矿井通风与安全课程设计96936.docx
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矿井通风与安全课程设计96936
矿业大学
矿井通风与安全课程设计
班级煤矿开采专科2012级
姓名张朋程
指导老师
前言
矿井通风指借助于机械或自然风压,向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气,供给人员呼吸,降低井下工作面的温度,稀释并排出各种粉尘及有毒有害气体,创造良好的气候条件,为井下作业人员提供安全舒适的工作环境。
随着浅部矿产资源的日渐枯竭,矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势。
随着开采深度的增加,矿井必将出现岩温增高、风路延长、阻力增大、风流压缩放热、风量调节困难、漏风突出、有毒有害物质和热湿排除受阻等问题。
因此,矿井通风与安全的意义将更加重大。
80年代以来,随着煤矿机械化水平的提高,采煤方法和巷道布置及支护的改革,电子和计算机技术的发展,我国矿井通风技术有了长足的进步。
通风管理日益规范化、系列化、制度化,通风新技术和新装备越来越多地投入应用,以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施,使矿井通风更好地为高产、高效、安全的集约化生产提高安全保障。
近年来,为适应综合机械化采煤的要求,原煤炭工业部在总结建设经验、借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》,作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。
为适应生产集中化,开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况,以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想,对数百座国有煤矿进行通风系统优化改造,配合一批有条件的生产矿井通过合并井田、扩大开采范围、增加储量进行改扩建的任务。
第三节顶板管理安全措施18
第一节水文地质条件分析22
第二节工作面探放水及防水害措施23
摘要
随着煤矿工业的发展,安全生产已经成为其中重要的部分。
为确保煤矿的安全生产,对煤矿的安全设计十分重要。
根据北岭煤矿的实际情况,结合目前安全生产技术,对北岭煤矿进行了安全设计。
设计针对煤矿常见的安全问题,如水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害,分析灾害发生的原因,设计具体的灾害预防措施及安全保障措施,以达到防止事故发生或减少事故发生概率,降低事故造成伤害的目的。
根据北岭煤矿开拓方式和地质构造,选择了合理的通风系统,对采掘工作面及硐室通风,井下通风设施和构筑物等进行设计。
针对北岭煤矿的粉尘灾害,从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。
对于瓦斯灾害防治,设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。
在火灾防治方面,分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。
通过对北岭煤矿水文地质资料的分析,设计了相应的水灾防治安全措施。
同时建立一套完善的安全监测与监控体系,对各种灾害形式进行严密的监控,在灾害发生前将事故处理,确保生产能够安全高效的进行,同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。
同时还设计了顶板灾害、电气事故灾害等的安全措施。
关键词:
安全条件通风粉尘防治瓦斯防灭火顶板
矿井通风与安全
第一章矿井基本概况
第一节井田境界及资源/储量
一、井田境界
平岗煤矿位于鸡西煤田南部含煤条带边缘,距鸡西火车站27km。
行政区隶属于鸡西市梨树区。
井田地理坐标为:
东经:
130°43′30″-130°43′45″;北纬:
45°06′00″-45°10′30″。
公路交通:
矿区内有公路与哈绥公路鸡图线国道相通,距鸡西市27km。
铁路交通:
煤矿铁路专用线与国铁梨树镇火车站相连。
井田境界:
上至+350m标高,下至–600m标高,东至F25断层,西至F16断层。
井田走向长10.01km,倾斜长3.2km,井田面积35.2km2。
矿区地表最大标高550m,最低标高310m,地形高差230m左右。
风山河及其它的三条支流,流经矿区东部,自北向南流经穆棱组露头西侧,河流落差大切割深,河床两侧有50-200m宽的山间谷地。
平岗矿区为中温带大陆性气候,11月中旬至次年4月中旬为结冰期,表土冻层厚度一般在1.5-2.0m,最高气温在7-8月份,最高气温38.0℃,最低气温在12月份,最低气温-39.2℃,年平均气温3-3.5℃,年平均降水量600mm,雨季多集中在7-8月份,最大风级7-8级,风向以西北风为主风力一般2-3级,平均风速3.6m/s。
二、资源/储量
平岗煤矿有地质储量12397.1万t,可采储量7438.2万t。
储量构成情况见储量汇总表、煤柱损失量表、矿井工业资源储量、设计资源储量、设计可采储量表。
表(1-1)平岗煤矿分水平各类煤柱损失量汇总表万t
煤柱分类
+100标高以上
+100-600m标高
合计
断层保煤柱
219.6
69.8
289.4
工业广场保护煤柱
42.9
87.6
130.5
主要井巷保护煤柱
273.9
674.7
948.6
合计
536.4
832.1
1368.5
表(1-2)工业资源储量、设计储量、设计可采储量汇总表单位:
万t
储量类型
+100标高以上
+100-600m标高
合计
工业资源储量
3417.8
8979.3
12397.1
设计资源储量
3209.1
8961.5
1187.1
设计可采储量
1848.6
5589.6
7438.2
①矿井工作制度
设计年工作日330天,每天三班作业。
日净提升时间为16h。
②生产能力
核定生产能力75万t/a。
③服务年限T=
(1-1)
=7438.2÷75÷1.3
=76a
其中:
T:
服务年限
Z:
可采储量
A:
生产能力
K:
储量备用系数
第二节矿井设计生产能力及服务年限
①矿井工作制度
设计年工作日330天,每天三班作业。
日净提升时间为16h。
②生产能力
核定生产能力75万t/a。
③服务年限T=
(1-1)
=7438.2÷75÷1.3
=76a
其中:
T:
服务年限
Z:
可采储量
A:
生产能力
K:
储量备用系数
第二章矿井通风与安全
第一节矿井通风条件概况
一、瓦斯
根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发[2010]176号文“关于朔州市2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”,对山西朔州新都煤业有限公司(即北岭煤矿)矿井4号煤层鉴定结果为:
2009年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min,相对瓦斯涌出量为1.50m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min,相对涌出量1.80m3/t;2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min,相对瓦斯涌出量为1.84m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min,相对涌出量2.51m3/t;该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井,不存在瓦斯突出现象。
由于矿方提供的瓦斯资料有限,建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。
第二节矿井通风概况
一、通风方式及通风系统
依据井田开拓部署及煤层赋存条件,确定矿井采用中央并列式通风系统,机械抽出式通风方式。
在已有的工业场地新布置副斜井,将原副斜井刷扩改造为回风斜井担负全矿井回风任务并兼做安全出口。
其中主斜井、副斜井进风,回风斜井(原副斜井刷扩)回风。
刷扩改造后的回风斜井服务范围为全井田。
二、掘进通风和硐室通风
矿井达到设计生产能力时,共配备2个综掘工作面,均采用独立通风,掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。
井下主变电所、主排水泵房、等候硐室及医务室、采区变电所等硐室采用独立通风。
消防材料库等硐室利用主通风机负压通风。
三、矿井风排瓦斯量预测
根据瓦斯鉴定资料,2009年、2008年矿井瓦斯涌出量如下:
2009年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min,相对瓦斯涌出量为1.50m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min,相对涌出量1.80m3/t;2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min,相对瓦斯涌出量为1.84m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min,相对涌出量2.51m3/t;该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井,不存在瓦斯突出现象。
设计采用2008年瓦斯用量作为设计依据,即矿井相对瓦斯涌出量为1.84m3/t,则矿井达到设计0.9Mt/a规模时,矿井绝对瓦斯涌出量为q绝=1.84×900000÷330÷24÷60=3.49m3/min;矿井二氧化碳绝对涌出量为4.75m3/min。
根据本矿以往生产经验,回采工作面(含本煤层、邻近层、采空区等)瓦斯涌出量约占矿井瓦斯涌出量的70%,掘进工作面瓦斯涌出量约占20%,采空区(已采工作面)及其它地点瓦斯涌出量约占10%。
综上可知,
回采工作面瓦斯涌出量为:
q采=3.49×70%=2.45m3/min
掘进工作面瓦斯涌出量为:
q掘=3.49×20%=0.70m3/min
采空区及其它地点瓦斯涌出量为:
q其它=3.49×10%=0.34m3/min。
综上可知,矿井为低瓦斯矿井,本次通风设计根据矿井瓦斯鉴定资料中相对瓦斯涌出量进行预测计算。
四、矿井通风
(一)矿井总风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定,矿井总进风量按如下要求分别计算,并选取其中的最大值:
1.按井下同时工作的最多人数计算
Q矿进=4·N·K矿通
式中:
N—井下同时工作的最多人数,160人;
K矿通—矿井通风系数,取1.20;
则:
Q矿进=4×160×1.20=768m3/min=12.8m3/s
2.按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要风量的总和计算
根据国家安全生产监督管理总局颁布的《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056-2008)“矿井需要风量计算方法按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作面需要风量,现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。
”其计算公式如下:
式中:
—矿井需要风量,m3/min;
—采煤工作面实际需要风量,m3/min;
—掘进工作面实际需要风量,m3/min;
—硐室实际需要风量,m3/min;
—备用工作面实际需要风量,m3/min;
—其他用风巷道实际需要风量,m3/min;
—矿井通风需风系数(抽出式
取1.15-1.20,压入式
取1.25-1.30),北岭矿为低瓦斯矿井,采用抽出式通风方式因此取
=1.15。
(1)采煤工作面实际需风量的计算
每个采煤工作面实际需要风量,应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
a.按气象条件计算
式中:
—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度小于20℃取为
=1.0m/s;
—采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,
=14.70m2;
—采煤工作面采高调整系数,工作面采高为3.0m,取
=1.2;
—采煤工作面长度调整系数,工作面长度为180m,取
=1.2;
70%—有效通风断面系数;
60—为单位换算产生的系数。
带入各参数计算得
=60×70%×14.7×1.2×1.2=889m3/min=14.82m3/s。
b.按照瓦斯涌出量计算
式中:
—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,
=2.45m3/min;
—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,
=1.25;
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
则
=100×2.45×1.25=306m3/min=5.10m3/s。
c.按照二氧化碳涌出量计算
式中:
—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;
=2.51×(900000÷330÷24÷60)=4.75m3/min
—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
根据矿井瓦斯鉴定资料,矿井达到设计0.9Mt/a生产能力时CO2绝对涌出量为4.75m3/min,相对涌出量为2.51m3/t。
=67×4.75×1.20=570m3/min=9.5m3/s。
d.按工作面温度计算
Qcf=60×Vc×Sc×Ki
式中:
Qcf——工作面需风量,m3/min;
Vc——工作面适宜风速,依据《煤矿通风能力核定办法》回采工作面温度与风速的对应关系取1.5m/s;
Sc——回采工作面平均有效断面,工作面取10.29m2;
Ki——工作面长度系数,取1.2。
Qcf=60×1.5×10.29×1.2=1111.32m3/min=18.52m3/s。
e.按炸药使用量计算
采煤工作面不使用炸药,因此无需进行此项计算。
f.按工作人员数量验算
Qcf≥4×ncf
式中:
Qcf——工作面供风量,m3/min;
4——每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;
ncf——采煤工作面同时工作的最多人数,按交接班时40人考虑。
Qcf≥4×40=160m3/min=2.67m3/s
g.按风速验算
公式如下:
验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb=60×0.25×10.92=164m3/min=2.73m3/s
Scb=lcb×hcf×70%=10.92m2
验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs=60×4.0×9.66=2318m3/min=38.64m3/s
式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,10.92m2;
lcb—采煤工作面最大控顶距,5.2m;
hcf—采煤工作面实际采高,3.0m;
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,9.66m2;
lcs—采煤工作面最小控顶距,4.6m;
0.25—采煤工作面允许的最小风速,m/s;
70%—有效通风断面系数;
4.0—综合机械化采煤工作面,允许的最大风速,m/s。
综上所述,取最大计算值,并经风速校验,确定采煤工作面需风量为18.52m3/s。
(2)综掘工作面实际需风量的计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q综掘×K掘通
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/s;
q综掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量,0.70m/min;
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取1.8。
则Q综掘=100×0.70×1.8=126m3/min=2.10m3/s,
B、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I+0.25Shd
Qf——掘进面局部通风机实际吸风量,m3/s。
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回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s,以防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;综掘面配2台型号FDBNo
6.3/2×15局部通风机,额定吸风量:
Qf=390m3/min=6.5m3/s。
I——掘进面同时运转的局部通风机台数,取1台;
0.25——为防止局部通风机吸循环风允许的最低风速。
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,m2。
Q综掘=6.5×1+0.25×18.20=11.05m3/s
C、按人数计算
Q综掘=4×Nj
式中:
4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3;
Nj——工作面同时工作的最多人数,综掘面取9人。
Q综掘=4×9=36m3/min=0.6m3/s
D、按风速进行验算
按《煤矿安全规程》规定,煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足:
0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj
式中:
Sj——掘进工作面巷道过风断面,m2。
取18.20m2。
条件:
0.25×S掘≤Q掘≤4.0×S掘,m3/s
即:
0.25×18.20≤Q综掘≤4.0×18.20
满足Q综掘=4.55~72.8m3/s
经验算,按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。
确定综掘工作面配风量为11.05m3/s,另需要考虑一个停掘不停风工作面的需风量,停掘不停风综掘工作面需风量按11.05m3/s考虑,则:
ΣQ综掘=2×11.05+11.05=33.15m3/s。
(3)硐室实际需要风量
主变电所:
3m3/s;
主水泵房:
2m3/s;
等候硐室及医务室:
3m3/s;
采区变电所:
2m3/s。
则ΣQ硐=2+3+2+3=10m3/s
(4)其他地点用风量
回采备用工作面:
10m3/s
大巷联络巷等地点:
15m3/s
防爆无轨胶轮车需要风量的计算
井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车,为了稀释排放的尾气需要一定的风量,按下式计算所需风量:
Qdl=5.44×Ndl×Pdl×kdl
式中:
Qdl—该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量,m3/min;
Ndl—该地点地点矿用防爆柴油机车的台数,台;
Pdl—该地点地点矿用防爆柴油机车的功率,kW;
kdl—配风系数,该地点使用1台矿用防爆柴油机车运输时,k为1.0。
该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时k,为0.75。
该地点使用3台及以上矿用防爆柴油机车运输时k,为0.50;
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量,m3/min。
无轨胶轮车需风量按照工作面搬家倒面时考虑,矿井井下同时共有2台型号为W8型胶轮车同时工作,胶轮车功率为85kW,另有WC40Y型支架搬运车2台和WC40EJ型铲板式支架搬运车2台,其功率分别为200kW和172kW。
因此无轨胶轮车需风量计算如下:
ΣQ车=5.44×85×1+5.44×85×0.75×1+5.44×(2×85+2×200+2×172)×0.5
=5.44×(85×2+2×200+2×172)×0.5
=2486.08m3/min=41.43m3/s
则ΣQ其它=10+15+41.43=66.43m3/s
矿井总风量
则:
Q矿进=(18.52+33.15+10+66.43)×1.15=147.32≈147m3/s
综合以上计算结果,矿井总进风量取150m3/s。
矿井总需风量为150m3/s。
其中:
副斜井进风量为110m3/s,主斜井进风量为40m3/s,回风斜井回风量为150m3/s。
(二)风量分配
矿井移交生产及达到设计生产能力时,风量分配如见表2-2-1。
表2-2-1矿井通风用风点风量分配表
顺序
用风地点
数量(个)
单位配风量(m3/s)
总配风量(m3/s)
备注
1
综采工作面
1
25
25
2
顺槽综掘工作面
3
12
36
3
主变电所
1
3
3
4
主水泵房
1
3
3
5
等候硐室及医务室
1
3
3
6
采区变电所
1
3
3
小计:
73
5
其它
77
其中:
备用采煤工作面
1
10
15
无轨胶轮车
50
50
巷道
12
12
合计
150
井下各巷道负风速符合《煤矿安全规程》要求,4号煤东回风大巷回风量为102m3/s,风速5.83m/s,瓦斯浓度为3.49×1.15÷60÷102=0.066%<0.7%,二氧化碳浓度为4.75×1.15÷60÷102=0.089%<0.7%均符合要求。
(三)矿井通风负压及等积孔计算
1、矿井通风阻力计算
选择矿井达到设计产量后,根据回风斜井服务的区域,并考虑风机的合理使用年限,对矿井通风最容易及最困难时期的风阻最大路线进行负压计算,负压计算按下式计算。
h=
式中:
h—矿井通风负压,mmH2O;
α—井巷通风摩擦阻力系数,N·s2/m4;
L—井巷通风线路长度,m;
P—井巷通风断面周长,m;
S—井巷通风净断面,m2;
Q—通过井巷的风量,m3/s;
在此基础上再考虑15%的局部阻力,经计算矿井通风容易时期负压为1541Pa(157.73mmH2O),通风困难时期负压为1959Pa(204.40mmH2O)。
矿井通风容易时期回采工作面位于二采区采区北侧首采工作面,矿井困难时期位于一采区405工作面。
2、等积孔
矿井通风等积孔按下式计算。
A=1.19Qh-1/2
式中:
A—矿井通风等积孔,m2;
Q—矿井总进风量,m3/s;
h—矿井通风负压,Pa。
经计算,矿井通风容易时期等积孔为4.18m2,通风困难时期等积孔为3.71m2,矿井通风属小阻力矿井,矿井通风属容易矿井。
第三章通风管理及安全措施
第一节矿井通风管理
一、回采工作面通风方式及合理性分析
矿井目前采用中央并列式通风系统,机械抽出式通风方式。
综放工作面为全负压通风系统,目前采用“一进一回U型”通风方式,回采工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。
二、回采工作面的瓦斯涌出量
根据地质报告提供的资料,本矿井瓦斯绝对涌出量33m3/min,相对瓦斯涌出量28.5m3/t,鉴定为高瓦斯矿井。
第2节风机设备选型及管理
一、通风设备
矿井采用机械抽出式通风方式。
矿井现有两台FBCDZ-№24型矿用防爆对旋通风机,配套2×132kW防爆电动机。
现有通风设备已不能满足矿井资源整合后的通风需求,设计需重新选择通风设备。
一、设计依据
矿井回风量:
QK=150m3/s
通风容易时期负压:
HKmin=1541Pa
通风困难时期负压:
HKmax=1959Pa
二、通风设备选型
1、风机所需风量及负压的计算
风机所需风量:
QF=KL·QK=157.5m3/s
式中:
KL——漏风系数,取1.05;
风机所必需的负压:
HFmin=Hkmin+△H=1841Pa
HFmax=Hkmax+△H=2259Pa
式中:
△h——通风设备阻力损失,取300Pa
2、风机及电动机选择
根据前述计算求得的风机所需风量及负压,可选择FBCDZ-8-№30B(n=740r/min)型矿用防爆对旋轴流式通风机两台,来满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要,两台风机,一台工作,一台备用,通风机配套YBP,8极,10kV,2×450kW隔爆变频电动机。
确定风机工况点:
回风井标高:
+1260.3m
换算为标况下的性能参数:
Q0=Q
H0=H*ρ0/ρ
ρ0/ρ=1.107
容易时期:
H0=2038Pa
困难时期:
H0=2501Pa
管网阻力曲线方程:
Hmin=0.0822Q2,Hmax=0.1008Q2
通风机通过变频器调速运行调节工况点参数见下表:
表3-2-1风机运行工况点参数
风量
(m3/s)
负压
(Pa)
效率
(%)
叶片角
(度)
年电耗
(kW.h×103)
备注
容易时期
158
2051.0
83
48/40
592
3830.0
困难时期
160
2580.7
78
43/35
740
5193.0
电动机功率计算:
电动机计算功率
式中:
Q——风机工况点风量(m3/s);
H——风机工况点风压(Pa);
η——风机工况点效率(%);
ηm——传动效率;取ηm=0.98
K——富余系数;取K=1.3
通
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