矿井通风设计范例.
煤矿通风设计

×××××煤矿矿井通风设计(2013年)矿长;×××设计编写;××××编写日期; 2013年3月3日目录第一章井田概况 (3)第二章矿井通风系统 (9)第三章、矿井风量计算 (11)第四章、矿井风量、风压及等积孔 (15)第五章、反风方式、反风系统及设施 (19)第六章、供热风系统设计 (20)第七章、矿井通风费用计算 (22)第八章、矿井通风系统的合理性可靠性和抗灾能力分析 (24)第九章、附图 (26)前言为了贯彻执行国家的安全生产方针,保障煤矿职工的安全和健康,保证生产建设的正常进行,达到以风定产的要求,让井下各工作面以及其它地点的风量按需分配,特制定本通风设计。
本通风设计主要是根据《中华人民共和国矿山安全法》和2011年版《煤矿安全规程》等有关条款而制定,参考新疆天发工贸有限责任公司第一煤矿《初步设计安全专篇》、《新疆天发公司第一煤矿2011年瓦斯等级报告》二书。
本设计在编写过程中,力求使用专业术语,简明扼要,紧密结合工作实际,对通风设施的设置、管理、各工作面所需风量的配备和安全保证措施都做了明确的规定和要求。
本设计经审批签字后,煤矿要认真组织有关人员学习本设计有关规定,在生产中严格按设计操作,如有变更,必须及时修改或补充说明。
编者2013年3月第一章井田概况一、矿井交通及气候情(一)矿井概况1.交通位置××××××煤矿位于乌鲁木齐市以东八道湾与碱沟之间的九道湾中部。
行政区划属乌鲁木齐市水磨沟区管辖。
井田地理坐标:东经87°41′46″~87°42′36″北纬43°51′35″~43°53′10″井田西距乌鲁木齐市16㎞,北距米泉市15㎞,均有沥青公路相通,交通极为便利。
矿井通风设计

矿井通风设计目录第一节矿井概况 (3)一、煤层地质概况 (3)二、井田范围 (3)三、矿井生产任务 (3)四、矿井开拓方式 (3)五、采煤方法及矿井工作制度 (4)六、矿井通风方式 (4)七、巷道尺寸及支护情况 (4)第二节矿井通风系统 (9)一、矿井通风系统要符合下列要求。
(9)第三节矿井风量计算与分配 (12)一、矿井需风量的计算原则12二、矿井需风量的计算方法 (12)第四节矿井通风阻力及等积孔计算 (17)一、计算原则 (18)二、计算方法 (23)三、计算矿井总风阻 (24)四、计算矿井等积孔 (25)第五节主要通风机选型 (29)一、选型依据 (29)三、通风机运行工况 (32)四、电动机选型 (33)五、通风机电动机的校验 (33)第六节矿井反风措施 (35)一、反风目的和意义 (35)二、反风方式、反风系统及设施 (35)第七节矿井通风费用 (37)一、矿井通风费用 (37)二、风阻与等积孔 (37)三、综合评价 (38)第八节矿井灾害防治措施 (41)参考文献 (43)第一节矿井概况一、煤层地质概况单一煤层,煤层倾角15°~18°,煤层厚平均2.2m,采煤工作面瓦斯涌出量小于5in3m,掘进工作面瓦斯涌出量小于3m3/min,煤尘自然发火期12月,煤尘具有爆炸性。
二、井田范围本设计第一水平垂深240m,走向长6270m,两翼开采,每翼长3135m。
三、矿井生产任务本矿井设计生产能力为90万t,上山部分服务年限25年,下山部分服务年限21年,总服务年限46年。
四、矿井开拓方式本矿井开拓方式,全矿井共划分四个分区,上山部分2个,下山部分2个。
前期采用立井单水平上山多煤层联合开采,其服务年限为25a。
五、采煤方法及矿井工作制度采煤方法为走向长壁普通机械化采煤。
工作面长150m,采高2.2m,采用全部跨落法管理顶板,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m;作业形式为两采一准,交接班时人数最多80人,回采工作面温度一般在21°。
矿井通风与安全课程设计示例

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风井 2 0.8×315×2=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。
矿井通风毕业设计

矿井通风毕业设计毕业设计题目郑煤集团复兴二矿矿井通风设计先生姓名AAA专业班级采矿工程07 学号000000000000000完成时间 2007 年6 月 30日目录摘要 (I)ABSTRACT (II)1矿井概略及井田地质特征 (1)1.1矿区概略 (1)1.1.1 天文位置 (1)1.1.2 主要自然灾祸 (2)1.1.3 小窑散布及开采状况 (3)1.1.4 矿区水源、电源及通讯状况 (3)1.2井田地质特征 (4)1.2.1 矿区地质 (4)1.2.2 地质结构 (5)1.2.3 煤层 (6)1.2.4 煤质 (6)1.2.5 瓦斯、煤尘、煤层自燃及地温、顶底板、煤与瓦斯突出 (6)1.2.6 水文地质 (8)2井田勘探水平 (11)2.1 以往地质任务 (11)2.2 对本次设计采用的储量核实报告评价 (11)2.3 存在的效果和建议 (12)3 矿井通风设计 (14)3.1 矿井通风系统的选择 (14)3.1.1 选择矿井通风系统的原那么 (14)3.1.2 选择矿井主要通风机的任务方法 (16)3.1.3 选择矿井通风方式 (17)3.2风量计算及风量分配 (19)3.2.1 风量计算的规范与原那么 (19)3.2.2 采煤任务面需风量的计算 (20)3.2.3 掘进任务面风量计算 (22)3.2.4 硐室实践需求风量 (23)3.2.5 其他用风硐室需风量计算 (24)3.2.6 矿井总风量计算 (24)3.2.7 风速验算 (25)3.2.8 风量分配 (27)3.2.9 规程规则 (27)3.3采区通风设计 (29)3.3.1 采区通风系统确实定 (29)3.3.2 采区进风上山与回风上山的选择 (30)3.3.3 回采任务面的通风系统 (31)3.4掘进任务面通风设计 (34)3.4.1 掘进通风方法 (34)3.4.2 掘进任务面所需风量及掘进面的设计 (35)3.4.3 掘进通风设备选择 (36)3.4.4 掘进通风技术管理和平安措施 (38)3.5全矿井通风总阻力的计算 (39)3.5.1 矿井通风总阻力的计算原那么 (39)3.5.2 矿井通风总阻力的计算 (39)3.5.3 选择主要通风机 (41)3.6概算矿井通风费用 (43)3.6.1 主要通风机的耗电量 (43)3.6.2 局部通风机的耗电量 (44)3.6.3 吨煤的通风电费计算 (44)3.7矿井反风措施 (45)3.7.1 矿井反风的目的意义 (45)3.7.2 反风方法及平安牢靠性剖析 (45)3.7.3 矿井通风系统综合析 (45)4 平安技术措施 (47)4.1矿井水患防治 (47)4.1.1 矿井水患防治详细措施 (47)4.2矿井火灾防治 (47)4.3矿井粉尘灾祸防治 (48)4.3.1 矿井粉尘灾祸防治详细措施 (48)4.4 瓦斯灾祸防治措施 (50)4.4.1 预防瓦斯积聚 (50)4.4.2 防止瓦斯爆炸 (51)4.5顶板灾祸防治 (51)4.5.1 顶板灾祸防治的详细措施 (51)5 矿山环保 (53)5.1矿山污染源概述 (53)5.1.1 大气污染 (53)5.1.2 水污染源 (53)5.1.3 固体废物 (54)5.1.4 噪声污染源 (54)结束语 (55)致谢 (56)参考文献 (57)附录一 (58)附录二 (59)郑煤集团复兴二矿通风设计摘要本设计是依据郑州煤业集团公司复兴二矿的实践状况停止的通风初步设计。
矿井通风设计精选全文

可编辑修改精选全文完整版前言井田概述一井田境界:煤层走向长约1200m,倾斜长约800m,地表平坦,标高+35m。
井田内有二个煤层,3号煤层厚度为2.3m,5号煤层厚度为2.5m,煤层露头为-100m。
煤层倾角12º。
各煤层厚度、间距及顶、底板情况见下表:地质构造简单,无断层,m,m2顶板岩性为细砂岩,顶板中等稳定,各煤层的容重γ=1.5t/m3。
,煤层无自燃倾向,表土内有流砂。
二矿井采区储量:井田采用一对立井开拓,井筒位置布置在井田走向中央和倾斜中部。
井田划分为三个阶段,每个阶段垂高200m,由于倾角较大均采用上山开采,一水平运输大巷布置在-200m 水平,大巷沿m3煤层底板开拓,位置距m3煤层垂直距离25m,回风大巷布置在+0m标高,距m3煤层的距离与运输大巷相同,矿井设计能力为年产60万t。
主井采用箕斗提升,副井采用罐笼提升。
井底车场选用立井刀式环形车场,大巷运输采用600mm轨距架线式电机车运输,矿车选用1t固定式U型矿车。
采区工作制度规定如下:年工作日数:330天。
每日工作班数:3班。
每班工作时数:8h。
第一章选择矿井通风系统通风系统选择的原则:要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等。
矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式,主要通风机的工作方法,通风网络和风流控制设施的总称。
按进、回风在井田内的位置不同,通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。
由于煤层倾角较小,埋藏较浅,井田走向长度不大等条件,故确定为中央边界式通风系统。
采区通风系统:采区共设3条上山,1条轨道上山和2条回风上山。
根据《煤矿开采安全规程》规定,再结合矿井的实际情况,本矿井采用抽出式通风方式。
第二章计算和分配矿井总风量矿井需风量,按下列要求分别计算,并采取其中最大值。
(一) 按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供风量不小于4m3。
(二) 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总合进行计算。
矿井通风设计精选全文

可编辑修改精选全文完整版矿井通风设计第一章井田概况及地质特征一、井田概况1、交通位置王封煤矿位于西山煤田杜儿坪一西铭勘探区北部,其地理座标为:东经112°19′15″一112°21′20″,北纬37°52′50″—37°53′40″。
井田位于太原市万柏林区王封村西侧,东距太原市区约25km,距太古公路4km,距太原西站风声河发煤站仅13km,交通十分方便,2、地形地势本井田位于吕梁山脉的东翼、汾河南岸,属中低山区,区内地形复杂,沟谷纵横,“V”字形冲沟发育,梁峁坡地分布有黄土,基岩大部分裸露。
其地势南高北低,最高点位于井田南部边界附近的山梁,标高为1416.46m,最低点位于井田东部沟内,标高1149.0m,最大相对高差267.46m。
3、气象及地震井田属温带大陆性气候,四季分明,气候干燥,冬春季多风,日夜温差较大,雨量多集中在7、8、9三个月,据太原市和古交市气象站历年资料记载,年平均气温9.5℃。
最低1月份平均-6.4℃,日最低达-18.5℃;最高7月份平均23.5℃,日最高达36.4℃。
年降水量327.4-558.8mm,平均500mm,且大部分集中在7、8、9三个月;年蒸发量平均2093.8mm,年蒸发量远大于年降水量,为期3-4倍,气候较为干燥。
霜冻期为每年10月上旬至次年3月份,全年无霜期140-190d,最大冻土深度0.86m。
全年盛行偏北风,年平均风速为2.4m/s,冬季较大,夏季较小,最大风速25 m/s,瞬间极大风速40.5m/s。
根据中华人民共和国标准GB50011-2001《建设抗震设计规范》,本地区抗震设防烈度为8度,设计基本地震加速度值0.20g。
二、地质特征1、区域构造本区位于太原西山煤田东北部边缘地带。
西山煤田位于吕梁山背斜东侧、汾河断陷地西侧,总体呈轴向北西的向斜,在此基础上发育有一系列的平缓褶曲、高角度正断层,主要褶曲有正门沟背斜、冶峪背斜及小卧龙向斜,主要断层有随老母正断层,落差100m,王封断层落差50—110m,杜儿坪正断层,落差80-220m。
矿井通风系统设计范本

目录前言3第一章矿井基本概况 (44)第一节矿井概况 (4)一、井田概况 (4)二、煤层地质概况 (4)三、瓦斯概况 (5)四、水文概况 (5)五、煤尘、煤炭自燃概况 (5)六、通风概况 (5)第二章通风系统设计可行性论证 (8)第一节矿井通风系统优化背景 (8)一、矿井目前通风及生产能力情况 (8)二、矿井生产能力发展前景 (8)第二节通风系统改造的必要性分析、论证 (9)第三节通风系统改造的主要手段 (10)第四节通风系统改造总体方案的选择 (10)第三章矿井通风参数计算 (14)第一节通风系统改造后矿井需要风量的计算 (14)一、矿井风量计算原则 (14)二、矿井需风量的计算 (14)第二节通风系统改造后矿井通风阻力的计算 (19)一、矿井通风总阻力计算原则 (19)二、矿井通风总阻力计算 (19)第三节通风系统改造方案比较 (33)第四章矿井通风设备的选择 (35)第一节主要通风机选型 (35)一、设计依据 (35)二、通风设备选型 (35)第二节矿井主要通风设备的配置要求 (38)第五章通风费用概算 (40)第六章矿井安全技术措施 (43)第一节粉尘灾害防治 (43)一、防尘措施 (43)二、防爆措施 (43)三、隔爆措施 (43)第二节瓦斯灾害防治 (44)第三节防灭火 (44)一、煤的自燃预防措施 (44)二、外因火灾防治 (44)第四节矿井防治水 (45)第五节井下其它灾害预防 (45)一、顶板灾害防治 (45)二、机电运输事故防治 (45)前言矿井通风是一个运用多种技术手段输送、调度空气在井下流动,维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。
在生产期间其任务是利用通风动力,以最经济的方式,向井下各用风地点供给质优量足的新鲜空气,保证工作人员的呼吸,稀释并排除瓦斯、粉尘等各种有害物质,降低热害,给井下创造良好的劳动环境;在发生灾变时,能有效、及时地控制风向及风量,并与其它措施结合,防止灾害的扩大,最大限度地减少事故损失。
矿井通风设计毕业设计论文

目录一概述 (1)二矿井通风系统选择 (1)(一)设计原则及步骤 (1)三风量计算及风量分配 (3)(一)矿井需风量计算 (3)(二)风量分配与风速验算 (8)四矿井通风阻力计算 (10)(一)计算原则 (10)(二)计算方法 (11)五主要通风机选型 (12)(一)自然风压的计算 (12)(二)选择主要通风机 (13)(三)选择电动机 (15)六概算矿井通风费用 (16)七矿井等积孔计算 (17)参考文献 (18)附录一矿井井巷通风总阻力附表 (19)附录二困难时期通风网络图 (21)附录三容易时期通风网络图 (22)一概述某煤矿井田范围走向长7.42km,倾斜宽0.66—1.47km,井田面积约8.53 km2。
位于背斜南翼,为一般平缓的单斜构造,地层产状走向近东西向,倾向南,倾角10-25。
,一般为16。
左右。
矿井生产能力为90万t/a。
矿井采用中央竖井,煤层分组采区上山布置的开拓方式,单翼对角式通风。
矿井通风难易时期的系统示意图见后。
井田设三个井筒:主井、副井、风井。
地面标高+200m。
全矿井划分为两个水平,第一水平标高-150m,第二水平标高-350m,回风水平标高+45~+50m。
第一水平东西运输大巷布置在煤层的底板岩石中,距煤层30m,通过水平大巷开拓煤层的全部上山采区。
矿井采用走向长壁开采方式。
该矿是高瓦斯矿井,瓦斯涌出量较大,为安全起见,用“品”字形布置三条上山。
采用综合机械化放顶煤采煤。
采煤工作面的平均断面积8.1 m2,回采工作面温度一般在21°,回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量为5.65m3/min,三四班交接时人数最多66人;掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量3.75m3/min,掘进工作面同时工作的最多人数18人,一次爆破炸药用量4.3kg。
二矿井通风系统选择选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径,计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风安全技术措施、装备。
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4 矿井通风4.1 通风系统4.1.1 通风系统4.1.1.1 通风方式和通风方法根据煤层赋存条件,矿井采用平硐开拓,根据矿井开拓方式,本矿井走向较短,只有一个采区的走向长度,采用分列式通风方式,抽出式通风方法,采煤工作面利用全矿井负压通风,采用“U”型通风方式,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
4.1.1.2 通风系统根据矿井开拓部署,该矿为平硐开拓方式,主平硐、副平硐和后期排水进风行人平硐进风,回风平硐回风。
矿井初期主要通风线路为:主平硐/副平硐→+1690m水平运输巷/+1690m双龙炭运输巷/+1728m运输巷/+1728m双龙炭运输巷→+1690m运输石门/+1728m运输石门→一采区轨道上山/一采区行人上山→+1756m运输石门→11011工作面运输巷→11011采煤工作面→11011工作面回风巷→回风石门→+1798m正炭回风巷→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。
矿井后期主要通风线路为:主平硐/副平硐/排水进风行人平硐→+1690m水平运输大巷/+1728m运输巷和通风行人斜巷/+1630m排水行人巷→二采区轨道上山/二采区行人上山→+1548m水平运输巷→三采区轨道上山/三采区行人上山→区段运输石门→23013工作面运输巷→23013采煤工作面→23013工作面回风巷→区段回风石门→三采区回风上山→回风暗斜井→总回风斜巷→+1788m总回风巷→回风平硐→地面。
矿井初期开采一采区时为通风容易时期,后期二、三采区同采时为通风困难时期。
通风系统图(初、后期)和通风网络图(初、后期)详见图C1795-171-1(修改)、C1795-171-2(修改)。
4.1.1.3 井筒数目、位置、服务范围及时间矿井开采一采区时有3个井筒,即:主平硐、副平硐和回风平硐,主平硐、副平硐进风,回风平硐回风。
矿井二、三采区开采时4个井筒,即主平硐、副平硐、排水进风行人平硐和回风平硐。
主平硐、副平硐和排水进风行人平硐进风,回风平硐回风。
各井筒均位于井田东部。
主平硐为改造利用原基地一号井主平硐;副平硐为改造利用原基地一号井副主平硐;回风平硐为改造利用原基地一号井回风平硐;排水进风行人平硐为改造利用原顺风煤矿主平硐。
矿井回风平硐井口坐标为:X=3278284,Y=18267648,Z=+1788.867,服务于全矿井生产期间。
通风系统(初、后期)详见图4-1-1、4-1-2;通风网络(初、后期)详见图4-1-3、4-1-4。
4-34-44.1.1.4 矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析4.1.1.4.1 矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施矿井采用抽出式通风方式,此方式使井下风流处于负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量,对安全十分有利,漏风量小,通风管理较简单。
该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风,而且对抵御灾害具有很大的优越性:1、矿井采用平硐开拓方式,主平硐、副平硐、后期排水进风行人平硐和回风平硐均可做为矿井安全出口,井口间距离大于30m,井下发生灾变时,人员可按避灾路线撤至地面。
前期、后期矿井安全出口均不少于两个。
2、矿井通风系统设置较合理,一旦井下发生灾变时,根据灾变地点的不同,既可采用全矿井反风来控制灾害扩大,也可对发生在回采工作面的灾变进行回采面反风来控制灾害扩大。
合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低。
3、井下设置了风门、调节风门等通风构筑物,能够使风流按拟定的路线流动。
井下突出煤层工作面的风门、调节风门、风窗等均设在进风侧。
4、矿井主要通风机采用轴流式抽出式通风机,配备两台,一台工作一台备用,符合《煤矿安全规程》的规定。
5、矿井采掘工作面全部为独立通风,且装备有甲烷传感器及断电仪(分站),一旦瓦斯浓度超限,即实现超限报警断电。
6、井下风门、调节风门等通风构筑物的设置可以确保各条巷道的风速符合《煤矿安全规程》的规定。
矿井通风方式及通风系统对矿井安全有保障。
7、在措施方面主要有:对主要进、回风巷,工作面进、回风巷,掘进头回风巷,独立通风硐室回风巷等进行风量、风速监测,保确风量满足设计要求,风速符合《煤矿安全规程》的规定;检查风门、调节风门的制作、安装质量和使用情况,对不符合要求的拆除重建,直至合格为止;在电气控制方面实施风电闭锁;在瓦斯预测预防方面实现工作面瓦斯超限报警断电等。
8、矿井采区回风上山为采区专用回风巷。
4.1.1.4.2 矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响矿井采用平硐开拓方式,布置有水平运输大巷、回风大巷;采区布置有采区轨道上山、行人上山、回风上山;回采工作面布置有工作面运输巷和工作面回风巷。
矿井、水平、采区、回采工作面均有至少两个安全出口,符合《煤矿安全规程》规定。
井下所有通风巷道中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定。
本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计,采掘工作面均采用独立通风,其进风和回风均不经过采空区或冒顶区,任何2个工作面之间均无串联通风现象,符合《煤矿安全规程》第114、116条的规定。
4.1.1.4.3 其它安全保证措施1、回采及掘进工作面等局部通风的保证程度和措施本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计,回采工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%的标准进行配风的。
经计算,双龙煤层采煤工作面投产初期配风为10.0m3/s,风速为1.69m/s,后期配风为12.0m3/s,风速为2.03m/s。
臭炭煤层采煤工作面配风为4.0m3/s,风速为1.67m/s。
回采面风速符合《煤矿安全规程》第101条的规定。
掘进工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%为标准来进行配风的。
掘进工作面采用局部通风机压入式供风。
2、矿井风量与通风网络对安全的保证程度设计按分别计算法计算矿井初、后期需风量分别为46.0 m3/s、51.0m3/s,满足《煤矿安全规程》第135条的规定。
设计所配风量,可确保矿井安全生产。
各井巷中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定,设计通风网络能保证矿井安全生产。
通风网络图经解算,各并联网路风压平衡,只要生产中根据风压的动态变化,通过风门、调节风门的控制,能完全满足各用风地点的风量要求。
3、反风系统及其可靠性根据《煤矿安全规程》的规定,矿井主要通风机必须装有反风设施,必须能在10min内改变矿井风流方向。
本矿井回风井所选风机均为轴流式风井,反风方式为主要通风机电机反转来实现反风,各回风井安全出口内设置两组双向风门,既满足安全行人需要也满足反风要求。
反风设施每季度检查一次,每年进行一次反风演习。
4、风机房检测仪器风机房配有测定主要通风机性能参数的仪器仪表,按规定对主要通风机运行工况进行测试和调节。
另外,在风机房备用两个风门;当风门损坏时,可及时安装以满足通风需要。
5、保证风流稳定的措施(1)为使风流按拟定线路流动和控制各用风地点的风量,在各并联的通风网络上设有风门、调节风门和密闭等通风构筑物。
并随生产进度进行调节,确保各用风地点的风量、风速符合《煤矿安全规程》的规定。
(2)清除巷道的杂物或障碍,尽量避免在主要巷道内停放矿车,堆放材料,确保风流通畅。
(3)巷道断面尺寸除满足运输的要求外,还应满足风量、风速要求,因为缩小断面会急剧增大巷道阻力,造成与之并联的通风线路被迫增阻,影响整个系统风量分配,而且运营不经济。
(4)巷道断面大小应保持相对稳定,避免忽大忽小。
巷道转弯处应呈弧形或斜线形,避免直角转弯。
6、防止漏风的措施(1)检查、测试引风道,风硐的密封性,控制外部漏风。
(2)采空区密闭墙或巷旁充填带应用黄泥浆充实或用砂浆勾缝,尽可能减少漏风。
(3)风门、调节风门、风桥、密闭等通风构筑物砌筑应保证质量,加强通风构筑物的严密性。
(4)加强通风管理,设置专人负责通风构筑物的检查和维修。
在主要风流的分支或汇合地点,各用风地点的进出风侧均设测点,测出风量、风速等参数,从而得到主要漏风地点、漏风区段的漏风量数据,有针对性地进行处理。
(5)降低用风地点风阻,使漏风压差减小,能降低并联漏风风路的漏风量。
4.2 矿井风量、风压及等级孔4.2.1 矿井风量计算矿井需风量计算方法依据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》,矿井开拓方式平面图及采区巷道布置图,投产初期按1个采煤工作面(双龙煤层),1个抽采工作面(双龙煤层),2个掘进工作面;生产后期按2个采煤工作面(双龙煤层、臭炭煤层各1个),1个抽采工作面(双龙煤层),2个掘进工作面,生产能力150kt/a计算矿井风量、负压。
1、按整体法计算按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中:N——井下同时工作的最多人数,人;4——每人每分钟供风标准,m3/min.人;K——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均匀因素,K取1.20;Q=4×94×1.20=451.2m3/min=7.52m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)K式中:∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和,m3/ min;K——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均匀因素,取1.20。
(1)采煤工作面需风量计算①按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q采=100×q采×K c式中:Q采——采煤工作面需风量,m3/min;q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min。
预计初期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为3.240m3/min,预计后期双龙煤层回采工作面瓦斯涌出量为4.796m3/min,双龙煤层回采工作面按40%的抽采率扣减,则双龙煤层回采工作面风排瓦斯量初期为 1.95m3/min,后期为2.88m3/min。
臭炭煤层回采工作面瓦斯涌出量预计0.685 m3/min,抽采率按15%扣减,则风排瓦斯量为0.583m3/min,抽采工作面瓦斯涌出量预计为0.685 m3/min。
K c——工作面瓦斯涌出不均衡系数,炮采取1.8;经计算,双龙煤层采煤工作面初期Q采1为351m3/min,后期Q采2为519m3/min;后期臭炭煤层采煤工作面Q采3为105m3/min。
抽采工作面Q抽采为123.3m3/min。
②按炸药使用量计算Q采=25 A c式中:A c——采煤工作面一次使用最大炸药量,取4.6㎏;经计算,采煤工作面Q采为115m3/min。
③按工作人员数量计算Q采=4 n c式中:4——每人每分钟供风标准,m3/min.人;n c——采煤工作面同时工作的最多人数,双龙炭煤层取25人,臭炭和正炭煤层取10人。
经计算,双龙炭煤层采煤工作面Q采为100m3/min。