正式通风设计3.docx
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正式通风设计3
全伦煤矿
矿井通风设计及
安全技术措施
2017年11月
目录
一、编制依据4
二、矿井基本概况4
三、矿井通风系统5
1、主通风机概况5
2、矿井目前通风情况5
四、矿井通风参数计算5
(一)矿井风量计算5
1、矿井风量计算原则5
2、矿井风量计算5
3.按炸药量计算7
4.掘进工作面局部通风机选型8
5.按局部通风机实际吸风量计算掘进面全风压需要风量8
6、矿井风量分配10
(二)、通风阻力的计算11
1、矿井通风总阻力计算原则11
2、自然风压11
3、矿井通风总阻力计算11
五、矿井通风设备及反风15
(一)主要通风机15
⒈概述15
2、风机工况点15
3、工况调节方式16
4、辅助设施16
(二)、反风方式、反风系统及设施17
1、反风方式17
2、反风系统17
3、反风设施18
六、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析18
七、系统调整前的准备工作19
八、贯通后通风系统调整步骤19
九、通风系统调整安全技术措施20
1.组织措施20
一、编制依据
(一)、《煤矿安全规程》。
(二)、《煤矿建设安全规范》。
(三)、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006)。
(四)、《煤矿主要通风机站设计规范》(GB50450-2008)
(五)、《煤矿矿井风量计算方法》。
(六)、晴隆县大厂镇全伦煤矿安全设施设计(修改)。
(七)、矿井其他资料
二、矿井基本概况
矿井设计生产能力为30万吨/年,矿区可采煤层(全区和大部)为17、18、19共3层,现今矿井布置有主斜井、副斜井、回风斜井等三个井筒,三条井筒目前已经贯通。
现正在进行主扇开启前的准备工作,仍然采取局部通风机压入式供风方式。
表1井筒主要特征表
项目名称
主斜井
副斜井
回风斜井
井口标高
+1528m
+1518m
+1543m
井筒方位角
180°
180°
162°
水平标高(m)
+1401
+1401
+1401
井筒总长度
660
494
670
井筒断面(m2)
净
8.82
8.82
10.50
掘进
9.60
9.60
11.40
井筒装备
胶带输送机
道轨
瓦斯管路
三、矿井通风系统
1、主通风机概况
本矿井计划采用机械抽出式通风,现矿井已配置风机FBCDZ—No23两台,每台风机配套电机为两台防爆电动机(660V,200kW,980r/min),风量范围3480~7200m³/min风压范围300~4100pa。
2、矿井目前通风情况
矿井采用中央并列式通风,副斜井进风,主斜井辅助进风,回风斜井回风矿井总进风量2378m³/min,矿井总排风量2496m³/min,通风阻力864Pa,风阻0.71N.S2/m8,等级孔1.68m2。
四、矿井通风参数计算
(一)矿井风量计算
1、矿井风量计算原则
矿井需风量,按下列要求分别计算,并采取其中最大值。
(1)按井下同时工作最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3。
(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
各地点的实际需要风量,必须使该地点风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度,风速以及温度,每人供风量符合《煤矿安全规程》的有关规定。
2、矿井风量计算
㈠矿井总进风
⒈按井下同时工作最多人数计算:
Q=4xNxK
式中:
N——井下同时工作的最多人数(人)
K——矿井通风系数((K=1.15~1.20)本矿取1.20
则有:
Q=4x80x1.20=384(m³/min)
⒉按采煤、掘进、独立通风硐室及其它用风点实际需风量:
⑴采煤工作面所需风量
尚未形成
⑵掘进工作面风量
全矿配有掘进工作面1401运输巷、1401回风巷、19煤东翼回风上山、1401专用回风道、11905回风巷五个掘进工作面。
都布置在19煤层中。
煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量,应按下列因素分别计算,取其最大值,按实际情况取2个掘进工作面中所需风量最大值计算。
1.按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算掘进面需要风量:
Q掘迎=125×q瓦×K掘=125×0.558×2=139.5
式中:
Q掘迎-----掘进工作面需要风量(m3/min)
q瓦------掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌出量(m3/min)经实测为0.48。
我矿经过主井揭19煤和鉴定巷掘进过程中,实测掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌出量最大值为0.558,详见表2。
K掘-----掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,(一般可取1.5~2.0)。
表2全伦煤矿掘进工作面揭煤期间瓦斯涌出量统计表
序号
地点
日期
年/月/旬
平均CH4浓度(%)
风量
(m3/min)
绝对瓦斯涌出量
(m3/min)
1
鉴定巷
2017/8/上
0.14
285
0.399
2
鉴定巷
2017/8/中
0.16
294
0.4704
3
鉴定巷
2017/8/下
0.20
279
0.558
4
1401运输巷
2017/10/上
0.12
276
0.3312
5
1401运输巷
2017/10/中
0.13
285
0.3705
6
1401运输巷
2017/10/下
0.18
281
0.5058
上表中分别筛选揭煤期间的个地点的3个数据填写.
绝对瓦斯涌出量的计算公式
单位时间的涌出量体积单位为m3/d或m3/min
Qg=Q×c/100
式中Qg——绝对瓦斯涌出量(m3/min);
Q——风量(m3/min);
C——风流中的平均瓦斯浓度(%)
3.按炸药量计算
三级煤矿许用炸药Qhf1≥10Ahf=141
式中:
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量14.1kg。
3.按工作人员数量计算
Qhf1≥4Nhf=36
式中:
Nhf------掘进工作面同时工作的最多人数即取6(人)。
选取最大值确定工作面需风量Qhf1=141>139.5>36
按风速进行验算
岩巷掘进最低风量:
Qhf1≥60×0.15Shf=60×0.15×8.8=79.2
掘进巷道最高风量:
Qhf1≤60×4.0Shf=60×4.0×8.8=2112
式中:
Shf-----掘进工作面的断面积(m2);
0.15----掘进工作面(岩巷)允许的最小风速(m/s);
0.25----掘进工作面(煤与半煤岩巷)允许的最小风速(m/s);
4.0-----掘进工作面允许的最大风速(m/s)。
经验算:
选取掘进工作面最低需要风量满足风速验算需要。
4.掘进工作面局部通风机选型
Qaf1=Qhf1/(1-P百)m=141/(1-3%)7=174.53
式中:
Qaf1----局部通风机需要吸风量,m3/min;
m-----独头通风百米长度指数(即通风长度为100米,200米,300米,400米,…时,m分别取1,2,3,4…);
P百----柔性风筒百米漏风率,可参照表3选取。
表3柔性风筒百米漏风率
通风距离(m)
<200
200~500
500~1000
1000~2000
>2000
百米漏风率(%)
<15
<10
<3
<2
<1
根据上述计算结果,确定该掘进工作面选用局部通风机型号,确定局部通风机实际吸风量Qaf。
我矿现配备有FBDNo6.0/2*22,风量为530~300m3/min,满足通风需求,选用FBDNo6.0/2*22的局部通风机。
5.按局部通风机实际吸风量计算掘进面全风压需要风量
1)有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷
Qhf=Qaf·I+60×0.25Shd=432.3
式中:
Qhf------局部通风机所在巷道全风压风量(m3/min);
Qaf------局部通风机实际吸风量(m3/min);
I-------掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
0.15----无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速(m/s);
0.25----有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速(m/s);
Shd------局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积(m2)。
2)按局扇的吸风量计算(我矿掘进工作面选用FBDNo6.3/2*22(对旋局扇),吸风量最大为530(m3/min)。
在安装有局扇的巷道内风量不少于局扇风量的1.2倍。
Q=QF×I=560×1.2=672m3/min
6、掘进工作面总需风量
根据以上计算取局部通风机的最大吸风量560m3/min,为保证生产接续,为了保证生产正常接替,共安排四个掘进头。
则:
∑Q掘=560×5=2800m3/min
7、硐室及其它风量:
Q机电硐室=3600x∑Wxθ/1.2x1.005x60x△t(m³/min)
式中:
∑W-机电硐室中运行的电机总功率
△t-机电硐室进、回风的气温差(℃)
θ-机电硐室发热系数,空气压缩机房取0.2~0.23;水泵房取0.02~0.04
表4各类硐室风量下限
硐室名称
配电所
水泵房
需风量(m³/min)
60
100
上述硐室温度超过30度时,风量按需风量下限表提高1倍进行配风。
由于我矿变电所和泵房的主要电气设备还未安装投入运行,所需风量按照下限风量供风;则Q硐室=60+100=160m³/min
8、矿井实际需风量:
Q总=(Q采+Q掘+Q硐室)K(矿井风量备用系数)
=(0+560*5+160)*1.2
=3552m3/min
6、矿井风量分配
(a) 分配原则
(1)分配到各用风地点(包括回采面、掘进面、硐室等)的风量应不低于所计算出的需风量。
(2)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风量。
(3)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。
矿井风量分配量:
2)各个掘进工作面分配风量350m3/min。
3)硐室分配风量为300m3/min,其中井下中央变电所取150m3/min,水泵房取150m3/min。
4)其他用风巷道所需风量500m3/min。
(b)风速验算
矿井在设计的时候要考虑巷道断面对风的影响,巷道断面大风速就太慢,巷道断面小了行人过车不方便,所以合理的设计断面选择最适宜的风速是很重要的。
各巷道允许最大最小风速见表4。
表5 井巷中风流风速(m/s)
井巷名称
允许风速
最低
最高
回采工作面,掘进面
0.25
4
无提升设备的风井
—
15
专为升降物料的井筒
—
12
主要进、回风巷
1.0
8
根据风速计算公式,可计算出各井巷中风流的速度,如表5所示。
表6 主要井巷风速计算表
井巷名称
风量(m3/min)
净断面积(m2)
风速(m/s)
掘进面x5
1750
12.6
0.46
副井
1920
8.82
3.63
主井
920
8.82
1.74
硐室及其他巷道
800
风井
2920
10.5
4.64
(二)、通风阻力的计算
1、矿井通风总阻力计算原则
(1)、矿井通风的总阻力,不应超过3000Pa。
(2)、矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
2、自然风压
本矿井主斜井井口标高+1526.33m、副斜井井口标高+1516.694m、回风斜井井口标高+1540.86m,进回风口高差小于150m,另外根据批准的矿区范围,矿井最低开采标高为+1300m,开采煤层最大垂深小于400m。
因此,本矿井不考虑自然风压的影响
3、矿井通风总阻力计算
按照矿井用风地点及通风情况,以能量方程为基础,按照矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律,通过计算得出矿井通风在不同条件下的各分支的参数。
1.摩擦阻力
沿着通风阻力最大的风路,用计算得出各段风路井巷的磨擦阻力:
hfr=aLUQ2/S3
式中:
hfr——巷道摩擦阻力;
L、U、S——分别是巷的长度、周长、净断面积;
Q——分配给井巷的风量;
α——各巷道的摩擦阻力系数。
2、局部阻力
风流经过井巷的一些局部地点,如弯曲、突然增大或缩小、交叉等,使风流发生变化,形成极为紊乱等涡流,导致能量的损失。
造成这种冲击或涡流的阻力称为局部阻力。
这种阻力所产生的风压损失称为局部阻力损失。
井下产生局部阻力的地点随多,但一般只占矿井通风阻力的10%左右。
在通风设计中,不在单独计算每一局部阻力的大小,而是在算出矿井总摩擦阻力后,取其10%加入摩擦阻力中,即为矿井通风总阻力。
3、巷道通风总阻力计算方法
当风量按各个用风地点的需要或自然分配后,选择达到设计产量后,计算出通风阻力最大分支的通风阻力,分别累加后便得所要计算的阻力。
计算公式:
=482.31
式中:
h----矿井通风阻力,毫米水银柱
a----井巷摩擦阻力系数,N*s2/m4
L----井巷长度,m
S----井巷净断面积,m2
P----井巷周长,m
Q----通过的风量,m3/s
h局----局部阻力,pa
He----自然风压,pa
经过分析和验算矿井全负压供风的通风阻力最大分支为:
副井→11401运输巷→回风井→地面。
序号
巷道名称
支护方式
巷道长度
(m)
净断面
(m2)
净周长
(m)
摩擦阻力系数
(N.S2/m4)
风量
(m3/s)
负压
(pa)
风速
(m/s)
1
副斜井
锚喷
494
8.82
11.20
0.010
32
104.51
3.63
2
11401运输巷
锚网索
100
12.6
14.6
0.025
5.83
19.26
0.83
3
回风斜井
锚喷
670
10.5
13
0.010
64.67
314.68
6.19
4
局部通风阻力10%
43.86
共计
表7
五、矿井通风设备及反风
(一)主要通风机
⒈概述
目前,矿井已安装同能力的FBCDZ-6-№23型防爆对旋轴流式风机两台,一台运行,一台备用。
配套电机:
YBF355L-8,电机功率2×200KW,660V,风量范围3480~7200m³/min,风压范围300~4100Pa。
该已有风机能够满足要求,因此本次设计予以利用。
2、风机工况点
通风机性能曲线及工况点下图。
由图可知,通风容易时期叶片安装角度32°/19°,通风机的静压效率65%。
图1
风机实际工况点参数如下表:
表8风机运行工况点参数表
风量(m3/s)
负压(Pa)
叶片安装角度
效率η
正常运行
50.1
482.3
3˚
30%
3、工况调节方式
在实际工作时需进行风机工况调节时采用调整安装叶片的方法进行。
4、辅助设施
1.防爆门
(1)为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机,在风井口处设置防爆门,防爆门至井筒内引风道的开口位置长10m,引风道长10m。
(2)防爆门的断面积不得小于出风井口的断面积。
(3)防爆门必须正对出风井的风流方向,保证在井下发生爆炸时,高压气流能将它冲开。
(4)防爆门的结构应坚固严密,水封槽中经常保持足够的水量,以防止漏风。
(5)防爆门上要挂平衡配重。
(6)防爆门每6个月检查维修一次。
(7)防爆门用钢板焊接而成,并设置平衡锤,在防爆门前设置一对滑轮,平衡锤通过钢丝绳过定滑轮与防爆门相连,设置平衡锤给防爆门的拉力比风机负压对防爆门的吸力稍小,这样发生爆炸的时候可以冲开防爆门,保护风机,风机停止运转的时候可以自行打开以便自然通风。
2.风硐
(1)主要和备用通风机的2条引风道与回风井之间的夹角满足30°~45°,引风道长度10m,引风道内设置风闸,主要通风机运行时,主要通风机引风道风闸打开并固定好,备用通风机引风道风闸则关闭并固定好。
(2)引风道要有足够断面,保证风速不超过15m/s。
(3)引风道断面内壁应保持光滑,平缓,无堆积物,以减少通风阻力。
(4)引风道与风井连接处设铁栅栏格且要牢固可靠。
3.扩散器(扩散塔)
(1)在主要通风机出口处接一段有一定高度,面积逐渐扩大的风筒(扩散器),从而降低出口速压,将通风机出风口的动压大部分转换为静压从而提高静压,减少风机出口动压损失,提高风机效率。
(2)扩散器直接向风机厂家定做或风机配套。
4.安装布置方式
在风硐前方的地面安设轨道,主要通风机安设于轨道上。
5.机房安全出口
轴流式通风机,无需设置风机房,只设主要通风机配电房,配电房内设风机控制柜。
6.机房以及监测监控仪器
严禁主要通风机房兼作他用。
主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表,还必须有直通矿调度室的电话,并有反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程。
主要通风机的运转应由专职司机负责,司机应每小时将通风机运转情况记入运转记录簿内;发现异常,立即报告。
各种监控仪表必须配套齐全。
(二)、反风方式、反风系统及设施
1、反风方式
本设计采用轴流式通风机电动机反转反风。
当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风,为防止反风时由于风压作用将安全出口风门压开并短路流出,故安全出口中的风门要采用两道连锁的双向风门。
2、反风系统
反风时由回风斜井进风、主斜井和副斜井回风。
3、反风设施
(1)主要通风机控制柜具有控制电机正反转功能,反风时由控制柜开启电机反转。
(2)井下所有风门均设置为正反向风门,不致在反风时风门被吹开引起风流短路。
六、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
⑴矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施
矿井采用抽出式通风方式。
新鲜风流由副斜井、主斜井进入,乏风从回风斜井排出。
回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风,掘进工作面为压入式。
抽出式通风是当前主要的通风方式,适应性广泛。
具有漏风量小,通风管理简单等优点,同时由于井下风流处于负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下风流压力提高可使采空区瓦斯涌出量减少,比较安全。
该矿井通风系统是一个完整的独立通风系统,该系统保证了各采掘工作面、硐室及其它用风地点风量的需要,消除了串联通风和其它不合理的通风,且具有可靠的避灾路线。
⑵矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响
该矿采用斜井开拓,抽出式通风方式。
在主斜井安装有胶带运送机运输煤炭,副斜井安装有提升绞车的轨道,作为运送材料和矸石,布置有架空乘人装置提升人员,该矿布置有专门的回风斜井,井口安装有防爆门,当井下一旦发生爆炸事故时,爆炸冲击波首先冲开防爆门,而不冲击主要通风机,确保矿井通风机安全。
安全应急出口内安装有两道双向风门,以减少漏风,防止风流短路,确保矿井通风系统的正常。
七、系统调整前的准备工作
1、矿主扇调试运行正常,设备完好。
2、各种通风设施修建完好,并且随时能投入运行。
3、通防科作好调整系统前的准备工作。
4、监测监控:
目前我矿安设有瓦斯传感器8处,在形成负压通风系统前将再安设瓦斯传感器8处,在主、副、风井增设3组风速传感器,并在通风机房安设一部直通矿调度室的电话,人员定位系统必须准确可靠。
5、仪器仪表:
目前我矿有高、中、低速风表共5套,电子风速表3套。
6、主井、风井和副井各建立一个永久测风站。
7、主扇通风机双回路供电,并且电源容量能满足主要通风机电机启动的最大电流的要求。
8、回风斜井内瓦斯抽放管路安装完好,道轨及各种设施拆除完毕,回风井内台阶铺设完好。
八、贯通后通风系统调整步骤
1、所有准备工作就绪后,矿召开预备会,落实各部门和所有参加人员的职责及工作任务,所有参与系统调整人员都要贯彻学习本措施。
2、调整前,将井下所有人员撤到主井、副井、回风井井口并指派专人站岗,发现问题立即向调度室汇报。
3、机电科派人将井下动力电源全部断电,但不得断开安全监测电源,并给调度室汇报。
4、矿井贯通系统形成后,待通风系统稳定,通风科派测风员到各测风地点进行风量测定,当班瓦斯检员到各地点检查瓦斯浓度和二氧化碳浓度都符合《规程》规定后,测风员、瓦斯检查员立即向调度汇报。
5、测风员、瓦斯检查员检查后,及时向通风科汇报,由通风科根据数据和实际情况,安排对井下各用风地点的风量按照配风计划进行调整,并由测风员在井下对风流进行观察,风流稳定后,向系统调整领导小组办公室汇报。
6、监控员要时刻监测井下气体参数,发现异常,立即汇报。
九、通风系统调整安全技术措施
1.组织措施
为了保证调整工作的顺利进行,成立通风系统调整工作领导小组
组长:
余廷勇
副组长:
张永利、朱冕贞、高尚
成员:
通风科、机电科、技术科、安检科、调度室等相关人员。
职责:
(1)组长:
通风系统调整的全权指挥者,统一协调指挥矿井通风系统调整工作,负责通风系统调整工作人员的调动。
(2)副组长:
在组长的领导下组织开展自己分管业务范围内的工作,保证通风系统调整工作的顺利进行。
(3)领导组成员:
在分管领导的直接领导下开展工作,分工把关,做好领导安排的所有工作。
通风系统调整领导小组办公室设在调度室,对通风系统调整工作负责,调整通风系统。
组长任地面总指挥并在调度室指挥,副组长及成员按其职责分别在井下和地面主扇房坚守岗位。
2、通风科负责调整方案、步骤及措施的制定、审批,同时负责系统调整方案贯彻、所涉及通风设施的施工安排、监督实施,以及系统调整时所需各类仪器仪表,并安排测风员及时测定系统范围内的风量。
3、施工单位按照调整通风系统方案及措施构筑完成通风设施的施工,并按时保质保量完成。
4、构筑系统调整时新增的通风设施,使其处于待用状态,保证在调整系统时能投入使用。
5、根据各工作面和所有用风地点的所需风量计算好并配足足够的风量调节器材。
6、系统调整前,通风队参与系统调整人员必须提前到达现场,掌握贯通前巷道及其它地点情况,做好系统调整前准备工作。
7、系统调整前,所有新安装的监测监控设备要提前调试合格,并在系统调整前15天投入运行,确保准确无误。
8、改变通风系统前要进行一次全矿井测风工作,并对所有闭墙进行一次跑、漏风隐患大排查,如有问题及时处理;改变系统后要对全矿井各测风站和用风地点进行一次风量测算,观测矿井负压变化,并通过计算矿井通风等级孔评估矿井通风的难易程度,保证各工作面和用风地点风量满足要求。
9、加强瓦斯监测监控设备的调校、检修工作,确保监控系统能每天24小时不间断正常运行。
10、通风系统调整时,停止井下所有与通风系统调整无关的工作,撤出无关人员,并严格控制入井人员,因工作需要必须入井的人员,必须配带压缩氧式自救器、便携仪、人员定位仪和矿灯。
11、通风系统调整时,各种监控设施必须保证齐全、灵敏、准确、可靠。
12、系统调整过程中,通风科科长及测风员必须到现场负责通风系统调整工作,同时,密切注
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