通风系统治理方案

一、采掘部署合理

1、采区水平布置

矿井沿倾向分为二个水平开拓，其中第一水平为+1375m；第二水平为+1300m；+1300m以下尚有可采储量96.3万t，采用采区下山开采。沿走向分为2个采区：F13断层以西为一采区，采区走向长约600m；F13断层以东为二采区，采区走向长约400m。设计移交一水平的一采区，二采区不在本治理方案之内。

我矿在1375水平10#上山布置1143回采工作面一个；1375水平6#上山布置1133掘进工作面一个。两个工作面的回风分别经过9#上山和1#上山汇至1454水平经专用回风井至地面。

2、煤层开采顺序

采区内各煤层开采顺序为自上而下进行，即先采上层，后采下层。采区内先采上区段，后采下区段。对倾斜分层的C4煤层，则先采上分层，再采下分层。1143上分层工作面采完后由1133上分层工作面接替，1143下分层工作面由1133下分层工作面接替。各分层间考虑留设煤皮假顶，必须待假顶胶结、形成再生顶板后才能开采下分层。

3、采煤方法

矿井有可采煤层四层，编号分别为C2 、C3 、C4 、C5，其中C2煤平均厚1.88m，含夹矸0～4层；C3煤平均厚1.17m, 含夹矸0～2层；C4煤平均厚6.88m, 含夹矸0～5层； C5煤平均厚2.30 m，含夹矸0～3层,各煤层倾角基本一致，约27°～35°，但根据我矿多年巷探开采看，可采C3煤层、C3煤层，C2、C5煤层不可采。

可采煤层属倾斜、薄～中厚煤层，按照设计要求，我矿采用走向短壁采煤法，全部冒落法管理顶板，改变了过去水平分层巷柱式采煤及下行风的落后采煤方法。首采区C4煤层厚6.9m，倾角32º，设计采用倾斜分层采煤法。分层采高2.2m。改变过去落后的水平分层穿巷式采煤法。

4、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，运输顺槽采用刮板输送机运煤。外注液式单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，棘轮回柱器回柱放顶。

2、支柱选型依据

采煤方法：走向长壁后退式采煤法。

采煤工艺：炮采。

每个回采工作面长度：60m。

回采工作面采高：2.2m。

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。

5、采区生产系统

1.运煤系统

1143上工作面的煤（经铁溜槽自溜）→1143上工作面运输机巷（经刮板输送机）→溜煤眼→溜煤下山→+1375mC4煤运输巷→ +1375m石门→+1375m主（立井）车场→主立井（提升机提升）→地面。

2.排矸系统

1133上工作面的矸石（经铁溜槽自溜）→1133底大巷→+1375mC4煤运输巷→+1375m一采区石门→+1375m运输巷→+1375m（暗斜井）车场→提升暗斜井→上部车场→+1510m运输石门→副斜井井底车场→副斜井→地面排矸场。

3.通风系统

（1）1143工作面通风系统

副斜井、立井→+1375m石门→+1375m运输巷（4煤）→+1375m 4煤层运输巷→1143运输底大巷→回风上山→1143上工作面运输巷→1143上回采工作面→9#回风上山→+1454m4煤回风巷→+1454m石门→内斜井→+1510m回风平巷→副斜井井底车场→副斜井→引风道→地面。

（2）1133工作面通风系统

副斜井、立井→+1375m石门→+1375m运输巷（4煤）→+1375m 3煤层运输巷→1133运输底大巷→1133回风上山→1133上掘进工作面→1#回风上山→+1454m4煤回风巷→+1454m石门→内斜井→+1510m回风平巷→副斜井井底车场→副斜井→引风道→地面。

二、 通风可靠

1、矿井通风现状

整合前两矿均有独立的通风系统，从提升斜井进风、回风斜井回风。原跑马山立井刚完成+1375m水平的开拓工程，两矿的通风方式均为机械抽出式。

2、通风方式及通风系统

根据矿井整合后的开拓布置方式，该矿一水平为分区式通风，二水平为中央并列式通风。

矿井主要通风线路为：副斜井→+1510m车场→+1510m运输石门→提升暗斜井→+1375m石门→+1375m运输大巷→+1375m4煤运输巷→4煤轨道上山→1143工作面运输巷→联络巷→1143上工作面运输机巷→1143上工作面开切眼→1143上工作面回风巷→煤门→联络石门→+1454mC4煤层回风巷→+1454m回风石门→内斜井→+1510m回风绕道→回风斜井→引风道→地面。（详见通风系统示意图KGC1001—171—1）。

3、通风设施

（一）井下通风设施布置

1、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。

2、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。

3、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。

（二）确保风流稳定

1、根据设计水平划分，一水平为+1375水平，二水平为+1300水平，北采区提升井按设计为二水平+1300水平采区的回风井，为确保一水平风流的稳定，报废北采区现在的回风井，保留现在的提升井，变为进风井，故一水平采区（+1375水平）形成三进一回的通风系统，因北采区没有布置采掘工作面，所以在+1375水平分配风量中，分配80—90m3/min的风量，稀释巷道中的各种有害气体，详见图Ⅰ―Ⅱ。

2、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，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。

3、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。

4、掘进通风及硐室通风

掘进工作面、绞车硐室均为独立通风。

三、 风量计算及分配

1、 矿井需风量计算

由于该矿一水平的服务年限较长，而二水平开采时的通风系统将由分区式变为中央并列式，通风系统变化较大，此外，该矿为多年生产矿井，采用分别计算法计算矿井需风量：

Q=（∑Q采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K漏

式中：

Q——矿井所需风量总和，m3/min；

ΣQ采——回采工作面需风量之和，m3/min；

ΣQ掘——掘进工作面需风量之和，m3/min；

ΣQ硐——硐室所需风量，m3/min；

ΣQ它——其它用风量地点所需风量之和，m3/min。

K漏——漏风系数，取1.2。

（一）ΣQ采的计算

1.按采煤工作面的瓦斯涌出量计算

（1）工作面瓦斯涌出量

qc=q相·A采/（24×60）

式中：

q相——矿井相对瓦斯涌出量8.06（m3/t·d）

A采——工作面日产量273（t）

Qc =8.06×273/（24×60）

=1.526（ m3/min）

这个数据是矿井的瓦斯涌出量，已包含有采煤、掘进工作面的瓦斯涌出量，也包含有工作面丢煤、采准巷道预排、采空区、围岩、邻近层的瓦斯涌出量等。由于地质报告未提交各煤层的瓦斯含量，煤矿也未测定各煤层的瓦斯含量及压力，采、掘工作面的瓦斯浓度等重要数据缺失较多，可靠性不高。鉴于本矿为扩建矿井，+1375m水平又是新开水平，为安全起见，设计以瓦斯鉴定报告的数

据为基础计算采煤工作面的瓦斯涌出量，并以此计算回采工作面的需风量。

（2）采煤工作面所需风量：

Q采 =100·qc·Kc

式中：

qc——工作面绝对瓦斯涌出量（取qc=1.526m3/t）

Kc——备用风量系数（取Kc=1.5）

Q采=100×1.526×1.5

=228.9m3/min

2.按采煤工作面温度计算

Q采=n×60×Vc×Sc×Kj

式中：

n——回采工作面数量，1个；

Q采——采煤工作面数量需要风量，m3/min；

Vc——回采工作面适宜风速，m/s；

Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，m2；

Sc=3.7 m2

Kj——工作面长度系数，取1.0；

Q采=1×60×Vc×Sc×Kj

=1×60×1.5×3.7×1.0

=333m3/min

3.按炸药使用量计算

Q采=25Ac

式中：

Q采——采煤工作面数量需要风量，m3/min；

Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，取1.5kg；

Q采=25Ac

=25×1.5

=37.5m3/min

4.按采煤工作面同时工作最多人数计算

Q采=4 nc

式中：

n——回采工作面数量，1个；

Q采——采煤工作面数量需要风量，m3/min；

nc——采煤工作面同时工作的最多人数，20个；

4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；

Q采=1×4 nc

=1×4×20

=80 m3/min

根据上面的计算结果，取最大值作为采煤工作面的需风量，即Q采=333 m3/min。

5.按工作面风速验算

15×Sc≦Q采≦240×Sc

（1）工作面最低风速的风量

Qmin=15×3.7

=55.5 m3/min

（2）工作面最高风速的风量

Qmax=240×3.7

=888m3/min

经验算：55.5 m3/min<333 m3/min <888 m3/min ，即Qmin≤Q采≤Qmax，可满足采煤工作面的风速要求，由于该矿仅有1个回采工作面，所以ΣQ采= Q采，即采煤工作面的需风量为333 m3/min。

（二）ΣQ掘的计算

设计共有2个掘进工作面保证1个回采工作面正常生产接替，所以矿井需独立供风的掘进工作面为2个。

1、按炸药使用量计算

Q采=25Aj

式中：

Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/min；

Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取3kg；

Q采=25Aj

=25×3=75 m3∕min

2、按掘进工作面同时工作的最多人数计算

Q掘=4·N掘

式中：

4——每人每分钟供风标准，m3∕min；

N掘——掘进工作面同时工作的最多人数；N掘=14人；

Q掘=4×14=56m3∕min≈1m3∕s

3、按局部风机吸风量计算

Q掘=Qf×I×kf

式中：

Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3∕min。

I——掘进面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；一般取1.2～1.3。

Q掘=Qf×I×kf

=120×1×1.3

=156m3∕min

根据上面的计算结果，取最大值作为掘进工作面的需风量，即Q掘=182 m3/min。

由于该矿共有2个掘进工作面,所以∑Q掘=2×156 m3∕min =312 m3∕min。

（三）ΣQ硐的计算

本矿井需独立通风硐室仅有提升暗斜井绞车房，所需风量为60 m3∕min。

（四）ΣQ它的计算

按（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）的10%计算：

ΣQ它=（333 +312+60）×10%

=70.5m3/min

矿井所需总风量Q的计算：

Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K漏

=（333+312+60+70.5）×1.2

=930.6m3/min

经计算，矿井需风量为930.6m3/min。

矿井的风量分配

按设计分风原则，将风量进行按需分配如下：

1143采煤工作面340m3/ min，1133工作面运输巷掘进面和1133上工作面回风巷掘进面各配风310m3/ min，提升暗斜井绞车房硐室配风60m3/ min，其它巷道配风250m3/min（包括北采区巷道和其它硐室）。

3、矿井负压计算

按下列公式计算：

h=Q2/S3 +h局 （1）

R=α·L·P·/S3 （2）

式中：

H——全矿井风压，Pa。

R——井巷摩擦风阻，NS2/m8；

α——摩擦阻力系数，NS2/m4；

L——井巷长度，m；

P——井巷断面周长，m；

S——井巷断面积，m2；

h局——局部阻力，按全矿风压的10%计算，Pa。

计算过程见“矿井通风风压计算表”：表4-1，表4-2。经计算:该矿一水平、一采区投产（容易）时期的风压：891.72Pa，二水平、一采区生产（困难）时期的风压：1415.03Pa。

四、等积孔计算

A=(1.19×Q)/ H (㎡)

式中：A—等积孔，㎡；

Q—矿井总风量，㎡/s；

H—矿井负压，Pa。

通风容易时期：

A=(1.19×26.71)/891.721/2=1.06㎡

通风困难时期：

A=（1.19×26.71）/1415.031/2=0.85㎡

从以上的计算结果可以看出:该矿在一水平、一采区生产期时的通风属中等难易程度，即中等阻力矿井；当开采至二水平、一采区时的通风属困难程度，即大阻力矿井。

五、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施

（一）根据通风需要，安设风门、调节风门；

（二）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；

（三）勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；

（四）严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；

（五）加强对各种通风设施和巷道的日常管理。

（六）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；

（七）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；

（八）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。