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05第五章通风和安全

第五章通风和安全

第一节概况

一、邻近矿井及本井田瓦斯情况

据精查报告采集瓦斯样分析和2005年5月由内蒙古自治区第八地质矿产堪察开发院进行的复核工作中对现生产矿井瓦斯调查,该区矿井属高沼气矿井,且H2S气体含量较高,随煤层赋存深度的增加,沼气含量还会增加。

所以在本次设计中按高瓦斯矿井配备和管理。

二、煤尘

本区为中等变质程度煤,节理及内生裂隙发育,易破碎成粉状(主要是煤3),加之该区地下水贫乏(煤层含水量﹤2%),采掘过程中均易产生煤尘。

煤尘经取样试验皆有爆炸的可能性,故在采掘中特别是开采浅部煤层时应特别注意防尘、防爆工作。

三、自燃

本区内煤为不易自燃煤层,发火期为18个月,但本区内煤层有自燃发火的历史,在以后的开采中应注意采后长时间采空区的自燃发火有可能会影响邻近采区和回采阶段内的煤层,应采取防灭火措施。

四、地温

经钻孔资料测试分析,井田内无地温异常区,井下温度一般为19℃。

建议矿山开采时在采深1200m以下测量地温。

五、煤与瓦斯突出情况

根据现有资料分析,井田内不存在煤与瓦斯突出和冲击地压现象,但应密切注意断层内的瓦斯和水的突出。

第二节矿井通风

一、通风方式、通风系统

本矿井井田面积较大,煤层赋存情况稳定,为多煤层联合开采,根据采区划分(四个采区)情况,考虑了三种通风方式,即中央并列式、中央分列式、分区式通风方式。

经过比较,本矿井选择了中央分列式与分区式相结合的混合通风系统。

即矿井井下一、三采区采用中央分列式通风,矿井井下二、四采区采用分区式通风。

矿井通风方式为机械抽出式。

二、风井

全矿井共设二个风井,即中央风井和北风井。

矿井通风分前、后二个时期,总服务年限约27.2年,井下共设四个采区,中央风井通风服务于一、三采区,北风井通风服务于二、四采区。

前期中央风井为主要通风井,先服务于一采区,服务年限约9年,9年后为分区式通风,北风井(前期)投入使用,中央风井和北风井都担负通风任务,此时中央风井通风量较小,主要考虑井下硐室通风,而北风井为主要通风井。

北风井前期服务于二采区,服务年限约6年左右。

矿井生产后期,三、四采区需同时生产,两个风井共同担负通风任务,服务年限约12.2年,中央风井服务于三采区,北风井服务于井下硐室通风及四采区回风。

三、掘进通风及硐室通风

矿井移交生产时配备两个煤巷掘进组,两个岩巷掘进组。

煤、岩巷掘进面均为局扇压入式扩散通风,煤巷掘进头和岩巷掘进头通过中部回风上山独立回风。

充电硐室、变电所及爆炸材料发放硐室采用独立回风,其它硐室均构成完整的通风系统。

四、矿井风量

根据《煤矿安全规程》第103条规定,矿井总风量计算如下:

按井下同时工作的最多人数计算

Q进=4·N·K

式中:

Q进—矿井总进风量,m3/s;

N—井下同时工作的最多人数,104人(按交接班时最多人数计算);

K—矿井通风系数,取1.25。

则Q进=4×104×1.25

=520m3/min

=8.7m3/s

2、按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算

Q矿=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿通

式中:

ΣQ采—采煤工作面实际需要风量的总和,m3/s;

ΣQ掘—掘进工作面实际需要风量的总和,m3/s;

ΣQ硐—硐室实际需要风量的总和,m3/s;

ΣQ其它—矿井除采煤掘硐外其它需风量总和,m3/s。

(1)采煤工作面实际需风量计算

∑Q采=Q综放+Q综

式中Q综放——综放工作面实际需风量,m3/min;

Q综——综采工作面实际需风量,m3/min;

采煤工作面实际需风量按瓦斯(或二氧化碳)涌出量和工作面的气温、风速、人数等分别进行计算,取其中最大值,并用风速验算。

1>按瓦斯涌出量计算

Q采=100×QCH4×KC

式中Q采——采煤工作面实际需风量,m3/min;

QCH4——采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,综放13.23m3/min,综采6.75m3/min;

KC——瓦斯涌出不均匀系数,取1.6

Q综放=100×13.23×1.6=2116.8m3/min

Q综采=100×6.75×1.6=1080.0m3/min

2>按气温、风速等劳动条件计算

回采工作面所需风量按气温、风速等劳动条件计算如下:

Q采=60×V采面×S采面×k

式中:

V采面—采煤工作面风速,取0.5m/s;

S采面—采煤工作面平均断面积,综放12.5m2,综采12.32m2;

k——工作面长度系数,取1.1

则:

Q综放=60×0.5×12.5×1.1=412.5m3/min。

Q综采=60×0.5×12.32×1.1=406.6m3/min。

3>按人数计算

Q采=4NC

式中NC——回采工作面同时工作的最多人数,人。

Q采=4×30=120m3/min

4>按风速进行验算

根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。

即回采工作面风量应满足

15×SC≤Q采≤240×SC

式中SC——回采工作面有效断面,m2。

即:

187.5m3/min≤Q综放≤3000.0m3/min符合要求

184.8m3/min≤Q炮≤2956.8m3/min符合要求

根据以上计算,综放和综采工作面均取其中最大值2116.8m3/min、1080.0m3/min,则采煤工作面实际需风量总和确定如下:

∑Q采=2116.8+1080.0=3196.8m3/min=53.28m3/s

考虑一个备用工作面供风量,按产量最大工作面(即煤3层综放工作面)正常生产的50%取值,则备用工作面风量可按17.6m3/s计算。

则回采工作面总需风量按70.9m3/s计取。

(2)掘进实际需风量计算

1>按瓦斯(CO2)涌出量计算

Q掘=100×q掘×K掘

式中Q掘——掘进工作面实际需风量,m3/min;

q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,4.01m3/min;

  K掘——掘进工作面通风不均匀系数,取K掘=2.0。

则掘进工作面需风量为:

Q掘=100×q掘×K掘=100×4.01×2.0=13.4m3/s

2>按局扇实际吸风量计算

Q掘=Q局×Ⅰ×Kf

式中Q局——掘进面局部通风机额定风量,m3/min;

I——同时运转的局扇台数;

Kf——防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.2。

则掘进工作面需风量为

Q掘=Q局×Ⅰ×Kf

=300×2×1.2+200×2×1.2

=20.0m3/s

(煤巷综掘选用FBD6.0/22×2型矿用隔爆型对旋式局部通风机300m3/min,岩巷普掘选用FBD5.6/11×2型矿用隔爆型对旋式局部通风机200m3/min)

3>按炸药量计算

Q掘=25Ajm3/min

式中Aj-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量

则掘进工作面需风量为:

Q掘=25×6.0=2.5m3/s

4>按人数计算

Q掘=4NjK

式中Nj-掘进工作面同时工作的最多人数,人。

K—矿井通风系数,取1.25。

则综掘工作面需风量为

Q掘=4NjK=4×9×1.25=0.75m3/s

普掘工作面需风量为

Q掘=4NjK=4×12×1.25=1.0m3/s

∑Q掘=0.75+1.0=1.75m3/s

5>按风速进行验算

按最高、最低风速验算,必须满足15×Sj≤Q掘≤240×Sj。

式中:

Sj-掘进工作面过风断面,8.8m2

则有132m3/min≤Q掘≤2112m3/min,符合要求。

根据以上计算,取其最大值20.0m3/s,则掘进工作面实际需风量为20.0m3/s。

(3)各硐室实际需要风量计算

充电硐室:

2.5m3/s

中央变电所:

2.5m3/s

火药发放硐室:

3.0m3/s

Q硐=3.0+3.5+3.0=8.0m3/s

(4)其它硐室及巷道漏风量按采煤、掘进、硐室的总和的5%取即(70.9+20.0+8.0)×5%=4.95m3/s。

(5)矿井总实际需风量计算

Q进=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+ΣQ其它)×K

式中:

Q进—矿井总进风量,m3/s;

Q采——采煤工作面实际需要的风量,m3/s;

Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/s:

Q硐——各类硐室实际需要的风量,m3/s;

ΣQ其它—矿井除采煤掘硐外其它需风量总和,m3/s。

K——矿井通风系数,取1.25。

则Q进=(70.9+20.0+8.0+4.95)×1.25

=129.8m3/s

综合1、2计算结果,矿井总进风量按各用风地点实际需风量计算,实需总风量129.8m3/s,设计取130.0m3/s。

五、矿井风量分配

(一)风量分配的原则

1、本井为高瓦斯矿井,因井下风量主要用于排去采煤工作面和掘进工作面释放出来的瓦斯(抽放后释放出来的残存瓦斯)。

因此应根据各工作面的瓦斯涌出量的多少来配风,配风的原则要满足工作面和回风顺槽风流中的瓦斯含量超限,并控制风速在规定的范围内。

2、在矿井投产初期工作面不能同时通风(包括备用面)时,应通过主扇变频调速减少风量,或者对于临时超量风通过调节风门引至回风巷中(一定要经过严格的测风后加以控制),以免在短期内使正在生产面风速超限。

3、对于掘进通风,岩巷选择通风量在300m3/min左右的风机(22kW),煤巷选择通风量在500m3/min左右的风机(44kW)。

如果在揭煤时或瓦斯涌出量大时,根据需要再增加一套通风设施(包括风机、风筒、三专两闭锁装置)。

4、在生产过程中,如检测到哪个煤层在一定范围内,经瓦斯抽放后,工作面释放出的瓦斯量超限很大时就应及时调整该工作面的进风量(调整主扇风量或在工作面下顺槽装设临时局扇加风),否则必须采取以风定产,待进入正常区后,方可恢复正常产量。

5、掘进工作面(尤其是煤巷)的乏风应以最短的线路引入专用回风上山巷、专用回风石门、或总回风巷中。

如线路较长时应补掘措施巷,减短掘进巷的回风距离,将乏风引入以上回风巷中。

(二)矿井投产时的风量分配

根据井下需要和要求矿井计算的总风量为130m3/s,主要通风的场所为两个综采面(煤2综掘先投产、煤3综放迟于煤2三个月后投产),四个掘进组(两个煤巷综掘组,两个岩巷掘进组);三个需要单独回风的硐室(电机车充电硐室、火药发放硐室及采区变电所)。

1、进风井筒的风量分配

(1)分配原则:

该矿进风井筒有三条,主斜井、材料副斜井、行人副斜井。

主斜井为胶带提升井,分速限制为≤4m/s;材料副斜井为串车提升(不提人)风速≤12m/s;行人副斜井(专用于人员升降)≤8m/s。

(2)井筒进风量分配

井筒进风量分配见表(表5-2-1)。

井筒进风量分配见下表

表5-2-1

井筒名称

实际进风量

(m3/s)

实际风速

(m/s)

限制风速

(m/s)

主斜井

48.41

3.5

4

材料副斜井

48.14

3.8

8

行人副斜井

33.45

3.1

8

2、井下用风地点的风量分配

井下用风地点的风量分配见表5-2-2。

井下用风地点风量分配表

表5-2-2

顺序

用风地点

数量

(个)

单位配风量(m3/s)

总用风量

(m3/s)

实际风速

(m/s)

限制风速

m/s

1

综采工作面

1

28

28

2.3

4

2

综采放顶工作面

1

52.5

52.5

3.8

4

3

岩巷掘进组

2

5

10

0.4

4

4

煤巷掘进组

2

7.5

15

0.6

4

5

充电硐室

1

3.0

3.0

0.5

6

中央变电所

1

3.0

3.0

0.5

7

火药发放硐室

1

3.0

3.0

0.5

8

其它

15.5

9

合计

130

注:

备用工作面风量暂分配于正常回采工作面,待备用工作面巷道系统完成后再调整。

3、风量调整

矿井在生产的过程中,工作面投产数量不但有增减,而且投产时间也会不一致,从而使得矿井通风量也会失调。

因此在生产工作面交替期间,必须进行风量的及时调整。

主要措施是利用主通风机(主扇)变频调速控制功能,随时增减井下的用风量,避免用风点风速超限,但也不能低于最低风速的限制,以免瓦斯积聚。

对于时间短,风量调整小的地点,也可临时通过调节风门进行短路调节,一旦正常,立即恢复正常通风。

六、负压计算

计算公式:

h=h摩+h局

h摩=Σ

式中:

h—矿井通风总阻力,Pa;

α—通风系数,N·s2/m4

L—井巷长度,m;

P—井巷净断面周长,m;

Q—井巷通过风量,m3/s;

S—井巷净断面面积,m2;

h摩—摩擦阻力;

h局—通风局部阻力,h局=15%h摩。

经计算,矿井初期立风井通风负压为2076.2Pa;后期立风井通风负压为1084.2Pa。

矿井中期北风井通风负压为2700.3Pa;后期北风井通风负压为1403.3Pa。

矿井通风负压计算表见表5-2-2、5-2-3、5-2-4及表5-2-5。

七、矿井通风等积孔

计算公式:

A=1.19Q/h1/2

式中A—等积孔,m2;

Q—矿井进风量,m3/s;

h—矿井通风阻力,Pa。

立风井通风负压计算表(前期)

表5-2-2

名称

支护

方式

摩擦阻

力系数

(N*s2/m4)

长度

(m)

周长

(m)

面积

(m2)

风量

(m3)

负压

(Pa)

风速

(m/s)

1

材料副斜井

锚喷

0.0085

731

13.5

12.6

48.14

97.18

3.8

2

材料副井1260m甩车场

锚喷

0.0085

90

14

13.6

62.16

16.45

1.2

3

1260m轨道石门1

锚喷

0.007

214

11.7

9.6

67.34

89.83

7.0

4

1260m轨道石门2

锚喷

0.007

53

11.7

9.6

41.11

8.29

4.3

5

1260m轨道运输绕道

锚喷

0.007

65

11.7

9.6

17.36

1.81

1.8

6

煤31260m南翼运输顺槽1

型钢

0.03

500

14.1

11.6

31.2

131.9

2.7

7

煤31260m南翼运输顺槽2

型钢

0.03

365

14.1

11.6

52.5

272.63

4.5

8

工作面

型钢

0.033

160

14.2

12.3

52.5

111.05

4.3

9

1320m南翼采区回风顺槽

型钢

0.025

510

10.9

7.3

52.5

945.28

7.2

10

1320m南翼采区回风石门

锚喷

0.007

40

13.8

13.2

27.62

1.28

2.1

11

1320m南翼回风中巷

锚喷

0.007

468

13.8

13.2

32.62

20.92

2.5

12

1320m回风石门联络巷

锚喷

0.007

30

13.8

13.2

18.32

0.42

1.4

13

1320m回风石门1

锚喷

0.007

60

13.8

13.2

19.32

0.94

1.5

14

1320m回风石门2

锚喷

0.007

128

13.8

13.2

25.83

3.59

2.0

15

1320m回风石门1

锚喷

0.007

30

13.8

13.2

39.49

2.0

3.0

16

1320m回风石门1

锚喷

0.007

330

13.8

13.2

64.01

56.79

4.8

17

1320m回风石门1

锚喷

0.007

20

13.8

13.2

123.0

12.7

9.3

18

风井

砌碹

0.003

248.3

15.7

19.6

130.0

32.4

6.6

19

合计

1805.4

20

加15%局部阻力

270.8

21

总计

2076.2

立风井通风负压计算表(后期)

表5-2-3

序号

名称

支护方式

摩擦阻

力系数

(N*s2/m4)

长度

(m)

周长

(m)

面积

(m2)

风量

(m3)

负压

(Pa)

风速

(m/s)

1

材料副斜井1

锚喷

0.0085

879

13.5

12.6

34.79

61.0

2.8

2

材料副斜井2

锚喷

0.0085

369

13.5

12.6

34.2

24.8

2.7

3

1050m轨道石门1

锚喷

0.007

214

11.7

9.6

36.76

26.8

3.8

4

1050m轨道石门2

锚喷

0.007

130

11.7

9.6

17.89

3.9

1.9

5

胶带机斜巷

锚喷

0.009

90

10.8

8.2

10.39

1.7

1.3

6

1050m煤6运输顺槽

型钢

0.03

900

14.1

11.6

26.5

171.3

2.3

7

工作面

型钢

0.033

160

13.2

12.4

26.5

28.3

2.1

8

1110m煤6回风顺槽

型钢

0.025

900

10.9

7.4

26.5

425.0

3.6

9

1110m回风石门

锚喷

0.007

220

13.1

11.8

75.0

69.0

6.4

10

三采区回风下山

锚喷

0.008

205

12.4

10.6

76.0

98.6

7.2

11

1200m回风石门

锚喷

0.007

40

13.1

11.8

78.0

13.6

6.6

12

中央风井1

锚喷

0.0037

120

15.7

19.6

78.0

5.6

4.0

13

中央风井2

砌碹

0.0037

248

15.7

19.6

83.0

13.2

4.2

14

合计

942.8

15

加15%局部阻力

141.4

总计

1084.2

北风井通风负压计算表(前期)

表5-2-4

名称

支护

方式

摩擦阻

力系数

(N*s2/m4)

长度

(m)

周长

(m)

面积

(m2)

风量

(m3)

负压

(Pa)

风速

(m/s)

1

北翼进风井

锚喷

0.0039

590

12.5

10.8

61.3

85.8

5.7

2

1320m北翼石门

锚喷

0.007

85

12.5

10.8

61.3

22.2

5.7

3

二采区轨道上山

锚喷

0.0095

142

11.4

9.1

58.9

70.8

6.5

4

1260m轨道石门1

锚喷

0.007

390

11.7

9.6

68.9

171.4

7.2

5

1260m轨道石门2

锚喷

0.007

45

11.7

9.6

65.9

18.1

6.9

6

1260m运输顺槽1

型钢

0.03

45

14.1

11.6

44.7

24.4

3.9

7

1260m运输顺槽2

型钢

0.03

940

14.1

11.6

52.5

702.1

4.5

8

工作面

型钢

0.033

160

14.2

12.3

52.5

111.05

4.3

9

1320m回风顺槽

型钢

0.025

940

10.9

7.3

52.5

388.6

7.2

10

1320m回风石门

锚喷

0.007

315

13.8

13.2

85.9

97.6

6.5

11

北风井

砌碹

0.0084

590

12.5

10.8

115.5

656.0

10.7

12

合计

2348.1

13

加15%局部阻力

352.2

14

总计

2700.3

北风井通风负压计算表(后期)

表5-2-5

名称

支护

方式

摩擦阻

力系数

(N*s2/m4)

长度

(m)

周长

(m)

面积

(m2)

风量

(m3)

负压

(Pa)

风速

(m/s)

1

北翼进风井

锚喷

0.0039

590

12.5

10.8

42.31

40.9

3.9

2

1320m北翼石门

锚喷

0.007

85

12.5

10.8

42.31

10.6

3.9

3

二采区轨道上山

锚喷

0.0095

142

11.4

9.1

42.31

73.1

4.6

4

1200m集中运输大巷

锚喷

0.008

80

14.4

14.2

47.0

7.1

3.3

5

1200m轨道石门

锚喷

0.007

45

11.7

9.6

33.95

4.8

3.5

6

四采区轨道下山1

锚喷

0.0085

212

13.8

13.2

31.95

11.0

2.4

7

四采区轨道下山2

锚喷

0.0085

118

13.8

13.2

27.95

7.1

2.1

8

1050m轨道石门1

锚喷

0.007

220

11.7

9.6

22.44

10.3

2.3

9

1050m轨道石门2

锚喷

0.007

80

11.7

9.6

18.09

2.4

1.9

10

1050m轨道石门3

锚喷

0.007

220

11.7

9.6

15.09

4.6

1.6

11

1050m运输顺槽

型钢

0.03

1100

14.1

11.6

27.5

225.4

2.4

12

工作面

型钢

0.033

160

14.2

12.3

27.5

30.5

2.2

13

1110m回风顺槽

型钢

0.025

1100

10.9

7.4

27.5

559.4

3.7

14

1110m回风石门1

锚喷

0.007

315

13.1

11.8

29.5

6.1

2.5

15

1110m回风石门2

锚喷

0.007

55

13.1

11.8

32.5

3.3

2.8

16

1110m回风石门3

锚喷

0.007

130

13.1

11.8

42.0

12.8

3.6

17

四采区回风下山

锚喷

0.008

205

12.4

10.6

44.0

33.1

4.3

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