矿井通风系统设计

1 课程设计说明书 设计题目 矿井通风系统设计 助学院校 河南理工大学 自考助学专业 采矿工程 姓 名 自考助学学号 成 绩 指导教师签名 河河南南理理工工大大学学 成成人人高高等等教教育育 2O2O 年年 月月 日日 2 前前 言言 矿井通风指借助于机械或自然风压 向井下各用风点连续输送适量的新鲜 空气 供给人员呼吸 降低井下工作面的温度 稀释并排出各种粉尘及有毒有 害气体 创造良好的气候条件 为井下作业人员提供安全舒适的工作环境 随 着浅部矿产资源的日渐枯竭 矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势 随着开 采深度的增加 矿井必将出现岩温增高 风路延长 阻力增大 风流压缩放热 风量调节困难 漏风突出 有毒有害物质和热湿排除受阻等问题 因此 矿井 通风与安全的意义将更加重大 80 年代以来 随着煤矿机械化水平的提高 采煤方法和巷道布置及支护的 改革 电子和计算机技术的发展 我国矿井通风技术有了长足的进步 通风管 理日益规范化 系列化 制度化 通风新技术和新装备越来越多地投入应用 以低耗 高效 安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施 使矿井 通风更好地为高产 高效 安全的集约化生产提高安全保障 近年来 为适应综合机械化采煤的要求 原煤炭工业部在总结建设经验 借鉴国外先进技术的基础上于 1984 颁发了 关于改革矿井开拓部署的若干技术 规定 作为新井建设 生产矿井技术改造和开拓延深的依据 为适应生产集 中化 开采深度增加 瓦斯涌出量大的情况 以 针对现实 着眼长远 因地 制宜 对症下药 综合治理 节能增风 为指导思想 对数百座国有煤矿进行 通风系统优化改造 配合一批有条件的生产矿井通过合并井田 扩大开采范围 增加储量进行改扩建的任务 3 目目 录录 摘 要 4 第 1 章 矿井基本概况 5 1 1 井田境界及资源 储量 5 1 1 1 井田境界 5 1 1 2 资源 储量 6 1 2 矿井设计生产能力及服务年限 8 1 2 1 矿井工作制度 8 1 2 2 矿井设计生产能力及服务年限 8 1 2 3 同时生产的水平数目的确定 9 1 2 4 矿井及水平服务年限的计算 9 第 2 章 矿井通风与安全 10 2 1 矿井通风条件概况 10 2 1 1 瓦斯 10 2 2 矿井通风概况 10 2 2 1 通风方式及通风系统 10 2 2 2 掘进通风和硐室通风 11 2 2 3 矿井风排瓦斯量预测 11 2 2 4 矿井通风 12 2 2 5 风量分配 19 2 2 6 矿井通风负压及等积孔计算 19 第 3 章 通风管理及安全措施 21 3 1 矿井通风管理 21 3 1 1 回采工作面通风方式及合理性分析 21 3 1 2 回采工作面的瓦斯涌出量 21 3 2 风机设备选型及管理 22 3 2 1 通风设备 22 3 3 矿井通风安全措施 25 3 3 1 减少工作面漏风措施 25 3 3 2 工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施 25 3 3 3 通风设施 防止漏风和降低风阻的措施 26 4 课程设计的收获 27 参考文献 28 4 摘摘 要要 随着煤矿工业的发展 安全生产已经成为其中重要的部分 为确保煤矿的 安全生产 对煤矿的安全设计十分重要 根据北岭煤矿的实际情况 结合目前 安全生产技术 对北岭煤矿进行了安全设计 设计针对煤矿常见的安全问题 如水 火 煤尘 瓦斯 顶板等灾害 分析灾害发生的原因 设计具体的灾害 预防措施及安全保障措施 以达到防止事故发生或减少事故发生概率 降低事 故造成伤害的目的 根据北岭煤矿开拓方式和地质构造 选择了合理的通风系 统 对采掘工作面及硐室通风 井下通风设施和构筑物等进行设计 针对北岭煤矿的粉尘灾害 从防尘措施 防爆措施和隔爆措施三个方面进 行了安全设计 对于瓦斯灾害防治 设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆 隔爆安全措施 在火灾防治方面 分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾 防治措施 通过对北岭煤矿水文地质资料的分析 设计了相应的水灾防治安全措施 同时建立一套完善的安全监测与监控体系 对各种灾害形式进行严密的监控 在灾害发生前将事故处理 确保生产能够安全高效的进行 同时达到无安全事 故 无人员伤亡的理想状态 同时还设计了顶板灾害 电气事故灾害等的安全 措施 5 第第 1 章章 矿井基本概况矿井基本概况 1 1 井田境界及资源井田境界及资源 储量储量 1 1 1 井田境界井田境界 山西中煤平朔北岭煤业有限公司井田位于平鲁区 井坪镇 N85 E 直距 约 13km 即榆林乡北岭村西 km 处 地理坐标为东经 112 23 45 112 25 09 北纬 39 31 45 39 32 27 全井田面积为 2 0168km2 采 矿许可证证号为 C1400002010051220066630 批准开采 号煤层 井田范围由 以 8 个拐点坐标连线圈定见表 1 1 1 表表 1 11 1 拐点坐标表井田拐点坐标表井田 1954 年北京坐标系1980 年西安坐标系 拐点 XYXY 1 4379560196200004379513 0719619929 19 2 4379560196220004379513 0719621929 21 3 4378300196220004378253 0519621929 21 4 4378300196210004378253 0619620929 20 5 4378624196205924378577 0619620521 20 6 4378477196204744378430 0619620403 19 7 4378573196203604378526 0619620289 19 8 4378756196205084378709 0619620437 20 6 井田为一 梯形 形状 位于宁武煤田西北部东露天煤矿井田范围内 东 西长 2km 南北宽 1 26km 井田面积为 2 0168km2 1 1 2 资源资源 储量储量 1 1 2 1 资源 储量估算范围 本次资源 储量估算范围 以山西省国土资源厅批准的矿区范围拐点坐标连 线圈定 总面积为 2 0168km2 4 号煤层为批采煤层 估算范围为剔除采空区范 围的面积 另外井田范围内西北角断层下降盘为弧立块段 对于设计和生产实 际意义不大 而且勘查程度较低 本次也作了估算 1 1 2 2 资源 储量估算结果 经估算 井田内批准的 4 号煤层 保有资源 储量总计为 24 59Mt 其中探 明的经济基础储量 111b 为 23 83Mt 推断的内蕴经济资源量 333 为 0 76Mt 111b 和 111b 122b 分别占总资源 储量的 96 91 和 96 91 1 1 2 3 设计可采储量 1 矿井工业资源 储量 111b 122b 333k 式中 K 可信度系数 根据本矿井地质构造简单 煤层赋有稳定的特征 K 值取 0 9 2 矿井设计资源 储量计算 矿井设计资源 储量 矿井工业资源 储量 永久煤柱损失 永久煤柱损失包括井田境界 已有的地面建 构 筑物 村庄 断层煤柱 采空区煤柱 河流煤柱 铁路煤柱等永久性煤柱损失 3 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量按下式计算 Zk Zs P C 7 式中 Zk 矿井设计可采储量 kt Zs 矿井设计资源 储量 kt P 开采时需留设煤柱损失量的总和 开采时需留设的煤柱有 工业场 地 采区边界 开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱 C 采区回采率 根据 煤炭工业矿井设计规范 4 号煤层取 75 工业场地 地面村庄 已有的建 构 筑物地面范围按其实际占用范围并考 虑其保护等级的围护带宽度而圈定 井下各可采煤层的保护煤柱范围计算方法 为 松散层及基岩厚度参照邻近钻孔资料及实际揭露的资料而确定 松散层地 层移动角取 45 基岩地层移动角走向取 75 上山取 75 下山取 75 0 6 其它保护煤柱留设参数如下 井田境界 20 0m 开拓大巷两侧各留设 40m 采区边界两侧各留设 5 0m 断距超过 15m 的断层留设 30m 的保护煤柱 巷道煤柱按以下公式计算 式中 S 巷道保护煤柱的水平宽度 m H 巷道的最大垂深 4 号煤层为 150m M 煤层厚度 m 取 4 号煤层为 10 01m f 煤的强度系数 取 2 5 4 号煤层巷道保护煤柱为 22 6m 大巷之间设计留设煤柱为 24m 巷道两侧 为 40m 满足要求 经计算 矿井工业资源 储量为 24 514Mt 设计资源 储量为 20 537Mt 设 计可采资源 储量为 11 705Mt 详见表 1 2 表表 1 21 2 矿井设计资源矿井设计资源 储量计算表 单位 储量计算表 单位 MtMt 永久煤柱损失 工业场地和主要井 巷煤柱损失 煤层 编号 矿井 工业 资源 储量 井田 边界 村庄 断层 采空 区 合计 矿井 设计 资源 储量 工业 场地 主要 井巷 合计 开采 损失 设计 可 采储 量 424 511 9170 331 733 97720 530 3504 5814 9313 9011 70 8 400715 合计 24 51 4 1 917 0 33 0 1 73 0 3 977 20 53 7 0 3504 5814 931 3 90 1 11 70 5 其中 一采区设计资源 储量 13 598Mt 设计可采储量 9 171 Mt 服务 年限 7 28a 二采区设计资源 储量 6 939Mt 设计可采储量 2 534Mt 服务年限 2 01a 1 2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 1 2 1 矿井工作制度矿井工作制度 矿井设计年工作日 330d 每天四班作业 其中三班生产 一班准备 每天净 提升时间 16h 1 2 2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 根据设计委托要求 结合煤层赋存条件 可采储量 装备水平 资金来源 等因素 确定矿井设计生产能力为 0 9Mt a 其理由如下 1 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件 晋煤重组 办发 2009 132 号 关于山西朔州平鲁区兰花永胜煤业有限公司等三处煤矿企 业兼并重组整合方案的批复 中煤平朔北岭煤业有限公司为单独保留矿井 批准开采煤层 4 号煤层 生产能力为 0 9Mt a 因此确定本矿整合后能力为 900kt a 是有政策依据的 2 井田内煤层储量较丰富 全井田设计可采储量 11 705Mt 矿井服务 年限 9 29a 单从资源量来讲 生产能力不宜过大 3 从工作面装备水平来看 井型为 0 9Mt a 时 只需装备一个综合机械 化放顶煤工作面 管理方便 9 4 井田地质构造简单 水文地质条件中等 煤层倾角平缓 开采技术条 件较好 适合机械化开采 5 从市场需求因素看 本矿井 4 号煤为低灰 高灰 特低硫 低热值 高 热值的长焰煤 42 弱粘煤 32 为动力用煤和气化用煤 完全可以满足 各大电厂的需求 向平铁二站 木瓜界煤站及神头一 二电厂供煤 具有得天 独厚的区域优势和资源优势 市场条件是非常有利的 因此 适当加大开发力 度不仅能产生显著的经济效益 而且能产生较好的社会效益 6 从运 输条件来看 矿井原煤外运依托汽车运输 可以满足矿井 0 9Mt a 生产能力 井型不宜过大 因此 目前井型确定为 0 9Mt a 较为合理 综上所述 矿井设计生产能力确定为 0 9Mt a 1 2 3 同时生产的水平数目的确定同时生产的水平数目的确定 尽管本井田主要可采为 4 6 8 9 11 号共 5 层煤层 但兼并重组批复文 件和新换发的采矿许可证均只批准开采 4 号煤层 因此设计考虑采用单水平开 拓开采 即设 1165m 一个水平开采全井田 4 号煤层 水平服务年限为 9 29a 1 2 4 矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限的计算 矿井及水平服务年限均按下式计算 T Z A K 式中 T 服务年限 a Z 设计可采储量 Mt A 设计生产能力 Mt a K 储量备用系数 取 1 4 10 则 矿井服务年限 T 11 705 0 9 1 4 9 29a 第第 2 章章 矿井通风与安全矿井通风与安全 2 1 矿井通风条件概况矿井通风条件概况 2 1 1 瓦斯瓦斯 根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发 2010 176 号文 关于朔州市 2009 年 度 30 万吨 年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复 对 山西朔州新都煤业有限公司 即北岭煤矿 矿井 4 号煤层鉴定结果为 2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为 0 45m3 min 相对瓦斯涌出量为 1 50m3 t 二氧化 碳绝对涌出量 0 54 m3 min 相对涌出量 1 80m3 t 2008 年度矿井绝对瓦斯涌 出量为 0 55m3 min 相对瓦斯涌出量为 1 84m3 t 二氧化碳绝对涌出量 0 75m3 min 相对涌出量 2 51m3 t 该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井 不存在 瓦斯突出现象 由于矿方提供的瓦斯资料有限 建议矿方尽快做进一步的瓦斯 鉴定工作 2 2 矿井通风概况矿井通风概况 2 2 1 通风方式及通风系统通风方式及通风系统 依据井田开拓部署及煤层赋存条件 确定矿井采用中央并列式通风系统 机械抽出式通风方式 在已有的工业场地新布置副斜井 将原副斜井刷扩改造 11 为回风斜井担负全矿井回风任务并兼做安全出口 其中主斜井 副斜井进风 回风斜井 原副斜井刷扩 回风 刷扩改造后的回风斜井服务范围为全井田 2 2 2 掘进通风和硐室通风掘进通风和硐室通风 矿井达到设计生产能力时 共配备 2 个综掘工作面 均采用独立通风 掘 进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给 井下主变电所 主排水泵房 等候硐室及医务室 采区变电所等硐室采用 独立通风 消防材料库等硐室利用主通风机负压通风 2 2 3 矿井风排瓦斯量预测矿井风排瓦斯量预测 根据瓦斯鉴定资料 2009 年 2008 年矿井瓦斯涌出量如下 2009 年度矿 井绝对瓦斯涌出量为 0 45m3 min 相对瓦斯涌出量为 1 50m3 t 二氧化碳绝对 涌出量 0 54m3 min 相对涌出量 1 80m3 t 2008 年度矿井绝对瓦斯涌出量为 0 55 m3 min 相对瓦斯涌出量为 1 84m3 t 二氧化碳绝对涌出量 0 75m3 min 相对涌出量 2 51m3 t 该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井 不存在瓦斯突出现象 设计采用 2008 年瓦斯用量作为设计依据 即矿井相对瓦斯涌出量为 1 84m3 t 则矿井达到设计 0 9Mt a 规模时 矿井绝对瓦斯涌出量为 q 绝 1 84 900000 330 24 60 3 49m3 min 矿井二氧化碳绝对涌出量为 4 75m3 min 根据本矿以往生产经验 回采工作面 含本煤层 邻近层 采空区等 瓦 斯涌出量约占矿井瓦斯涌出量的 70 掘进工作面瓦斯涌出量约占 20 采空区 已采工作面 及其它地点瓦斯涌出量约占 10 综上可知 回采工作面瓦斯涌出量为 q 采 3 49 70 2 45m3 min 掘进工作面瓦斯涌出量为 q 掘 3 49 20 0 70m3 min 12 采空区及其它地点瓦斯涌出量为 q 其它 3 49 10 0 34m3 min 综上可知 矿井为低瓦斯矿井 本次通风设计根据矿井瓦斯鉴定资料中相 对瓦斯涌出量进行预测计算 2 2 4 矿井通风矿井通风 一 矿井总风量计算 根据 煤矿安全规程 第一百零三条规定 矿井总进风量按如下要求分别 计算 并选取其中的最大值 1 按井下同时工作的最多人数计算 Q 矿进 4 N K 矿通 式中 N 井下同时工作的最多人数 160 人 K 矿通 矿井通风系数 取 1 20 则 Q 矿进 4 160 1 20 768m3 min 12 8m3 s 2 按采煤 掘进 硐室及其它回风地点实际需要风量的总和计算 根据国家安全生产监督管理总局颁布的 煤矿通风能力核定标准 AQ1056 2008 矿井需要风量计算方法按各采掘工作面 硐室及其他用风巷 道等用风地点分别进行计算 包括按规定配备的备用工作面需要风量 现有通 风系统应保证各用风地点稳定可靠供风 其计算公式如下 式中 矿井需要风量 m3 min 13 采煤工作面实际需要风量 m3 min 掘进工作面实际需要风量 m3 min 硐室实际需要风量 m3 min 备用工作面实际需要风量 m3 min 其他用风巷道实际需要风量 m3 min 矿井通风需风系数 抽出式 取 1 15 1 20 压入式 取 1 25 1 30 北 岭矿为低瓦斯矿井 采用抽出式通风方式因此取 1 15 1 采煤工作面实际需风量的计算 每个采煤工作面实际需要风量 应按工作面气象条件 瓦斯涌出量 二氧 化碳涌出量 人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算 然后取其 中最大值 a 按气象条件计算 式中 采煤工作面的风速 按采煤工作面进风流的温度小于 20 取为 1 0m s 采煤工作面的平均有效断面积 按最大和最小控顶有效断面的平均值计 算 14 70m3 采煤工作面采高调整系数 工作面采高为 3 0m 取 1 2 采煤工作面长度调整系数 工作面长度为 180m 取 1 2 70 有效通风断面系数 60 为单位换算产生的系数 带入各参数计算得 60 70 14 7 1 2 1 2 889m3 min 14 82m3 s b 按照瓦斯涌出量计算 式中 14 采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量 2 45m3 min 采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 1 25 100 按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1 的换算系数 则 100 2 45 1 25 306m3 min 5 10m3 s c 按照二氧化碳涌出量计算 采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量 m3 min 2 51 900000 330 24 60 4 75m3 min 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数 正常生产时连续观测 1 个月 日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值 67 按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过 1 5 的换算系数 根据矿井瓦斯鉴定资料 矿井达到设计 0 9Mt a 生产能力时 CO2 绝对涌出 量为 4 75m3 min 相对涌出量为 2 51m3 t 67 4 75 1 20 570m3 min 9 5m3 s d 按工作面温度计算 Qcf 60 Vc Sc Ki 式中 Qcf 工作面需风量 m3 min Vc 工作面适宜风速 依据 煤矿通风能力核定办法 回采工作面温度 与风速的对应关系取 1 5m s Sc 回采工作面平均有效断面 工作面取 10 29m2 Ki 工作面长度系数 取 1 2 Qcf 60 1 5 10 29 1 2 1111 32m3 min 18 52m3 s e 按炸药使用量计算 采煤工作面不使用炸药 因此无需进行此项计算 f 按工作人员数量验算 Qcf 4 ncf 式中 Qcf 工作面供风量 m3 min 4 每人每分钟应供给的最低风量 m3 min 15 ncf 采煤工作面同时工作的最多人数 按交接班时 40 人考虑 Qcf 4 40 160m3 min 2 67m3 s g 按风速验算 公式如下 验算最小风量 Qcf 60 0 25Scb 60 0 25 10 92 164m3 min 2 73m3 s Scb lcb hcf 70 10 92m2 验算最大风量 Qcf 60 4 0Scs 60 4 0 9 66 2318m3 min 38 64m3 s 式中 Scb 采煤工作面最大控顶有效断面积 10 92m2 lcb 采煤工作面最大控顶距 5 2m hcf 采煤工作面实际采高 3 0m Scs 采煤工作面最小控顶有效断面积 9 66m2 lcs 采煤工作面最小控顶距 4 6m 0 25 采煤工作面允许的最小风速 m s 70 有效通风断面系数 4 0 综合机械化采煤工作面 允许的最大风速 m s 综上所述 取最大计算值 并经风速校验 确定采煤工作面需风量为 18 52 m3 s 2 综掘工作面实际需风量的计算 A 按瓦斯涌出量计算 Q 掘 100 q 综掘 K 掘通 式中 Q 掘 掘进工作面实际需要的风量 m3 s q 综掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量 0 70m min K 掘通 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数 取 1 8 16 则 Q 综掘 100 0 70 1 8 126m3 min 2 10m3 s B 按局部通风机吸风量计算 Q 掘 Qf I 0 25Shd Qf 掘进面局部通风机实际吸风量 m3 s 安设局部通风机的巷道中的 风量 除了满足局部通风机的吸风量外 还应保证局部通风机吸入口至掘进工 作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于 0 25m s 以防局部通风机吸入循 环风和这段距离内风流停滞 造成瓦斯积聚 综掘面配 2 台型号 FDB No6 3 2 15 局部通风机 额定吸风量 Qf 390m3 min 6 5m3 s I 掘进面同时运转的局部通风机台数 取 1 台 0 25 为防止局部通风机吸循环风允许的最低风速 Shd 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积 m2 Q 综掘 6 5 1 0 25 18 20 11 05m3 s C 按人数计算 Q 综掘 4 Nj 式中 4 每人每分钟供给的风量不得小于 4m3 Nj 工作面同时工作的最多人数 综掘面取 9 人 Q 综掘 4 9 36m3 min 0 6m3 s D 按风速进行验算 按 煤矿安全规程 规定 煤巷 半煤巷掘进工作面的风量应满足 0 25 Sj Q 掘 4 Sj 式中 Sj 掘进工作面巷道过风断面 m2 取 18 20m2 17 条件 0 25 S 掘 Q 掘 4 0 S 掘 m3 s 即 0 25 18 20 Q 综掘 4 0 18 20 满足 Q 综掘 4 55 72 8m3 s 经验算 按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合 煤矿安全规程 的规定风速要求 确定综掘工作面配风量为 11 05 m3 s 另需要考虑一个停掘不停风工作面 的需风量 停掘不停风综掘工作面需风量按 11 05m3 s 考虑 则 Q 综掘 2 11 05 11 05 33 15m3 s 3 硐室实际需要风量 主变电所 3m3 s 主水泵房 2m3 s 等候硐室及医务室 3m3 s 采区变电所 2m3 s 则 Q 硐 2 3 2 3 10m3 s 4 其他地点用风量 回采备用工作面 10m3 s 大巷联络巷等地点 15m3 s 防爆无轨胶轮车需要风量的计算 井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车 为了稀释排放的尾气需要一定的风量 按下式计算所需风量 18 Qd l 5 44 Nd l Pd l kd l 式中 Qdl 该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量 m3 min Ndl 该地点地点矿用防爆柴油机车的台数 台 Pdl 该地点地点矿用防爆柴油机车的功率 kW kdl 配风系数 该地点使用 1 台矿用防爆柴油机车运输时 k 为 1 0 该 地点使用 2 台矿用防爆柴油机车运输时 k 为 0 75 该地点使用 3 台及以上矿 用防爆柴油机车运输时 k 为 0 50 5 44 每千瓦每分钟应供给的最低风量 m3 min 无轨胶轮车需风量按照工作面搬家倒面时考虑 矿井井下同时共有 2 台型 号为 W8 型胶轮车同时工作 胶轮车功率为 85kW 另有 WC40Y 型支架搬运车 2 台和 WC40EJ 型铲板式支架搬运车 2 台 其功率分别为 200kW 和 172kW 因此无 轨胶轮车需风量计算如下 Q 车 5 44 85 1 5 44 85 0 75 1 5 44 2 85 2 200 2 172 0 5 5 44 85 2 2 200 2 172 0 5 2486 08m3 min 41 43m3 s 则 Q 其它 10 15 41 43 66 43m3 s 矿井总风量 则 Q 矿进 18 52 33 15 10 66 43 1 15 147 32 147m3 s 综合以上计算结果 矿井总进风量取 150m3 s 19 矿井总需风量为 150m3 s 其中 副斜井进风量为 110m3 s 主斜井进风量 为 40m3 s 回风斜井回风量为 150m3 s 2 2 5 风量分配风量分配 矿井移交生产及达到设计生产能力时 风量分配如见表 2 1 表表 2 12 1 矿井通风用风点风量分配表矿井通风用风点风量分配表 顺 序 用风地点 数量 个 单位配风量 m3 s 总配风量 m3 s 备 注 1 综采工作面 12525 2 顺槽综掘工作面 31236 3 主变电所 133 4 主水泵房 133 5 等候硐室及医务室 133 6 采区变电所 133 小 计 73 其 它 77 其中 备用采煤工作面 11015 无轨胶轮车 5050 5 巷道 1212 合 计 150 井下各巷道负风速符合 煤矿安全规程 要求 4 号煤东回风大巷回风量 为 102m3 s 风速 5 83m s 瓦斯浓度为 3 49 1 15 60 102 0 066 0 7 二氧化碳浓度为 4 75 1 15 60 102 0 089 0 7 均符合要求 2 2 6 矿井通风负压及等积孔计算矿井通风负压及等积孔计算 1 矿井通风阻力计算 20 选择矿井达到设计产量后 根据回风斜井服务的区域 并考虑风机的合理 使用年限 对矿井通风最容易及最困难时期的风阻最大路线进行负压计算 负 压计算按下式计算 h 23QSPLa 式中 h 矿井通风负压 mmH2O 井巷通风摩擦阻力系数 N s2 m4 L 井巷通风线路长度 m P 井巷通风断面周长 m S 井巷通风净断面 m2 Q 通过井巷的风量 m3 s 在此基础上再考虑 15 的局部阻力 经计算矿井通风容易时期负压为 1541Pa 157 73mmH2O 通风困难时期负压为 1959Pa 204 40mmH2O 矿井通风 容易时期回采工作面位于二采区采区北侧首采工作面 矿井困难时期位于一采 区 405 工作面 2 等积孔 矿井通风等积孔按下式计算 A 1 19Q h 1 2 式中 A 矿井通风等积孔 m2 Q 矿井总进风量 m3 s 21 h 矿井通风负压 Pa 经计算 矿井通风容易时期等积孔为 4 18m2 通风困难时期等积孔为 3 71 m2 矿井通风属小阻力矿井 矿井通风属容易矿井 第第 3 章章 通风管理及安全措施通风管理及安全措施 3 1 矿井通风管理矿井通风管理 3 1 1 回采工作面通风方式及合理性分析回采工作面通风方式及合理性分析 矿井目前采用中央并列式通风系统 机械抽出式通风方式 综放工作面为全负压通风系统 目前采用 一进一回 U 型 通风方式 回 采工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区 3 1 2 回采工作面的瓦斯涌出量回采工作面的瓦斯涌出量 根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发 2010 176 号文 关于朔州市 2009 年 度 30 万吨 年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复 对 山西朔州新都煤业有限公司 即北岭煤矿 矿井 4 号煤层鉴定结果为 2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为 0 45 m3 min 相对瓦斯涌出量为 1 50 m3 t 二氧 化碳绝对涌出量 0 54m3 min 相对涌出量 1 80 m3 t 2008 年度矿井绝对瓦斯 22 涌出量为 0 55m3 min 相对瓦斯涌出量为 1 84m3 t 二氧化碳绝对涌出量 0 75m3 min 相对涌出量 2 51m3 t 该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井 不存在 瓦斯突出现象 由于矿方提供的瓦斯资料有限 建议矿方尽快做进一步的瓦斯 鉴定工作 3 2 风机设备选型及管理风机设备选型及管理 3 2 1 通风设备通风设备 矿井采用机械抽出式通风方式 矿井现有两台 FBCDZ 24 型矿用防爆对旋 通风机 配套 2 132kW 防爆电动机 现有通风设备已不能满足矿井资源整合后 的通风需求 设计需重新选择通风设备 一 设计依据 矿井回风量 Q 150m3 s 通风容易时期负压 HKmin 1541Pa 通风困难时期负压 HKmax 1959 Pa 二 选型 1 风机所需风量及负压的计算 风机所需风量 QF KL QK 157 5m3 s 式中 KL 漏风系数 取 1 05 风机所必需的负压 HFmin kmin H 1841 Pa HFmax kmax H 2259 Pa 23 式中 h 通风设备阻力损失 取 300 Pa 2 及电动机选择 根据前述计算求得的风机所需风量及负压 可选择 FBCDZ 8 30B n 740r min 型矿用防爆对旋轴流式通风机两台 来满足矿井通风容易及 困难时期矿井通风的需要 两台风机 一台工作 一台备用 通风机配套 YBP 8 极 10kV 2 450kW 隔爆变频电动机 确定风机工况点 回风井标高 1260 3m 换算为标况下的性能参数 Q0 Q H0 H 0 0 1 107 容易时期 H0 2038 Pa 困难时期 H0 2501 Pa 管网阻力曲线方程 Hmin 0 0822Q2 Hmax 0 1008Q2 通风机通过变频器调速运行调节工况点参数见下表 表表 3 13 1 风机运行工况点参数风机运行工况点参数 风量 m3 s 负压 Pa 效率 叶片角 度 年电耗 kW h 103 备注 容易时期 1582051 08348 405923830 0 24 困难时期 1602580 77843 357405193 0 电动机功率计算 电动机计算功率 式中 Q 风机工况点风量 m3 s H 风机工况点风压 Pa 风机工况点效率 m 传动效率 取 m 0 98 K 富余系数 取 K 1 3 通风容易时期 N 517 9kW 通风困难时期 N 702 2kW 通风机配套 YBP 系列 8 级 10kV 2 450kW 隔爆型变频电动机 3 方式 采用通风机反转反风方式 通风机可以在 10min 内实现反风 反风量大于正常供风量的 40 符合 煤矿安全规程 的要求 反风工况点主要参数如下 通风机反风曲线见附图 7 2 3 通风容易时期 Q 96 0m3 s H 757 2 Pa 45 42 34 通风困难时期 Q 96 0m3 s H 929 1 Pa 53 43 35 反风时电动机容量校验 25 通风容易时期 P 214 5kW 2 450 kW 通风困难时期 P 223 3kW 2 450 kW 3 3 矿井通风安全措施矿井通风安全措施 3 3 1 减少工作面漏风措施减少工作面漏风措施 1 人 车穿过风门时 严禁同时打开两道风门 防止风流短路 使工作面瓦 斯集聚 2 各进 回风联络巷中的风门 风帘 调节风门及风桥等通风设施要经常维 护 保持完好 经常检查风门的关闭情况 3 尽量减小局部阻力 开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术 主要进 回风巷 道中不要长期堆放物料和存放矿车 4 采煤工作面回采结束后 必须在 45d 内进行永久性密闭 5 工作面采空区放顶采取每循环放顶一次 对未能及时垮落的悬顶采取强制 放顶 以确保采空区不积存瓦斯 6 工作面前 后端头采空区采取强制放顶有困难时 及时用沙袋将其充填 确保采空区空间不得超过 0 5m3 保证瓦斯不积聚 3 3 2 工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施 1 工作面通风设施要有专人管理 保证经常处于良好的状态 并能够正常使 用 2 工作面必须配备专职瓦斯检查员 按照要求对瓦斯进行检查 并分地点挂 牌 说明检测的结果和时间 3 各种防尘 防瓦斯设施必须按照要求配备齐全 26 4 个人防护必须严格执行有关规定 工作面及回风流中所有工作人员必须佩 戴防尘口罩 否则不得作业 5 及时排除巷道内的污水和杂物 保证