第七章矿井通风

第七章矿井通风与安全技术

7.1概述

凤凰山铜矿III矿体是一个板状的大理岩矿床，SiO2含量低；矿脉含硫量少，达不到自然危害性，井下最多工人190人，因此，工作面的通风应保证排尘及排除炮烟的需要，以最大可能减少矿尘危害。

根据安全规程，对凤凰山铜III矿体的矿井下通风安全做如下要求：(１)有人工作或可能有人到达的井巷，其空气成份（按体积计算）应为O2≥20％，CO2≤0.5%。空气的温度不得高于25℃，总回风流中的CO2不得超过1%。

(2)井下空气需经常保持新鲜，空气中有害气体含量不得超过规定：CO2：0.2，SiO2：0.02，H2S：0.01（按重量计算mg/升）

(3)所有矿井均应实行全面机械通风，在浅部矿井，也可采用自然通风，主扇要求连续运转。

7.2矿井通风条件

凤凰山铜矿Ⅲ号矿带30线至35线间，其年产矿量13万吨，服务年限14年；采用竖井开拓，有轨运输；阶段的开采顺序采用下行式，阶段中矿块的开采顺序采用双翼开采；主要的采矿方法为分段凿岩阶段矿房法，垂直方向中深孔凿岩，每个矿房配置1台YQ-80新型钻机，井下回采的矿块数为3个，每天井下工作人数共190多人。

7.3通风方式与通风系统

7.3.1通风系统确定的依据

(1)风路短、阻力小、通风网络简单、风流容易控制，在主要人行运输坑道和工作点上污风不串联；

(2)风量分配满足生产需要，漏风少；

(3)通风构筑物少，便于维护管理；

(4)专用通风井巷工程量少，施工方便；

(5)通风动力消耗少，通风费用低。

7.3.2风井位置的确定

风井布置方式有中央对角式,中央并列式以及侧翼对角式。

根据该矿山的的实际情况、确定其它井筒的原则及所选用的通风系统，这里选用二种方案。

方案一：中央对角式布置

在矿体中央布置的主井（兼作副井）作为进风井，然后在矿体走向端部布置2条排风井，风井1的坐标为（97394，16582），风井2的坐标为（97192，16866），风井2内布置梯子间，作为第二安全出口。采用这样的布置以形成对角式通风系统。回采时，新鲜风流从主井进入，经过阶段输巷道进入各个作业地点，冲洗工作面后，污风由各中段回风巷道进入回风井，进而排出地表，其示意图如图7—1所示。

图7—1

方案二：中央并列式布置

在矿体中央布置的主井（兼作副井）作为进风井，然后在离主井不小于20m 的合适地段布置一条排风井，风井3的坐标为（97466，16698），同时风井内布置梯子间，作为第二安全出口，采用这样的布置以形成并列式通风系统。回采时，新鲜风流从主井进入，经过阶段输巷道进入各个作业地点。冲洗工作面后，污风由各中段回风巷道进入回风井，进而排出地表，其示意图如图7—2所示。

图7—2

7.3.3通风系统

根据凤凰山铜矿III号矿体的赋存条件和选择通风系统的要求，通过对整体式通风系统和分区通风系统优缺点的比较，这里选用整体式通风系统。通风方式选用抽出式通风，主扇安装位置在地表，这样有很多优点:安装、检修、维护管理比较方便；井下发生灾害事故时,扇风机不易受到损害。

7.3.4通风网路

1、阶段通风网络

根据分段凿岩阶段矿房法的结构特点，通风网路型式选用阶梯式网路。在新鲜风流主井进入后，利用各中段运输巷道向采区送风，这样利用上阶段已结束生产的部分运输坑道作为下阶段的回风巷道，形成上下阶段风流不串联和较稳定风流的并联网路。井下不专门设立进风道和回风道，这样可以减少开拓工程量，降低基建费用。例如，在开采－40m中段时以－10m中段的阶段运输巷道作为回风巷道，因为－10m中段以上矿石储存量较少，在开采－10m中段以上的矿石时不在专门布置一条回风井，用于到单独排风，而是采用局部通风。但是开拓、采准阶段的污风需要单独引到回风巷道排出地表，其示意图如图7—3所示。

图7—3阶段通风网络示意图

2、采场通风网络

凤凰山铜矿III号矿体由于规模小，倾角陡（接近90°），在开采技术上采用分段凿岩阶段矿房法开采。采场属于有耙道结构的巷道型采场。采场作业面分为二部分凿岩作业面和出矿作业面，这二部分都采用贯穿风流通风，并各有独立的通风路线，风流互不相连。鲜风流从进风巷道由穿脉巷道经人行天井到出矿水平

和上部凿岩作业面，清洗作业面后的污浊风流，通过另一翼的通风行人天井排至最上面的回风道(上中段运输平巷)，然后由风井排出地表，如图7—4所示：

图7—4采场通风网络示意图

7.4风量计算

7.4.1全矿总风量计算式：

Q矿=k(n回采Q回采+n备采Q备采+n采切Q采切+n掘进Q掘进+Q硐室) （7—1 ）式中K——矿井风量备用系数, 取k=1.4 ；

Q回采—回采工作面所需风量，m3/s；n回采—回采工作面个数，n回采=1个；

Q备采—备用回采工作面所需风量，一般取Q备采=0.5Q回采，m3/s；

n备采—备用回采工作面个数，n备采=1个；

Q采切—采切工作面需风量，m3/s；n采切—采切工作面个数，n采切=1个；

Q掘进—掘进工作面需风量，m3/s；n掘进—掘进工作面个数，Q掘进=2

个；

Q 硐室—要求独立风流通风的硐室所需风量，m 3/s ；

7.4.2采场工作面风量计算

1、回采（Q 回采）

（1）以排烟计算

Q 1=

t

5.25ASL =2525.65

6.19618005.25⨯⨯=2.48m³/s （7—2） 式中Q 1—采场工作面需风量，m³/s ； A —回采中一次爆破炸药量，根据前面计算得每排孔的总装药量为65.52kg ，一次爆破三排，则一次破碎炸药量A =65.52kg ×3=196.56kg ；

L —采场长度的一半， L =25m ；

S —回采工作面横断面积，S =6.25m 2；

t —一次破碎爆破后通风时间，t 取30min ，即t=1800s 。

（2）以排尘计算

Q 2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s （7—3） 式中 S — 回采工作面横断面积，S =6.25m 2；

V —要求排尘风速，查表取V =0.4m/s ；

由于，Q 2>Q 1，取其最大值计算，故取Q 回采=Q 2==2.5m³/s 。

2、备采（Q 备采）

一般 Q 备采=0.5Q 回采=0.5×2.5m³/s=1.25m³/s 。

3、采切（Q 采切）

（1）以排烟计算

Q 1=018ASL t =22.1725.613.111800

18⨯⨯=0.35m³/s （7—4） 式中 Q 1—采切工作面需风量，m³/s ；

A —采切工作中一次爆破炸药量，根据类似矿山巷道掘进的炸药单 耗为q=0.89kg/m 3，掘进深度为1.5～2.5m ，采切工作中最大的爆破炸药 量A=0.89kg/m 3×2m ×6.26m 2=11.13kg ；

L 0—炮烟的抛掷距离，L 0=15+A/5=17.22m ；

S —采切工作面最大横断面积，S =6.25m 2；