先锋矿井通风系统优化设计Word格式.docx

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因为先锋矿所采的是四矿和六矿的边缘煤和残余煤层,所以先锋矿瓦斯很小,属于低瓦斯矿井。

4.水文概况

平顶山矿区水文地质比较简单,本区属矿区中部,在补给和排泄区之间,属矿区中的水文地质简单区。

本矿开采的煤层因下部水平已被相邻矿井开采,对本矿起到了放水作用,据有关资料,本矿正常涌水量为50m3/h,最大涌水量为100m3/h。

5.煤尘概况

煤尘爆炸指数为30.21%,煤尘具有爆炸性。

6.煤炭自燃概况

自燃发火期为6〜8个月。

有自燃倾向性。

7.矿井通风概况

矿井为中央并列抽出式通风,一个立井(主井)进风,一个立井(副井)回风。

矿井为独立的通风系统,通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,即主井(东井)进风,副井(西井回风。

)采用全负压通风,掘进工作面为压入式通风。

第二章:

矿井通风系统设计的可行性论证

1.矿井通风系统优化设计背景

1)矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析

矿井为独立的通风系统,通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,即主井(东井)进风,副井(西井)回风。

主要通风机为两台

(南台、北台),运行的为北台,型号为BDK-6-NO.18配套电机型号

YBF300M-6额定功率为2X132Kw,额定转速980r/min。

主要通风机扇叶角度27.50,工作风压1666pa,工作风量71m3/min,一台正常运转另外一台检修备用。

矿井总进风量69m3min,总排风量为

69.8m3min,矿井等积孔为1.15m2,矿井通风能力为25万吨/年。

矿井井下分己一、己二分区通风,采区内为采区皮带下山进风、轨道下山回风,采煤工作面为U型通风,掘进工作面为压入式通风,井下正常布置两个回采工作面,一备用面,3~4个掘进工作面及三个

独立通风硐室。

随着矿井向己18深部的开采,风量特别紧张,通风尤显困难,加之,东井井口风门在提升过程中的频繁开启,给通风系统的稳定造成很大影响。

2)矿井生产能力的发展前景分析

本次方案设计是为矿井的长期发展,提高矿井生产能力开发矿井深部的己组和庚组煤而进行的矿井通风系统改造。

根据平煤股份天力公司今后的发展规划,先锋矿2012年将进入深部己组煤、庚组煤同时开发,使矿井生产能力增大到30万吨/年以上。

2.矿井通风系统优化设计方案确定的基本原则

1)通风系统改造的必要性论证

经过对现有通风系统的分析,存在以下问题:

1、由于矿井通风线路长,控制风门多(达26组),巷道通风断

面小(一般在3.5m2~4.7m2)之间,矿井有效风量低,通风阻力大(达1247P3,致使矿井通风困难。

2、根据天力公司今后的发展规划,先锋矿2012年将进入深部己组煤、庚组煤同时开发,使矿井生产能力增大到30万吨/年以上,根据以风定产的原则,现在的矿井有效供风量无法满足增产后的供风需求,漏风率较大。

3、随着开采深度和巷道长度的增加,使矿井通风阻力加大,现有主要通风机能力不能满足生产需要,必须更换主要通风机。

4、现有井下主要进、回风巷断面过小,致使风速超限,部分区域通风系统需调整。

5、不改变东立井通风方式、去掉东立井内风门,将无法提高矿

井提升能力

6、目前矿井通风能力为26万吨/年,不能满足矿井生产能力300万吨/年的需要。

为此,必须对矿井的通风系统进行改造,从根本上解决矿井通风能力制约后期生产的问题,同时解决东立井井筒风门漏风多与不能提煤问题。

2)通风系统改造的主要手段

总结国内外通风系统改造的方法、手段,归纳可分为三种:

1、改变矿井通风方法:

既改变进、回风井筒的相对位置,从而,

达到缩短通风线路、降低通风阻力、提高矿井风量的目的。

如平煤十矿根据矿井生产布局,相续在井田北部增加己四风井和北山回风井,达到了提高矿井通风能力的目的。

2、改变矿井的通风方法,即抽改压或压改抽,此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。

如平煤高庄矿的抽改压,有效地防止了周边小煤矿对大矿的威胁。

3、改变矿井通风网络:

即通过调整矿井主要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数,如增阻调节、降阻调节、调整主要通风机扇叶角度、更换电机提高转速等,从而实现提高通风能力的目的。

此方法为生产矿井通风系统调整的常用方法。

3)矿井通风系统优化方案选择

根据通风系统改造的基本手段,结合先锋矿的地表条件及井下现有通风系统的实际情况,经技术比较采用改变矿井通风方式和改变矿井通风网络相结合的方法,对矿井通风系统进行改造。

并提出以下方案:

总体方案:

为充分利用现在有的巷道,考虑庚20开发问题及矿井通风、运输等因素,经技术论证,最后确定改造方案:

在地面广场内做专用回风立井,直接至己17煤层风化带,分别沿己17煤层做己二采区总回风巷和己一采区回风巷与现有的己一、己二采区回风相连,并在己17煤层沿现有的己17皮带下山平行方位补做一条进风行人下山,形成己二采区“两进一回

的通风系统。

经矿井通风设施改造,最终形成矿井东、两立井进风、专用回风立井回风的“两进一回”抽出式通风方式。

同时对庚20开发利用矿井现有的己一采区生产系统,在己17皮带下山和己17轨道下山800米处,沿26勘探线垂直方位,施工庚组总进、回风巷进入庚组煤层。

(见改造后的通风系统示意图,虚线部分为设计巷道)。

一、专用回风立井位置的确定:

对先锋矿井田范围内地面状况的实际考察,工业广场以外能够做回风井及布置井口设施的场地均为附近从村村庄或可耕地。

由于在这些位置做回风井比在工业广场内做回风井麻烦,井筒将增加至少150米以上,同时受到征地、协调公民关系、管理困难等多种因素制约,

因此经技术经济等分方面比较后,确定放弃在工业广场外做回风井。

工业广场内适合于做回风井及布置井口设施的场地只有两处:

即现在的办公楼后菜园内和球场西侧煤场(见工业广场布置图)。

经过对这两处位置的多方面比较,最后确定在球场西侧煤场内做回风立井,井口位置为:

3763149,38349755,地面标高为+7638m。

二、井下通风系统改造方案的选择:

由于受回风立井位置的限制,井筒落地在己17煤层风化带附近,考虑到井下己一、己二回风系统的现状,结合己17煤层的构造特征,最后确定井底通风系统改造方案为:

当回风立井向下施工到己17煤层风化带后,分别沿己17煤层做己一总回风巷和己二总回风巷与原矿井己一、己二采区总回风巷相连,然后分别在己一、己二井底车场建立两组风门,隔断风流,行成己一、己二立井进风、新建立井回风的“两进一回”的通风网络(具体见改造后通风系统图及风路流程说明)。

三、通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设施

1、新掘巷道工程量:

回风立井、己一采区总回风巷、己二总回风巷、矿井总回风巷、己一轨道巷、己二出煤巷、己17通风行人下山、庚20进风巷、庚20回风巷、庚20轨道下山、庚20皮带下山。

2、改造巷道

己一、己二井底车场、己一总进风巷、己17轨道下山、己17皮带下山

3、通风设施改造:

改造通风设施14处(其中建挡风墙6道、改建风门8组)。

四、改造前、后通风系统风路流程说明:

1、改造前:

己一采区:

(新鲜风流)东立井T总进风巷T己一采区皮带下山T己一运输平巷T用风点(乏风流)T己一回风平巷T己一轨道下山T东井井底车场T东立井T地面

己二采区:

(新鲜风流)西立井f总进风巷f己17皮带巷f己17运输巷f用风点(乏风流)-己17轨道下山f己17总回风巷f己15轨道下山f总回风巷f东井井底车场f东立井f地面

2、改造后:

(新鲜风流)东、西立井f总进风巷f己一运输下山f己一运输平巷f用风点(乏风流)f己一回风平巷f己一轨道下山f己一总回风f回风立井f地面

(新鲜风流)东、西立井f总进风巷f己17运输巷、己15回风巷f己15轨道下山f己17运输机下山、己17通风行人下山f己17用风点(乏风流)f己17轨道下山f己17总回风巷f己一总回风巷f回风立井f地面

 

第三章:

矿井通风系统设计参数计算

1.矿井通风系统改造后矿井所需风量的计算

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。

2)矿井需风量的计算

按照通风能力核定要求,矿井总需风量和采掘工作面和硐室需风量计算方法要按照下列要求进行计算:

(1)采煤工作面需风量

要按照下列4种因素计算,取其最大值

A.按照瓦斯涌出量计算

Q采=100Xq瓦xK1

3-1)

式中:

Q采--采煤工作面需要风量,m3/min

q瓦--采煤工作面瓦斯绝对涌出量,工作面平均瓦斯涌出按预测值3.56m3/min

K1--采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,机采面取

K=1.4。

贝SQ采=100X3.56X1.4=498m3min。

B.按工作面温度计算

Q采=采xS采xK2(3-2)

V采――采煤工作面适宜风速,m/s,取1;

S采--采煤工作面有效断面,取最大和最小控顶距的平均值

K2——采煤工作面长度系数,机采面取K=1.35。

Q采=1x6x1.35=8.1m3/s;

C.按照工作人数计算计算实际需风量

Q=4xN/60(3-3)

4--每人每分钟应共给的最低风量。

n――采煤工作面同时工作人数。

Q=4x40/60=2.67m3/s

D.按照风速进行验算

S采——采煤工作面的平均有效断面面积

Q采小》15X5=75m3min=1.25m3s;

Q采大w240x5=1200m3min=20.0m3s;

经过验算,上述计算风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。

根据以上计算,考虑生产能力的不均衡性及初、后期上下组度变化导致的工作面面积不同,采煤工作面的配风量为:

Q采=8.3m3/s;

接替工作面配风量为5.0m3/s。

考虑1个接替工作面:

刀Q采=8.3x2+5x1=21.6m3s

按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准,并参照《矿井通风能力核定办法》中采煤工作面基本配风标准,通过计算确定:

己组煤层工作面配风量取500m3/min,备用工作面风量取300m3/min,矿井正常生产时己组煤布置一个采煤工作面和一个备用工作面。

则全矿采煤工作面的需风量为:

刀Q采=500+300=1300m3min

(2)掘进工作面需要风量

A.按照瓦斯涌出量计算

Q掘--掘进工作面需要风量,m3/min;

q瓦--掘进工作面瓦斯绝对涌出量,经计算为0.6m3/min;

K1--掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,取1.8。

经过计算煤巷掘进工作面需风量108m3/min,即1.8m3/s。

B.按照工作人员计算掘进工作面实际需要风量

Q掘=4XN/60,m3/s(3-6)

4--每人每分钟应共给的最低风量。

N——掘进工作面同时工作人数。

Q掘=4X20/60=1.3m3s。

C.按炸药量计算

Q掘=25XA/60(3-7)

=25X10/60=4.17m3s.

A=掘进工作面一次爆破最大炸药量,kg,取10kg;

D.按照局扇吸风量计算

Q掘=Q扇XIiXK(3-8)

Q扇——掘进工作面局部通风机额定风量,5m3/s;

Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台;

K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.2.

Q掘=5X1X1.2=6m3s;

E.按照风速验算

S掘――煤巷掘进工作面断面积,最大均为9川;

Q掘小》15X9=135m3min=2.25m3s;

Q掘大w240x9=2160m3min=36m3s;

按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人风速等配风标准及局部通风的最大供风距离,己组煤层选用KDJ5.0型、2X5.5KW局部通风机,全负压需风量取300m3min,,在保证矿井正常接替的情况下,己组煤层布置2个掘进工作面,则全矿掘进工作面的需风量刀Q掘

=2x300+3x320=1560m3/min。

(3)硐室需要风量计算根据《规程》要求和本地区临近生产矿生产矿井的实际情况,通过计算,狂井独立通风硐室的需风量:

炸药库160m3/min;

变电所100m3/min;

采区变电所100m3min;

矿井正常生产时,矿井有炸药库1个,变电所1个,己组煤采区有独立通风硐室3个,则全矿独立通风硐室需风量刀Q硐=160+7x100=860m3/min.

(4)其它风量考虑到矿井通风距离较长及矿井正常生产时己一采区的收尾工作,矿井其它风量取600m3/min.

(5)矿井配风系数的选取

根据矿井通风系统改造后的通风系统情况,结合矿井内部风量分配不均衡性及矿井内、外部的漏风,矿井配风系数K选取1.25.

(6)全矿井风量的确定

根据以上计算,按照公式

Q矿=(1300+1560+860+600)x1.25=5395m3/min

取5390m3/min

2.矿井通风系统改造后通风阻力计算

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2940Pa。

(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)矿井通风总阻力计算

按照矿井用风地点及通风网络的巷道情况,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,通过计算机自动分风解算,计算出矿井通风网络在不同条件下的各分支的参数(见矿井不同时期的风量分配情况见矿井分风结算结果)。

(1)摩擦阻力

沿着上述两个时期通风阻力最大的风路,分别用下式计算出各段风路井巷的摩擦阻力:

H阻--巷道摩擦阻力;

L、P、S分别是巷道的长度、周长、净断面积;

Q——分配给井巷的风量;

a——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,使风流发生了变化,形成极为紊乱的涡流,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虽多,但一般只占矿井通风阻力的10%左右。

在通风设计中,不在单独计算每一层局部阻力的大小,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

时,通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路,然后分别计算两条风路中各段的通风阻力,分别累加后便为所要计算的阻力。

因矿井改造后在正常投入生产时,己一采区和己二采区同时生产,且所布置的工作面个数相同,所以,计算通风容易时期和困难时期矿井总阻力时的矿井总需风量相同,但由于通风系统内部巷道情况不同将直接影响矿井的总阻力,所以有一下两个方案:

方案一:

在总体方案前提下,利用目前己15回风、己15轨道及己17进风巷、己17通风巷作为矿井总进风,断面不变,己17轨道作为回风,通风行人下山按7m2施工,采用锚网支护;

己17轨道下山下段620m扩至7.2m2,上段580m扩至9m2,全部采用锚网支护;

己17总回风、己一总回、己二总回、矿井总回均按10m2施工,己18进风巷、己18回风巷按7.2m2设计施工,全部采用锚网支护。

通过计算机解算,其结果见矿井分风解算结果(见附表)。

方案二:

在总体方案前提下,利用目前己15回风、己15轨道及己17进风巷、己17通风巷作为矿井总进风,断面不变,己17轨道作为回风,通风行人下山按8m2施工,采用锚网支护;

己17轨道下山全部扩至9m2,全部采用锚网支护;

己17总回风、己一总回、己二总回、矿井总回均按12m2施工,己17总回风、己一总回全部采用锚网支护;

矿井总回采用U型钢支护断面为拱形;

己二采区进风巷、己二采区回风巷按10m2设计施工,全部采用锚网支护。

通过计算机解算,其结果见矿井分风解算结果(见附表)。

3.矿井通风系统优化方案选择

优点:

1、充分利用矿井现有的生产系统,使新掘巷道工程量较小。

2、新掘巷道断面小,支护投入低,承压能力较强,维修量较小。

3、己17轨道下山扩巷道工程量少,施工快。

缺点:

1、由于巷道段面小,己17运输机下山、己18进风巷、己一总回风、矿井总回风等巷道风速超限。

2、矿井总阻力过大,通风容易时期为3870Pa通风困难时期为4849Pa风门承压大,易损坏,行人不安全,使通风设施的管理、维护难度增大。

3、主要通风机长期在高负压状态下运行,使通风机寿命缩短,扇叶承压大,易损坏,对安全生产不利。

4、通风机输入功率大,配套电机为2X315KW,通风电耗增加。

方案二:

1、充分利用己组的生产系统,使新掘巷道工程量较小。

2、由于巷道端面扩大,己17运输机下山、己18进风巷、己一总回风、矿井总回风等巷道风速超限问题得到解决,不存在风速超限。

3、矿井总阻力降低,通风容易时期2428.9Pa,通风困难时期3332.7Pa基本达到通风设计规范,如果考虑今后增加一条运输立井

(兼作进风井),可使矿井总阻力降至3000Pa以下。

4、主要通风机常压状态下运行,提高了通风机寿命,对安全生产有利。

5、通风机输入功率较小,配套电机为2X250KW,通风电耗降

1、由于巷道端面扩大,新掘巷道工程量增加,投入加大。

2、新掘巷道断面大,支护投入大,承压能力较较低,维修量较大。

3、己17轨道下山扩巷道工程量大,影响生产。

方案的选取:

通过对方案一与方案二的比较,从安全角度及矿井的长远规划考虑,选择方案二。

第四章:

矿井通风设备的选择

1.主要通风机的选择

1)选择依据

(1)矿井所需要风量

矿井所需要风量为:

5390m3min=89m3s.

(2)矿井所需负压

通风容易时期负压为:

2428.9Pa;

通风困难时期负压为:

3332.7Pa。

2)初选通风设备

根据方案二通风容易时期和困难时期的矿井风量、阻力,参照主

要通风机的性能曲线,选择BDK-8-NO.22型主要通风机,通风机在通风容易时期的运行工况点为Q=90m3s,h=2330Pa,B=30o,n=80%;

在通风困难时期的运行工况点为Q=89m3s,h=3300Pa,0=35o,n

=86%。

BDK-8-NO.22型主要通风机特性曲线见图4—1。

根据通风机在困难时期的运行工况点参数,按照风机厂家提供的公式,计算出主要通风机的电机功率为410KW,因此,选用电机功率为2X250KW。

据矿井所需的风量和负压,通风机的计算风量和负压分别为:

QF=1.05X170=90m3

HF易=2428.9+200=2628.9Pa

HF难=3322.7+200=3532.7Pa

安装2台BDK-8-NO.22防爆对旋轴流式通风机,1台工作1台备用,每台风机配套YBF系列2X250KW专用防爆电动机2台。

风压(Pa)

图4—1BDK-8-NO.22型主要通风机特性曲线

通风容易期:

风量负压效率叶片角轴功率通风困难期:

风量负压效率

叶片角轴功率根据上述计算风量和负压,

3)主通风机运行工况

90m3/s

2330Pa

80%

30o

500kW

89m3/s

3300Pa

86%

35°

500

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