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煤矿通风能力核定办法(试行)
2006.4
一、煤矿企业必须按照《煤矿通风能力核定办法(试行)》每年进行一次矿井通风能力核定工作,并根据核定的矿井通风能力科学合理地组织生产,严禁超通风能力组织生产。
各级煤炭行业管理部门和安全生产监管部门,要加强对煤矿企业按照核定的矿井通风能力组织生产情况的监督管理。
煤矿安全监察机构要加大对煤矿企业按核定的矿井通风能力组织生产的监督力度。
二、矿井通风能力核定以具有独立通风系统的合法矿井为单位。
三、矿井通风能力核定的程序、组织与核准,按国家发展和改革委员会印发的《煤矿生产能力核定的若干规定》(发改运行[2004]2544号)(以下简称《若干规定》)执行。
煤炭生产许可证颁发管理机关审查核准矿井通风能力后,要将结果抄送煤矿安全监察机构备案。
四、发生下列情形之一,造成矿井通风能力发生变化,必须重新核定矿井通风能力,并在30内核定完成:
(一)通风系统发生变化;
(二)生产工艺变化;
(三)矿井瓦斯等级或瓦斯赋存条件发生重大变化;
(四)实施改建、扩建、技术改造并经“三同时”验收合格;
(五)其他影响到矿井通风能力的重大变化。
五、国家煤矿安全监察机构、国家发展和改革委员会以及各级煤炭行业管理部门,负责监督监察、组织指导全国煤矿矿井通风能力核定工作。
六、从事通风能力核定工作的机构和人员,必须具备相关的专业知识。
核定工作中要严格执行国家有关法律、法规和技术规范、标准,科学公正、实事求是地开展核定工作,并对核定结果负责。
对在矿井通风能力核定过程中弄虚作假的,要依法追究相关人员的责任。
七、2005年煤矿通风能力核定工作要于2005年9月30日前完成。
在《煤矿通风能力核定办法(试行)》印发前已按《若干规定》完成了生产能力核定的省(区、市),要依据《煤矿通风能力核定办法(试行)》组织对矿井通风能力进行一次复核,并取已核定结果与复核结果两者中的低者作为最终的核定矿井通风能力。
八、对《煤矿通风能力核定办法(试行)》在贯彻执行中出现的问题,要及时向国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会反映,以利进一步修订完善。
一、关于生产能力几个概念
煤炭生产能力(coalproductioncapacity)主要指原煤生产能力,是煤矿、矿区、省(区)等在单位时间内最大可能生产出来的原煤产量。
煤炭生产能力包括设计能力、核定能力和计划能力,设计期间所规定的能力称设计能力,经过认真调查、核实的生产能力成为核实能力,而根据市场需求或订货单所安排的生产能力成为计划生产能力”。
1.设计能力
设计能力,指企业设计任务书和技术设计文件中所规定的生产能力,表示新建或改扩建矿井在建成投产后应达到的生产水平。
矿井的设计能力主要取决于矿井井田范围、矿井可采储量和矿井设计服务年限,矿井设计生产能力按年工作日330天计算,每天3班作业,每天净提升时间为16小时。
2.核定能力
核定能力,指在没有设计能力,或虽有设计能力,但由于企业的生产方案和组织技术条件已发生重大变化,原设计能力已不能正确反映企业生产能力水平时,根据新情况和现有的技术组织条件重新调查核实的能力。
3.计划能力
计划能力,指企业在计划年度内能达到的生产能力。
它是根据现有的生产技术条件,并考虑计划期内所能实现的各项技术组织措施效果,按照计划期的生产方案所确定的。
核实能力,或设计能力是企业编制长期项目和采取重大技术组织措施的依据。
计划能力是编制年度生产计划的重要依据。
在这三个概念中,有一个共同的选项就是能力,即生产能力。
设计能力就是图纸上的煤矿生产能力;
核实能力是矿井投产后的实际生产能力,既可能比图纸设计高,也可能比图纸设计低;
计划能力实际上就是煤矿年度计划产量。
比较之下,三个概念中,核实能力最重要。
它是设计能力的具体实现,是煤矿地位条件变化和技术进步的具体实现,又是计划能力的前提和基础。
4、矿井生产能力核定
矿井生产能力的核定,包括对矿井各主要环节生产能力和矿井综合生产能力的确定。
矿井的主要环节生产能力一般包括主、副井提升能力、采掘工作面生产能力、井下运输能力、矿井通风能力、排水能力和地面生产系统等6个环节能力,以以上各系统中最薄弱环节系统的生产能力来决定煤矿综合生产能力。
煤矿核定生产力就是经过核定后的矿井综合煤炭生产力。
1980年、1991年和1997年,原煤炭工业部和原能源部曾三次组织专业技术力量对全国煤矿生产力进行核定。
(其中,煤矿的挖潜改造,即通过对矿井进行技术改造提高生产能力,一直是国家长期坚持的一项行之有效的重大技术政策。
)1997年以后,随着煤炭工业部撤销,没有再组织全国统一的煤矿生产能力核定工作,矿井生产能力核定工作主要由企业自身来组织完成。
2002年和2003年,多数省区自行对管辖范围内的煤炭企业完成了最新一次煤矿生产能力核定工作。
以上煤矿生产能力的核定主要是核定煤矿的实际生产能力
5.矿井通风能力
1.低瓦斯矿井公式(1997年)
(万t/a)
P-年能力万t/a
Q-矿井总进风量m3/min
q1-平均日产一吨煤需要的风量m3/t
K-矿井通风系数大型井1.0~1.5
中型井1.2~1.45
q1根据矿井上年产量和矿井实际需要风量按《煤矿安全规程》规定计算确定。
2.高瓦斯及“双突”矿井(1997年)
q2-平均日产一吨煤瓦斯涌出量m3/t
K-矿井通风系数1.5~1.9大型矿井取小值
小型矿井取大值
K矿井通风系数,又称矿井风量备用系数,系一综合通风系数,由瓦斯涌出不均匀系数,备用工作面风量系数,矿井内部漏风系数等组成。
一、煤矿通风能力核定办法适用范围
本办法适用于具有独立通风系统的合法生产矿井
独立通风系统是指矿井必须有符合规定主要通风机装置,并有自己独立的进风井筒和自己独立的回风井筒。
新鲜风流由进风井筒流入井底,再分别流向分区的采掘面、硐室等用风地点;
然后,流入分区回风道;
最后汇集到矿井总回风道,经回风井筒排出地面。
二、矿井通风能力核定办法
矿井有两个以上通风系统时,应按照每一个通风系统风别进行通风能力核定,矿井的通风能力为每一通风系统通风能力之和。
当矿井有两个以及两个以上通风系统,用总体核算法核定时需要对矿井总进风量进行累加,用由里向外核算法核定时需要对单个通风系统所能提供的用风地点分别计算,然后对用风地点累积计算。
矿井通风能力核定采用总体核算法或由里向外核算法计算。
方法一(总体核算法,产量在30万吨/年以下矿井可使用本法):
1.公式一(较适用于低瓦斯矿井)
P-通风能力万t/a
Q-矿井总进风量m3/min
q-平均日产一吨煤需要的风量m3/t
K-矿井通风系数。
取1.3~1.5,取值范围不得低于此取值范围,并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取,确保瓦斯不超限的系数。
生产矿井的总进风量是井下各工作地点的需风量和各条风路上漏失风量的总和。
q日产一吨煤需风量(1980版安全规程)
进行q计算时,首先应对上年度供风量的经济、安全、合理性进行认真分析与评价,对上年度生产能力安排合理性进行必要的分析与评价,对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正,q计算最起码应考虑近三年来的变化,取其合理值。
2.公式二(较适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井):
P=
P——通风能力,万t/a;
Q入——矿井总进风量,m3/min;
0.0926——总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%且核算为
单位分钟的常数;
q相—矿井瓦斯相对涌出量,m3/t;
在通风能力核定时,当矿井有瓦斯抽放时,q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。
q相取值不小于10,小于10时按10计算。
扣减瓦斯抽放量时应符合以下要求:
①与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的抽放量不得扣减(如封闭已开采完的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等);
所谓正常生产,即矿井、煤层、一翼、水平或采区的回采量达到该地区设计产量的60%。
②未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除;
(抽放沼气的矿井,在鉴定月内应在相应的地区测定抽出的沼气量,矿井沼气等级划分,必须包括抽放的沼气量)
③扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值;
④如本年进行完矿井瓦斯等级鉴定的,取本年矿井瓦斯等级鉴定结果,本年未进行完矿井瓦斯等级鉴定的,取上年矿井瓦斯等级鉴定结果。
∑K——综合系数;
∑K=k产·
k瓦·
k备·
k漏表1∑K取值表
K产-产量不均衡系数
通常取值范围1~1.15
q相对瓦斯涌出量≤10K=1.15
q相对瓦斯涌出量>10K=1
K瓦-瓦斯涌出不均与系数
在开采过程中,由于煤层赋存条件、地质构造、大气压力及生产工艺不同和影响,每时每刻涌出的瓦斯量都不一样,有时大,有时小,并不均匀。
最大绝对瓦斯涌出与平均绝对瓦斯涌出量相比,其比值就叫瓦斯涌出不均衡系数。
测定瓦斯涌出不均衡系数时,根据需要,在测定地区(工作面、采区或全矿)进回风流中连续测定一段时间(一个生产循环、一个工作班、一天、一月或一年)的风量和瓦斯浓度,一般以测定结果中的最大一次瓦斯涌出量和各次测定的算术平均值代入公式:
式中K瓦——测定时间内瓦斯涌出不平均系数;
Qmax——测定时间内最大瓦斯涌出量,m3/min;
Qa——测定时间内的平均瓦斯涌出量,m3/min。
高瓦斯矿井通常取1.2~1.25
K备-备用工作面用风系数
通常取1.1~1.2,备用工作面多者取大值。
K内-矿井内部漏风系数
矿井漏风分为内部漏风和外部漏风两类。
矿井内部漏风是指井下各通风设施、采空区、煤柱等的漏风;
矿井外部漏风是指地表裂隙、井口的风门、风硐闸门、反风装置、井口密闭等处的漏风。
通常取1.15~1.25
大型矿井,对角式通风,k=1.15
小型矿井,中央式通风,k=1.25
总体核算法是按矿井吨煤瓦斯涌出量及矿井实际总进风量来框算矿井能力,仅提供一个简便可行的方法,不涉及到矿井通风风量计算与通风设计其它方面。
(1997年)
方法二(由里向外核算法,产量在30万吨/年以上矿井使用)
1、生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面,硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。
现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
生产矿井的需风量原则上都是采用由里往外的计算方法,即先算出各采掘工作面及硐室等各地点的需风量,再乘以漏风及备用因素的系数,得出采区和矿井的进风量,再乘以因密度变小而膨胀的系数(约为1.05),作为矿井的回风量。
将矿井回风量乘以外部漏风系数,得到抽出式主扇风量。
Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×
K矿通(m3/min)
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备——备用工作面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,包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素,(抽出式K矿通取1.15~1.2,
压入式K矿通取1.25~1.3)。
(1)采煤工作面的需要风量
每个回采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。
低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量(用瓦斯涌出量计算,采用高瓦斯计算公式)确定需要风量,其计算公式为:
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温
Q采——采煤工作面需要风量,m3/min;
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/min;
Q基本=工作面控顶距×
工作面实际采高×
工作面有效断面率70%×
适应风速(不小于1m/s),但最低风量不得低于表2规定的风量;
K采高——回采工作面采高调整系数(见表3);
K采面长——回采工作面长度调整系数(见表4);
K温——回采工作面温度调整系数(见表5)。
工作面控顶距
1.单体支柱的工作面
单体支柱工作面,采场宽度即最小控顶距的大小。
一般采场宽度包括有采煤机道(包括铺设输送机),人行道和材料道。
最大控顶距为最小控顶距和放顶步距之和。
2.自移式液压支架工作面
采场最小宽度(最小控顶距)等于支架的梁长与未支护宽度之和。
最大控顶距就是最小控顶距加上一次落煤的截割深度(一般为随截煤前移支架)。
K采高——回采工作面采高调整系数(见表3)
K采面长——回采工作面长度调整系数(见表4)
K温——回采工作面温度调整系数(见表5)
工作面布置有专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算:
Q采=Q采回+Q采尾
Q采回=100×
q采×
KCH4
Q采尾=qCH4尾×
KCH4/2.5%
qCH4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量,m3/min;
其他符号含义同上。
专用排瓦斯巷(尾巷)
按照《规程》第一百三十七条规定,专用排瓦斯巷是指采煤工作面回风顺槽的外侧、平行于回风顺槽、随采面的推进每隔一定距离掘进与回顺相连通的联络巷、用来排放采面及采空区瓦斯的专用巷道(也叫瓦斯尾巷)。
工作面风流控制必须可靠,该巷道风流瓦斯浓度不得超过2.5%,巷内风速不得低于0.5m/s,该巷内不得进行生产作业和设置电器设备;
进行巷道维修时,瓦斯浓度必须低于1.5%,必须用不燃材料支护,必须贯穿整个工作面不得留盲巷,必须安设甲烷传感器在距巷道回风口15m处,当浓度达到2.5%时必须断电撤人停止工作,煤层为不易自燃。
按工作面温度选择适宜的风速进行计算
V采——采煤工作面风速,m/s;
S采——采煤工作面的平均断面积,m2。
按下式验算:
每人供风≮4m3/min,Q采≥4Nm3/min;
每公斤炸药供风≮25m3/min,Q采≥25Am3/min;
按风速验算:
15S≤Q采≤240Sm3/min。
N——工作面最多人数,
A——一次爆破炸药最大用量,Kg
S——工作面平均断面积,m2
采煤工作面平均断面积
按照采煤工作面断面积计算而不是进(回)风顺槽断面积进行计算。
按照回采工作面支护形式实际计算,单体支护工作面按照控顶距和实际采高计算,液压支架工作面按照支架有效断面计算,放顶煤工作面要加上后部溜子道断面积。
备用工作面应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量,且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。
(2)掘进工作面的需要风量
和回采工作面所需风量的计算方法基本相同。
按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算:
Q掘=100×
q掘×
K掘通
式中:
Q掘——单个掘进工作面需要风量,m3/min
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量,m3/min;
K掘通——瓦斯涌出不均衡的通风系数。
(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。
应按照实际观测而定,一般可取1.5~2.0。
按二氧化碳的涌出量计算需要风量,可参照瓦斯涌出量计算方法进行。
Q掘=(1/1.5%)×
按局部通风机实际吸风量计算需要风量。
岩巷掘进:
Q掘=Q扇×
Ii+9S
煤巷掘进:
Ii+15S
Q扇——局部通风机实际吸风量,m3/min,是各个掘进工作面所需风量与风筒实际漏风量之和,需实测而定。
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,造成瓦斯集聚;
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
S——局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面积,m2。
按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量及按风速进行验算
每人供风≮4m3/min,Q掘≥4Nm3/min
每公斤炸药供风≮25m3/min,Q掘≥25Am3/min
风速符合规定
岩巷掘进最低风量Q岩掘≥9S掘m3/min
煤巷掘进最低风速Q煤掘≥15S掘m3/min
岩煤巷道最高风速Q掘≤240S掘m3/min
N——掘进工作面最多人数,
S掘——掘进工作面的断面积,m2
不同类型巷道断面积计算公式
(3)井下硐室需要风量,应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算:
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。
井下硐室配风标准(见表6)
(4)其它井巷实际需要风量,应按矿井各个其它巷道用风量的总和计算:
∑Q其它=Q其1+Q其2+Q其3+...+Q其n
Q其1、Q其2、Q其3、...、Q其n分别为各其它井巷
风量,m3/min。
按瓦斯涌出量计算:
Q其i=100qCH4×
K其通m3/min
Q其i——第i个其它井巷实际用风量,m3/min;
qCH4——第i个其它井巷最大瓦斯绝对涌出量,m3/min;
K其通——瓦斯涌出不均衡系数,取1.2~1.3;
100——其它井巷中风流瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。
按其风速验算:
Q其它i>
9×
S其i(m3/min)
架线机车巷中的风速验算:
Q其它架线机车>60×
S其I
S其i——第i个其它井巷断面,m2。
2.矿井通风能力计算
按照矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量(有效风量)计算出采掘工作面个数(按合理采掘比m1、m2),取当年度每个采掘工作面的计划计算矿井通风能力。
p——矿井通风能力,万吨/年;
p采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量,
万吨/年;
p掘j——第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尺
换算成煤的产量,万吨/年;
m1——回采工作面的数量,个;
m2——掘进工作面的数量,个;
m1,m2应符合合理采掘比。
工作面日产量计算公式
A0=l·
e·
m·
r·
N·
K
A0——工作面日产量,t/d;
l——工作面长度,m;
e——采煤机截深,m;
m——煤层(或分层)的有效厚度m;
r——煤的容重,t/m3;
N——每昼夜采煤机割煤刀数;
K——工作面采出系数。
取正规循环率为80%。
月产量:
=最高日产量×
正规循环率×
30(天)
平均月产量=最高月产量×
正规循环率
年产量=平均月产量×
12(月)
三、矿井通风能力验证
矿井通风动力的验证。
按照矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证,主要通风机实际运行工况点应处于合理、稳定、安全可靠的范围内。
可进行通风网络解算验证矿井通风能力的企业,在进行通风能力核定中,可按下限选取有关系数。
通风网络解算时,要对矿井所有巷道进行阻力测定,利用矿井通风阻力测定的结果对矿井通风网络进行解算,验证通风阻力与主要通风机是否匹配,能否满足安全生产实际需要。
用风地点有效风量验证。
采用矿井内采区有效风量验证用风地点的供风能力,核查矿井内各用风地点的有效风量是否满足风量需要。
井巷中风流速度、温度应符合《煤矿安全规程》规定。
稀释瓦斯能力验证。
利用瓦斯等级鉴定结果以及矿井瓦斯安全监测仪器仪表检测的结果,验证矿井通风稀释排放瓦斯的能力。
各地点瓦斯浓度应符合《煤矿安全规程》有关规定。
1、通风机性能测定应测定的参数
通风机性能测定的目的是求得一定转数(离心式)或一定的叶片安装角度(轴流式)条件下风机风压、功率、效率与通风机风量的关系曲线。
为求得这些关系,要测出下列参数:
(1)通风机的风量;
(2)通风机产生的静压和速压;
(3)电动机的输入和输出功率;
(4)通风机和电动机的转数;
(5)通过通风机风流的大气压力、相对湿度、气温等参数。
1.风机合理工作范围确定
离心式风机:
从经济性考虑,通风机效率不应低于60%,从安全性考虑,不应超过允许最大转速。
轴流式风机:
上限:
应在驼峰点的右侧,最大风压小于最大风压值的0.9倍;
下限:
通风机效率不应低于60%;
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