矿井通风设计
《矿井通风设计》说明书
设计名称: 晓南矿26采区巷道布置
及通风系统设计
姓 名: 刘国洋
学 号: 2013441214
专业班级: 2013级采矿工程2班
指导教师: 黄 旭
评阅成绩:
能源工程学院采矿工程教研室
二〇一六年六月
摘要
采矿工业是我国的基础工业,它在整个国民经济中占有重要地位,煤炭是我国一次能源的主体。我国煤炭生产以井下开采为主,其产量占煤炭总产量的95%。而地下作业首先面临的是通风问题,在矿井生产过程中要有源源不断的新鲜空气送到井下各个作业地点,以供人员呼吸,以稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘,创造良好的矿内环境,保障井下作业人员的身体健康和劳动安全。向井下供应新鲜的空气和良好的供风系统是分不开的,所以在矿井建设的过程中一定要设计优良的通风系统,这样不仅可以满足井下供风的要求,还能很好的节约矿井通风的费用。 本文是针对矿井的建设,提出了行之有效的通风系统,在采区采用轨道上山进新风,运输上山回污风的通风方法,并起在工作面采用上行通风。分别计算了通风容易时期和通风困难时期的风量和风压,并以此为基础选用了矿井主要通风机和电机,设计的通风系统满足了矿井通风的要求。
Abstract
The mining industry is the basic industry of our country. It plays an important role in the whole national economy. The main body of the primary energy is the coal in our country. Coal production in China is mainly based on underground mining, and its output accounts for 95% of the total output of coal. And the first problem of underground work is ventilation.In mine production process,there is a steady stream of fresh air which is supplied to the mine shaft to each work place ,and for staff to breathe, to dilute and remove varieties of toxic and harmful gases and dust, creating good mine environment, ensuring the labor safety and health of the underground staffs.Supplying fresh air to the underground and good air supply system is inseparable, so ventilation systemin must be excellent designed in the process of mine construction, which can not only meets the requirement of underground air supply, but also can save the costs of mine ventilation. This article is for the construction of the mine, and puts forward the effective ventilation system, by the means of transporting in the fresh air by track, transporting out the polluted air ventilation method, and in the face of the uplink ventilation. And calculating the air volume and wind pressure in the difficult period of ventilation and in the easy period of ventilation.And based on this,we selected the main mine ventilator and motor. The ventilation system which was I designed meets the requirements of mine ventilation.
目录
1采区概况 ........................................................................................................................................................... 1
1.1 采区的基本情况 .......................................................................................................................................... 1
1.2 计算储量、服务年限 .................................................................................................................................. 1
2采区巷道布置 ................................................................................................................................................... 2
2.1 采区情况介绍 .............................................................................................................................................. 2
2.2 巷道布置说明 .............................................................................................................................................. 2
2.3巷道掘进顺序 ............................................................................................................................................... 3
2.4采区内生产系统 ........................................................................................................................................... 3
2.5 巷道断面选取 .............................................................................................................................................. 5
2.6 采区实际回采率 .......................................................................................................................................... 6
2.7采煤工作面接替图表 ................................................................................................................................... 7
3 回采工艺设计 .................................................................................................................................................. 7
3.1 采煤方法的选择 .......................................................................................................................................... 7
3.2 采煤设备的选择 .......................................................................................................................................... 7
3.3综合机械化回采工艺 ................................................................................................................................. 10
3.3.1.工作面回采工艺 .................................................................................................................................... 10
3.3.2 工作面循环作业 .................................................................................................................... 12
3.3.4综采工作面设备布置和剖面图 ............................................................................................. 14
4.计算和分配采区总风量 .............................................................................................................................. 14
4.1通风系统的选择 ......................................................................................................................................... 14
4.2 分配采区总风量依据 ................................................................................................................................ 14
4.3风量计算 ..................................................................................................................................................... 16
4.3.1 按采煤、掘进、硐室及维护巷道需风量的计算 ................................................................................ 16
4.3.2 采区总需风量的计算 ............................................................................................................................ 20
4.3.3 分配采区总风量 .................................................................................................................................... 20
4.4 风量分配 .................................................................................................................................................... 21
4.5通风阻力计算 ............................................................................................................................................. 21
5.掘进工艺 ........................................................................................................................................................ 22
5.1掘进通风方法 ............................................................................................................................................. 22
5.2 掘进通风设备的选择 ................................................................................................................................ 22
5.2.1风筒选择 ................................................................................................................................................. 22
5.2.2局扇选择 ................................................................................................................................. 23
参考文献 ............................................................................................................................................................ 25
陇东学院能源工程学院采矿工程专业矿井通风课程设计
正文
1采区概况
1.1 采区的基本情况
本采区为晓南矿26采区,煤层号14#,煤层数为1层,煤层厚度2.45m~2.60m;平均厚度2.6m;煤层倾角8.03°~12.8°,平均9.3°;煤层顶板为砂岩;瓦斯相对涌出量为7.8m3/t;年产量150万t/a。
1.2 计算储量、服务年限
依据《煤矿安全规程》,为了防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出的影响以及避免顶板事故的发生,在采区上边界大断层留30m保护煤柱、左境界留30m保护煤柱,采区下边界、右边界各留15m保护煤柱。
⑴ 煤层倾角
平均厚度9.3
⑵ 区走向长度
L1=1418m
⑶ 区倾斜长度
1520m/cos9.3°=1567m
⑷采区工业储量
ZC=l1×l2×m×γ=
式中:ZC___采区工业储量t;
l1___采区走向长度m;
l2___采区倾斜长度m;
m___煤层厚度,m;
刘国洋2013441214
γ___煤容重
⑸煤柱损失 ;
永久煤柱损失按工业储量的5%计算:
P=Zc×5%=808.8×5%=40.44万t
⑹可采储量
0.75≈576.3万t ZK=(808.8-40.44)×
⑺服务年限 T=ZK576.3=≈3a AK1501.3
式中;K——采区储量备用系数,K=1.2~1.3,取1.3;
A——矿井生产能力,t/a;
2采区巷道布置
2.1 采区情况介绍
该采区煤层为14#煤层,单煤层,煤层厚度为2.6m,属厚煤层;煤层顶板为砂岩。采区内煤层赋存稳定,地质构造简单,右上部边界和左下部边界附近各有一较大断层,煤层平均倾角为9.3°,属近水平煤层。煤层相对瓦斯涌出量为7.8m3/t,绝对瓦斯涌出量为20.68m3/min,井田瓦斯含量较高,属高瓦斯矿井,煤层自燃发火期1~3个月,有自燃发火危险。
采区走向长度为1418m,倾斜长度为1567m;工作面平均走向长度为1396.2m,工作面平均倾斜长度为243.8m;采区工业储量为808.8万t,永久煤柱损失40.44万t,可采储量576万t;采区设计生产能力为150万t/a,设计服务年限3年。
2.2 巷道布置说明
该采区采用走向长壁采煤法。采区内分5个,条带间煤柱宽15m,在采区上边界大断层留30m保护煤柱、左境界留30m保护煤柱,下边界、右边界各留15m保护煤柱。
由于采区是单一厚煤层地质条件相对简单,煤层倾角9.3°,高瓦斯矿井,采用采区式开拓。地质构造简单,瓦斯涌出量大,煤层顶底板岩石坚硬,选择单一煤层走向长壁开采。
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采区运输大巷、轨道大巷沿倾向布置在煤层底板下,采区回风大巷沿走向布置在采区煤顶板层上。在煤层中沿着煤层走向布置两条煤巷,分别为工作面运输巷道和回风巷道。该采区煤层划分成5个区段。工作面运输巷道还兼辅助通风,下一区段的工作面回风巷道作为上一区段的进风、进材料;工作面运输巷道在区段下部边界与主要运输大巷连接处设置一个带区煤仓;在轨道上山与工作面回风连接处设置绞车房。
区段内采用单拉工作面,两个回采工作面,采用俯斜式进行回采,工作面长度为1396.2m。在每个区段内沿煤层走向方向掘进工作面运输巷道和回风巷道,沿煤层倾向方向开掘开切眼,即可进行回采,每个工作面平均宽度为243.8m。
2.3巷道掘进顺序
在采区范围的中间,在采区运输石门1接近煤层处,开掘采区下部车场3。由下部车场向上,沿煤层分别开掘轨道上山4和运输上山5,两条上山相距30m,至采区上部边界后,以采区上部车场6与采区石门2连通,形成通风系统。此后,为了准备出第一区段的采煤工作面,在上山附近第一区段掘进风斜巷7,并用双巷道掘进的方法掘进两翼的第二区段回风巷8和第一区段运输巷9,其倾斜间距一般为8~15m即为区段煤柱。回风巷8和超前运输巷9约100~150m掘进,沿走向每隔80~100m掘联络巷11沟通两巷,回风巷8和运输巷9掘到采区边界后再掘出开切眼。与此同时,在采区上部边界,从上部车场6向两翼开掘第一区段回风巷10。还要掘采区煤仓12,变电所13,绞车房14。
当掘完上述巷道和硐室,并安装好各种设备之后,便投入生产。第一区段采煤结束之前,应及时开掘第二区段的工作面运输巷、回风巷和开切眼,并将必要的设备安装完毕,以便保证采煤工作面的正常接续。
2.4采区内生产系统
1:采区运输石门 2:采区回风石门 3:采区下部车场 4:轨道上山 5:运输上山 6:上部车场 7;7、:进风斜巷 8;8、:区段回风巷 9;9、:区段运输巷 10:区段回风巷 11:联络巷12:采区煤仓13:采取变电所14:绞车房。
(1)运煤系统:
刘国洋2013441214
在运输上山和运输巷内均铺设有刮板输送机。其运煤路线为:工作面运输的煤炭,经运输巷、运输上山到采区煤仓上口,通过采区煤仓在采区运输石门装车外运。
最下一个区段工作面运出的煤,则由区段运输巷至运输上山,在运输上山铺设1台短刮板输送机,向上运至煤仓上口。
(2)通风系统:
采煤工作面所需的新鲜风流,从采区运输石门进入,经下部车场、轨道上山、进风斜巷7,分成两翼经平巷8、联络眼11,运输巷9到达工作面。从工作面出来的污风,经回风巷10,右翼直接进入采区回风石门,左翼侧需经车场6进入采区回风石门。
掘进工作面所需要的新鲜风流,从轨道上山经回风斜巷7、分成两翼送至平巷8、。在平巷内由抽出式通风机协助,污风流则由运输巷9、经运输上山回入采区回风石门。
采区绞车房和变电所所需要的新鲜风湿由轨道上山直接供给的。采区绞车房的回风是经联络小巷处的调节风窗回入采区回风石门;变电所的是经运输上山进入回风石门煤仓不通风,煤仓上口、上山刮板输送机机头硐室的新风直接由石门1通过联络巷中的调节风窗供给。
为了使风流能按上述路线流通,在相应地点设置风门。
(3)材料及设备运输系统:
物料自下部车场3,经轨道上山到上部车场6,然后经回风巷10送至采煤工作面。区段回风巷8和运输巷9所需要的物料设备,自轨道上山4经进风斜巷7送入。
(4)排矸系统:
掘进巷道时所出的煤和矸石,利用矿车从各平巷运出,经轨道上山运至下部车场。
(5)供电系统
高压电缆由井底中央变电所,经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所。经降压后的低压电由低压电缆分别引向回采和掘进工作面附近的配电点,以及上山输送机、绞车房等用电地点。
(6)排水系统
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在运输巷、回风巷、联络巷等各条巷道中布置水槽,由于本设计采用“低布高采”的巷道布置方式,使水依靠自重在水槽中流动,最终流入水仓。 (7)压气和安全用水系统
掘进岩巷是所需的压气,采掘工作面、输送机转载点所需的防尘喷雾用水,分别由地面(或井下)压气机房和地面储水池(或井下小水泵)以专用管道送至采区用气用水地点。
2.5 巷道断面选取
根据采区地质条件及所选的采煤方法,本着矿井生产系统简单,运输环节少的原则布置采区巷道,并保证矿井通风系统合理、可靠,巷道断面规格能够满足运输、通风、行人的需要。
采区按煤层赋存和分布及开采需要,运输上山、轨道上山布置在岩层中,煤层布置工作面运输巷、回风巷,回采巷道根据矿井边界垂直于带区巷道布置。本采区布置两条上山,由西向东依次为轨道上山、运输上山,轨道上山与运输上山间净煤柱30m。
随着锚喷支护的推广,采用拱形断面拱部成形好,施工方便,利用率高;梯形断面能够使顶板暴露面积少,可减少顶压,能承受较大的侧压。采区轨道上山、运输上山、辅助运输上山采用半圆拱形断面,锚喷支护;工作面运输巷道和回风巷道采用梯形断面,锚锁支护。
其中,采区运输大巷采用带式输送机运输煤炭,轨道大巷采用无极绳绞车运输设备和材料;工作面运输巷道采用带式输送机运输,为单输送机道;工作面回风巷道利用1.5t矿车运输材料和设备,为单轨巷道。巷道断面及其技术参数如下:
(1)轨道上山、运输上山、辅助运输上山
设计掘进断面积15.18 m2,净断面积14.73m2,净周长12.19m;设计掘进宽度B=4.4m,高度H=3.5m,喷射厚度T=50mm;锚杆型式为钢筋砂浆,外露长度50mm,排列方式为矩形,间排距为800mm,锚深1600mm,锚杆直径14mm,锚锁长度3800mm,巷道断面图如图2-1。
刘国洋2013441214
图2-2 运输、轨道上山断面示意图
(2)工作面运输巷、回风巷、联络巷
设计掘进断面积9.87m2,净断面积9.36 m2,净周长11.4m;设计掘进底板宽度B=4000m,顶板宽度B=3800m,高度H=2400m;锚杆型式为钢筋砂浆,外露长度50mm,排列方式为矩形,间排距为800mm,锚深1600mm,锚杆直径14mm,锚锁长度3800mm。
'
图2-2 工作面运输巷、回风巷断面示意图
2.6 采区实际回采率
ZK=ZC-P=808.8-40.44=768.36万t
式中:ZK___可采储量,万t;
ZC___工业储量,万t; P___永久煤柱损失,万t
停采线界限内保护煤柱损失P4=20×1567×2.6×1.4/cos9.3°≈11.8万t 区段间保护煤柱P5=7×1418×15×2.6 ×1.4/cos9.3°≈39.91万t 上山保护煤柱损失P6=90×1360×2.6×1.4/cos9.3°≈17.67万t 因此暂时煤柱P总=69.38万t
工作面损失:P面=(808.8-40.44-69.38)×7%=48.93万t
808.840.4469.3848.93
因此采区实际回采率C×100%=80.6%
808.8
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式中:C___采区实际采出率;
Zc___工业储量,万t; P___永久煤柱损失,万t; P面___工作面损失,万t; P总___暂时煤柱,万t;
2.7采煤工作面接替图表
工作面倾斜长度为1567m,每天割煤3.2m,一年工作276天,每个工作面需要490天才能采完结束。工作面接替为从采区边界右边142601工作面逐渐向左边开采,一直开采到142601工作面结束。
3 回采工艺设计
3.1 采煤方法的选择
由于煤层倾角为9.3°,属于缓倾斜煤层,因而采用单一走向长壁采煤法,推进方向为走向方向。采用走向长壁采煤法具有以下特点:
采煤工作面呈倾斜布置,沿走向推进,上下回采巷道基本上是水平布置。 其特点
⑴工作面较长。
⑵在采煤工作面两端至少有一条回采巷道用于通风和运输 。 ⑶采落的煤沿平行于采煤工作面煤壁的方向运出工作面 。 ⑷随着工作面的推进能及时有计划的处理采空区。
综采采煤法的优点:高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小。
3.2 采煤设备的选择
根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择成套的采煤设备。
采煤机型号为:MG300W1,液压支架的型号为:ZY3500/23/45型支撑掩护式,单体液压支柱型号为:DW35—180/100X,工作面刮板输送机型号为:SGZ764/500中双链挂板输送机,刮板转载机型号为:SZB-764/132,工作面运输巷道用SSJ-1000/2×160型伸缩带式输送机,破碎机型号为PEM1000×650Ⅱ。 (1)、采煤机型号为:MG300W1,其主要参数如表3-1所示:
刘国洋2013441214
表3-1 MG300W1型电牵引采煤机技术参数表
所示:
表3-2 ZY3500/23/45型支撑掩护式液压支架技术参数表
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(4)、工作面刮板输送机型号为:SGZ764/500,其主要参数如表3-4所示:
表3-4工作面刮板输送机型号参数表
(5)、转载机型号为:SZZ-764/132,其主要参数如表3-5所示:
表3-5转载机型号参数表
(6)、伸缩带式输送机型号:SSD800/90(GSP1040/800),其主要参数如表3-6所示:
刘国洋2013441214
表3-6带式输送机型号参数表
(7)、破碎机型号为:PEM1000×650Ⅱ,其主要参数如表3-7所示:
表3-7破碎机型号参数表
3.3综合机械化回采工艺
3.3.1.工作面回采工艺
工作面采煤机截深为0.8m,双向割煤。
循环作业流程为:采煤机割煤 拉后部输送机、移架 推移前部输送机 机组端头斜切进刀。
采用端头斜切进刀,双向割煤,往返一次割两刀,滞后采煤机后滚筒3-5m移架, 追机作业,滞后移架3-5m推移前部输送机,输送机弯曲段长度15-20m,推移步距0.8m。
(1)、双滚筒的位置和转向
面向煤壁站在综采工作面时,采煤机的右滚筒为右螺旋,割煤时顺时针旋转;左滚筒为左螺旋,割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时,一般其前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤。滚筒的转向和位置示意图如图3-1所示,滚筒切煤示意图如3-2所示
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图3-1 滚筒的转向和位置示意图
A-A
A-A
图3-2 滚筒切煤示意图
(2)、割煤方式
考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素,采用穿梭割煤,往返一次进两刀 (3)、进刀方式双滚筒采煤机端部斜切进刀,割三角煤。进刀过程如下:
①当采煤机割至工作面端头时,其后放一定距离以外的输送机槽已移近煤壁,前后滚筒间尚留有一段底煤;
②调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割人煤壁,直至输送机直线段为止,然后将输送机移直;
③再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处,机身处留有一段底煤; ④再次调换滚筒的上下位置,采煤机上行,将机身下的底煤割掉,煤壁割直后,上行正常割煤。
(4)移架方式
支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多。
(5)支护方式
针对综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序,采用及时支护方式。
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采煤机割煤后,支架依次前移、支护顶板,输送机随移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深。推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、运料和通风。由于煤层倾角的影响,须在煤壁侧加一定高度(200mm)的挡煤板。
综采工作面支护方式:采取掩护式液压支架进行支护。 端头支护方式:用ZY3500/23/45型液压支架进行端头支护。
超前支护方式:工作面运输巷超前20m加强支护,用DW35—180/100X型单体液压支柱配合金属铰接梁支护巷道的两帮,柱距均为1m;回风巷超前20m加强维护,只在巷道中间支设一排DW35—180/100X型单体液压支柱。
3.3.2 工作面循环作业
1.采区的设计生产能力为150万t/a; 平均工作日产量为
1500000
=3808.1t。 276
m
l=
式中:Lt—日推进量; Nc—日产量; l—工作面长度; m—煤层厚度; γ—容重;
c—工作面回采率。
滚筒截深为0.8m,进刀数=3.99÷0.8一刀割煤量:276×2.6×1.4×0.8一天产量:763.5×5=3817.5t 实际年产量:276×3817.5 =172.5万t 服务年限为T=
99取5刀。
=763.5t
ZK576.3
==2.57a AK172.51.3
2.回采工作面循环作业图表
回采工作面配备三个班进行开采,其中两个半开采班,半个准备及检修班。具体回采
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工作面循环图表见图3-3所示
3.3.3 劳动组织形式
劳动组织形式为分段作业形式;
工作面采用“三八”工作制,每日3班,两个半班生产、半个班准备及检修作业方式,每班工作8h,每个生产班割煤2刀。如表3-4所示:
表3-4 劳动作业形式图表
采煤机司机 电工 泵站工 转载机司机 输送机司机 支架工 胶带机司机 运料工 材料员 班长 其他 合计
3 1 1 1 1 8 1 2 1 1 1 21
3 1 1 1 1 8 1 2 1 1 1 21
2 6 1 1 1 4 1 2 1 1 1 21
8 8 3 3 3 20 3 6 3 3 3 63
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3.3.4综采工作面设备布置和剖面图
图3-4 142602工作面设备布置图
1—采煤机;2—刮板输送机;3—液压支架;4—下端头支架;5—上端头支架;6—转载机;7—可伸缩胶带输送机;8—配电箱;9—乳化液泵站;10—设备列车;11—移动变电站;12—喷雾泵站;13—液压安全绞车;14—集中控制台。
4.计算和分配采区总风量
4.1通风系统的选择
回采工作面进风巷与回风巷的布置有U、Z、Y双Z和W等形式。这些形式都是U形的变形,是为了加大工作面长度、增加工作面供风量、改善工作面气候条件,预防采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。
Z形通风系统要求在采空区维护一条回风巷,工作面回风流经回风巷时,采空区的漏风可将其中的瓦斯排至回风道,但采空区巷道的维护量较大;Y形通风系统要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好,而且在回采期间始终维护,故采区巷道的掘进和维护费用较大;在相同的地质条件下,W形工作面的供风量要比U、Y形增加一倍,采面产量显著提高,但巷道维护在采空区,漏风大,有效风量率低且易于自然发火;U形后退式具有采空区漏风小的优点,但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯,影响工作面的安全生产。
综上所述本设计采用U形后退式通风系统,另外利用导风设施(导风板、风帘等)或利用采空区的风眼回风等来解决上隅角附近易于积存瓦斯问题。
4.2 分配采区总风量依据
(1)关于井下空气成分浓度要求的规定
采掘工作面的进风流中,氧气浓度≥20%,二氧化碳浓度≤0.5%;有害气体的浓度不
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超过表4-1规定(矿井中所有气体的浓度均按体积浓度的百分比计算)。
(2)关于最高风速和最低风速的规定井巷中的风流速度应符合表4-1要求。
表4-1 矿井有害气体最高允许浓度
气体名称
CH4 CO
NO2
SO2
H2S
NH3 最高允许浓度/% 0.5 0.0024 0.00025 0.0005 0.00066 0.004
表4-2 井巷中的允许风流速度
井巷名称
无提升设备的风井和井筒
专为升降物料的井筒
风桥
升降人员和物料的井筒
主要进、回风巷
架线电机车巷道
运输机巷,采区进、回风巷
采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷
掘进中的岩巷
其他通风行人巷道 允许风速/m·s 最低 最高 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15 15 12 10 8 8 8 6 4 4 -1(3)关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定
进风井口以下的空气温度(干球温度,下同)必须在2℃以上;生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃,机电设备硐室的空气温度不得超过30℃;采掘工作面的空气温度超过30℃,机电设备硐室的空气温度超过34℃时,必须停止作业;
(4)关于空气中粉尘浓度的规定含二氧化硅10%以上时,浮尘浓度≤2mg/m3;含二氧化硅10%以上时,浮尘浓度≤10 mg/m3。
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4.3风量计算
生产采区需要风量按各采煤、掘进工作面,硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
Q采区≥(∑Qai +∑Qbi +∑Qci+∑Q被)×KWZ m3/min
式中:∑Qai——采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min;
∑Qbi——掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min;
∑Qci——其他风量的总和 ,m3/min;
包括采区漏风和配风不均匀等因素,该值应从实测和统KWZ——采区风量备用系数,
计中求得,一般可取1.2~1.25,在此采区中近似为1.2。
4.3.1 按采煤、掘进、硐室及维护巷道需风量的计算
(1)回采工作面所需风量的计算
A.按瓦斯涌出量计算
首先计算该采区的平均绝对涌出量:
采区相对瓦斯涌出量为7.8m3/t,日产煤量为3818.1t/d,则该采区绝对瓦斯涌出量
7.8)÷24÷60=20.68 m3/min qgai=(3818.1×
由于瓦斯涌出量较高,故采用边采边抽的方法,提前对瓦斯进行抽采,按抽采率70%抽采,抽采后的平均绝对瓦斯涌出量为:
'qgaiqgai170%6.2044m3/min
按回采工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。即
'Qai100qgaiKai
1.4868.62m3/min 1006.2044
式中:Qai——回采工作面需要风量,m3/min;
qgai——回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,m3/min;
Kai——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.2~2.1。
B.按工作面温度选择适宜的风速计算
回采工作面应有良好的气候条件,其气温与风速的关系[2]应符合表4-3的要求。
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表4-3 回采工作面气温与风速的关系
回采工作面的空气温度/℃
<15 15~18
18~20
20~23
23~26 回采工作面的风速Vai/m·s 0.3~0.5 0.5~0.8 0.8~1.0 1.0~1.5 1.2~1.8 -1取回采工作面的空气温度为20~23℃,对应的风速取1.5m/s。因此,回采工作面所需风量为
Qai60VaiSai
=60×1.5×3.3×(2.6—0.3)=683.1 m3/min
式中:Vai——回采工作面的风速,m/s;
Sai——回采工作面的平均断面积,Sai =3.3(M—0.3),m2;
M——煤层开采厚度,m。
C.按回采工作面同时工作人数计算
Qai4Nai
463=252 m3/min
式中:Nai——回采工作面同时工作的最多人数,Nai=63人;
4——以人数为单位的供风标准,即每人每分钟供给4 m3的风量。
D.按炸药量计算
Q采=25×A ,m3/min
=25×3.8
=95 m3/min
式中:25——以炸药量为计算单位的供风标准,即为每公斤炸药爆破以后,需要供给的风量。
A——采煤工作面一次爆破所使用的最大炸药量,A=3.8kg。
E.风速进行验算
Qai0.2560Sai
0.25603.3(2.60.3)
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=113.85m3/min
Qai460Sai
4603.3(2.60.3)=1821.6m3/min
式中Sai的意义和算法同上。
通过以上计算,选择最大值683.1m3/min作为回采工作面所需风量。
即113.85 m3/min
(2)掘进工作面所需风量的计算
A.按照瓦斯涌出量计算
掘进工作面设计,综掘每月掘进400m,巷道断20 m2,每分钟推进0.0139m,每分钟掘进量=0.0139×20×1.4≈0.3892 t/min,则掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量为4.0866 m3/min,由于瓦斯涌出量较高,故采用边掘边抽的方法,提前对瓦斯进行抽采,按抽采率70%抽采,抽采后的平均绝对瓦斯涌出量为:
'qgaiqgai170%1.2260m3/min
Qbi100qgbiKbi
1.22601.5=183.9m3/min 100
式中:Qbi——单个掘进工作面所需风量,m3/min;
qgbi——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量,m3/min;
Kbi——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5~2.0。
B.按掘进工作面同时作业人数计算需要风量
Qbi4Nbi
430=120 m3/min
式中:Nbi——掘进工作面同时工作的最多人数,Nbi=30人。
C.按炸药量计算
A ,m3/min Q掘=25×
=25×8
=200 m3/min
式中:25——以炸药量为计算单位的供风标准,即为每公斤炸药爆破以后,需要供给的风
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量。
A——掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量,A=8kg。
D. 按局部通风机的实际吸入风量计算
选用JBT-52(11kW)局部通风机,可取Q通=200 m3/min;
Q掘Q通I, m3/min
=200×1
=200 m3/min
式中:Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
Q通——掘进工作面用的局部通风机实际吸入的风量,m3/min;
I——一个掘进工作面同时工作的局部通风机的台数。
E. 按风速进行验算
由于巷道在煤巷中掘进,因此掘进工作面的风量应为
15S掘Q掘240S掘,m3/min;
20 Q掘15×
=300 m3/min;
20 Q掘240×
=4800 m3/min
即:
300Q掘4800 m3/min
式中:Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
S掘——掘进巷道的断面积,m2。
通过以上计算,选择最大值200 m3/min作为每个掘进工作面所需风量。由于本水平共有两掘进工作面,两个煤巷掘进,此带区内掘进工作面所需的总风量为
Q掘(Q掘1Q掘2Q掘n)K掘备,m3/min
2
=QK掘备
i1掘i
=(200+200)×1.0
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=400m3/min
式中: Q3——掘进实际需要的总风,m/min; 掘
Q掘1、Q掘2Q掘n——各个掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
K掘备——备用掘进工作面系数,一般取K采备=1.2。当备用工作面已单独计算风量列
入式中时,K掘备=1.0。
(3)其它巷道所需风量
井下充电室,应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。
选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过30℃,其它硐室温度不超过26℃。 采区变电所配风量:80 m3/min。
绞车房所配风量:80 m3/min。
故其他风量的总和为Qci=80+80=160 m3/min
4.3.2 采区总需风量的计算
采区的总进风量,应按采煤、掘进、硐室及其它地点所需的风量之和,并乘以适当系数。
即:Q采区≥(Qai+Q掘 +Qci+∑Q被)KWZ
=(683.1+400+160)1.2=1491.72m3/min1492m3/min
式中:KWZ——风量备用系数,包括漏风和配风不均匀等因素,取1.15~1.25。
4.3.3 分配采区总风量
在算得的采区总供风量QWZ中,减去回采工作面所需风量Qa、其它巷道所需风量
Qd,再对剩余的风量Qb与漏风量按采区的产量比进行分配。风量分配结果见表4-4。
表4-4 矿井风量分配
名称
回采工作面
掘进工作面
变电所
绞车房
合计 需风量/m·min 683.1 400 80 80 1243.1
3-1供风量/m·min 762.5 600 100 100 1562.5 3-1
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4.4 风量分配
如图4-1所示通风系统流体网络图, 根据流体网络中总进风量等于总回风量进行风量分配。
4-1通风系统流体网络图
4.5通风阻力计算
(1)、摩擦风阻计算
RLU
fr
S3
—摩擦阻力系数,通过查表取值;
L—巷道长度,m;
(2)、通风阻力计算:
hfrRfrQ2
Hfr——摩擦阻力,Pa
由以上两式求得各巷道的风阻和通风阻力详见下表4-6:
(4-1) [3]
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表4-6采区各巷道阻力分配表
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其阻力为:
hfrh1h2h3h4h5h6h7h8h9h10h11
h12h13h14h15h16h17h18h19
= 328.187 Pa
通风困难时期
hrmax1.15hft
=1.15328.187=377.415Pa
式中:1.15——考虑到风路上有局部阻力的系数。
5.掘进工艺
5.1掘进通风方法
在142604工作面掘进通风方法采用局扇通风,巷道长度为500m。局扇通风按其工作方式可以分为压入式、抽出式和混合式三种。本设计采用抽出式,对于抽出式通风,新鲜风流沿巷道进入工作面劳动环境好。142604掘进工作面如图5-1所示 142604掘进面
图5-1 142604掘进工作面
5.2 掘进通风设备的选择
5.2.1风筒选择
选用浙江嵊州塑料一厂制造的SHS600-110型刚性风筒,直径600mm,每节长度10m,螺距110mm,百米风阻20.888N·s2/m8,阻力系数25.527×10-4,耐压值4.81kPa。接头方法:快速接头软带。
由表5-1百米漏风率知本设计风筒百米漏风率Le100
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表5-1 百米漏风率
容易时期:
掘进工作面风量Q=200 m3/min
风筒漏风量 Ql =2%×Q×L/100 = 2%×200×450100=18m/min L—风筒的使用长度,m
局扇工作风量Qf=Q+ Ql=218 m/min 33
困难时期:
掘进工作面风量Q=400 m3/min
风筒漏风量 Ql =2%×Q×L/100 = 2%×400×450/100=36m/min
L—风筒的使用长度,m
局扇工作风量Qf=Q+ Ql=436m/min 33
5.2.2局扇选择
局扇通风容易时期工作风压hft=Rp QlQf L/100
=20.88818218450=102.46Pa 1006060
局扇通风困难时期工作风压hft=Rp QlQf L/100
=20.88836436450=409.8Pa 1006060
根据掘进时期的理论风量及风阻,决定选取JBT—62型轴流式局部通风机,工作点如图5—2所示。
GAF37.5-20-1型轴流式局部通风机的参数是:风量400~1000m3/min;工作风压200~3000Pa;直径600mm;额定功率28kW;级数2;转速1600r/min。
该局扇的特点:结构紧凑,解体性好,使用灵活,维修方便,效率高,风压、风量稳定。
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5—2 GAF37.5-20-1型轴流式局部通风机工作
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图
参考文献
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