5个工作面配风方案11151.docx

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5个工作面配风方案11151

 

山西吕梁离石炭窑坪煤业有限公司

 

矿井风量分配方案

 

编制:

刘文军

审核:

李永刚

编制日期:

2013年10月1日

 

配风方案审批表

职务

姓名

签字

日期

总工程师

井绪文

矿长助理

李晓东

通风副总

钱尊兴

通风科长

李永刚

通风区长

李建兵

编制人

刘文军

矿井风量分配方案

一、矿井通风系统概述:

炭窑坪煤业通风方式为中央并列式,通风方法为机械抽出式,通风系统为“两进一回”即主斜井、副斜井进风,风井回风。

本方案按照“两进一回”进行矿井风量分配。

二、矿井风量分配依据

本方案依据国家安全生产行业标准AQ1028—2006,《煤矿安全规程》(新版)的有关规定,以及《一通三防管理制度》和采掘《作业规程》进行编制。

三、矿井风量计算的标准及原则

1、风量计算标准

供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量,必须依照下述各种条件进行计算并取其最大值,作为该工作用风地点的供风量。

(1)按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3/min。

(2)按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算。

各地点的实际需要风量,必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度,风速以及温度,每人供风量符合《煤矿安全规程》等相关规定。

2、风量计算原则

无论矿井或采区的供风量,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算标准,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而求出该地区的风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,作为该地区的供风量。

即“由里往外”的计算原则,由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各采区风量,最后求出全矿井总风量。

四、通风设备

1、主要通风机

主要通风机型号

风量(m3/min)

风压(Pa)

频率(Hz)

功率(kw)

备注

FBCDZ№32/2×400KW

8400-15600

3120-780

30—50

2×400

一台运行

一台备用

2、局部通风机

局部通风机型号

风量(m3/min)

风压(Pa)

生产厂家

备注

FBDY№6.3/2×30KW

260—630

460—6300

湘潭平安

一台运行

一台备用

FBDY№6.3/2×30KW

260—630

460—6300

湘潭平安

一台运行

一台备用

FBDY№7.5/2×55KW

630—980

1850—6600

湘潭平安

一台运行

一台备用

FBDY№6.3/2×30KW

260-630

460—6300

湘潭平安

一台运行

一台备用

FBDY№6.3/2×30KW

260-630

460—6300

湘潭平安

一台运行

一台备用

3、掘进工作面局部通风机使用情况

掘进工作面名称

局部通风机

风机型号

安设地点

安设地点断面(m2)

5#煤运输大巷

FBDY№6.3/2*30KW

5#煤轨道大巷

13.5

10#煤北回风大巷(东)

FBDY№7.5/2*55KW

10#煤井底车场

21.0

10#煤外环水仓

FBDY№6.3/2*30KW

10#煤井底车场

21.0

50201运输顺槽

FBDY№6.3/2*30KW

5#煤轨道大巷

13.5

5#煤避难硐室

FBDY№6.3/2*30KW

主斜井5#口

9.0

五、矿井风量计算

(一)掘进工作面

工作面名称

巷道

形状

支护方式

掘进

方式

煤岩

类别

巷道断面m2

5#煤运输大巷

矩形

锚网索喷

机掘

12.3

10#煤北回风大巷(东)

半圆拱

锚网喷

炮掘

全岩

13.4

10#煤外环水仓

拱形

锚网喷

炮掘

半煤岩

11

50201运输顺槽

矩形

锚网喷

机掘

全岩

12.3

5#煤避难硐室

矩形

锚网喷

炮掘

半煤岩

13.2

目前矿井布置掘进工作面5个:

即5#煤运输大巷掘进工作面、10#煤北回风大巷(东)掘进工作面、10#煤外环水仓掘进工作面、5#煤避难硐室掘进工作面、50201运输顺槽掘进工作面。

10#煤北回风大巷(东)掘进工作面采用FBDY№7.5/2×55KW局部通风机(双风机双电源,三专两闭锁)为该掘进工作面供风;10#煤外环水仓、5#煤运输大巷、50201运输顺槽、5#煤避难硐室掘进工作面采用FBD№6.3/2×30KW局部通风机(双风机双电源,三专两闭锁)为掘进工作面供风。

掘进工作面风量按以下方法计算,并选取其中的最大值:

1、5号煤:

(1)5#煤运输大巷掘进工作面

按瓦斯涌出量计算:

Q掘=125Q瓦·K掘=125×1.0×1.9=238m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;5#煤运输大巷掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

平均绝对瓦斯涌出量为0.52m3/min,考虑到5#煤运输大巷掘进工作面随着开拓距离加大瓦斯涌出量可能增大,所以计算取值1.0m3/min

K掘—掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数;运输大巷掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

绝对瓦斯涌出量平均为0.52m3/min,最大绝对瓦斯涌出量为0.99m3/min,所以本掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数取1.9。

按工作人数计算:

Q掘=4n掘=4×11=44m3/min

式中:

4—每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;

n掘—该掘进工作面同时工作的最多人数,个。

按工作面炸药使用量计算:

Q掘=25A=25×9=225m3/min

式中:

Q掘—掘进面稀释炮烟所需风量,m3/min

A—掘进面一次爆破所需的最大炸药量,kg;

25—每使用1kg炸药的供风量,m3/min;

按风速进行验算:

60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘

即184.5m3/min≤238m3/min≤2952m3/min;

S掘—掘进工作面断面积,㎡;取12.3m2

掘进工作面全负压供风量计算

根据局部通风机吸风量计算全负压供风量:

Q掘=∑Q局机+Q余=Q局机+60×0.15S5#轨道大巷=Q掘+60×0.15S5#轨道大巷

=630×1+60×0.15×13.5=752m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

∑Q局机—掘进工作面运转局部通风机的最大吸风量之和,取630m3/min。

Q余—保证局部通风机吸风口到掘进工作面回风流之间巷道的最大断面的最小风速风量,m3/min;

S5#煤轨道大巷—安设局部通风机的巷道断面积,㎡;取13.5m2

因此,5#煤运输大巷掘进工作面需风量为238m3/min,5#煤运输大巷掘进工作面局部通风机前全负压供风量为752m3/min。

(2)5#煤避难硐室掘进工作面

按瓦斯涌出量计算:

Q掘=125Q瓦·K掘=125×1.0×1.9=238m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;根据5#煤运输大巷掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

平均绝对瓦斯涌出量为0.52m3/min,考虑到5#煤避难硐室随着开拓距离增加瓦斯涌出量可能增大,所以计算取值1.0m3/min;

K掘—掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数;运输大巷掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

绝对瓦斯涌出量平均为0.52m3/min,最大绝对瓦斯涌出量为0.99m3/min,所以本掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数取1.9。

按工作人数计算:

Q掘=4n掘=4×12=48m3/min

式中:

4—每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;

n掘—该掘进工作面同时工作的最多人数,个。

按工作面炸药使用量计算:

Q掘=25A=25×11.7=293m3/min

式中:

Q掘—掘进面稀释炮烟所需风量,m3/min

A—掘进面一次爆破所需的最大炸药量,kg;

25—每使用1kg炸药的供风量,m3/min;

按风速进行验算:

60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘

即158.4m3/min≤293m3/min≤3168m3/min;

S掘—掘进工作面断面积,㎡;取13.2m2

掘进工作面全负压供风量计算

根据局部通风机吸风量计算全负压供风量:

Q掘=∑Q局机+Q余=Q局机+60×0.15S主斜井5#口=Q掘+60×0.15S主斜井5#口

=630×1+60×0.15×9=711m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

∑Q局机—掘进工作面运转局部通风机的最大吸风量之和,取630m3/min。

Q余—保证局部通风机吸风口到掘进工作面回风流之间巷道的最大断面的最小风速风量,m3/min;

S主斜井5#口—安设局部通风机的巷道断面积,㎡;取9m2

因此,5#煤避难硐室工作面需风量为293m3/min,5#煤避难硐室局部通风机前全负压供风量为711m3/min。

(3)50201运输顺槽掘进工作面

按瓦斯涌出量计算:

Q掘=125Q瓦·K掘=125×1.0×1.9=238m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;根据50201运输顺槽掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

平均绝对瓦斯涌出量为0.52m3/min,考虑到50201运输顺槽随着开拓距离增加瓦斯涌出量可能增大,所以计算取值1.0m3/min;

K掘—掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数;50201运输顺槽掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

平均绝对瓦斯涌出量为0.51m3/min,最大绝对瓦斯涌出量为0.98m3/min,所以本掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数取1.9

按工作人数计算:

Q掘=4n掘=4×11=44m3/min

式中:

4—每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;

n掘—该掘进工作面同时工作的最多人数,个。

按工作面炸药使用量计算:

Q掘=25A=25×9=225m3/min

式中:

Q掘—掘进面稀释炮烟所需风量,m3/min

A—掘进面一次爆破所需的最大炸药量,kg;

25—每使用1kg炸药的供风量,m3/min;

按风速进行验算:

60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘

即184.5m3/min≤238m3/min≤2952m3/min;

S掘—掘进工作面断面积,㎡;取12.3m2

掘进工作面全负压供风量计算

根据局部通风机吸风量计算全负压供风量:

Q掘=∑Q局机+Q余=Q局机+60×0.15S主斜井5#口=Q掘+60×0.15S主斜井5#口

=630+60×0.15×13.5=752m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

∑Q局机—掘进工作面运转局部通风机的最大吸风量之和,取630m3/min。

Q余—保证局部通风机吸风口到掘进工作面回风流之间巷道的最大断面的最小风速风量,m3/min;

S5#煤轨道大巷—安设局部通风机的巷道断面积,㎡;取13.5m2

因为50201运输顺槽掘进工作面供风的局部通风机安设于轨道巷,巷道内0.15m/s的风速已由运输大巷局部通风机前风量计算进去,所以此风机前只取风机最大吸风量630m3/min。

因此,5#煤避难硐室工作面需风量为238m3/min,5#煤避难硐室局部通风机前全负压供风量为630m3/min。

2、10号煤:

(1)10#煤北回风大巷(东)综掘工作面需风量计算:

按瓦斯涌出量计算:

Q掘=125Q瓦·K掘=125×3×2=750m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;掘进工作面9月份生产时的瓦斯检测结果:

平均绝对瓦斯涌出为1.5m3/min,考虑到10月份10#煤北回风巷在遇地质构造时瓦斯涌出量可能增大,所以计算取值3m3/min;

K掘—掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

绝对瓦斯涌出量平均为1.50m3/min,最大绝对瓦斯涌出量2.96m3/min,所以本掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数取2。

工作面最多按11人计算:

Q掘=4n掘=4×11=44m3/min

式中:

4—每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;

n掘—该掘进工作面同时工作的最多人数,个。

按工作面炸药使用量计算:

Q掘=25A=25×12.3=307.5m3/min

式中:

Q掘—掘进面稀释炮烟所需风量,m3/min

A—掘进面一次爆破所需的最大炸药量,kg;

25—每使用1kg炸药的供风量,m3/min;

按风速进行验算:

60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘

即201m3/min≤750m3/min≤3216m3/min;

S掘—掘进工作面断面积,㎡;取13.4m2

掘进工作面全负压供风量计算

根据局部通风机吸风量计算全负压供风量:

Q掘=∑Q局机+∑Q余=Q局机+60×0.15S10#煤井底车场

=980+60×0.15×21.0=1169m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

∑Q局机—掘进工作面运转局部通风机的最大吸风量之和,取980m3/min。

Q余—保证2×55KW局部通风机吸风口到掘进工作面回风流之间巷道的最大断面的最小风速风量,m3/min

S10号煤井底车场——安设2×55KW局部通风机的巷道断面积,㎡;取21.0m2

因此,10#煤北回风综掘工作面需风量为750m3/min,10#煤北回风局部通风机前全负压供风量为1169m3/min。

(2)10#煤外环水仓掘进工作面需风量计算:

按瓦斯涌出量计算:

Q掘=125Q瓦·K掘=125×1×2=250m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;掘进工作面9月份生产时的瓦斯检测结果:

平均绝对瓦斯涌出为0.64m3/min,考虑到10月份该工作面由半煤岩变为全煤巷道掘进,所以计算取值1m3/min

K掘—掘进工作面9月份瓦斯检测结果为:

绝对瓦斯涌出量平均为0.64m3/min,最大绝对瓦斯涌出量1.28m3/min,所以本掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用系数取2。

工作面最多按12人计算:

Q掘=4n掘=4×12=48m3/min

式中:

4—每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;

n掘—该掘进工作面同时工作的最多人数,个。

按工作面炸药使用量计算:

Q掘=25A=25×9=225m3/min

式中:

Q掘—掘进面稀释炮烟所需风量,m3/min

A—掘进面一次爆破所需的最大炸药量,kg;

25—每使用1kg炸药的供风量,m3/min;

按风速进行验算:

60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘

即165m3/min≤250m3/min≤2640m3/min;

S掘—掘进工作面断面积,㎡;取11m2

掘进工作面全负压供风量计算

根据局部通风机吸风量计算全负压供风量:

Q掘=∑Q局机=Q局机=630m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;

∑Q局机—掘进工作面运转局部通风机的最大吸风量,取630m3/min;

十号车场同一地点安装4台局部通风机分别供2个不同的掘进工作面,计算风量时巷道最低风速取1个0.15m/s就可。

因此,10#煤外环水仓掘进工作面需风量为250m3/min,10#煤外环水仓局部通风机前全负压供风量为630m3/min。

(二)矿井硐室需风量计算:

硐室实际需风量,可按经验值确定风量:

1、10#中央水泵房:

取值为100m3/min

2、10#内环水仓:

取值为100m3/min

3、5#号临时变电所:

取值为100m3/min

4、5#采区变电所:

取值为100m3/min

5、10#等候硐室:

取值为127m3/min

(三)矿井总风量计算:

矿井总进风量应按掘进、独立通风硐室及其他地点实际需风量的总和计算。

Q矿=(∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)×K矿通

式中:

∑Q掘—掘进工作面需风量之和,m3/min;

∑Q硐—独立通风硐室需风量之和,m3/min;

∑Q其他—其他用风地点用风量之和,m3/min;

K矿通—矿井通风系数,取1.2。

Q矿=(∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)×K矿通

=【(711+752+630+1169+630)+100+100+100+100+127】×1.2=5302m3/min

矿井计划风量为5302m3/min,而矿井近期实测进风量6275m3/min,所以本方案可行。

六、分配方法与原则

(一)分配原则

矿井总风量确定后,应将其分配到各用风地点,其分配原则是:

1、分配到各用风地点﹙包括掘进面、硐室等﹚的风量,应不低于所计算出的风量。

2、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。

(二)分配方法

当矿井总风量确定后,首先按照采区布置图给各掘进面、硐室分配用风量,根据实际矿井进风量和各用风地点计划风量配风,确保各用风地点实际配风量不得小于本配风方案计算所需风量;硐室、其他地点的配风不得超温、瓦斯浓度不得超限等规程规定。

(三)风量分配后风速校核

当风量分配到各用风地点,应结合运输条件选择经济断面,防止巷道内风速过大或过小,根据《煤矿安全规程》对风速的要求(见下表)。

巷道名称

允许风速(m/s)

最低

最高

主斜井

0.25

4

副斜井

0.25

8

5#煤

5#煤北回风巷

0.25

8

5#煤运输大巷

0.25

4

5#煤临时变电所

0.15

4

5#煤联络巷

0.15

4

10#煤

10#煤清撒煤平巷

0.15

4

10#煤等候硐室

0.15

4

10#煤总回风巷

0.25

8

10#煤北回风巷东

0.25

4

10#煤外环水仓

0.25

4

10#煤轨道大巷

0.25

4

10#临时水仓

0.15

4

10#中央水仓

0.25

4

10#煤变电所

0.15

4

 

井巷中的允许风速速度

七、矿井计划配风风量

巷道名称

计算风量

m3/min

计划配风量m3/min

10#

10#煤北回风大巷(东)风机前

1169

2159

10#煤外环水仓风机前

630

10#中央水泵房

100

120

10#内环水仓

100

120

5#

5#煤临时变电所

100

120

5#煤避难硐室风机前

711

853

5#煤运输大巷风机前

752

1658

50201运输顺槽风机前

630

采区变电所

100

120

10#等候硐室

127

152

合计

5302

主斜井

1189

副斜井

4177

10#清煤平巷

153

184

5号轨道大巷

1382

1778

50201运输联络巷

185

222

5号运输巷120米处

224

269

炭窑坪煤业通防管理科

2013.11.1

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