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文档简介

1、府谷张明沟矿业有限责任公司矿井通风能力核定报告编制单位:通风科编制人:编制时间:一、矿井概况一、项目概况1、企业名称根据陕西省人民政府批复的陕政函【2007】167号榆林市煤炭资源整合实施方案,原府谷县三道沟乡张明沟煤矿整合后被列入府谷县煤炭资源整合区(Z18区),整合后该企业名称为府谷县三道沟乡张明沟煤矿2、交通位置府谷县三道沟乡张明沟煤矿整合区位于府谷县西北约63km处,行政区划隶属府谷县三道沟乡管辖。区内野大公路沿煤矿的东北部边界附近通过,建成通车的西(安)包(头)铁路和神(木)黄(骅)铁路,南与陇海线相接,北与京包线相连,向东有大秦、神黄两条西煤东运线通道与京九、京广线相接陇,形成了四

2、周与全国运输网络的相互衔接,区内交通条件较为便利。3、矿井煤炭资源整合方案(1)整合区面积及开采煤层根据陕国土资矿采划【2008】165号关于划定府谷县三道沟乡张明沟煤矿矿区范围的批复,府谷县三道沟乡张明沟煤矿整合区(Z18整合区)由原张明沟煤矿的剩余资源及周边资源整合而成,范围由7个拐点圈定,面积约3.3597km2,批准开采2煤和3-1煤层。(2)矿井整合规模整合后拟建45万t/a。(3)整合区相邻矿井该整合区西部与万顺煤矿相邻,北部与Z19整合区相邻,南部分别与青龙寺井田和新民普查区相邻,东部与三道沟井田相邻。4、矿井现状参与府谷县三道沟乡张明沟煤矿资源整合的矿井为原府谷县三道沟乡张明沟

3、煤矿。原张明沟煤矿始建于1988年,1989年投产,设计生产规模6万吨/年,2003年煤矿完成了技改,生产规模达到15万吨/年,实际生产规模614万吨/年。开采的是2-2号煤层,除在煤矿东北角被剥蚀,其余地段可采,煤层厚度1.702.05m,平均1.82m。煤层厚度稳定,结构较简单,不含夹矸。截至2008年4月30日原张明沟煤矿累计开采2-2号煤层新形成采动量70万吨。原张明沟煤矿采用斜井开拓,采用人工打眼放炮落煤,防爆自卸小四轮拖拉机运输。采用中央并列抽出式通风系统,轴流风机抽风。煤矿未发生冒顶、底鼓及瓦斯煤尘爆炸事故。矿井为低瓦斯矿井,瓦斯成分以氮气为主,二氧化碳微量,甲烷含量为零。2-2

4、煤层煤尘具有爆炸性,煤的自燃性属易自燃煤。地温正常,无地热危害。二、矿井通风系统根据陕西煤矿安全装备检测中心煤尘爆炸性、煤自燃倾向性检验报告结论,该矿井煤层具有爆炸性和属容易自燃煤层。根据府谷县能源局文件:关于2016-2017年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知,我矿绝对瓦斯涌出量为0.32m3/min,属低瓦斯矿井。陕西安技煤矿安全装备检测有限公司进行了通风机性能检测,检测结果合格。陕西安技煤矿安全装备检测有限公司对井下通风网路阻力进行了测定。矿井反风采用主要通风机反转反风。矿井于2017年6月25日进行了反风演习,通风机实现反风用时6min,反风后全矿井供风量为反风前的65.4%。矿井采用机械

5、通风,通风方式为中央并列式。通风方法为抽出式。副井和主斜井进风,回风井回风。(1)主要通风机:主扇风机选用FBCDZNO-19/2X110型防爆对旋轴流式通风机两台(一台工作,一台备用)配套YBFn2-355M2-8型通风机专用隔爆电动机,功率2X315kW,电压660V。(2)采掘工作面及硐室通风:回采工作面采用全风压通风,掘进工作面均采用局部通风机压入式通风,装备防爆对旋式局部通风机,控制开关风机专用开关,实现了双风机、双电源自动切换,采用800mm抗阻燃防静电风筒。井下主变电所及水泵房、水仓、消防材料库等主要硐室采用全风压通风,其他深度不超过6m、入口宽度不超过1.5m的硐室采用扩散通风

6、。三、矿井需要风量计算(一)风量计算根据煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)规定,矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4XNXK=4X43X1.25=215m3/min=3.58m3/s式中:Q矿井总供风量,m3/s;N井下同时工作的最多人数,取43人;K矿井通风系数,取1.25。2、按用风地点风量总和计算Q=(EQ+EQ+EQ+EQ+EQ+EQ)X1.25采备掘柴硐室其它式中:Q总供风量,ms/sEQ回采工作面所需风量之和,m3/s采EQ掘进

7、工作面所需风量之和,m3/s掘EQ稀释柴油机车尾气所需风量之和,m3/s柴EQ独立通风的硐室所需风量之和,m3/s硐室EQ其它用风地点所需风量之和,m3/s其它K矿井通风系数,取1.25EQ的确定采按工作面温度计算Q一二VSK采cciV回采工作面适宜风速,取1.2m/s;cS回采工作面平均有效断面,按最大和最小控顶有效断面c平均值计算,2-2煤层工作面取8.8m2;K工作面长度系数,本矿井设计工作面长度为120m,故i取1.1。2-2煤层工作面:Q=1.2X8.8X1.1=11.6m3采按炸药量计算Q=25XAi采式中:Ai计算工作面一次爆破的最大炸药量(kg)25每公斤炸药爆破后需供给的风量

8、(m3/min)2-2煤层工作面:Q=25XAi=25X20.0/60=8.33(m3/s)采按人数计算Q=4XNi采式中:Ni计算工作面同时工作的最多人数(人)2-2煤层工作面:Q=4XNi=4X13/60=0.87(ma/s)采按风速校验2-2煤层工作面:Q一上15X8.8=132.0(ma/min)采Q一W240X8.8=2112.0m3/min)采132.0WQ=11.6X60=690.02112.0ma/min,符合要求采结合临近矿井回采工作面配风情况,设计确定本矿井回采工作面配风量为14m3/s。ZQ一=14ma/s采ZQ的确定备ZQ=1/2XZQ=1/2X14=7m3/s备采ZQ

9、的确定掘矿井共配备了1个普掘工作面和1个综掘工作面。按炸药量计算Q=25XAi掘Q=25X7/60=2.9(m3/s)掘式中:Ai掘工作面一次爆破的最多炸药量(kg)按局部通风机吸风量计算Q=QXIXk掘ff=200X2X1.2=480(m3/min)=8(m3/s)式中:Q一掘进面局部通风机额定风量,ms/min;fI掘进面同时运转的局部通风机台数,台;k一防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.2f按人数计算Q=4XNi掘Q=4X10/60=0.67(ms/s)综掘Q=4X8/60=0.5s(ms/s)普掘参照我国低瓦斯矿井掘进工作面的配风情况,确定综掘工作面配风量为8ms/s,普掘工

10、作面配风量为6m3/s。ZQ=6+8=14ms/s掘ZQ的确定柴工Q防爆无轨胶轮车配风量,防爆无轨胶轮车功率为65kw,机车配风量为5.4m3/minkw,则第一辆车配风量351ms/min,第二辆车配风量加单台的75%,第三辆车及以上各台分别加50%的风量。矿井井下同时运行按3台车计算,则:工Q=(351+351X75%+351X50%)/60机车=13.16m3/s,计算取工Q=13.2m3/s柴ZQ的确定硐室本矿井不设有独立通风硐室。ZQ=0m3/s硐室ZQ的确定其它其它用风地点所需风量之和,按以上各需风量之和的5%计算。通风容易时期:ZQ=(ZQ+ZQ+ZQ+ZQ+ZQ)X0.05其它

11、采备掘柴硐室=(14+7+14+13.2+0)X0.05=2.41m3/s,计算取2.5m3/s故由以上计算可得矿井总风量为:Q=(ZQ+ZQ+ZQ+ZQ+ZQ+ZQ)K矿采备掘柴硐室其它=(14+7+14+13.2+0+2.5)X1.25=63.4ma/s。取64.0ms/s。据以上计算,设计矿井总进风量为64.0m3/s。(二)风量分配矿井总风量按井下各工作用风地点需风量进行分配,余者风量为柴油车尾气稀释风、漏风、及其它风量,矿井风量分配见表5-2-1矿井风量分配表表5-2-1序号供风地点数量(个)供风量(m3/s)1米煤工作面1142接替工作面173综掘工作面184炮掘丄作面165漏风及

12、其它29合计64三)风压计算矿井风压:h=h+h摩局式中:h井巷摩擦阻力,Pa;摩h局部阻力,取h的15%;局摩井巷摩擦阻力按下式计算:h=9.8aLPQ2/S3摩式中:a摩擦阻力系数,(kgS2/m4);L井巷长度,m;P井巷净断面周长,m;Q通过井巷的风量,ms/s;S井巷净断面积,m2。矿井风压计算和风量分配是利用计算机通风计算程序进行计算的,计算中考虑了摩擦阻力。在此基础上考虑15%的局部阻力,算出全矿井的通风负压。矿井移交投产时通风系统见图5-2-1,通风计算结果见表5-2-2。矿井通风困难时通风系统见图5-2-2,通风计算结果见表5-2-3。(四)等积孔计算等积孔按下式计算:A=1

13、.19XQ/庙m2式中:A矿井等积孔,m2;Q风机风量,ms/s;h风机风压,Pa。根据计算结果,得出风机在其服务期间容易时期和困难时期的风量、风压和等积孔见表5-2-4。从等积孔大小可看出,矿井为通风容易矿井。矿井风量、负压及等积孔表表5-2-4名称风机风量(m3/s)风机负压(Pa)等积扎(m2)容易时期64.0510.53.37困难时期64.01435.22.01巷风路始点未点阻力系数(Kg/m3)巷道长度(m)净周长(m)存断面/W)磨擦阻力(NXSz/ms)风量(m3)-负压E风门压力(Pa)-风速E)井斜主丄OO3.11O1XIX2o9o1o22.3o9873.井斜主2OO3.11

14、O1X28o3YY111x87o井斜副1OO211O7IX3o681x3o井斜副EJgUO211O厶71工u4by.14847o6352.2-2带式输送机大巷52100.001327810.670.01116914.4923.0102.072-2带式输送机大彳厠巷61050.001314610.670.00586625.4137.1503.632-2带式?送机大V输巷7560.001315310.670.00614718.0919.7202.5842Q送带式机大刁输-巷8670.00134910.670.00196913.093.3101.8692-2;运?煤辅助输大巷92630.001531

15、3100.0001349.513.1304.9512-2;运?煤辅助输大巷10340.0012013100.0002632.362.6703.2362-2;运?煤辅助输大巷11490.0011513100.00019549.514.6904.951防库129100.0013018.214.90.00016510.920.1900.7332-2;运?煤辅助输大巷139110.00117513100.00227538.5933.2403.8592-2;运?煤辅助输大巷1411120.00115313100.00198931.9119.8703.1912-2;运?煤辅助输大巷1512130.0012

16、013100.0002628.912.1302.8912-2;大煤回风大巷1614150.0017712.49.10.0012674221.9304.6152-2煤回风大巷1715160.00125812.49.10.00424550104.105.4952-2煤回风大巷1816270.00116112.49.10.00264964106.507.033联络巷191370.000830117.50.00062628.915.1303.855联络巷207140.000830117.50.0006264210.8305.6中央变电.所.2117180.00112012.110.80.0002111

17、7.140.6101.587中央变电所通道223170.001158.97.20.00035817.141.0302.381中央变电所通道231840.001158.97.20.00035817.141.0302.381煤仓下口通风联络巷242580.001140117.50.00146917.714.5201.642101工作面带式输送机巷255190.00157221310.80.0111767.325.8800.6782101丄作面辅助运输巷2611190.0015752128.40.0228386.689.9900.7952101工作272160.0069212.8.70.012814

18、150.4125.71.609面口风巷0122172101丄作面开切眼2819200.00312017.214.90.001872143.600.942102丄作面带式输送机巷296210.0015721310.80.00111550.2700.4632102丄作面辅助运输巷.3012210.0015102128.40.00309834.233.960.357口风联络巷3121150.000838117.50.000793835.7935.291.067回风斜井3227220.001311711.59.30.0021756487.3806.882风硐3310.00132014120.00021

19、164-435-443.925.333回风斜井风量64.0m3/s负压510.5Pa(考虑15%的局部阻力系数)五)通风设施、防止漏风和降低风阻的措施巷道名称风路始点天点阻力系数(Kg/m3)巷道长度(m)净周长(m)净断面血)磨擦阻力(NXSz/ms)风量血)一负压曲风速(m/s)主斜井1120.001387118.50.00211931.9221.183.755主斜井22250.0013109118.50.00253825.0215.582.943副斜井3180.001223012.711.10.00266332.0826.892.89副斜井48290.001240612.711.10.0

20、0452438.9867.453.5122-2带式输送机大彳fj巷52100.001327810.670.0111696.95.220.9863-1带式彳送机大彳输巷625260.0013108410.670.0435525.02267.363.5743-1带式?送机大d巷726270.001315310.670.00614717.7619.022.5373-1送机大刁输-巷827280.00134910.670.00196913.763.661.9662-2;运?煤辅助输大巷9940.0011513100.0001956.90.090.692-2;运?煤辅助输大巷10430.00120131

21、00.000264.590.050.4592-2煤辅助运输大巷11380.0014313100.0005596.90.260.69消防材料.库.121090.0013018.214.90.0001656.90.080.4633-1煤运输杲辅助俞大巷1329300.001105913100.01376738.98205.253.8983-1煤运输臬辅助剧大巷1430310.00115313100.00198932.2420.283.2243-1煤运输臬辅助剧大巷1531320.0012013100.0002628.242.032.8243-1Z大臬回风5巷.1633340.0017712.49.

22、10.0012674221.934.6153-1煤回风大巷1734350.00125812.49.10.00424550104.125.4953-1煤回风大巷1835160.00194312.49.10.01551764623.57.033联络巷1932280.000830117.50.00062628.244.93.765联络巷2028330.000830117.50.0006264210.835.6中央变电.所2118170.00112012.110.80.0002112.310.010.254中央变电所通道224180.001178.97.20.0004052.310.020.322中央

23、变电所通道.231730.001178.97.20.0004052.310.020.322式车卜面带俞送机巷2426200.00157451310.80.0115327.265.960.672丄作面辅助运输巷2530200.0015775128.40.0235366.7410.50.803丄作面回风巷2619350.00171512.28.70.01324714149.991.609丄作匸面开刀眼.2720190.00312017.214.90.001872143.60.94丄作式*乍面带俞送机巷,2827210.0015721310.80.00111540.170.37丄作面辅助运输巷293

24、1210.0015102128.40.00309843.450.476回风联络巷3021340.000838117.50.000793836.241.067回风斜井3116220.001320411.59.30.00379264152.356.882风硐322210.00132014120.00021164-12405.333容易时期矿井通风网络计算表困难时期矿井通风网络计算表四、矿井通风能力计算根据矿井需要风量计算结果,正常生产条件下,风量可满足。采煤工作面通风能力计算中,采煤工作面推进度按正常生产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。布置2个采煤工作面。2108工作面特征表工作面平均长

25、(m)平均采高(m)原煤密度(t/m3)回采率(%)年工作日数(d)801.31.3396330正规循环作业系数(%)工作面个数(个)日推进度(m/d)采煤方法生产能力(万t/a)8016.0机采30A=330X10XhXrXbXccccccc=330X10-4X80X1.3X1.33X6.0X0.95=30.0万ta式中:A一采煤工作面年产量,万吨每年;cl一采煤工作面平均长度,m;ch一采煤工作面煤层平均采高,m;cr一采煤工作面的原煤视密度,t/m;cb一采煤工作面平均日推进度,m/d;cc一第i个采煤工作面回采率,%。ci43102工作面特征表工作面平均长(m)平均采高(m)原煤密度(

26、t/m3)回采率(%)年工作日数(d)801.01.3396330正规循环作业工作面日推进度采煤方法生产能力系数个数(m/d)(万t/a)(%)(个)8016.0机采19.8A=330X10XhXrXbXccccccc=330X10-4X80X1.0X1.33X6.0X0.95=19.8万ta式中:A一采煤工作面年产量,万吨每年;cl一采煤工作面平均长度,m;ch一采煤工作面煤层平均采高,m;cr一采煤工作面的原煤视密度,t/m;cb一采煤工作面平均日推进度,m/d;cc一第i个采煤工作面回采率,%。ci机掘工作面能力计算(4个掘进工作面)3-1煤延伸巷运输巷掘进面:P=rxSxLxnxa掘j

27、掘j掘j掘j掘j掘j式中:P第j个掘进工作面正常条件下年进尺,换算成原煤产量,掘j万t;r炮掘工作面煤的容重(原煤视密度),1.33t/m3;掘S炮掘巷道断面积,11.2m2;掘L正常生产年总进尺换算为日进尺,8m;掘n年工作日数,330d;掘a炮掘工作面个数,1个。掘所以:P=rxSxLxnxa掘3掘j掘j掘j掘j掘j=4.0(万t/a)3-1煤延伸巷运输巷掘进面:P=rxSxLxnxa掘j掘j掘j掘j掘j掘j式中:P第j个掘进工作面正常条件下年进尺,换算成原煤产量,掘J万t;式中万t;式中万t;r炮掘工作面煤的容重(原煤视密度),1.33t/m3;掘S炮掘巷道断面积,9.6m2;掘L正常生

28、产年总进尺换算为日进尺,8m;掘n年工作日数,330d;掘a炮掘工作面个数,1个。掘所以:P=rxSxLxnxa掘3掘j掘j掘j掘j掘j=3.4(万t/a)4-4煤东辅运大巷掘进面:P=rxSxLxnxa掘j掘j掘j掘j掘j掘jP第j个掘进工作面正常条件下年进尺,换算成原煤产量,掘Jr炮掘工作面煤的容重(原煤视密度),1.33t/m3;掘S炮掘巷道断面积,14.8m2;掘L正常生产年总进尺换算为日进尺,8m;掘n年工作日数,330d;掘a炮掘工作面个数,1个。掘所以:P=rxSxLxnxa掘3掘j掘j掘j掘j掘j=5.2(万t/a)3-1煤东回风大巷掘进面:P=rxSxLxnxa掘j掘j掘j掘

29、j掘j掘jP第j个掘进工作面正常条件下年进尺,换算成原煤产量,掘jr炮掘工作面煤的容重(原煤视密度),1.33t/m3;掘S炮掘巷道断面积,11.4m2;掘L正常生产年总进尺换算为日进尺,8m;掘n年工作日数,330d;掘a炮掘工作面个数,1个。掘所以:P=rxSxLxnxa掘3掘j掘j掘j掘j掘j=4.0(万t/a)生产能力计算A二工A一+SA=30+19.8+4+3.4+5.2+4=66.4万吨/年米i掘j式中:A矿井通风能力,万t/a。A第i个回采工作面正常生产条件下的年产量,万t/a。采iA掘j各个掘进工作面正常生产条件下的年产量,万t/a。根据由里向外核算法计算矿井通风能力为66.4万t/a。、全矿井通风能力矿井通风能力确定为66.4万t/a,均以正常生产条件为依据,矿井因受防治水工作难度大、村庄压煤等不利因素的影响,经常出现工作面搬家等,由此可见,矿井通风能力有富裕。四、矿井通风能力验证本次核定的通风能力为66.4万t/年。根据矿井现场实测数据,对照矿井风井主要通风机性能测试报告和矿井阻力测定报告,对矿井目前通风动力进行验证。1、按照矿井主要通风机的实际特性曲线进行验证主通风机排风量4675m3/mi,n负压750Pa主通风机的特性曲线及工况点见主通风机检测报告附页。主通风机的额定风压力250

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