风量分配方案

8/8焦硐煤矿风量分配方案二0一三年二月焦硐煤矿风量分配方案一、矿井灾害概况1、瓦斯:我矿２01０、2０11、2012年度瓦斯等级鉴定结果为矿井绝对瓦斯涌出量为6.47m3/ｍiｎ，相对瓦斯涌出量为28.6２m3/ｔ；绝对二氧化碳涌出量为0．３3m3/miｎ,相对二氧化碳涌出量为１.02ｍ3根据瓦斯等级鉴定结果数据，以矿井瓦斯鉴定结果为依据进行计算矿井风量分配方案，根据下述公式计算焦硐煤矿绝对瓦斯涌出量。T=１。１５×A÷n＝０。89×90000÷3３０=２4２.７t／ｄ式中：A—年产量，年设计生产能力为9万t/dn—年工作日数Q=qＴ÷14４０=4３。6２×２42。７÷1440＝7．3m3/min式中:Q-绝对瓦斯涌出量ｍ3/minq-相对瓦斯涌出量m３/tＴ—矿井最大日产量t/d即矿井瓦斯涌出量16.5２m3/min2、煤炭自燃发火倾向性和煤尘爆炸性根据需2010年贵州省煤田地质局实验提交《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》及《煤尘爆炸性鉴定报告》,无煤尘爆炸性,自燃倾向分类为三类.属于不易自燃煤层。煤矿必须加强洒水防尘工作及通风工作，确保生产人员的身体健康。在生产的过程中加强通风管理,防止采空区，老巷长期漏风,防止巷道长期处于微风状态，防止煤层自燃发火.3、地温：井田内无地温异常现象。4、煤与瓦斯突出危险性：我矿作煤与瓦斯突出危险鉴定，我矿不属于煤与瓦斯突出矿井。5、水患：井田内水患主要以大气降水为主要补给源的裂隙水，老窑采空区积水.6、煤层顶底板:顶板岩性主要为泥质砂岩,砂岩;底板岩性主要砂岩、粘土岩、泥岩;顶、底板稳定性好。二、矿井通风、风量计算和风量分配1、通风方式及通风系统：矿井采用中央并列式通风方式；矿井通风系统为中央并列抽出式；通风线路为：新鲜风流从主（副）平硐进风—井底车场—各运输石门—各工作面运输巷-工作面—回风巷—回风石门-风井—引风道—地面;掘进工作面采用局部通风机通风，压入式通风.2、风井数目、位置、服务年范围及服务年限：通风方式为中央并列式通风，该矿有一个回风井,服务于全矿井，服务年限为矿井开采年限。3、矿井风量计算:1、按井下同时工作最多人数计算按井下同时工作的最多人数计算Q矿井=4×N×Km3/ｍｉn式中:4—每人需风量；m3/minN—井下同时工作的最多人数，7０人;Ｋ矿通—风量备用系数，取1。45；计算得：Ｑ矿井=4×７０×1．45＝４06m3/min＝6。8m３2、按各用风地点的实际需风量计算（由内到外的计算方法）1）回采工作面所需风量的计算(１)按瓦斯涌出量计算a、煤层原始瓦斯含量:ａ）5煤层:W0=W1(100-Mａd-Ad）／10０＝10（100—1.70-21。4)／１０0=7．69(ｍ3／t）式中:Ｗ０—5煤层原始瓦斯含量，ｍ３／tW1—原煤平均可燃值含量:本矿取１0ml／gr;Maｄ—水分,％;Aｄ-灰分，%;开采5煤层时，绝对瓦斯涌出量为ｑ矿＝q采×年产量(t）/年工作时间（ｍin)=3４．22×1５×1０00０／（３３０×24×60)＝1０．８（ｍ３／mｉｎ）Q采=Ｋa·ｑa／（1/100—C1）=1．6×５.3／0。０１=784ｍ3/mｉn=１3.0ｍ式中:qa——回采工作面瓦斯的绝对涌出量，矿井瓦斯涌出量（瓦斯抽放３0%后)的７0%，即5．3ｍ3／miｎKa——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于采工作面Ka为1。2~1。6，对于炮采工作面Ｋa为1．４～2．0,本矿为炮采工作面取Ｋa＝1．6。C1--回采工作面入风流瓦斯浓度(不得大于0。５％），对于本矿可取0％。Q采=Ka·qa/(1/100-C1)=1。6×6.6/0。0１=１056ｍ3/ｍin=1７.6m3/ｓ式中：ｑa——回采工作面瓦斯的绝对涌出量，矿井瓦斯涌出量的70%,即6。6m3/ｍｉnKa——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比,一般对于采工作面Ka为1。2~1。6，对于炮采工作面Ｋa为１．4～2。0，本矿为炮采工作面取Ka=1。6。C1-—回采工作面入风流瓦斯浓度（不得大于0.5％）,对于本矿可取0%.(2）按工作面适宜风速计算Ｑ采=Vc·Sｃ·Ｋi式中Vc:采煤工作面适宜风速，取１m3Sc:采煤工作面平均有效断面,取7．7ｍ2;Ki：工作面长度系数,取0.9.故Ｑ采＝１×7．７×0。９=6。93(m3/s）(3）按炸药使用量计算Ｑ采＝25Ac式中Ac：采煤工作面一次使用最大炸药量,取30kｇ；故Ｑ采=0。４１7×30=12。51（m3／ｓ）(4）按工作面工作人员数量计算Ｑ采＝4nc/60=０．067nc式中0。06７：每人每秒钟应供给的最低风量,m3／ｓ;nc:采煤工作面同时工作的最多人数，取50人。故Q采=0。0６7×5０＝3。35（m3/s)(5)按风速验算0。２５×Sｃ≤Ｑ采≤4×Sc,则0。２5×Sc＝0。2５×８。0＝1。1（m3／s)〈Q采4×Sc＝４×８.０=3２（m３/s）＞Q采故取大值Ｑ采=１７。6ｍ3/s满足要求。2)掘进工作面所需风量的计算(1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100qa×Kａ=1０0×1。５×2＝３00m3／ｍiｎ=5。0ｍ３/s式中:ｑa-—掘进工作面瓦斯的绝对涌出量,m3/minKa——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是最大涌出量与平均涌出量之比,一般对于采煤工作面Ka为1。5~2．０,对于炮采工作面Ｋb为1。8~2。０，本矿取Ka＝2．0。(2）按炸药使用量计算Ｑ掘=Ａj·b/(t·c）式中Aj：掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取６kg;ｂ：每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.１m3t：通风时间,一般不少于２０ｍin即1２00s,取1200s.c:爆破经通风后,允许工人进入工作面的ＣＯ浓度，一般取c＝0。02％。故Q掘=6×0。１/(1200×0.00０２）=2．5(m3/s)(3）按局部通风机吸风量计算Q掘=Qf×Ｉ×Ｋf式中Ｑf:掘进工作面局部通风机最大吸风量，取Qｆ=5.5m3/s；I：掘进工作面同时运转的局部通风机台数,取1台;Kf：为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3故Ｑ掘=５．5×1×1.3=7.1５m3/ｓ（4)按工作面工作人员数量计算Q采=４nｊ/60=０．067nj式中０。06７：每人每秒钟应供给的最低风量,m3／s;nj:掘进工作面同时工作的最多人数，取1２人。故Q掘=０。0６7×12＝0．8０４（m３/s)（５）按风速验算0。2５×Ｓj≤Q掘≤４×Sj，则0.25×Sｊ＝0.２5×6。０=1。5(m３／s)＜Ｑ掘４×Ｓｊ=4×6.0＝24(ｍ３／s）＞Ｑ掘故取大值Q掘＝7。１５m3/s满足要求。3）硐室需风量计算根据开拓及采区布置，井下绞车房需要独立供风，绞车房均按1m34）井下其它巷道需风量计算Ｑ其它＝(ΣQ采＋ΣQ掘)×5%＝（1７.8＋７．1５×２）×5％=１.4m３/ｓ5)矿井实际需风量Ｑ＝（∑Ｑ采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）K=(17.６+5.4×2＋1．4)×1．25=37.2５（m3/s)取Q＝３8m3／s作为矿井总风量。6）矿井风量分配矿井需风量Q=3８m3/ｓ。Ｑ采=18m3/s,∑Q掘=2×8ｍ３／s，∑Q其它=4m3/s（三)负压及等积孔计算1.矿井通风负压计算矿井采用中央并列抽出式通风.矿井通风负压采用下列公式进行计算:h=α·p·L.Ｑ2/s3Ｐａ式中：ｈ－矿井负压；α-通风阻力系数；p－巷道净周长，m；Ｌ—巷道长度，ｍ;S-巷道净断面，m2；Q—通风巷道的风量，m３/s。矿井实际风量分配表序号供风地点需风量ｍ3/s12050１运输巷掘进工作面4.7220501回风巷掘进工作面4．7320502运输巷掘进工作面４.７420502回风巷掘进工作面4.75水仓5。5６硐室2．17其它4合计30．4经上述方法计算后,总风量确定为Q＝３0。4m３/s;风速验算：205０1运输巷掘进工作面：V高=4。7÷４.83＝０．97(m/s)＞0。25m／sＶ低=４。7÷6.2７=0．7５（m／ｓ)＜４m/ｓ20５01回风巷掘进工作面:Ｖ高=4。７÷4。83=０.9７（m／ｓ）＞0.2５m/sV低=4。7÷５。7＝0．８3（ｍ/ｓ）＜4m/s2050２运输巷掘进工作面:Ｖ高=４。7÷4.83＝0.97（m/s)>０.２5m/sＶ