矿 井 通 风 能 力 核 定
一、矿井通风概况
矿井通风方式为中央边界式,通风方法为抽出式,新、老副井两个井筒进风,老副井净直径4.5米,新副井净直径6.0米;上、下组煤两座风井回风,上组煤风井直径3米,垂深87.54米,下组煤风井直径4米,垂深83米。
矿井通风系统合理,矿井采用两个进风井(老、新副井)进风,两个回风井(上、下组煤风井)回风;老副井主要服务于上组煤-120m水平的六采区、-400m水平的八采区,新副井主要服务于下组煤-280m水平的西三、西四、东三采区及-480m水平延深的西五采区,上、下组煤分别有独立的回风系统,故矿井上、下组煤通风系统相对独立;矿井各采区内无不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风,各用风地点无角联通风线路,进回风线路干、支清晰,通风网络合理、稳定。
2009年8月矿井总进风量7983m/min,总排风量8376m/min,计算需要风量7573m/min,矿井有效风量7335m/min,有效风量率87.6%;其中:上组煤总进风2440m/min,总排风量2558m/min,有效风量2233m/min,计算需要风量2342m/min;下组煤总进风量5543m/min,总排风量5818m/min,有效风量5102m/min,计算需要风量5231m/min。
矿井分三个水平开采,第一水平为-120m水平(现生产水平),第二水平为-280m水平(现生产水平);为提高矿井提升及抗灾能力,矿井于1997年进行了技术改造,矿内施工一座新副井(立井),井底标高为-280m,第三水平为-480m水平,即矿井下组煤主要延深水平,现正在开拓施工。
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矿井及生产采区实现了分区通风,无风量不足的生产作业地点,2009年8月全矿井共有生产采区6个,其中:上组煤2个生产采区(1个生产,1个准备),布置有1个采煤工作面,4个掘进工作面,5个机电硐室, 1个井下爆炸材料库,1个其它工作地点;下组煤6个采区(3个生产,2个准备,1个开拓),布置有2个采煤工作面,1个备用工作面,8个掘进工作面,5个机电硐室,1个井下爆炸材料库,3个其它工作地点。
历年瓦斯鉴定均为低瓦斯、低二氧化碳矿井,2009年鉴定结果为:矿井CH4绝对涌出量为1.05m/min,CH4相对涌出量为0.47m/t,CO2绝对涌出量为20.73m/min,CO2相对涌出量为9.18m/t。
上组煤(单电机,双风叶)风井主、备通风机型号均为2K56-3№18型,配套电机型号JSQ148-6,额定功率310kW,风机叶片安装角35(南)°~45°(北);下组煤原有风机及配套电机于上组煤相同,2008年矿井对下组煤风机进行了更换,现下组煤(双电机,双风叶)主、备通风机均为BDK-8-№24型,配套电机型号为YBF560S1-8,额定功率为2×250kW,风机叶片安装角25°(靠反风道侧)~30°(靠电机侧);上组煤风井采用反风道反风,下组煤风井采用风机反转反风。
曹庄煤矿于2009年4月,由山东省煤碳技术服务公司对矿井上、下组煤主通风机进行了扇风机性能鉴定,4台风机均具有良好的运转性能,符合稳定性运转的条件,其运转工况点均在稳定工作区。2009年5月委托山东省煤碳技术服务公司进行了矿井通风阻力测定。
矿井负压上组煤为1421Pa,下组煤为1715Pa。
矿井通风等积孔为4.12m,其中:上组煤为1.34m,下组煤为2.78m;
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矿井通风最大流程上组煤为4420m,下组煤为6450m;全矿井同时最多工作人数880人。
截止2007年底,矿井累计探明资源储量11200.1万t,保有资源储量6854.8万t,基础储量4491.1万t,资源量2363.7万t,可采储量2250.4万t。
矿井2008年生产原煤115万吨,矿井设计能力为60万吨,经改扩建后核定生产能力为120万吨。
二、矿井需要风量计算
(一)矿井需要风量计算原则
根据《煤矿生产能力核定标准》AQ 1056—2008 要求:对矿井需要风量进行计算, 2009年8月全矿井共布置有4个采煤工作面, 14个掘进作工作面,13个机电硐室,2个井下爆炸材料库,4个其它工作地点。
(二)采煤工作面需要风量计算
全矿井采煤工作面实际需要风量为:
∑Qcf =Qcf1+Qcf2+Qcf3+Qcf4
=403+323+229.3+229.3 =1184.6(m/min)
单个采煤工作面需要风量的计算公式为:
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Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
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 4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,m;
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 ;
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70%—有效通风断面系数; 60—为单位换算产生的系数
K采高—回采工作面采高调整系数表 表2
采高(m) 系数(K采高) <2.0 1.0 2.0~2.5 1.1 2.5~5.0及放顶面 1.5
K采面长—回采工作面长度调整系数表 表3
回采工作面长度(m) 长度调整系数(K采面长) 80~150 1.0 150~200 1.0~1.3 >200 1.3~1.5
K温—回采工作面温度与对应风速调整系数表 表4
回采工作面空气温度(℃) <20 20~23 23~26 采煤工作面风速(m/s) 1.0 1.0~1.5 1.5~1.8 配风调整系数(K温) 1.0 1.00~1.10 1.10~1.25
据此,每个采煤工作面需要风量计算如下:
一、 31200煤柱工作面需要风量
(1)、基本参数
工作面长 (米) 95 二氧化碳涌出量 (m/min) 0.77 3采高 最大控顶距最小控顶距 (米) 2.4 (米) 4.65 (米) 3.65 平均控顶距 瓦斯涌出量(米) 4.15 (m3/min) 0 每班最多工工作面环境温一次乳化炸药采煤方法 作人数 度(℃) 消耗量(Kg) 机采 25 20 2.45 (2)、计算
每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定
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分别进行计算,然后取其中最大值。
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×0.7×1.0×8.72×1.1×1.0 =403(m/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 4中选取,1.0m/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,8.72m;
Kch——采煤工作面采高调整系数,1.1,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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
②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量
根据煤矿安全规程规定,按回采工作面风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超1.0%的要求计算:
Qcf=67×qCC×KCC
=67×0.77×1.5 =115.5(m/min)
qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m/min
KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.5
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。
③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf
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=10×2.45 =24.5(m/min) 式中:
Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,2.45kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m/min。 ④、按回采工作面同时作业人数验算需要风量:
每人供风≦4m/min:
Qcf≥4Ncf (m/min)
式中:
Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m/min)
取以上计算结果中最大值,31200煤柱工作面需要风量为403m/min。
⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb
Scb =lcb ×hcf ×70%=4.65 ×2.4 ×0.7=7.8 m 403>60×0.25×7.8=117 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs
Scs= lcs×hcf×70%=3.65 ×2.4 ×0.7=6.1 m403<60×4.0×6.1=1464 式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; lcb—采煤工作面最大控顶距, m;
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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,m ; 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; 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;
经过计算及验算后,确定31200采煤工作面需要风量为403m/min。
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二、8600煤柱工作面需要风量计算
(1)、基本参数
工作面长 (米) 78 采高 最大控顶距最小控顶距 平均控顶距 瓦斯涌出量(米) 1.75 (米) 5.4 (米) 3.4 (米) 4.4 (m3/min) 0
二氧化碳涌出量 每班最多工工作面环境一次乳化炸药采煤方法 3(m/min) 作人数 温度(℃) 消耗量(Kg) 0.86 机采 25 20 3.6 (2)、计算
每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×0.7×1.0×7.7×1.0×1.0 =323(m/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 4中选取,1.0m/s,
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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,7.7m;
Kch——采煤工作面采高调整系数,1.0,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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
②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量
根据煤矿安全规程规定,按回采工作面风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超1.0%的要求计算:
Qcf=67×qCC×KCC
=67×0.86×1.5 =86.4(m/min)
qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m/min KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.5 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。
③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf
=10×3.6 =36(m/min) 式中:
Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.6kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m/min。 ④、按回采工作面同时作业人数验算需要风量:
每人供风≦4m/min:
Qcf≥4Ncf (m/min)
式中:
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Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m/min)
取以上计算结果中最大值,8600煤柱工作面需要风量为323m/min。
⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb
Scb =lcb ×hcf ×70%=5.4 ×1.75 ×0.7=6.6 m 323>60×0.25×6.6=99 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs
Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.75 ×0.7=4.1 m323<60×4.0×4.1=984 式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; 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,m ; 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; 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;
经过计算及验算后,确定8600采煤工作面需要风量为323m/min。
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三、 7503工作面需要风量
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(1)、基本参数
工作面长 (米) 127 采高 最大控顶距最小控顶距 平均控顶距 瓦斯涌出量(米) 1.2 (米) 4.4 (米) 3.4 (米) 3.9 (m3/min) 0
二氧化碳涌出量 每班最多工工作面环境一次乳化炸药采煤方法 3(m/min) 作人数 温度(℃) 消耗量(Kg) 0.281 机采 26 20 3.6 (2)、计算
每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×0.7×1.0×5.46×1.0×1.0 =229.3(m/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 4中选取,1.0m/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,5.46m;
Kch——采煤工作面采高调整系数,1.0,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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
②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量
根据煤矿安全规程规定,按回采工作面风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超1.0%的要求计算:
Qcf=67×qCC×KCC
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=67×0.281×1.5 =28.2(m/min)
qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m/min
KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.5
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。
③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf
=10×3.6 =36(m/min) 式中:
Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.6kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m/min。 ④、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
每人供风≦4m/min:
Qcf≥4Ncf (m/min)
式中:
Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m/min)
取以上计算结果中最大值,11200工作面需要风量为229.3m/min。
⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量
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Qcf ≥60×0.25Scb
Scb =lcb ×hcf ×70%=4.4 ×1.4 ×0.7=4.3 m 460>60×0.25×4.3=64.5 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs
Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.4 ×0.7=3.3m460<60×4.0×3.3=793.5 式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; 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,m ; 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; 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;
经过计算及验算后,确定7503采煤工作面需要风量为229.3m/min。
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四、9401工作面需要风量计算
(1)、基本参数
工作面长 (米) 104 采高 最大控顶距最小控顶距 平均控顶距 瓦斯涌出量(米) 1.4 (米) 4.4 (米) 3.4 (米) 3.9 (m3/min) 0 二氧化碳涌出量 每班最多工工作面环境一次乳化炸药采煤方法 3(m/min) 作人数 温度(℃) 消耗量(Kg) 0.57 机采 25 20 4.5 12
(2)、计算
每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×0.7×1.0×5.46×1.0×1.0 =229.3m/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 4中选取,1.0m/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,5.46m;
Kch——采煤工作面采高调整系数,1.0,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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
②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量
根据煤矿安全规程规定,按回采工作面风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超1.0%的要求计算:
Qcf=67×qCC×KCC
=67×0.57×1.5 =57.3(m/min)
qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m/min
KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.5
67-按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过
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1.5%的换算系数。
③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf
=10×4.5 =45(m/min) 式中:
Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m/min。 ④、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
每人供风≦4m/min:
Qcf≥4Ncf (m/min)
式中:
Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m/min)
取以上计算结果中最大值,9401工作面需要风量为229.3m/min。
⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb
Scb =lcb ×hcf ×70%=4.4 ×1.4 ×0.7=4.3 m 229.3>60×0.25×4.3=64.5 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs
Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.4 ×0.7=3.3m229.3<60×4.0×3.3=793.5
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式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; 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,m ; 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; 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;
经过计算及验算后,确定9401采煤工作面需要风量为229.3m/min。
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(三)掘进工作面的需要风量计算
全矿井掘进工作面需要风量为: ∑Qhf =Qhf1+Qhf2+…+Qhf11+Qhf14
=264+228.6+223.3+223+271.8+256.5+306.2+259+
288.6+233.1+241.2+288.6+243.9+319.2 =3646.9(m/min) 式中:
∑Q掘——全矿井掘进工作面需要风量, m/min; Q掘1、Q掘2、…Q掘i—单个掘进工作面的需要风量, m/min。 根据采场安排的14个掘进工作面需要风量详细计算如下: 1、3800煤柱运中掘进工作面需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 265 断面 (m2) 5.2 瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.16 33
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巷道类别 煤 工作面温度(℃) 每班最多工作人数 21 11 一次乳化炸药消耗量(Kg) 4.2 ⑵、计算:
①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc
=67×0.16×1.5 =14.4(m/min)
式中:
qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m/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;取值为1.5
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。
②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf
每千克炸药供风≦10m/min,即:
Qhf≥10 Ahf =10×4.2=42 (m/min)
式中:
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.2kg。
根据计算结果,确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局通风机,其实际吸风量为180 m/min,选用ф400mm风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算
Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd
=180×1+60×0.15×9.4=264 m/min
式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m/min
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I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,9.4m④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf
4Nhf =4×22=88 m/min
式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算
a) 验算最小风量
Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.2=46.8 m/min b ) 验算最大风量
Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×5.2=1248 m/min
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式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.2m。
按照《煤矿安全规程》规定:安设局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机的吸风量而外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯集聚。
由此确定3800煤柱运中掘进工作面全风压供风需要风量为264m/min。
2、3803地堑煤风道需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度(米) 105 巷道类别 断面(m2) 5.2 瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.14 3
2
一次乳化炸药消耗量工作面温度(℃) 每班最多工作人数 (Kg) 17
煤 21 11 3 ⑵、计算:
①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc
=67×0.14×1.5 =14.1(m/min)
式中:
qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.14m/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;取值为1.5
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。
②、按炸药量计算需要风量: Q ≥10 Ahf
每千克炸药供风≦10m/min,即:
Qhf≥10 Ahf =10×3=30 (m/min)
式中:
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3 kg。
根据计算结果,确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局部通风机,其实际吸风量为180 m/min,选用ф400mm风筒。
③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd
=180×1+60×0.15×4.8=223.2 m/min
式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1
18
3
3
3
3
3
3
3
0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,4.8m④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf
4Nhf =4×22=88 m/min
式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量
Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×4.8=43.2 m/min b ) 验算最大风量
Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×4.8=1152 m/min
2
3
3
3
式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.2m。
按照《煤矿安全规程》规定:安设局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机的吸风量而外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯集聚。
由此确定3803地堑煤掘进工作面全风压供风需要风量为223.2m/min。
3、 3104风道需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度(米) 260 巷道类别 煤 断面(m) 5.2 22
3
瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.16 一次乳化炸药消耗量(Kg) 4.2 工作面温度(℃) 每班最多工作人数 20 11 19
⑵、计算:
①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc
=67×0.16×1.5 =16.1(m/min)
式中:qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.16m/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;取值为1.5
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。
②、按炸药量计算需要风量: Q ≥10 Ahf
每千克炸药供风≦10m/min,即:
Qhf≥10 Ahf 10×4.2=42 (m/min)
式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.2kg。
根据计算结果,确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局部通风机,其实际吸风量为180 m/min,选用ф400mm风筒。
③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd
=180×1+60×0.15×5.4=228.6 m/min
式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,5.4m④按作人员数量验算
2
3
3
3
3
3
3
3
20
=144.2 m3 /min
Qmr12=3600∑Wθ/ρCP×60Δt1
=3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min
Qmr13=3600∑Wθ/ρCP×60Δt1
=3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min
3.其他地点的需要风量计算 按风速验算
Qrc ≥60×0.15Src
3
Qrc—一般用风巷道实际需要风量,m /min;
2
Src—一般用风巷道净断面积,m ;
其他地点的需要风量按最低风速不低于0.15m/s供给 。
3
Q=60×0.15×S m/min
3
11200回风Q=60×0.15×S = 9×5.4= 48.6 m/min
3
9600运输上山:=60×0.15×S= 9×5.2=46.8 m/min
3
-480西翼副巷:Q=60×0.15×S=9×5.8= 52.2 m/min
3
-280西翼副巷:Q=60×0.15×S= 9×5.4 = 48.6 m/min
其他地点需要风量是各地点需要的风量的总和
ΣQrc= Qrc1+Qrc2+............+Qrci m/min
3
式中:
3
ΣQrc他——全矿井其他地点需要风量的总和, m/min
3
Q其他1、Q其他2、Q其他i——各用风地点的需要风量, m/min
3
ΣQrc=48.6+46.8+52.2+48.6 =196.2 m/min ㈤、矿井需配风量
全矿井需要风量为:
Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通 =(1184.6+3646.9+1490+196.2)×1.15 =6517.7×1.15 =7495m/min
式中:
∑Q采——全矿井采煤工作面实际需要总进风量, m/min;
46
3
3
∑Q掘——全矿井掘进工作面实际需要总进风量, m/min; ∑Q硐——全矿井硐室实际需要总进风量, m/min; ∑Q其它——全矿井其它井巷实际需要总进风量, m/min; K矿通——矿井风量备用系数,包括漏风系数、配风不均衡系数取K矿通
=1.15。
三、矿井通风能力计算
经计算,矿井需要风量为7495m/min,实际进风量7983m/min,富余风量488m/min;
根据矿井需要风量计算结果,正常生产条件下,风量可满足4个采煤面, 14个掘进工作面同时生产。(煤与半煤岩掘进工作面12个,岩巷掘进工作面2个)
全矿井通风能力 A=∑A采i+∑A掘j 式中:
A ——矿井通风能力,万t/a
A采i——第i个回采工作面正常条件下的年产量 万t/a A掘j——第j个掘进工作面正常条件下的年产量 万t/a 曹庄煤矿上、下组煤通风系统相对独立,故通风能力分开计算:
㈠、上组煤通风能力计算: 1、采煤工作面通风能力:
采煤工作面通风能力计算中,采煤工作面推进度按正常生产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。
上组煤布置1个3层工作面。
三层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 95 正规循环作业系数
3
3
3
3
3
3
平均采高 (m) 2.1 工作面个数(个) 原煤密度 (t/m3) 1.3 日推进度 (m/d) 47
回采率 (%) 98 采煤方法 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万t/a) (%) 80 -4
1 4.5 机采 37.74 Ac上=330×10lc×hc×rc×bc×cc
=330×10×95×2.1×1.3×4.5×0.98 =37.74万t/a
式中:Ac—采煤工作面年产量,万吨每年; lc —采煤工作面平均长度,m; hc —采煤工作面煤层平均采高, m; rc —采煤工作面的原煤视密度,t/m ; bc —采煤工作面平均日推进度,m/d;
cci —第 i 个采煤工作面回采率,%,按矿井设计规范和实际回采率选取小值。
5.3.3 单个掘进工作面年产量计算 2、上组煤掘进工作面通风能力
掘进工作面通风能力计算中,掘进工作面推进度按正常生产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。
上组煤布置4个3层掘进工作面。
三层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面积(m2) 4.8 原煤密度 (t/m3) 1.30 -4
-4
日进尺 (m/d) 7.8 年工作天数 (d) 330 工作面个数 (个) 4 生产能力 (万t/a) 6.42 Ah上=330×10×sh×rh×bh×n
=330×10×4.8×1.3×7.8×4
-4
=6.44万t/a
式中:Ah —掘进工作面年产量,万吨每年; Sh —掘进工作面纯煤面积,m ; rh —掘进工作面的原煤视密度,t/m ; bh —掘进工作面平均日推进度,m/d。
48
3
2
n—同一煤层掘进工作面个数
3、上组煤通风能力
Apc上=Ac上+Ah上=37.74+6.44=44.18万t/a ㈡、下组煤通风能力计算: 1、采煤工作面通风能力:
采煤工作面通风能力计算中,采煤工作面推进度按正常生产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。
下组煤布置1个七层采煤工作面,1个八层采煤工作面,1个九层采煤工作面
七层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 127 正规循环作业系数 (%) 80 平均采高 (m) 1.4 工作面个数(个) 1 原煤密度 (t/m3) 1.30 日推进度 (m/d) 3 回采率 (%) 98 采煤方法 机采 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万t/a) 22.43 八层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 78 正规循环作业系数 (%) 80 平均采高 (m) 1.75 工作面个数(个) 2 原煤密度 (t/m3) 1.30 日推进度 (m/d) 5 回采率 (%) 98 采煤方法 机采 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万t/a) 28.7 九层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 99 正规循环作业系数 (%) 80 平均采高 (m) 1.4 工作面个数(个) 1 原煤密度 (t/m3) 1.30 日推进度 (m/d) 3 回采率 (%) 98 采煤方法 机采 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万t/a) 17.5 49
Ac七=330×10lc×hc×rc×bc×cc
-4
=330×10×127×1.4×1.3×3×0.98 =22.43万t/a
-4
-4
Ac八=330×10lc×hc×rc×bc×cc
=330×10×78×1.75×1.3×5×0.98
-4
-4
=28.7万t/a
Ac九=330×10lc×hc×rc×bc×cc
=330×10×99×1.4×1.3×3×0.98
-4
= 17.5万t/a
式中:Ac—采煤工作面年产量,万吨每年; lc —采煤工作面平均长度,m; hc —采煤工作面煤层平均采高, m; rc —采煤工作面的原煤视密度,t/m ; bc —采煤工作面平均日推进度,m/d; cci —第 i 个采煤工作面回采率,%。
Ac下=Ac7+Ac8+Ac9
=22.43+28.7+17.5=68.63万t/a 2、下组煤掘进工作面通风能力
掘进工作面通风能力计算中,掘进工作面推进度按正常生产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。
下组煤布置2个7层掘进工作面,4个8层掘进工作面,1个9层掘进工作面, 1个10层工作面。
七层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面积(m2) 4.8 原煤密度 (t/m3) 1.30 日进尺 (m/d) 8.0 年工作 天数 (d) 330 工作面 个数 (个) 2 生产能力 (万t/a) 1.65
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