煤矿矿井通风设计Word下载.docx
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第四节井田范围井田境界拐点坐标表坐标拐点坐标X(m)Y(m)S1487934228584347S2488039928586750S3487949528587124S4487842028584732井田开采标高:
+1600m以上~+1400m(采矿证范围内)+1400m~矿界(采矿证限采标高以下)井田东西走向长2.6km,南北倾斜宽1.0km,井田面积2.6km2。
第五节矿井开拓方式3、开拓开采顺通煤矿采用斜井开拓方式,整个井田采用单水平上、下山开拓,运输水平布置在+1400m。
主井沿A4号煤层底板掘进,采用胶带输送机提升,井口标高为+1636m,净断面为8.4m2,坡度20.5°
,斜长642m,将作为进风井。
副井为斜井,沿A4号煤层底板掘进,井口标高+1624m,坡度25°
,斜长542m,净断面6.32m2,兼进风。
风井为斜井,井口标高为+1611m,坡度为30°
,斜长170m,净断面13.24m2。
矿井通风方式为中央并列式,主扇工作方式为抽出式。
第六节开采方法设计开采方法为综合机械化采煤方法,开采+1422-+1471m水平A4号煤层西翼。
第七节可采煤层井田内含煤地层属侏罗系下统八道湾组,地层平均厚290.38m,煤层厚度7.41m,含煤系数2.6%。
地质报告提供的资料中0.3m以上的煤层4层,其中可采、局部可采煤层二层,其编号自上而下为A4和A1。
煤层总厚7.41m,可采厚度6.59m。
各煤层自上而下叙述如下:
A4煤层:
为薄~厚煤层,煤层厚度为0.26~8.71m,平均为5.09m;
可采区域平均厚5.13m。
顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩,局部有高炭泥岩伪底,无夹矸层,为较稳定煤层。
A1煤层:
位于A4煤层间下部108.32m处。
地表多已火烧,井田内延伸稳定。
根据钻孔ZK1-1孔资料,倾向上较稳定,该孔控制煤层厚度1.46m。
顶板为砾岩、粉砂岩,底板为泥质粉砂岩、粉砂岩,无夹矸。
A1、A4煤层为暗沥青光泽~沥青光泽,黑色、易染手,条痕黑褐色,节理较发育,易碎;
A4煤层在钻孔中取出的煤芯样大多呈粉沫状,很难见到块,通过取芯的小煤块可知:
A4煤层断口以参差状为主,其次为棱角状,局部可见贝壳状。
A4煤层原煤水分2.36%~9.88%,平均3.4%;
原煤灰分3.79%~10.88%,平均7.97%;
原煤挥发份41.48%~46.59%,平均44.29%;
全硫含量0.16%~0.62%;
磷含量0.003%~0.081%;
原煤弹筒发热量23.62~31.95MJ/kg,平均29.28MJ/kg。
A1煤层原煤水分2.09%;
原煤灰分4.10%;
原煤挥发份58.37%;
全硫含量0.29%;
原煤弹筒发热量33.62MJ/kg。
A4煤层煤质特低灰、特低硫、低磷、中高发热量、高油的长焰煤(41CY),可作为工业动力用煤,也可作为气化和炼油用煤。
第八节矿井瓦斯、煤尘、煤的自然发火1、瓦斯情况根据矿井2016年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复,矿井的相对瓦斯涌出量为0.99m3/t,绝对瓦斯涌出量为1.09m3/min,矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。
2、煤尘及煤的自燃倾向性A4煤层的煤尘具有爆炸性危险性根据地质报告取样试验,该井田内的A4煤层为易自燃的煤层。
3、地温井田属地温正常区。
第九节矿井目前生产现状新疆准南东煤矿处于改扩建期,目前有1个W1141采煤工作面,2个掘进工作面。
第二部分矿井通风系统第一节矿井进风井、回风井布置方式矿井主斜井、副斜井进风,立风井回风。
主井为斜井,担负矿井运煤,井口标高+1636m,坡度20.5°
,斜长642m,净断面8.4m2,兼进风。
副井为斜井,担负提升、下放物料和人员,井口标高+1624m,坡度25°
,斜长542m,净断面8.4m2,兼进风。
风井为斜井,坡度30°
,井口标高为+1611m,斜长170m,净断面13.24m2。
第二节矿井通风系统一、通风方式矿井通风方式为中央并列式二、通风方法矿井采用机械抽出式通风方法第三部分采掘及硐室通风第一节采煤、掘进工作面需风量采煤工作面实际需要风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
1.按气象条件计算Qcf=60×
70%×
vcf×
Scf·
kch·
kcl………………
(1)=60×
1×
13.3×
1.2×
1=670m3/min式中:
vcf—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表3中选取,m/s;
Scf—采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;
根据ZFB500Q支架参数最大有效断面15.8m3,最小有效断面10.8m3;
kch—采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;
kcl—采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3;
70%—有效通风断面系数;
60—为单位换算产生的系数。
表1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温℃采煤工作面风速m/s<201.020~231.0~1.523~261.5~1.8表2kch—采煤工作面采高调整系数采高m<2.02.0~2.5>2.5及放顶煤面系数kch1.01.11.2表3kcl—采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度m长度风量调整系数kcl<150.815~800.8~0.980~1201.0120~1501.1150~1801.2>1801.30~1.402.按照瓦斯涌出量计算Qcf=100·
qcg·
kcg………………………
(2)=100×
0.45×
1.225=55m3/min式中:
qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min。
抽放矿井的瓦斯涌出量,应扣除瓦斯抽放量进行计算;
kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
3.按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67·
qcc·
kcc………………………(3)=67×
0.57×
1.35=50m3/min式中:
qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;
kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
4.按工作人员数量验算Qcf≥4Ncf≥200m3/min……………………………(4)式中:
Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数,人;
4—每人需风量,m3/min。
5.按风速进行验算a)验算最小风量Qcf≥60×
0.25Scb……………………(5)Qcf≥60×
0.25Scb≥60×
0.25×
11.1≥166m3/minScb=lcb×
hcf×
70%=6.59×
2.4×
70%=11.1m3…………………(6)b)验算最大风量Qcf≤60×
4.0Scs……………………(7)≤60×
4.0×
7.55≤1812m3/minScs=lcs×
70%=5.99×
1.8×
70%=7.55m3…………………(8)c)综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,验算最大风量Qcf≤60×
5.0Scs…………………(9)≤60×
5.0×
7.55≤2265m3/min式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;
lcb—采煤工作面最大控顶距,m;
hcf—采煤工作面实际采高,m;
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;
lcs—采煤工作面最小控顶距,m;
0.25—采煤工作面允许的最小风速,m/s;
4.0—采煤工作面允许的最大风速,m/s;
5.0—采煤工作面允许的最大风速,m/s。
根据计算,确定W1141工作面的需风量为670m3/min。
掘进工作面实际需要风量的计算每个掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
按照瓦斯涌出量计算Qhf=100·
qhg·
khg………………………………………………………
(2)=100×
0.27×
1.35=36m3/min式中:
qhg—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min。
khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;
100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
按照二氧化碳涌出量计算Qhf=67·
qhc·
khc………………………………………………………(3)=67×
0.24×
1.82=29m3/min式中:
qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;
khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
按炸药量计算a)一级煤矿许用炸药(舍去)Qhf≥25Ahf………………………………………………………(4)b)二、三级煤矿许用炸药Qhf≥10Ahf………………………………………………………(5)≥10×
15≥150m3/min式中:
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg。
按上述条件计算的最大值,确定局部通风机吸风量。
按局部通风机实际吸风量计算a)无瓦斯涌出的岩巷Qhf=Qaf×
I+60×
0.15Shd…………………………………(6)=350×
1+60×
0.15×
12.5=372m3/minb)有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷Qhf=Qaf·
I+60×
0.25Shd……………………………………(7)=350×
12.5=538m3/min式中:
Qaf—局部通风机实际吸风量,m3/min;
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速;
0.25—有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速;
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,m2。
按工作人员数量验算Qaf≥4Nhf………………………………………………………(8)≥4Nhf≥4×
30≥120m3/min式中:
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,人。
按风速进行验算a)验算最小风量—无瓦斯涌出的岩巷:
Qaf≥60×
0.15Shf………………………………………………(9)≥60×
12.5≥113m3/min—有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷Qaf≥60×
0.25Shf………………………………………………(10)≥60×
12.5≥188m3/minb)验算最大风量Qaf≤60×
4.0Shf…………………………………………………(11)≤60×
12.5≤3000m3/min式中:
Shf—掘进工作面巷道的净断面积,m2。
综上,掘进工作面需风量取188m3/min,局部通风机位置需风量取538m3/min;
硐室需要风量计算各个独立通风硐室的需要风量,根据不同类型的硐室分别进行计算。
机电硐室需要风量计算发热量大的机电硐室,应按照硐室中运行的机电设备发热量进行计算:
…………………………………(12)=3600×
500×
0.03/1.2×
60×
5=150m3/min式中:
—机电硐室的需要风量,m3/min;
—机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算),kW;
—机电硐室发热系数;
—空气密度,一般取=1.20kg/m3;
—空气的定压比热,一般可取=1.0006KJ/(kg×
K);
—机电硐室的进、回风流的温度差,K。
表4机电硐室发热系数()表机电硐室名称发热系数空气压缩机房0.20~0.23水泵房0.01~0.03变电所、绞车房0.02~0.04机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风;
采区小型机电硐室,按经验值确定需要风量或取60~80m3/min;
选取硐室风量,应保证机电硐室温度不超过30℃,其他硐室温度不超过26℃。
其他用风巷道实际需要风量计算其他用风巷道的需要风量,应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算,采用其最大值。
按瓦斯涌出量计算Qrl=133qrg·
krg…………………………………………………
(1)=133×
0.30×
1.3=52m3/min式中:
qrg—其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;
krg—其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.2~1.3;
133—其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。
按风速验算一般巷道Qrc≥60×
0.15Src…………………………………………
(2)≥60×
10≥90m3/min式中:
Qrc—一般用风巷道实际需要风量,m3/min;
Src—一般用风巷道净断面积,m2;
0.15—一般巷道允许的最低风速,m/s。
故一般巷道需风量最低需满足风速验算风量90m3/min;
第四部分矿井总风量的计算与分配第一节矿井总风量的确定一、矿井总进风量
(一)按井下同时工作最多人数计算Q人=4×
N×
K矿=4×
1.15=276m3/min其中:
N——井下同时工作最多人数60人K矿——矿井通风系数,取1.15
(二)按采煤.掘进.独立通风硐室及其它用风地点实际需风量总和计算:
Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×
K矿通(m3/min)=(670+538+538+150+90+90+90)×
1.15=2491m3/min以上式中:
K矿通——矿井通风系数,取1.15(抽出式k取1.15-1.20,压入式k取1.25-1.30)Q其他——W1141工作面联络巷、+1493m车场与+1520m车场根据以上计算可以得出矿井所需总进风量为2491m3/min。
第二节矿井风量的分配通过以上计算矿井总进风量为2491m3/min,将此风量按各地点实际需风情况进行分配:
+1520m车场分配风量104m3/min;
+1493m车场分配风量104m3/min;
W1141综采工作面分配风量770m3/min;
W1141上下顺槽联络巷分配风量为104m3/min;
中央变电所配风为172m3/min;
E1141运输顺槽综掘工作面分配风量619m3/min;
E1141回风顺槽综掘工作面分配风量619m3/min;
17第五部分矿井通风阻力与等级孔的计算巷道参数记录表测点序号巷道名称测点位置断面形状支架类形巷道规格测点间距累计长度备注上宽下宽高拱基高断面积周长mmmmmmmm123567891011121314150地面井口001副斜井前段半圆拱锚喷2.702.401.106.406.96202021400井底车场前段半圆拱锚喷3.202.501.307.8915.2961063031400-1420通风斜巷中段半圆拱锚喷2.32.802.406.129.5022085041420运输巷前段半圆拱锚网3.43.102.809.1012.4015010005W1141运输顺槽末端后段半圆拱锚网3.43.102.809.1011.5877017706W1141回风顺槽末端后段半圆拱锚网3.603.402.9010.1514.0013019007W1141回风顺槽前段梯形锚网3.603.402.9010.1512.2357024708采区总回风石门中段半圆拱锚喷3.602.901.3010.3012.328025509回风斜井前段半圆拱锚喷4.102.901.3011.7114.56200275010风硐中段半圆拱锚喷2.802.401.256.639.89402790测量结果汇总表测点序号测定地点支护类型断面积空气密度风速风量平均风量测点间压差位压差动压动压差测点距离累计长度测点间通风阻力累计通风阻力风阻标准风阻百米风阻摩擦阻力系数m2kg/m³
m/sm³
/sm³
/sPaPaPaPammPaPaN.s²
/m8N.s²
m8N.s²
/m4123567891011121314151617181920210地面0.001.020.000.0000.0001副斜井锚喷6.401.023.0218.1318.13-130139.864.65-4.6520205.215.210.01590.01870.07930.029821400井底车场锚喷7.891.050.957.157.15-20902127.190.484.1761063041.3646.570.80910.93930.13260.042631400-1420通风斜巷锚喷6.121.043.2018.3018.30120-102.205.31-4.8322085012.9759.540.03870.04460.01760.004241420运输巷锚网9.101.041.4712.7712.77120-101.711.124.19150100022.4782.020.13790.15940.09190.05595W1141运输顺槽末端锚网9.101.041.3511.7811.78300.000.950.17770177030.17112.180.21730.25100.02820.01846W1141回风顺槽末端锚网10.151.031.2111.8211.82730-710.090.760.19130190020.10132.290.14400.16690.11070.08277W1141回风顺槽锚网10.151.051.2211.8711.87100.000.77-0.0257024709.98142.270.07090.08190.01240.01068采区总回风石门锚喷10.301.042.9629.2829.2860-30.694.56-3.7980255025.53167.800.02980.0342