第七章矿井通风.docx
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第七章矿井通风
第七章矿井通风与安全技术
7.1概述
凤凰山铜矿
矿体是一个板状的大理岩矿床,SiO2含量低;矿脉含硫量少,达不到自然危害性,井下最多工人190人,因此,工作面的通风应保证排尘及排除炮烟的需要,以最大可能减少矿尘危害。
根据安全规程,对凤凰山铜
矿体的矿井下通风安全做如下要求:
(1)有人工作或可能有人到达的井巷,其空气成份(按体积计算)应为O2≥20%,CO2≤0.5%。
空气的温度不得高于25℃,总回风流中的CO2不得超过1%。
(2)井下空气需经常保持新鲜,空气中有害气体含量不得超过规定:
CO2:
0.2,SiO2:
0.02,H2S:
0.01(按重量计算mg/升)
(3)所有矿井均应实行全面机械通风,在浅部矿井,也可采用自然通风,主扇要求连续运转。
7.2矿井通风条件
凤凰山铜矿Ⅲ号矿带30线至35线间,其年产矿量13万吨,服务年限14年;采用竖井开拓,有轨运输;阶段的开采顺序采用下行式,阶段中矿块的开采顺序采用双翼开采;主要的采矿方法为分段凿岩阶段矿房法,垂直方向中深孔凿岩,每个矿房配置1台YQ-80新型钻机,井下回采的矿块数为3个,每天井下工作人数共190多人。
7.3通风方式与通风系统
7.3.1通风系统确定的依据
(1)风路短、阻力小、通风网络简单、风流容易控制,在主要人行运输坑道和工作点上污风不串联;
(2)风量分配满足生产需要,漏风少;
(3)通风构筑物少,便于维护管理;
(4)专用通风井巷工程量少,施工方便;
(5)通风动力消耗少,通风费用低。
7.3.2风井位置的确定
风井布置方式有中央对角式,中央并列式以及侧翼对角式。
根据该矿山的的实际情况、确定其它井筒的原则及所选用的通风系统,这里选用二种方案。
方案一:
中央对角式布置
在矿体中央布置的主井(兼作副井)作为进风井,然后在矿体走向端部布置2条排风井,风井1的坐标为(97394,16582),风井2的坐标为(97192,16866),风井2内布置梯子间,作为第二安全出口。
采用这样的布置以形成对角式通风系统。
回采时,新鲜风流从主井进入,经过阶段输巷道进入各个作业地点,冲洗工作面后,污风由各中段回风巷道进入回风井,进而排出地表,其示意图如图7—1所示。
图7—1
方案二:
中央并列式布置
在矿体中央布置的主井(兼作副井)作为进风井,然后在离主井不小于20m的合适地段布置一条排风井,风井3的坐标为(97466,16698),同时风井内布置梯子间,作为第二安全出口,采用这样的布置以形成并列式通风系统。
回采时,新鲜风流从主井进入,经过阶段输巷道进入各个作业地点。
冲洗工作面后,污风由各中段回风巷道进入回风井,进而排出地表,其示意图如图7—2所示。
图7—2
7.3.3通风系统
根据凤凰山铜矿
号矿体的赋存条件和选择通风系统的要求,通过对整体式通风系统和分区通风系统优缺点的比较,这里选用整体式通风系统。
通风方式选用抽出式通风,主扇安装位置在地表,这样有很多优点:
安装、检修、维护管理比较方便;井下发生灾害事故时,扇风机不易受到损害。
7.3.4通风网路
1、阶段通风网络
根据分段凿岩阶段矿房法的结构特点,通风网路型式选用阶梯式网路。
在新鲜风流主井进入后,利用各中段运输巷道向采区送风,这样利用上阶段已结束生产的部分运输坑道作为下阶段的回风巷道,形成上下阶段风流不串联和较稳定风流的并联网路。
井下不专门设立进风道和回风道,这样可以减少开拓工程量,降低基建费用。
例如,在开采-40m中段时以-10m中段的阶段运输巷道作为回风巷道,因为-10m中段以上矿石储存量较少,在开采-10m中段以上的矿石时不在专门布置一条回风井,用于到单独排风,而是采用局部通风。
但是开拓、采准阶段的污风需要单独引到回风巷道排出地表,其示意图如图7—3所示。
图7—3阶段通风网络示意图
2、采场通风网络
凤凰山铜矿
号矿体由于规模小,倾角陡(接近90°),在开采技术上采用分段凿岩阶段矿房法开采。
采场属于有耙道结构的巷道型采场。
采场作业面分为二部分凿岩作业面和出矿作业面,这二部分都采用贯穿风流通风,并各有独立的通风路线,风流互不相连。
鲜风流从进风巷道由穿脉巷道经人行天井到出矿水平和上部凿岩作业面,清洗作业面后的污浊风流,通过另一翼的通风行人天井排至最上面的回风道(上中段运输平巷),然后由风井排出地表,如图7—4所示:
图7—4采场通风网络示意图
7.4风量计算
7.4.1全矿总风量计算式:
Q矿=k(n回采Q回采+n备采Q备采+n采切Q采切+n掘进Q掘进+Q硐室)(7—1)
式中K——矿井风量备用系数,取k=1.4;
Q回采—回采工作面所需风量,m3/s;n回采—回采工作面个数,n回采=1个;
Q备采—备用回采工作面所需风量,一般取Q备采=0.5Q回采,m3/s;
n备采—备用回采工作面个数,n备采=1个;
Q采切—采切工作面需风量,m3/s;n采切—采切工作面个数,n采切=1个;
Q掘进—掘进工作面需风量,m3/s;n掘进—掘进工作面个数,Q掘进=2个;
Q硐室—要求独立风流通风的硐室所需风量,m3/s;
7.4.2采场工作面风量计算
1、回采(Q回采)
(1)以排烟计算
Q1=
=
=2.48m³/s(7—2)
式中Q1—采场工作面需风量,m³/s;
A—回采中一次爆破炸药量,根据前面计算得每排孔的总装药量为65.52kg,一次爆破三排,则一次破碎炸药量A=65.52kg×3=196.56kg;
L—采场长度的一半,L=25m;
S—回采工作面横断面积,S=6.25m2;
t—一次破碎爆破后通风时间,t取30min,即t=1800s。
(2)以排尘计算
Q2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s(7—3)
式中S—回采工作面横断面积,S=6.25m2;
V—要求排尘风速,查表取V=0.4m/s;
由于,Q2>Q1,取其最大值计算,故取Q回采=Q2==2.5m³/s。
2、备采(Q备采)
一般Q备采=0.5Q回采=0.5×2.5m³/s=1.25m³/s。
3、采切(Q采切)
(1)以排烟计算
Q1=
=
=0.35m³/s(7—4)
式中Q1—采切工作面需风量,m³/s;
A—采切工作中一次爆破炸药量,根据类似矿山巷道掘进的炸药单
耗为q=0.89kg/m3,掘进深度为1.5~2.5m,采切工作中最大的爆破炸药
量A=0.89kg/m3×2m×6.26m2=11.13kg;
L0—炮烟的抛掷距离,L0=15+A/5=17.22m;
S—采切工作面最大横断面积,S=6.25m2;
t—一次破碎爆破后通风时间,t取30min,即t=1800s。
(2)以排尘计算
Q2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s(7—5)于,Q2>Q1,取其最大值计算,故取Q采切=Q2==2.5m³/s。
4、掘进工作面风量计算
(1)以排烟计算
Q1=
=
=0.31m³/s(7—6)
式中Q1—掘进工作面需风量,m³/s;
A—掘进工作中一次爆破炸药量,根据类似矿山巷道掘进的炸药单
耗为q=0.89kg/m3,掘进深度为1.5~2.5m,采切工作中最大的爆破炸药
量A=0.89kg/m3×2m×5.66m2=10.07kg;
L0—炮烟的抛掷距离,L0=15+A/5=17.01m;
S—采切工作面最大横断面积,S=5.66m2;
t—一次破碎爆破后通风时间,t取30min,即t=1800s。
(2)以排尘计算
Q2=S*V=5.66×0.4=2.26m³/s(7—7)
由于,Q2>Q1,取其最大值计算,故取Q掘进=Q2==2.26m³/s。
7.4.3硐室风量计算
井下的一些硐室(比如:
井下炸药库、变电所以及其它一些辅助巷道)需要供风,所以这些风量都要独立的计算入总风量,各种硐室需风量通过查表可以得到:
(1)井下炸药库需风量:
Q炸药=1.5m3/s
(2)机修硐室需风量:
Q机修=1.5m3/s
(3)井下变电所需风量:
Q变电所=2m3/s
(4)卷扬机硐室需风量:
Q卷扬机=2m3/s
(5)井下水泵硐室需风量
(7—8)
式中Q水泵房—井下水泵确室需风量,m3/s;
φ—修正系数,因为同时工作水泵小于3台,所以φ=1.0;
∑N—同时工作的水泵电机额定功率之和,N=2×220kW=440kw;
η—电机效率,一般为0.96~0.98,取η=0.8;
Cp—空气定压比热,Cp=1.005kJ/(kg.K);
γ—空气密度,γ=1.2kg/m3;
t—硐室进风和回风的温差,一般取
t=5。
C;
可计算得Q水泵房=2.92m3/s;
所以:
硐室需总风量:
Q硐室=Q炸药+Q机修+Q变电所+Q卷扬机+Q水泵房=9.92m3/s;
7.4.4全矿所需总风量:
同时回采的工作面1个,备用工作面1个,采切工作面1个,掘进工作面2个,所以有:
Q矿=k(n回采Q回采+n备采Q备采+n采切Q采切+n掘进Q掘进+Q硐室)
=1.4×(1×2.5+1×1.25+1×2.5+2×2.26+9.92)
=28.97m3/s
7.4.5矿井总风量校核
按井下的万吨耗风量[y]校核矿井总风量
[y]=Q矿/A=28.97/13=2.23m3/(s·万吨)(7—9)
式中:
Q矿—全矿所需总风量,m3/s;
A—矿山年产量,A=13万吨;
本设计为凤凰山铜矿
矿体开采时的通风系统,年产量为13万吨,属于小型矿山,而小型矿山的万吨耗风量指标为2~4m3/(s·万吨),而上述计算校核在此范围内,符合要求。
7.5各工作面的风量分配
方案一:
中央对角式布置的风量分配
1、容易时期风量分配
Q1-2=20.69m3/s;
Q2-3=20.69m3/s;
Q3-4=(20.69-4.52-9.92)=6.25m3/s;
Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-8=2.5m3/s;
Q8-9=13.858m3/s;
Q4-10=Q3-4-Q4-5=3.75m3/s;
Q10-11=Q13-14=Q14-15=1.25m3/s;
Q10-13=Q11-12=Q12-15=Q4-10-Q10-11=2.5m3/s;
Q15-16=Q12-15+Q13-15=3.75m3/s;
Q16-17=15.108m3/s;
Q18=Q19=0.2Q1-2=4.138m3/s;
Q8-9+Q16-17=Q1-2+Q18+Q19;
2、困难时期风量分配
Q1-2=20.69m3/s;
Q2-3=20.69m3/s;
Q3-4=(20.69-9.92)=10.77m3/s;
Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-8=4.76m3/s;
Q8-9=13.858m3/s;
Q4-10=Q3-4-Q4-5=6.01m3/s;
Q10-11=Q13-14=Q14-15=1.25m3/s;
Q10-13=Q11-12=Q12-15=Q4-10-Q10-11=4.76m3/s;
Q15-16=Q12-15+Q13-15=6.01m3/s;
Q16-17=15.108m3/s;
Q18=Q19=0.2Q1-2=4.138m3/s;
Q8-9+Q16-17=Q1-2+Q18+Q19
方案二:
中央并列式布置的风量分配
1、容易时期风量分配
Q1-2=20.69m3/s;
Q2-3=20.69m3/s;
Q3-4=(20.69-4.52-9.92)=6.25m3/s;
Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-14=2.5m3/s;
Q4-8=Q3-4-Q4-5=3.75m3/s;
Q8-9=Q9-10=1.25m3/s;
Q8-11=Q11-12=Q12-13=Q13-10=Q4-8-Q8-9=2.5m3/s;
Q10-14=Q9-10+Q13-10=3.75m3/s;
Q14-15=Q7-14+Q10-14=6.25m3/s
Q15-16=28.97m3/s;
Q17=0.4Q1-2=8.276m3/s;
Q15-16=Q1-2+Q17;
2、困难时期风量分配
Q1-2=20.69m3/s;
Q2-3=20.69m3/s;
Q3-4=(20.69-9.92=10.77m3/s;
Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-14=4.76m3/s;
Q4-8=Q3-4-Q4-5=6.01m3/s;
Q8-9=Q9-10=1.25m3/s;
Q8-11=Q11-12=Q12-13=Q13-10=Q4-8-Q8-9=4.76m3/s;
Q10-14=Q9-10+Q13-10=6.01m3/s;
Q14-15=Q7-14+Q10-14=10.77m3/s
Q15-16=28.97m3/s;
Q17=0.4Q1-2=8.276m3/s;
Q15-16=Q1-2+Q17;
7.5通风阻力计算
7.5.1容易时期矿井通风阻力的计算
方案一:
中央对角式布置
从矿体的通风图与开拓图可以看出:
回采第一个中段即-40m时,风流直接从主井进入阶段运输平巷,然后通过穿脉到达各个工作面,清洗工作面后通过上阶段的阶段运输巷道,最后进入回风井而排出地表。
从整个线路来看,在清洗离竖井最近的第一个回采工作面时,污风从1号回风井(西北翼)排出地表,通风线路是最短的,所以条通风线路为最容易通风线路。
根据通风阻力公式:
(7—10)
式中hf—巷道通风摩擦阻力,pa;
P—巷道通风断面的周边长,m;
S—巷道的通风断面,m2;
L—巷道长度,m;
α—巷道的通风摩擦阻力系数,N·s2/m4;
Q—通过巷道的风量,m3/s;
矿井通风容易时期的摩擦阻力分别见下表7—1:
表7—1
巷道各段序号
巷道名称
摩擦阻力系数
α
支护种类
井巷
长度
L(m)
周界
长度P(m)
净断面积S(m2)
风量
Q(m/s)
摩擦阻力
H(pa)
1—3
进风井(竖井)
0.050
浇灌混凝土
120
12.56
12.56
20.69
16.28
3—4
竖井石门
0.010
喷射混
泥土
172
9.08
5.66
6.25
3.36
4—5
-40m阶段
运输巷道
0.010
喷射混
泥土
32
9.08
5.66
2.5
0.10
5—6
采场
0.055
无支护
50
10
6.25
2.5
0.70
6—7
通风行人天井
0.058
无支护
38
8
4
2.5
1.72
7—8
回风巷道
(-10m阶段运输巷道)
0.010
喷射混
泥土
90
9.08
5.66
2.5
0.28
8—9
1号回风井
0.035
木支护
70
9.42
7.065
13.858
12.57
总计
35.02
方案二:
中央并列式布置
从矿体的通风图与开拓图可以看出:
回采第一个中段即-40m时,风流直接从主井进入阶段运输平巷,然后通过穿脉到达各个工作面,清洗工作面后通过上阶段的阶段运输巷道,最后进入回风井而排出地表。
从整个线路来看,在清洗离竖井最近的第一个回采工作面时,污风从中央回风井排出地表,通风线路是最短的,所以这段线路为通风最容易的。
矿井通风容易时期的摩擦阻力分别见下表7—2:
表7—2
巷道各段序号
巷道名称
摩擦阻力系数
α
支护种类
井巷
长度
L(m)
周界
长度P(m)
净断面积S(m2)
风量
Q(m/s)
摩擦阻力
H(pa)
1—3
进风井(竖井)
0.050
浇灌混凝土
120
12.56
12.56
20.69
16.28
3—4
竖井石门
0.010
喷射混
泥土
172
9.08
5.66
6.25
3.36
4—5
-40m阶段
运输巷道
0.010
喷射混
泥土
32
9.08
5.66
2.5
0.10
5—6
采场
0.055
无支护
50
10
6.25
2.5
0.70
6—7
通风行人天井
0.058
无支护
38
8
4
2.5
1.72
7—14
回风巷道
(-10m阶段运输巷道)
0.010
喷射混
泥土
82
9.08
5.66
2.5
0.26
14—15
回风平巷
0.010
喷射混
泥土
172
9.08
5.66
6.25
3.36
14—15
中央回风井
0.035
木支护
70
9.42
7.065
28.97
54.93
总计
80.72
7.5.2困难时期矿井通风阻力的计算
方案一:
中央对角式布置
从矿体的通风图与开拓图可以看出:
当回采-390中段时,风流直接从主井进入阶段运输平巷,然后通过穿脉到达各个工作面,清洗工作面后通过上阶段的阶段运输巷道,最后进入回风井而排出地表。
从整个线路来看,在清洗离离竖井最远回采工作面时,污风从2号回风井(东南翼)排出地表,通风线路是最长的,所以条通风线路为最困难通风线路。
根据通风阻力公式:
式中hf—巷道通风摩擦阻力,pa;
P—巷道通风断面的周边长,m;
S—巷道的通风断面,m2;
L—巷道长度,m;
α—巷道的通风摩擦阻力系数,N·s2/m4;
Q—通过巷道的风量,m3/s;
矿井通风困难时期的摩擦阻力分别见下表7—3:
表7—3
巷道各段序号
巷道名称
摩擦阻力系数
α
支护种类
井巷
长度
L(m)
周界
长度P(m)
净断面积S(m2)
风量
Q(m/s)
摩擦阻力
H(pa)
1—3
进风井(竖井)
0.050
浇灌混凝土
470
12.56
12.56
20.69
63.77
3—4
竖井石门
0.010
喷射混
泥土
172
9.08
5.66
10.77
9.99
4—13
-40m阶段
运输巷道
0.010
喷射混
泥土
10
9.08
5.66
6.01
0.18
13—14
采场
0.055
无支护
50
10
6.25
4.76
2.55
14—15
通风行人天井
0.058
无支护
38
8
4
4.76
6.24
15—16
回风巷道
(-10m阶段运输巷道)
0.010
喷射混
泥土
115
9.08
5.66
6.01
2.08
16—17
1号回风井
0.035
无支护
420
9.42
7.065
15.108
89.63
总计
174.44
方案二:
中央并列式布置
从矿体的通风图与开拓图可以看出:
当回采-390中段时,风流直接从主井进入阶段运输平巷,然后通过穿脉到达各个工作面,清洗工作面后通过上阶段的阶段运输巷道,最后进入回风井而排出地表。
从整个线路来看,在清洗离离竖井最远回采工作面时,污风从回风井排出地表,通风线路是最长的,所以条通风线路为最困难通风线路。
式中hf—巷道通风摩擦阻力,pa;
P—巷道通风断面的周边长,m;
S—巷道的通风断面,m2;
L—巷道长度,m;
α—巷道的通风摩擦阻力系数,N·s2/m4;
Q—通过巷道的风量
矿井通风困难时期的摩擦阻力分别见下表7—4:
表7—4
巷道各段序号
巷道名称
摩擦阻力系数
α
支护种类
井巷
长度
L(m)
周界
长度P(m)
净断面积S(m2)
风量
Q(m/s)
摩擦阻力
H(pa)
1—3
进风井(竖井)
0.050
浇灌混凝土
470
12.56
12.56
20.69
63.77
3—4
竖井石门
0.010
喷射混
泥土
172
9.08
5.66
10.77
9.99
4—5
-40m阶段
运输巷道
0.010
喷射混
泥土
10
9.08
5.66
6.01
0.18
5—6
采场
0.055
无支护
50
10
6.25
4.76
2.55
6—7
通风行人天井
0.058
无支护
38
8
4
4.76
6.24
7—14
回风巷道
(-10m阶段运输巷道)
0.010
喷射混
泥土
60
9.08
5.66
6.01
1.09
14—15
回风平巷
0.010
喷射混
泥土
172
9.08
5.66
10.77
9.99
14—15
中央回风井
0.035
木支护
420
9.42
7.065
28.97
329.56
总计
423.37
7.5.3矿井总通风阻力的计算
根据以上的计算结果,全矿的矿井总阻力还应考虑局部阻力,而局部阻力可认为是总摩擦阻力的20%,因此矿井总通风阻力计算如下:
方案一:
中央对角式布置
h容易=35.02×(1+20%)=42.03pa
h困难=174.44×(1+20%)=209.33pa
方案二:
中央并列式布置
h容易=80.72×(1+20%)=96.86pa
h困难=423.37×(1+20%)=508.04a
7.6自然风压计算
凤凰山铜矿区属亚热带季风气候,温和湿润,四季分明,最高气温达40.2℃,最低为-11.5℃,年平均气温16.2℃;最热月的平均气温为31℃,最冷月的平均气温为2.5℃。
(7—11)
式中:
Hn—矿井自然风压,Pa;
P0—井口大气气压,由于进出风井的地表高度只有80m,这里可选用标准大气压力代替井口大气压力,P0=101325Pa;
H—矿井深度,H=490m;
K—修正系数,当H≤100m时,K=1;当H>100m,可算出K=1+H/10000;因为H=490m,所以K=1.049;
T1、T2—进、出风井的平均绝对温度,℃。
1、容易时期(按最冷月份计算)
进风井井口气温:
=2.5℃;
进风井井底气温:
´=
=14℃
式中tc—矿区常年大气平均气温,tc=16.2℃;
Hj—进风井深度,Hj=120m;
Hc—矿区地层常温深度,一般为25~30m,这里取Hc=30m;
g—地热梯度,一般为45~50m/℃,这里取g=50m/℃;
回风井井口气温:
=
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- 第七 矿井 通风