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矿井通风设计范例

4矿井通风

4.1通风系统

4.1.1通风系统

4.1.1.1通风方式和通风方法

根据煤层赋存条件,矿井采用平硐开拓,根据矿井开拓方式,本矿井走向较短,只有一个采区的走向长度,采用分列式通风方式,抽出式通风方法,采煤工作面利用全矿井负压通风,采用“U”型通风方式,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

4.1.1.2通风系统

根据矿井开拓部署,该矿为平硐开拓方式,主平硐、副平硐和后期排水进风行人平硐进风,回风平硐回风。

矿井初期主要通风线路为:

主平硐/副平硐→+1690m水平运输巷/+1690m双龙炭运输巷/+1728m运输巷/+1728m双龙炭运输巷→+1690m运输石门/+1728m运输石门→一采区轨道上山/一采区行人上山→+1756m运输石门→11011工作面运输巷→11011采煤工作面→11011工作面回风巷→回风石门→+1798m正炭回风巷→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。

矿井后期主要通风线路为:

主平硐/副平硐/排水进风行人平硐→+1690m水平运输大巷/+1728m运输巷和通风行人斜巷/+1630m排水行人巷→二采区轨道上山/二采区行人上山→+1548m水平运输巷→三采区轨道上山/三采区行人上山→区段运输石门→23013工作面运输巷→23013采煤工作面→23013工作面回风巷→区段回风石门→三采区回风上山→回风暗斜井→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。

矿井初期开采一采区时为通风容易时期,后期二、三采区同采时为通风困难时期。

通风系统图(初、后期)和通风网络图(初、后期)详见图C1795-171-1(修改)、C1795-171-2(修改)。

4.1.1.3井筒数目、位置、服务范围及时间

矿井开采一采区时有3个井筒,即:

主平硐、副平硐和回风平硐,主平硐、副平硐进风,回风平硐回风。

矿井二、三采区开采时4个井筒,即主平硐、副平硐、排水进风行人平硐和回风平硐。

主平硐、副平硐和排水进风行人平硐进风,回风平硐回风。

各井筒均位于井田东部。

主平硐为改造利用原基地一号井主平硐;副平硐为改造利用原基地一号井副主平硐;回风平硐为改造利用原基地一号井回风平硐;排水进风行人平硐为改造利用原顺风煤矿主平硐。

矿井回风平硐井口坐标为:

X=3278284,Y=18267648,Z=+1788.867,服务于全矿井生产期间。

通风系统(初、后期)详见图4-1-1、4-1-2;

通风网络(初、后期)详见图4-1-3、4-1-4。

 

4.1.1.4矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析

4.1.1.4.1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,此方式使井下风流处于负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量,对安全十分有利,漏风量小,通风管理较简单。

该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风,而且对抵御灾害具有很大的优越性:

1、矿井采用平硐开拓方式,主平硐、副平硐、后期排水进风行人平硐和回风平硐均可做为矿井安全出口,井口间距离大于30m,井下发生灾变时,人员可按避灾路线撤至地面。

前期、后期矿井安全出口均不少于两个。

2、矿井通风系统设置较合理,一旦井下发生灾变时,根据灾变地点的不同,既可采用全矿井反风来控制灾害扩大,也可对发生在回采工作面的灾变进行回采面反风来控制灾害扩大。

合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低。

3、井下设置了风门、调节风门等通风构筑物,能够使风流按拟定的路线流动。

井下突出煤层工作面的风门、调节风门、风窗等均设在进风侧。

4、矿井主要通风机采用轴流式抽出式通风机,配备两台,一台工作一台备用,符合《煤矿安全规程》的规定。

5、矿井采掘工作面全部为独立通风,且装备有甲烷传感器及断电仪(分站),一旦瓦斯浓度超限,即实现超限报警断电。

6、井下风门、调节风门等通风构筑物的设置可以确保各条巷道的风速符合《煤矿安全规程》的规定。

矿井通风方式及通风系统对矿井安全有保障。

7、在措施方面主要有:

对主要进、回风巷,工作面进、回风巷,掘进头回风巷,独立通风硐室回风巷等进行风量、风速监测,保确风量满足设计要求,风速符合《煤矿安全规程》的规定;检查风门、调节风门的制作、安装质量和使用情况,对不符合要求的拆除重建,直至合格为止;在电气控制方面实施风电闭锁;在瓦斯预测预防方面实现工作面瓦斯超限报警断电等。

8、矿井采区回风上山为采区专用回风巷。

4.1.1.4.2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

矿井采用平硐开拓方式,布置有水平运输大巷、回风大巷;采区布置有采区轨道上山、行人上山、回风上山;回采工作面布置有工作面运输巷和工作面回风巷。

矿井、水平、采区、回采工作面均有至少两个安全出口,符合《煤矿安全规程》规定。

井下所有通风巷道中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定。

本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计,采掘工作面均采用独立通风,其进风和回风均不经过采空区或冒顶区,任何2个工作面之间均无串联通风现象,符合《煤矿安全规程》第114、116条的规定。

4.1.1.4.3其它安全保证措施

1、回采及掘进工作面等局部通风的保证程度和措施

本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计,回采工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%的标准进行配风的。

经计算,双龙煤层采煤工作面投产初期配风为10.0m3/s,风速为1.69m/s,后期配风为12.0m3/s,风速为2.03m/s。

臭炭煤层采煤工作面配风为4.0m3/s,风速为1.67m/s。

回采面风速符合《煤矿安全规程》第101条的规定。

掘进工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%为标准来进行配风的。

掘进工作面采用局部通风机压入式供风。

2、矿井风量与通风网络对安全的保证程度

设计按分别计算法计算矿井初、后期需风量分别为46.0m3/s、51.0m3/s,满足《煤矿安全规程》第135条的规定。

设计所配风量,可确保矿井安全生产。

各井巷中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定,设计通风网络能保证矿井安全生产。

通风网络图经解算,各并联网路风压平衡,只要生产中根据风压的动态变化,通过风门、调节风门的控制,能完全满足各用风地点的风量要求。

3、反风系统及其可靠性

根据《煤矿安全规程》的规定,矿井主要通风机必须装有反风设施,必须能在10min内改变矿井风流方向。

本矿井回风井所选风机均为轴流式风井,反风方式为主要通风机电机反转来实现反风,各回风井安全出口内设置两组双向风门,既满足安全行人需要也满足反风要求。

反风设施每季度检查一次,每年进行一次反风演习。

4、风机房检测仪器

风机房配有测定主要通风机性能参数的仪器仪表,按规定对主要通风机运行工况进行测试和调节。

另外,在风机房备用两个风门;当风门损坏时,可及时安装以满足通风需要。

5、保证风流稳定的措施

(1)为使风流按拟定线路流动和控制各用风地点的风量,在各并联的通风网络上设有风门、调节风门和密闭等通风构筑物。

并随生产进度进行调节,确保各用风地点的风量、风速符合《煤矿安全规程》的规定。

(2)清除巷道的杂物或障碍,尽量避免在主要巷道内停放矿车,堆放材料,确保风流通畅。

(3)巷道断面尺寸除满足运输的要求外,还应满足风量、风速要求,因为缩小断面会急剧增大巷道阻力,造成与之并联的通风线路被迫增阻,影响整个系统风量分配,而且运营不经济。

(4)巷道断面大小应保持相对稳定,避免忽大忽小。

巷道转弯处应呈弧形或斜线形,避免直角转弯。

6、防止漏风的措施

(1)检查、测试引风道,风硐的密封性,控制外部漏风。

(2)采空区密闭墙或巷旁充填带应用黄泥浆充实或用砂浆勾缝,尽可能减少漏风。

(3)风门、调节风门、风桥、密闭等通风构筑物砌筑应保证质量,加强通风构筑物的严密性。

(4)加强通风管理,设置专人负责通风构筑物的检查和维修。

在主要风流的分支或汇合地点,各用风地点的进出风侧均设测点,测出风量、风速等参数,从而得到主要漏风地点、漏风区段的漏风量数据,有针对性地进行处理。

(5)降低用风地点风阻,使漏风压差减小,能降低并联漏风风路的漏风量。

4.2矿井风量、风压及等级孔

4.2.1矿井风量计算

矿井需风量计算方法依据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》,矿井开拓方式平面图及采区巷道布置图,投产初期按1个采煤工作面(双龙煤层),1个抽采工作面(双龙煤层),2个掘进工作面;生产后期按2个采煤工作面(双龙煤层、臭炭煤层各1个),1个抽采工作面(双龙煤层),2个掘进工作面,生产能力150kt/a计算矿井风量、负压。

1、按整体法计算

按井下同时工作的最多人数需要风量计算

Q=4NK

式中:

N——井下同时工作的最多人数,人;

4——每人每分钟供风标准,m3/min.人;

K——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均匀因素,K取1.20;

Q=4×94×1.20

=451.2m3/min

=7.52m3/s

2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算

Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)K

式中:

∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和,m3/min;

K——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均匀因素,取1.20。

(1)采煤工作面需风量计算

①按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算

Q采=100×q采×Kc

式中:

Q采——采煤工作面需风量,m3/min;

q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min。

预计初期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为3.240m3/min,预计后期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为4.796m3/min,双龙煤层回采工作面按40%的抽采率扣减,则双龙煤层回采工作面风排瓦斯量初期为1.95m3/min,后期为2.88m3/min。

臭炭煤层回采工作面瓦斯涌出量预计0.685m3/min,抽采率按15%扣减,则风排瓦斯量为0.583m3/min,抽采工作面瓦斯涌出量预计为0.685m3/min。

Kc——工作面瓦斯涌出不均衡系数,炮采取1.8;

经计算,双龙煤层采煤工作面初期Q采1为351m3/min,后期Q采2为519m3/min;后期臭炭煤层采煤工作面Q采3为105m3/min。

抽采工作面Q抽采为123.3m3/min。

②按炸药使用量计算

Q采=25Ac

式中:

Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量,取4.6㎏;

经计算,采煤工作面Q采为115m3/min。

③按工作人员数量计算

Q采=4nc

式中:

4——每人每分钟供风标准,m3/min.人;

nc——采煤工作面同时工作的最多人数,双龙炭煤层取25人,臭炭和正炭煤层取10人。

经计算,双龙炭煤层采煤工作面Q采为100m3/min。

臭炭和正炭煤层采煤工作面Q采为40m3/min。

④按工作面温度计算

Q采=60×Vc×Sc×Ki

式中:

Vc——回采工作面适宜风速,取1.4m/s;

Sc——回采工作面平均有效断面,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,双龙炭煤层取5.9m2,臭炭和正炭煤层均取2.4m2。

Ki——工作面长度系数,取1.0。

经计算,双龙炭采煤工作面Q采为496m3/min,正炭和臭炭煤层为202m3/min。

⑤按风速验算

15×Sc≤Q采≤240×Sc

式中,Sc——回采工作面平均有效断面,双龙炭煤层取5.9m2,正炭和臭炭煤层取2.4m2,经验算,所配风量符合要求。

采煤工作面取以上计算风量的最大值,双龙炭采煤工作面初期Q采为496m3/min,后期Q采为519m3/min;正炭和臭炭煤层为202m3/min。

瓦斯抽采工作面按采煤工作面风量50%配风,双龙炭煤层抽采工作面配风初期为250m3/min,后期为260

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