礦井通風課程設計 畢業設計用
第一章 礦井通風係統的確定
第一節 概述
某礦地處平原、地麵標高+150m,井田走向長度5km,傾斜方向長度3。3km。井田上界以標高-165m為界,下界以標高-1020m為界,兩邊以斷層為界,井田內煤層賦存穩定,井田可采儲量約1.08億噸。根據開采條件,煤炭供求狀況及“01manbetx
”規定,確定此礦為年產150萬噸的大型礦井,服務年限為72年。
井田內有兩個開采煤層,為K1、K2,在井田範圍內,煤層賦存穩定,煤層傾角15°,各煤層厚度,間距及頂底板岩性參見綜合柱狀圖。礦井相對瓦斯湧出量為6.6m 3/t,煤層有自然發火的危險,發火期為16~18個月,煤塵有爆炸性,爆炸指數為36%。
綜合柱狀圖
根據開拓開采設計確定。采用立井多水平上下山開拓,第一水平標高—380m,傾斜長為 m,服務年限為27年,因走向較短,兩翼各布置一個采區。每個采區上山部分和下山部分各分為五個區段回采。每采區各布置一個綜采工作麵和一個高檔普采工作麵,工作麵長度150m,區段平巷及區段煤柱15m,綜采工作麵產量為在K1煤層時為1620噸/日,在K2煤層時為1935噸/日,日進6刀,截深0.6m,高檔普采工作麵產量為在K1煤層時為1080噸/日,在K2煤層時為1290噸/日,日進4刀,截深0.6m,東翼還另布置一個備用的高檔普采工作麵,綜采工作麵裝備的部分機電設備 如表1-2所示,采區巷道采用集中聯合布置。
采區軌道上山均布置在K2煤層的底板穩定細砂石中,區段回風平巷與運輸上山,區段運輸平巷與軌道上山采用石門連接,為了保證生產正常接替,前期東西兩翼各安排兩個獨立通風的煤層平巷掘進頭,後期東西兩翼各安排兩個獨立通風的煤層平巷掘進頭和一個岩石下山掘進頭。東西兩翼各有一個絞車房、變電所、火藥庫,亦需獨立通風。井為箕鬥井提煤用,井為罐籠井升降人員、材料、矸石,也作為進風井用,並設有梯子間。
部分巷道名稱、長度、支護形式,斷麵幾何特征參數列入表1-1
表1-1
風井 2 0.8×315×2=504
從表2-1中可以看出中央邊界式風流在井下的流動線路為折返式,風流線路長,阻力較大不適合現在的高產高效礦井。根據表2-2的經濟比較,方案二投資成本較低,再加上本礦井煤層有自然發火危險,發火期限比較長,煤塵有爆炸性等因素,為了使每個采區互不影響,所以綜上述考慮采用兩翼對角式更為合理。
二、采區通風方式
㈠確定采區的通風方式並作技術比較
采區應該有足夠的供風量,並按需分配到各個采、掘工作麵。為此采區通風係統就滿足以下要求:
⑴一個采區,都必須布置回風巷,實行分區通風。
⑵采煤工作麵和掘進工作麵都應采用獨立通風。
⑶采煤工作麵和掘進工作麵的進風和回風,都不得經過采空區和冒落區。
本礦井各采區都設置兩條上山即運輸機上山及軌道上山。為此采區通風方式有兩種方案。
方案一、軌道上山進風,運輸機上山回風
方案二、運輸機上山進風,軌道上山回風
軌道上山進風,新鮮風流不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵汙染及放熱影響,軌道上山的絞車房易於通風;變電所設在兩上山之間,其回風口設置調節風窗,利用兩上山間的風壓差通風。
輸送機上山進風,由於風流方向與運煤方向相反,容易引起煤塵飛揚,煤炭在運輸過程中所釋放的瓦斯,可使進風流的瓦斯和煤塵濃度增大,影響工作麵的安全衛生條件;輸送機上山設備所散發的熱量,使進風流溫度升高。此外,須在軌道上山的下部車場內安設風門。為此,根據本礦井采區條件,綜合考慮采用軌道上山進風,運輸機上山回風比較合理,通風管理相對較容易。
㈡采煤工作麵通風方式
確定采煤工作麵的通風方式並作技術比較
工作麵的回采順序有前進式和後退式,前進式與後退式相比,回采時不用提前掘出回采巷道,可以邊采邊掘,但是回采巷道的上、下順槽的維護費用多。並且新鮮風流首先通過采空區,漏風嚴重,且風流會帶著采空區湧出的瓦斯進入工作麵,容易使瓦斯超限。煤層本身具有自然發火危險,前進式通風使自然發火更加容易,增加通風管理難度,故考慮采用後退式回采順序。
由於本礦井的準備巷道是二條上山,故隻能采用U型通風,再加上本礦井的煤層傾角15°,屬於中等,並且本礦井相對瓦斯湧出量為6.6m 3/t,屬於中等偏上,由於瓦斯比空氣輕,為了減少在上隅角產生瓦斯積聚,因此采用上行通風方式。
㈢主要通風機工作方法
確定主要通風機的工作方法並做技術比較
主要通風機的工作方式有抽出式、壓入式和壓抽混合式
通風方式分為抽出式、壓入式和混合式。詳細比較見表2—3。
采區通風必須滿足《煤礦安全01manbetx
》的規定。每一個生產水平和每一個采區,都必須布置回風道,實行分區通風。回采工作麵和掘進工作麵都應采用獨立通風。對於煤層傾角大的回采工作麵應采用上行通風。采煤工作麵和掘進工作麵的進風和回風,都不得經過采空區和冒落區。
表2—3
因為隻考慮服務年限的頭25年故混合式不於考慮。
抽出式:主要通風機安設在回風井口,在抽出式主要通風機的作用下,整個礦井通風係統處在低於當地大氣壓力的負壓狀態。當主要通風機因故停止運轉時,井下風流的壓力提高,比較安全。
壓入式:主要通風機安設在入風井口,在壓入式通風機的作用下,整個礦井通風係統處在高於當地大氣的正壓狀態。在冒落裂隙通達地麵時,壓入式通風礦井采區的有害氣體通過塌陷區向外停止漏出。當主要通風機運轉時,井下風流的壓力降低。采用壓入式通風時,須在礦井總進風路線上設置若幹通風構築物,使通風管理難度加大,且漏風嚴重。
所以,通過比較,選擇抽出式通風,通風管理較容易,安全可靠性好。
第二章 礦井風量計算及確定
第一節 采煤工作麵需風量的計算
采煤工作麵的風量應按下列因素分別計算,取其最大值
(1) 按瓦斯湧出量計算
Qwi=100×Qgwi×kgwi
式中:Qwi——第i個采煤工作麵需要風量,m3/min。
Qgwi——第i 個采煤工作麵瓦斯絕對湧出量,m3/min。
kgwi——第i個采煤工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用風量係數,它是該工作麵瓦斯絕對湧出量的最大值與平均值之比。生產礦井可根據各個工作麵正常生產條件時,至少進行5晝夜的觀測,得出5個比值,取其最大值。通常機采工作麵取kgwi=1.2~2.1;炮采工作麵取kgwi=1.4~2.0;水采工作麵取kgwi=2.0~3.0。
Qgwi =日產量×6.6/(24×60)
綜采:
K1煤層: Qwi=100×Qgwi×kgwi
=100×7.425×1.2
=891 m3/min
K2煤層: Qwi=100×Qgwi×kgwi
=100×8.869×1.2
=1064 m3/min
高檔普采:
K1煤層:Qwi=100×Qgwi×kgwi
=100×4.95×1.2
=594 m3/min
K2煤層:Qwi=100×Qgwi×kgw i
=100×5.9×1.2
=709 m3/min
備用高檔普采工作麵需風量按正常生產的工作麵需風量的50%計算
709×50%=355 m3/min。
(2) 按工作麵進風溫度計算:
Qwi =60×Vwi×Swi×Kwi
由於本礦井地處平原,故采煤工作麵進風流氣溫為20℃,工作麵長150米,長度係數選取1.1。
Vwi ——第i個采煤工作麵的風速,按其進風流溫度選取1.0m/s。
Swi ——第i個采煤工作麵有效斷麵,取最大和最小控頂時有效斷麵的平均值m2。
kwi ——第i個工作麵的長度係數,由於本礦井地處平原,故采煤工作麵進風流氣溫為20℃,工作麵長150m,選取1.1。
高檔普采需風量:K1煤層Qwi =60×Vwi×Swi×Kwi
=60×1.0×9.4×1.1
=620.4 m3/min
K2煤層Qwi =60×Vwi×Swi×Kwi
=60×1.0×9.4×1.1
=646.8 m3/min
綜采需風量:K1煤層 Qwi =60×Vwi×Swi×Kwi
=60×1.0×7.8×1.1
=515 m3/min
K2煤層 Qwi =60×Vwi×Swi×Kwi
=60×1.0×7.8×1.1
=515 m3/min
(3)工作人員數量計算:
Qwi =4×nwi
式中: 4——每人每分鍾應供給的最低風量,m3/min。
nwi——第i個工作麵同時工作的最多人數,個。
綜采: Qwi =4×nwi=4×40=160 m3/min
普采: Qwi =4×nwi=4×60=240 m3/min
(4)按風速進行驗算
按最低風速驗算各個采煤工作麵的最小風量:
Qwi≥60×0.25×Swi
按最高風速驗算各個采煤工作麵的最大風量:
Qwi ≤60×4×Swi
按最低風速驗算最小風量:
K1高檔普采:60×0.25×9.4=141 m3/min
K2高檔普采:60×0.25×9.4=141 m3/min
按最高風速驗算最大風量:
K1高檔普采:60×4×9.4=2256 m3/min
K2高檔普采:60×4×9.4=2256 m3/min
按最低風速驗算最小風量:
K1綜采:60×0.25×7.8=117 m3/min
K2綜采:60×0.25×7.8=117 m3/min
按最高風速驗算最大風量:
K1綜采:60×4×7.8=1872 m3/min
K2綜采:60×4×7.8=1872 m3/min
根據風速驗算各個工作麵的風量都符合要求。
用以上四種方法對采區每個獨立通風的回采工作麵進行計算,選擇最值作為每個回采工作麵所需風量,把這些風量和采區內獨立通風的備用工作麵所需風量累加起來,就是采區內回采工作麵和備用工作麵所需的總風量。
根據經驗,考慮綜采工作麵漏風取10﹪,即:(1064+709)×10﹪=177 m3/min
2、掘進工作麵需風量計算:
根據經驗得掘進工作的分量為:岩巷的風量為150~240 m3/min;煤巷的風量為240~300 m3/min。考慮到本礦為底瓦斯礦,且又用兩翼對角式通風,故本礦岩巷巷掘進工作麵風量定為150 m3/min,煤巷掘進工作麵定為250 m3/min。
根據風速進行驗算:
每個岩巷掘進工作麵的風量為:
每個煤巷掘進工作麵的風量為:
式中:Swi——第i個掘進巷道段麵積,m2
岩巷:0.15×60×10.1=91 m3/min
煤巷:0.25×60×9.6=144 m3/min
根據風速驗算各個工作麵的風量都符合要求。
3、硐室需風量的計算:
采區各硐室的風量可按經驗值來確定,又結合本礦為低瓦斯礦的實際情況確定為:采區絞車房Q=60 m3/min。
4、礦井總風量的計算
礦井的總風量,應按采煤、掘進、硐室及其他地點實際需要風量的總和計算:
Qm=(∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot) KWZ
式中: ∑Qwt——采煤工作麵和備用工作所需風量之和,m3/min。
∑Qht ——掘進工作麵所需風量之和,m3/min。
∑Qrt ――硐室所需風量之和,m3/min。
∑Qot ――其他用風地點所需風量之和,為以上工作麵所需風量的總和的3%m3/min。
KWZ――采區風量備用係數,包括采區漏風和配風不均勻等因素,該值應從實測和統計中求得,一般取1.2~1.25
礦井容易時期:
西翼容易: ∑Qwt =1064+709=1773 m3/min
∑Qht =250×2=500 m3/min
∑Qrt =60×3=180 m3/min
∑Qot =(1773+500+180)×3%=74 m3/min
Q西容 =(1773+500+180+74)×1.2=3032 m3/min
東翼容易: ∑Qwt=1064+709+355=2128 m3/min
∑Qht =250×2=500 m3/min
∑Qrt =60×3=180 m3/min
∑Qot =(2128+500+180)×3%=84 m3/min
Q東容 =(2128+500+180+84)×1.2=3470 m3/min
Q礦容= Q西容+ Q東容=3032+3470=6502 m3/min
礦井困難時期:
西翼困難:∑Qwt =1064+709=1773 m3/min
∑Qht =250×2+150=650 m3/min
∑Qrt =60×3=180 m3/min
∑Qot =(1773+650+180)×3%=78 m3/min
Q西難 =(1773+650+180+78)×1.2=3217 m3/min
東翼困難: ∑Qwt=1064+709+355=2128 m3/min
∑Qht =250×2+150=650 m3/min
∑Qrt =60×3=180 m3/min
∑Qot =(2128+650+180)×3%=89 m3/min
Q東難 =(2128+650+180+89)×1.2=3656 m3/min
Q礦難= Q西難+ Q東難 =3217+3656=6873 m3/min
第二節 礦井風量的分配
一、配風的原則和方法:
根據實際需要由裏往外細致配風,即先定井下各個工作地點所需的有效風量,逆風流方向加上各風路上允許的漏風量,確定各風路上的風量和礦井的總進風量,再加上抽出式主扇井口和附屬裝置的允許漏風量。如不考慮因體積膨脹的風量,即得出通過主要通風機的總風量。
所配給的風量必須符合《01manbetx
》中相關規定:
關於氧氣、沼氣、二氧化碳和其他有毒有害氣體安全濃度的規定;關於最高風速和最低風速的規定;關於采掘工作麵和機電硐室最高溫度的規定;關於冷空氣預熱i的規定,以及關於空氣中粉塵安全濃度的規定等。
二、礦井風量分配表
礦井風量分配表見下表2-1和表2-2分為礦井通風容易時期和通風困難時期風量分配表:
第三章 礦井通風阻力計算
第一節 繪製通風係統圖
確定礦井通風容易時期和困難時期的開采位置,分別繪製兩個時期的通風係統立體圖和網絡圖。
礦井通風容易時期,上山采區東西兩翼的第一個區段各布置一個綜采工作麵和一個高檔普采工作麵,共計四個工作麵,東翼布置一個備用高檔普采工作麵.東西兩翼各布置兩個獨立通風的煤層平巷掘進頭,各有一個絞車房和一個采區變電所。
礦井通風困難時期,下山采區東西兩翼的第四個區段K2煤層各布置一個綜采工作麵和一個高檔普采工作麵,共計四個工作麵,東翼布置一個備用高檔普采工作麵.東西兩翼各布置兩個獨立通風的煤層平巷掘進頭和一個岩石下山掘進頭,各有一個絞車房和一個采區變電所.
(通風立體圖和網絡圖見下頁)
第二節 礦井通風總阻力計算:
1、礦井通風總阻力的計算原則
⑴礦井通風的總阻力,不應超過2940pa;
⑵礦井井巷的局部阻力,新建礦井宜按井巷摩擦阻力的10%計算,擴建礦井宜按井巷摩擦阻力的15%計算。
⑶當風量按照各用風地點的需要或自然分配後,選擇達到設計產量時通風容易時和最困難時通風阻力大的風路,然後分別計算這兩條風路中各段井巷通風阻力,分別累加後即得到礦井通風最容易和最困難兩個時期的最大通風阻力。
2、礦井通風總阻力的計算原則:
礦井通風總阻力是指風流由進風井口止,沿一條通路(風流路線)各個分支的摩擦阻力和局部阻力的總和,簡稱礦井總阻力,用hm表示。
對於有兩台或多台主要通風機工作的礦井,礦井通風阻力應該按每台主要通風機所服務的係統分別計算。
通風路線的確定:
最容易時期的最大風阻風路:
東翼:副井→運輸大巷→軌道上山→區段進風石門→綜采進風平巷→綜采工作麵→綜采回風平巷→回風石門→風井
對應於礦井通風容易時期通風係統立體圖用節點號表示為:0→4→22→24→28→30→38→40→86
西翼:副井→運輸大巷→軌道上山→區段進風石門→綜采進風平巷→綜采工作麵→綜采回風平巷→回風石門→風井
對應於礦井通風容易時期通風係統立體圖用節點號表示為:0→3→19→21→23→25→31→35→75
當一水平開采到下山第四個區段時為礦井通風困難時期,最困難時期的最大風阻風路:
東翼:副井→運輸大巷→軌道下山→區段進風石門→綜采進風平巷→綜采工作麵→綜采回風平巷→運輸上下山→風井
對應於礦井通風容易時期通風係統立體圖用節點號表示為:0→58→62→64→68→70→76→78→86
西翼:副井→運輸大巷→軌道下山→區段進風石門→綜采進風平巷→綜采工作麵→綜采回風平巷→運輸上下山→風井
對應於礦井通風容易時期通風係統立體圖用節點號表示為:0→39→47→49→51→61→75
3、計算方法
沿兩個時期東、西兩翼的通風阻力最大路線,分別用下式算出各段巷道的摩擦阻力。
Hf= LUQ2/S3,Pa
式中: Hf――巷道摩擦阻力,Pa.
――巷道摩擦阻力係數,Ns2/m4
L――井巷長度,m
Q――通過井巷的風量,m3/s
U――井巷淨斷麵周長,m.
S――井巷淨斷麵積,S2
井巷淨斷麵積及周長由表1—1求得:
礦井最大通風阻力路線上各段通風阻力計算見表3-1、表3-2、表3-3、表3-4所示。另外,工作麵漏風取210%,樂譜其餘風量均勻分配給各個風門或風窗。
全礦通風摩擦阻力計算如表3-5所示:
全礦通風摩擦阻力
根據計算,本礦井兩翼在容易和困難時期,其通風難易程度都在中等以上。
第四章 通風機選型
分別選擇礦井主要通風機並確定兩個時期的工況點,選擇配套電機,概算通風費用,提出對通風設備的安全技術要求。
第一節 礦井的自然風壓
用扇風機的個體特征曲線來選擇,要先確定通風容易和通風困難兩個時期主扇運轉時的工況點。
1、礦井自然風壓的計算
礦井進、回風井的空氣柱的的容重差(容重差又主要由溫度差造成)以及高差和其它自然因素所形成的壓力差稱為自然風壓.它對礦井主扇的工況點會產生一定的影響,因此設計中應考慮自然風壓對主扇的影響。
其計算公式為: hn=z1r1- z2r2 (4-1)
式中: hn——自然風壓,Pa
Z1——礦井最高點至最低水平間的距離,Z1=530m
Z2——出風階段的垂高,Z2=530m
r1 r2——表示進、回風流的平均重率,N/m3
冬季:hn=z1r1- z2r2
=530×1.24×9.8―215×1/2×(1.24+1.2)×9.8―315×1.2×9.8
=165.7 Pa
夏季:hn=z1r1- z2r
=530×1.2×9.8―215×1/2×(1.24+1.2)×9.8―315×1.24×9.8
=―165.7 Pa
2、主扇靜風壓計算:
容易時期:東翼通風容易時期主扇靜風壓:
pa
西翼通風容易時期主扇靜風壓:
pa
困難時期:東翼通風困難時期主扇靜風壓:
pa
西翼通風困難時期主扇靜風壓:
pa
3、通風機的總風量計算:
考慮礦井漏風,礦井所需風量乘以一定的係數即可得礦井的實際總風量。
Qf = 1.05×Q (4-2)
式中:Qf —— 主扇工作風量,m3/s
Q —— 礦井所需風量,m3/s
1.05 —— 漏風係數
容易時期:東翼:Qf = 1.05×Q = 1.05×57.8 = 60.7 m3/s
西翼:Qf = 1.05×Q = 1.05×50.6 = 53.13 m3/s
困難時期:東翼:Qf = 1.05×Q = 1.05×60.9 = 64 m3/s
西翼:Qf = 1.05×Q = 1.05×53.6 = 56.3 m3/s
4、通風機風阻的計算
因為選擇抽出方式,所以用靜壓特性曲線
(4-3)
(4-4)
容易時期:東翼: = 1419.6/60.72 = 0.39 N•S/m8
西翼: = 1222.5/53.132 = 0.43N•S/m8
困難時期:東翼: = 1894.2/642 = 0.46 N•S/m8
西翼: = 1750.7/56.32 = 0.55 N•S/m8
5、通風機的實際工況點
根據以上數據,在扇風機個體曲線上選定風機,該礦井東西兩翼風機型號均為:2K60N024軸流式扇風機。
確定通風機的實際工況點在通風機特性曲線圖中做到通風機工作風阻曲線與風壓曲線交點即為實際工況點。
通風機工況點特性曲線見圖4-1、圖4-2,參數見表4-1、表4-2
第六章 礦井災害防治措施
為了保證礦井安全生產,自阿礦井建設和生產過程中,要重點防範瓦斯煤層、水和火的威脅。本設計采用較先進的設備,並建立了井下環境安全監測係統,對瓦斯、煤層、水和火等災害進行了早期預防,綜合治理。
1、瓦斯管理措施
⑴嚴格執行《安全技術01manbetx
01manbetx
》第四章第一節《煤礦安全規程》的有關規定。
⑵設專職瓦斯員對工作麵每班巡回檢測,不得少於兩次,發現問題及時彙報處理。另外,建立瓦斯的個體巡回檢測和連接檢查的雙重檢測係統,可靠預防和控製瓦斯02manbetx.com
的發生。
⑶在采煤工作麵以及與其相互連接的上下順槽設置瓦斯報警儀,檢測風流中瓦斯含量,並將信息及時傳遞到地麵控製室。
⑷嚴格掌握風量分配,保證各個工作麵和機電硐室有足夠的新風流。
⑸按井下在冊人員配置隔離式自救器。
(6)嚴禁在工作麵兩道再掘超過3m的硐室。
⑺按規程規定設置反風裝置,風機能在規定時期內反風並達到規定風量。
⑻采後按規定時間回收,密閉,注漿。
2、煤層的防治措施
⑴掘進機與采煤機都必須配備有可靠的降塵裝置,掘進頭風機要設防塵器。
⑵利用環境安全監測係統及時測定風流中的防塵濃度。
⑶獎勵防塵、灑水、降塵係統對煤流各轉載點必須經常噴霧灑水。
⑷對於容易積存煤塵處,應定期進行清理。
⑸井下煤倉和溜煤眼應保持一定的存煤,不得放空,防止煤倉和溜煤眼出漏風。
(6)相鄰煤層所有運輸機道和回風道必須設置隔爆木棚。
⑺采掘工作麵的工人應按規定佩帶防護帽和防塵口罩。
3、防火措施
⑴實行無煤柱沿空掘巷開采,盡量少丟煤,清除煤層自然發火根源。
⑵完善礦井通風係統合理分配風量,降低並控製負壓,以減少漏風,每個麵回采結束,要將其兩順槽就近連通並及時加以密閉,使采空區處於均壓狀態。
⑶對每個工作麵及采空區進行束管監測,電子計算機監控。及時掌握自然的情況及時采取有效措施。
⑷煤層大巷要搞好壁後充填和噴混凝封層煤層,防止煤的風化和自然。
⑸井下設置完備的消防灑水係統,存放足夠的消防器材。
參考文獻:
1、煤礦安全規程 國家煤礦安全監察局 2005年
2、孫研 風機產品樣本 機械工業出版社 1998年
3、張榮立等 采礦工程設計手冊 煤炭工業出版社 2003年
4、張國樞等 通風安全學 中國礦業大學出版社 2000年
5、朱銀昌 候賢文 煤礦安全工程設計 煤炭工業出版社 1995年
課程設計體會
礦井通風是防止礦內大氣汙染,保護礦工安全健康,促進礦業發展的一個重要方麵,采礦生產中引起礦內空氣汙染的主要物質是有毒有害氣體和粉塵。
礦井通風課程是采礦專業的一門重要專業課。在這次課程設計中,通過對書本知識的鞏固和係統的整理,使我對通風學有了更深的理解。
在這次設計中,得到了各位指導老師和同學們的大力支持和幫助。通過課程設計,進一步培養和鍛煉了我熱愛勞動,尊重科學的思想作風,增添了對礦井通風與安全領域濃厚的學習興趣。設計中,發現自己很多的缺點和不足,對今後在學習、工作及其他方麵起到了積極的促進作用。