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矿井通风能力核定报告资料

潞安集团公司东盛煤业

矿井通风能力核定报告

 

批准:

审核:

编写:

 

2013年10月

目录

第一部分矿井概况

第二部分矿井需要风量计算

第三部分矿井通风能力计算

第四部分矿井通风能力验证

第五部分矿井通风能力核定结果

第六部分问题与建议

附件1、矿井主要通风机性能测定报告

附件2、矿井通风阻力测定报告

附件3、矿井网络解算分析结果

附件4、矿井稀释瓦斯能力情况

附件5、矿井通风系统示意图

附件6、参加矿井通风能力核定人员名单

附件7、生产统计部门出据的采掘面平均日推进度依据和证明材料

附件8、网络解算结果和新增采掘瓦斯预测内容

 

第一部分矿井概况

一、矿井概述:

东盛煤业公司位于山西沁水煤田西苑,霍山隆起之东翼,位于山西省沁源县王陶乡下壁村,行政区划属王陶乡管辖,该矿属于基建整合矿井,2007年7月份接管,整合主体为山西潞安郭庄煤业有限公司综合机械化进行开采,设计生产能力30万吨/a,矿井主采1#、2#、3#、(9+10#)煤层,目前生产布置有10101备采面、10102-3对拉工作面、10202安装面、1#煤轨道下山、2#煤轨道下山、运输下山、回风下山、10105轨道顺槽、10104运输顺槽、10203轨道顺槽、10203切眼。

本矿已于2012年12月25日正式投产。

 

二、通风系统:

1、通风系统

东盛煤矿井通风系统是主斜井、副立井进风,中央回风立井回风的中央并列式通风。

主扇的工作方法均为机械抽出式,矿井需风量4602m3/min,实际总进风量为5246m3/min,总回风量为4882m3/min,主扇排风量5474m3/min,有效风量4902m3/min,有效风量率为93%。

表4.8-1矿井各井筒特征及风量表

井筒名称

断面积(㎡)

风量(m3/min)

备注

主斜井

6.3

1333

进风井

副立井

19.6

3913

进风井

中央回风井

9.6

5310

回风井

1#轨道、2#轨道新鲜风流主要由副立井、主斜井分别经1#轨道大巷、2#轨道大巷进入工作面,经集中回风大巷、回风立井排至地面。

各采区进、回风量见表4.8-2。

表4.8-2各采区进、回风量表

采区名称

进风量(m3/min)

回风量(m3/min)

1#煤

3844

3891

2#煤

1402

1419

2、主要通风机情况

东盛煤矿主通风机是山西运城安瑞节能风机有限公司生产的轴流式风机,型号为FBCDZ-6-No21,电机额定功率为250kw×2,叶片角度6°,一台运转,一台备用,矿井反风时电机反转反风,该主通风机设计风量25-141m3/s。

主通风机实际排风量5474m3/min,负压1650Pa,外部漏风率3.0%,等积孔2.55m2。

3、局部通风机情况

东盛矿井下巷道掘进使用局部通风机型号及技术特征见下表4.8-3。

4.8-3局部通风机型号及技术特征表

型号

风量(m3/min)

全压Pa

功率kW

额定电压V

FBDNo6.0

210-350

1500-4000

2×11

660

4、瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性

据近三年山西省煤炭工业厅下发的瓦斯等级鉴定结果批复看,东盛煤矿三年内均为低瓦斯矿井。

详见表4.8-4。

 

4.8-4东盛煤矿近三年瓦斯等级鉴定结果批复情况表

年度

井型

(万t/a)

瓦斯鉴定

二氧化碳鉴定

备注

绝对涌出量m3/min

相对涌出量m3/t

绝对涌出量m3/min

相对涌出量m3/t

2010

30

0.68

/

0.68

/

2011

30

0.63

/

0.63

/

2012

30

0.65

/

0.65

/

东盛煤矿于2012年12月25日正式投产,前三年瓦斯等级鉴定处于基建期间,根据集团公司相关处室要求,基建期间无需计算相对量,本次核定瓦斯涌出量按批复中前三年中最大值的原则,因此本次核定取三年中的次大值0.68m3/min。

由山西省煤炭工业局综合测试中心的检测结果知,1#、2#煤层煤尘有爆炸性;1#煤层自燃倾向性等级Ⅱ,自燃倾向性为自燃,2#煤层自燃倾向性等级Ⅲ,自燃倾向性为不易自燃。

2、整个通风系统路线为:

矿井由主斜井、副立井进风,分两段进入1#、2#煤:

1、主斜井——1#甩车场——1#轨道巷

副立井——1#联络巷——1#轨道巷

由1#轨道巷进入10101采煤工作面、经局扇分别进入各个工作面,最后经1#回风巷进入回风立井,排出地面。

2、副立井——车场绕道——2#轨道下山——2#轨道巷——回风立井——地面

副立井——2#交叉点——运输下山——10101运输顺槽——10101回风顺槽——1#回风巷——回风立井——地面

3、各掘进进工作面进、回风量:

名称

进风量

(m3/min)

回风量

(m3/min)

1#煤轨道下山

342

333

10103运输顺槽

321

527

2#煤轨道下山

336

342

运输下山

300

304

回风下山

309

317

10103轨道顺槽

312

322

10101采煤面

512

351

三、主要通风机情况:

本矿井共安装二台主要通风机,该风机(山西运城安瑞节能风机有限公司)型号为FBCDZ-6-NO21,电机额定功率为2×250KW,叶片角度:

+6度,一台运转、一台备用,该主扇设计排风量3900-7800m3/min,负压1300-4100pa,现阶段主扇经变频后实际排风量3281m3/min,负压580pa,外部漏风率为4%,等积孔为2.80m2。

四、瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤层自然倾向性:

根据2011年7月进行的矿井瓦斯等级鉴定结果得知,本矿属于低瓦斯矿井,矿井瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min,矿井二氧化碳绝对涌出量为0.63m3/min。

根据山西省煤炭工业局综合测试中心的测试结果,1#煤吸氧量0.70cm3/g,火焰长度130mm,岩粉用量75%,具有爆炸危险性,煤层自燃倾向性为“II”级,自燃倾向性性质为自燃。

2#煤吸氧量0.75cm3/g,火焰长度250mm,岩粉用量80%,具有爆炸危险性,煤层自燃倾向性为“III”级,自燃倾向性性质为不易自燃。

五、生产布置情况:

现阶段矿井工作面有七个,开拓掘进面6个,即:

1#煤轨道下山、2#煤轨道下山、回风下山、运输下山、10103轨道顺槽、10103运输顺槽。

采煤面一个,未生产。

第二部分矿井需要风量计算

根据该矿井本年度基本建设井巷开拓,掘进计划方案及矿井现有通风设备和设施,并根据集团公司“一通三防”管理制度中“风量计算细则”进行计算,现掘进面、采煤面:

1#煤轨道下山、2#煤轨道下山、回风下山、运输下山、10103轨道顺槽、10103运输顺槽、10101采煤面,按照以风定面的原则计算:

一、全矿井所需风量计算:

Q矿≥(∑Q1#煤轨道下山+∑Q2#煤轨道下山+∑Q回风下山+∑Q运输下山+∑Q10103轨道顺槽+∑Q10103运输顺槽+∑Q10101采煤面+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通(m3/min)

式中:

∑Q1#煤轨道下山——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q2#煤轨道下山——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q回风下山——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q运输下山——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q10103轨道顺槽——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q10103运输顺槽——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q10101采煤面——工作面实际需要的风量m3/min;

∑Q硐——硐室实际需要的风量m3/min;

∑Q其它——矿井除了掘进面硐室地点以外的其它巷道所需风量的总和m3/min;

K矿通——矿井通风系数(抽出式K矿通取1.2)

二、掘进工作面需风量计算:

该矿井需要进行风量计算的掘进工作面有5个,分别是:

1#轨道巷延伸、2#轨道巷、1101回风顺槽、1101运输顺槽,1103回风顺槽计算过程及方法如下:

1、1#轨道下山开拓掘进头所需风量:

(1)按瓦斯绝对涌出量进行计算:

Q=100QK=100×0.63×1.5=95m3/min

式中:

Q绝——巷道风流中瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。

(2)按炸药量计算:

Q=25A=25×11=275m3/min;

式中:

A——一次爆破炸药最多用量;

(3)按人数计算:

Q=4N即:

Q=4×8=32m3/min;

式中:

N——工作面最多人数;

(4)按风速进行验算:

Vmin/s﹤Q掘﹤Vmax/s

Vmin——最低允许风速、岩巷、半煤岩巷15m/min

Vmax——最高允许风速240m/min

15×8.01﹤Q掘=275﹤240×8.01

按1#轨道掘进工作面正头所需最小风量为275m3/min;

Q局=KQ掘=1.2×275=330m3/min;

K——掘进工作面漏风系数反算出的系数,取1.2;

(5)工作面最小全风压需风量计算:

1#轨道掘进:

Q=Q局+15s=330+120=450m3/min;

所以1#轨道下山开拓面的需风量为330m3/min

1#轨道掘进:

Q=Q局+15s=330+120=450m3/min;

所以1#轨道下山开拓面的需风量为330m3/min

2、2#轨道开拓掘进头所需风量:

(1)按瓦斯绝对涌出量进行计算:

Q=100QK=100×0.63×1.5=94m3/min

式中:

Q绝——巷道风流中瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。

(2)按炸药量计算:

Q=25A=25×8=200m3/min;

式中:

A——一次爆破炸药最多用量;

(3)按人数计算:

Q=4N即:

Q=4×14=56m3/min;

式中:

N——工作面最多人数;

(4)按风速进行验算:

Vmin/s﹤Q掘﹤Vmax/s

Vmin——最低允许风速、岩巷、半煤岩巷15m/min

Vmax——最高允许风速240m/min

15×8﹤Q掘=200﹤240×8

按2#轨道开拓工作面正头所需最小风量为200m3/min;

Q局=KQ掘=1.2×200=240m3/min;

K——掘进工作面漏风系数反算出的系数,取1.2;

(5)工作面最小全风压需风量计算:

2#轨道下山开拓:

Q=Q局+15s=240+8×15=360m3/min;

所以2#轨道下山开拓面的所需风量为:

240m3/min;

3、运输下山开拓面所需风量:

(1)按瓦斯绝对涌出量进行计算:

Q=100QK=100×0.63×1.5=94m3/min

式中:

Q绝——巷道风流中瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。

(2)按炸药量计算:

Q=25A=25×6.8=170m3/min;

(3)按人数计算:

Q=4N即:

Q=4×8=32m3/min;

式中:

N——工作面最多人数;

(4)按风速进行验算:

Vmin/s﹤Q掘﹤Vmax/s

Vmin——最低允许风速、岩巷、半煤岩巷15m/min

Vmax——最高允许风速240m/min

15×8﹤Q掘=170﹤240×8

按运输下山开拓工作面正头所需最小风量为170m3/min;

Q局=KQ掘=1.2×170=204m3/min;

K——掘进工作面漏风系数反算出的系数,取1.2;

(5)工作面最小全风压需风量计算:

运输下山开拓:

Q=Q局+15s=204+8×15=324m3/min;

所以运输下山开拓面的所需风量为:

204m3/min;

4、回风下山开拓面所需风量:

(1)按瓦斯绝对涌出量进行计算:

Q=100QK=100×0.63×1.5=94m3/min

式中:

Q绝——巷道风流中瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。

(2)按炸药量计算:

Q=25A=25×10=250m3/min;

(3)按人数计算:

Q=4N即:

Q=4×9=36m3/min;

式中:

N——工作面最多人数;

(4)按风速进行验算:

Vmin/s﹤Q掘﹤Vmax/s

Vmin——最低允许风速、岩巷、半煤岩巷15m/min

Vmax——最高允许风速240m/min

15×9﹤Q掘=250﹤240×9

按回风下山开拓工作面正头所需最小风量为250m3/min;

Q局=KQ掘=1.2×250=300m3/min;

K——掘进工作面漏风系数反算出的系数,取1.2;

(5)回风下山开拓工作面最小全风压需风量计算:

回风下山开拓:

Q=Q局+15s=300+9×15=435m3/min;

所以回下山开拓面的所需风量为:

300m3/min;

5、10103轨道顺槽

(1)按瓦斯涌出量计算:

Q掘=100×q×K=100×0.63×1.5=95m3/min;

式中:

Q掘——掘进工作面正头实际需要风量;

q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.63;

K---工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。

(2)按炸药量计算:

Q=25A=25×10=150m3/min;

式中:

A——一次爆破炸药最多用量;

(3)按人数计算:

Q掘=4N=4×15=60m3/min;

式中:

Q掘——掘进工作面正头实际需要风量;

N——掘进工作面同时工作的最多人数;

4——每人供给的最小风量m3/min;

(4)按风速进行验算:

Vmin×S﹤Q掘﹤VmaxS

Q掘——掘进工作面正头风量m3/min;

Vmin——最低允许风速、煤巷、半煤巷;取15m/min;岩巷时取9m/min;

Wmax——最高允许风速240m/min;

S掘——掘进巷道的净断面积,取6m2;

即:

15×6m3/min﹤Q掘﹤240×6m3/min

90m3/min﹤150﹤1440m3/min

(4)综合以上计算:

10103轨道顺槽掘进工作面正头所需最小风量为150m3/min;

Q局=KQ掘=1.2×150=180m3/min

K——掘进工作面漏风系数反算出的系数,取1.2;

(5)10103轨道顺槽工作面最小全风压需风量计算

10103轨道顺槽:

Q=Q局+15s=180+6×15=270m3/min;

所以10103轨道顺槽的所需风量为:

180m3/min;

6、10103运输顺槽掘进工作面(正头)需风量:

(1)按瓦斯涌出量计算:

Q掘=100×q×K=100×0.63×1.5=95m3/min;

式中:

Q掘——掘进工作面正头实际需要风量;

q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.63

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5

(2)按炸药量计算:

Q=25A=25×6=150m3/min;

式中:

A——一次爆破炸药最多用量;

(3)按人数计算:

Q掘=4N=4×15=60m3/min;

式中:

Q掘——掘进工作面正头实际需要风量;

N——掘进工作面同时工作的最多人数;

4——每人供给的最小风量m3/min;

(4)按风速进行验算:

Vmin×S﹤Q掘﹤VmaxS

Q掘——掘进工作面正头风量m3/min;

Vmin——最低允许风速、煤巷、半煤巷;取15m/min;岩巷时取9m/min;

Wmax——最高允许风速240m/min;

S掘——掘进巷道的净断面积,取6m2;

即:

15×7m3/min﹤250﹤240×7m3/min

105m3/min﹤150﹤1680m3/min

(4)综合以上计算:

10103运输顺槽掘进工作面正头所需最小风量为150m3/min;

(5)局部通风机的供风量:

Q局=KQ掘=1.2×150=180m3/min

式中:

Q掘——掘进工作面(正头)的所需风量;

K——漏风系数反算出的系数,取1.2,

(6)10103运输顺槽最小全压风量计算:

Q=Q局+15S=180+90=270m3/min

所以10103运输顺槽的所需风量为:

180m3/min;

三、采煤工作面需风量计算:

10101采煤工作面(正头)需风量:

1、按瓦斯涌出量计算:

Q采=100×q×K=100×0.63×1.5=95m3/min

式中:

Q采——回采工作面实际需要风量,m3/min;

q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯绝对涌出量为0.63m3/min

KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。

取1.5。

2)按工作面气象条件计算:

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温=484×1.0×1.0×1.1=532m3/min

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速(不小于1m/s)=4×1.2×2×1.2×70%×1.0×60≈484m3/min

式中:

Q采——采煤工作面需要风量,m3/min;

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/min;

K采高——回采工作面采高调整系数小于2m,取1.0;

K采面长——回采工作面长度调整系数,工作面长度为80米取1.0;

K温——回采工作面温度调整系数,工作面温度为20℃取1.1;

工作面控顶距——4m;

工作面实际采高——1.2m。

3)按工作面温度选择适宜的风速计算

Q采=60×V采×S采m3/min=60×1.0×2.4=144m3/min

式中:

V采--采煤工作面风速,m/s,取1.0m/s;

S采--采煤工作面的平均断面积,m2,取2.4。

4)按工作面同时作业人数计算

根据10101采煤工作面作业规程可知,工作面同时作业最多人数为30人,

Q采≥4N=4×30=120m3/min

式中:

N--工作面同时作业最多人数。

5)按采煤工作面允许风速进行验算

15×S<Q采<240×S(m3/min)

36m3/min<Q采<576m3/min

式中:

S--采煤工作面的平均断面积,m2,取2.4。

15、240--允许最低、最高风速,m3/min。

根据以上计算,10101工作面实际需风量取最大值为532m3/min。

四、硐室需要风量计算:

井下硐室需要风量,按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算;

∑Q硐=Q硐1+Q硐1+Q硐2+Q硐3+…….+Q硐n

=Q硐+Q1硐1+Q硐2+Q2硐2

=(Q1主水仓+Q1中央变电所+Q2其他临时用风点)×1.2

=(90+90+100)×1.2

=336m3/min

所以硐室实际需风量280m3/min

五、全矿井总需风量的计算

按掘进、采煤面、硐室。

所需风量总和计算

Q矿需=(Q1#轨道+Q2#轨道+Q运输下山+Q回风下山Q10101+Q10103轨道+Q10103运输)+Q硐

=(330+240+204+300+144+180+180)+336m3/min

=1578m3/min+336m3/min

=1914m3/min

矿井实际供风量达到3020m3/min大于矿井实际需风量1914m3/min满足井下六个掘进面、一个备采面的需要,按1#轨道下山所需的风量330m3/min来算,还可以同时开拓三个面

第三部分矿井通风能力计算

根据《煤矿生产能力核定标准》计算矿井通风能力公式如下:

1、采煤工作面生产能力核定

①、10101采煤工作面年产量:

A10101=

1×n1×c1

=80×0.8×1.4×4×150×1=53790=5.4万t

式中:

A1101:

10101工作面年产量,万t/a;

1:

回采工作面平均长度,80m;

1:

回采工作面平均采高,0.8m;

1:

平均容重,1.4t/m3;

1:

回采工作面正常生产平均日推进度,4m/d;

1:

计划生产天数150d;

c1:

10101工作面回采率,取100%

②、10103采煤工作面年产量:

A10103=

3×n3×c3

=100×0.8×1.4×4×180×1=80640=8.1万t

式中:

A1103:

10103工作面年产量,万t/a;

3:

回采工作面平均长度,80m;

3:

回采工作面平均采高,1.2m;

3:

平均容重,1.4t/m3;

3:

回采工作面正常生产平均日推进度,5m/d;

3:

计划生产天数120d;

C3:

10103工作面回采率,取100%

2、掘进工作面生产能力核定

根据生产统计部分统计,掘进面总日推进度为15m/d,所以所有掘进工作面年产量:

A掘j=330×

×s×

=330×15×2.4×1.4=48510=1.67万t

式中:

A掘j:

总掘进工作面年产量,万t/a;

s:

掘进工作面(煤量)平均断面,2.4㎡;

平均容重,1.4t/m3;

掘进工作面正常生产平均日推进度,15m/d;

1:

当年生产天数,实际生产330d;

3、全矿井产量核定为:

A=∑A采+∑A掘=13.5+1.67=15.17万t/a

第四部分矿井通风能力验证

一、矿井通风动力验证

该矿主扇风机为变频调速制控,现30HZ运行排风量为3281m3/min,负压580Pa,主扇风机的工况点处在稳定的工作范围之内,运行正常,有较大的富余量。

(主扇性能测定报告见附件1)

二、矿井通风网络能力验证

根据北京煤海精卫科技有限公司对该矿所作的矿井通风阻力测定报告可知,矿井通风阻力与主要通风机性能相匹配,能满足安全生产实际需要,且该矿还根据报告中所列建议采取了具体的降低巷道风阻的措施,也取得了一定的效果。

(矿井通风阻力测定报告见附件2)

三、矿井用风地点有效风量验证

通过实际测定,矿井各用风地点的有效风量能够满足生产需要。

(见矿井用风地点有效风量验证表1)

表:

1

序号

名称

地点

风量(m3)

风流速度

温度(0C)

需风量

实测风量

是否满足要求

规程规定

实际测定

是否符合要求

规程规定

实际测定

是否满足要求

1

矿井总进、回风

副立井

2020

>2

10

主斜井

1000

<4

>2

9

1#回风

1580

<4

3.30

>2

11

2#回风

1591

<4

3.30

>2

11

2

掘进面

1#轨道下山

330

342

0.25

0.71

≤26

10

2#轨道下山

204

336

0.25

0.7

≤26

11

10103运输顺槽

180

321

0.25

0.76

≤26

9

1103轨道顺槽

180

312

0.25

0.87

≤26

10

运输下山

204

300

0.25

0.63

≤26

10

回风下山

300

309

0.25

0.57

≤26

10

3

硐室

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