一矿通风设计.docx
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一矿通风设计.docx
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一矿通风设计
新疆新能源工贸有限公司轮台宝山一煤矿
通风设计说明书
编写单位:
新疆新能源工贸有限公司安全生产技术部
编写人:
王晓亮
校对:
张德路
矿长:
张银华
总工:
孙富扬
编制日期:
2012年2月
通风设计审批表
序号
审批意见
职务
审批人
审批日期
1
编制人
2
矿技术
负责人
3
生产
副矿长
4
安全
副矿长
5
机电
副矿长
6
矿长
7
安全生产技术部
8
总工
9
总经理
目录
一、编写通风设计的依据
二、指导思想
三、说明
第一章:
矿井概况
(一)、矿井交通
(二)、矿区气候、地震情况
(三)、井田面积
(四)、火区、小窑分布和开采情况
(五)、矿井开拓方式
(六)、设计开采深度及设计开采方法
(七)、煤层层数、可采煤层层数、厚度、倾角
(八)、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃发火期、煤层自燃倾向性
(九)、矿井煤与瓦斯(二氧化碳)突出危险性、地温情况
第二章:
矿井通风系统
(一)、矿井进风井、回风井布置方式、支护形式、断面、长度
(二)、矿井现有巷道及支护方式
(三)、矿井通风系统
第三章:
采掘工作面及硐室通风
(一)、矿井总进风量
第四章:
矿井风量、风压及等积孔
(一)、风量分配
(二)、矿井通风总阻力计算及通风网络解算
(三)、计算等积孔及通风难易程度评价
第五章:
通风设备及反风
(一)、计算矿井通风容易、通风困难时期风量
(二)、计算扇风机的风量、风压
(三)、选择主扇风机、电动机
(四)、反风方式、反风系统及设施
第六章:
供热风系统设计
第七章:
矿井通风费用计算
(一)、电费
(二)、风机设备折旧维修费
(三)、通风器材购置费、维护费
(四)、通风人员工资
第八章:
矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
(一)、通风系统、通风方式对矿井安全的保证程度及措施
(二)、矿井风量和通风网络对安全的保障程度及措施
(三)、反风系统及可靠性分析
(四)、主要通风设施设置要求及管理措施
一、编写通风设计的依据:
1、《煤矿安全规程》2009版。
2、《新疆新能源工贸有限公司轮台宝山一煤矿初步设计说明书》。
3、《新疆新能源工贸有限公司轮台宝山一煤矿延深设计说明书》。
4、新疆煤矿安全监察局【2002】442号文《关于印发《生产矿井通风设计编制内容(试行)〗》的通知》。
5、《轮台宝山一煤矿2006年度瓦斯等级及二氧化碳测定报告及批复》。
6、矿井实测及收集整理的有关资料。
二、指导思想:
根据国家行业现行有关规定和规范,结合本矿的实际生产情况,在确保供给矿井充足风量的前提下,减少投资,节省电费,缩短工期、合理优化通风网络,做通风系统更趋合理。
三、说明:
本矿属于“十·五”规划内的技改矿井,2006通过国家验收,根据2008年批准通过的新疆新能源工贸有限公司宝山煤矿,+1245水平的采掘工作面已经布置完毕,通风设施也已经构筑完成,矿井新的通风系统业已形成,原来编制的矿井通风设计不能适用新的通风系统,以此,在新的条件及要求的基础上编制了这套通风设计。
第一章:
矿井概况
一、矿井交通:
轮台宝山—煤矿位于轮台县城东北的南天山山区阳霞矿区塔克玛扎沟中段,东距阳霞镇30km,西到轮台县60km,南20km处有314国道,15km处有南疆铁路,均可与全疆各城市相通,煤矿修筑的简易公路与314国道相通,交通尚属便利。
二、矿区气候、地震情况:
矿区所处属大陆性干旱气候,冬季寒冷,夏季炎热,年平均气温8℃,元月份最低可达-25℃,七月份最高可达40℃,冻结期为12月到次年3月份,最大冻土深度为0.90米,年平均降水量75毫米,多集中于六、七、八三个月,月平均21.8毫米,蒸发量3000毫米左右,蒸发量大于降水量,春季多西北风,秋季多西南风,最大风力可达8-9级,地震裂度属7度地震裂度区。
三、井田面积:
该矿由东西长1.578km,南北宽0.7km,面积1.1048km2。
其地理坐标为:
东经84º25′54″――84º28′18″
北纬42º06′40″――42º07′17″
四、火区、小窑分布和开采情况:
矿区煤炭开发历史悠久,矿区内有其他小煤分布。
矿区内含A、B两组煤层,该矿主采A组煤,B组煤没在设计开采之列。
井田内有老窑两处:
一处为位于井田西部的原轮台县—煤矿五号井;一处为井简附近的原轮台县第—煤矿的6号井(甘沟平硐)。
其中部有原轮台县第一煤矿7号井,但没有见煤层,没有开采小窑。
原轮台县第一煤矿5号井位于矿区西北部,1995年建井两翼开采,东西各200m,主采A3煤层,最低开采水平+1306米水平,年产3万吨,瓦斯含量0.02-0.05%,日排水量约50m3左右,主要顶底板渗水。
矿井于2001年8月因井下着火而封闭,该老窑存在一定的积水,据监测,老窑火区仍在燃烧。
原轮台县第一煤矿6号井位于矿区中部,1995年建井,两翼开采,东350米,西250米,主采A3煤层,最低年产33吨,瓦斯偏高,但漏水量不大,1998年因井下着火而闭坑,老窑内火区火没有熄灭。
该井在初期开采时还留了煤柱将火区隔离,老窑内没有积水。
五、矿井开拓方式:
矿井开拓方式为斜井开拓;主斜井为第一安全出口,提升方式单钩串车提升,每次4辆一吨矿车;风井为第二安全出口。
六、设计开采深度及设计开采方法:
矿井设计开采深度为+1000水平。
设计开采方法为走向壁式整体顶梁悬移液压支架放顶煤。
七、煤层层数、可采煤层层数、厚度、倾角:
井田内共含煤2组即A组和B组,住采A组煤共含煤3层,其煤层编号自上而下依次为A1、A2、A3煤层总厚度6.52米,煤层倾角33°,含煤系数6.52%,其中A2、A3煤层为可采煤层。
A2煤层:
该煤全区可采,沿走向和倾向厚度均有变化,区内的五个钻孔和阳霞矿区内邻边矿井的控制,其厚度变化在3.41――1.49米之间,发育较稳定,顶板为泥岩、粉砂岩;底板为粉砂岩,该煤层在全区域内共有10个控制点,其中钻孔5个、小窑5个。
A3煤层:
全区可采厚度2.04――5.99米,发育较稳定,无夹矸,1勘探线沿倾向深部煤层厚度有变薄的趋势,顶板岩性自西向东由粉砂岩――中砂岩;底板为粉砂岩及炭泥岩。
该煤层全区域内共有10个控制点,其中钻孔5个、小窑5个。
八、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃发火期、煤层自燃倾向性:
1、瓦斯等级根据该矿井2006年所作的瓦斯等级鉴定(因该矿井2007、2008年处于停产状态,故没做瓦斯等级鉴定,2009年—2011年瓦斯等级鉴定未得到批复)结果可知:
矿井相对瓦斯涌出量为7.17m3/t.d,瓦斯绝对涌出量为1.927m3/min;二氧化碳相对涌出量为3.28m3/t,二氧化碳最大绝对涌出量为0.881m3/min,矿井属低瓦斯矿井。
2、煤的自燃:
通过对A2,A3煤层均做了煤层自燃试验,经化验测试,A2,A3煤层为易自燃煤层。
3、煤尘爆炸性:
通过对A2,A3煤层均做了爆炸试验样,经过化验测试,A2,A3煤层其煤尘均有爆炸性。
九、矿井煤与瓦斯(二氧化碳)突出危险性、地温情况:
1、矿井至今未发生矿井煤与瓦斯(二氧化碳)突出现象,邻近矿井也未发生。
2、地质报告分别在2-2孔和8-1孔进行了地温测量,其测量成果见下表,根据测温成果,井田内地表45m以下平均地温梯度约1.85℃/100m。
结合井田外生产矿井资料,井田地温无异常。
地温测量表
2-2号孔
8-1号孔
测点
深度
(m)
测点
温度
(m)
测点
深度
(m)
测点
温度
(m)
测点
深度
(m)
测点
温度
(m)
测点
深度
(m)
测点
温度
(m)
305
20°
305
21.7°
645
26.0°
325
20.6°
325
21.8°
665
26.3°
第二章:
矿井通风系统
一、矿井进风井、回风井布置方式、支护形式、断面、长度:
1、矿井进风是主斜井,锚喷支护,断面积6.40㎡,长度282米。
2、矿井回风井是斜井,锚杆支护,断面积4.40㎡,长度339米。
二、矿井现有巷道及支护方式:
1、车场:
料石砌碹,断面积12.80㎡,长度85米;
2、+1290水平A2东巷道:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度82米;
3、+1290水平A2西巷道:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度53米;
4、轨道上山:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度77米;
5、皮带机上山:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度168米;
6、+1258东翼采区运输巷道:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度400米;
7、回采工作面:
液压支架,断面积6.0㎡,长度76米;
8、+1282水平采区回风:
锚网支护,断面积4.80㎡,长度400米;
9、+1245东翼运输巷道:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度35米;
10、通风与行人上山:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度77米;
11、+1290水平通风行人上山与风井联络平巷:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度85米;
12、+1290水平东翼平巷:
工字钢支护,断面积4.60㎡,长度102米;
13、+1290水平绞车通风孔:
无支护,断面积0.20㎡,长度15米;
14、+1290水平皮带机通风孔:
无支护,断面积0.20㎡,长度15米。
三、矿井通风系统:
1、通风方式:
中央并列式通风。
2、通风方法:
机械抽出式通风。
3、通风线路:
主斜井—+1290水平—+1290水平A2东巷道—轨道上山(
+1290水平A2西巷道—皮带机上山)—+1258东翼运输巷道—回采工作面—+1282水平采区回风—通风与行人上山—+1290水平通风行人上山与风井联络平巷—斜风井—地面。
第三章:
采掘工作面及硐室通风
一、矿井总进风量:
(一)、按井下同时工作最多人数计算矿井总进风量。
Q=4NKm3/min
式中:
K----漏风和配风系数,取1.2。
N----井下同时工作最多人数,取55人。
则:
Q=4×55×1.2=264m3/min
(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的计算矿井总进风量:
Q总=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)·K矿通,m3/min
式中:
∑Q采----采煤实际需要风量总和,m3/min
∑Q掘----掘进实际需要风量总和,m3/min
∑Q硐----硐室实际需要风量总和,m3/min
∑Q其它----除采煤、掘进、硐室地点以外的其它井巷需要风量总和,m3/min
K矿通----矿井通风系数,一般可取K矿通=1.2-1.5
1、采煤工作面所需风量:
矿井按照一个回采工作面布置,风量计算内容如下:
(1)、按瓦斯(二氧化碳浓度)涌出量确定需要风量:
按照瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×Kgw
=100×2.084×1.6
=333.44m3/min
Q采—为回采工作面需风量(m3/min);
q采——为回采工作面回风巷风流中瓦斯平均绝对涌出量;
Kgw——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数,取1.60。
按二氧化碳涌出量确定需要风量
按照二氧化碳涌出量计算
Q采=100×q采×Kco2
=100×0.605×1.6
=96.8m3/min
Q采—为回采工作面需风量(m3/min);
q采——为回采工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量;
Kco2——为采煤工作面瓦斯涌出不均匀的通风系数,取1.60。
(2)、按工作面温度选择适宜的风速进行计算:
Q采=60×V采×S采×Ki
=60×1.2×6.0×1
=432m3/min
式中:
V采—按其进风流温度采煤工作面的适宜风速,取1.2m/s;
S采—采煤工作面平均断面积,6.0m2;
Ki—工作面长度系数,取1.0。
(3)、按炸药用量:
劈帮工作面最多一次用炸药量为76米÷3×0.15×3=11.70㎏
放顶煤最多一次用炸药量为38米×0.60÷2=11.40㎏
Q=25A
=25×11.70=292.50m3/min
A—工作面爆破最多一次炸药用量
(4)、按回采工作面同时作业最多人数计算需要风量,每人供风量≮4m3/min:
Q=4×Nw
=4×36
=144m3/min
式中:
4—为每人每分钟应供给的最低风量(m3/min);
Nw——为采煤工作面同时工作的最多人数,取36(个);
根据以上计算,工作面最大需风量取432m3/min。
(5)、按风速进行验算
按最低风速验算
Qmin=15×S综采=15×6.0=90m3/min
按最高风速验算
Qmax=240×S综采=240×6.0=1440m3/min
Qmin<Q采<Qmax
经验算风量符合要求,本工作面风量不少于432m3/min。
2、掘进工作面所需风量:
矿井按照两个掘进工作面布置,风量计算内容如下:
(1)、按瓦斯涌出量计算
Q1=100×QWC×KCT
式中:
QWC----工作面瓦斯绝对涌出量,根据瓦斯等级鉴定结果为2.084m3/min。
KCT----掘进工作面的备用系数;无实测资料时,取1.5
则:
Q1=100×2.084×1.5=312.6m3/min。
(2)、按炸药使用量计算
Q2=25A
式中:
25---稀释每千克炸药产生炮眼所需风量m3/min。
A----掘进工作面一次性爆破使用最大炸药量,按照A3运输巷道掘进取最大一次爆破用炸药量为取2.70Kg。
Q2=25×2.70=67.50m3/min。
(3)、按掘进工作面同时工作最多人数计算
Q3=4NK
式中:
N---工作面同时工作最多人数,按照7人计算。
K---矿井通风系数,取1.2
Q3=4×7×1.2=33.6m3/min
(4)、按局部通风机的实际吸风量计算
Q4=Q局I
=180×1=180m3/min
式中:
Q局----掘进工作面局部通风机的实际吸风量。
根据以上计算结果调整为180m3/min。
I---掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本矿为2台。
根据以上计算,工作面需风量取180m3/min。
(5)、风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径600mm,风筒必须吊挂平整,逢环必挂。
缓慢拐弯,保证风流稳定。
(6)、风量验算:
a、按照掘进工作面的最低风量验算:
Q煤≥15×S煤=15×5.40=81m3/min
b、按照掘进工作面的最高风量验算:
Q岩≤240×S岩=240×5.40=1296m3/min
经验算风量符合要求,每个掘进工作面风量不少于180m3/min。
3、独立通风硐室:
+1290水平绞车房需风量暂时定:
60m3/min,最后根据风量分配进行调整。
4、其它用风地点:
+1290水平A3东翼平巷为临时使用运输巷道,不久封闭,其风量平均分配给掘进和回采工作面,需风量暂时定:
100m3/min,
5、矿井总进风量:
Q总=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)·K矿通,m3/min
=(432+180×2+60+100)×1.20=1142.4m3/min
=19.04m3/s
6、矿井总进风量确定为19.04m3/s。
第四章:
矿井风量、风压及等积孔
一、风量分配:
根据计算结果和矿井现状风量分配如下:
1、回采工作面:
Q采=432m3/min
2、掘进工作面:
Q掘1=180m3/min
3、掘进工作面:
Q掘2=180m3/min
4、+1290水平绞车房:
Q=60m3/min
5、皮带上山:
Q=60m3/min
6、井下变电所:
Q=60m3/min
7、水泵房:
Q=60m3/min
8、+1290水平A3东翼平巷:
Q=100m3/min
9、合计:
(1140m3/min)19.04m3/s
二、矿井通风总阻力计算及通风网络解算:
1、根据矿井通风阻力计算公式(后通风阻力计算表):
Hf=RfQ2=
×L×U×Q2/S3
2、进风由主斜井,过车场分开,到+1290水平A2东巷A2西巷和A3东巷,A2东巷部分经过绞车房到主回风,大部分经过轨道上山到+1245水平A3运输水平;A2西巷部分经过皮带机头到主回风,大部分经过皮带上山到+1245水平A3运输水平;风流在此重新分配,432m3/min进入西翼回采工作面,360m3/min进入东翼掘进工作面,通过回风到风井排放到地面。
三、计算等积孔及通风难易程度评价:
1、矿井通风容易时期的等积孔为:
Amax=0.38×Q矿进/(hmin)0.5
=0.38×19.04/(25.29)0.5
=1.435㎡
式中:
Amax为容易时期的等积孔
Q矿进为矿井的进风量,取19.04m3/s。
hmin为容易时期矿井的总阻力,单位mm水柱。
2、矿井通风困难时期的等积孔为:
Amin=0.38×Q矿进/(hmax)0.5
=0.38×19.04/(33.37)0.5
=1.258㎡
式中:
Amin为困难时期的等积孔。
Q矿进为矿井总进风量,19.04m3/s。
hmax为困难时期矿井的总阻力,单位mm水柱。
3、矿井通风容易时期的等积孔为1.435㎡,通风难易程度为比较容易。
通风困难时期的等积孔为1.258㎡,通风难易程度也为比较容易。
第五章:
通风设备及反风
一、计算矿井通风容易、通风困难时期风量:
由于条件限制,矿井无法测定计算自然风压和开采期采区远近对总风量的影响,在本设计中不算。
二、计算扇风机的风量、风压:
1、扇风机风量:
Q主扇=KQ进
=1.20×19.04
=22.848m3/s
=1370.88m3/min
2、最困难时风压:
h主扇=Khmax
=1.20×33.37×9.8
=393pa
三、根据风量、风压计算结果,校核在用主要通风机其主要参数为:
矿井主扇风量不低于1370.88m3/min,风压不低于393pa。
现在使用的扇风机型号为:
矿用隔爆型轴流式FBCZN013
额定风量:
840—2220m3/min
额定风压:
240—1500pa
电机功率:
55KW
故在用主要通风机能够满足矿井通风需要。
在用通风机的最大额定风>通风设计计算风量,在用通风机的最大额定风压>通风设计计算风压
四、反风方式、反风系统及设施:
1、反风方式:
采用电动机反转式直接反风。
反风工作在10分钟内进行,反风风量不低于正常进风量的40%。
2、反风系统及设施:
根据现在情况矿井通风系统和设施基本完好,日常检查存在问题要求及时处理。
第六章:
供热风系统设计
根据《煤矿安全规程》第102条规定该矿井所处的气候风带。
矿区属于大陆性气候,冬季严寒漫长,最低温度可达零下25度,为防止井下冰冻,矿井必须建立完善的前后供热系统。
该矿井已在离井口20m远处建立了暖风机房、安设了供热设备。
从近年设备运行情况看,该套设备冬季基本能够满足矿井供热需要。
1、矿井所需加热的风量计算:
Q=Q'(Tm-To)/(Tk-To)m3/h
式中:
Q'----井筒进风量,Q'=19m3/s
Tm----冷热风混合后的温度,规定2°C。
To----当地最低气温,取-25°C。
Tk----热风温度按以下情况选取,取Tk=50°C
Q=19×[2-(-25)]/[50-(-25)]=6.84m3/s=24624m3/h
2、对进风加热所需热量计算
Qh=CpQ'Pm(Tm-To)×60×60
式中:
Cp----等压比热平均取Cp=1.01Kj/Kg°C
Pm----热风与冷风混合后温度为2°C时,则所对应的空气比重Pm值=1.284Kg/m3。
将上述数据代入上式得
QR=1.01×19.04×1.284×[2-(-25)]×60×60
=2400046(MJ/H)
=57.80(万大卡/h)
考虑到10%的富余量和10%的暖风道的散热损失量,即需至少57(57.8×20%)=68.76万大卡/h。
故现在选用的60万大卡/h热风炉可以满足生产需要。
根据供热计算校核现供热设备。
根据供热计算矿井冬季能达到《煤矿安全规定》第102条规,定矿井进风流中必需加入60万大卡/小时的热量,矿井在用供热设备的型号及号如下:
热风炉型号:
RFL-60
热风炉参数:
热效率65%。
耗煤量:
150Kg/h。
主电机型号:
Y160L-2,15KW。
矿井在用热风炉能满足矿井冬季供热需要。
第七章:
矿井通风费用计算
一、电费:
1、主扇电费:
E1=(55×24×365)×68%×0.50=163812元/年
2、局扇电费:
E2=(11×2×2×20×365)×68%×0.50=109208元/年
3、热风炉电费:
E3={(15+4)×24×150}×68%×0.50=23256元/年
4、吨煤电费:
T=296276÷90000=3.292元/吨
二、风机设备折旧维修费:
主扇服务年限按照20年计算,局扇两台使用,一台备用,服务年限按照10年计算,则风机折旧费用为:
75000×2/20+6500×3/10=9450元/年
则吨煤折旧费用为:
9450/90000=0.11元/吨。
三、通风器材购置费、维护费:
预算为15000元/年
则吨煤费用为:
15000/90000=0.17元/吨。
四、通风人员工资:
测风工月工资2800元,2人;主扇工月工资1000元,3人。
则:
吨煤费用为:
(2800×2+1000×3)/90000=0.10元/吨。
综合以上四项费用,则吨煤通风成本为:
3.292+0.11+0.17+0.10=3.672元/吨。
第八章:
矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
一、通风系统、通风方式对矿井安全的保证程度及措施:
目前矿井处在计划生产阶段,矿井已经形成全风压通风,采用机械式、抽出式通风。
矿井现在有1个回采工作面和2个掘进工作面,2个需要配风的硐室和1个临时使用的平巷需要配风,通风系统简单,风量能够满足安全生产的需要。
但是,在安全生产过程中,必须严格管理各种通风设备和通风设施。
配备齐全通风专职生产人员和管理人员。
主扇风机必须执行双回路供电或者配备发电机。
严格禁止随意开停风机。
保证风机24小时正常运转。
每10天对通风设备和设施进行安全检查和维护。
局扇禁止随意停风。
风井口设防爆门,备用主扇有挡风门能够满足需要。
井下的风门安装质量不可靠,当发生爆炸灾害时风门可能会失去作用,要求加固。
二、矿井风量和通风网络对安全的保障程度及措施:
1、严格按照要求施工巷道,保障巷道断面,减少通风阻力保障矿井风量充足。
2、引风道、井下安装必要的通风设施,保障风流畅通。
3、安装风速、风门开关传感器。
4、在主进风、主回风巷和工作面布置测风站。
每十天对矿井定期进行一次全面测风。
5、购买必要的测风设备和仪器仪表。
6、新安装主扇风机必须作性能鉴定,以后每5年做一次性能鉴定,并且有性能鉴定报告。
7、每10天对通风设备、设施进行一次自查、维护。
8、风机房必须24小时有人值班,
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