某煤矿通风能力核定报告

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1、 .*煤矿XX公司通风能力核定报告*煤矿XX公司二一三年月23 / 37目 录(自行调整)1概述11.1核定工作的简要过程11.2核定依据的主要法律、法规、规和技术标准11.3最终确定的煤矿核定通风能力22矿井基本概况32.1井田概况32.2矿井安全生产现状52.2.1生产概况52.2.2安全生产条件62.3通风系统情况103煤矿需要风量计算13.1矿井需要风量的计算原则13.2矿井需要风量计算方法13.3采煤工作面(包括备用工作面)实际需要风量的计算23.4掘进工作面实际需要风量的计算93.5硐室实际需要风量的计算163.6其它用风巷道实际需要风量的计算173.7矿井总需风量的确定184矿井

2、通风能力计算204.1计算公式204.2单个采煤工作面年产量计算204.3单个掘进工作面年产量计算215矿井通风能力验证235.1矿井通风动力验证235.2矿井通风网络能力验证235.3矿井用风地点有效风量验证245.4矿井稀释瓦斯能力验证246煤矿通风能力核定结果257结论261 概 述1.1 核定工作的简要过程根据中华人民全生产行业标准AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准与煤矿安全规程(2011版)第104条“矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力,必须按实际供风量核定矿井产量,严禁超通风能力生产”的要求,落实“以风定产”的煤矿瓦斯治理措施,加强煤矿通风管理,指导煤矿科

3、学组织生产,规煤矿生产行为,有效促进煤矿提高通风装备水平,改善安全生产条件, *煤矿于*年*月*日*年*月*日对通风能力进行了核定。矿井成立了核定小组,核定人员针对矿井的实际情况,逐项收集资料,填写现场情况表,分析现场存在的问题,根据收集的资料进行归纳整理,按煤矿通风能力核定标准的要求编写了本报告。1.2 核定依据的主要法律、法规、规和技术标准1) 煤矿安全规程(2011版);2) 中华人民全生产行业标准AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准;3) 中华人民全生产行业标准AQ1028-2006煤矿井工开采通风技术条件;4) 煤炭工业矿井设计规(GB50215-2005);5) 矿井有关监测

4、检验报告;6) 煤矿生产能力核定与管理指南;7) MT/T440-2008矿井通风阻力测定方法;8) 煤炭法、矿产资源法、安全生产法、矿山安全法等有关法律、法规。1.3 最终确定的煤矿核定通风能力根据国家煤矿通风能力核定的有关规定,结合矿井有关资料,*煤矿通风能力核定为*万t/a。2 矿井基本概况*煤矿位于*,于*年*月*日依据*成立的一座资源整合矿井。矿区地理座标:东经*,北纬*,北距*市*公里,距*公里,至*公里,交通十分便利。见图2-1。主采二1煤层,可采储量*万t,年设计生产能力*万t/a,服务年限*a。2.1 井田概况*煤矿整合后新的矿区围由以下13个拐点坐标圈成,见表2-1。井田形

5、状为一个矩形,东西宽度为*m,南北宽度为*m(实际设计开采宽度*m),井田面积*km2。主采二1煤层为三软煤层,开采标高为-*m以上、+*m以下煤炭资源。本矿区位于XXX、XXX南缘,*向斜西段南翼。全区为单斜构造,地层走向8090,倾向350360,倾角1825,区无大的断层通过。属构造简单类型。图2-1 *煤矿交通位置图表2-1 *煤矿XX公司矿区围拐点坐标一览表 拐点XY拐点XY12345678910111213本区含煤地层为石炭二迭系,含煤地层总厚385m,含九个煤组计10层煤,煤层总厚15m,含煤系数6.02%。可采煤层主要为二1煤层,而一1煤、五3煤层大面积可采,四3煤层局部可采。

6、主采二1煤层。二1煤层位于二迭系下统组下部,为本矿开采对象,煤厚013.3m,平均煤厚5.00m,倾角1826,局部地段出现特厚点,煤层稳定,结构简单,不含夹矸。顶板一般为大占砂岩,局部有炭质泥岩伪顶,底板为砂质泥岩或炭质泥岩。矿山围,二1煤层埋深20m,展布标高+30080m。二1煤呈黑色、多粉末状,结构简单,组织疏松,强度低易污手。其视密度为1.38t/m3。经测定分析:二1煤层原煤灰分(Ad)13.72%、硫分(Std)0.79%、水分(Mad)0.9%、磷分(Pd)0.005%0.175%、挥发分(Vdaf)11.81%、恒容高位发热量(Qgr.V.ad)29.76MJ/kg;煤灰软化

7、温度(ST)1375。为中低灰、低硫、特低磷、高熔点、高热值之贫煤,是良好的民用与工业用煤。二1煤层自然发火倾向性自燃等级为类,属于不易自燃煤层,二1煤煤尘具有爆炸危险性。设计正常涌水量75m3/h,最大涌水量111m3/h,目前,实际涌水量2050m3/h。2.2 矿井安全生产现状2.2.1 生产概况*煤矿年设计生产能力*万t/a,服务年限*a。现矿井处于隐患整改状态。矿井采用综合井筒(立井、斜井)混合单水平下山开拓方式。其中:主立井井口标高*m,井底标高*m,垂深*m,直径*m,净断面*m2,装一对*t箕斗,其担负全矿提升和进风任务;副斜井井口标高*m,斜长*m,半圆拱断面,U型钢支护,净

8、断面*m2,挂两节*座人车,担负全矿进风、运人和卸料任务;回风立井井口标高*m、井底标高*m,直径*m,净断面*m2,担负全矿回风任务等。井田划分为*个采区,即*采区和*采区,其中*采区为复采煤,开采顺序*采区和*采区同时开采。采煤方法为走向长壁后退式炮采回采,全部垮落法管理顶板。目前,矿井共布置采煤工作面*个,包括*采煤工作面和*工作面,如表2-2、2-3示。布置掘进工作面*个,包括*个煤巷掘进工作面*上付巷工作面,*个岩巷掘进工作面*底抽巷和*底抽巷回风联巷上段等。煤巷掘进工作面*上付巷工作面特征如表2-4示。表2-2 *采煤工作面特征表工作面平均长(m)平均采高(m)原煤视密度(t/m3

9、)回采率(%)年工作日数(d)工作面个数日推进度(m/d)采煤方法表2-3 *采煤工作面特征表工作面平均长(m)平均采高(m)原煤视密度(t/m3)回采率(%)年工作日数(d)工作面个数日推进度(m/d)采煤方法表2-4 煤巷掘进工作面*上付巷特征表巷道纯煤面积(m2)原煤视密度(t/m3)日进尺(m/d)年工作日数(d)工作面个数表2-5 巷道纯煤面积(m2)原煤视密度(t/m3)日进尺(m/d)年工作日数(d)工作面个数2.2.2 安全生产条件1) 供电系统矿井工业场地有地面变电所一座,其中,10KV电源两回路均来自*开关站。井下建设有中央变电所和采区变电所。均实现了双回路供电。2) 运输

10、系统煤炭经采煤工作面溜槽进入下付巷装入*型运输胶带,经集中运输胶带,进入运输下山胶带,经主立井箕斗提至地面。矸石经掘进工作面运到主皮带下山运输胶带,经主立井箕斗提至地面经地面,经螺旋筛进行煤矸分离,人工将矸石拣出运到矸石山。3) 排水系统中央泵房现有4台*型离心式水泵,额定排水量为85 m3/h,扬程为405m,2台工作,1台备用,1台检修。排水高度340m,排水管路经中央泵房管子巷沿副斜井井筒敷设2趟至地面,排水管直径为159mm,水仓实际容量为900m3。采区泵房现有3台*离心式水泵,额定排水量为85 m3/h,扬程为315m,1台工作,1台备用,1台检修。排水管路经采区泵房管子巷沿轨道下

11、山敷设2趟至中央水仓,排水管直径为159mm,水仓实际容量为650m3。4) 提升体统主立井井深*m,安装有一对*吨非标箕斗,担负矿井主提升任务。副斜井斜长*m,担负全矿井人员升降、下放材料设备等辅助提升任务,兼作进风井。5) 矿井瓦斯管理。(1) 矿井按要求进行瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定工作,根据瓦斯等级鉴定严格执行瓦斯检查、记录、汇报制度,三班都必须检查瓦斯和二氧化碳,所有采掘工作面,硐室,使用中的机电设备设置地点,有人作业的地点都应纳入检查围。(2) 煤与瓦斯突出矿井实行专人定点检查瓦斯。(3) 煤矿配足、配齐瓦斯检查、监测监控、测风、测尘仪器、仪表,现有高、中、低风表*套,秒表*只,红外

12、线温度测试仪*台,确保检测数据准确无误。 (4) 矿井瓦斯管理必须严格执行煤矿安全规程规定要求,对瓦斯涌出量结合矿井通风网络进行系统风量调节稀释抽排瓦斯,保障矿井通风能力满足安全生产的需要。6) 区域防突措施执行情况根据防治煤与瓦斯突出规定与集团公司四标一规的要求,公司对矿井*工作面区域防突措施进行了批复,矿井*工作面采用穿层钻孔与顺层钻孔综合消突的区域防突措施。即*工作面下副巷区域防突措施采用底板穿层钻孔增透卸压预抽煤巷条带煤层瓦斯,底板抽放位置沿L8灰岩掘进,距离二1煤层13m左右。*上副巷沿空掘进,与采空区间隔煤柱不得大于2m。采用区域探测措施进行区域探测。*工作面采用顺层钻孔预抽区域煤

13、层瓦斯的措施。7) 瓦斯抽放系统建立有地面瓦斯抽放泵站与井下移动抽放泵站,实现了分源抽放。地面抽放泵站:设备安装在回风立井以东,抽放泵型号*,电机功率*KW,额定流量*m3/min。抽放地点*。井下移动泵站:设备安装在六巷原*工作面上副巷绕巷,抽放泵型号*,电机功率*KW,额定流量*m3/min。抽放*上隅角瓦斯与*工作面采空区瓦斯。8) 六大系统建设情况监测监控系统矿井装配*安全监控系统,对井下各个作业地点进行24小时监控。传感器安装数量和安装地点符合规程要求,并公司进行联网,目前系统运行正常。人员定位系统矿井新安装*人员定位系统,主机一备一用,容量800人,运行正常。目前配备有人员定位卡9

14、00,全员下井佩戴,系统具备位置监测、管理、存储、报警、显示、打印、查询功能。通讯联络系统矿井安装*型综合调度通讯系统,部容量128门,矿主要领导办公室、各科室、地面重要场所配备有分机,井下硐室、工作地点都安装有矿用本安型自动按键机,调度室安装两部、井下安装一部外线,满足对对外通讯联络。压风自救系统地面安装两台*型单螺杆空气压缩机,额定风量42m3/min,一备一用,沿副斜井铺设直径为125mm(厚度为5mm)的无缝钢管,支管为直径50mm(厚度为3.5mm)的无缝钢管。风压、风量满足矿井生产需要。供水施救系统按照设计要求,地面设置有容量达400m3消防水池,井筒与采掘工作面各个巷道均敷设有消

15、防供水降尘管路,并每间隔50m安装一个防尘接头,能满足矿井防尘要求。井下主进风巷安装有全断面的降尘设施,运输下山每个点安装都有降尘喷头和降尘水幕,并有专职降尘工每天二十四小时值班,保证巷道、点无煤尘飞扬,符合设计要求。紧急避险系统目前紧急避险系统的设计工作已完成,巷道工程已经竣工,正在安装硐室设备。(结合矿井情况进行概述)2.3 通风系统情况矿井通风为中央边界式机械抽出式通风方式,即副斜井、主立井进风,回风立井回风。其中回风立井装配有*型对旋轴流式通风机2台,一台运转、一台备用。其适配电机(异步)额定功率均*kw、额定电压380V、额定电流210.02A、额定转速740rpm。根据*年*月测风

16、情况,当前风机运行工况为:风叶角度17/15,风机风量*m3/min左右,水柱计读数*mmH2O。如表2-5示。表2-5 矿井通风和通风机参数通风方式中央并列式主要通风型号FBCDZ-NO.19风机工作方法抽出式矿井CH4相对涌出m3/min额定风量m3/min矿井CH4绝对涌出m3/min额定风压Pa矿井总进风m3/min通风机功率kW矿井总回风m3/min叶片角度矿井有效率%矿井通风阻力Pa通风机工作风量m3/min风压Pa等积孔m2矿井外部漏风m3/min采掘工作面均实行独立通风系统,局部通风机均实行了双三专供电。采煤工作面采用全负压通风方法、“U”型通风,掘进工作面采用局部通风机压入式

17、通风方法(通常以*kw局部通风机做动力、用600mm风筒导风)。主要采煤工作面*采区*工作面通风路线为:*。*主采工作面回风流中最大瓦斯浓度为*,平均瓦斯浓度为*;*采煤工作面回风流中最大瓦斯浓度为*,平均瓦斯浓度为*。采掘工作面通风瓦斯情况如表2-6、2-7示。表2-6 采煤工作面通风瓦斯情况采面名称计划配风m3/min实际配风m3/min配风比%回风流浓度采面进风断面m3采面回风断面m3CH4%CO2%表2-7 掘进巷道通风情况巷道名称局扇型号功率kw风筒直径mm实际风量m3/min全风压供风m3/min回风流气体浓度%CH4CO2通风系统详见通风系统图,如图2-2示。三、矿井瓦斯等级鉴定

18、矿井自2009年来,矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井,瓦斯绝对涌出量*m3/min,瓦斯相对涌出量*m3/t。图2-2 *煤矿通风系统图3 煤矿需要风量计算矿井具有完整独立的通风、防尘、防灭火、瓦斯抽放系统与安全监测系统,通风系统合理、通风设施齐全等。具备AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准规定的核定通风系统能力的必备条件。根据AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准,采用方法二由里向外核算法进行核算。目前,该矿主要用风地点有:*个采煤工作面(*工作面、*工作面、*准备工作面);*个掘进工作面(*个煤巷掘面*上付巷和*1底抽巷、*底抽巷回风联巷上段等*个岩巷掘面);*个独立配风硐室(

19、中央泵房、采区变电所、采区泵房、炸药库);其他井巷用风地点有*处(消防库、瓦斯泵站、乳化泵房、乳化泵房、*大巷)。3.1 矿井需要风量的计算原则矿井需要风量的计算原则为:无论矿井或采区的供风量,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而求出该地区的风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,作为该地区的供风量,即由采、掘工作面、硐室和其它用风地点到各个采区最后得出全矿井总风量。3.2 矿井需要风量计算方法矿井需要风量按各采掘工作面、硐室与其它用风巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作面需要风量,现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠地供风。

20、Qrs(Qcf+Qhf+Qur+Qsc+Qrl)kaq (3-1)式中:Qrs矿井需要风量,m/min;Qcf采煤工作面实际需要风量,m/min ;Qhf掘进工作面实际需要风量,m/min;Qur硐室实际需要风量,m/min;Qsc备用工作面实际需要风量,m/min;Qrl其他用风巷道实际需要风量,m/min;kaq 矿井通风需风系数(抽出式取l.151.20。压入式取1.251.30)。该矿为抽出式通风,取kaq=1.18。3.3 采煤工作面(包括备用工作面)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

21、行计算,然后取其中最大值。(1)按气象条件计算 Qcf =6070vcfScfkchkcl(3-2)式中:vcf采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度,按表3-1选取;根据矿方提供的*年*月份通风系统图、矿井测风记录等资料,井下测风点温度*工作面18、*工作面19,故均取vcf=1m/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;根据采煤工作面作业规程,*工作面采高平均2.0m,最大和最小控顶距分别为2.4m、3.4m;12042工作面采高平均2.5m,最大和最小控顶距分别为2.4m、3.4m。所以,*工作面:Scf =(2.4+3.4)/22.0=5.8(

22、)。*工作面:Scf =(2.4+3.4)/22.5=7.25()。kch采煤工作面采高调整系数,具体取值见表3-2;*工作面取1.0,*工作面取1.1。kcl采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3-3;*工作面长度*m,取kcl=1.0。*工作面长度*m,取kcl=1.1。70有效通风断面系数;60为单位换算产生的系数。故,*工作面:Qcf =600.715.81.01.1=267.96m/min;*工作面:Qcf =600.717.251.01.1=334.95m/min。表3-1 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(ms-1)201.020231.01.

23、523261.51.8表3-2 kch采煤工作面采高调整系数采高m2.02.02.52.5与放顶煤面系数(kch)1.01.11.2表3-3 kcl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)150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.301.40(2)按照瓦斯涌出量计算Qcf=100qcgkcg(3-3)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

24、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。根据*年*月份*煤矿瓦斯检查日报表,当月*工作面回风流中最大瓦斯浓度为*,平均瓦斯浓度为*;*工作面回风流中最大瓦斯浓度为*,平均瓦斯浓度为*;又根据瓦斯检查日报表同时提供的当月的通风系统图,*工作面回风*m/min,*工作面回风*m/min。故*工作面:qcg=0.40805(实测风量)=3.62m/min*工作面:qcg=0.15405(实测风量)=0.61m/min采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数为*工作面:kcg=0.6/0.4=1.5*工作面:kcg=0.2/0.15=1.33所以,*工作面:Qcf=1

25、00qcgkcg=1003.621.5=543m/min*工作面:Qcf=100qcgkcg=1000.611.33=81m/min(3)按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67qcckcc(3-4)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。根据*年*月份*煤矿瓦斯检查日报表和通风系统图显示,当月井下测风地点回风流中二氧化碳浓度平均为*,井下作业地点的最大二氧化碳浓度不超过

26、*。因此,二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数取1.3。则,*工作面:Qcf=67qcckcc=678050.11.3=70.11 m/min*工作面:Qcf=67qcckcc=674050.11.3=35.28 m/min(4)按炸药量计算一级煤矿许用炸药Qcf25Acf(3-5)式中:Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg;*工作面取* kg,*工作面取*kg。25每千克一级煤矿许用炸药需风量, m3/min。所以,*工作面:Qcf =25A=255=125m/min*工作面:Qcf=25A=256=150m/min综合以上计算,采煤工作面实际需要风量:*工作面 Qcf =543m/m

27、in550 m/min*工作面Qcf=334.95 m/min340 m/min(5)按工作人员数量验算 Qcf4Ncf(3-6)式中:Ncf采煤工作面同时工作的最多人数,人;依据作业规程,*工作面*人,*工作面*人;4每人需风量,m/min。*工作面:Qcf4Ncf=470=280m/min*工作面:Qcf4Ncf=498392m3/min。综合上述计算结果,*工作面:Qcf=550 m/min280m/min,符合要求。*工作面:Qcf=340 m/min392m/min,不符合要求;所以应选取Qcf=392m/min400m/min能够满足要求。(6)按风速进行验算a)验算最小风量Qcf

28、600.25Scb(3-7)Scb=lcbhcf70% (3-8)b)验算最大风量Qcf604.0Scs(3-9)Scs=lcshcf70% (3-10)式中:Scb采煤工作面最大控顶距有效断面积,;lcb采煤工作面最大控顶距,m;两采面均为3.4m;hcf采煤工作面实际采高,m;*工作面2.0m,*工作面2.5m;Scb采煤工作面最小控顶距有效断面积,;lcs采煤工作面最小控顶距,m ;两采面均为2.4 m;0.25采煤工作面允许的最小风速,m/s;70%有效通风断面系数;4.0采煤工作面允许的最大风速,m/s。因此,验算最小风量*工作面:Qcf600.25Scb=600.253.42.07

29、0%=71.4 m/min。Qcf=550 m/min符合要求。*工作面:Qcf600.25Scb=600.253.42.570%=89.25 m/min。Qcf=400 m/min符合要求。验算最大风量*工作面:Qcf604.0Scs=604.02.42.070%=806.4m/min。Qcf=550m/min符合要求。*工作面:Qcf604.0Scs=604.02.42.570%=1008m/min。Qcf=400 m/min符合要求。通过以上的风量计算与验算结果,选取最大的风量*工作面Qcf =550m/min 、*工作面Qcf =400m/min能够满足工作面安全生产需要,工作面环境发

30、生变化时,通风科要随时调节风量,根据实际瓦斯涌出量和工作面工人工作的最适宜环境随时进行风量调节。(7)根据*年*月*煤矿矿井下测风情况,采煤工作面实际进风量为*工作面805m/min、*工作面405 m/min,该风量均满足步骤(6)的要求。(8)验算风量是否满足回风巷瓦斯浓度不超过1的要求。根据上述第(2)步骤,可知:*工作面回风巷最大瓦斯浓度为0.60,回风量805m/min ,故回风巷最大绝对瓦斯涌出量为0.006805=4.83m/min 。故回风巷瓦斯浓度不超过1时的要求最小需风量为4.83/0.01=483550m/min,风量满足要求。*工作面回风巷最大瓦斯浓度为0.20,风量4

31、05m/min ,故回风巷最大绝对瓦斯涌出量为0.002405=0.81m/min 。故回风巷瓦斯浓度不超过1时的要求最小需风量为0.81/0.01=81400m/min,风量满足要求。综合上述,生产的采煤工作面实际需要风量Qcf=550+400=950m/min。(9)备用工作面风量取值备用工作面实际需要风量,应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量,且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50。*准备工作面与*工作面相邻,煤层赋存条件和开采条件相近,采煤方法一样,故*准备工作面实际需要风量取*工作面风量的50。所以,*准备工作面Qsc = Qcf50=40050=200m/min。3.

32、4 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以与局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。(1)按照瓦斯涌出量计算 Qhf=100qhgkhg(3-11)式中:qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,mmin。抽放矿井的瓦斯涌出量,应扣除瓦斯抽放量进行计算。khg掘进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按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。根据*煤矿瓦斯检查日报表, *上付巷工作面回风流

33、最大瓦斯浓度为0.05,平均瓦斯浓度为0.02;*底抽巷工作面回风流最大瓦斯浓度为0.05,平均瓦斯浓度为0.03;*底抽巷回风联巷上段工作面回风流最大瓦斯浓度为0.17,平均瓦斯浓度为0.13。又根据当月的矿井测风报表和通风系统图,*上付巷工作面回风192 m/min,*底抽巷工作面回风180m/min,*底抽巷回风联巷上段工作面回风192 m/min。故工作面日最大绝对瓦斯涌出量为*上付巷:0.051920.10m/min*底抽巷:0.051800.09m/min*底抽巷回风联巷上段:0.171920.33m/min日平均绝对瓦斯涌出量为*上付巷:0.021920.04m/min*底抽巷:

34、0.031800.05m/min*底抽巷回风联巷上段:0.131920.25m/min掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数*上付巷:khg=0.10/0.042.25*底抽巷:khg=0.09/0.051.80*底抽巷回风联巷上段:khg=0.33/0.251.32所以,掘进工作面需风量*上付巷:Qhf=100qhgkhg=1000.042.25= 9.6m/min*底抽巷:Qhf=100qhgkhg=1000.051.80=9m/min*底抽巷回风联巷上段:Qhf=100qhgkhg=1000.251.32=32.64m/min(2)按照二氧化碳涌出量计算 Qhf=67qhckhc(3-1

35、2)式中:qhc掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,mmin。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。根据*煤矿瓦斯检查日报表和通风系统图显示,当月井下测风地点回风流中二氧化碳浓度平均为0.1,井下作业地点的最大二氧化碳浓度不超过0.13。因此,二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数取1.3。故,掘进工作面日最大绝对二氧化碳涌出量为*上付巷:0.131920.25m/min*底抽巷:0.131800.23m/min*底抽巷回风联巷上

36、段:0.0131920.25m/min日平均绝对二氧化碳涌出量为*上付巷:0.11920.19m/min*底抽巷:0.11800.18m/min*底抽巷回风联巷上段:0.11920.19m/min二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数*上付巷:khh=0.25/0.191.30*底抽巷:khh=0.23/0.181.30*底抽巷回风联巷上段:khh=0.25/0.191.30所以,掘进工作面实际需要风量*上付巷:Qhf=67qhckhc=670.191.30=16.5m/min*底抽巷:Qhf=67qhckhc=670.181.30=15.7m/min*底抽巷回风联巷上段:Qhf=67qhckhc=

37、670.191.30=16.5m/min(3)按炸药量计算一级煤矿许用炸药Qhf25Ahf(3-13)式中:Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg;*上付巷取5.55kg,*底抽巷和*底抽巷回风联巷上段取8.8kg;25每千克一级煤矿许用炸药需风量, m3/min。所以,掘进工作面需要风量*上付巷:Qhf25Ahf =255.55=138.75 m3/min*底抽巷:Qhf25Ahf =258.8=220 m3/min*底抽巷回风联巷上段:Qhf25Ahf =258.8=220 m3/min(4)按局部通风机的吸风量计算a) 无瓦斯涌出的岩巷Qhf=QafI +600.15Shd(3-

38、14)b) 有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷Qhf=QafI +600.25Shd(3-15)式中:Qaf局部通风机实际吸风量, m3/min;根据当月的矿井测风报表和通风系统图,*上付巷工作面风量192 m/min、*底抽巷工作面风量180m/min、*底抽巷回风联巷上段工作面风量192 m/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。所以,掘进工作面需风量*上付巷:Shd =7.2,Qaf=1921+600.257.2=300 m/min

39、*底抽巷:Shd =11,Qaf=1801+600.1511=279 m/min*底抽巷回风联巷上段:Shd =10.2,Qaf=1921+600.1510.2=283.8m/min(5)按工作人员数量验算 Qhf4Nhf(3-15)式中:Nhf掘进工作面同时工作的最多人数,人;4每人需风量,m/min*上付巷:Nhf=32人,Qhf4Nhf=432=128 m/min*底抽巷:Nhf=26人,Qhf4Nhf=426=104 m/min*底抽巷回风联巷上段:Nhf=26人,Qhf4Nhf=426=104 m/min按上述计算,掘进工作面风量符合要求。(6)按风速进行验算 a) 验算最小风量Qh

40、f600.25Shf(3-16)式中:Shf掘进工作面巷道的净断面积,m2。故,*上付巷:Shf =6.27,Qhf600.256.27=94.05m/min,符合要求。*底抽巷:Shf =10.2,Qhf600.2510.2=153m/min,符合要求。*底抽巷回风联巷上段:Shf =9.37,Qhf600.259.37=140.55m/min,符合要求。b ) 验算最大风量Qhf604.0Shf(3-17)式中:Shf掘进工作面巷道的净断面积,m2。*上付巷:Shf =6.27,Qhf604.06.27=1504.8m/min,符合要求。*底抽巷:Shf =10.2,Qhf604.010.

41、2=2448m/min,符合要求。*底抽巷回风联巷上段:Shf =9.37,Qhf604.09.37=2248.8m/min,符合要求。通过以上的风量计算与验算结果,掘进工作面安装风机巷道风量取*上付巷Qhf =300m/min 、*底抽巷Qhf=279m/min、*底抽巷回风联巷上段Qhf=284m/min,能够满足工作面安全生产需要,工作面环境发生变化时,通风科要随时调节风量,根据实际瓦斯涌出量和工作面工人工作的最适宜环境随时进行风量调节。综合上述,掘进工作面实际需要风量Qhf=300+279+284=863m/min。3.5 硐室实际需要风量的计算井下硐室需要风量,应按矿井各个独立通风硐

42、室实际需要风量的总和来计算,如下式:(3-18)式中:Q硐所有独立通风硐室需要风量总和,m3/min;Q硐1、Q硐2、Q硐3、Q硐n不同独立供风硐室需要风量,m3/min。1.1.1 机电硐室需要风量计算:矿井共有4处独立通风硐室,分别为中央泵房、采区变电所、采区泵房和炸药库。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:(3-19)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,数值见表3-;空气密度,一般取=1.20kg/m3;空气的定压比热,一般可取=1.0006KJ/(kgK);机电硐室的进

43、、回风流的温度差,K。表3-4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0.200.23水泵房0.010.03变电所、绞车房0.020.04机电硐室需要风量应根据不同硐室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6080m3/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。根据以上计算方法,井下机电硐室需要风量见表3-5。表3-5 硐室需要风量计算表参数硐室名称W(kW)t(K)Q(m3/min)备注中央泵房0.02240380采区变电所0.03737.44221采区泵房0.02224.4375合计3861.1.2 爆破材料库需要

44、风量计算: Qem=4V/60 (3-20)式中:Qem井下爆炸材料库需要风量,m3/min;V井下爆炸材料库的体积,238m3;4井下爆炸材料库空气每小时更换次数。但大型爆破材料库不应小于100 m3/min,中、小型爆破材料库不应小于60 m3/min。Qem=4V/60=15.87 m3/min60 m3/min,取Qem=60 m3/min。所以,Qur=+ Qem=386+60=446m3/min。3.6 其它用风巷道实际需要风量的计算其它用风巷道有5处,即消防库、瓦斯泵站、六巷乳化泵房、二巷乳化泵房、+84大巷。1.按瓦斯涌出量计算:(3-21)式中:Qi第i个井巷实际需要风量,m

45、3/min;qCH4第i个井巷最大瓦斯绝对涌出量,m3/min;K瓦斯涌出不均衡系数,取1.21.3;100其它井巷中风流瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。2.按风速计算:岩巷 (3-22)煤巷 (3-23)式中:Si第i个其它井巷断面,m2。其它井巷需要风量的计算结果详见表3-6。表3-6其它用风巷道实际需要风量计算序号井巷名称瓦斯涌出量(m3/min)Si(m2)计算风量(m3/min)备注1消防库无7.9271.28岩巷2瓦斯泵站无7.9271.28岩巷3二巷乳化泵房无7.9271.28岩巷4六巷乳化泵房无7.9271.28岩巷5*大巷无6.356.7岩巷合计341.82所以,Qrl =7

46、1.28+71.28+71.28+71.28+56.7=342m3/min。3.7 矿井总需风量的确定根据式(3-1)提供的计算方法,矿井总风量确定如下:Qrs(Qcf+Qhf+Qur+Qsc+Qrl)kaq=(970+863+446+200+342)1.18=3329m3/min。4 矿井通风能力计算4.1 计算公式由于该矿井年产量*万t/a。根据AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准5.3条,采用“由里向外核算法”,公式如下:i(4-1)式中:-矿井通风能力,104t/a;-采煤工作面通风能力,104t/a;-掘进工作面通风能力,104t/a。根据矿井总进风量与计算的矿井各用风地点的实

47、际需要风量计算出采掘工作面个数。矿井总进风量为4421m3/min,矿井可安排2个炮采工作面(*工作面、*工作面)、*个煤巷掘进工作面(*上付巷)。4.2 单个采煤工作面年产量计算(4-2)式中:第i个采煤工作面年产量,104t/a;第i个采煤工作面平均长度,m;第i个采煤工作面煤层平均采高,放顶煤开采时为采放总厚度,m;第i个采煤工作面的原煤视密度,t/m3;第i个采煤工作面平均日推进度,m/d;第i个采煤工作面回采率,%,按矿井设计规和实际回采率选取小值。各采煤工作面特征见表4-1。则采煤工作面通风能力=33.51104t/a。表4-1 采煤工作面特征表工作面名称工作面平均长(m)平均采高

48、(m)原煤视密度(t/m3)回收率(%)年工作日数(d)工作面个数日推进度(m)采煤方法通风能力(104t/a)合计4.3 单个掘进工作面年产量计算(4-3)式中:第i个掘进工作面年产量,104t/a;第i个掘进工作面纯煤面积,m2;第i个掘进工作面的原煤视密度,t/m3;第i个掘进工作面平均日推进度,m/d。*煤矿煤巷掘进工作面只有*上付巷掘进工作面,特征见表4-2。则*上付巷掘进工作面通风能力=1.97104t/a。表4-2*上付巷掘进工作面特征表巷道纯煤面积积(m2)原煤视密度(t/m3)日进尺(m)年工作日数(d)工作面个数通风能力(104t/a)根据上述计算结果,采煤工作面通风能力=

49、33.51104t/a,掘进工作面通风能力=1.97104t/a。故,矿井通风能力=*+*=*万吨/年。5 矿井通风能力验证5.1 矿井通风动力验证目前,矿井主要通风机为*型对旋轴流式通风机2台,一台使用、一台备用。两台主要通风机的实际运行安全、稳定、可靠、合理。如图5-1示。图5-1 矿井主要通风机测试性能曲线5.2 矿井通风网络能力验证根据*煤矿矿井通风阻力测定报告可知,矿井通风总阻力为1794.8Pa。根据*年*月矿井测风月报,矿井主斜井进风1468 mmin,副立井进风2160mmin,*大巷进风454 mmin;回风立井回风4436mmin。矿井通风等积孔为:(5-1)式中:S-矿井

50、等积孔Q-矿井总进风量,4436mmin;h-矿井负压 ,1794.8Pa。代入上式得:矿井通风等积孔A2.07m2。由此可见,该矿井通风方面属于小阻力矿,通风网络分配合理且与风量相匹配。5.3 矿井用风地点有效风量验证经验证该矿井现用风地点的实际配风风量、风速、温度均满足要求,详见表5-1。5.4 矿井稀释瓦斯能力验证该矿井绝对瓦斯涌出量为4.44m3/min,矿井总回风量为4436 m3/min,则此时矿井瓦斯浓度为4.44/4436=0.10%,符合煤矿安全规程(2011版)要求。另外从矿井瓦斯监测系统监测数据和矿井实际瓦斯检查结果看,正常供风的情况下,矿井各用风地点没有出现瓦斯超限现象

51、。详见表5-2。6 煤矿通风能力核定结果*煤矿虽然属于煤与瓦斯突出矿井,但没有通风系统不合理、瓦斯超限的区域;且设置了采区专用回风巷,形成了全风压通风系统,各采区形成了独立完整的通风系统;采掘工作面的实际供风量超过了原设计,保持现有作业地点瓦斯浓度一般不超过0.7%;不存在串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点。因此,不存在通风能力扣减的问题,所以,最后核定矿井的通风能力为*万吨/年。7 结论经对矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室和其它用风巷道实际需风量计算,确定矿井总需风量3329m3/min;经矿井通风能力计算和矿井通风能力验证,最后核定矿井的通风能力为*万吨/年。由于*煤矿为资源整合矿井,老空区和老巷多;因此,该矿井下存在着漏风。应采取如下措施:加强老空区和老巷的探查和管理,通过测风检查漏风的主要区域和地点,予以堵截漏风;应加强通风设施的管理,对于密闭、风桥、风窗、风门等要专人管理,定期维护,减少漏风;回采工作面放顶要均匀严实,遇到顶板完整性较好、硬度较高而可能造成大面积悬顶的情况,要采取措施保证顶板顺利垮落,确保两巷全部跨落。目前,矿井虽然绝对瓦斯涌出量较小,各地点瓦斯浓度较低,但矿井为煤与瓦斯突出矿井,随着向井田深部的开拓开采,矿井瓦斯涌出量将随之增大,需加强瓦斯治理工作,尤其是强化瓦斯抽放,防治瓦斯突出,保证安全生产。

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