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第二章、矿井通风系统……………………………………7
第一节、矿井进风井、回风井布置支护形式、断面
和长度………………………………………………………7
第二节、矿井通风系统…………………………………8
第三章、风量计算………………………………………10
第一节、采煤工作面所需风量…………………………10
第二节、掘进工作面所需风量…………………………11
第三节、硐室需风量……………………………………13
第四章、风量分配、摩擦阻力及等积孔计算…………14
第一节、风量分配………………………………………14
第二节、巷道总阻力、等积孔计算……………………17
第三节、选择矿井主要通风机…………………………17
第五章、通风设备………………………………………18
第一节、主要通风机的风量和风压………………18
第二节、供热风系统计算………………………………19
第三节、矿井通风费用计算……………………………20
第四节、矿井通风合理性分析…………………………21
第五节、安全措施………………………………………22
前言:
为了保证矿井的正常供风和安全生产的需求,经过矿井设计风量和实际生产的需风量对比,对矿井现有通风机的供风能力进行核算,对主扇电机能力进行核算,对矿井通风阻力进行测算,确定主扇风机工作性能,而编制该通风设计。
编制依据
1、《煤矿安全规程》。
2《采矿工程设计手册》、《安全生产法》以及国家颁布的各种相关技术法规、标准。
3、矿井通风安全学。
4、矿井地质地形图。
5、矿井瓦斯等级及各种有害气体参数,煤尘的爆炸性和煤的自然性鉴定报告。
6、矿井的生产能力,矿井的开拓方式,矿井正常生产所需要的最多人数。
7、矿井主扇使用说明书。
第一章、煤矿概况
第一节、交通位置
温宿县博孜墩煤矿位于温宿县北东110公里,博孜墩境内,煤矿划属温宿县经贸委管辖,距阿克苏120公里,其中乡至煤矿有8公里简易公路相连,乌喀公路至博孜墩乡有45公里的柏油路,交通便利。
第二节、自然条件
1、从业人数
矿井现有职工93人,地面固定职工27人,井下职工66人,其中安全管理人员15人,特种作业人员33名。
2、自燃条件
矿区地处南天山边缘山区,总体呈东西走向,地势北高南低,琼库孜巴依河流经矿区,海拔高度2150-3100米,相对高差950米,属中高山区。
矿区年温差、日温差较大,属北温带大陆性气候。
矿井A3煤层煤层走向即由西至东西部边缘一带倾向南东,倾角为35°
—40°
;
至琼库孜巴依一带,倾向南东,倾角35°
—55°
至东矿区西部一带,倾向南东,倾角60°
—80°
至中西部一带,倾向北西,倾角80°
左右;
至矿区中部、东部,倾向南东,煤层倾角由70°
渐变为30°
左右。
矿区内尚未发现明显断层及岩浆岩。
第三节、井田面积及开采情况
博孜墩煤矿东井西以琼孜巴依河为界,东至库尔归鲁克煤矿,井田东西走向长3200米,南北平均宽670米,井田面积2.1675平方公里,区内A3煤层储量1165万吨,属储量丰富,地质条件简单的煤层。
东井始建于1987年,依据矿区内煤层赋存条件及山形地势,矿井开拓方式采用阶梯平硐开拓,开采深度从+2189-+2737米。
现建有三个水平的平硐,+2314水平、+2530水平和+2581水平,矿井在2006年5月开始对+2314水平平硐、+2530水平平硐和+2581回风平硐进行了改扩建,通过技术改造形成了新的通风系统。
在+2530水平A3煤层工作面的采区布置也已经完成,A3煤层平均厚度4.5米,局部地区A3煤层的厚度到10米,煤层倾角36°
,局部达到70°
,属倾斜特厚煤层,开采方法采用柔性掩护支架采煤方法。
第四节、煤层瓦斯、煤尘爆炸性、自燃发火期及矿井地温
东井最新瓦斯鉴定是在2013年3月新疆维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心鉴定,报自治区煤炭工业管理局审查,认定矿井为瓦斯矿井(新煤行管发【2013】68号文件),瓦斯相对涌出量为4.82m3/t,绝对涌出量为1.46m3/mm。
采煤工作面最大瓦斯涌出量0.05m3/min,掘进工作面最大瓦斯涌出量0.09m3/min,2012新疆维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心鉴定(XJM报作煤002—2012—10号)我矿A3煤层自燃倾向性分类等级属于Ⅲ类,不易自然煤层,A3煤层具有爆炸性,在实际开采中矿井地温温度未超过15℃。
目前地面有二台型号为FBCZNo.12.515/45轴流通风机,其中运转一台,另一台备用,前导器叶片角度为27度,电机功率45KW,最大风量达到1612m3/min.。
第二章、矿井通风系统
第一节、矿井进风井、回风井布置、支护形式、断面和长度
我矿通风方式为分区式,即两进两出。
矿井的第一进风大巷布置在+2314m主井集中运输巷。
+2314m集中运输巷支护形式为半圆拱形,砌碹锚喷支护,S净=(3×
1.6)+1.52×
3.14/2=8.33m2,巷道长度600米;
轨道上山支护形式为半圆拱形锚喷支护,S净=(2.4×
1.6)+1.22×
3.14/2=6.1m2,巷道长度650米;
二水平四石门运输巷的支护形式为半圆拱形锚喷支护,S净=(2.4×
3.14/2=6.1m2,巷道长度230米。
第二进风巷布置在+2530m水平副井运输平硐,巷道长度865米,支护形式为梯形工字钢支护,S净=(2.3+3)×
2/2=5.3m2。
矿井回风井回风巷布置在+2581mA2煤巷中,支护形式为梯形工字钢支护,S净=(1.8+2.5)×
2/2=4.3m2,巷道长度770米,经过轨道上山及绞车回风道与2581A2总回风巷联通。
现回采工作面布置在+2547m至2590A3煤层中,采煤方法为伪倾斜工字钢柔性掩护支架采煤工作面,S净=(1.5+2)×
1.5/2=2.6m2,切眼斜长85米。
掘进工作面布置在+2595m—+2660m—+2737mA3上山掘进工作面(一对),支护形式为工字钢支护(下半部),巷道断面为:
S净=(1.8+2.5)×
2/2=4.3m2,井字形支护:
S=1.5×
1.5=2.25m2。
第二节、矿井通风系统
东井二水平(+2314m)以集中运输巷和东井三水平(+2530m)运输巷进风,回风井在+2581A2煤层中,直通地表,主要通风机安装在地面,通风方式为分区式通风,通风方法采用机械抽出式通风。
东井二水平有2条风路,分别为经过轨道上山通向绞车房和+2314m集中煤仓旁的通风斜巷。
风路1:
(新鲜风流)+2314m平硐→+2314m水平主井集中运输巷→+2315m轨道上山→+2581m轨道上山上部车场→+2581m绞车回风道→+2581mA2总回风巷→回风井→地面。
风路2:
(新鲜风流)+2314m平硐→+2314m水平集中运输巷→+2315m岩石运输巷(四石门至井底车场)→+2315m井底车场→+2315m通风斜巷→+2581m总回风巷→地面。
东井三水平(+2530m水平)以上的A3煤层是进行采区的开拓、准备与回采的区域,按照我矿采掘设计的要求,为了调整东井三水平的风量,分别在+2530m分层甩车石门设置四道正反向调节风门,在+2581m绞车回风道设置四道正反向调节风门,在+2595m回风巷与+2595m回风石门交叉处进山段150米处和+2595m行人通风上山第一联络巷下口处各设置调节风门进行风量调节。
(详看东井通风系统图)
我矿通风方式为分区式通风,东井三水平(+2530m水平副井)与东井二水平(+2314m水平主井)共用一个总回风井。
风路3:
(新鲜风流)+2530m平硐→+2530m副井运输巷→+2530m分层石门→+2530mA3巷→+2535m运输石门→+2547m至+2590mA3柔采工作面切眼→+2590mA3回风巷(污风)→+2595m回风石门→+2581mA2总回风巷→地面。
风路4:
(新鲜风流)+2530m平硐→+2530mA2运输巷→2535A3通风行人上山→+2595A3上山(局扇)→上山掘进工作面。
第三章、风量计算
第一节、采煤工作面所需风量
(1)按沼气涌出量计算
Q采1=100×
QCH4×
KCH4×
C
式中:
Q采1--采煤工作面所需风量m3/min
QCH4--采煤工作面沼气平均绝对涌出量取0.05m3/min
C--采煤工作面风流中沼气取1%
KCH4--沼气涌出量不均衡系数取1.15
0.05×
1×
1.15=5.75m3/min
(2)按工作面同时工作的最多人数计算
Q采1=4N
式中:
N--采煤工作面同时工作的最多人数计算,该工作面同时作业人数取8人,加上辅助人员及其它人员 取N=10人
Q采1=4×
10=40m3/min
(3)按工作面温度计算
Q采1=60·
V采·
S采
式中V采--工作面适宜风速,取:
1.8m2/s
S采--采煤工作面的平均断面积,取2.6m2
Q采1=60×
2.6×
1.8=280m3/min
(4)按炸药消耗量计算
Q采1=25A
A--采煤工作面一次放炮的最多炸药消耗量,取1.8kg
Q采1=25×
1.8=45m3/min
(5)按风速验算
采煤工作面需风量取以上计算的最大值,Q采1=280m3/min,按最低风速验算工作面最低风量为:
Q采低=60×
0.25×
S=60×
2.6=39m3/min
按最高风速验算,工作面最高风量为:
Q采高=60×
4×
2.6=624m3/min
式中S--采煤工作面的平均断面取2.6m2
Q采低<Q采1<Q采高计算结果符合风速验算要求
第二节、掘进工作面所需风量
一、计算掘进工作面需风量
(1)按掘进工作面同时工作时最多人数计算
Q掘1=4N
N--掘进工作面同时工作的人数,取6人
Q掘1=4×
6=24m3/min
(2)按局扇的吸风量计算
Q掘2=Q扇K
Q扇--局扇实际吸风为120m3/min
Q掘2=120×
1.15=138m3/min
(3)按瓦斯的绝对涌出量计算
Q掘3=100×
q掘×
k掘
k掘--掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数取1.15
q掘--掘进工作面绝对涌出量取0.09m3/min
0.09×
1.15=10.35m3/min
(4)按掘进工作面的炸药量计算
Q掘4=25A
A--掘进工作面一次放炮最多的炸药消耗量,取4.8kg
Q掘4=25×
4.8=120m3/min
(5)按风速进行验算
掘进工作面风量,取以上计算的最大值Q掘3=138m3/min。
按最低风速验算,工作面最低风量为:
Q掘低=60×
4.3=64.5m3/min
Q掘高=60×
4.3=1032m3/min
S--掘进工作面的断面取4.3m2
Q掘低<Q掘1<Q掘高
计算结构符合风速验算要求,所以局扇选型为FBDNO5/2×
5.5型对旋式局部通风机2台,一台使用,一台备用。
二、确定掘进工作面数量
目前,我矿布置有2个掘进工作面,即:
+2595m—+2660m上山掘进工作面(一对),所需风量为138m3/min×
2=276m3/min。
第三节、硐室需风量
东井+2314水平无独立通风硐室,不计算硐室风量;
东井三水平有2各硐室,即:
机电硐室和消防硐室,(因为机电硐室和消防硐室风量经过该2个硐室后再进入各工作面,所以东井三水平的总进风量不变)。
第四章、风量分配、摩擦阻力及等积孔计算
第一节、风量分配
一、风量核算
(一)、东井二水平(+2314m水平)
东井二水平为我矿主井运输平硐,用风地点主要是轨道上山、绞车硐室和装煤下部车场,按照矿井实际情况,给东井二水平配风如下:
1、轨道上山和绞车硐室:
(1)、按照轨道上山最多人数计算:
Q轨道=A×
Q风量=15×
4=60m3/min;
A:
为轨道上山最多人数:
取15人;
Q风量:
为每人每分钟需要最低风量,取4m3/min;
(2)、按照最低风速计算:
Q轨道=S轨道×
V轨道×
60×
K矿通
=6.81×
0.8×
1.1
=365m3/min;
S轨道:
为轨道上山断面积,取6.81m2;
V轨道:
为轨道上山最低适宜风速,取0.8m/秒;
K矿通:
为矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风系数取1.1;
通过计算,轨道上山风量取为365m3/min;
2、+2314m水平装煤下部车场风量
(1)、按照车场作业的最多人数计算:
Q车场=A×
Q风量=5×
4=20m3/min;
为车场同时作业的最多人数:
取5人(运输人员);
Q车场=S车场×
V车场×
=6.1×
0.5×
=201m3/min;
V车场:
为下部车场适宜风速,取0.5m/s;
S车场:
为车场巷道断面,取6.1m2
通过计算可得,Q=0.5×
6.1×
1.1=201m3/min.
通过以上计算可以确定,装煤下部车场分配风量201m3/min。
Q二水平=(ΣQ轨道上山+ΣQ车场)
=(365+201)
=566m3/min
(二)、东井三水平(+2530m水平副井)
东井三水平有1个采煤工作面和2个掘进工作面,2各硐室,即:
机电硐室和消防硐室,(因为机电硐室和消防硐室风量经过该2各硐室后再进入各工作面,所以东井三水平的总进风量不变),故东井三水平的进风量为:
Q三进风=[(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ分层)×
K矿通]
=[(280+138×
2+60)×
1.1]
=616m3/min
ΣQ采-采煤工作面需风量之和,取1个采煤工作面;
ΣQ掘-掘进工作面风量之和,取,2个掘进工作面;
ΣQ分层-+2530m分层石门风量,取60m3/min,(按照同时经过分层石门最多人数15人,每人每分钟4m3/min);
K矿通-矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风系数取1.1;
因东井二水平和三水平分别进风,所以矿井的总进风为:
Q矿总进风=Q二进+Q三进=(566m3/min+616m3/min)=1182m3/min
二、风量分配
东井二水平按矿井的总进风量计算为566m3/min,按照矿井实际情况,分别给轨道上山和绞车硐室分配风量365m3/min,装煤下部车场(机电车场)分配风量201m3/min。
东井三水平有1个采煤工作面、2个掘进工作面和2各硐室,即+2595m—+2660m—+2737mA3上山掘进工作面(一对工作面)及+2530m机电硐室和消防硐室。
故一个掘进工作面的风量:
138m3/min,两个掘进工作面风量为Q掘=138×
2=276m3/min,按照《煤矿安全规》程要求,给硐室分配风量为60m3/min,即60m3/min×
2=120m3/min,因为该机电硐室和消防硐室风量经过该2各硐室后再进入各工作面,所以东井三水平的总进风量不变。
东井三水平回采工作面的风量为:
Q采=[Q三进风-(Q掘-Q硐-Q其它)×
1.1]/1.1
Q采=[616-(138+138+60)×
=280m3/min。
各巷道风量详见通风系统图。
第二节、巷道总阻力、等积孔计算
东井+2530水平的回采工作面位于2547水平区段,矿井通风阻力见井巷摩擦阻力计算表,矿井通风局部阻力系数取15%,通过计算可知东井通风总阻力为各区段通风阻力之和。
(详见矿井通风阻力计算表)。
H总阻力=h1+h2+h3+h4
=2.3+1.38+26.46+25.59+(2.3+1.36+26.46+25.59)×
15%
=64(毫米水柱);
矿井等积孔为:
A=0.38/√h阻/Q2
=0.38/√64/(24.5)2
=1.15m2
矿井通风容易时期等积孔为:
1.15m2,通风难易程度为较容易。
第三节、选择矿井主要通风机
根据通风计算结果,我矿东井选择的主要通风机为轴流式主扇。
型号:
FBCZ№.12/45.,共2台,一台在用、一台备用。
通风机功率为45KW,风压580pa-1650pa,风量1000-1800m3/min,满足矿井9万吨的井型需要。
第五章、通风设备
第一节、主要通风机的风量和风压
(一)、计算通风机的风量、风压
1、我矿选择的是轴流式主扇,采用抽出式通风,故主扇最大和最小风压
H扇=h阻+h自
=64+20=84毫米水柱
式中H扇--通风阻力毫米水柱。
2、确定扇风机的风量
Q扇=Q·
K外
=19.7×
1.1=21.67m3/S
Q--不包括外部漏风的矿井总进风量m3/S
K外--外部漏风系数,抽出式系数K外=1.1
3、选择电动机
N扇=N扇大×
Q扇/102×
h扇==23.1kw
.h扇大--分别为通风容易时期扇风机的风压:
毫米水柱
Q扇--扇风机风量:
米3/秒
h扇--扇风机的工作效率取0.7
4、计算电动机的输出功率
电动机的输出功率为:
N电出=1.1×
N扇=1.1×
23.1/0.8=31.7kw
η传--传动效率,取η传=0.8
N扇大--电动机输入功率
据以上计算,我矿目前使用的FBCZ№12—45型轴流式主扇,风量为1000-1800m3/min,电动机输出功率45千瓦,风压580pa-1650pa的通风机能完全满足我矿东井二水平和三水平的通风需要,主扇为两台同等能力的通风机,其中一台运转,一台备用。
(二)、返风
采用扇风机的电动机返转方式进行矿井返风,风量不少于正常风量的40%。
第二节、供热风系统计算
东井位于寒冷地区,根据《煤矿安全规程》规定,井筒必须采用保温措施,防止井下寒冷出现结冰现象及对人体身体健康的影响,因此,在东井+2314水平井口外20米安装热风炉,将空气加热到40℃~60℃,经暖风道再与自然进入的冷空气相混全至2℃以上后再送入井下。
矿井总风量为Q′=9.96m3/S
则Q能=24·
120·
Q′·
(2-tc)=77.44万/小时
Q1:
东井+2314水平进风量
-当地大气冬季最低气温,取tc=-25℃;
考虑到15%富余量,故选用WYREI-40型热风炉,主风机为4-72NO5A右180°
电动机型号Y160M2-20型15kw
第三节、矿井通风费用计算
I主=N.24.365/2(η电.η变.η线.η传)
I主--主扇全年的耗电量,千瓦·
小时/年
N--矿井一年内最大的主扇输入功率取45千瓦
η电--主扇电动机效率,取0.8
η变--变压器效率,取0.8
η线--电线的输电效率,取0.95
η传--传动效率,取1
I主=(45×
24×
365)/(0.8×
0.95)=64.83万千瓦·
小时/年
每吨煤的电耗量:
I煤=I主/9=64.83/9=7.2千瓦·
小时/吨
T--矿井年产量取9万吨
则每吨煤的通风费用
E=I煤·
D=7.2×
0.5651=4.07元/千瓦
E--每吨煤的通风费用元/吨
D--每度电的电价元/千瓦·
小时,取D=0.5651
第四节、矿井通风合理性分析
一、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
1、矿井通风方式、系统对矿井安全的保证程序和措施。
设计的通风系统合理,风量按《煤矿安全规程》要求计算,设计风量可满足矿井达到9万t/a规模时矿井需风量的要求。
矿井通风设备设计选用2台FBCZ№12/45型轴流式通风机,1台工作,1台备用,风机风量满足矿井通风能力要求。
2、反风系统及可靠性。
反风系统及可靠性:
该反风系统满足《煤矿安全规程》所规定的反风量及反风时间的要求,且反风系统简单,操作容易,安全可靠。
3、矿井安全出口及保证措施
矿井主、副井作为第一安全出口,回风井作为第二安全出口。
二、通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度
东井二水平和三水平采用分区式通风,进风井为二水平和三水平,回风布置在+2581A2水平和A3煤层+2598m—2737m行人通风上山,与中央式通风相比,缩短了矿井通风线路和避灾线路,提高矿井的抗灾能力,同时进风井与回风井之间的距离相对较大,产生的漏风较小,有效风量高。
主扇采用的是抽出式通风方法,当主扇意外停机时,井下瓦斯涌出量比较压入式通风方式小,主扇的负压和风量均有一定富余,且通风和装置及其供电电源为同等能力的两套装备,通风装置及供风可靠。
该通风设计中,各采区和掘进工作面均为独立的进风与回风,避免以往大串联通风,极大提高了矿井抗灾和救灾能力,但存在开拓工程量大,管理难度大,现有个别巷道通风阻力较大。
在今后的开拓中改变巷道支护类型,扩大巷道断面,减少摩擦阻力,有效提高矿井风量。
第五节、安全措施
一、主要通风机管理措施
1、通风机使用前,必须进行一次通风试运转工作,以后每年至少进行一次性能测试。
2、返风方式采用主扇的电动机返转返风,保证在10分钟内改变巷道中的风流方向,当风流方向改变后,主要通风机的供风量不少于正常风量的40%。
3、主要通风机必须配备水柱计、电流表、电压表、轴承湿度计等,并有专人值班,保证主扇的正常运转。
4、修建井下风门、挡风墙、调节风门等安全设施,并有专人负责维护管理,保证设施的完好。
5、建立测风制度,设置专职的测风人员,每10天对全矿井的风量进行一次检测,根据实测结果对各作业地点风量进行核对和调整。
6、加强掘进工作面的通风管理,风筒按掘进作业规程中的规定悬挂,必须做到停工不停风。
7、掘进巷道必须按掘进作业规程上的断面规格掘进,巷道要保持平直,减少杂物的堆积,拐弯处的内侧和外侧要做成斜面或圆弧形。
二、采、掘工作面局部通风保证措施
1、回采工作面有独立的通风系统,风量、风速满足《煤矿安全规程》中的规定。
2、通风设施和通风设备选
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