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矿山安全工程课程设计
第一章概述
1.1柳江矿井地质概况
柳江煤矿位于河北省秦皇岛市抚宁县柳江盆地。
柳江盆地是我国著名的地质公园。
盆地地层出露明显,构造丰富多彩,并有多条河流从其间穿过。
柳江盆地南北长约20千米,东西长约12千米。
地势总体为北高南低,自南而北,有群山丘陵、台地残丘转而为倾斜平原。
北、东、西三面为群山和丘陵环绕,南侧像渤海敞怀。
最高的山峰为盆地中部偏北的老君顶,海拔为493.7米。
盆地的中西部火山岩分布区是本山区高坡陡的地方,一般海拔在400米以上。
柳江盆地地区地层属于华北型,出普遍缺失上奥陶统、志留系、泥盆系、下石炭统、下种三叠统、白垩系及第三系之外,其他时代地层发育较好,出露较全,地层特征具有一定代表性。
1.2矿井概况
柳江煤矿始建于1914年,是一座具有80多年开采历史的老矿,进入80年代,该矿煤炭开采和经营进入了最困难的时期。
由于煤田地质构造复杂,火成岩侵蚀严重,万吨掘进率比一般煤矿高1—2倍,并且煤质灰分环节日趋复杂,开采成本越来越高,1992年吨成本开采已达55.18元.
本次课程设计的是柳江煤矿的北二采区。
北二采区的基本情况如表1-1所示。
表1-1采区概况
设计题目
柳江矿业集团第一煤矿北二采区设计
煤层数
2
煤层间距m
18.6
煤层厚度m
4.4
煤层顶板
砂岩
自然发火期
3个月
采区年产量(万吨)
80
经测算可得北二采区的基础数据如下:
煤层倾角=7.5°﹤8°属于近水平煤层。
平安井田北部以一号向斜轴北300米,人为划定界线为界与大明一矿相邻;南部以F406、F311断层及大隆风井保护煤柱与大隆矿区相邻;东部以F14′、F319和F321断层与小青矿区相邻;西部以煤层最低可采边界为界。
面积16.6807平方千米。
回采工作面长度约为300m,巷道内采用2台局部通风机型号为JBT-51,风量为150m3/min。
采区工作面最大炸药消耗量为22kg,工作面的瓦斯绝对涌出量为60m3/min。
采区各有两个煤巷掘进工作面,煤巷一般采用综掘机掘进,遇到坚硬岩石或过断层采用打眼放炮破煤,最大班工作人数56人。
1.3矿井空气中的常见有害气体
1、一氧化碳(CO)
一氧化碳是一种无色、无味、无臭的气体。
相对密度为0.97,微溶于水,能与空气均匀地混合。
一氧化碳能燃烧,当空气中一氧化碳浓度在13~75%范围内时有爆炸的危险。
主要危害:
血红素是人体血液中携带氧气和排出二氧化碳的细胞。
一氧化碳与人体血液中血红素的亲合力比氧大250~300倍。
一旦一氧化碳进入人体后,首先就与血液中的血红素相结合,因而减少了血红素与氧结合的机会,使血红素失去输氧的功能,从而造成人体血液“窒息”。
0.08%,40分钟引起头痛眩晕和恶心,0.32%,5~10分钟引起头痛、眩晕,30分钟引起昏迷,死亡。
主要来源:
爆破;矿井火灾;煤炭自燃以及煤尘瓦斯爆炸事故等。
2、硫化氢(h2S)
硫化氢无色、微甜、有浓烈的臭鸡蛋味,当空气中浓度达到0.0001%即可嗅到,但当浓度较高时,因嗅觉神经中毒麻痹,反而嗅不到。
硫化氢相对密度为1.19,易溶于水,在常温、常压下一个体积的水可溶解2.5个体积的硫化氢,所以它可能积存于旧巷的积水中。
硫化氢能燃烧,空气中硫化氢浓度为4.3~45.5%时有爆炸危险。
主要危害:
硫化氢剧毒,有强烈的刺激作用;能阻碍生物氧化过程,使人体缺氧。
当空气中硫化氢浓度较低时主要以腐蚀刺激作用为主,浓度较高时能引起人体迅速昏迷或死亡。
0.005~0.01%,1~2小时后出现眼及呼吸道刺激,0.015~0.02%
主要来源:
有机物腐烂;含硫矿物的水解;矿物氧化和燃烧;从老空区和旧巷积水中放出。
3、二氧化氮(NO2)
二氧化氮是一种褐红色的气体,有强烈的刺激气味,相对密度为1.59,易溶于水。
主要危害:
二氧化氮溶于水后生成腐蚀性很强的硝酸,对眼睛、呼吸道粘膜和肺部有强烈的刺激及腐蚀作用,二氧化氮中毒有潜伏期,中毒者指头出现黄色斑点。
0.01%出现严重中毒
主要来源:
井下爆破工作。
4.二氧化硫(SO2)
二氧化硫无色、有强烈的硫磺气味及酸味,空气中浓度达到0.0005%即可嗅到。
其相对密度为2.22,易溶于水。
主要危害:
遇水后生成硫酸,对眼睛及呼吸系统粘膜有强烈的刺激作用,可引起喉炎和肺水肿。
当浓度达到0.002%时,眼及呼吸器官即感到有强烈的刺激;浓度达0.05%时,短时间内即有致命危险。
主要来源:
含硫矿物的氧化与自燃;在含硫矿物中爆破;以及从含硫矿层中涌出。
5.氨气(Nh3)
无色、有浓烈臭味的气体,相对密度为0.596,易溶于水,。
空气浓度中达30%时有爆炸危险。
主要危害:
氨气对皮肤和呼吸道粘膜有刺激作用,可引起喉头水肿。
主要来源:
爆破工作,用水灭火等;部分岩层中也有氨气涌出。
6.氢气(h2)
无色、无味、无毒,相对密度为0.07。
氢气能自燃,其点燃温度比沼气低100~200℃,
主要危害:
当空气中氢气浓度为4~74%时有爆炸危险。
主要来源:
井下蓄电池充电时可放出氢气;有些中等变质的煤层中也有氢气涌出。
1.4矿井空气中有害气体的安全浓度标准
矿井空气中有害气体对井下作业人员的生命安全危害极大,因此,常见有害气体的安全标准都有明确的规定,其具体数值如下表1-2
表1-2矿井空气中有害气体的最高容许浓度
有害气体名称
最高容许浓度/%
一氧化碳
0.0024
氧化氮(二氧化氮)
0.00025
二氧化硫
0.0005
硫化氢
0.00066
氨
0.004
1.5防止有毒有害气体的措施
在煤矿生产过程中防治有毒有害气体一般采取以下的主要措施:
一、建立健全职业危害管理机构。
配备专人和专用仪器,按规定开展有毒有害气体检测。
二、化学毒物监测时应选择有代表性的作业地点,其中应包括空气中有害物质浓度最高、作业人员接触时间最长的作业地点。
采样应在正常的生产状态下进行。
在不影响作业人员工作的情况下,采样点要尽可能靠近作业人员,空气收集器尽量接近作业人员工作时的呼吸带。
三、氮氧化合物至少每3个月监测1次、硫化氢至少每月监测1次、碳氧化合物至少每3个月监测1次,煤层有自然倾向的,根据需要随时监测。
四、加强通风,采用通风的方法将各种有害气体浓度稀释到《煤矿安全规定》规定的标准以下;加强个体防护,佩戴合格的个体防护用品。
五、在相应的位置设置警示标识和中文说明牌。
六、露天煤矿实施爆破后,须待炮烟扩散完毕后,人员方可进入作业。
1.6矿井通风
矿井通风是指将空气输入矿井下,以增加矿井中氧气的浓度并降低矿井中有害的气体。
矿井通风的基本任务是:
供给井下足够的新鲜空气,满足人员对氧气的需要;冲淡井下有毒有害气体和粉尘,保证安全生产;调节井下气候,创造良好的工作环境。
为了使井下风流沿指定路线流动分配,就必须在某些巷道内建筑引导控制风流的构筑物即通风设施,它分为引导风流和隔断风流的设施。
新建大型矿井通风系统以对角式、分区式为主,改扩建的生产矿井以混合式为主。
井下要生产就要有人,人没有氧气就不能生存。
其次人们在井下生产过程中不断产生有毒有害气体,如:
一氧化碳、二氧化碳、二氧化氮、二氧化硫、硫化氢、甲烷等,如果不排除这些气体人们也无法生产。
井下由于受地温等因素的影响需要对井下恶劣气候条件进行调节。
矿井通风的基本任务是:
1将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所,保证安全生产和良好的劳动环境;
2冲淡井下有毒有害气体和粉尘,保证安全生产;
3调节井下气候,创造良好的工作环境
井下必须进行通风,不通风就不能保证安全和维持生产。
故矿井通风是矿井生产环节中最基本的一环,它在矿井建设和生产期间始终占有非常重要的地位。
第2章局部通风设计
2.1局部通风设计原则
根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺,确定合理的局部通风方法及其布置方式,选择风筒类型和直径,计算风筒出入口风量,计算风筒通风阻力,选择局部通风机。
局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分,其新风取自矿井主风流,其污风又排入矿井主风流。
其设计原则可归纳如下:
1矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件。
2局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进。
3尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机。
4压入式通风宜用柔性风筒,抽出式通风宜用带刚性骨架的伸缩风筒或完全刚性的风筒。
风筒材质应选择阻燃、抗静电型。
5当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。
2.2局部通风设计步骤
1确定局部通风系统,绘制掘进巷道局部通风系统布置图
2按通风方法和最大通风距离,选择风筒类型与直径
3计算风机风量和风筒出口风量
4按掘进巷道通风长度变化,分阶段计算局部通风系统总阻力
5按计算所得局部通风机设计风量和风压,选择局部通风机
6按矿井灾害特点,选择配套安全技术装备
2.3掘进通风方法的分类
掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法,局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,它是由局部通风机和风筒(或风障)组成一体进行通风,按其工作方式可分为:
1压入式通风
2抽出式通风
3混合式通风
2.4掘进工作面通风量计算
1按瓦斯涌出量计算
式中100——单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯含量不超过
1%或二氧化碳含量不超过1.5%的换算值;
——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量(m3/min);
k——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,在1.-1.5之间取值。
本次计算值中取1.5.
代入数据得,
=100×60×1.5=9000m3/min
2按炸药使用量计算
式中25——以炸药量为计算单位的供风标准,m3/(min·kg),
即每千克炸药爆破后需要供给的风量;
A——一次爆破所用的最大炸药用量(kg)。
代入数据得,
=25×A=25×22=550
3按工作人员数量计算
式中4——每人每分钟应供给的最低风量(m3/min);
n——掘进工作面同时工作的最多人数,本设计中是56人。
代入数据得,Q=4×56=224
4按局部通风机的实际吸风量计算
岩巷掘进:
煤巷掘进:
式中
——掘进工作面局部通风机的实际吸风量(m3/min);安
设局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机
的吸风量外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作
面风流之间的风速,岩巷不小于0.15m/s,煤巷和半
煤巷不小于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,造成瓦斯积聚;
——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,本次设计是2台。
S——掘进巷道的断面积(m2)。
带入数据的,
=
I+15S=150×2+15×14.65=519.75
第3章矿井需风量计算
3.1风量计算依据
1供给煤矿井下任何用风地点的新鲜风量,必须依照下述各种条件进行计算,并取其最大值,作为该用风地点的供风量。
2按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3;
3按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳和其他有害气体的浓度,风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求,分别计算,取其最大值。
3.2风量计算原则
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、硐室和其他用风地点计算到各个采区和全矿井总风量。
3.3矿井需风量计算
1按瓦斯涌出量计算掘进面需风量
掘=100
k
式中
——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,取60
;
k——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数,一般可取
1.5-2,本次计算中取1.5.
代入数据得,
hi=100×60×1.5=9000
2按按局部通风机吸风量计算掘进面需风量
hi=
×k
式中
——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。
JBT-51,取
150
。
k——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2-1.3,取1.3.
代入数据得,
=150×1.3=195
。
3按使用炸药量计算掘进面需风量
总进=500A/t
式中A——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg;
t——爆破后稀释炮烟的通风时间,min,一般取20~30min,取30min。
代入数据得,
总进=500×22÷30=366.67
(t=20min)
4按工作人员数量计算掘进面需风量
总进=4NK
式中N——井下同时工作的最多人数;
4——每人每分钟供风标准m3/(min·人);
K——风量备用系数,包括备用工作面风量系数、沿程漏风系数及瓦
斯涌出不平衡系数。
一般取K=1.20-1.25,取1.20。
代入数据得,
总进=4×56×1.20=268.8
6硐室需风量计算
井下充电室,应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。
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。
选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过30℃,其它硐室温度不超过26℃。
Q硐=Q采+Q绞
式中Q采——采区变电所配风量,取100m3/min;
Q绞——绞车房所配风量,取100m3/min,共3个绞车房
代入数据得,Q硐=Q采+Q绞=100+100×3=400m3/min
7其他风量计算
其他=
联络+
风门
式中
联络——联络巷所配风量,取80m3/min,2个联络巷共需160m3/min
风门——风门漏风按,按1.2m3/min计算,共两扇。
代入数据得,
其他=
联络+
风门=160+1.2×2=162.4m3/min
8矿井总风量
Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K矿通
式中∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min;
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min;
∑Q硐——硐室实际需要风量的总和,m3/min;
∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和,m3/min;
K矿通——矿井通风系数(抽出式K矿通取1.15~1.2,压入式K矿通取1.25~1.3)。
本次设计取1.3.
代入数据得,Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K矿通 =24131.12m3/min.
第4章矿井通风阻力计算
在主要通风机整个服务期限内,矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。
为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转,在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力,前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力,后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力,同时还考虑到自然风压的作用。
4.1通风阻力产生的原因
当空气沿井巷运动时,由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力,它是造成风流能量损失的原因。
当空气沿井巷运动时,由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力,它是造成风流能量损失的原因。
1、风流流态
同一流体在同一管道中流动时,不同的流速,会形成不同的流动状态。
当流速较低时,流体质点互不混杂,沿着与管轴平行的方向作层状运动,称为层流(或滞流)。
当流速较大时,流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化,成为互相混杂的紊乱流动,称为紊流(或湍流)。
2、巷道风速分布量
由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响,井巷断面上风速分布是不均匀的。
在同一巷道断面上存在层流区和紊区,在贴近壁面处仍存在层流运动薄层,即层流区。
在层流区以外,为紊流区。
从巷壁向巷道轴心方向,风速逐渐增大,呈抛物线分布。
巷壁愈光滑,断面上风速分布愈均匀。
4.2矿井通风总阻力的计算原则
1、如果矿井服务年限不长(10-20年),选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;若矿井服务年限较长(30-50年),只计算头15~25年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。
2、通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,作为这两个时期的矿井通风总阻力。
最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数(断面积、长度等)直接判断确定,不能直接确定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较。
3、矿井通风总阻力不应超过2940Pa。
4、矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%.
4.3紊流摩擦阻力的计算方法
井下巷道的风流大多属于完全紊流状态,矿井通风工程上的紊流摩擦阻力hf计算公式为:
(4-1)
式中
——井巷的摩擦阻力系数(kg/m3或N·s2/m4);
L——井巷的长度(m);
U——井巷的周长(m);
S——井巷断面积(m2);
Q——井巷风量(m3/s)。
4.4摩擦风阻的计算方法
对于已经确定的井巷,巷道的长度L、周长U、断面S以及巷道的支护形式都是确定的,摩擦风阻Rf的计算使如下:
(4-2)
式中
——井巷的摩擦阻力系数(kg/m3或N·s2/m4);
L——井巷的长度(m);
U——井巷的周长(m);
S——井巷断面积(m2)。
4.3各分支的摩擦阻力和摩擦风阻
1、分支1主井井筒的巷道的长度为340m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0537N•s2/m8,井巷风量为13.3333m3/s。
根据公式4-1可得分支1的摩擦阻力为:
h1-2=
=0.0537×340×13.56×13.332/14.653=13.9913pa
根据公式4-2可得分支2的摩擦风阻为:
R1-2=
=0.537×340×13.56/14.653=0.0787N•s2/m8
2、分支2副井井筒的巷道的长度为330m,周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0537N•s2/m8,井巷风量为66.30m3/s。
根据公式4-1可得分支2的摩擦阻力为:
h2-3=
=0.0537×13.56×66.302/14.653==335.8119pa
根据公式4-2可得分支2的摩擦风阻为:
R2-3=
=0.0537×13.56/14.653==0.0763N•s2/m8
3、分支3井底车场的巷道的长度为814.83m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.00676N•s2/m8,井巷风量为66.30m3/s。
根据公式4-1可得分支3的摩擦阻力为:
h3-4=
=0.00676×813.83×13.56×66.302/14.653=104.4761pa
根据公式4-2可得分支3的摩擦风阻为:
R3-4=
=0.00676×814.83×13.56/14.653=0.0237N•s2/m8
4、分支4轨道大巷的巷道的长度为95.37m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0054N•s2/m8,井巷风量为63.80m3/s。
根据公式4-1可得分支4的摩擦阻力为:
h4-5=
=0.0054×35.37×13.56×63.802/14.653=9.1353pa
根据公式4-2可得分支4的摩擦风阻为:
R3-4=
==0.0054×95.37×13.56/14.653=0.0022N•s2/m8
5、分支5轨道大巷的巷道的长度为805.58m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0054N•s2/m8,井巷风量为63.80m3/s。
根据公式4-1可得分支5的摩擦阻力为:
h4-5=
=0.0054×805.58×13.56×63.802/14.653=78.2055pa
根据公式4-2可得分支5的摩擦风阻为:
R4-5=
=0.0054×805.58×13.56/14.653=0.0192N•s2/m8
6、分支6轨道大巷的巷道的长度为765.9m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0054N•s2/m8,井巷风量为23.24m3/s。
根据公式4-1可得分支6的摩擦阻力为:
h5-6=
=0.0054×765.9×13.56×23.242/14.653=9.6321pa
根据公式4-2可得分支6的摩擦风阻为:
R5-6=
=0.0054×765.9×13.56/14.653=0.0178N•s2/m8
7、分支7带采区轨道上山的巷道的长度为116.07m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0152N•s2/m8,井巷风量为21.24m3/s。
根据公式4-1可得分支7的摩擦阻力为:
h6-7=
=0.0152×116.07×13.56×21.242/14.653=3.4230pa
根据公式4-2可得分支7的摩擦风阻为:
R6-7=
=0.0152×116.07×13.56/14.653=0.0076N•s2/m8
8、分支8采区轨道上山掘进的巷道的长度为128.95m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0152N•s2/m8,井巷风量为5.83m3/s。
根据公式4-1可得分支8的摩擦阻力为:
h7-8=
=0.0152×128.95×13.56×5.832/14.653=0.2873pa
根据公式4-2可得分支8的摩擦风阻为:
R7-8=
=0.0152×128.95×13.56/14.653=0.0084N•s2/m8
9、分支9采区轨道上山的巷道的长度为731.04m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0152N•s2/m8,井巷风量为40.57m3/s。
根据公式4-1可得分支9的摩擦阻力为:
h8-9=
=0.0152×731.04×13.56×40.572/14.653=45.3367pa
根据公式4-2可得分支9的摩擦风阻为:
R8-9=
=0.0152×731.04×13.56/14.653=0.0276N•s2/m8
10、分支10采区轨道上山的巷道的长度为420.65m、周长为13.56m,断面面积为14.65m2,摩擦阻力系数为0.0152N•s2/m8,井巷风量为39.23m3/s。
根据公式4-1可得分支10的摩擦阻力为:
h9-10=
=0.0152×420.65×13.56×39.232/14.653=42.4402pa
根据公式4-2可得分支10的摩擦风阻为:
R9-10=
=0.0152×420.654×13.56/14.653=0.0275N•s2/m8
11、分支11采区轨道上山的巷道的长度为200.09m、周长为13.56
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