煤矿通风系统改造设计方案王Word文档格式.docx

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煤矿通风系统改造设计方案王Word文档格式.docx

乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→(26号煤)回风下山→配风井→地面。

11702掘进工作面风路:

新鲜风1路从副平硐→轨道石门→11702运掘进工作面;

2路从运输石门→(17-1煤)运输下山、轨道下山→11702运输巷。

乏风从11702掘进工作面→联络巷→(17-1煤)回风下山→回风石门→回风平硐→地面。

系统改造前的通风线路见附图6.1。

进、回风井巷布置形式:

四进三回;

进、回风井巷与采掘面联接方式:

并联(沿走向);

采区通风方式:

分区通风;

掘进通风方式:

局扇压入式独立通风;

机电峒室通风方式:

独立通风;

采煤工作面通风方式:

U型上行通风方式。

2.2通风方法

矿井采用机械抽出式通风方法,回采工作面采用U型上行通风方法,掘进工作面采用局部压入式通风方法。

2.3主扇风机及附属装置

矿井三个回风井均安装使用FBCDZNO-16型对旋轴流风机,其中回风平硐2台,一台使用,一台备用;

配风井、回风斜井分别安装1台。

扇风机主要技术参数、附属装置:

型号:

FBCZN0-16

数量:

6台

风量:

1698m3/min

风压:

702~2650Pa

转数:

980r/min

电流:

141/84.4A

电压:

380/660V

功率:

75KW

电机:

YBR2-315S-6

厂家:

运城市宏节能防爆风机制造有限公司

扩散塔:

2套

水柱计:

2支

消音器:

2.4矿井主要通风参数:

矿井总进风量5045m3/min

矿井总回风量5118m3/min

矿井有效风量率85~90%

矿井主扇负压340~980Pa

矿井通风等积孔3.8m2

矿井通风巷道总长度5Km

矿井外部漏风率<5%

3、矿井通风系统改造设计方案

3.1编制通风系统改造设计方案的依据

3.1.1相关规定、技术规范及基本方法

《煤矿安全规程》(2010年2月第1版)之104条、107条;

《煤矿井工开采通风技术条件》,AQ1028-2006,国家安全生产监督管理局;

《矿井通风技术》之矿井通风设计,煤炭工业出版社2008年11月。

3.1.2宏发煤矿的自然、生产技术资料

3.1.2.1矿井自然资料

矿井地质图、地形图;

瓦斯及二氧化碳涌出量;

煤层自然倾向性及自然发火性鉴定报告;

煤尘爆炸危险性鉴定报告。

3.2改造后的矿井通风系统

3.2.1矿井通风方式

改造后的矿井通风方式仍为分区式:

主平硐、副平硐、进风斜井、进风平硐、配风井(由原回风井改为进风井)进风;

回风平硐、回风斜井回风。

由于配风井主扇和回风斜井主扇风机型号、功率相同,把配风井的主扇风机运到回风斜井安装使用,可实现“双风机、双电源”,能够自动切换。

在以下地点打设2组(4道)防突风门:

26号煤)回风下山上口以西~12601采面对应位置之间四平巷内。

3.2.2矿井通风方法

主要通风机的工作方法为对旋轴流风机抽出式。

3.2.3通风机主要参数同表一

3.2.4矿井通风系统改造主要工程

1、移装主扇1台;

2、见防突风门2组(4道);

3、在四平巷,采煤对应位置以西段新建测风站1座。

3.2.5改造后的矿井通风系统

11701采面风路、11702掘进工作面风路和改造前一样,路线不变。

(1)新鲜风从主平硐→一平巷→联络进风巷→12601运输巷→12601采面;

乏风从12601采面→12601回风巷→联络巷→四平巷→回风斜井→地面。

(2)新鲜风从进风斜井→12601运输巷→12601采面;

系统改造后的通风线路见附图6.2、6.3。

进、回风井巷布置形式:

五进两回;

进、回风井巷与采掘面联接方式:

工作面通风方式:

U型上行通风方式;

预计矿井通风阻力:

<492.7Pa;

预计矿井通风等积孔:

3.8~3.5m2;

预计矿井主要进、回风井巷风速:

1.9~9.6m/s。

3.3矿井总风量计算和风量分配

3.3.1风量计算

矿井的总需风量,按采、掘、硐及其它需风地点实际需要风量的总和计算,即

Q矿(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×

K矿通

ΣQ采─采面和备面所需风量之和,m3/min;

ΣQ掘─掘面所需风量之和,m3/min;

ΣQ硐─硐室所需风量之和,m3/min;

ΣQ其它─其它用风地点所需风量之和,m3/min。

K矿通─矿井通风系数,取1.0(抽出式)。

3.3.1.1综采面需风量计算

A、按瓦斯涌出量计算

采煤工作面绝对瓦斯涌出量按5.42m3/min,采面瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数(K)取1.4则

Q采=100×

5.42×

1.4=758.8m3/min。

B、按采煤工作面温度计算

Q采=60V采S采K采

V采─采煤工作面适宜风速,取1.2m/s。

S采─采煤工作面平均断面,取(5.45+4.85)×

2.5×

(1/2)=12.88m2,计算按其80﹪(10.3m2)。

K采─风量备用系数,取1.1,则Q采=60×

1.2×

(12.88×

80﹪)×

1.1=816.08m3/min。

C、按工作面同时工作的最多人数计算Q采=4N采

N采─工作面同时工作的最多人数,取40人,则Q采=4×

40=160m3/min。

D、按最低风速验算采面最小风量Q采≥V采S采=60×

0.25×

10.3=154.5m3/min。

V采─工作面允许最小风速,取0.25m/s;

S采─工作面平均断面,取10.3m2。

E、按最高风速验算采面最大风量

Q采≤V′采S′采=240×

10.3=2472m3/min。

V′采─采煤工作面允许最大风速,取4m/s;

S′采─采煤工作面平均断面,取10.3m2。

12601综采面风量取816.08m3/min。

3.3.1.2普采面需风量计算

同理,经计算11701普采面需风量为704.4m3/min。

3.3.1.3掘进面风量计算

Q掘=100×

q瓦掘×

K掘通

式中:

Q掘—掘进工作面实际需要的风量,m3/s;

q瓦掘—掘进工作面经瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量,m3/min;

K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,该数值应

经过观察实测后取得;

一般取1.5~2.0,本设计取2.0;

Q掘=100×

K掘通/60=100×

0.6×

2.0/60=2m3/min;

B、按炸药使用量计算

Q掘=25A/60

A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,13kg;

25——每千克炸药爆炸后需要供给的风量,m3/min·

kg;

Q掘=25A/60=25×

13/60=5.4m3/s。

C、按工作面人员数量计算

Q掘=4·

Nc=4×

20=80m³

/min=1.33m3/s

Nc—掘进工作面同时工作的最多人数,20人;

D、按局部通风机的吸风量计算

Q掘=Q吸×

K=381×

1.2=457.2m3/min=7.62m3/s

式中Q吸——掘进工作面局部通风机的额定风量,本设计掘进工作面选用FBD-No5.6/2×

11型局部通风机,其额定风量381~208m3/min;

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,取1台;

K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数。

取K=1.2。

经计算,设计煤巷普通钻爆法掘进工作面风量为7.62m3/s。

D、按风速验算

0.25×

Sj≤Q掘≤4×

Sj,

则0.25×

Sj=0.25×

6.5=1.63(m3/s)<Q掘

Sj1=4×

6.5=26(m3/s)>Q掘

Sj—顺槽掘进工作面巷道过风断面,6.5m2;

3.3.1.4硐室需风量计算

独立通风的硐室有:

(1)容易时期:

采区变电所1m3/s×

3=3m3/s

水泵房1m3/s

底板瓦斯抽采巷5m3/s

一采区运输上山上段1m3/s

一采区轨道上山上段1m3/s

(2)困难时期:

5、其它风量:

结合本矿井的实际情况

①矿井通风容易时期

Q其它=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×

5%=(13.60+11.74×

0.5+7.62×

2+11)×

5%=2.29m3/s

②矿井通风困难时期

Q其它=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×

2+9)×

5%=2.19m3/s

3.3.2矿井总需风量为

3.3.2.1通风容易时期

Q矿=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×

1.25

=(13.60+11.74×

2+11+2.29)×

=60m3/min

取60m3/min。

3.3.2.1通风困难时期

2+9+2.19)×

=57.38m3/min

取58m3/min。

3.3.3风量分配

矿井风量分配表

名称

矿井通风容易时期配风量

矿井通风困难时期配风量

(m³

/s)

采煤工作面风量

14+6

预抽瓦斯工作面

5

掘进工作面风量

10×

2=20

硐室风量

11

9

其他

4

总配风量合计

60

58

4、主要技术安全措施

4.1通风机、附属设备设施

4.1.1主扇应满足开采水平各个时期的工程变化;

并使通风设备长期高效率运行。

4.1.2风机能力应留有10%的余量。

4.1.3轴流式通风机应校验电动机正常启动参量还应校验反风时的参量。

4.1.4回风立井外部漏风率不得超过5%。

4.1.5主扇应有两回路直接由变(配)电所馈出的供电线路;

主扇的控制回路和辅助设备,必须有与主扇同等可靠的备用电源。

4.1.6必须安装2套同等能力的主要通风机装置,其中1套作备用,备用通风机必须能在10min内开动。

4.1.7完善主扇定期检修制度,至少每月检查1次主扇。

4.1.8改变通风机转数或叶片角度时,必须经矿技术负责人批准。

4.1.9主扇投入使用前,必须进行1次性能测试和试运行工作,以后每5年至少进行1次性能测试。

4.1.10矿井通风机房应按同类型矿井井口防洪标准采取防洪措施。

4.1.11通风机房周围20m以内不得布置有烟火作业的建筑物及设施,并应考虑噪音及排出的乏风对周围的影响。

4.1.12严禁主扇房兼做他用。

其内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计。

设置直通电话,设置反向操作系统图及司机岗位责任制和操作规程。

4.1.13司机每小时记录1次主扇运行情况,发现异常,立即报告。

4.1.14主扇机房内,噪音必须达标,否则必须采取降噪措施。

4.1.15因检修、停电或其他原因停止主扇运转时,必须制定停风措施。

4.1.16主扇停运时,井下必须立即停止工作、切断电源,撤出人员。

且必须打开井口防爆门和有关风门,尽量利用自然风压通风。

4.1.17主扇应设监测系统,以监测主扇及电机的运转情况。

4.1.18防爆门每半年检查维修1次。

4.1.19风硐内墙光滑,拐弯平缓,圆弧连接,严密不漏风。

风硐和主扇相连一段巷道的长度应不小于10~12倍的风机动轮直径。

4.1.20扩散塔应用金属板焊接,尽量减少阻力。

4.2矿井反风

4.2.1反风装置结构简单,坚固可靠。

4.2.2操作开关集中安设,灵敏可靠,一人操作。

4.2.3能在10min内改变井巷中的风流方向。

4.2.4反向风量不应小于正常风量的40%。

4.2.5必须制定明确的反风方法。

4.2.6每季检查1次反风设施,每年进行1次矿井反风演习,并撰写反风演习报告且报批、备查。

4.2.7反风演习持续时间,本矿应不少于2h。

4.2.8反讽演习时,反风出风井口附近20m范围之内及其相连通的井口建筑物内,必须切断电源,禁止一切火源存在,并禁止交通。

4.2.9反风时,应安排专人记录瓦斯、温度、风流反向时间、风量、大气压力、主扇正、负压等有关参数的记录。

4.3通风设施

4.3.1改风所需建造的通风设施,其设置位置、施工质量必须满足规定要求。

4.3.2今后设置永久性密闭必须同时安装观察孔、反水池、抽放管等设施。

4.3.3今后设置风桥,其有效断面积不应小于回风顺槽断面积。

且其内不应设置风窗。

4.3.4大于6m的盲巷必须设置全风压借风风障。

4.3.5各种通风设施均应建立台账、记录、按相关规定进行检查。

4.4通风机构和仪器仪表

4.4.1必须增设专职测风员。

4.4.2强化通风机构,落实总工程师、通风科长、通风专业队伍责任制。

4.4.3配足备齐各类通风仪器仪表。

5、其它说明

本方案提供的矿井总进风量3600m3/min,通风生产能力30万t/a,是在充分满足前文所述有关内容的前提下;

在生产条件允许的前提下,采掘面布置尽量东、西两翼平衡、兼顾;

6、附图

6.1系统改造前的矿井通风示意图

6.2系统改造后的矿井通风示意图

6.3系统改造后的矿井通风网络图

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