【《某年产量5.0Mt的矿井通风及安全技术方案设计案例》6800字】

I某年产量5.0Mt的矿井通风及安全技术方案设计案例目录TOC\o"1-3"\h\u6306某年产量5.0Mt的矿井通风及安全技术方案设计案例 1144461.1矿井通风系统选择 1166671.1.1全矿通风系统、方式选择 139891.1.2盘区通风系统的选择 3185861.2盘区及全矿所需风量 4221101.2.1采煤工作面需风量计算 4204851.2.2掘进工作面需风量计算 6209711.2.3硐室需风量计算 7144931.2.4井下其它巷道需风量计算 8216441.2.5矿井总风量计算 843831.2.6风量分配 8268691.3全矿通风阻力的计算 10155381.3.1摩擦阻力及系数a的确定 11255831.3.2摩擦阻力的具体计算 11108331.3.3局部阻力的计算 12308601.3.4矿井通风总阻力 12267861.3.5矿井总风阻和等积孔 1328751.4通风机选型 143351.4.1选择主要通风机 1487421.4.2电动机选型 1682851.5防止特殊灾害的安全措施 1714621.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 17284431.5.2预防井下火灾的措施 18313051.5.3防水措施 181.1矿井通风系统选择1.1.1全矿通风系统、方式选择1、选择矿井通风系统的原则通风系统选择原则：矿井通风系统是整个矿山最重要的组成部分，矿井通风是保证合理高效安全生产的重要环节。矿山的通风系统和通风方式，尽量合理，出风稳定，矿山的通风容易管理，而且通风系统需有一定的防灾能力，在矿山工作时发生了矿山事故的话，能立刻保障撤退人员的生命和安全，初期的投资保障少初期运营费用低，矿山经济性较好。2、矿井通风系统的选择按进、回风井的相对位置分为中央式（包括中央并列与中央分列）、对角式、混合式（包括中央并列与对角、中央分列与对角、中央并列与分列式等），以及分区式（分区进风和回风的独立通风系统）。（1）选择通分系统主要考虑因素①自然因素：煤层赋存状态、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、煤层爆炸性、煤层自燃、矿井地形条件、井田面积和年生产能力等；②经济因素：需要大量的费用，包括工程、换气操作成本、设备操作、维护管理条件等。此外，根据采矿技术条件，必须考虑到灌浆、注水以及瓦斯抽放等要求。（2）经对各种通风系统的对比，结合本设计矿井实际情况，采用混合式通风。3、矿井通风方法的选择主要通风机的工作方法有压入式、抽出式和压抽混合式三种，现对这三中通风方式进行比较，见表9-1。表9-1通风方式比较通风方式图示适用条件及优缺点抽出式现在一般使用的通风方法，适应性高，瓦斯管理容易，适用于巷道长，采矿区域广的矿山。地下气流为负压，漏气少，管理简单。如果有沉降区域和其他盘区相通时，有害气体被运送到矿山，矿山的有效空气量减少。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，进风路线的漏风很大。管理困难，风阻大，风量调节困难。井下的通风处于正压状态，当通风机停止时，采空区的瓦斯会涌向工作面。混合式可产生大的通风阻力，适应高阻力矿井，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不应采用。但是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井。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。1.1.2盘区通风系统的选择回采工作面的通风系统选择1）按回采工作面的回风方向选择上行通风的特点：a.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度；b. 风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘的浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；c. 运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。下行通风特点：在没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角小于120的煤层中，可考虑采用下行通风；工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，减低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。结合本设计矿井地质条件和瓦斯含量以及矿井生产能力，通过对上行通风和下行通风优缺点的比较，决定采用上行通风。2）按进、回风巷数目选择：一进一回U型后退式，应用普遍，优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。但上隅角瓦斯容易超限，工作面、回风巷要提前掘进。本设计进行了多方面的考虑，最后采用一进一回U型后退式。1.2盘区及全矿所需风量本设计采用由里往外计算风量的计算方法，即先算矿井总风量后算井下用风点的需风量。将根据基本原则：以采、掘、开工作面为计算单位，备用工作面按同样要求满足瓦斯、二氧化碳、风流温度等规定计算需风量，而且不低于其回采时需风量的50%，取各种计算方法的风量的最大值。1.2.1采煤工作面需风量计算采煤工作面应按瓦斯（或者二氧化碳）涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并验算风速。（1）按瓦斯（或者二氧化碳）涌出量计算：=100Kc（9-1）式中：——采煤工作面需要风量，m3/min；——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，瓦斯相对含量为1.96m3/t取=15867×0.04/24×60)=0.44Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常，机采工作面可取1.2～1.6；本设计Kc取1.4。=100××Kc=100×0.44×1.4=61.6m3/min（2）按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的气候条件，其进风气流温度和风速符合表9-2、9-3要求。采煤工作面的需要风量可按下式计算：=60×Vc×Sc×Ki（9-2）式中：Vc—回采工作面适宜风速，取Vc=1.5m/s；Sc—回采工作面平均有效断面，采用掩护式支架时S=3（M-0.3），M为煤层开采厚度取M=5.5mKi—工作面长度系数，采煤工作面进风流气温为23℃，工作面长300m，选取1.3；=60×Vc×Sc×Ki=60×1.5×15.6×1.3=1825.2m3/min表9-2采煤工作面气温、风速表采煤工作面进风流气温（℃）采煤工作面风速（m/s）＜150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.5～1.8表9-3采煤工作面长度风量系数采煤工作面长度（m）工作面长度系数<500.850～800.980～1201.0120～1501.1150～1801.2>1801.30～1.40（3）按工作人员数量需风量计算：=4nc（9-3）式中：4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；nc—采煤工作面同时工作的最多人数。=4×50=200m3/min（4）按风速验算根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量满足要求：按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Qw≥60×0.25×Sw（9-4）按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Qw≤60×4×Sw（9-5）按最低风速验算最小风量：60×0.25×15.6＝234m3/min按最高风速验算最大风量：60×4×15.6＝3744m3/min用以上几种方法对盘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，即Q=1825.2m3/min备用工作面所需风量：Qbi=Qw/2=912.6m3/min把工作面和盘区内独立通风的备用工作面所需风量累加起来，就是盘区内所需的总风量，即：=1825.2+912.6=2737.8m3/min1.2.2掘进工作面需风量计算煤巷、半煤巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算该矿为低瓦斯、低二氧化碳矿井，按照瓦斯矿井核定。Q掘＝100q掘K通（9-6）其中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；q掘—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，0.04m3/min；K通—该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取1.8；Q掘＝100q掘K通＝100×0.04×1.8＝7.2m3/min（2）按局部通风机吸入风量计算=Qf×I×kf（9-7）式中：Qf—掘进面局部通风机额定风量，m3/min；I—掘进面同时运转的局部风机台数，台；kf—为防止局部通风机吸环风的风量备用系数，进风巷中无瓦斯涌出是取1.2，有瓦斯涌出是取1.3。表9-4局部风机的额定风量表风机型号额定风量（m3/min）2BKJ—No4/442×5.5kW360本设计选用2BKJ—No4/44风机一台，故：=1×360×1.2=432m3/min（3）按同时工作的作业人数和炸药量计算：按人数计算：Q掘>4N=4×16=64m3/min按炸药量计算：Q掘>25A=25×2.4＝60m3/min式中： N－工作面同时作业的最多人数，16人；A－一次爆破最大药量，2.4kg。（4）按风速进行验算：60×0.25S<Q煤掘＝432<60×4S故掘进工作面需要的总风量为：=2×432=864m3/min1.2.3硐室需风量计算硐室实际需风量应根据硐室类型的不同分别进行计算。因本设计矿井只有变电所、火药库、充电硐室、主排水泵房，所以根据以往经验，其值取为：中小型爆破材料库，大型爆破材料库为，主排水泵房为，盘区绞车房及变电所为，充电硐室为。结合本矿井实际，变电所实际风量为，火药库实际需风量取为，充电硐室为，主排水泵房为。则硐室的实际需风量为：1.2.4井下其它巷道需风量计算其它巷道所需风量按下式进行计算≥60×0.25×S×4=60×0.25×15×4=900m3/min（9-8）式中：S——其它巷道平均断面面积，取20m2。取=900m3/min1.2.5矿井总风量计算=Ka（+++）（9-9）式中：Ka――盘区风量备用系数，包括盘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则：=Ka（+++）因此矿井总风量为：=1.2×（2737.8+864+470+900）=5966.16m3/min=91.436m3/s1.2.6风量分配1、分配原则（1）分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量应不低于所计算出的需风量。（2）为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定风量。（3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。2、分配方法（1）当矿井风量确定后，首先按照盘区布置图给各个回采面、掘进面、硐室分配风量。（2）从总风量中减去各个回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按盘区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各盘区。再按一定比例将这部分风量分配到其它用风地点。用于维护巷道和保证行人安全。3、风量分配每个回采工作面分配风量：=1825.2×1.2=2190.24m3/min；每个备用工作面分配风量:=912.6×1.2=1095.12m3/min；每个掘进工作面分配风量：=432×1.2=518.4m3/min； 火药库分配风量:Q火药=100×1.2=120m3/min；变电所分配风量:Q变电所=70×1.2=84m3/min；充电硐室分配风量:Q充电=150×1.2=180m3/min；主排水泵房分配风量:Q水泵房=150×1.2=180m3/min；其他巷道所分配风量:Q其他=900×1.2=1080m3/min；4、风量分配后的风速校核当风量分配到各个用风地点，应结合运输条件选择经济断面，防止巷道内风速过大或过小，尽量使各巷道内风速处于适宜风速范围内，如果有困难，也必须满足《煤矿安全规程》对风速的要求。计算分配后的风速验算，如表9-5。表9-5风速验算表巷道名称V/m·s-1最高允许风速m﹒s-1副立井5.598井底车场6.308辅运大巷3.928运输顺槽1.746工作面1.956回风顺槽1.746回风大巷4.908风井2.58151.3全矿通风阻力的计算风流必须具有一定的能量，用以克服井巷对风流所呈现的通风阻力。矿井通风阻力包括摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力是风流与井巷周壁以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失。摩擦阻力一般占矿井通风阻力90%左右，是矿井总阻力的主要组成部分，是矿井通风设计、选择扇风机的主要参数。风流在井巷中作均匀流动时，沿程受到井巷固定壁面的限制，引起内外摩擦，因而产生阻力，这种阻力叫做摩擦阻力，降低矿井通风阻力，无论是对安全还是经济都有重要意义，摩擦阻力是矿井通风阻力的主要组成部分，故要以降低摩擦阻力为重点，同时降低某些风量大井巷的局部阻力。要降低摩擦阻力须从以下几个方面来考虑：（1）降低摩擦阻力系数（2）扩大巷道断面（3）选用周界较小的井巷（4）减少巷道的长度（5）避免巷道内风量过大降低局部阻力的措施：对于风速高、风量大的井巷，在这些巷道内，要尽可能避免断面的突然扩大或突然缩小，尽可能避免拐900的弯，在拐弯处的内侧和外侧要做成斜面或圆弧形，拐弯的弯曲半径尽可能加大，还可以设置导风板，尽可能避免突然分叉和突然汇合。1.3.1摩擦阻力及系数a的确定阻力计算公式：=aLUQ2/S3=aLUv2/S=RQ2（9-10）式中：—摩擦阻力，Pa；a—摩擦阻力系数，N·s2/m4；L—井巷长度，m；U—井巷净断面周长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2；R—井巷摩擦风阻，N·s2/m8。1.3.2摩擦阻力的具体计算（1）通风容易时期：副井→井底车场→运输大巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷→风井。（2）通风困难时期：副井→井底车场→运输大巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷→风井。通风容易时期摩擦阻力计算表9-6通风容易时期摩擦阻力计算巷道名称支护形式与几何形状α(Ns2/m4)L（m）U（m）S(m2)R(Ns2/m8)Q(m3/s)h摩（Pa）v(m/s)副井混凝土浇灌0.03544616.4517.80.0591.44450.195.59井底车场锚喷0.007826016150.0194.4685.796.30轨道大巷锚喷0.010615018.620.30.0071.5522.373.92运输顺槽锚网0.018742331717.50.2530.42232.351.74工作面液压支架0.03230016.415.60.0430.4238.381.95回风顺槽锚网0.018742331717.50.2530.42232.351.74回风大巷锚喷0.010645018.620.30.0191.44104.864.90风井混凝土浇灌0.0416021.9838.50.0091.4424.372.58合计654.69根据上表可以算的容易时期的阻力：=654.69（Pa）2、通风困难时期摩擦阻力计算表9-3-2通风困难时期摩擦阻力计算巷道名称支护形式与几何形状α(Ns2/m4)L（m）U（m）S(m2)R(Ns2/m8)Q(m3/s)h摩（Pa）v(m/s)副井混凝土浇灌0.03544616.4517.80.0591.44450.195.59井底车场锚喷0.007826016150.0194.4685.796.30轨道大巷锚喷0.0106470018.620.30.1171.55700.963.92运输顺槽锚网0.018729181717.50.1730.42160.171.74工作面液压支架0.03230016.415.60.0430.4238.381.95回风顺槽锚网0.018729181717.50.1730.42160.171.74回风大巷锚喷0.0106150018.620.30.0491.44341.554.90风井混凝土浇灌0.0410021.9838.50.0091.4415.232.58合计1424.46根据上表可以算的困难时期的阻力：=1424.46（Pa）1.3.3局部阻力的计算由于井下造成局部损失的地点多，各种情况复杂多样，而且《煤矿设计规范》中指出矿井局部阻力一般占整个矿井通风阻力的10%。故通风容易时：∑=10%∑=65.47pa;通风困难时：∑=10%∑=142.45pa;1.3.4矿井通风总阻力1、矿井总阻力计算计算方法：∑=∑+∑通风容易时期：∑=∑+∑=654.69+65.47=720.16pa;通风困难时期：∑=∑+∑+∑hn=1424.46+142.45=1566.91pa;所以，满足《煤炭工业矿井设计规范》中的规定：矿井通风的设计正（负）压，不应超过2940pa。1.3.5矿井总风阻和等积孔通风阻力定律可表示为如下公式：（6-23）所以矿井通风的总通风阻力为：（6-24）又矿井等积孔的计算公式可表示为如下公式：（6-25）式中：—矿井总通风风阻，N·s2/m8；—矿井总通风阻力，Pa；—矿井总通风量，m3/s；—矿井的等积孔，m2。将各值代入式中可得：1）通风容易时期总通风风阻：R=0.073N·s2/m8矿井总等积孔：A=4.43m22）通风困难时期：总通风风阻：R=0.158N·s2/m8矿井总等积孔：A=3.02m2表9-7矿井通风阻力等级分类等积孔风阻（N×s²/m8）矿井通风阻力等级通风难易程度＜1＞1.416大阻力矿井难1～21.416～0.354中阻力矿井中＞2＜0.354小阻力矿井易故本矿井属于小阻力矿井，通风难易程度为容易。1.4通风机选型1.4.1选择主要通风机1、风机工作风压通风容易时期主要通风机静风压为：hfmin=hrmin－he1+h损失=720.16-0+50=770.16Pa通风困难时期主要通风机静风压为：hfmax=hfmax+he2+h损失=1566.91+0+50=1616.91Pa2、主要通风机通过的风量QF＝K×Q＝1.05×91.436＝104.42ｍ3/s。式中QF主要通风机的工作风量，ｍ3/s；Q矿井总风量，ｍ3/s；K主要通风机装置漏风系数，有提升设备时取K＝1.15，无提升设备时取K＝1.05。3、主要通风机的风阻Rfmin==770.16/104.422=0.071Ns2/m8Rfmax==1616.91/104.422=0.148Ns2/m84、选择主要通风机主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压见表9-8。表9-8主要通风机工作参数一览表项目容易时期困难时期参数风量/m3/s风压/Pa风量/m3/s风压/Pa104.42770.16104.421616.91根据表9-4-1的数据，并结合当前的技术经济条件，在供选择的通风机特性曲线图上初选通风机。矿井选择2K56矿用轴流式通风机№.24型，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，如图9-4-1所示。从而求得2K56矿用轴流式通风机№.24型性能参数，见表9-9。表9-92K56矿用轴流式通风机№.24型性能参数表型号时期叶片安装角/°转速r/min风压风量m3/s效率/%输入功率Pa/kW2K56№.24容易时期40°750770.16104.4265%175困难时期40°7501616.91104.4278%240图9-12K56№.24型矿用轴流式通风机1.4.2电动机选型由于Nmin/Nmax＝175/240=0.73>0.6，可选一台电动机，故通风容易与困难时期均选用同一型号的电动机。电动机功率为：式中： Ne——电动机功率，kW； Nmax——通风机困难时期的输入功率，kW； ke——电动机容量备用系数，取1.1—1.2，本矿取1.1； ηe——电动机效率，可取0.9-0.9