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成人高等教育毕业论文(设计) 题题 目目 大雁矿区四矿 1.2Mt/a 的新井 通风系统设计 专 业 年 级 学习形式 层 次 学 号 姓 名 指导教师 I 【内容摘要】:本设计为大雁矿区四矿 1.2Mt/a 的新井通风系统设计,煤 层倾角为 6.7,赋存条件稳定。本井田相对瓦斯涌出量 3.2m3/t,属于低瓦斯 矿井。 选择通风系统主要考虑因素包括煤层赋存状态,埋藏深度,冲积层厚度, 矿井瓦斯等级,煤尘爆炸性,煤层自燃发火性,矿井地形条件,井田及矿井年 生产能力以及井巷工程量,设备投资费,设备运营费,维修和管理费等。 本矿井采用中央并列式通风方式。 矿井通风方法选择:压抽混合式通风机械设备较多,通风管理困难,不适 合新建矿井和高瓦斯矿井,所以此种方法不适合,压入式风阻大,风量调节困 难,当通风机停止运转时,分流压降低,有可能使采空区瓦斯涌出量增加,因 此此方法也不适合;综上所述,本设计通风方法选择抽出式。 【关键词】:通风系统,通风阻力,通风设备 目 录 II 目 录 摘 要.I 目 录.IV 第一章 井田概况及矿井地质特征.- 1 - 1.1 井田概况 .- 1 - 1.1.1 交通位置.- 1 - 1.1.2 地形与河流.- 1 - 1.1.3 气象.- 1 - 1.2 地质特征 .- 2 - 1.2.1 矿区范围内的地层情况.- 2 - 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造.- 2 - 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征.- 3 - 1.2.4 岩石性质及厚度特征.- 4 - 1.2.5 井田内的水文地质情况.- 5 - 1.2.6 沼气及煤尘及煤的自燃性.- 7 - 1.2.7 煤质及牌号及用途.- 8 - 第二章 井田境界及储量.- 10 - 2.1 井田境界 .- 10 - 2.1.1 井田周边情况.- 10 - 目 录 III 2.1.2 井田境界确定的依据.- 10 - 2.1.3 井田未来发展情况.- 10 - 2.2 井田储量 .- 10 - 2.2.1 井田储量的计算.- 10 - 2.2.2 保安煤柱.- 11 - 2.2.3 储量计算的评价.- 12 - 2.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限.- 12 - 第三章 矿井通风系统的确定.- 14 - 3.1 矿井通风系统的确定 .- 14 - 3.1.1 概述.- 14 - 3.1.2 通风系统确定的因素.- 14 - 3.2 风量计算与风量分配 .- 14 - 3.2.1 风量计算.- 14 - 3.2.2 风量分配.- 19 - 3.2.3 风速计算.- 19 - 3.2.4 风量的调节方法和措施.- 21 - 3.3 矿井通风阻力的计算 .- 22 - 3.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通阻力.- 22 - 3.3.2 矿井等积孔的计算.- 23 - 目 录 IV 3.4 通风设备的选择 .- 23 - 3.4.1 主扇的选择计算.- 23 - 3.4.2 电动机的选择.- 24 - 3.4.3 反风措施.- 25 - 3.5 矿井安全技术措施 .- 25 - 第四章 矿井排水.- 27 - 4.1 概述 .- 27 - 4.1.1 矿井水来源及涌水量.- 27 - 4.2 矿井主要排水设备 .- 27 - 4.2.1 排水方式和排水系统简介.- 27 - 4.2.2 主排水设备及管路选择计算.- 28 - 第五章 技术经济指标.- 33 - 结 论.- 36 - 参考文献.- 37 - 致 谢.- 38 - 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 1 - 第一章 井田概况及矿井地质特征 1.1井田概况 1.1.1交通位置 矿区东接牙克石市,西连海拉尔区,南邻巴彦嵯岗苏木,北至海拉尔河与 陈巴尔虎旗相望。矿区交通便利,国防公路 301 线在矿区北部通过,滨洲线铁 路在矿区中部穿过。大雁火车站东距牙克石市 18km,向西至海拉尔区 64km。向西经海拉尔市可到我国边陲重镇满洲里市。向东经牙克石市可达加 格达奇、齐齐哈尔、哈尔滨、沈阳、北京以及全国各地。 1.1.2地形与河流 大雁矿区位于大兴安岭西北坡,地势为四周高中部低,呈盆地状,海拨标 高在+640+700m 之间,地表植被以草本植物为主,有部分森林,矿区北部 及南部有小溪和沼泽。大雁四矿井田内地形比较简单,其地势为东南高而西北 低,海拨标高在+653+716m 之间,一般在+650m 左右。 海拉尔河为本地区的主要区域性河流,总体流向为由北东流向南西,河床 宽为 58130m,属老年期河流,弯曲率较大,沿河两岸牛轭湖及河漫滩广泛 分布。其最大洪峰流量为 1057m3/s, ,多年平均流量为 66m3/s。该河流距离矿 区最近点在 1km 以外,又为丘陵所隔,对矿井开发无影响。胜利沟小溪发源 于区外东南部的低山间,上游呈树枝状,源头有群泉出露,总体流向为由南东 流向北西,最终于扎罗木得西北端注入海拉尔河。该小溪汇集有大气降水及火 山岩风化裂隙水,全长 35km,流域面积 97km2,该河冬季干涸,夏季畅流, 汛期水量骤增,最大流量为 3.38m3/s,最小流量为 0.067m3/s,沿河遍布沼泽。 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 2 - 1.1.3气象 本区属亚寒带大陆性气候,冬季漫长而寒冷,春季干燥风大,夏季湿润短 促,秋季气温骤降,年降雨量小,蒸发量大,年平均降水量为 345.2mm,年 平均蒸发量为 1314.7mm,年平均气温为-3.1,最低气温为-46.7,最高气温 为+36.5 ,年平均风速为 2.9m/s,最大风速为 23 m/s,风向多为西北,降雪 期为每年 9 月到翌年的 5 月中旬,结冻期为每年 10 月至翌年 4 月末,冻结厚 度一般在 3m 左右,并有岛状永久冻土层。本地区地震动峰值加速度(g)为 0.05,对照地震裂度为 6 度。 1.2 地质特征 1.2.1矿区范围内的地层情况 大雁煤田位于新华夏系第三隆起带(大兴安岭隆起带)的西坡,第三沉降 带的东缘,在海拉尔盆地的五九南屯凹陷中段,大雁煤田为一向斜构造,即 大雁扎尼河向斜。向斜轴的方向为 N4080E,倾向北西,倾角 1530。向斜的浅部比较陡,一般倾角在 1520,中部略缓,深部 平缓,呈一向北西倾斜而为断裂所破坏的单斜构造。 区内出露地层主要为古生界泥盆系上统大民山组(D2d)的蚀变安山岩、 酸性熔岩、薄层凝灰岩、凝灰质砂砾岩;中生界白垩系下统龙江组(K1l)的 下部中酸性熔岩段、上部凝灰碎屑岩段,梅勒图组(K1m)的酸性熔岩和碎屑 岩、大磨拐河组(K1d)的凝灰碎屑岩、泥岩、砂岩、煤层及伊敏组(K1y) 的泥岩、粉砂岩及煤层;新生界第四系(Qh)的松散沉积物。 区域内构造以断裂为主,地层基本是单斜状产出。断裂方向以近东西向的 走向断裂及南北向断裂为主。大雁煤田内无岩浆侵入。 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 3 - 1.2.2井 田范围内 和附近的 主要地质 构造 1.断 裂构造 大雁煤田内断层大部分是向南倾斜,与煤系地层倾向相反,造成含煤地层 在平面上重复出现,沿倾斜方向呈阶梯状抬起。四矿主要断层情况详见“表 1-1 主要断裂构造”表。 表 1-1 主要断裂构造 2.褶曲构造 本区褶曲构造简单,通过生产实见,仅在 2526 勘探线之间赋存一背斜 褶曲,其曲扭方向为 N40W,翼角为 7,其附近煤岩层节理较发育。从总体 上 看,断层较为发育,本区构造条件属于中等,断层性质均为张扭性正断层,有 逢断必正的规律。 1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田开采的煤层主要位于白垩系下统大磨柺河含煤组,本组共有中厚煤 层 4 层,为了便于区别,现将各煤层厚度、结构、容重和顶底板情况分层详见 下表“表 1-2 可采煤层特征表” 表 1-2 可采煤层特征表 顺序 断层面走 向 断层面倾 向 倾角( o) 落差 (m) 水平断距 (m) 1NESE304820621242 2EWS3545155007 3SNEW10202580736 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 4 - 煤层厚度 (m) 围岩 最小最大 序 号 煤 层 名 称 平均 层 间 距 m) 倾 角 ( ) 顶板 底 板 煤的 牌号 硬 度 ( ) 容 重 ( t/m3 ) 煤层 构造 及稳 定性 1.8 2 .2 1 7 2.0 7 中砂 岩 粉 砂 岩 褐煤2.51.3稳定 1.7 2 .3 9.5 -20 1 9 2.1 6 中粗 砂岩 细 砂 岩 褐煤2.51.3 较稳 定 2.0 2 .4 9.1 -16 2 6 2.2 6 细砂 岩粉 砂岩 细 砂 岩 褐煤2.51.4 较稳 定 1.6 2 .4 3 1 1.8 8.5 -25 7 中粗 砂岩 细 砂 岩 褐煤2.51.2稳定 1.2.4岩石性质及厚度特征 矿区内煤层顶、底板均为泥岩或粉砂岩,胶结较差,遇水膨胀,有底鼓的 倾向,易产生冒顶,矿山开采时要留设一定厚度的煤皮假顶及底煤,同时需加 强支护,并留有足够的保安煤柱,切实做好顶、底板管理工作。 本区煤层围岩较硬,硬度在 23 之间。各煤层顶、底板依据勘探资料及井 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 5 - 下生产实见做如下叙述: 区内煤层顶底板岩石约有 85%以上为泥岩、砂质泥岩、泥质砂岩、粉砂 岩及细砂岩组成,15%以下为粗砂岩及含砾砂岩组成。据肉眼鉴定,这几种岩 性均由泥质或凝灰质胶结,松散破碎。由于煤层较软、抗压强度低,极不利于 巷道及采面支护,容易使巷道变形和支护困难。岩石性质见“表 1-4 岩石主 要物理力学性质指标表” 。 1.2.5 井田内的水文地质情况 大雁煤田位于大兴安山脉西北麓,属于海拉尔盆地的一部分,煤田的南北 两侧由火成岩组成,地表标高一般在+650m 左右,由于是后期剥蚀(侵蚀) 构造的影响构成了现代低山丘陵地形,大雁煤田内没有主要河流通过,四矿 井田位于大雁煤田的东南部,胜利河由东南向西北流经四矿井田的西南部后汇 入海拉尔河。 本区含水层以煤系风化裂隙带含承压水为主,风化带以下为煤系风化裂隙 含水层为辅。本区第四系地层基本无水,但却是大气降水及火山岩裂隙水渗入 补给煤系地层含水层的良好通道。 1.地表水与地下水的关系 本区含水层以煤系风化裂隙带含水层为主,风化带以下煤系孔隙含水层为 辅。本区第四系基本不含水(仅在井田西部砂砾层含水) ,但却是大气降水渗 入煤系地层含水层的良好通道。 地下水有较完整的循环系统,即:补给、径流、排泄过程天然状态下,地下 水总的径流方向是由东南向西北,也就是由东南补给,排泄于西北方向,井田 内地下水的水质类型为 HCO3-Ca 水,矿化度为 355412mm/l3。 表 1-3 岩石主要物理力学性质指标表 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 6 - 2.矿区内含水层及隔水层 本区的含水层可分为如下四类:第四系孔隙含水层、煤系风化裂隙带含水 层、煤系内孔隙含水层及煤层裂隙含水层。 3.矿区水文 地质特点 (1) 、本矿区地下水埋藏较浅,主要以煤层裂隙水为主。 (2) 、煤层中裂隙发育,导水性强。 (3) 、第四系地层有较厚的粘土分布,对大气降水的补给起到一定隔水作 用。 (4) 、本矿区地势较高,第四系地层水量不大,且补给条件较差,易于疏 名称 容重 102 kg/cm3 孔隙度压强度 102 kg/cm3 抗拉强度 102 kg/cm3 变形模 量 102kg/c m3 弹性 模量 kg/c m3 砂岩2.0- 2.65- 252- 200.5-0.40.5- 81- 10 砾岩2.3- 2.65- 151- 150.2-1.50.8- 82- 8 泥炭 岩 2.7- 2.851.6-5.212.830.6-2.02- 75- 10 灰岩2.2-2.75- 205- 200.5-2.01- 85- 10 页岩2.0-2.416-301- 100.2-1.01- 3.52- 8 石英 长石 2.65-2.70.12-0.515- 354.0-3.06- 206- 20 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 7 - 干。 4.综合各项因素评价 四矿水文地质类型为:中等。 1.2.6沼气及煤尘及煤的自燃性 1.瓦斯 矿井瓦斯含量及煤尘爆炸指数较低,煤的自然发火期为 36 个月,瓦斯 涌出量非常小。随着深度增加,瓦斯涌出量逐渐增加,不同煤层瓦斯含量也有 不同。主要可采煤层 CH4平均含量为 0.15m3/t,可燃质、CO2各煤层平均含量 为 0.5m3/t,可燃质各主要可采煤层瓦斯自然成分以 N2为主,CO2次之,CH4 最少,本矿瓦斯相对涌出量为 3.2m3/t,属于低瓦斯矿井。 2.煤尘 根据煤尘爆炸性试验指标,煤尘爆炸指数 1523%之间,该矿开采的煤 层属于不易发生爆炸危险的煤层。 3.煤的自燃 本区煤样的燃点试验结果为原样燃点为 253,还原样燃点为 265,氧 化样燃点 256,说明煤的燃点比较低。本区煤种为褐煤,煤化程度低、燃点 比较低,极易风化成粉末和碎块,煤层含水分又较高,煤炭采出后堆积在一起, 因湿度较大,煤堆很容易发热,当温度达到临界值时,就会发生煤的自燃。井 下煤层裸露点封闭或通风不及时,也会发生煤层的自燃现象。本区煤层自燃发 火期为 36 个月。矿井总体为级自然发火矿井。 4.地温特征 本区恒温深度 1626m,温度 6,从地温测量成果计算分析,本区平均 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 8 - 地温梯度为 2.7/100m,平均地热增温率为 38.2m/1,地温梯度小于 3。本 区基本属于地温正常区。但随着开采深度的增加,地温将有所升高,给生产安 全带来负面影响。 5.地压特征 根据地压观测资料,煤岩层在断层附近特别破碎,特别是在大断层附近表 现的尤为明显。随着开采深度的增加,地压增大。 1.2.7煤质及牌号及用途 1.煤的物理性质及特征 本区所有煤层其物理性质共性明显,差异不大,一般多为黑褐-黑色,条 痕浅褐色-褐色,具有沥青光泽,多属暗淡(或半暗淡)型煤。结构单一或呈 条带状,常见条带状结构或木质结构,具层状或块状构造,断口平坦,个别呈 参差状断口,外生裂隙发育。硬度在 13 之间(摩氏硬度) ,具较强韧性,煤 的比重 1.151.84 之间,平均 1.481.66;煤的容重在 1.061.57 之间,平均 1.201.43。 根据本区各煤层进行磨片镜下鉴定结果表明,本区煤岩组分以凝胶化物质 为主,其次是丝质炭化物质,以及含量不高的稳定组分和矿物杂质。矿物以泥 质和浸染状粘土为主,石英颗粒次之。 2.煤的化学性质和工艺性能 本区各煤层的化学性质比较稳定,根据 4 个计量煤层的煤芯煤样化验结果, 其煤质指标如下: 水分(Wt):2.69% 20.08%,平均 9.57%; 灰分(Ad):7.13% 49.26%,平均 18.17%; 第一章 井田概况及矿井地质特征 - 9 - 挥发分(Vdaf)39.06% 53.75%,平均 45.30%,属高挥发分。 粘结性:属弱粘结性。 本区煤种牌号单一,区内各煤层其坩埚粘结性几乎都是 1,煤化程度低, 均属褐煤,其中 27、32 号煤层属低灰分煤,31 号煤层属于高灰分外,36 号煤 层属于中灰分煤。从平面上看,本区内煤层的主要煤质指标灰分产率(Ad)值 随深度变化不大,挥发分产率(Vdaf)值随着深度加大而降低的趋势。 本区煤的发热量(Qnet.d )平均为 19.91MC/kg,灰分(Ad)平均为 18.17%, 硫(St.d)平均为 0.56%,灰熔点(ST)为 1380,属中灰,特低硫,高熔点 煤。 3.煤质及工业用途 本区煤种为褐煤,煤的灰分产率较高,干燥基发热量较低,全硫含量为低 硫煤,本区煤可供发电、锅炉用煤和民用生活燃料用煤。 第二章 井田境界及储量 - 10 - 第二章 井田境界及储量 2.1井田境界 2.1.1井田周边情况 井田北部以煤层露头标高线为界,南(深部)以 F6断层为界,西以正 F5 断层为界;东以正 F7断层为界,井田境界内无三下一上开采。 2.1.2井田境界确定的依据 (1)井田范围、储量要与矿井生产能力相适应。 (2)井田要有合理的尺寸以保证各个开采水平有足够的储量和服务年限。 (3)充分利用自然等条件确定井田境界。 (4)井田要有合理的开采范围,便于矿井的发展。 2.1.3井田未来发展情况 井田范围内煤层由大雁四矿进行开采,由于技术和经济原因对于井田深部 的勘探数据很少,随着科技的进步在技术上对井田深部进行精确探查,可能发 现新的可采煤层。 2.2井田储量 2.2.1井田储量的计算 1.矿井初步设计应计算以下储量 根据区域地质报告和井田地质精查报告计算井田地质储量(能利用储量和 暂不能利用储量) 、矿井工业储量(精查中的“A、B、C”三级储量) 、矿井 设计储量和矿井设计可采储量等。 第二章 井田境界及储量 - 11 - 2.井田工业储量应按储量块段法进行计算 Zc =SHr/cos 式中 Zc井田工业储量,Mt; S块段面积,km2; H块段总厚度,m; r煤的容重,t/m3; 为煤层平均倾角,。 Zc=16.3(2.0+1.8+2.1+1.9)1.35/ cos6.7 =143.44Mt 3.矿井可采储量的计算 Z=(Zc-P) C 式中 Z可采储量,Mt Zc工业储量,Mt P永久煤柱损失,Mt C带区回采率,厚煤层不低于 0.75;中厚煤层不低于 0.8;薄煤层 不低于 0.85;地方小煤矿不低于 0.7。 计算得:Z=(143.44-23.74)0.8=95.76Mt 2.2.2保安煤柱 1.工业场地及主要井巷保护煤柱留设 (1)工业场地保护煤柱留设,应在确定地面受保护面积后,用移动角圈 定煤柱范围。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及围护带,围护带宽 度为 15m。 第二章 井田境界及储量 - 12 - (2)本矿井采用斜巷连接带区与条带,在斜巷外留设 30m 保安煤柱。带 区之间留设 5m 煤柱。 2.断层带及井田境界煤柱的留设 井田范围三面以断层为界一面以煤层露头为界,为开采安全确定断层与煤 层露头均留设 50m 的煤柱进行保护。在井田范围内有一小断层,在其周围留 设 30m 的保安煤柱。 2.2.3储量计算的评价 储量完全按照规定计算,结果正确。但是由勘察数据做的地质分析与实际 地质情况存在着一定的出入,所以储量在数值上与实际存在着误差。 2.3矿井工作制度 生产能力 服务年限 本矿井采用“四、六”工作制,即三班采、掘工作,一班进行检修;每天 矿井净提升时间为 16h;年工作日为 330d。 本矿井已查明的工业储量为 143.44Mt,估算本井田内工业广场煤柱,境界 煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的 16%,各可采层均为中厚煤层,按矿井 设计规范要求确定本矿的带区采出率为 80%,由此计算确定本井田的可采储 量为 95.76Mt。 根据井田地质精查报告的资料描述,初步决定采用大型矿井设计。并设计 确定三个方案,即矿井生产能力为 0.9Mt/a, 1.2Mt/a 和 1.5Mt/a 三个方案,分 析如下: P=Z/AK 式中 P为矿井设计服务年限,a; Z井田的可采储量,Mt; 第二章 井田境界及储量 - 13 - A为矿井生产能力,Mt/a; K为矿井储量备用系数,一般取 1.4; 计算得:P1=76a ; P2=57a; P3=45.6a; 经与规程和采矿设计手册相核对,确定 57a 为比较合理的服务年 限,即本矿井的生产能力为 1.2Mt/a。 第三章 矿井通风系统的确定 - 14 - 第三章 矿井通风系统的确定 3.1矿井通风系统的确定 3.1.1概述 本设计矿井生产能力为 1.20Mt/a,煤层倾角为 6.7,赋存条件稳定。本井 田相对瓦斯涌出量 3.2m3/t,属于低瓦斯矿井。 3.1.2通风系统确定的因素 1.通风系统的确定 选择通风系统主要考虑因素包括煤层赋存状态,埋藏深度,冲积层厚度, 矿井瓦斯等级,煤尘爆炸性,煤层自燃发火性,矿井地形条件,井田及矿井年 生产能力以及井巷工程量,设备投资费,设备运营费,维修和管理费等。 本矿井采用中央并列式通风方式。 2.主要通风机的工作方式 矿井通风方法选择:压抽混合式通风机械设备较多,通风管理困难,不适 合新建矿井和高瓦斯矿井,所以此种方法不适合,压入式风阻大,风量调节困 难,当通风机停止运转时,分流压降低,有可能使采空区瓦斯涌出量增加,因 此此方法也不适合;综上所述,本设计通风方法选择抽出式。 3.2风量计算与风量分配 3.2.1风量计算 1.矿井风量计算原则 矿井需风量按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算并取 最大值相加。 第三章 矿井通风系统的确定 - 15 - 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算矿井总进风量为: Q(Q采Q 掘Q 硐Q 它)K 式中 Q矿井总进风量;m3/min Q采采煤工作面实际需风量和;m3/min Q 掘掘进工作面实际需风量和;m3/min Q 硐硐室实际需要风量和;m3/min Q 它矿井除了采煤,掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量 和;m3/min K矿井通风系数,取 1.2。 2.采煤工作面实际需要风量 应该按照矿井各采煤工作面实际需要风 采=k Q采Q 1 n i 式中 Q采 第 i 个采煤工作面实际需要风量,m3/min; n采煤工作面个数,个; K矿井通风系数,取 1.2。 (1)按瓦斯涌出量计算 Q采=100q采ki 式中 Q采采煤工作面需要风量,m3/min; q采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,q采=8.08m3/min; 第三章 矿井通风系统的确定 - 16 - ki采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数,它是该工作面瓦斯绝 对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取 1.21.6;炮采工作面取 1.42.0。 则:Q采 =1008.081.6=1292.8 m3/min (2)按工作面温度计算 采煤工作面应该有量好的劳动气候条件,其温度和风速符合表 3-1 工作面 空气温度与风速对应表要求 表 3-1 工作面空气温度与风速对应表 工作面空气温度()工作面风速()/m s 15 0.3-0.5 15-180.5-0.8 18-200.8-1.0 20-231.0-1.5 23-261.5-1.8 采煤工作面的需要风量可按下式计算 Q采 =60VaiSaiKi 式中 Vai第 i 个采煤工作面的风速,m/s; Sai回采工作面平均有效断面,取 10.08m2; Ki工作面长度系数,按表 3-2 采煤工作面长度风量系数表取。 Q采=601.510.081.35=1088.64m3/min 第三章 矿井通风系统的确定 - 17 - 按人数和炸药量计算,一般风量都偏小,因此不作计算 根据以上计算,取最大值工作面为 1292.8 m3/min,则工作面总需风量 为 采=k Q采Q 1 n i 采=1292.81.2=1551.36 m3/min Q 表 3-2 采煤工作面长度风量系数表 采煤工作面长度(m)工作面长度风量系数 50 0.8 50-800.9 80-1201.0 120-1501.0 150-1801.0 180 1.30-1.40 3.掘进工作面实际需要风量 按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际风量的总和计算,即 掘=k Q掘Q 1 n i 式中 Q掘各个掘进工作面实际需要风量,m3/min。 (1)按瓦斯涌出量计算 Q掘 =100q掘kd 式中 q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,q=5.4m3/min; 第三章 矿井通风系统的确定 - 18 - Q掘掘进工作面的需要风量,m3/min; Kd掘进工作面的通风系数,主要包括瓦斯涌出量不均衡和备用风量等 因素,一般 Kd取 1.22.0。 则: Q掘=1005.41.6=864m3/min (2)按局部通风机的实际吸风量计算 Q掘=QfIkf 式中 Q掘掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min,取 300 m3/min I第 i 个掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。 kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取 1.21.3; 则: Q掘=30011.25=375m3/min 按炸药量计算和按工作面人数计算,风量偏小,故不作计算。 根据以上计算取最大值 864 m3/min,为保证生产接续,安排二个掘进面进 行掘进工作。则: Q 掘=1.22864=2073.6m3/min 4.硐室实际需风量 按矿井各个独立通风硐室实际需风量的总和计算,即 Q 硐=kQ硐 1 n i 式中 Q硐为第 i 个独立通风的硐室的实际需要风量,m3/min; 根据经验,井下变电所取 150m3/min,水泵房取 120m3/min,机电硐室 130 m3/min,柴油机硐室 200 m3/min,并装设瓦斯监测报警自动断电仪器,加强瓦 斯监控保证安全生产。 第三章 矿井通风系统的确定 - 19 - 则: Q 硐=kQc= 1.2(150+120+130+200)=720m3/min 1 n i 5.其他井巷实际需要风量 按矿井其他用风量的总和计算 Q 它=Q它 1 n i 式中 Q它其他井巷的用风量,m3/min。 新矿井设计其他用风巷道所需风量难以计算时,也可以采取按采煤、掘进、 硐室的总和的 3%5%进行考虑。 则 Q它=0.05(1551.36+2073.6+720)=217.25m3/min (六)矿井总进风量为:Q(Q采Q 掘Q 硐Q 它它) K=(1551.36+2073.6+720+217.25)1.2=5474.7m3/min 3.2.2风量分配 (1)采煤工作面分配风量 1850m3/min。 (2)掘进工作面分配风量 2470m3/min。 (3)硐室分配风量为 800 m3/min,其中井下变电所分配风量为 210 m3/min ,水泵房分配风量 160 m3/min,机电硐室 170 m3/min,柴油机硐室 260 m3/min。 3.2.3风速计算 矿井在设计的时候要考虑巷道断面对风的影响,巷道断面大风速就太慢, 巷道断面小了行人过车不方便,所以合理的设计断面选择最适宜的风速是很重 要的。各种巷道适宜风速见表 3-3 各种巷道和采煤工作面适宜风速表。 1.工作面风速验算 第三章 矿井通风系统的确定 - 20 - 按最低风速验算,每个工作面的最低风量 表 3-3 各种巷道和采煤工作面适宜风速表 序号巷道名称适宜风速(m/s) 1 运输大巷、主石门、井底车 场 4.55.0 2 回风大巷、回风石门、回风 平硐 5.56.5 3 带区回风巷、回风上山3.54.5 4 带区进风巷、进风上山4.55.5 5 带区运输机巷、胶带输送机 巷 3.03.5 6 采煤工作面1.52.5 Q采0.2560S采 Sbi采煤工作面的净断面积,m2; 故 上巷:Q采=1551.360.25608.8=132m3/min; 下巷:Q采=1551.360.25608.8=132m3/min; 采面:Q采=1551.360.256010.08=151.2m3/min; 按最高风量验算,每个工作面的最高风量 Q采460S采 故 上巷:Q采=1551.364608.8=2112m3/min; 下巷:Q采=1551.364608.8=2112m3/min; 第三章 矿井通风系统的确定 - 21 - 采面:Q采=1551.3646010.08=2419.2m3/; 综上计算,综采面的风量符合要求。 2.掘进风速验算 按最低风速进行验算:每个岩巷掘进工作面的最低风量 Q掘0.1560S掘 S掘 掘进工作面的净断面积,m2 故 Q掘=7200.15608.8=79.2m3/min; 按最高风速验算,每个岩巷,煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量为 Q掘460S掘 故 Q掘=7204608.8=2112m3/min; 掘进工作面风量均符合要求。 3.大巷风速验算 V大巷=Q/S大巷=5474.7/16.460=5.75m3/s 式中 Q矿井总风量,m3/min; S大巷大巷断面积,m2,取 16.4m2。 3.2.4风量的调节方法和措施 1.局部风量调节 采用调节风扇,调节临时风帘等调节装置进行局部风量调节或者扩大巷道 断面,降低摩擦阻力系数,清除巷道中的局部阻力物,采用并联风路,缩短风 流线路的总长度等。 2.矿井总风量的调节 第三章 矿井通风系统的确定 - 22 - 采用改变全矿通风机的叶轮转速,轴流式风机叶片安装角和离心式风机前 导器叶片角等,来改变通风机的风压特性,从而达到调节风机所在系统总风量 的目的。 3.3矿井通风阻力的计算 3.3.1确定全矿井最大通风阻力和最小通阻力 为了计算风硐的阻力,必须先计算主要风机的风量,抽出式用下式计算: Qf =(1.051.10)Q 式中 Qf其中通过主要通风机的风量, m3/min Q矿井总排风量,m3/min; (1.051.10)外部漏风系数,风井无提升任务是取 1.05,有提升任 务时取 1.10。 故 Qf=1.105474.7=6022.17m3/min 沿困难和容易两个时期通风阻力最大线路分别用下式计算出各段井巷摩檫 阻力 hfr hfr=LUQ2/S3 式中 hfr井巷的通风阻力,Pa; L井巷的长度,m; U井巷的周边长,m; S井巷的净断面积,m2; Q井巷的通过风量,m3/min 井巷的摩擦阻力系数,Ns2/m4。 第三章 矿井通风系统的确定 - 23 - 总风阻: h=hfri 1 n i 通风容易时期: hr=712.83 Pa; hmin=1.2hr=1.2712.83=855.396 Pa; 1 n i 通风困难时期: hr=1802.7 Pa; hmax=1.15hr =1.151802.7=2073.105 Pa; 1 n i 3.3.2矿井等积孔的计算 根据矿井总风阻或等积孔,通常把矿井通风难易程度分为三级,如下 表所示。 表 3-4 矿井通风难易程度表 矿井通风难易程度 矿井总风阻 Rm/Ns2m-8 等积孔 A/m2 容易 2 中等0.3551.42012 等积孔的计算方法: 单台通风机可矿井 A=1.19/Rm1/2 式中: A矿井或通风区的等积孔,m2; 则 A=1.19/(481.23/79.82)1/2=1.19/0.0761/2=4.32 对照上表可知,该矿井通风难易程度为容易。 第三章 矿井通风系统的确定 - 24 - 3.4通风设备的选择 3.4.1主扇的选择计算 通风机的选择设计步骤: 1.计算通风机的工作风量 Qf=1.1Q=1.15474.7=6022.17m3/min 2.计算通风机的工作风压 ftrmvdat hhhh 式中 hft抽出式通风离心式通风机的全压,Pa; hrm矿井通风容易时期和困难时期的总阻力,Pa; hvd离心式风机出口动压,Pa; hat通风机附属装置(风硐即扩散器)的阻力,Pa。 根据以上计算的数据,代入数据得: hftmin=hrmmin+hva+hat=936.54 Pa hfmaxt=hrmmax+hva+hat=2131.5 Pa 式中 hva=138 Pa hat=189 Pa 3.选择通风机 (1)求风机实际工况点 离心式通风机的工作风阻 Rtmax= hfmaxt/Q2f=0.079 Ns2/m8 第三章 矿井通风系统的确定 - 25 - Rtmin= hftmin/Q2f=0.105 Ns2/m8 (2)根据通风机的工作风阻,选择 FBCZ18 型通风机一台。 3.4.2电动机的选择 根据电动机技术特征手册的配套设备,选用 JSQ1510-10/12 型异步电动 机。电动机台数为 2;转数 580r/min;电压 600V;功率 350kw。 3.4.3反风措施 通过改变风门的开与关来实现风流的转变,以便下风侧的人可以呼吸到转 变风流过来的新鲜风,为矿井安全提供了保障。 3.5矿井安全技术措施 本矿井绝对瓦斯涌出量为 8.08m3/min,正常涌水量 50m3/h ,无煤尘爆炸 危险及自燃倾向。为了保证安全生产制定预防措施。 1.预防瓦斯爆炸 瓦斯矿井必须做到风流稳定,有足够的风量和风速,避免循环风,局部风 机末端要靠近工作面,向瓦斯积聚地点加大通风和提高风速等;对于采煤工作 面上隅角瓦斯积聚可以在附近设置木板隔墙或帆布风障;经常检查瓦斯浓度和 通风状况。 2.防止瓦斯引燃 煤矿安全规程规定,严禁携带烟草和电灯工具下井;井下禁止使用电 炉,禁止打开矿灯;井口房,抽放瓦斯泵房以及通风机房 20 米内禁止使用明 火;对井下火区必须加强管理,瓦斯检定灯的各个部件必须符合有关规定。 3.预防煤尘爆炸 预防煤尘爆炸的技术措施主要有减,降尘措施,防止煤尘引燃措施及隔绝 第三章 矿井通风系统的确定 - 26 - 煤尘爆炸措施 4. .水患的预防 (1)地面应根据本矿井的地形,地貌及气侯,挖防洪排水沟并积极处理 积 水,加强雨季的防洪防汛工作。 (2)井下防水 工作面出现的污水及时清理,巷道应避开富含水源的岩层或煤层,避不开 的也要利用水闸墙或者防水煤柱疏放掉。 5.火灾的预防 按规程及其执行说明要求严格对高温热源,明火和潜在火源进行管理;尽 量不用或少用可燃材料,不得不使用时应与潜在热源保持一定距离; 防止胶 带摩擦起火,胶带输送机应具有可靠的防打滑,放跑偏,超负荷保护和轴承温 升控制等综合保护系统,防止摩擦引燃瓦斯。 6.其他事故的预防 井下作业要严格按照煤矿安全规程的有关规定,出现问题要及时向有 关部门报告。 第四章 矿井排水 - 27 - 第四章 矿井排水 4.1概述 4.1.1矿井水来源及涌水量 矿井水来源有地面水的补给和煤系风化裂隙水。矿井水对生产的影响很小, 因为本矿井地下水埋藏较浅,煤层中裂隙发育对水的疏导有利,且第四系地层 有较厚的粘土分布具有一定的隔水作用。矿井涌水量为 50m3/h,最大涌水量为 150m3/h。 4.2矿井主要排水设备 本矿井采用扬水法排水方式。主排水设备负责把全矿或大部分涌水排至地 面。辅助排水设备负责把由于反向坡度不能自流集中到主排水,转载到主排水 设备,中央排水设
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