通风设计.docx
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通风设计
第一章矿井概况
第一节井田概况
井田东西长1.335km,南北宽1.23km,面积约1.667km2。
井田内煤炭资源/储量5136.92万t,其中探明的内蕴经济资源量(331)3694.41万吨,控制的内蕴经济资源量(332)1348.37万吨,推断的内蕴经济资源量(333)94.14万吨。
第二节地质构造与煤层
井田呈一南倾的单斜构造,北部较陡20°~45°,南部较缓10°~12°。
矿区西界外发育有f2平移断层,沿库勒萨依沟展布,为一高角度平移断层,本区地层相对北移上盘,平移断距100m左右,对区内煤层影响不大。
井田构造总体上属简单构造。
井田内共有可采煤层3层,自上而下编号依次为22、23-25、26号煤层,均全井田可采,层位稳定,其中22号煤层结构简单,无夹矸,煤厚1.96~5.70m,平均厚3.90m,属较稳定的厚煤层,下距23-25号煤层平均间距42.70m;23-25号煤层大部分结构简单,夹矸1~6层,煤厚12.49~20.87m,平均厚17.03m,属较稳定的厚煤层,下距26号煤层平均间距2.74m;26号煤层结构简单,夹矸0~2层,煤厚28.02~35.68m,平均厚30.42m,属较稳定的巨厚煤层。
原煤为特低灰、高挥发分、特低磷、低硫、高发热量的41CY及部分31BN。
第三节地理与交通
矿井位于伊宁县潘津乡西北12km处,距伊宁县20km,行政区划属潘津乡管辖,西南邻有一煤矿金龙煤矿。
矿井有简易公路与218国道相连,向东南15km可达伊宁市,伊宁市由218国道西行52km与312国道相连,东行697km至乌鲁木齐市,由此可达全国各地,另即将投运的精(河)伊(宁)霍(尔果斯口岸)铁路将伊宁市与乌市、阿拉山口岸及全国主要城市相连,成为另一条交通运输大动脉,因此,本区交通十分便利。
第四节水文地质
本区位于伊宁盆地北缘,东部以中低山为主,西部以中低山~低山丘陵为主,西邻库勒萨依沟。
地势北高南低,东高西低。
海拔高程在980~770m,相对高差约220m。
含煤地层出露区高程多在810~950m之间。
区内大小沟谷较发育,由东向西分别有三条冲沟,其中库勒萨依沟为最大冲沟,多呈近南北向展布,均为干沟,多为季节性泄洪通道。
井田地下水主要接受大气降水补给。
含煤地层八道湾组下段含水层组单位涌水量0.0242升/秒·米,渗透系数0.0647米/日,富水性弱,沟谷中的第四系孔隙含水层富水性强。
火烧区、塌陷坑及采空区积水是未来矿坑充水的主要因素。
井田为孔隙—裂隙型充水矿床,水文地质条件中等。
根据勘探报告,矿井正常涌水量为1027.63m3/d(42.8m3/h),最大涌水量按正常涌水量1.5倍计算,为1542m3/d(64.2m3/h)。
第五节气候特征
本区属大陆性温带气候,夏季热而多雨,冬季较冷,历年(1956~1987年)平均气温为8.66℃,最高气温40℃以上,最低气温-40℃;相对湿度为62.45%;年降水量为428.10mm;年蒸发量为2364.80mm。
每年10月~11月开始降雪,次年3月~4月融化,最大冻土深达86~118cm,全年无霜期114~189天;全年风力不大,且多集中在4~10月间,以偏西风为主,最大风速达24m/s。
第六节开采技术条件
矿区呈一南倾的单斜构造,井田地质构造较简单,无褶曲及断层分布,煤层倾角北部较陡20°~45°,南部较缓10°~12°,西界外有f2断层分布,但对区内煤层无影响。
因此,地质构造对井田开拓影响不大,有利于矿井采用综合机械化开采。
井田内可采煤层顶底板岩石均以粉砂岩类为主,属于易软化的软弱岩石,稳固性差,其裂隙发育,易沿裂隙产生开裂或侧向胀裂。
据钻孔统计,主采煤层顶、底板RQD值都较低,易破碎,22煤层顶、底分别为56%、52%,23-25煤层顶分别为52%、26煤层底板64%,为岩体完整性中等顶、底板。
第七节瓦斯涌出量
根据钻孔煤芯瓦斯样测定,井田内煤层瓦斯分带为二氧化碳—氮气带,瓦斯含量低,矿井瓦斯相对涌出量为4.08m3/t,二氧化碳相对涌出量为4.41m3/t,2008年1月,矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。
瓦斯随煤层埋深增加瓦斯含量逐渐增大,在工作面通风不畅的情况下,局部瓦斯含量相对聚集也会引发爆炸。
第八节煤尘爆炸性及自然发火
井田内可采煤层均取样进行了煤层自燃试验,经过化验测试,各煤层属易自燃煤层,煤层露头有火烧迹象,烧变岩底界深度25-80m。
各煤尘均有爆炸性,火焰长度300~400mm,抑爆岩粉量75~85%。
第九节矿井规模
据本井田资源条件和开采技术条件,确定矿井设计生产能力为0.90Mt/a,设计可采储量为3344.8万t,服务年限为28.6年。
第十节井田开拓部署
设计对矿井工业场地及井口位置进行了多方案比较,确定利用现有的三个斜井井筒开拓较为适宜。
三个井筒均位于井田西部煤层露头外的台地上。
由于井筒断面较小,需扩砌断面满足生产要求。
在副斜井+730m水平处作平车场,落平后向南作采区石门和下山。
矿井初期投产一个22号煤层单翼下山采区,布置一个工作面保产,采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法,全部垮落法管理顶板。
主斜井胶带提升,净宽3.4m,斜长272.5m,倾角16°30′,担负全矿井的煤炭提升任务;副斜井单钩串车提升,净宽3.4m,斜长150.2m,倾角25°,担负全矿井辅助提升任务;斜风井斜长211.6m,净宽3.2m,倾角25°,担负全矿井的回风任务。
根据矿井开拓方式及煤层赋存情况,全区划分为一个水平下山开拓较合适,水平标高初步确定在+730m水平。
设计采用“下行式”开采,采完上煤层再开采下煤层,即矿井投产初期首先开采22号煤层,再依次开采23-25、26号煤层。
全矿井划分为二个采区,分别为一采区和二采区。
本着先上后下的原则,先采一采区,后采二采区。
第十一节采煤方法
根据本井田的煤层赋存条件和开采技术条件,设计采用走向长壁法开采,可采煤层为厚~巨厚煤层,采用综合机械化采煤工艺,是理想的高产高效煤层,一套综采设备可以保证0.60~1.00Mt/a的生产能力。
第二章矿井通风
第一节矿井通风方式
本井田范围较小,走向长度较短,通风距离较短,瓦斯含量小,矿井采用中央并列式通风,副斜井进风,主斜井辅助进风,斜风井回风,采用机械抽出式通风方式。
第二节矿井主扇型号
矿井主扇风机型号为:
FBCDZ/№24,风机叶轮直径为2.4m,风量30—105m3/s,风压300—1700Pa,转速为590r/min,电动机功率2×90kw。
第三节采掘工作面及硐室通风
工作面布置两条顺槽,均沿煤层底板布置。
两条顺槽中一条为运输顺槽,铺设可伸缩胶带输送机运煤,并兼作进风顺槽,另一条为回风顺槽,同时铺设轨道,进行辅助运输,形成一进一回的“U型”通风系统。
掘进工作面采用局部扇风机压入式通风,井下爆破材料库、轨道下山绞车硐室为独立通风,其它硐室采用串联通风。
第四节矿井风量计算及分配
1、掘进工作面风量计算
1.1、2202切眼风量计算
a、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4·N·K
式中:
Q—矿井总风量,m3/s;
4—每人每分钟最小供风标准,m3/min·人;
N—井下同时工作的最多人数,20人;
K—矿井通风系数,本矿井通风方式为抽出式,取1.2。
Q=4·N·K=4×20×1.2
=96m3/min
=1.6m3/s
b、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
q掘—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min;
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数,取1.5-2.0。
Q掘=100×4.08×(10.2×7.2×1.26)×1.5/24×60
=39.3m3/min
=0.655m3/s
其中2202切眼的掘进断面为10.2㎡,日掘进量为7.2m,煤的容重取1.26。
C、按炸药量计算
Q掘=25A
式中:
A—一次爆破的最大炸药量,采用分次爆破一次用量取8kg。
Q掘=25×8
=190m3/min
=3.16m3/s
d、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Q扇×Ii×K(纳入矿井总风量计算中)
式中:
Q扇—掘进面局部通风机实际吸风量,m3/min;
设计选取的FBD-5.6型局部扇风机的实际供风量240~360m3/min,取360m3/min;
Ii—掘进工作面同时运转的局部通风机台数;
K—为备用系数,取1.2
Q掘=360×1×1.2
=432m3/min
=7.2m3/s
e、按风速进行验算
60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
式中:
Q掘—掘进工作面需要风量,m3/min;
S掘一掘进工作面断面,取10.2m2。
60×0.25×10.2≤Q掘≤60×4×10.2
153m3/min≤Q掘≤2448m3/min
2.55m3/s≤Q掘≤40.8m3/s
根据上述计算取最大值,2202切眼掘进工作面需风量为3.16m2/s。
1.2、2202皮带顺槽风量计算
a、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4·N·K
式中:
Q—矿井总风量,m3/s;
4—每人每分钟最小供风标准,m3/min·人;
N—井下同时工作的最多人数,15人;
K—矿井通风系数,本矿井通风方式为抽出式,取1.2。
Q=4·N·K=4×15×1.2
=72m3/min
=1.2m3/s
b、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
q掘—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min;
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数,取1.5-2.0。
Q掘=100×4.08×(11.34×7.2×1.26)×1.5/24×60
=43.72m3/min
=0.728m3/min
其中2202皮带顺槽的掘进断面为11.34㎡,日掘进量为7.2m,煤的容重取1.26。
C、按炸药量计算
Q掘=25A
式中:
A—一次爆破的最大炸药量,采用分次爆破一次用量取10kg。
Q掘=25×10
=250m3/min
=4.16m3/s
d、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Q扇×Ii×K(纳入矿井总风量计算中)
式中:
Q扇—掘进面局部通风机实际吸风量,m3/min;
设计选取的FBD-5.6型局部扇风机的实际供风量240~360m3/min,取360m3/min;
Ii—掘进工作面同时运转的局部通风机台数;
K—为备用系数,取1.2
Q掘=360×1×1.2
=432m3/min
=7.2m3/s
e、按风速进行验算
60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
式中:
Q掘—掘进工作面需要风量,m3/min;
S掘一掘进工作面断面,取11.34m2。
60×0.25×11.34≤Q掘≤60×4×11.34
170m3/min≤Q掘≤2721m3/min
2.83m3/s≤Q掘≤45.35m3/s
根据上述计算取最大值,2202皮带顺槽掘进工作面需风量为4.16m3/s。
1.3、主副风联络巷风量计算
a、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4·N·K
式中:
Q—矿井总风量,m3/s;
4—每人每分钟最小供风标准,m3/min·人;
N—井下同时工作的最多人数,15人;
K—矿井通风系数,本矿井通风方式为抽出式,取1.2。
Q=4·N·K=4×15×1.2
=72m3/min
=1.2m3/s
b、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
q掘—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min;
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数,取1.5-2.0。
Q掘=100×4.08×(9.6×5×1.26)×1.5/24×60
=25.71m3/min
=0.428m3/s
其中主副风联络巷的掘进断面为9.6㎡,日掘进量为5m,煤的容重取1.26。
C、按炸药量计算
Q掘=25A
式中:
A—一次爆破的最大炸药量,采用分次爆破一次用量取10kg。
Q掘=25×10
=250m3/min
=4.16m3/s
d、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Q扇×Ii×K(纳入矿井总风量计算中)
式中:
Q扇—掘进面局部通风机实际吸风量,m3/min;
设计选取的FBD-5.6型局部扇风机的实际供风量240~360m3/min,取360m3/min;
Ii—掘进工作面同时运转的局部通风机台数;
K—为备用系数,取1.2
Q掘=360×1×1.2
=432m3/min
=7.2m3/s
e、按风速进行验算
60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
式中:
Q掘—掘进工作面需要风量,m3/min;
S掘一掘进工作面断面,取9.6m2。
60×0.25×9.6≤Q掘≤60×4×9.6
144m3/min≤Q掘≤2304m3/min
2.4m3/s≤Q掘≤38.4m3/s
根据上述计算取最大值,主副风联络巷掘进工作面需风量为4.16m3/s。
1.4、其它地点风量计算
井下目前变电所一个,副井底中央变电所,其总功率为,按变电所中运行的机电设备发热量进行计算:
Q电=3600×ΣW×θ/(ρ×Cρ×60×Δt)
式中:
Q电—变电所供风量,m3/min;
ΣW—变电所中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算),kw;取1800kw
θ—变电所发热系数,可根据实际考察由变电所内机械设备运转的实际发热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定,也可按查表,取Q=0.02—0.04;
ρ—空气密度,一般取ρ=1.25kg/m3;
Cρ—空气的定压热,一般可取Cρ=1.000KJ/kg.k;
Δt—机电硐室进回风流的温度差,C取5℃;
3600—热功当量1kwh=3600KJ
把变电所电机功率代入公式,计算结果为:
Q电=3600×1700×0.03/(1.25×1×60×5)
=490m3/min
=8m3/s
1.5、充电硐室(主副井联络巷)风量计算
Q硐=200×q氢
q氢—按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算,一般取0.4m3/min
Q硐=200×0.4
=80m3/min
=1.33m3/s
其它地点需风量
Q=40m3/min
=0.666m3/s
2、矿井总风量计算
根据《煤矿安全规程》规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算,并选取其中的最大值。
1、按井下同时工作的最多人数计算
Q=4·N·K
式中:
Q—矿井总风量,m3/s;
4—每人每分钟最小供风标准,m3/min·人;
N—井下同时工作的最多人数,60人;
K—矿井通风系数,本矿井通风方式为抽出式,取1.2。
Q=4·N·K=4×60×1.2
=288m3/min
=4.8m3/s
2、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算:
Q矿井=(∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通
式中:
∑Q掘—掘进工作面配风量的总和,m3/s;
∑Q硐—独立通风硐室配风量的总和,m3/s;
∑Q其它—其它所需风量的总和,m3/s;
K矿通——矿井通风系数,本矿井通风方式为抽出式,取1.2。
Q=(432+432+432+490+80+40)×1.2
=2287m3/min
=38m3/s
3、矿井风量分配
以上二种计算结果取最大值,矿井计算需要风量为38m3/s。
矿井风量分配详见下表
风量分配表
表6-2-1
用风类别
用风地点
配风量(m3/s)
掘进
2202切眼
3.16
2202皮带顺槽
4.16
主副风联络巷
4.16
变电所
变电所
8
充电室
蓄电池电机车充电硐室
1.33
其它
0.66
合计
21.47
第五节矿井通风线路
1、副斜井→轨道运输巷→22#煤轨道下山→22#煤皮顺车场→22#煤轨皮联络巷→22#煤回风下山→回风石门→斜风井→风道→风机→地面
2、主斜井→22#煤胶带运输巷→22#煤胶带下山→主风井联络巷→22#煤回风下山→回风石门→斜风井→风道→风机→地面
第六节矿井负压及等积孔计算
1、矿井通风阻力计算
矿井本年度通风最长路线为副斜井→轨道运输巷→22#煤轨道下山→22#煤皮顺车场→22#煤轨皮联络巷→22#煤回风下山→回风石门→斜风井→风道→风机→地面
潘津工业煤矿通风阻力计算表
序号
井巷名称
a
L
U
S
S3
R摩
Q
Q2
h摩(pa)
V(m/s)
1
副斜井
0.0060
143
12.1
10.03
1009
0.01028
40
1600
16.4627
3.97
2
井底车场
0.0060
60
13.2
12.2
1815.848
0.00261
48.8
2381
6.21441
4
3
22#煤轨道运输巷
0.0100
220
11.2
10.15
1045
0.02357
43.65
1905
44.8981
4.3
4
22#煤轨道下山
0.0100
85
12.4
9.28
799
0.01319
9.55
91
1.20401
1.03
5
22#煤皮顺车场
0.0100
120
11.2
8.8
681
0.019735
26.4
697
13.7552
3
8
2202轨皮联络巷
0.0150
100
11.8
9.6
885
0.02
35.2
1240
24.8
3.67
10
回风石门
0.0100
360
11.6
9.5
857
0.04872
66.5
4422
215
7
11
斜风井
0.0100
120
11.6
9.5
857
0.016242
65.5
4294
69.7
6.9
12
风道
0.0060
63
12
9
729
0.0062222
90
8100
50.3
10
14
小计
0.160569
442.3344
15
局部阻力10%
44.2
16
合计
486.5344
2、矿井自然风压计算
根据地质报告全年平均气温8.6℃,夏季温度最高为40℃,冬季为最低-40℃。
采用经验公式(“科马洛夫”公式)
Hh=P0H/R[(1/T1)-(1/T2)]×g×[1+(H/10000)]
式中:
Hh—自然风压;P0—地面大气压力,Pa;
H—矿井开采深度,m;T1—进风侧平均温度,K;
T2—回风侧平均温度,K;g—重力加速度,m/s;
R—矿井空气常数,干空气的常数287J/(kg.k),水蒸气气体常数R=461J/(kg.k)
夏季进风井温度15℃,出风井温度12℃。
冬季进风井温度-40℃,出风井温度-20℃。
H夏=10006×180×9.8/287{[1/(273+15)]-[1/(273+12)]}×[1+(180/10000)]=-57Pa
H冬=10006×180×9.8/287{[1/(273-40)]-[1/(273+40)]}×[1+(180/10000)]=55Pa
3矿井等积孔计算
本年度困难时期阻力为442.33Pa。
局部阻力为10%计算为44.2Pa,合计为543.53Pa。
矿井总阻力及等积孔见下表:
项目
夏季
冬季
总阻力(Pa)
等积孔(m2)
总阻力(Pa)
等积孔(m2)
困难时期
543.53
0.86
431
1.17
矿井通风困难时期的等积孔为:
Amin夏=1.19×Q矿进/hmax阻0.5
=1.19×16.56/(543.53)0.5
=1.9m2
Amin冬=1.19×Q矿进/h阻0.5
=1.19×16.56/(431)0.5
=1.17m2
式中:
Amin为困难时期的等积孔。
Q矿进为矿井总进风量,16.56m3/s。
hmax为困难时期矿井的总阻力,单位pa。
矿井本年度通风困难时期的等积孔夏季为0.86m2,冬季为1.17m2,通风难易程度为中等。
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