通风设计及安全技术措施.docx
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通风设计及安全技术措施
(2.1.1.1)
荥经县张家湾煤业有限公司
改变通风系统时的
通风设计
及安全技术措施
二〇一二年五月六日
第一节 矿井现状 ......................................................................................................................................3
一、改变通风系统前矿井通风情况 ......................................................................................................3
二、该变通风系统原因 ..........................................................................................................................3
第二节 概 况 ..........................................................................................................................................3
一、瓦斯 ..................................................................................................................................................3
二、矿井瓦斯涌出量预测 ......................................................................................................................4
三、煤尘爆炸性 ......................................................................................................................................7
四、煤的自燃倾向性 ..............................................................................................................................7
五、煤(岩)与瓦斯(CO2)突出危险及地温 ..................................................................................7
第三节 矿井通风设计 ..............................................................................................................................7
一、通风方式及通风系统 ......................................................................................................................7
二、掘进通风及硐室通风 ......................................................................................................................8
三、风井数目、位置、服务范围及服务时间 ......................................................................................8
四、矿井风量、负压计算 ......................................................................................................................8
五、对矿井通风状况的评价 ................................................................................................................24
第四节 安全技术措施 ............................................................................................................................24
一、通风设施 ........................................................................................................................................24
二、防止漏风的措施 ............................................................................................................................25
三、降低风阻的措施 ............................................................................................................................25
四、实施改变通风系统时的安全措施 ................................................................................................26
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张家湾煤业有限公司
改变通风系统时的通风设计及安全技术措施
(2.1.1.1)
第一节矿井现状
一、改变通风系统前矿井通风情况
矿井目前采用 “两进一回 ”通风方式, +892 主平硐和辅助进风
平硐进风,原天宝洞风井回风,风机型号 FBCZ-6-
No13A,2×18.5KW。
矿井总风量 1100m3/min。
二、该变通风系统原因
由于我矿新风井杜家湾风井已经建成,风机已安装完毕,风机
型号为 FBCDZ-6-No16C-2×75KW,并进行了风机性能测定和试运行。
原天宝洞回风路线较长,风阻较大,为了加快技改进度,需增加技
改作业点,增加风量,所以决定改变通风系统,停止使用原天宝洞
风机,起用杜家湾风机。
为此特制定张家湾煤业有限公司改变通风
系统时的通风设计及安全技术措施
第二节概况
一、瓦斯
该矿为整合扩建矿井,据雅安市安全生产监督管理局文件 〔雅
安监( 2010)558 号〕《关于 2010 年度瓦斯等级鉴定结果的批复 》,
该煤矿 2010 年度绝对瓦斯 1.666m3/min,无相对瓦斯量,瓦斯等级
不定级;该煤矿 2009 年度绝对瓦斯 1.053m3/min,无相对瓦斯量,
瓦斯等级不定级。
据雅安市安全生产监督管理局文件 〔雅安监
(2008)340 号〕《关于 2008 年度瓦斯等级鉴定结果的批复 》,该
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煤矿 2008 年度相对瓦斯 7.71m3/吨,绝对瓦斯 1.58m3/min,瓦斯等
级不定级。
该煤矿 2007 年度相对瓦斯 7.46m3/吨,绝对瓦斯
1.45m3/min,瓦斯等级为低瓦斯。
二、矿井瓦斯涌出量预测
矿区范围由 1~8 号拐点圈定,矿区面积约 2.0694km2,开采独连、
三连、双龙三层煤层,各煤层开采标高均为+980m~+700m。
矿井三连、
独连二层煤层为一个水平,双龙煤层为一个水平。
即三连煤层为
+850m 下山开采;独连煤层为+850m 上下山开采;双龙煤层为+815m 上
下山开采。
由于矿井无瓦斯煤层含量资料,现根据矿井 2008 年度矿
井瓦斯鉴定结果资料(2008 年矿井相对瓦斯涌出量为 7.71m3/t;2007
年矿井相对瓦斯涌出量为 7.46m3/t),根据 AQ1018-2006 矿井瓦斯涌
出量预测方法之一的矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量如下:
矿井相对瓦斯涌出量与开采深度的关系由下式表示:
q=
H - H0
α
+2
式中:
q——矿井相对瓦斯涌出量,m3/t;
H——开采深度,m;
H0——瓦斯风化带深度,m;
α——相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度,
m/(m3·t-1)
(一)α 值确定
当有瓦斯风化带以下两个水平的实际相对瓦斯涌出量资料时,α
值由下式确定:
α=
H 2 - H1
q2 - q1
4
式中:
H2——瓦斯带内 2 水平的开采深度,m;
H1——瓦斯带内 1 水平的开采深度,m;
q2——在 H2 深度开采时的相对瓦斯涌出量,m3/t;
q1——在 H1 深度开采时的相对瓦斯涌出量,m3/t;
α=
514.0 - 491.5
7.71 - 7.46
=90.0
(二)H0 的确定
H0 可由下式确定:
H0= H1-α(q1-2)=491.5-90.0×(7.46-2)=20.0m
(三)矿井瓦斯等级确定:
1、三连煤层:
当矿井开采三连煤层+850m 水平下山(+800~870m)时,对照井
上下对照图矿井开采深度约为 675m,预测矿井相对瓦斯涌出量:
q=
H - H 0
α
+2
=
675 - 20.0
90.0
+2
=9.28(m3/t)
根据矿山统计法,预测矿井开采三连煤层+850m 水平下山
(+800~870m)时矿井相对瓦斯涌出量为 9.28m3/t,绝对瓦斯涌出量
为 2.93m3/min。
2、独连煤层:
当矿井开采独连煤层+850m 水平上下山
(+850~880m,+850~825m)时,对照井上下对照图矿井开采深度约
为 645m,预测矿井相对瓦斯涌出量:
5
q=
H - H 0
α
+2
=
645 - 40.0
90.0
+2
=8.94(m3/t)
根据矿山统计法,预测矿井开采独连煤层+815m 水平上下山
(+815~880m)时矿井相对瓦斯涌出量为 8.94m3/t,绝对瓦斯涌出量
为 2.82m3/min。
3、双龙煤层:
当矿井开采双龙煤层+815m 水平上下山(+750~860m)时,对照
井上下对照图矿井开采深度约为 730m,预测矿井相对瓦斯涌出量:
q=
H - H 0
α
+2
= 730 - 20.0 +2
90.0
=9.89(m3/t)
根据矿山统计法,预测矿井开采双龙煤层+815m 水平上下山
(+750~860m)时矿井相对瓦斯涌出量为 9.89m3/t,绝对瓦斯涌出量
为 3.12m3/min。
根据上述分煤层预测瓦斯涌出量结果,确定该矿井为低瓦斯矿井。
该矿井移交投产时开采双龙煤层+850m 水平下山,设计有 1 个对
拉采煤工作面,2 个掘进工作面及其它地点(如采空区、煤层巷道)
涌出瓦斯。
按瓦斯涌出地点预测,则每个单采煤工作面绝对瓦斯涌出
量为 0.94m3/min,则 1 个对拉采煤工作面绝对瓦斯涌出量为
1.88m3/min;每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0.37m3/min,则 2 个
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掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0.74m3/min;其它地点涌出瓦斯量为
0.31m3/min。
根据该矿近几年瓦斯等级鉴定情况及开采经验,在全井田开采标
高范围内,煤层瓦斯含量会随着开采煤层埋藏深度的增加而略为增加。
由于该矿井瓦斯梯度、煤层透气性等具体参数不详,矿井投产后应根
据 AQ1026-2006 第 6 条第 2 款执行(低瓦斯矿井新水平、新采区应测
定煤层原始瓦斯含量和压力,高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井每个采区垂
深每增加 50m 应测定煤层原始瓦斯含量和压力)。
及时进行原始瓦斯
含量和压力测定,严格按照矿井瓦斯等级进行管理。
并加强瓦斯资料
的搜集与整理,分析和总结瓦斯涌出的基本规律,合理调整通风参数
和制定相应的安全管理措施,确保矿井安全生产。
三、煤尘爆炸性
根据鉴定报:
该矿开采的独连、三连、双龙三层煤均煤尘无爆炸
危险性。
四、煤的自燃倾向性
根据鉴定报:
该矿开采的独连、三连、双龙三层煤层自燃发火倾
向性等级均为Ⅲ级,均属不易自燃煤层。
五、煤(岩)与瓦斯(CO2)突出危险及地温
相邻矿井及该矿井从投产至今未发生过煤(岩)与瓦斯(CO2)突
出危险;未发生过冲击地压及地热等灾害。
第三节矿井通风设计
一、通风方式及通风系统
根据矿井开拓布置情况,本矿井采用中央分列式通风方式,抽出
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式通风方法。
采煤工作面采用“W”型通风。
二、掘进通风及硐室通风
(一)掘进通风
掘进工作面配备有 FBD-№5.0/2×5.5 型局部通风机,将乏风直
接导入回风道,实现独立通风。
(二)硐室通风
1、井下带区变电所、机车检修硐室为独立通风,乏风直接导入
回风道,实现独立通风。
2、井下避难硐室、+850m 水平中央变电所、+850m 水平中央水泵
房、消防材料库处于进风流中,有足够的新鲜风流通过,为确保安全,
改善硐室工作环境,利用矿井全风压通风。
三、风井数目、位置、服务范围及服务时间
根据矿井开采范围,开采期间布置一个回风斜井,回风斜井位于
井田北东部,担负全矿井回风任务,服务于全矿井,服务年限与矿井
服务年限相同。
四、矿井风量、负压计算
矿井风量计算方法依据《煤矿安全规程》(2010 版)和《采矿工
程设计手册》,按照生产能力 150kt/a 进行配风。
矿井通风容易(双
龙煤层)时期按 1 个对拉采煤工作面、2 个掘进工作面及其独立通风
硐室和巷道配风;矿井通风困难(三连煤层)时期按 1 个对拉采煤工
作面、2 个掘进工作面及其独立通风硐室和巷道配风。
(一)风量计算
1、按整体法计算
按井下同时工作的最多人数需要风量计算
Q=4NK
式中:
Q——矿井供风量,m3/min;
8
N——井下同时工作的最多人数,66 人;
4——每人每分钟供风标准,m3/min.人;
K——矿井通风系数,矿井采用中央分列式通风,取
1.20。
Q=4×66×1.2
=316.8m3/min
=5.3m3/s
2、按分别法计算
按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算
Q=(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐+∑Q 它)K
式中:
Q——矿井供风量,m3/min;
∑Q 采、∑Q 掘、∑Q 硐、∑Q 它——分别为采煤工作面、
掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和,
m3/s;
K——矿井通风系数,矿井采用中央分列式通风,取
1.20。
(1)采煤工作面风量计算
①采煤工作面风量计算
a、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算
Q 采=100×q 采×Kc
=100×0.94×2.0
=188m3/min
式中:
Q 采——采煤工作面供风量,m3/min;
Q 采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min。
预测改建
后单翼采煤工作面绝对瓦斯涌量为 0.94m3/min;
Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,该矿
9
采煤工作面为炮采工作面取 2.0;
经计算,单翼采煤工作面 Q 采为 188.0m3/min。
b、按工作面温度计算
Q 三采=60×Vc×Sc×Ki
=60×1.3×2.9×1.0
=226.2
≈227.0m3/min
Q 双采=60×Vc×Sc×Ki
=60×1.3×2.9×1.0
=226.2
≈227.0m3/min
式中:
Q 采——采煤工作面供风量,m3/min;
Vc——回采工作面适宜风速,三连煤层取 1.3m/s,双龙
煤层取 1.3m/s;
Sc——回采工作面平均有效断面,按最大和最小控顶有
效断面的平均值计算,三连、双龙煤层均取(5.0+3.8)
/2×0.65=2.9m2;
Ki——工作面长度系数,在 80~120m 范围内,按规定取
Ki=1.0。
经计算,三连煤层单翼采煤工作面 Q 三采为 227.0m3/min;
双龙煤层单翼采煤工作面 Q 双采为 227.0m3/min。
c、按炸药使用量计算
Q 三采=25 Ac
=25×0
=0m3/min
Q 双采=25 Ac
10
=25×0
=0m3/min
式中:
Q 采——采煤工作面供风量,m3/min;
Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量,该矿为普采工作面,取
0㎏;
经计算,三连煤层单翼采煤工作面 Q 三采为 0m3/min;
双龙煤层单翼采煤工作面 Q 双采为 0m3/min。
d、按工作人员数量计算
Q 三采=4 nc
=4×18
=72.0m3/min
Q 双采=4 nc
=4×18
=72.0m3/min
式中:
Q 采——采煤工作面供风量,m3/min;
4——每人每分钟供风标准,m3/min.人;
nc——采煤工作面同时工作的最多人数,三连煤层取 18
人,双龙煤层取 18 人。
经计算,三连煤层单翼采煤工作面 Q 三采为 72.0m3/min;
双龙煤层单翼采煤工作面 Q 双采为 72.0m3/min。
e、按风速验算
15×Sc≤Q 采≤240×Sc
式中:
Q 采——采煤工作面供风量,m3/min;
Sc——回采工作面平均有效断面,三连、双龙煤层平均
有效断面均为 2.9m2;三连、双龙煤层单翼采煤工作面风量
227.0m3/min,三连、双龙煤层单翼采煤工作面风量均为
11
227.0m3/min,代入上式计算可得:
43.5 工作面所配风量符合《煤矿安全规程》规定风速的要求。 按上述 4 种计算结果,取其最大值为对应采煤工作面需风量,即 三连、双龙煤层单翼采煤工作面需风量均为 Q 采=227.0m3/min,1 对拉 个采煤工作面需风量 Q 采=227×2 =454.0m3/min ②备用工作面配风 矿井目前有一个单翼三连工作面备用需要配风,按对拉采煤工作 面配风的一半进行配风,配风 Q 三备为 227m3/min,备用三连工作面配 风按单翼采煤工作面配风的一半进行配风,配风 Q 备备为 114m3/min。 ③采煤配风 a、生产初期: 采煤配风为生产采煤工作面与备用工作面风量之和,则 ΣQ 双采=Q 生双采+Q 备 =454+114 =568m3/min b、生产后期: 采煤配风为生产采煤工作面与备用工作面风量之和,则 ΣQ 三采= Q 生独采+Q 备 =454+114 =568m3/min (2)掘进工作面风量计算 ①、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算 Q 掘=100×q 掘×kd 12 =100×0.37×2.0 =54.0m3/min 式中: Q 掘——掘进工作面供风量,m3/min; q 掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min,预测 改建后掘进工作面绝对瓦斯涌量为 0.37m3/min; kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数, 该矿半煤岩巷(岩巷)掘进工作面采用炮掘取 2.0; 经计算,掘进工作面 Q 掘为 54.0m3/min。 ②按炸药使用量计算 Q 机掘=25 Aj =25×0 =0m3/min Q 炮掘=25 Aj =25×3 =75.0m3/min 式中: Q 掘——掘进工作面供风量,m3/min; Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量,机掘取 0㎏, 炮掘取 3㎏; 经计算,每个机掘进工作面 Q 机掘为 0m3/min 每个炮掘进工作面 Q 炮掘为 75m3/min。 ③按局部通风机吸风量计算 Q 掘>1.43Q 局风 >1.43×160 >229.0m3/min 式中: Q 掘——掘进工作面供风量,m3/min; Q 局风——掘进工作面局部通风机吸风量,FBD-№5.0 型 13 局部通风机取 160m3/min; 1.43——为了保证局部通风机不发生循环风,安设局部 通风机地点(巷道)的供风量,必须大于局部通风机风量的 1.43 倍。 经计算,每个掘进工作面 Q 掘为 229.0m3/min。 ④按工作人员数量计算 Q 掘=4 nj=4×8=32.0m3/min 式中: Q 掘——掘进工作面供风量,m3/min; 4——每人每分钟供风标准,m3/min.人; nj——掘进工作面同时工作的最多人数,取 8 人。 经计算,每个掘进工作面 Q 掘为 32m3/min。 ⑤、按风速验算 15×Sj≤Q 掘≤240×Sj 式中: Q 掘——掘进工作面供风量,m3/min; Sj——掘进工作面巷道过风断面,m2。 水平运输大巷有效 断面为 7.1m2,工作面带式输送机巷有效断面为 7.5m2,掘进工作面风 量 229m3/min 水平,代入上式计算可得: 106.5 =229.0<1704,112.5 合《煤矿安全规程》规定风速的要求。 按上述 4 种计算结果,取其最大值为对应掘进工作面需风量,即 掘进工作面需风量 Q 掘=229.0m3/min,生产初期 2 个掘进工作面需风 量 ΣQ 掘=458.0m3/min,生产后期 2 个掘进工作面需风量 ΣQ 掘 =458.0m3/min。 (3)硐室配风量计算 通风容易时期本矿井井下有 1 个带区变电所、1 个机车检修硐室, 按经验配风∑Q 硐为 60~80m3/min,所以∑Q 硐为 160m3/min。 14 通风困难时期本矿井井下有 1 个带区变电所、1 个机车单独检修 硐室,按经验配风∑Q 硐为 60~80m3/min,所以∑Q 硐为 160m3/min。 (4)其它维修行人巷道配风量计算 ①通风容易时期 a、人行、维修巷道: 通风容易时期井下有 3 条其他维修人行巷道,按经验配风 Q 它为 80m3/min,所以 Q 它为 240m3/min。 b、接替工作面配风 在接替工作面形成后配风按生产采煤工作面一半风量配风为 227m3/min。 c、柴油机车需风量按下式进行计算: 通风容易、困难时期均为 Q 柴 i=4×ni×Pi×ki×1.36(m3/min) 式中: Q 柴 i—第 i 个地点柴油机车尾气排放稀释需要的风量, m3/min; ni—第 i 个地点柴油机车的台数,台; Pi—第 i 个地点柴油机车的功率,kW;
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