柏坪煤矿矿井风量分配方案Word格式文档下载.docx
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二氧化碳绝对涌出量:
1.13m3/min,相对涌出量9.04m3/t,高瓦斯矿井。
矿井投产后,应尽快进行瓦斯等级鉴定,以鉴定结果重新计算相关内容,选择通风设备。
根据瓦斯预测,柏枰煤矿瓦斯相对涌出量:
24.15m3/t,计算取瓦斯预测值作为计算依据。
瓦斯含量计算
矿井未提供有关煤层瓦斯含量的勘探资料,依据《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027-2006)来计算瓦斯含量。
X=
式中:
X―煤的瓦斯吸附量,m3/t;
Aad、Mad―煤的灰分、水分,%;
P―瓦斯压力,Mpa;
a―吸附常数,试验温度下的极限吸附量,m3/t;
b―吸附常数,Mpa-1;
K―煤的孔隙体积,m3/m3;
γ―煤的视密度,t/m3;
(2)矿井瓦斯含量计算
矿井瓦斯绝对涌出量计算经验公式如下:
Wh=Wx+Wy
Wx=
a=2.4+0.21
b=1-0.004
n=
Wy=
Wx――煤的瓦斯吸附量,m3/t;
、
――煤的水分、灰分、挥发分,%;
P――瓦斯压力,2MPa;
en――温度系数;
Wy――游离瓦斯量,m3/t;
fn――煤的孔隙率,%(煤为无烟煤,查表取10);
γ――煤的容重,t/m3(M18煤层为1.4;
1号煤层为1.56);
K――相对煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数,查表取1.08;
T――温度,℃,取20。
使用上述公式计算,计算结果见表1-2-4。
表1-2-4可采煤层瓦斯含量计算结果表
煤层编号
吸附瓦斯量WX(m3/t)
游离瓦斯量WY(m3/t)
瓦斯总含量Wh(m3/t)
1
23.318
0.249
23.567
6
14.3
0.242
14.542
10
12.4
0.244
12.644
瓦斯涌出量预测
依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006),采用分源预测法预测瓦斯涌出量。
回采工作面瓦斯涌出量
开采层相对瓦斯涌出量q1:
q1=K1K2K3
=25.9(m3/t)
式中:
K1―围岩瓦斯涌出系数,一般取1.3;
K2―工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数来计算;
1/0.85=1.18;
K3―采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,K3=(L-2h)/L=0.79;
L―工作面长度,70m;
h―掘进巷道预排等值宽度,m;
查表得10.5m;
m―开采煤层厚度,1.7m;
M―工作面采高,1.7m;
W0―煤层原始瓦斯含量23.57m3/t;
Wc――运出矿井后煤的残存瓦斯含量,查表得9m3/t
邻近层相对瓦斯涌出量q2:
q2=
q6中-16=(23.57-9)×
2.15/2.25×
35%=14.69m3/t(层间距为52.5m,查图得η=35%)
回采工作面瓦斯涌出量:
q采=q1+q2=40.6m3/t。
掘进工作面瓦斯涌出量
掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量q3:
q3=D.V.q0(2
)=6.3×
0.003×
0.065×
(2×
)=0.21(m3/min)
D―巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,D=1.7×
2+2.3=5.7m;
V―巷道平均掘进速度,m/min;
取V=0.003m/min;
L―巷道长度,600m;
q0―煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2·
min)按下式计算。
q0=0.026[0.0004(Vγ)2+0.16]×
W0=0.063(m3/m2.min)
Vr―煤中挥发分含量,%;
W0―煤层原始瓦斯含量,m3/t;
掘进落煤的瓦斯涌出量q4
q4=S.V.γ.(W0-Wc)=5.5×
1.56(13.91-9)
=0.11(m3/min)
S―掘进巷道断面积,5.5m2;
v―巷道平均掘进速度,0.003m/min;
γ―煤的密度,1.56t/m3
W0―煤层原始瓦斯含量,13.91m3/t;
WC―运出矿井后煤的残存瓦斯含量,9m3/t。
掘进工作面瓦斯涌出量:
q掘=q3+q4=0.21+0.11=0.32m3/min
采区瓦斯涌出量
q区=
=40.8(m3/t)
q区―生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;
K’―采空区瓦斯涌出系数,取1.25;
A―回采工作面日产量,522t;
A0―采区平均日产量,522t;
A―采区日产量,t/d。
本矿井有:
q井=q区=40.80(m3/t)
预测瓦斯最大涌出量
不均衡系数取1.3则有:
q井=40.8×
1.3=53.03(m3/t);
q采=2.3×
1.3=2.99m3/t
q掘=0.32×
1.3=0.42m3/min
预计最大瓦斯涌出时绝对瓦斯涌出量为:
Q绝=
=24.15m3/min
T=1.15
=522t/d
A—年产量,年设计生产能力为15万t/a;
n—年工作日数,330日;
Q绝—绝对瓦斯涌出量,m3/min;
T—矿井最大日产量,t/d。
1、按井下同时工作最多人数计算:
Q1=4NK=4×
50×
1.25=250m3/min
N—井下同时工作的最多人数,人;
4—按井下每人每分钟4m3的单位风量计算矿井总风量。
K—风量备用系数,K=1.25。
2、参照邻近矿井估算
(1)回采工作面需风量
①110101采面
a.按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算
Q采1=100×
q采×
Kc
=100×
Kc=100×
2.275×
1.8=409.5m3/min
q采——采面绝对瓦斯涌出量,q采=2.275m3/min;
Kc——备用风量系数,K=1.4~2.0。
取K=1.8。
q采=150000×
21.45×
40%/(330×
24×
60)=2.275m3/min
b.按工作面温度计算
Q采2=60×
Vc×
Sc×
Ki=60×
0.8×
3.888×
0.9=167.962m3/min
Vc——回采工作面适宜风速,取Vc=0.8m/s;
Sc——回采工作面平均有效断面;
Ki——工作面长度系数。
c.按炸药使用量计算
Q采3=25Ac=25×
4.5=112.5m3/min
Ac——回采工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg。
d.按工作人员数量计算
Q采4=4Nc=4×
20=80m3/min
Nc——回采工作面同时工作的最多人数。
e.单个回采工作面需风量
以上计算最大值Q采=max{Q采1,Q采2,Q采3,Q采4}=409.5m3/min
f.按风速验算
15×
Sc≤Q采≤240×
Sc
则:
Sc=58.32<
Q采
240×
Sc=933.12>
故:
Q采=409.5m3/min满足要求。
(2)掘进工作面需风量
①110102运输巷
Q掘1=100×
q掘×
Kd
0.32×
1.9=60.03m3/min
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,q掘=0.32m3/min;
Kd——备用风量系数,K=1.8~2.0。
取K=1.9。
q掘=150000×
15%/(330×
60)=0.32m3/min
b.按炸药使用量计算
Q掘2=25Aj=25×
4.4=110m3/min
Aj——掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg。
c.按局部通风机吸风量计算
Q掘3=Qf×
I×
Kf=200×
1×
1.3=260m3/min
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——风量备用系数,取Kf=1.3。
Q掘4=4Nj=4×
16=64m3/min
Nj——掘进工作面同时工作的最多人数。
e.单个掘进工作面需风量
以上计算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘2,Q掘3,Q掘4}=260m3/min
Sj≤Q掘≤240×
Sj
15×
Sj=69<
Q掘
Sj=1104>
故Q掘=260m3/min满足要求。
②掘进工作面总需风量
依据以上计算方式计算得110102回风巷掘面需风量为:
260m3/min
∑Q采=260+260=520m3/min
(3)硐室需风量计算
水泵房:
按经验取值:
120m3/min
则∑Q硐=120m3/min
(4)其它巷道需风量计算
按采煤、掘进、硐室总和的4%进行考虑,则
Q它=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐)×
4%=(409.5+520+120)×
4%=42m3/min
计算矿井总风量
Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×
K=(409.5+520+120+42)×
1.25
=1364m3/min
K——矿井通风系数
矿井需风量
以上计算最大值Q=max{Q1,Q2}=1364m3/min,取Q=1380m3/min(23m3/s)。
4.矿井风量分配
按用风地点分配风量:
用风地点
分配风量
(m3/s)
风速
(m/s)
适宜风速
允许风速
110101采面
7
2.8
1.5~2.5
0.25~4
110102运输巷掘面
5
1.09
0.15~4
110102回风巷掘面
水泵房
3
其它
5.通风网络解算及总阻力
根据设计规范,小型煤矿只计算矿井通风困难时期的通风阻力,采用下式计算:
R=a·
L·
U/s3及h=R×
Q2(即将局部阻力以系数的形式考虑进去)
经计算:
通风困难时期:
矿井风路阻力h巷=
Pa
局部阻力h局=10%×
=41Pa
自然风压he=196.2Pa
矿井困难时期通风阻力:
h难=h巷+h局+he=646.8Pa
表2-2-1矿井通风困难时期阻力计算表
顺序
巷道名称
支护形式
摩擦阻力系数α(N·
s/m4)
长L(m)
周长U(m)
净断面积S(m2)
摩擦风阻R(Ns2/m8)
风量Q(m3/s)
摩擦阻力h(pa)
风速V(m/s)
主斜井
锚喷
0.012
362
11.6
8.8
0.0739
16
18.93
1.818
2
1450运输石门
100
8.6
4.6
0.1643
9.885
2.391
1250运输石门
130
5.885
4
轨道下山
410
8.885
工作面运输平巷
工字钢
0.017
600
8.9
0.9326
45.7
1.522
开切眼
70
7.6
3.2
0.0923
4.5203
1.35
工作面回风平巷
580
0.9016
44.176
8
1450回风石门
0.1060
20
46.757
4.565
9
回风下山
1186
0.3032
23
133.72
回风井
140
0.2176
85.969
总计:
6.等积孔计算及通风难易程度评价
矿井风量:
Q=21m3/s
A难=1.19×
21/646.80.5=0.983m2
从以上计算可知,矿井在通风困难时期属于大阻力矿井。
通风系统见盘县柏果镇柏坪煤矿通风系统和网络图(示意)。
7.降低风阻措施
(1)巷道表面应尽量光滑平整,以降低通风阻力。
(2)在容易产生局部阻力的地方,应尽量降低局部阻力系数。
巷道连接处应做成斜线或圆弧形,巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90°
转弯,转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形,必要时设置导风板。
(3)在日常通风管理工作中,应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物,巷道应随时修复,保证其完整性并保持足够的有效通风断面,以利于风流畅通。
8.防止漏风措施
风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定,并加强通风管理,及时进行检查和维修。
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