工作容量713.2kw，有功负荷为542.98kw，无功负荷为238.3kw。2、电压等级(1)低压660V;(2)手持式电气设备、照明、信号127V;(3)远距离控制线路的额定电压36V。3、电缆敷设路径及方式(1)电缆在井筒、上下山、水平大巷等地点的敷设1)井筒内敷设的高压、照明、信号、通讯、安全监测监控等电缆采用金属钩悬挂于巷道的顶帮或两侧，两个电缆钩之间的距离不大于3m。2)采区上下山、水平大巷

19、敷设的高压、低压动力、照明、信号、通讯、安全监测监控等电缆采用金属钩悬挂于巷道的顶帮或两侧，两个电缆钩之间的距离不大于3m。(2)电缆在井下其他巷道的敷设采掘巷道、石门巷道、专用运输顺槽敷设的低压动力、照明、信号、通讯、安全监测监控等电缆采用金属钩悬挂于巷道的顶帮或两侧，两个电缆钩之间的距离不大于3m。六、防尘系统在回风平硐附近+820设置250m3矿井生产消防用水水池。工业场地标高+786m，垂高54m，满足静压供水要求。自消防水池铺设DN50无缝钢管至主井工业场地消防、防尘管网。地面筛分房、卸载点、装载点、转载点等地点安设喷雾装置，作业时进行喷雾降尘。储煤场进行定期洒水，装车时喷雾洒水。在

20、井下机电硐室入口、掘进巷道入口、采煤工作面进、回风顺槽口等处设置消防与防尘洒水栓;在主井、掘进工作面每50m设置一个消防与防尘洒水栓;其他巷道每100m设置一个消防与防尘洒水栓。七、通讯系统矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机，设备选用DDK-6型矿用调度总机，电话站设在矿办公楼内，另设置24门直通用户，供特需用户。地面及井下用户话机均为按键话机，地面为HA01型(通风机房、爆炸材料库、瓦斯泵房设HAK-1本安型电话).八、监测监控系统配备KJ90NA型煤矿综合监控系统，主要由地面监控主机、数据库服务器、网络终端、图形工作站、通信接口、避雷器、系列监控分站、各种传感器和控制执行器等部分组成

21、。传感器种类：瓦斯、风速、负压、一氧化碳、水位、煤位、温度、烟雾、开停、风门、风筒、馈电、流量、电流、电压、功率等。九、瓦斯抽放系统本矿井在工业场地附近建瓦斯抽放站的集中抽放方式，设置高、低负压抽放系统，抽放主管通过风井下井。矿井高低负压系统均选用2BEA-353-0型水环式真空泵2台(1台工作、1台备用)，该泵最大抽气量为68.3m3/min，最低吸绝压40KPa，配套电机功率为110Kw。 第三章 瓦斯防治的必要性和可行性一、瓦斯防治的必要性煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展和可持续发展、影响地区和全省安全稳定好转的突出问题，煤矿必须认识瓦斯防治的重要性和必要性。我矿按高瓦斯矿井设计，矿井

22、地质构造复杂，瓦斯涌出量大，制约了矿井安全生产，难以达到瓦斯防治的各项要求，为此，我矿瓦斯防治不但必要，更显得事在必行。二、瓦斯防治可行性为切实搞好瓦斯综合防治，煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、综合防治”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯防治工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合防治工作体系，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯防治结构，落实瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立

23、健全稳定可靠的矿井通风系统，科学合理的瓦斯抽采体系，有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的。因此，煤矿要以更大的决心、更强的力度、更严的态度、更扎实的措施，锲而不舍地打好煤矿瓦斯防治攻坚战，瓦斯防治是可行的。三、瓦斯防治的主要内容根据我矿生产现状和存在的主要问题，我矿瓦斯防治的主要内容为：优化生产布局，以理顺完善通风系统为核心，切实搞好“一通三防”管理，合理组织生产，坚持采用正规采煤方法，进一步完善其它相关安全系统，加强现场监督管理，建立健全并认真落实瓦斯防治各项管理制度。第四章 瓦斯防治方案第一节 通风系统防治方案一、采掘部署合理1、采区、采煤工作面

24、顺槽等巷道布置方式1)松渝煤矿采用平硐开拓，三条井筒均揭K3煤层布置。首采区主平硐穿过煤层后向上布置一采区溜煤上山和一采区轨道上山，溜煤上山下部建绕道车场。在+645标高建立进风行人平硐，在+645标高向上掘进一采区溜煤上山、一采区轨道上山上段、一采区回风上山上段。2)首采面布置于一采区最上一个区段，编号为101工作面，分三段开采，101(1)工作面斜长80m，运输顺槽长度为100m, 回风顺槽长度为132米。采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。 3、专用回风巷为两个以上的采、掘工作面回风的巷道，必须是专用回风巷。本矿采用平硐开拓，布置有主井、副井和风井三个平硐，风井为专用回风巷，不得用于运料、敷设

25、电缆、安设电气设备。采、掘进工作面均实现独立进、回风，不设专用回风巷。4、煤层开采顺序本矿为单一煤层。5、采煤方法根据煤层赋存情况、构造情况、顶板稳定情况及开拓系统的布置，本矿设计采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，采煤工艺采用炮采采用全部垮落法管理顶板。6、回采工艺(1)工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面采用溜槽板运煤，运输顺槽采用矿车推煤。采用伪倾斜柔性掩护支架。(2)支柱选型依据采煤方法：伪倾斜柔性掩护支架采煤法。采煤工艺：炮采。每个回采工作面长度：80m。回采工作面采高：2.51m。顶板管理方式：全部垮落法。支柱类型：外注液式单体液压支柱。7、采区生产系统(1)运煤系统采煤工作面(自溜)1

26、01采面运输巷(矿车)溜煤上山主平硐(机车)地面。(2)排煤（矸）系统103运输掘进工作面（排矸）:运输掘进工作面103运输巷+560m石门回风上山+473m泄矸仓主平硐(机车)地面。103回风掘进工作面（运煤）:回风掘进工作面103回风巷+645m石门溜煤上山主平硐(机车)地面。(3)通风系统首采工作面通风路线： 进风路线：主平硐轨道上山上段+713m绕道石门12岩石集中巷101运输顺槽回风路线：101采煤工作面101回风顺槽11岩石集中巷+786m回风石门+786m回风大巷+786m回风平硐 引风道地面。掘进工作面通风路线： 进风路线：主平硐轨道上山下段+560m石门14岩石集中巷103掘

27、进碛头回风路线：103回风巷回风上山回风斜井 引风道地面。二、通风可靠1、矿井通风现状矿井通风方式为分区式通风，风流从主平硐进入，经过工作面最后从专用回风井回出。局部通风机采用局扇压入式通风。2、通风方式及通风系统首采工作面通风路线： 进风路线：主平硐轨道上山上段+713m绕道石门12岩石集中巷101运输顺槽回风路线：101采煤工作面101回风顺槽11岩石集中巷+786m回风石门+786m回风大巷+786m回风平硐 引风道地面。掘进工作面通风路线： 进风路线：主平硐轨道上山下段+560m石门14岩石集中巷103掘进碛头回风路线：103回风巷回风上山回风斜井 引风道地面。3、通风设施(1)井下通

28、风设施布置a、主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙;需要使用的联络巷及风井安全出口，必须按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。b、采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设置密闭墙，全部封闭采空区。c、控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运输巷中设置风门;如果必须设置风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。(2)确保风流稳定1、在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，并随生产的进度进行及时调节补充，

29、风门间应尽可能设置闭锁装置。确保各用风地点的风量，风速符合煤矿安全规程的规定，确保风流稳定。 2、及时清除巷道的杂物和障碍，尽量避免在主要进回风巷道内停放矿车，堆放材料及其它物品，确保风流畅通。三、风量计算及分配(一)矿井需风量计算矿井以一个炮采工作面达到设计生产能力15万吨/年，根据煤矿安全规程(2011版)及有关规定，根据松渝煤矿实际配风需要，满足井下人员、瓦斯稀释、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.75%，矿井总风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。1、通风容易时期 按井下同时工作的最大班下井人数计算。Q1=4NK=4401.25=200m3/min=3.3m3/s式中

30、：N井下同时工作的最多人数，人;4按井下每人每分钟4 m3的单位风量计算矿井总风量。K风量备用系数，取K=1.25。 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其他)K矿通式中：Q采采煤实际需要风量的总和，m3/s;Q掘掘进实际需要风量的总和，m3/s;Q硐独立回风的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，m3/s。K矿通矿井通风系数，K矿=1.201.25; 采煤工作面的风量确定a.按瓦斯涌出量：根据+473m标高以上矿井瓦斯来源及抽采比例计算，采面经预抽煤层瓦斯后（经10个月的抽放）采面

31、试生产期间，瓦斯实际涌出量为2.04m3/min，则配风量为：Qa1= 100Ka qa=1001.52.04=306m3/min=5.1m3/s式中：qa-回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min;Ka-回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于炮采工作面Ka为1.42.0，计取1.5。b.按工作面气象条件计算：Q采i=V采iS采i，m3/s式中：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;按煤矿安全规程规定，极限风速4 m/s，取1 m/sS采I第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，m2。3.8m2;Q采i=13.8=3.

32、8(m/s)c.按工作面人员数量计算Q采=4Nc式中：Nc采煤工作面同时工作的最多人数，30人;Q采=430=120m3/min=2m3/sd.按风速验算根据规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算(采面断面按最小、最大控顶距平均数计算)，即回采工作面的风量须：Qa0.2560Sa=0.25602.5=37.5 m3/min=0.625m3/s;Qa460Sa=4602.5=912m3/min=10m3/s;根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Qa=10m3/s，满足上述风速验算要求。工作面风量满足风速验算要求。经过计算,回采工作面配风量为:5.1m3/s

33、，既能满足瓦斯风排的要求，又能满足工作面风速的要求。 掘进工作面的风量确定掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。经分析和计算认为，本矿井地温不高，掘进工作面人数15人，掘进工作面的炸药用量13kg，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量及局部通风机实际吸风量。 a.按瓦斯涌出量计算：Q掘=100q瓦掘K掘通式中： Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s;q瓦掘掘进工作面的瓦斯涌出量， m3/min;根据预测计算+473m水平以上掘进面矿井绝对瓦斯经抽放后q绝=1.46m3/m

34、in。本矿正常生产期间共有两个掘进工作面，则单个掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量qb=1.46/2=0.73m3/ min。K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得;通常炮掘工作面一般取1.82.0，取2.0;Q掘=1000.732.0=146m3/min=2.43m3/s;b.按炸药使用量计算：Q掘=(Ajb)/(tc)式中： Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，11.57kg;b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg;t通风时间，一般不少于20min;c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般

35、取c=0.024%;Q掘=(11.570.1)/(12000.00024)=4.02m3/s;c.按局部通风机吸风量计算Q掘= NQfIfKf=230011.2=720(m3/min)=12m3/s式中: N-掘进工作面数Q掘-掘进工作面实际需风量， m3/minQf-局部通风机实际吸风量， m3/minIf-每个掘进头同时运转的局部通风机台数，台Kf-为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2.掘进工作面采用FBDY-6.0/215型215kw的对旋式局部通风机风量为260400m3/min;。根据计算取大值,则掘进巷中配风量为Q掘=20m3/sd.按工作面人员数量计算：Q掘=4Nc式

36、中： Nc掘进工作面同时工作的最多人数，13人;Q掘=413=52m3/min=0.87m3/s;e.按风速验算：Qmin=15s=1511.2=168(m3/min)=2.8m3/sQmax=240s=24011.2=2688(m3/min)=44.8m3/s式中: s-掘进工作面断面，25.6m2。综合上述计算，掘进工作面按取Q =12m3/s配风。 硐室风量两个绞车房硐室风量，各取120m3/min;其他硐室采取扩散通风。故Q硐取240m3/min；4m3/s。 其它风量底板瓦斯抽放巷需风量，按最低风速不低于0.5m/s配风;其它巷道需风量：Q其它=(Q采+Q掘+Q硐)5%=(15.2+

37、8.9352+2)5%=1.055m3/s; 矿井总风量确定矿井需风量Q矿井=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿式中：K矿矿井通风系数，取1.25;=(5.1+12+4+1.055)1.25=27.69m3/s;经计算后，矿井总风量确定为：Q矿井=27.69m3/s 矿井风量重新分配2、困难时期(1)采面需风量按瓦斯涌出量：根据+473m标高以上矿井瓦斯来源及抽采比例计算，采面经预抽煤层瓦斯后，需风排瓦斯7.42m3/min，则配风量为：Qa1= 100Ka qa=1001.57.42=1113m3/min=18.55m3/s式中：qa-回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min;Ka-回采工作面

38、瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.42.0，本设计取1.5。按工作面气象条件计算：Q采i=V采i×S采i，m3/s 式中：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;按煤矿安全规程规定，极限风速4 m;/s，本矿取1 m;/sS采I第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，m2。4.6m2;Q采i=14.6=4.6(m;/s)按工作面人员数量计算Q采=4Nc式中：Nc采煤工作面同时工作的最多人数，35人;Q采=435=140m3/min=2.33m3/s按风速验算根据规定，回采工作面最低风速为0.2

39、5m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算(采面断面按最小、最大控顶距平均数计算)，即回采工作面的风量须：Qa0.2560Sa=0.25604.6=69 m3/minQa460Sa=4604.6=1124m3/min根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Qa=18.55m3/s，满足上述风速验算要求。工作面风量满足风速验算要求。经过计算,回采工作面配风量为: 18.55m/s，既能满足瓦斯风排的要求，又能满足工作面风速的要求。(2)掘进工作面需风量按局部通风机吸风量计算，取6.88m3/s;(3)硐室风量根据该矿井开拓及采区布置，后期独立通风的硐室：一个井下变电所，因此困难时期风量井下硐室配

40、风1m3/s;(4)其它巷道需风量底板瓦斯抽放巷风量：5.60.5=2.8 m3/s;则其它巷道需风量：Q其它=(Q采+Q掘+Q硐)5%=(18.55+6.882+1+2.82)5%=1.9m3/s;(5)矿井通风困难时期风量Q矿井=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿式中：K矿矿井通风系数，取1.25;=(18.55+6.882+2.82+1+1.9)1.25=49.76m3/s;经计算后，矿井总风量确定为：Q矿井=50m3/s矿井风量重新分配3、风量二次分配1)分配原则：确定矿井总风量后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：分配到各用风地点(包括回采面、掘进面、硐室等)的风量，应不低于计

41、算风量;为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量;风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2)分配方法确定矿井一采区总风量后，首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量;从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。4、矿井通风容易时期和困难时期的划分及服务时间矿井通风容易时期为开采M5煤层1501工作面推至停采线时，即为矿井通风最容易时期。服务的时间大约5个月。矿井通风困难时期为

42、开采下山采区M1煤层最后一个工作面2113时期。服务的时间大约4个月。(二)通风阻力矿井通风摩擦阻力采用下式计算：(Pa)式中：通风阻力系数，(kg.s2/m3);L巷道长度，(m);Q—通过巷道的风量，(m3/s); S巷道净断面，(m2);P巷道净周长，(m);经过计算，矿井初期需风量为36m3/s，矿井后期需风量为50m3/s。矿井投产时期的通风阻力为225.6Pa，容易时期的矿井通风阻力397.33Pa，困难时期的矿井通风阻力710.837Pa。矿井通风阻力见计算表4-3、表4-4、表4-5。(三)矿井通风等积孔投产时期通风等积孔计算：四、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施

43、1、根据通风需要，安设风门、调节风门;2、同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路;3、勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面;4、严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸;5、加强对各种通风设施和巷道的日常管理。6、对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体(或煤体)松动或破碎，以有效防止漏风;7、加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要;8、加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。第二节 防尘供水系统防治方案矿井的地面工业水池通过水泵将清水输送到高位水池，经回风斜井进入井下，向各采、掘工作面和其他各用水点提供用水。1.工作面和掘进头必须均采用湿式凿岩(煤)，同时在井下刮板输送机、和其他转载点设置鸭咀喷雾器喷雾降尘。2.回风巷、轨道运输巷设洒水器形成喷雾水幕降尘;地面生产系统贮、装、运等起尘点进行洒水降尘。回风巷、轨道运输巷中的消防洒水管路设置三通阀门，定期清扫、冲洗浮煤并运出。3.调整采掘面、井巷的风速可以减少粉尘飞扬。煤矿应配备粉尘采样器、呼吸性粉尘测定仪、矿用个体粉尘采样器、压风呼吸器、呼吸性粉尘采样器等设备。4.在采区回风巷设置的隔爆水棚。第三节 防灭火系统防治