通风能力核定概要.docx
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通风能力核定概要
第七节通风系统生产能力核定
一、通风概况
(一)通风方式
矿井采用对角式通风方式,抽出式通风方法。
(二)进回风井筒数量及风量
四条进风井,二条排风井。
立、付立井,东二斜井绞车道、11井二斜绞车道入风。
东风井和西风井(均是立井)回风,矿井总进量14766m3/min,矿井总回风量15458m3/min。
(三)矿井需要风量,总进风量,有效风量
矿井需要风量12850m3/min,总进风量14766m3/min,有效风量13343m3/min,有效风率为90.4%。
(四)矿井瓦斯等级,瓦斯和二氧化碳的绝对,相对涌出量。
2009年度矿井瓦斯监定结果确定为高瓦斯管理矿井,瓦斯绝对涌出量88.78m3/min,相对涌出量19.1m3/T,二氧化碳绝对涌出量8.59m3/min,相对涌出量1.89m3/T。
(五)主要通风设备及运行参数
东风井地面安装2台GAF26.6-15.8-1通风机,一台使用,一台备用,西风井地面安装两台GA26.6-15.8-1通风机,一台使用,一台备用,东西风井使用电机均1250KW,通风机出厂最大流量均为10000m3/min。
二、计算过程及结果
1、采煤工作面需要风量计算
该矿有3个采煤工作面,145综采队、准备队、140队。
(1)高瓦斯矿井按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算。
Q采=100q采·KCH4(m3/min)
Q145综=100×8.9×1.2=1068(m3/min)
Q140普采=100×4.0×1.2=480(m3/min)
Q准备队采=100q采·KCH4
=100×6.7×1.2=804(m3/min)
(2)按工作面温度计算
Q采=60×V采×S采
式中:
V采——回采工作面适宜风速(m/s)不小于1.0m
S采——回采工作面平均有效断面
Q145综采=60×1.2×14.25=1026(m3/min)
Q140普采=60×1.0×8.28=497(m3/min)
Q准=60×1.2×12.88=927(m3/min)
(3)按风速进行验算
60×0.25S Q145综采=(60×0.25×14.25)<1248<(60×4×14.25)(m3/min) Q140普采=(60×0.25×8.28)<497(60×4×8.28)(m3/min) Q145准=(60×0.25×12.88)<927<(60×4×12.88)(m3/min) 全矿采煤工作面需要风量合计; ∑Q采=Q145综采+Q140+Q准 =1068+497+927=2492(m3/min) (4)备用采煤工作面风量: ∑Q备≥ Q采 该矿145综采和140普采各一个采煤备用工作面。 ∑Q备=Q145+Q140/2 =534+248=782m3/min 2、掘进工作面需要风量计算 该矿井14个掘进工作面按局部通风机型号分类进行计算。 因各掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.1m3/min-1.28m3/min,在此不予计算。 ①按局部通风机吸入风量计算: 使用用2BKJNO5.6/22局扇,11×2KW,5个工作面,其中: 半煤1个,岩巷3个,局部通风机额定风量200-400m3/min,实测每台平均吸入风量为260m3/min。 岩巷每台需供风量: Q岩=Q吸+60×0.15Sm3/min =260+60×0.15×9 =341(m3/min) Q煤=Q吸+60×0.25×Sm3/min =260+60×0.25×6.0 =350(m3/min) ∑Q11KW×2=341×2+350×3=682+1400 =1732(m3/min) ②使用2BKJNO6.0/3015KW×2,4个工作面,4个半煤。 局部通风机额定风量260-447m3/min,实测每台平均吸入风量为360m3/min。 每台15KW×2需要供风量: Q15KW×2=Q吸+60×0.25×S(m3/min) =360+60×0.25×6.0 =450(m3/min) ∑Q15KW×2=450×4 =1800(m3/min) ③使用2BKJNO6.0/3718.5KW×2,3个工作面,全岩。 局部通风机额定风量250-500m3/min,实测每台吸入风量为380m3/min。 一台需要供风量: Q30KW×2=Q吸+60×0.25×S(m3/min) =360+60×0.25×10 =510(m3/min)Q30KW×2=510×3=1530(m3/min) ④使用2BKJNO6.3/6030KW×2,1个工作面,半煤。 局部通风机额定风量260-630m3/min,实测每台平均吸入风量为510m3/min。 一台需要供风量: Q45KW×2=Q吸+60×0.25×S(m3/min) =510+60×0.25×8=630m3/min 全矿按局部通风机计算风量合计: ∑Q掘=∑Q11KW×2+∑Q15KW×2+∑Q30KW×2 =1391+1800+1530+630=5351m3/min (2)、按风速进行验算 ①使用2BKJNO5.6/2211KW×2,通风机供风的工作面。 岩巷最低风速: 341>60×0.15×S=9×9=81m3/min 煤巷最低风速: 350>60×0.25×S=15×6.0=90m3/min ②使用2BKJNO6.0/6015KW×2供风的工作面。 岩巷最低风速: 450>60×0.15×S=9×9=81m3/min 煤巷最低风速: 450>60×0.25×S=15×9=135m3/min ③使用2BKJNO 6.0/3718.5KW×2供风的工作面 岩巷最低风速: 510>60×0.15×S=9×9=81m3/min 煤巷最低风速: 510>60×0.25×S=15×9=135m3/min 使用2BKJNO6.3/6030KW×2供风的工作面 ④岩巷最低风速: 630>60×0.15×S=9×6=54m3/min 煤巷最低风速: 630>60×0.25×S=15×6=90m3/min (3)、峒室需要风量计算 东一压风机室供风100m3/min,风速0.2m/s,温度22oC,沼气0%,西二压风机室供风60m3/min,温度23oC,沼气0%。 中部变电所供风120m3/min,温度26oC,沼气0%。 东一变电所供风60m3/min,温度18oC,沼气0%。 西二变电所供风60m3/min,温度18oC,沼气0%。 东三绞车室供风60m3/min,温度18oC,沼气0%。 东一绞车室供风80m3/min,温度18oC,沼气0%。 东三压风机室供风100m3/min,风速0.2m/s,温度22oC,中部区火药库供风105m3/min,风速0.2m/s,温度22oC。 ∑Q硐=Q东一压+Q西二压+Q中变+Q西二变+Q东一变+Q东三绞+Q东一绞+Q东三压+Q中火药库 =200+60+120+60+60+60+80+100+105 =745(m3/min) 4、其它用风地点 (1)中部采区: 25#层一台皮带道,巷道断面为8米2,该巷道无瓦斯涌出,故该巷道需风量为100m3/min。 (2)25#层绞车风窗,巷道无瓦斯涌出,配风量60m3/min,回风流中温度20o。 故该绞车需风量为60m3/min。 二采区: (1)3#层一台皮带道,巷道断面8米2,无瓦斯涌出需风量为120m3/min。 (2)25#层一台皮带道,巷道断面积7.5米2无瓦斯涌出,需风量为80m3/min。 (3)24#层绞车风窗,无瓦斯涌出,配风风量40m3/min时回风温度21o。 (4)装车站风窗,无瓦斯涌出,需风量60m3/min,配风量60m3/min时回风温度21o。 东三采区: -170溜煤眼,无瓦斯涌出,配风风量95m3/min时回风温度21o。 Q其=100+60+120+80+40+60+95 =555m3/min Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)·K(m3/min) =(2833+5351+745+875+555)×1.15 =10359×1.15=11912(m3/min) 式中: ∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和 ∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和 ∑Q硐——硐室实际需要风量的总和 ∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和 ∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其 他巷道需风量的总和,m3/min。 K——矿井通风需风系数(抽出式K取1.15-1.20, 压入式K1.25-1.30)。 各用风地点需要风量表 用风地点名称 需要风量(m3/min) 备注 145综采队 1068 采煤 140普采队 497 采煤 准备队 927 采煤 601 350 掘进 603 350 掘进 605 630 掘进 607 341 掘进 702 341 掘进 706 450 掘进 803 450 掘进 805 450 掘进 806 450 掘进 806乙 341 掘进 建井8队 510 掘进 建井11队 510 掘进 建井28队 510 掘进 东一压风峒室 100 峒室 西压风峒室 60 峒室 中央变电峒室 120 峒室 西二变电峒室 60 峒室 东一变电峒室 60 峒室 东三绞车峒室 60 峒室 东一绞车峒室 80 峒室 东三压风峒室 100 峒室 中央火药库 105 峒室 其它各用风地点 555 其它 东三压风峒室 100 峒室 中央火药库 105 峒室 其它各用风地点 555 其它 7处 三、矿井通风能力计算 本矿属高瓦斯矿井,采用公式=计算 1、公式(较适用于高瓦斯,突出矿井和有冲击地压的矿井) A= A=330×14766/0.0926×104×13.4×1.51 =4872780/34529=261万吨/年 式中: Q进—矿井总进风量m3/min; 0.0926—总回风巷按瓦斯不超0.75%为单位分钟 的常数; q相—瓦斯相对涌出量,m3/t; ∑K—综合系数 ∑K=K产×K瓦×K备×K主扇 =1.1×1.2×1.05×1.09=1.51 2、方法二: 由里向外核定通风能力,全矿现有一综一高,一个准备面,11个掘进工作面,9个硐室,矿井需要风量12850m3/min;矿井总入风量14766m3/min,矿井总入风量大于矿井需要风量。 矿井通风能力,能够满足生产需要。 矿井3号煤层工作面厚度平均4米,4#煤导平均厚度1.0米。 根据2005-2009年掘进煤量占回采煤量统计,掘进煤量占回采煤量10%。 由里向外计算矿井产量为: A= A3采+A4采+(A3采+A4采)×10%= L×t3煤×P3煤×n3煤+t4煤×P4煤×n4煤+(L×t3煤×P3煤×n3煤+L×t4煤×P4煤×n4煤)×10% =(240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1)+(240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1)×10% =266(万t/a) 式中: L——工作面平均长;L3煤=240米;L4米=120米 t——工作面年推进度 t3煤=330d×2.7m/d=891m t4煤=330d×4.5m/d=1485m P——煤层生产能力 P3煤=6.1t/m2 P4煤=1.5t/m2 n——回采工作面个数;n3煤=2个(包括准备面一个) n4煤=1个 A采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量,万t/a; A掘j——第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尽换算成煤的产量,万t/a; 矿井通风能力核定采用两种方法,方法一是总体核算法核定矿井通风能力261万吨/年;方法二是由里向外核算法核定矿井通风能力为261万吨/年,经矿井通风能力验证综合考虑,确定本矿井核定通风能力为261万吨/年。 四、矿井通风能力验证 通风机性能、通风网络、用风地点的有效风量和矿井稀释瓦斯的能力进行验证。 1、通风机性能验证: 该矿井主要通风机出厂性能测定最大排风能力为10000m3/min,通风机的合理工况点范围为9000-6000m3/min,东风井通风机排风量6800m3/min,西风井通风机排风8646m3/min,均在合理工况范围内,安全稳定。 矿井风量、风速、温度符合《煤矿安全规程》要求,请参看矿井用风地点有效风量验证表。 2、矿井通风网络验证 该矿井二采区3号层,145综采煤工作面通风网络最长,工作面风量1200m3/min,风量充足,工作面温度20oC温度适宜。 工作面回风瓦斯为0.5%,符合规程规定。 矿井进入风巷道状况良好,无严重失修巷道。 3、用风地点有效风量验证 该矿井总入风14766m3/min,有效风量13343m3/min,矿井需要风量为12850m3/min,各用风地点需要风量之和11912m3/min,矿井总入风量和有效风量均大于矿井需要风量,大于各用风地点之和,风量满足需要,工作地点瓦斯含量符合规定。 4、矿井稀释瓦斯的能力验证: 该矿为高瓦斯矿井,矿井瓦斯相对涌出量19.1m3/min,绝对瓦斯涌出量为88.78m3/min,无突出,采掘工作面瓦斯含量为0.2-0.6m3/min,总排瓦斯量低于0.75m3/min,符合《煤矿安全规程》规定。 五、确定矿井通风系统核定能力 通过计算和验证,按方法一,公式二计算,矿井通风能力为264万吨/年,按方法二,由里向外核算通风系统能力为266万吨/年,最终结论为261万吨/年。 第十节安全程度、其它系统(环节)检查 二、其它系统(环节)核查 1、监测监控系统 该矿安装了KJ333型瓦斯监控系统,井下分站34台,探头62台。 2、井下压风系统 井下安装8台4L-20/8型压风机,主管6〞2000mm4〞6000mm。 3、井下通风系统 矿调度安装一台交换机,井下各场所都安装了防爆电话38台,通过固定电话井上下联系。 4、防尘系统 全矿静压水池4处容量1200m3,主输水管4〞2500mm,主管2〞12300mm。 5、瓦斯抽放系统 地面安装3台2BF3420-2BV4型水环真空瓦斯抽排泵,井下安设6台,YD型移动水环真空泵。 第一节各生产环节主要问题 1、掘进工作面风量实测个别与报告不符。 2、监测探头安设位置个别不符合规定。 第二节建议和整改措施 1、应按规定进行测风,如实上报。 2、按要求地点安设并及时前挪。
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