矿井通风能力核定报告.docx
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矿井通风能力核定报告
习水县朱家沟煤矿
矿
井
通
风
能
力
核
定
报
告
朱家沟煤矿
2013年3月
习水县朱家沟煤矿
矿井通风能力核定报告
一、矿井通风现状
朱家沟煤矿原设计能力9万吨/年,2003年核定为90万吨/年,通过通风系统改造,2005年重新核定生产能力为120万吨/年。
矿井采用中央边界通风方式,抽出式通风方法,配备70B2-21№:
24型轴流式风机2台(1台工作,1台备用),两台风机均于1993年进行了节能技术改造。
改造后,最高静压可达2887Pa(详见附表:
通风机改造后性能测定结果汇总表及性能特性曲线)。
1#风机配450KW电机,转速为746r/min,2#风机(备用机)配630KW电机,转速为560r/min。
现运行2#风机,其叶片安装角为47度,工作电压6300V、电流45A。
通风系统:
+528、+660、+790、+350四个平硐为进风平硐、+999平硐为回风平硐。
井下各生产区域实现了并联通风。
515区是全矿井通风路线最长、通风最困难的区域。
其它各区域则采取增阻法控风。
矿井总进风量6783m3/min,总回风量7184m3/min,负压2030Pa。
矿井有效风量6517m3/min,有效风量率90.17%。
矿井等级孔3.04m2,属通风容易矿井。
三、近年来在提高矿井通风能力方面所做的主要工作
1、矿井主扇改造
绿水洞煤矿于1981年投产,配备70B2-21№:
24型轴流式风机2台(1台备用),1#风机配450KW电机,2#风机(备用)配630KW电机。
1993年,对两台主扇均进行了风机节能技术改造,根据改造后的性能测定,最高静压可达2887Pa,最大风量9954.6m3(叶片角调到56°时,风量还会增大)。
2005年10月,公司委托嘉华机械有限公司对两台主风机进行了通风机性能测定。
2007年,为增大风量,对风机叶片进行了调整,1#风机叶片因锈蚀固定在44.5度,现运转2#风机,叶片安装角为47度,风机工作在效率较高区域,矿井实际风量大于需要风量,但电机负荷同样在高位运行,已无增大风量的空间。
附:
主扇特性曲线
2、矿井通风系统改造
为了使西翼打锣湾背斜区域回风系统在技术改造后形成双回路回风系统,在563区主石门补作回风巷贯穿东翼625轨道上山下车场,补回风巷全长1300米,从而利用东翼生产量少的过剩通风能力,以满足矿井西翼通风需求。
该项工程为2002年国债技改项目,总投资184万元。
该项目实施后,在安全方面,矿井负压控制在2000Pa左右,减少了采空区漏风,降低了矿井负压,比不改造低800Pa左右,主要解决了矿井西翼北风量分配很难调节等安全问题,确保矿井正常生产。
在经济效益方面,由于改后矿井负压降低,抽风机耗电量减少,每年节约电费35万元。
施工5年的+350平硐于11月上旬贯穿,贯穿后起到了改善矿井通风系统的作用,矿井通风阻力有所降低,矿井总进风增大了200m3/min。
3、局部通风改造
2007年矿井利用国债资金对局部通风进行改造,使矿井所有煤巷、半煤巷全部实现双电源、双局扇;2008年继续对局部通风进行进一步改造,目标是全矿普及大功率局扇和大直径风筒。
改造工程目前已经提前完成,矿井局部供风较改造前更加充足、稳定,进一步降低了掘进工作面的瓦斯浓度。
4、瓦斯抽放
矿井于2003年建立的永久瓦斯抽放系统,采用2BE3-400-2BY3液压真空泵,最大真空度为80%;最大抽放量为100m3/min,;管路系统为Φ300mm的1798m,Φ250m的有3350m,Φ150mm的有1200m,管道最大流量为60m3/min;现实际抽放纯量为3.1m3/min;抽放浓度为25%。
未来十年,我矿生产水平将向350延伸,生产能力达高到120万吨/年,抽放系统还将扩展到350延伸水平区域,只要以后在抽放过程中,将瓦斯浓度提高到到设计能力,就能适应我矿未来十年的抽放要求。
2008年底,我矿还将完成瓦斯发电工程,将瓦斯变废为宝、变害为利,逐步实现以抽养抽。
今年1-9月已抽放瓦斯117万m3,矿井抽放率为13.9%,现主要对5131和5113工作面进行抽放,工作面抽放率为25%;工作面在经过抽放过3个月后,工作面瓦斯涌出量大幅度降低。
5、监测监控
矿井于2003年利用国债资金建立了KJ90监控系统一套,总投资118万元。
2008年又利用国债资金对该系统进行了升级改造,升级后的系统为KJ90NB监测监控系统。
目前共安装分站19个,瓦斯传感器45个,风速传感器4个,温度传感器5个,烟雾传感器3个,负压传感器1个,一氧化碳传感器6个,设备开停传感器36个,风门开停传感器14个,远程断电仪15台。
该系统自投入运行以来,稳定可靠,传感器安设符合《煤矿安全规程》要求,系统传输的误码率符合规范要求。
该系统与广能(集团)公司和川煤集团系统已经联网,在通风瓦斯管理方面发挥了较大作用。
四、矿井通风能力计算
根据国家发改委发改运能[2004]25号文和《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关于印发<煤矿通风能力核定办法(试行)>的通知》、安监总煤矿字[2005]42号的规定,矿井通风能力核定采用由里向外核算法。
(一)矿井需要风量按下式计算:
即:
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。
Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q备+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通(m3/min)
=(2353.8+2720+630+180+600)×1.15
=7461(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(K矿通取1.15)
各采煤、掘进工作面,硐室及其它巷道等用风地点风量计算如下:
1、采煤工作面的需要风量
每个回采工作面实际需要风量,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。
a.根据《煤矿安全规程》规定,按回采工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的浓度不超过1%的要求计算:
5131综采面平均绝对瓦斯涌出量为7.32m3/min,5654综采面平均绝对瓦斯涌出量为2.21m3/min,6452炮采工作面平均绝对瓦斯涌出量为3.53m3/min;5114备用工作面正常生产时平均绝对瓦斯涌出量为3.64m3/min,5616备用工作面正常生产时平均绝对瓦斯涌出量为2.81m3/min。
5131工作面:
Q采=100×q采×KCH4
=100×7.32×1.7=1244.4m3/min。
5654工作面:
Q采=100×q采×KCH4
=100×2.21×1.6=353.6m3/min。
6452工作面:
Q采=100×q采×KCH4
=100×2.53×2.4=607.2m3/min。
5114备用工作面:
Q采=100×q采×KCH4
=100×3.64×1.7=618.8m3/min。
5616备用工作面:
Q采=100×q采×KCH4
=100×2.81×1.7=477.7m3/min。
式中:
Q采——综采工作面实际需要风量,m3/min;
q采——综采工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌
出量.
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。
(按正常生产条件下,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)。
经计算5654工作面为1.6,6452炮采工作面为2.4,其他工作面为1.7。
b.按工作面温度选择适宜的风速进行计算(见表4-1-1):
5131工作面:
Q采=60×V采×S采(m3/min)
=60×0.9×9.3(m3/min)
=502.2(m3/min)
5654工作面:
Q采=60×V采×S采(m3/min)
=60×0.9×9.3
=502.2(m3/min)
6452工作面:
Q采=60×V采×S采(m3/min)
=60×0.9×7.1
=383.4(m3/min)
5114备用工作面:
Q采=60×V采×S采(m3/min)
=60×0.9×9.3
=502.2(m3/min)
5616备用工作面:
Q采=60×V采×S采(m3/min)
=60×0.9×9.3
=502.2(m3/min)
式中:
V采——采煤工作面风速。
采煤工作面温度均为19℃,风速取0.9m/s。
S采——采煤工作面的平均断面积,实测综采为9.3m2。
,炮采为7.1
表4-1-1回采工作面温度与对应风速调整系数表
回采工作面温度与对应风速调整系数表
回采工作面空气温度(℃)
采煤工作面风速(m/s)
配风调整系数K温
<18
0.3~0.8
0.90
18~20
0.8~1.0
1.00
20~23
1.0~1.5
1.00~1.10
23~26
1.5~1.8
1.10~1.25
26~28
1.8~2.5
1.25~1.4
28~30
2.5~3.0
1.4~1.6
c.按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
按每人供风≮4m3/min计算:
Q采>4N=4×50=200(m3/min)
按每千克炸药供风≮25m3/min计算:
Q炮采>25A=25×22=550(m3/min)
式中:
N——工作面最多人数,综采50人。
A——一次爆破炸药最大用量,炮采工作面为22Kg。
d.按风速进行验算:
15S 0.25m/s 即: 139.5 风速符合《煤矿安全规程》规定。 式中: S——工作面平均断面积,综采9.3m2,炮采7.1m2 所以,Q采=Q5131+Q5654+Q6452=1244.4+502.2+607.2=2353.8m3/min。 备用工作面(2个,5616综采工作面,5114综采工作面): 最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%计算。 即: Q备5114≥618.8÷2=309.4m3/min;按330m3/min配风。 Q备5616≥502.2÷2=251.1m3/min;按300m3/min配风。 2、掘进工作面的需要风量 a、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算: 6154风巷: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×0.96×1.8 =172(m3/min) 6155风巷: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×1.25×1.8 =225(m3/min) 5143机巷: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×0.57×1.8 =103(m3/min) Q=172+225+103=500(m3/min) 514溜煤反眼: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×0.51×1.5 =77(m3/min) 350东大巷: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×0.4×1.5 =60(m3/min) 321南轨道上山: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×0.4×1.5 =60(m3/min) 5153回风石门: Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min) =100×0.4×1.5 =60(m3/min) Q=77+60+60+60=257(m3/min) 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 K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。 经观测计算: 6155风巷、6154风巷、5143机巷、5616补切眼巷道K掘通=1.8;其余巷道K掘通=1.5。 b.按局部通风机实际吸风量计算需要风量: 矿井主要采用44KW、30KW和22KW局部通风机,分别计算其吸入风量。 30KW局扇(煤巷): Q掘=(Q扇×Ii+9S)×N =(300×1+9×11)×3 =399×3=1197(m3/min。 ) 煤巷每头按400m3/min配风。 22KW局扇(岩巷): Q掘=(Q扇×Ii+9S)×N =(280×1+9×11)×4 =379×4=1516(m3/min。 ) 岩巷每头按380m3/min配风。 式中: Q扇——局部通风机实际吸风量,30KW为300-400m3/min、22KW为240-380m3/min。 局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速,按不小于0.15m/s计算(全部为岩巷),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。 Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 N——使用某型号局部通风机的台数,30KW3台,22KW4台。 S——局部通风机至回风口段巷道断面。 m2 C.按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量: 按每人供风量≮4m3/min计算: Q掘>4N=4×15=60(m3/min) 按每千克炸药供风≮25m3/min计算: 岩巷: Q掘>25A=25×22=550(m3/min) 式中: N——掘进工作面最多人数;15人。 A——一次爆破炸药最大用量,22Kg。 按风速进行验算(按实际吸风量): 岩巷掘进风量满足,S掘9<Q岩掘<240S掘(m3/min) Q=9×11<380<240×11 煤巷掘进风量满足,15S掘<Q煤掘<240S掘(m3/min) Q=15×8<S掘400<240×8 式中: S掘——掘进工作面的断面积,m2。 经验算,风速符合《煤矿安全规程》规定。 因此,掘进工作面需要总风量为: Q掘=1200+1520=2720(m3/min) 3、井下硐室需要风量 按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算: ∑Q硐=Q硐1+Q硐2+Q硐3+...+Q硐n 式中: ∑Q硐——所有独立通风硐室需要风量总和,m3/min; Q硐1、Q硐2、Q硐3、…、Q硐n——不同独立供风硐室需要风量,m3/min。 井下有独立硐室2个,风量计算如下: 爆炸材料库: 按每小时4次换气量计算风量: Q库=4V/60×N=0.07V=0.07×500×2=70(m3/min) 按硐室风速不低于0.15m/s考虑,实际配风90×2=180(m3/min) 式中: Q库——爆炸材料库需要风量,m3/min; V——爆炸材料库的体积,500m3; N——爆炸材料库的数量,2个。 因此,独立通风硐室需要总风量为: Q硐=180(m3/min) 4、其它井巷需要风量 矿井其它配风井巷共6条,各地点配风量及风速验算见表4-1-4: 表4-1-4矿井其它巷道配风情况及风速验算汇总表 地点 断面(m2) 风量(m3/min) 风速(m/s) 瓦斯 浓度 备注 5131新运输石门 6 100 0.28 0.1% 5132下煤斜巷 4 90 0.38 0 5616运输石门 8 100 0.2 0 643轨道上山 7 90 0.27 0 5113运输石门 5 90 0.3 0 5654运输石门 6 130 0.36 0.1% 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 =100+90+100+90+90+130 =600m3/min 式中: Q其1、Q其2、Q其3、...、Q其n——各其它井巷风量,m3/min。 (二)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产量,计算矿井通风能力。 p= =(p采5131+p采5654)+p掘 =(65.8+47.9)+14.5 =128.2万吨 式中: p——矿井通风能力,万t/a; p采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量,万t/a; 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t/a; m1——回采工作面的数量,个; m2——掘进工作面的数量,个。 1、采掘工作面个数m1,m2计算 矿井实际总进风6830m3/min,按3个采煤工作面,2个备用工作面,7个掘进工作面需配风7461m3/min,比实际总进风多630m3/min,因此采掘工作面的实际个数只能按2个采煤工作面,1个备用工作面和7个掘进工作面进行布置,即m1=2,m2=7,且采掘比例属合理范围。 2、采掘工作面生产能力计算 根据矿井的实际情况,年工作日330天,实行两班采煤、一班准备,三班掘进。 各工作面生产能力计算如下: (1)两个综采工作面生产能力 P采i=工作面长度×日进度×采高×煤层密度×回采率×工作面个数×年生产天数 5131工作面: =180×3.0×2.7×1.44×0.95×1×330 =65.8(万吨/a) 5654工作面: =170×2.4×2.6×1.44×0.95×1×330 =47.9(万吨/a) (2)掘进工作面生产能力(按三个煤巷掘进头) p掘=日进尺×断面×煤层密度×年生产天数×工作面个数 =12×8.5×1.44×330×3 =14.5(万/a) 五、矿井通风能力验证 1、矿井通风动力验证 根据以上计算,年产128.2万吨需风量6783m³/min,矿井及扇风机的外部漏风为400m³/min,因此,扇风机的工作风量为7184m³/min(即: 110.m³/s)。 经计算,矿井风阻R=0.018。 在2005年风机性能测定后绘制的风机性能特性曲线中绘制风阻特性曲线R=0.018,Q点即为扇风机的工况点。 即: 扇风机叶片角度为47度的特性曲线与风阻特性曲线R=0.018的交点。 此时风机的实际工作风量为6600m³/min,负压为2450Pa。 此时,风机工况处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。 (矿井主扇特性曲线附后) 注: 目前2#号风机实际工况Q’点,即: 风机叶片角度为47度,负压为2080Pa。 矿井总进风6783m³/min,风机工作风量为7184m³/min,即,目前矿井风量满足生产128.2万吨的生产能力。 2、用风地点有效风量验证与稀释瓦斯能力验证 根据2008年10月下旬测风员的实际测风结果,与各用风地点需风量进行了比较,同时结合瓦斯监测报表数据,验证了矿井各用风地点的有效风量能够满足风量需要,井巷中瓦斯浓度、风流速度、温度符合《煤矿安全规程》规定。 详见表5-2-1 表5-2-1用风地点有效风量及瓦斯稀释能力验证表 用风地点 需风量m³/min 实测风量m³/min 平均瓦斯浓度% 风速m/s 温度℃ 备注 5131采面 1059 5654采面 502 6452采面 5114备用采面 6155机巷 399 6154风巷 399 5143机巷 399 5616补切眼 399 514煤仓 259 5143回风石门 359 350东大巷 359 321南轨道上山 359 350主平硐 499 563炸药库 90 613炸药库 90 我矿“一通三防”没有不符合《煤矿安全规程》规定的,不需扣减通风能力。 因此,矿井按通风能力核定的产量为128.2万吨。
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