第一章 矿井通风系统的确定.doc
第一章 矿井通风系统的确定 第一节 概述 某矿地处平原、地面标高150m,井田走向长度5km,倾斜方向长度3。3km。井田上界以标高-165m为界,下界以标高-1020m为界,两边以断层为界,井田内煤层赋存稳定,井田可采储量约1.08亿吨。根据开采条件,煤炭供求状况及“规程”规定,确定此矿为年产150万吨的大型矿井,服务年限为72年。 井田内有两个开采煤层,为K1、K2,在井田范围内,煤层赋存稳定,煤层倾角15,各煤层厚度,间距及顶底板岩性参见综合柱状图。矿井相对瓦斯涌出量为6.6m 3/t,煤层有自然发火的危险,发火期为16~18个月,煤尘有爆炸性,爆炸指数为36。 综合柱状图 柱状 厚度(米) 岩性描述 240.00 表土,无流砂 8.60 砂质页岩 8.40 泥质细砂岩,沙质泥岩互层,稳定 0.20 沙质泥岩,松软 2.40 k2煤层,块状r=1.25 4.20 灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬 7.80 灰色砂质泥岩 4.80 泥岩细砂岩互层 4.60 薄层泥质细砂岩,稳定 0.20 泥岩,松软 2.80 k2煤层煤质中硬r=1.28 8.20 灰白色砂岩坚硬抗压强度600~900公斤/cm2 24.86 灰色中、细砂岩层互层 根据开拓开采设计确定。采用立井多水平上下山开拓,第一水平标高380m,倾斜长为m,服务年限为27年,因走向较短,两翼各布置一个采区。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,工作面长度150m,区段平巷及区段煤柱15m,综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日,在K2煤层时为1935吨/日,日进6刀,截深0.6m,高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日,在K2煤层时为1290吨/日,日进4刀,截深0.6m,东翼还另布置一个备用的高档普采工作面,综采工作面装备的部分机电设备 如表1-2所示,采区巷道采用集中联合布置。 采区轨道上山均布置在K2煤层的底板稳定细砂石中,区段回风平巷与运输上山,区段运输平巷与轨道上山采用石门连接,为了保证生产正常接替,前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头,后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库,亦需独立通风。井为箕斗井提煤用,井为罐笼井升降人员、材料、矸石,也作为进风井用,并设有梯子间。 部分巷道名称、长度、支护形式,断面几何特征参数列入表1-1 表1-1 编号 井巷名称 支护形式 断面(m2) 周长(m) 1 副井井筒 混凝土 35.8 21.90 2 井底车场及主石门 锚喷 14.2 10.4 3 井底运输大巷 锚喷 12.8 13.6 4 采区下部车场 锚喷 12.8 13.6 5 轨道上山 锚喷 10.1 12.0 6 运输机上山 锚喷 9.6 11.8 7 综采区段进风平巷 U型支架 9.6 12.9 8 综采区段回风平巷 U型支架 9.6 12.9 9 液压支架工作面 7.80 11.95 10 高档普采工作面区段进风平巷 钢轨支架 9.6 12.9 11 高档普采面区段回风平巷 钢轨支架 9.6 12.9 12 高档普采面 液压支柱 9.4 11.0 13 高档普采备用进风平巷 钢轨支架 9.6 12.0 14 区段平石门 锚喷 10.28 12.4 15 采区回风石门 锚喷 10.08 12.4 16 风井 混凝土 12.8 13.6 17 总回风平巷 锚喷 9.62 11.70 18 风峒 混凝土 井内的气象参数按表1-3所列的平均值选取,除综采工作面采用4-6制工作制外,其他均采用3-8制工作。 综采工作面部分机电设备一览表 表1-2 序号 地点 机械设备名称 容量(千瓦) 1 工作面 MLS3-170双滚筒采煤机 170 2 工作面 SGW-250型溜子 1252 3 下顺槽 S2Q-75型转载机 75 4 下顺槽 SD-160运输机 150 5 工作面 KBY-62矿用支架防爆重光灯 0.06210 空气平均密度一览表 表1-3 季节 地点 进风井筒(kg/m3) 出风井筒(kg/m3) 冬 1.24 1.20 夏 1.20 1.24 井下同时作业的最多人数为700人,综采工作面同时作业最多人数40人,高档普采工作面同时作业最多人数60人。 第二节 矿井通风系统 一、矿井通风方式 根据前述矿井的地质概况,开拓方式及开采方法,提出本矿井前25年左右的矿井通风系统方案为中央边界式、两翼对角式和分区对角式。表2-1为三者的优缺点及适用条件。 表2-1 通风方式 图示 适用条件及优缺点 中央边界式 通风阻力较小,内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染 风流在井下的流动线路为折返式,风流线路长,阻力较大 适用于煤层倾角较小、埋藏较浅,井田走向长度不大,瓦斯与自然发火比较严重的矿井 两翼对角式 风流在井下的流动线路是直向式,风流线路短,阻力小。内部漏风少中。安全出口多,抗灾能力强。便于风量调节,矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害 井筒安全煤柱压煤多,初期投资大,投产较晚 煤层走向大于4km,井型较大,瓦斯与发火严重的矿井;或低瓦斯矿井,煤层走向较长,产量较大的矿井 分区式 每个采区有独立通风线,互不影响,便于风量调节,安全出口多,抗灾能力强,建井工期短,初期投资少,出煤快 占用设备多,管理分散,矿井反风困难 煤层埋藏浅,或因地表高低起伏大,无法开掘总回风巷 经过上表的粗略的技术比较,考虑到本矿井为两个采区,故两翼对角式和分区对角式差别不大的原因,因此将分区对角式排除在外。在剩下的方案一中央边界式;方案二分区对角式中做经济比较。见表2-2 表2-2 矿井通风方案经济比较 单位(万元) 项目 方案 名称 数量 掘进费 维护费 合计 方案一 总回风巷 1 0.32500750 (4020)2120 1122 风井 1 0.83150.3=252 方案二 总回风巷 0 0 (2015)4=140 644 风井 2 0.83152=504 从表2-1中可以看出中央边界式风流在井下的流动线路为折返式,风流线路长,阻力较大不适合现在的高产高效矿井。根据表2-2的经济比较,方案二投资成本较低,再加上本矿井煤层有自然发火危险,发火期限比较长,煤尘有爆炸性等因素,为了使每个采区互不影响,所以综上述考虑采用两翼对角式更为合理。 二、采区通风方式 ㈠确定采区的通风方式并作技术比较 采区应该有足够的供风量,并按需分配到各个采、掘工作面。为此采区通风系统就满足以下要求 ⑴一个采区,都必须布置回风巷,实行分区通风。 ⑵采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。 ⑶采煤工作面和掘进工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒落区。 本矿井各采区都设置两条上山即运输机上山及轨道上山。为此采区通风方式有两种方案。 方案一、轨道上山进风,运输机上山回风 方案二、运输机上山进风,轨道上山回风 轨道上山进风,新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响,轨道上山的绞车房易于通风;变电所设在两上山之间,其回风口设置调节风窗,利用两上山间的风压差通风。 输送机上山进风,由于风流方向与运煤方向相反,容易引起煤尘飞扬,煤炭在运输过程中所释放的瓦斯,可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大,影响工作面的安全卫生条件;输送机上山设备所散发的热量,使进风流温度升高。此外,须在轨道上山的下部车场内安设风门。为此,根据本矿井采区条件,综合考虑采用轨道上山进风,运输机上山回风比较合理,通风管理相对较容易。 ㈡采煤工作面通风方式 确定采煤工作面的通风方式并作技术比较 工作面的回采顺序有前进式和后退式,前进式与后退式相比,回采时不用提前掘出回采巷道,可以边采边掘,但是回采巷道的上、下顺槽的维护费用多。并且新鲜风流首先通过采空区,漏风严重,且风流会带着采空区涌出的瓦斯进入工作面,容易使瓦斯超限。煤层本身具有自然发火危险,前进式通风使自然发火更加容易,增加通风管理难度,故考虑采用后退式回采顺序。 由于本矿井的准备巷道是二条上山,故只能采用U型通风,再加上本矿井的煤层倾角15,属于中等,并且本矿井相对瓦斯涌出量为6.6m 3/t,属于中等偏上,由于瓦斯比空气轻,为了减少在上隅角产生瓦斯积聚,因此采用上行通风方式。 ㈢主要通风机工作方法 确定主要通风机的工作方法并做技术比较 主要通风机的工作方式有抽出式、压入式和压抽混合式 通风方式分为抽出式、压入式和混合式。详细比较见表23。 采区通风必须满足煤矿安全规程的规定。每一个生产水平和每一个采区,都必须布置回风道,实行分区通风。回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。对于煤层倾角大的回采工作面应采用上行通风。采煤工作面和掘进工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒落区。 表23 通风方式 图示 适用条件及优缺点 抽出式 是当前常用的通风方式,适应性强,有利于瓦斯管理,适用于矿井走向长,开采面积大的矿井。 井下风流处于负压状态,漏风量小,管理简单。 当有塌陷区或于别的采区沟通时,会把有害气体带到井下,使矿井有效风量减少 压入式 低瓦斯矿的第一水平,矿井地面地形复杂,高差起伏,无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连同或维护困难的条件下。 与抽出的优缺点相反,进风路线漏风大。管理困难,风阻大,风量调节困难。井下风流处于正压状态,通风机停止运转时,采空区瓦斯会涌向工作面。 混合式 可产生较大的通风阻力,适应大阻力矿井,但通风管理困难,一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用。但是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井。 因为只考虑服务年限的头25年故混合式不于考虑。 抽出式主要通风机安设在回风井口,在抽出式主要通风机的作用下,整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时,井下风流的压力提高,比较安全。 压入式主要通风机安设在入风井口,在压入式通风机的作用下,整个矿井通风系统处在高于当地大气的正压状态。在冒落裂隙通达地面时,压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外停止漏出。当主要通风机运转时,井下风流的压力降低。采用压入式通风时,须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物,使通风管理难度加大,且漏风严重。 所以,通过比较,选择抽出式通风,通风管理较容易,安全可靠性好。 第二章 矿井风量计算及确定 第一节 采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的风量应按下列因素分别计算,取其最大值 (1) 按瓦斯涌出量计算 Qwi=100Qgwikgwi 式中Qwi第i个采煤工作面需要风量,m3/min。 Qgwi第i 个采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min。 kgwi第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时,至少进行5昼夜的观测,得出5个比值,取其最大值。通常机采工作面取kgwi=1.2~2.1;炮采工作面取kgwi=1.4~2.0;水采工作面取kgwi=2.0~3.0。 Qgwi =日产量6.6/(2460) 综采 K1煤层 Qwi=100Qgwikgwi =1007.4251.2 =891 m3/min K2煤层 Qwi=100Qgwikgwi =1008.8691.2 =1064 m3/min 高档普采 K1煤层Qwi=100Qgwikgwi =1004.951.2 =594 m3/min K2煤层Qwi=100Qgwikgw i =1005.91.2 =709 m3/min 备用高档普采工作面需风量按正常生产的工作面需风量的50计算 70950=355 m3/min。 (2) 按工作面进风温度计算 Qwi =60VwiSwiKwi 由于本矿井地处平原,故采煤工作面进风流气温为20℃,工作面长150米,长度系数选取1.1。 Vwi 第i个采煤工作面的风速,按其进风流温度选取1.0m/s。 Swi 第i个采煤工作面有效断面,取最大和最小控顶时有效断面的平均值m2。 kwi 第i个工作面的长度系数,由于本矿井地处平原,故采煤工作面进风流气温为20℃,工作面长150m,选取1.1。 高档普采需风量K1煤层Qwi =60VwiSwiKwi =601.09.41.1 =620.4 m3/min K2煤层Qwi =60VwiSwiKwi =601.09.41.1 =646.8 m3/min 综采需风量K1煤层 Qwi =60VwiSwiKwi =601.07.81.1 =515 m3/min K2煤层 Qwi =60VwiSwiKwi =601.07.81.1 =515 m3/min (3)工作人员数量计算 Qwi =4nwi 式中 4每人每分钟应供给的最低风量,m3/min。 nwi第i个工作面同时工作的最多人数,个。 综采 Qwi =4nwi=440=160 m3/min 普采 Qwi =4nwi=460=240 m3/min (4)按风速进行验算 按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量 Qwi≥600.25Swi 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量 Qwi ≤604Swi 按最低风速验算最小风量 K1高档普采600.259.4=141 m3/min K2高档普采600.259.4=141 m3/min 按最高风速验算最大风量 K1高档普采6049.4=2256 m3/min K2高档普采6049.4=2256 m3/min 按最低风速验算最小风量 K1综采600.257.8=117 m3/min K2综采600.257.8=117 m3/min 按最高风速验算最大风量 K1综采6047.8=1872 m3/min K2综采6047.8=1872 m3/min 根据风速验算各个工作面的风量都符合要求。 用以上四种方法对采区每个独立通风的回采工作面进行计算,选择最值作为每个回采工作面所需风量,把这些风量和采区内独立通风的备用工作面所需风量累加起来,就是采区内回采工作面和备用工作面所需的总风量。 根据经验,考虑综采工作面漏风取10﹪,即(1064709)10﹪177 m3/min 2、掘进工作面需风量计算 根据经验得掘进工作的分量为岩巷的风量为150~240 m3/min;煤巷的风量为240~300 m3/min。考虑到本矿为底瓦斯矿,且又用两翼对角式通风,故本矿岩巷巷掘进工作面风量定为150 m3/min,煤巷掘进工作面定为250 m3/min。 根据风速进行验算 每个岩巷掘进工作面的风量为 每个煤巷掘进工作面的风量为 式中Swi第i个掘进巷道段面积,m2 岩巷0.156010.191 m3/min 煤巷0.25609.6144 m3/min 根据风速验算各个工作面的风量都符合要求。 3、硐室需风量的计算 采区各硐室的风量可按经验值来确定,又结合本矿为低瓦斯矿的实际情况确定为采区绞车房Q60 m3/min。 4、矿井总风量的计算 矿井的总风量,应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Qm∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot KWZ 式中 ∑Qwt采煤工作面和备用工作所需风量之和,m3/min。 ∑Qht 掘进工作面所需风量之和,m3/min。 ∑Qrt 硐室所需风量之和,m3/min。 ∑Qot 其他用风地点所需风量之和,为以上工作面所需风量的总和的3%m3/min。 KWZ采区风量备用系数,包括采区漏风和配风不均匀等因素,该值应从实测和统计中求得,一般取1.2~1.25 矿井容易时期 西翼容易 ∑Qwt 10647091773 m3/min ∑Qht 2502500 m3/min ∑Qrt 603180 m3/min ∑Qot 17735001803%74 m3/min Q西容 (177350018074)1.23032 m3/min 东翼容易 ∑Qwt10647093552128 m3/min ∑Qht 2502500 m3/min ∑Qrt 603180 m3/min ∑Qot (2128500180)3%84 m3/min Q东容 (212850018084)1.23470 m3/min Q矿容 Q西容 Q东容303234706502 m3/min 矿井困难时期 西翼困难∑Qwt 10647091773 m3/min ∑Qht 2502150650 m3/min ∑Qrt 603180 m3/min ∑Qot 17736501803%78 m3/min Q西难 (177365018078)1.23217 m3/min 东翼困难 ∑Qwt10647093552128 m3/min ∑Qht 2502150650 m3/min ∑Qrt 603180 m3/min ∑Qot (2128650180)3%89 m3/min Q东难 (212865018089)1.23656 m3/min Q矿难 Q西难 Q东难 321736566873 m3/min 第二节 矿井风量的分配 一、配风的原则和方法 根据实际需要由里往外细致配风,即先定井下各个工作地点所需的有效风量,逆风流方向加上各风路上允许的漏风量,确定各风路上的风量和矿井的总进风量,再加上抽出式主扇井口和附属装置的允许漏风量。如不考虑因体积膨胀的风量,即得出通过主要通风机的总风量。 所配给的风量必须符合规程中相关规定 关于氧气、沼气、二氧化碳和其他有毒有害气体安全浓度的规定;关于最高风速和最低风速的规定;关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定;关于冷空气预热i的规定,以及关于空气中粉尘安全浓度的规定等。 二、矿井风量分配表 矿井风量分配表见下表2-1和表2-2分为矿井通风容易时期和通风困难时期风量分配表 第三章 矿井通风阻力计算 第一节 绘制通风系统图 确定矿井通风容易时期和困难时期的开采位置,分别绘制两个时期的通风系统立体图和网络图。 矿井通风容易时期,上山采区东西两翼的第一个区段各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,共计四个工作面,东翼布置一个备用高档普采工作面.东西两翼各布置两个独立通风的煤层平巷掘进头,各有一个绞车房和一个采区变电所。 矿井通风困难时期,下山采区东西两翼的第四个区段K2煤层各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,共计四个工作面,东翼布置一个备用高档普采工作面.东西两翼各布置两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头,各有一个绞车房和一个采区变电所. (通风立体图和网络图见下页) 第二节 矿井通风总阻力计算 1、矿井通风总阻力的计算原则 ⑴矿井通风的总阻力,不应超过2940pa; ⑵矿井井巷的局部阻力,新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。 ⑶当风量按照各用风地点的需要或自然分配后,选择达到设计产量时通风容易时和最困难时通风阻力大的风路,然后分别计算这两条风路中各段井巷通风阻力,分别累加后即得到矿井通风最容易和最困难两个时期的最大通风阻力。 2、矿井通风总阻力的计算原则 矿井通风总阻力是指风流由进风井口止,沿一条通路(风流路线)各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和,简称矿井总阻力,用hm表示。 对于有两台或多台主要通风机工作的矿井,矿井通风阻力应该按每台主要通风机所服务的系统分别计算。 通风路线的确定 最容易时期的最大风阻风路 东翼副井→运输大巷→轨道上山→区段进风石门→综采进风平巷→综采工作面→综采回风平巷→回风石门→风井 对应于矿井通风容易时期通风系统立体图用节点号表示为0→4→22→24→28→30→38→40→86 西翼副井→运输大巷→轨道上山→区段进风石门→综采进风平巷→综采工作面→综采回风平巷→回风石门→风井 对应于矿井通风容易时期通风系统立体图用节点号表示为0→3→19→21→23→25→31→35→75 当一水平开采到下山第四个区段时为矿井通风困难时期,最困难时期的最大风阻风路 东翼副井→运输大巷→轨道下山→区段进风石门→综采进风平巷→综采工作面→综采回风平巷→运输上下山→风井 对应于矿井通风容易时期通风系统立体图用节点号表示为0→58→62→64→68→70→76→78→86 西翼副井→运输大巷→轨道下山→区段进风石门→综采进风平巷→综采工作面→综采回风平巷→运输上下山→风井 对应于矿井通风容易时期通风系统立体图用节点号表示为0→39→47→49→51→61→75 3、计算方法 沿两个时期东、西两翼的通风阻力最大路线,分别用下式算出各段巷道的摩擦阻力。 Hf=LUQ2/S3,Pa 式中 Hf巷道摩擦阻力,Pa. 巷道摩擦阻力系数,Ns2/m4 L井巷长度,m Q通过井巷的风量,m3/s U井巷净断面周长,m. S井巷净断面积,S2 井巷净断面积及周长由表11求得 矿井最大通风阻力路线上各段通风阻力计算见表3-1、表3-2、表3-3、表3-4所示。另外,工作面漏风取210%,乐谱其余风量均匀分配给各个风门或风窗。 全矿通风摩擦阻力计算如表3-5所示 全矿通风摩擦阻力 西翼容易时期通风总阻力 138.2 pa 西翼困难时期通风总阻力 1585 pa 西翼困难时期通风总阻力 1585.3 pa 东翼困难时期通风总阻力 1728.5 pa 4、矿井等积孔的计算 矿井等积孔是用用来表示井巷或矿井的通风难易程度。其计算步骤如下 式中R矿井风阻, Hr矿井总阻力, pa Qf矿井总风量, ⑴容易时期 西翼R11388.2/50.620.54 NS2/m8 m2 东翼R21585.3/57.82 0.47 NS2/m8 m2 ⑵困难时期 西翼1585/53.620.55 NS2/m8 m2 东翼1728.5/60.92 0.47 NS2/m8 m2 矿井等积孔计算表 时期 地区 风量m3/s 风压Pa 风阻Ns2/m4 等积孔m2 容易时期 东翼 58.7 1585.3 0.47 1.72 西翼 50.6 1388.2 0.54 1.63 困难时期 东翼 60.9 1728.5 0.47 1.72 西翼 53.6 1585 0.55 1.61 矿井通风难易程度分级表 矿井通风难易程度 矿井总风阻 Rm/Ns2m-s 等积孔A/m2 容易 <0.355 >2 中等 0.355~1.420 1~2 困难 >1.420 <1 根据计算,本矿井两翼在容易和困难时期,其通风难易程度都在中等以上。 第四章 通风机选型 分别选择矿井主要通风机并确定两个时期的工况点,选择配套电机,概算通风费用,提出对通风设备的安全技术要求。 第一节 矿井的自然风压 用扇风机的个体特征曲线来选择,要先确定通风容易和通风困难两个时期主扇运转时的工况点。 1、矿井自然风压的计算 矿井进、回风井的空气柱的的容重差(容重差又主要由温度差造成)以及高差和其它自然因素所形成的压力差称为自然风压.它对矿井主扇的工况点会产生一定的影响,因此设计中应考虑自然风压对主扇的影响。 其计算公式为 hn=z1r1- z2r2 (4-1) 式中 hn自然风压,Pa Z1矿井最高点至最低水平间的距离,Z1530m Z2出风阶段的垂高,Z2530m r1 r2表示进、回风流的平均重率,N/m3 冬季hn=z1r1- z2r2 =5301.249.82151/2(1.241.2)9.83151.29.8 =165.7 Pa 夏季hn=z1r1- z2r =5301.29.82151/2(1.241.2)9.83151.249.8 =165.7 Pa 2、主扇静风压计算 容易时期东翼通风容易时期主扇静风压 pa 西翼通风容易时期主扇静风压 pa 困难时期东翼通风困难时期主扇静风压 pa 西翼通风困难时期主扇静风压 pa 3、通风机的总风量计算 考虑矿井漏风,矿井所需风量乘以一定的系数即可得矿井的实际总风量。 Qf 1.05Q (4-2) 式中Qf 主扇工作风量,m3/s Q 矿井所需风量,m3/s 1.05 漏风系数 容易时期东翼Qf 1.05Q 1.0557.8 60.7 m3/s 西翼Qf 1.05Q 1.0550.6 53.13 m3/s 困难时期东翼Qf 1.05Q 1.0560.9 64 m3/s 西翼Qf 1.05Q 1.0553.6 56.3 m3/s 4、通风机风阻的计算 因为选择抽出方式,所以用静压特性曲线 (4-3) (4-4) 容易时期东翼 1419.6/60.72 0.39 NS/m8 西翼 1222.5/53.132 0.43NS/m8 困难时期东翼 1894.2/642 0.46 NS/m8 西翼 1750.7/56.32 0.55 NS/m8 5、通风机的实际工况点 根据以上数据,在扇风机个体曲线上选定风机,该矿井东西两翼风机型号均为2K60N024轴流式扇风机。 确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线图中做到通风机工作风阻曲线与风压曲线交点即为实际工况点。 通风机工况点特性曲线见图4-1、图4-2,参数见表4-1、表4-2 通风机工况点参数 表4-1 参数 地点 时期 风机 转速 叶片 安装角 风量m3/s 风压 输入 效率 型号 r/min Pa 功率kw 西翼 困难 2K56№.24 600 20 57 1754 130 82 容易 2K56№24 600 17.5 57 1294 120 78 参数 地点 时期 风机 转速 叶片 安装角 风量m3/s 风压 输入 效率 型号 r/min Pa 功率kw 东翼 困难 2K56№.24 600 25 65 1990 170 80 容易 2K56№24 600 22.5 67 1744 130 80 6、电动机选型 ⑴东翼 由于选用异步电动机,且,故在东翼通风容易和通风困难时期都用一种较大功率的电动机,选择这种电动机的输出功率和输入功率分别用下式计算 式中传动效率,直接传动时, 1.0 170/1.0170 KW 1.10/ 式中1.10电动机的容量系数 电动机效率 根据以上的计算方法,选择电动机机型号如下表 电动机型号 额定功率(KW) 转速(rpm) 效率(%) 功率因数 JB0630M2-10 220 600 93.1 0.8 ⑵西翼 由于选用异步电动机,且,故在西翼通风容易和通风困难时期都用一种较大功率的电动机,选择电动机的输出功率和输入功率分别用下式计算 16 式中传动效率,直接传动时, 1.0 130/1.0130 KW 1.10/ 式中1.10电动机的容量系数 电动机效率 根据以上的计算方法,选择电动机机型号如下表 电动机型号 额定功率(KW) 转速(rpm) 效率(%) 功率因数 JB0630M1-10 200 600 92.8 0.8 第五章 通风费用比较 每吨煤的通风电费计算 kwh/a 式中N1N2 一年内最大和最小的主扇输入功率,kw 主扇电动机的效率,可在电动机的技术特征表上查得,一般取0.9~0.95 变压器的效率,一般取0.8 电线的输电效率,一般取0.95 传动功率,直接传动时,取1.0;间接传动时取0.95 每吨煤耗电量 kwh/t 式中T 一年内的矿井产量;t/a 每吨煤的通风电费 EID元/t 式中D每度电的费用; 元/kwh 矿井通风费用 东翼 (130170)36524/[20.9310.80.951.0] 186 万kw.h/a kwh/a (120130)36524/[20.9280.80.951.0] 155104 kw.h/a 每吨煤耗电量 (186155)/150 2.273 kwh/t 每吨煤的通风电费 E ID 2.2730.24 0.55 元/t 第六章 矿井灾害防治措施 为了保证矿井安全生产,自阿矿井建设和生产过程中,要重点防范瓦斯煤层、水和火的威胁。本设计采用较先进的设备,并建立了井下环境安全监测系统,对瓦斯、煤层、水和火等灾害进行了早期预防,综合治理。 1、瓦斯管理措施 ⑴严格执行安全技术操作规程第四章第一节煤矿安全规程的有关规定。 ⑵设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测,不得少于两次,发现问题及时汇报处理。另外,建立瓦斯的个体巡回检测和连接检查的双重检测系统,可靠预防和控制瓦斯事故的发生。 ⑶在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯报警仪,检测风流中瓦斯含量,并将信息及时传递到地面控制室。 ⑷严格掌握风量分配,保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。 ⑸按井下在册人员配置隔离式自救器。 6严禁在工作面两道再掘超过3m的硐室。 ⑺按规程规定设置反风装置,风机能在规定时期内反风并达到规定风量。 ⑻采后按规定时间回收,密闭,注浆。 2、煤层的防治措施 ⑴掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置,掘进头风机要设防尘器。 ⑵利用环境安全监测系统及时测定风流中的防尘浓度。 ⑶奖励防尘、洒水、降尘系统对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。 ⑷对于容易积存煤尘处,应定期进行清理。 ⑸井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤,不得放空,防止煤仓和溜煤眼出漏风。 6相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚。 ⑺采掘工作面的工人应按规定佩带防护帽和防尘口罩。 3、防火措施 ⑴实行无煤柱沿空掘巷开采,尽量少丢煤,清除煤层自然发火根源。 ⑵完善矿井通风系统合理分配风量,降低并控制负压,以减少漏风,每个面回采结束,要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭,使采空区处于均压状态。 ⑶对每个工作面及采空区进行束管监测,电子计算机监控。及时掌握自然的情况及时采取有效措施。 ⑷煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝封层煤层,防止煤的风化和自然。 ⑸井下设置完备的消防洒水系统,存放足够的消防器材。 20 参考文献 1、煤矿安全规程 国家煤矿安全监察局 2005年 2、孙研 风机产品样本 机械工业出版社 1998年 3、张荣立等 采矿工程设计手册 煤炭工业出版社 2003年 4、张国枢等 通风安全学 中国矿业大学出版社 2000年 5、朱银昌 候贤文 煤矿安全工程设计 煤炭工业出版社 1995年