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采用经济断面 提高经济效益 罗长银 水城矿业 集团公司 大河边煤矿, 贵州 六盘水 553000 摘 要 提出经济断面的概念并推导其计算公式。通过对大河边煤矿二采区总回风井采用经济断面前后的通风费 用比较, 证明采用经济断面有巨大的经济效益。 关键词 经济断面; 通风; 经济效益 中图分类号TD724 文献标识码 C 文章编号 1008- 44952005 S0- 0016- 01 收稿日期 2004- 08- 05 作者简介 罗长银1964- , 男, 贵州遵义人, 学士, 工程 师, 1988 年毕业于贵州工业大学采矿系, 现任水城矿业 集团 公司大河边煤矿副矿长。 在矿井通风系统设计或通风系统改造设计时, 一些工程 技术人员在选择井巷通风断面时往往以不超过煤矿安全规 程 规定的最高风速为标准, 忽视了因过高的风速使矿井通 风阻力过大, 造成矿井主通风机运行不稳定, 而且消耗的功 率大, 通风费用高, 从而降低了矿井的经济效益。 1 经济断面的概念 按矿井通风安全高效的要求, 在设计井巷通风断面时, 应通过经济断面计算。经济断面的概念, 笔者认为就是在矿 井通风井巷的服务年限内, 其掘进费、 维护费和通风电力费 之和即通风总费用最少时的通风断面。 2 经济断面的求解 矿井供风量 Q 是根椐矿井设计或生产计划而确定的, 一 般是不可改变的。 经济断面的求解就是以通风断面为变量的 通风总费用函数求极值问题, 下面推导其计算公式。 井巷通风总费用 M 可表示为 M M1 M21 式中 M1 通风井巷掘进和维护费用, 万元; M2 通风电力费用, 万元。 M1 LSa LSbt2 L 通风井巷长度, m; S 通风井巷断面, m2; a 井巷掘进费用, 元 m3; b 井巷维护费用, 元m3∀ a ; t 通风井巷服务年限, a。 井巷的通风电力费为 M2 365 24 NtP3 N 井巷通风消耗的功率, kW; P 电价, 元kW∀ h , N QH1 000 4 Q 井巷风量, m3 s; 电网、 电机、 风机总效率; H 井巷通风阻力, Pa, H LcS0.5Q 2S3 5 井巷摩擦阻力系数, N∀ s2m4; c 井巷断面形状系数。 将式5 代入式4 再代入式 3 得 M2 8. 76 LctpQ3S2. 56 将式6 、 式 2 代入式1 得 M LS a bt 8. 76 LctpQ3S2.57 以通风断面 S 为变量对此函数式求极值得 M∃ L a bt - 21. 9 LctpQ 3/ S3. 5 8 令 M∃ 0, 则 S [21. 9 ctpQ3 a bt] 13.5 9 式9 即为经济断面计算公式。 3实例 大河边煤矿二采区总回风井通风断面 S1 8. 2 m2, 锚喷 支护, 长 L 1 260 m, 通过风量 Q 90 m3s。井巷掘进费 a 320 元 m3, 井巷维护费 b 30元m3∀ a 。 井巷摩擦系 数 0. 012 N∀ s2m4, 电网、 电机、 风机总效率 0. 65, 井 巷断面形状系数 c 3. 84 半圆形, 井巷服务年限 t 20 a, 电价 P 0. 42元 kW∀ h 。则根椐公式9 可求出经济断面 为 S2 14. 0 m2。 目前总回风井通风断面S1 8. 2 m2, 井巷服务20 a通风 总费用为 M M1 M2 LS1bt 8. 76 LctpQ3S1 2. 5 619. 92 2 488. 55 3 108. 47 万元 采用经济断面为 S2 14. 0 m2时, 将通风井巷断面扩大 到 14. 1 m2, 井巷服务 20 a 通风总费用为 M M1 M2 LS2- S1 a LS2bt 8. 76 LctpQ3S2 2. 5 233. 86 1 058. 40 653. 37 1 945. 63 万元 即初期投资 233. 86万元, 以后每年节约运行费用 69. 84 万元。20年通风总费用节约 1 162. 84 万元, 由此可见经济效 益是十分显著的, 同时通风阻力将降低 1 800 Pa, 使主通风机 运行更加安全可靠。 4 结语 1 在矿井通风系统中不同程度存在着主要井巷通风断 下转第 18 页 ∀16∀ 2005 年 6 月 矿业安全与环保 第 32 卷增刊 烧的气源, 从现场地面燃烧的痕迹及在乙炔瓶附近使用灭火 器所余下的灭火剂, 可推定存在乙炔泄漏。 3. 3 从延深变电所的配风及瓦斯涌出情况分析 三采区延深变电所于 2004 年1 月 2 日贯通形成系统, 硐 室计划配风量为 60m3 min, 硐室实测风量为 64 81 m3min, 贯通后至事故发生前1月 20日以前 这段时间, 该硐室的回 风瓦斯浓度稳定在0. 16 0. 20 , 进风瓦斯浓度稳定在 0. 08 0. 10 , 这与事故当天瓦检员检查的瓦斯数据 风流瓦斯为 0. 1 、 局部瓦斯为 0. 3 基本吻合, 同时, 事故 后, 多次检查该变电所的瓦斯, 结果也同上述数据相吻合, 说 明事故当天瓦检员并没有假检。 根据事故前后, 对该变电所瓦斯涌出情况的考察, 可断 定该变电所瓦斯涌出较均衡, 同时, 事发当天也没有任何动 压显现和别的异常, 而 1 月 20 日, 瓦检员现场检查瓦斯不超 限后, 用火仅 10 min就发生燃烧事故, 在这很短的时间内, 要 积聚大量可燃烧的瓦斯是不可能的。 4 结语 根据上述分析, 可以看出 变电所发生的着火事故是因 乙炔瓶漏气、 乙炔不完全燃烧或者是用火时多次点火放出大 量的乙炔气, 形成局部积聚, 在风量不能有效稀释的情况下 遇氧炔焰的高温火源而造成。为防止类似事故的发生, 提出 以下建议 1 井下用火作业前, 必须严格按煤矿安全规程 的要 求, 制定严密的措施, 并落实到实处; 2必须保证用火设备、 工具的完好; 3用火地点应配备足够的风量, 在出现乙炔不完全燃烧 或者是用火时多次点火放出大量的乙炔气的情况下, 能有效 的稀释乙炔气或特殊情况不能有效的稀释时, 应停止用火, 待乙炔气被稀释后, 再恢复作业。 责任编辑 吕晋英 上接第 15 页 3. 3 煤巷掘进工作面突出危险性预测 当50 m 前探钻孔施工无异常瓦斯动力现象时, 在煤巷 掘进前首先布置 6个突出危险性预测钻孔, 钻孔孔径 42 mm, 钻孔长度 10m, 终孔位于巷道两帮左右 3 m、 底 2 m。经海石 湾矿井和煤炭科学研究总院重庆分院共同研究, 煤二层煤体 突出动力因素为地应力、 构造应力为主, 瓦斯压力为辅, 所以 采用钻屑量指标 S 和钻屑瓦斯解吸指标K1值, 以及综合分 析预测钻孔施工过程中瓦斯涌出动态, 预测掘进工作面突出 危险性, 预测指标临界值参照防治煤与瓦斯突出细则 要 求。当掘进工作面预测为无突出危险时, 可掘进 7 m 煤巷, 留3 m 的安全煤柱; 如果有突出危险时, 则实施小直径密集 排放钻孔措施。 3. 4 小直径密集排放钻孔措施 当掘进工作面预测为有突出危险时, 则要实施小直径密 集排放钻孔措施对煤层中的瓦斯进行排放。设计排放钻孔 孔径42mm, 排放半径 0. 5 m, 钻孔长度 10 m, 终孔位于巷道 两帮左右 3m、 底 2 m, 钻孔终孔点间距 1 m。根据指标超限 预测钻孔的具体位置, 先施工一组排放孔, 选择其中 3 个钻 孔对其钻屑量 S 和瓦斯解吸指标K1值进行测定, 当预测指 标以及钻孔施工过程瓦斯涌出正常时, 即可安排煤巷掘进; 当预测指标不正常或钻孔施工过程中瓦斯涌出异常时, 再增 加 1 4 组排放钻孔, 直至消除突出危险。这种情况下, 可掘 进煤巷 5 m, 留 5 m 的安全煤柱。 3. 5 远距离起爆及安全防护措施 在煤巷掘进过程中, 严格按照煤矿安全规程 和防治 煤与瓦斯突出细则 要求, 采取 四位一体的各项措施, 掘进 工作面起爆时工作人员全部 撤离到反向风门以外, 放炮 30 min后, 由瓦检员、 班组长进入掘进工作面, 检查瓦斯和安 全情况, 当确定无危险时汇报调度室, 由调度室下达允许人 员进入作业的指令。 4 结果与分析 开始时由于技术、 人员不熟练等原因, 月进尺只有 40 m, 随着时间推移, 技术开始熟练, 月进尺逐渐提高到 80 m。通 过以上防突技术的实施, 海石湾矿井两条煤巷以及切眼掘进 过程中, 未发生任何瓦斯事故, 安全顺利的得到贯通。通过 实际检验, 特厚煤层煤巷掘进防治煤与瓦斯突出采用底板穿 层条带预抽煤层瓦斯、 顺层前探钻孔、 小直径密集排放钻孔 和 四位一体的防突技术是合理可行的。 责任编辑 吴自立 上接第 16 页 面过小、 通风阻力大、 电耗过高而仍然强行通风的不正常现 象, 个别矿井甚至因通风阻力太大造成主通风机电机过负荷 或通风机工况点进入不稳定的驼峰区而不得不停止生产。 2矿井通风系统设计或改造设计中选择风量大、 服务时 间长的井巷通风断面时, 在参照煤矿安全规程 允许的最高 风速为标准的同时, 还应通过经济断面计算选择最优通风断 面, 降低矿井通风阻力, 使主通风机能安全运行, 同时节约电 耗, 提高矿井经济效益。 。 3由于各矿井条件不同, 经济断面值并不相同, 应根椐 实际情况计算出不同风量时的经济断面, 在通风系统设计或 改造时, 根椐计算出的经济断面及本矿的地质条件和施工技 术水平选择经济可行的最优通风断面。 责任编辑 吴自立 ∀18∀ 2005 年 6 月 矿业安全与环保 第 32 卷增刊