目录
第一章 采区概论.......................................................................................................... 1
1采区地质条件...................................................................................................... 1
2开采条件.............................................................................................................. 1
3安全条件.............................................................................................................. 1
第二章 采区通风.......................................................................................................... 1
1采区通风系统要求.............................................................................................. 1
2采区通风系统的选择.......................................................................................... 2
3工作面通风方式的选择确定.............................................................................. 2
第三章 采区风量计算.................................................................................................. 3
1采掘工作面风量计算原则.................................................................................. 3
2回采工作面的风量计算...................................................................................... 3
3掘进工作面风量计算.......................................................................................... 4
4采区硐室需风量计算.......................................................................................... 6
5采区总需风量计算.............................................................................................. 7
6采区总风量的分配.............................................................................................. 7
第四章 摩擦阻力计算.................................................................................................. 7
1摩擦阻力系数计算原则...................................................................................... 8
2采区通风总阻力的计算...................................................................................... 8
第五章 掘进通风........................................................................................................ 10
2局部通风设备的选择........................................................................................ 10
第六章采区安全专题综述.......................................................................................... 11
1防止瓦斯积聚的技术措施................................................................................ 11
3预防瓦斯爆炸的安全技术措施........................................................................ 12
4煤的自燃预防措施............................................................................................ 13
5矿井水的预防措施............................................................................................ 14
6组织措施............................................................................................................ 15
第一章 采区概论
1采区地质条件
本采区为准备采区,采区布置在-150m 水平#1与#2煤层中,在#1煤层中沿煤层的走向布置一个采煤工作面和两个掘进工作面,采煤工作面长度设计为189m ,走向长度为983m ,采煤作面采用走向长臂采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤。采区运输上山、轨道上山均布置在#2煤层中,两条上山相距25m ,长度均为728m, 轨道上山采为金属横梁支护的梯形巷道,平均宽度4m ,高2.5m ,断
2面积10m ,运输上山为金属横梁支护的梯形巷道,平均宽度4.5m ,高2.7m ,断
面积为12m 2。采区总进风巷布置在煤层底板中位于-450m 等高线,距#2煤层底板垂直距离30m ,采区总回风巷布置在#2煤层垂直距离30m 位于-150m 等高线。采区下部车场为斜式,绕道位置为顶板绕道。
#1煤层厚度2.2m ,#2煤层厚度为2.4m ,均属稳定型中厚煤层,煤层结构单一,#1煤层顶板岩性为砂岩,底板为砂质页岩。煤层赋存角度平均约为20°。 2开采条件
采区西边界相临一采区,东边界相邻三采区,走向长度为2100m ,倾斜长度为840m ,采区上、下部各留设30m 宽保护煤柱。采用多煤层联合准备方式,分为4个区段大扒皮式开采。工业储量820.44万t ,可采储量563.642万t ,服务年限为5年。
3安全条件
采区为瓦斯矿井,工作面绝对瓦斯涌出量为5m 3/t,掘进工作面绝对瓦斯涌出量为3m 3/t,煤层为不易自然发火煤层,无煤与瓦斯突出危险。各煤层爆炸危险性低,所有开采煤层都有自然发火期长。采区内对水灾、火灾的避灾路线见采区巷道布置图。
第二章 采区通风
1采区通风系统要求
1)没一生产和采区都必须实行分区通风,即把井下各个水平、各个采区以及各个采煤工作面、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。
2)准备采区,必须在采区内构成通风系统后,方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后,方可回采。每个上、下山、盘曲或采区都必须配置至少一条专门的回风道。采区进、回风道必须贯穿整个采
区,严谨一段为进风巷,一段为回风巷。
3)高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须设置至少一条专用回风巷;低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区,必须设置一条专用的回风巷。
4)采掘工作面应实行独立通风,同一采区内、同一煤层上下相连的两个采煤工作面、工作面总长度不超过400m ,采煤工作面和与之相连接的掘进工作面,掘进工作面和与之相邻的掘进工作面,布置独立通风有困难时,都可采用串联通风,但串联通风的次数不得超过一次。在地质构造极为复杂,或残采地区,采煤工作面确需串联通风时,应采取安全措施。
5)有煤与瓦斯突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。
6)采掘工作面和采煤工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。
7)井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m ,入口宽度不小于1.5m 时,可采取扩散通风。
8)采空区必须及时封闭,从巷道通至采空区的风眼必须随着采煤工作面的推进,逐个封闭通至采空区的联通巷道。采区开采结束后45天内,必须在所有与已采区向连接的巷道中设置防火墙,全部封闭采区。
9)倾斜运输巷道不应设置风门,如果必须设置风门时,应安设自动封门或设专人管理,并防止矿车与风门碰撞人员以及矿车碰撞风门的安全措施。
10)改变一个采区的通风系统时,应报矿总工程师批准,掘进巷道与其他巷道贯通时,在贯通相距15m 时,地质测量部门必须向矿总工程师报告,并通知通风部门,通风部门事先必须做好调整风流的准备工作;贯通时,通风部门必须派干部在现场统一指挥;贯通后必须立即调整通风系统,防止瓦斯积聚,必须待系统调整后的风流稳定,才可恢复工作。
2采区通风系统的选择
采区采用抽出式通风方式,利用轨道上山进风,运输上山回风,两条上山均布置在煤层中,两条上山都可以行人。新鲜风流从采区总进风巷经过轨道上山供给采、掘进工作面,污风流入采区总回风巷中。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风,工作面采用上行通风。
3工作面通风方式的选择确定
因采区同时只有一个回采工作面工作,故不考虑E 形通风与W 形通风,只对以下三种工作面通风方式进行选择。
1)U 形通风方式
U 形通风漏风率较少,但存在两大缺点:1、煤炭的自燃威胁较大。2、上隅角瓦斯浓度高。U 形后退式通风方式多适用于瓦斯涌出量不大且不易自然发火的煤层开采中。
2)Z 形通风方式
Z 形通风的优点:
a 、与前进式U 形相比,巷道的采掘工程量小;
b 、进回风巷只需在一侧采空的条件下维护;
c 、采区内进回风巷道的总长度近似不变,有利于稳定风阻、改进通风。
但当采空区涌出的瓦斯量较大时,易出现回风巷瓦斯超限。
3)Y 形通风方式
Y 形通风方式的优点为:
a 、解决了上隅角瓦斯超限的隐患;
b 、由于工作面山下端均处于进风流中,故改善了作业环境;
c 、实行岩空留巷、可提高采区回收率。
适合使用于瓦斯涌出量特大的煤层开采中。
根据本采区实际情况,选用U 形后退式开采,由于工作面瓦斯涌出量低,煤层无自燃倾向性,顾采区内不留保护煤柱。
第三章 采区风量计算
1采掘工作面风量计算原则
采区供风量的计算,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而求出该地区的风量总和,在考虑一定的备用风量洗漱后,作为该地区的供风量。及由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算的总风量。
2回采工作面的风量计算
1)按瓦斯涌出量计算工作面风量
根据《规程》规定,按采煤工作面回风流中瓦斯不超过1%的要求计算:
Q ai =100q a K ai =100×5×1.8=900m3/min
式中 Q ai ——采煤工作面所需风量,m 3/min ;
q a ——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m 3/min ;
K ai ——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,一般实测获得,无实测取1.2~2.1。
2)按工作人员数量计算
Q ai =4N i =4×35=140 m3/min
式中 N i ——第i 个工作面同时工作的最多人数,人。
3)按工作面气温计算
采煤工作面应有良好的气候条件,它的气温与风速应符合表1的对应关系。
Q ai =60v ai S ai K ali =60×1.5×6.2×1.1=613.8 m3/min
3式中 v ai ——采煤工作面适宜风速,m /min ;
S ai ——采煤工作面平均有效断面积,m 2,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,取6.5m 2;
K a l ——采煤工作面长度风量系数,按表1选取。 i
表1 K温——采煤工作面温度与对应风速调整系数
5)按风速进行验算
①按《规程》规定最低风速0.25m /s 验算各个采煤工作面的最小风量: Q ai ≥60×0.25×S ai =60×0.25×6.5
=97.5 m/min
②按最高风速4m /s 验算各个采煤工作面的最大风量: 3
Q ai ≤60×4 S ai =60×4×6.5
=1560 m/min
所以该工作面的供风量为900m /min 。 33
3掘进工作面风量计算
掘进工作面实际需风量,应按采区各个需要独立通风掘进工作面实际需风量的综合(Q b )计算:
Q b =∑Q bi
i =1n
式中 Q bi ——第i 个掘进工作面实际需风量,m /min 。 3
每个独立通风的掘进工作面实际需风量,应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部
通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须采区其中最大值。
1)按瓦斯涌出量计算:
Q bi =100×q bi ×K bi =100×0.5×1.5=75 m3/min
式中 q bi ——第i 个掘进工作面风流种的瓦斯绝对涌出量,m /min ;
K bi ——第i 个掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,机掘一般取1.5~2。
2)按炸药量计算掘进工作面实际需风量(Q bi )
33 Q bi ≥25?A i =25×7.08=177 m /min
式中 A i ——第i 个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,kg 。根据岩石坚固性
系数f=4,断面积为12m ,取A i 为(59kg/100m )×12m =7.08kg。
3) 按工作人员数量计算:
Q di =4?n di =4×30=120m/min
式中 n di ——第i 个掘进工作面同时工作的最多人数人。
4)按局部通风机实际吸风量,计算掘进工作面实际需要的风量(Q bi ):
按表2初选局部通风机为NO.5 150-280 3222
Q bi =Q bs I i K bfi =150×1×1.3=195 m3/min
式中 Q bi ——掘进工作面局部通风机额定风量,m 3/min ;
I i ——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台;
K b f ——为保证局部通风机不产生循环风的系数,一般取1.2~ 1.3,进i
风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。
表2 FD系列局部通风机技术指标表
5)按风速进行验算
①按《规程》规定最低风速0.25m /s 验算各个采煤工作面的最小风量: 有瓦斯涌出的半煤岩巷:
Q di ≥60×0.25×S di =60×0.25×13.5
=202.5 m3/min
②按最高风速4m /s 验算各个采煤工作面的最大风量:
Q ai ≤60×4 ×S ai =60×4×13.5
=3240m3/min
式中 S ai ——第i 个掘进工作面的断面积。
所以一个掘进工作面的风量取205m 3/min 。
掘进工作面总需风量Q b =∑Q bi =2×205=410m3/min 。
i =1n
4采区硐室需风量计算
采区硐室实际需风量,应按矿井哥哥独立通风硐室实际需风量的总和(Q c )计算:
Q c =∑Q ci
i =1n
式中 Q ci ——各个独立通风硐室实际需风量,m 3/min。
1)爆炸材料库需风量
惊吓爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量:
Q cl =4V/60=0.07V=0.07×60=4.2m 3/min
式中 Q cl ——惊吓爆破材料库需要风量,m 3/min;
V ——井下爆炸材料库的体积,m 3。
2)其他硐室需风量
采区绞车房(绞车的直径D ≤1.2m ) 的供风量一般为60~120m 3/min 。
所以,总采区总需风量Q ci 为:
Q ci =4.2+120=124.2m 3/min
5采区总需风量计算
Q p =(∑Q pai +∑Q pdi +∑Q p r ) i ?k p
3=(900+410+124.2)×1.1=1584.5 m /min
式中Q p ——采区所需总风量
Q pai ——采区内各采煤工作面所需风量之和;
Q pdi ——采区内各掘进工作面所需风量之和;
Q pri ——采区内各硐室所需风量之和。
k p ——包括采区漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。一般取1.1~1.2。
6采区总风量的分配
1)分配原则
采区总风量确定后,分配到各用风地点的风量,应不得低于其计算的需风量;所有巷道都应分配一定的风量;分配后的风量,应保证采区内各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的要求。
2)分配的方法
先将以上计算得出的矿井总风量Q p 中减去独立回风的硐室风量Q pri ,再按以下原则对剩余的风量进行大致的分配;各个回采工作面的风量,按照与产量成正比的原则进行分配;各个备用工作面的风量,按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即:
Q re =Q p -(∑Q mdi +∑Q mri )
=1584.5-(410+124.2)=1050.3 m /min
式中 Q re ——矿井中减去独立回风的掘进风量和硐室风量后的剩余风量,m /min ; Q p ——采区总风量,m /min ; 333
∑Q ——个掘进工作面所需风量之和,m /min ; m d i ——各硐室所需风量之和,m r i 3∑Q m 3/min 。
剩余风量Q re 奉陪方法是:先用下式计算回采工作面日产1t 煤所需配给的风量q ,即:
q =Q re (T a +T a ' /2)
m 3t 1050.3/ ==0.212 min d (1712. 6+1712. 6/2)
m 3t /; 式中 q ——回采工作面日产1t 煤所需配给的风量,min d
T a ——各个回采工作面的日产量,t/d;
T a ——各个备用工作面的计划日产量之和,t/d。
分配给各个回踩工作面的风量为: '
Q ai =qT a =0.212×3305.8=700.2 m 3/min
分配给备用工作面的风量为:
Q ai =qT a /2=0.212×3305.8/2=350.1 m 3/min '
第四章摩擦阻力计算
1摩擦阻力系数计算原则
(1)矿井通风的总阻力,不应超过2940Pa 。
(2)矿井井巷的局部阻力,新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井则宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
(3)矿井通风网路中若有较多的并联系统,计算总阻力时,应以其中阻力最大的路线作为依据。
(4)应计算出通风困难时期的最大阻力和通风容易时期的最小阻力,使所选用的主要通风机即满足困难时期的通风需要,又能在通风容易时工况合理。
2采区通风总阻力的计算
采区通风阻力是新采区并入矿井通风系统后,对矿井主要通风机工况点进行调整的重要参数之一,也是采区通风系统设计的主要内容之一。采区通风阻力,
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可以根据采区通风系统的网路结构,选择其中一条通风量最大、路线最长的串联风路进行计算。
1)计算摩擦阻力
h 摩=αLU S 3Q 2,Pa
式中 h 摩——计算风路中某断巷道的摩擦阻力,Pa ;
α——巷道摩擦阻力系数,㎏/m 3或N ·s 2/m 4;
L ——巷道的长度,m ;
U ——巷道的周长,m(梯形巷道U =4.16S ) ;
S ——巷道的断面积,m 2;
Q ——巷道中的风量,m 3/s 。
计算时,应将计算的参数的计算结果填入表6中,将整个通风路线中各段巷
道的摩擦阻力加起来即得采区的摩擦总阻力∑h 摩。
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2)采区总阻力
最大通风阻力路线为2—3—5—7—8—9(以通风网路图为准) h=89.2921+24.2199+51.3352+87.1863+51.3352+2.0534+1.6719+0.2711=311 Pa h m a x =h +h 局=311+311×10%=342.1 Pa
R max =h max 28=0.49Ns /m 2Q
Q =1.7 m 2 h max A max =1.19
第五章 掘进通风
1掘进通风方式的选择
因为所掘巷道为半煤岩巷,考虑到抽出式通风,风机产生火花可能引发
瓦斯、煤尘爆炸,安全性差。故选用压入式通风。
压入式通风的优点是局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中,不易引
起瓦斯与煤尘爆炸;风筒出口风流的有效射程长,排烟能力强,工作面通风
时间短;既可用硬质风筒,也可用柔性风筒,适应性强。缺点是污风沿巷道
排出,污染范围大;炮烟从掘进巷道排出的速度慢,需要的通风时间长。适
用于以排出瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。
2局部通风设备的选择
1)风筒的选择
我国煤矿的局部风机通风,目前一般都采用柔性风筒。风筒直径应根
据通风距离和通过的风量来考虑。风筒内的风速一般以10m/s~20m/s为宜。
为减少阻力,应尽可能采用较大直径的风筒。一般长度在1000m 一次的单
行掘进,可选直径为500mm 一下的风筒。
2)局部通风机工作风量计算:
Q 局= Q ai 1 P 漏
式中 Q 局——局部通风机工作风量,m 3/s ;
p 漏——风筒的漏风率。
p 漏=(540/100)×p
式中 P——风筒百米漏风率,多反边取0.4%
Q 局= 210/(1-3.05%×540/10)=267.9 m 3/min
表2 FD系列局部通风机技术指标表
3 根据Q 局为267.9 m /min ,以及直径为500mm ,从表2中确定所选风机型
号为DF2 NO.5。
第六章采区安全专题综述
本采区主要安全隐患为瓦斯、煤尘爆炸,煤层自燃,以及井下透水。针对这些问题制定了以下措施
1防止瓦斯积聚的技术措施
1)加强通风管理,严格通风管理制度:⑴加强掘进工作面的通风管理,启动第二路供风系统。⑵加强采煤工作面的通风管理。
2)加强局部通风管理,确保供电系统稳定可靠。每台局部通风机都必须实行专人挂牌管理,其他人员严禁随意停开风机。确需停风时,必须先制定专门安全技术措施,井矿技术负责人审批后,按措施执行。
3)加强瓦斯检测与检查管理。
4)采煤工作面上隅角处瓦斯积聚的处理方法:⑴引导风流法。⑵沿流空巷法。⑶瓦斯抽放法。⑷充填置换法。⑸风压调节法。⑹调整通风方式法。
(7)、风机吹排法。
5)巷道冒落空洞内瓦斯聚集的处理的方法
⑴导风板引风法。在巷道冒顶空间下的支架顶梁上钉挡风板,把一部分风流引导高冒处,吹散聚集瓦斯。
⑵充填置换法。在棚梁上铺设一定厚度的木板或荆笆,再在上面冒落的空洞内填满黄土或砂子,从而将聚集的瓦斯置换排除。
⑶风筒分支排放法。巷道内若有风筒,可在冒顶处附近的风筒上加三通或安设一段小直径的分支风筒,向冒顶空洞内送风,排除聚集的瓦斯。
⑷压风排除法。在有压风管通过的巷道,可在管路上接出分支,并在支管上设若干个喷嘴,利用压风将聚集的瓦斯排除。
6)巷道顶部层状赋予的瓦斯处理方法。
⑴加大巷道内的风流速度,使风速大于0.5~1.0m/s,让瓦斯与风流充分混合而排出。
⑵加大顶板附近的风流速度,如在顶梁下设置导风板,将风流引向顶板附近等;也可沿顶板铺设铁风筒,每隔一段距离接出一短管,或沿顶板铺设钻有小孔的压风管等,这样都可以将聚集的层状瓦斯吹散。
⑶隔绝瓦斯来源。如果顶板裂隙发现有大量瓦斯涌出,可用木板和粘土将其背严、填实。
⑷钻孔抽放瓦斯。如果顶板有集中的瓦斯来源,可向顶板打钻接管抽放瓦斯。
7)采煤机附近瓦斯聚集的方法
根据瓦斯聚集形成的不同原因,应采取相应的处理方法:
⑴加大风量。在采取煤层注水湿润煤体和采煤机喷雾降尘措施后,经矿总工程师批准,可适当加大风速,但不得超过5m/s。
⑵降低瓦斯涌出量和减少瓦斯涌出量的不均衡性。可延长采煤机在生产班中的工作时间或每昼夜增加一个生产班次,使采煤机以较小的速度和截深采煤。
⑶当采煤机、综掘机附近(或工作面中其它部位)出现局部瓦斯聚集时,可安装局部小型通风机或水力引射器,措施排出聚集的瓦斯。
⑷抽放瓦斯。即采取煤层开采前预抽或开采过程中边采边抽的方法降低瓦斯涌出量。
3预防瓦斯爆炸的安全技术措施
1)防止明火
⑴禁止在井口房、通风机房周围20 m以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。 ⑵严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井;严禁携带易燃品入井,必须带入井的易燃品要经矿总工程师批准。
⑶井下禁止使用电炉或灯泡取暖。
⑷不得在井下和井口房内从事焊接作业,如必须在井下主要硐室、主要进风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时,每次都必须制定安全措施,报矿长批准,并遵守《规程》有关规定。回风巷不准进行焊接作业。 ⑸严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的棉纱、布头、润
滑油等,必须放在有盖的铁桶内,严禁乱扔乱放和抛洒在巷道、硐室或采空区内。
⑹防止煤炭氧化自然,加强火区检查与管理,定期采样分析,防止复燃。
2)防止出现爆破火焰
⑴严格火药、爆破管理,井下严禁使用生产火焰的爆破器材和爆破工艺。 ⑵瓦斯矿井要使用安全炸药,不合格或变质的炸药不准使用。
⑶炮眼深度和装药量要符合作业规程规定;炮眼黄泥装填满、要实,防止爆破打筒,坚持使用水泡泥。
⑷禁止使用明接头或裸露的爆破母线;爆破母线与发爆器的连接要牢固,防止产生电火花;爆破工尽量在入风流中启动发爆器。
⑸禁止放明炮、糊炮。
⑹严格执行“一炮三检”和“三人连锁换牌放炮”制度。
3)防止出现电火花
⑴瓦斯矿井必须采用矿用安全型、防爆型和安全火花型的电气设备。对电气设备的防爆性能定期、经常检查,不符合要求的要及时更换和修理;否则,不准使用。
⑵井口和井下电气设备必须有防雷和防短路保护装置;采取有效措施防治井下杂散电流。
⑶所有电缆接头不准有“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头。
⑷修理开关、接线盒等不准带电作业。]
⑸局部通风机开关要设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置、检漏装置等。
⑹发放的矿灯要符合要求,严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头灯盒。
4)其他引火源的治理
⑴矿井中使用的高分子材料制品(塑料、橡胶、树脂)等,其表面电阻应低于规定的值,抽放瓦斯用的管壁表面电阻应小于106欧母,以防止产生静电火花。
⑵要在摩擦发热的部件上安设过热保护装置。
4煤的自燃预防措施
1)预防煤层自燃发火措施
矿井开采时,对采面运输、回风巷采用金属支护,使之隔绝空气,
防止氧化,随时观察,加强自燃征兆早期识别工作。回采工作中,采煤工作面凡可采的煤层尽量采空收净,保证工作面煤壁直、支架直、上下安全出口畅通,浮煤收净,不得丢顶底煤,加强顶板监控,早期预防和控制矿山压力,减少煤柱破裂,合理布置采区加快工作面推进度,尽量避免过份破碎煤体,使采空区自燃源难于形成,及时密闭采空区和废弃的旧巷,不使采区回风巷过份受压或长时间维护在煤柱里。
(1)所有煤层应一次性采全高,不实行分层开采,回采时,浮煤必须清扫干净。
(2)封闭采空区时,其上下平巷的密闭必须设置夹层密闭,中间充填不小于500mm 的水泥浆,按质量标准化要求施工,密闭内必须留观测管和放水管,每星期测定一次密闭内的气体成份、空气温度,若密闭内一氧化碳浓度升高,氧气浓度减少,温度升高,就要查明原因,采取措施处理。
(3)工作面在回采生产过中,必须对回风巷上隅角加强瓦斯管理,上隅角挂风障控制新鲜风流进入采空区,不得漏风,防止新鲜风流进入采空区增加氧化或带出其它有害气体。掘进巷道或其它辅助巷道需报废的必须立即作永久性封闭。
(4)采用凝胶浆移动灌浆站对采空区进行预注浆处理。
2)通风管理
(1)采区进、回风巷的风量,必须按作业规程规定配风,保证工作面的供风量,随时检查上、下两巷及采空区,煤柱和裂隙漏风,防止向这些地方供氧,促使煤的氧化自燃。工作面必须为独立通风的U 形通风方式,后退式开采,使之有良好的通风系统控制自燃倾向性火灾的发生。
(2)布置通风系统要合理,对有火区的地方,要采取“均压”通风,防止火区内复燃。
3)其它措施
(1)完善矿井防灭火系统,一是在采煤工作面进风巷配备足够数量的黄泥和灭火器材,二是进、回风巷的水管必须保证24小时供水、井上、下还得有储水池,定期冲洗巷道。随时检查水管管路闸阀是否灵活及管网的维护。
(2)井口房,通风机房附近20m 范围内不得有烟火或用火炉取暧,在瓦斯抽放期间经常检查主要通风机出口及瓦斯抽放管20m 内的瓦斯浓度,严禁下井人员携带烟草、点火物品和穿化纤衣服下井。
(3)向井下供电的变压器或发电机严禁直接接地,井下所有电气设备的金属外壳都进行接地,矿用防爆开关均设有“三大保护”,井下爆破必须严格按《煤矿安全规程》进行装填,减少放炮期间煤尘飞扬,人工攉煤,清除浮煤,降低粉末,采煤工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性密闭。
(4)管理人员要经常深入井下现场,发现有自然发火预兆,必须立即组织撤出所有人员, 查明原因,采取措施处理。
(5)现场瓦检员、安全员必须清楚自然发火预兆,若发现有任何预兆立即汇报调度室,听从指令。
5矿井水的预防措施
1) 含水层的观测。了解含水层水位、水量、富水性变化的原因, 找出与前期水文地质成果资料的差异, 提出对含水层水文地质特征的新认识。
2) 裂隙的发育调查及观测。了解裂隙的发育层位、形成原因、规模及导水情况, 提出防治的办法。
3) 断裂构造的观测。了解断裂构造的位置与平面断裂构造分布的联系。一般而言, 在断裂束收敛部位、大断层分叉处、断裂尖灭点附近、断层交汇处或断裂弯曲剧烈部位都可能突水。要依据断裂附近隔水层厚度与井巷所受到的水压、矿压关系曲线图, 预测出将要开掘的井巷是处在安全区还是处在可能的突水区, 从而预测出可能突水的危险地段。
4) 出水点的观测。了解出水点的位置, 水的流出形态、水量、水质, 预测水源和出水点的涌出发展趋势, 提出初步的防治方案。
5) 出水特征的观测。根据出水点水压、水量的变化及流水的途径分析水的来源, 采取应急治理措施。
通过观测分析, 若发现矿井水与地表河流( 溪沟) 有关, 而河流( 溪沟) 又不能改道时, 须对渗漏段进行堵漏或对河流( 溪沟) 谷底清理后铺设不透水层; 同时在井下进行探放水, 查明水源和水量( 包括积水量和流量) , 然后进行疏排水。必要时也可施行灌浆堵水, 达到减少矿井充水的目的。 6组织措施
矿井必须按要求成立矿井灾害处理领导组织机构,并制定完善的制度和措施,明确部门、人员的分工、通知顺序、方法和行动原则及步骤等。
1)矿调度室值班人员:
(1)负责接到瓦超后必须先做出处理并通知矿领导, 落实通知处理意见, 并做好记录。
(2)利用考勤机, 清点记录超限工作面的所有人员各单、超量情况。
2)通防工区:
(1)负责监控中心超限瓦斯时的监控工作和自动断电工作。
(2)负责将超限情况上报矿调度室并通知当班瓦检员做好现场处理工作。
(3)负责加强通风的监督工作。
(4)负责压风自救系统指挥使用工作。
(5)负责撤人监督工作。
(6)负责严格填写瓦斯超限报表和瓦斯超限处理卡。
3)瓦检员职责:
(1)当班瓦检员应随时监测超限气体情况, 并及时上报矿调度和工区。
(2)有权制止作业人员施工, 有权没收放炮员钥匙禁止放炮。
(3)负责组织指挥井下人员佩戴自救器和撤人工作。
4)各生产单位值班领导:
(1)负责通知井下作业人员停止工作、断电工作。
(2)清点当班入井、升井的人员数量. 各单工种记录并核对井口检身情况及时上报矿调度室。
5)机电工区:
(1)负责瓦斯超限工作面的断电监督工作。
(2)负责启动第二路供风风机系统工作。
(3)负责安排灯房核实记录升井人员工作。
6)安监处:
(1)负责井下人员撤人的监督工作, 统计升井人员各单数量工作。
(2)负责井下人员撤人时的安全秩序工作。
7)安监员:
(1)负责井下停止工作的监督工作。
(2)负责撤离人员的安全秩序工作。
(3)负责撤离升井人员的名单记录工作。
8)施工单位副区长、班组长:
(1)负责安排人员停止施工, 断电源工作。
(2)负责组织清点撤离人员及组织指挥人员撤离安全秩序工作。
斯派尔煤矿预防瓦斯爆炸指挥领导小组:(办公室设在调度室)
采区通风设计说明书
通
风
设
计
说
明
书
专 业: 姓 名: 指导老师:
学 号:
日 期:
目录
第一章 带区概况 ????????????????3
1-1.地质条件 ?????????????????3
1-2开采条件??????????????????3 第二章 带区通风系统???????????????4
??????????????4 2-1 带区通风系统要求
2-2 带取进回风的选择 ?????????????4
2-3 工作面通风方式的选择????????????6 第三章 带区风量计算 ???????????????5
3-1 采煤工作面风量计算原则要求??????????8
3-2 回采工作面的风量计算?????????????9
3-3 掘进工作面风量计算??????????????12
3-4 带区总风量计算????????????????13 第四章 带区总阻力计算???????????????14
4-1 摩擦阻力计算????????????????14 4-2 带区总阻力 ?????????????????14
4-3 带区风量分配????????????????16 第五章 局部风机的选择???????????????17
5-1 局部风机的选择依据 ?????????????17
5-2 局部风机计算选择 ??????????????18 第六章 带区安全专题综述??????????????20
2
第一章 采区概况
1-1. 地质条件
采区位于矿井一水平东翼,采区上下边界为-150,-300m,带区走向长1520m,倾向长932m。
,.地质构造:煤层赋存稳定,地质构造简单,无褶曲,无断层,无火成岩侵入。
,.地层:为石炭统测水组, 该层煤赋存稳定,煤系地层厚50m左右。
,.煤层:可采煤层:厚度12m,倾角9?,煤层结构简单,无夹
3砾。灰分,6,,属中灰,煤的硬度f=4,属中硬煤,容重1.26t/m,为无烟煤。
1-2. 开采条件
,.直接顶为砂质页岩,厚4m,属?类中等稳定;老顶为页岩,厚3m,属?级来压明显;底板为砂岩,厚10m。
3 ,.采区瓦斯,采煤面的瓦斯相对涌出量为5m,分,属高瓦斯区,无突出现象。
,.煤层无自然发火倾向,灰分,6,,爆炸指数,,,无爆炸性。
,.水文条件较为简单,无富含水岩层,也无老窑积水威胁,主要
3水的来源为采区涌水,其正常涌水量为,0 m/h,雨季为
360m/h。
3
第二章 采区通风系统
2-1. 采区通风系统要求
采区通风系统应满足一下基本要求:
1)采区必须有单独的回风风道,实行分区通风,回采工作面和掘进工作面都需要才用独立通风。除有沼气(或二氧化碳)喷出和煤与沼气(或二氧化碳)突出的矿井之外,对于其它矿井的回采工作之间,掘进工作之间,以及回采与掘进工作面之间,独立通风有困难时可以采出串联通风,但必须保证串联风流中的氧、沼气、二氧化碳和其它有害气体的浓度以及浮尘浓度、气温、风速等都符合安全规程的要求,必须有经过审批的安全措施。此外,要尽量避免采用角联或复杂联通网路;无法避免时,要有保证风流稳定的措施。
2)对于必须设置通风设施(风门、风桥、挡风墙和风筒等)和通风设备(局扇、辅扇等)要选择适当位置,严守规格质量,严格管理制度,保证安全运转。最好还要建立一套反映风门开关,局扇转停和风流参数变化的遥测和遥讯系统,以便及时发现和处理问题。
3)要保证通风阻力小,通过能力大,风流畅通,风量按需分配。为此,特别是回风巷道要有足够的断面,使支架整齐,加强维护,及时处理局部冒顶和堵塞。
4)要设置防尘管路,避灾路线,避难硐室和灾变时的风流控制设施,
4
必要时还要建立抽放瓦斯,防火灌浆和降温设施。
2-2. 采取进回风的选择
(1)带区通风系统既是矿井通风系统的基本组成单元,也是带区生产系统的重要组成部分。选择带区通风系统必须遵守上述规定及《煤矿安全规程》中有关规定。
(2)本矿共划分11个带区,带区内不设准备巷道,直接在大巷两侧布置倾斜长壁工作面,针对开拓方案的布置,选择胶带运输大巷进风,辅助运输大巷回风通风方式时,辅助运输大巷内需设风门和开掘回风石门与主井连通,这对于采用无轨胶轮作为辅助运输方式不利,且进风流与煤流方向相反,使进风流中煤尘和瓦斯浓度增加。输送机等设备所散发热量使进风流温度升高,且需开设进风道。
(3)按采煤工作面的风流方向不同可分为上行通风和下行通风两种,各自的优缺点对比如下:见表及使用条件如下:
工作面风流方向比较
风向 优 点 缺 点
瓦斯自然流动的方向与上行风流方上行风将煤炭运输过程中所
向相同,在正常风速情况下,瓦斯不溢散的瓦斯和煤尘带入工作上行易积聚和分层流动,工作面发生火灾面,增大了瓦斯和煤尘的浓通风 时所产生火风压与通风压力作用方度,风流受运输设备加热而使
向一致,瓦斯浓度不会增加,着火点风流增温,倾角大于12?的工
瓦斯爆炸的可能性小。 作面应采用上行通风。
瓦斯自然流动的方向与上行风流方工作面若有火源,产生火风压
向相反,瓦斯和空气混合能力强,正与通风压力作用方向相反,会下行常风速不易局部瓦斯积聚和分层流使工作面风量减少,甚至反通风 动,回风流方向与煤流方向相反,可风,导致瓦斯浓度上升引爆,
降低煤尘,降低风流温度,可冲淡上适应倾角小于12?的,煤与瓦
隅角瓦斯。 斯突出危险性小。
本带区煤层平均倾角为9?,煤层平缓,煤层无自然发火倾向,煤尘无爆炸倾向性,工作面风流方向除遵照安全规程之规定外又考虑
5
煤层实际起伏情况、回采巷道的布置,所以确定首综放工作面风流方向为下行通风。
2-3.工作面通风方式的选择
工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关,通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素,对工作面通风应满足下列要求:
(1)工作面有足够的风量并符合安全规程的要求,特别要防止上隅角积聚瓦斯。
(2)风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。
(3)根据通风要求,进、回风巷有足够的断面及数目。 工作面通风方式及优缺点的比较
通风方式 适应条件及优缺点
一进一回,在我国使用比较普遍,其优点是结构简单,巷道
维修量小,工作面漏风小,风流稳定,易于管理,但上隅角
后退瓦斯容易超限,工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方U
式 是对了解煤层赋存状况,掌握甲烷、火的发生、发展规律,型
较为有利。由于巷道均维护在煤体重,因而巷道的漏风率减通
少,适用于低瓦斯矿井 风
方一进一回,可缓和采,掘紧张关系,采空区瓦斯不涌向工作
式 前进面,而涌向回风顺曹。其缺点是:采空区漏风不易管理,且
式 需沿空护巷。这种通风系统适用于推进距离,低瓦斯,自燃
倾向性弱的煤层
两进一回,在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道,另
Y型通风方
外在采空区一侧设回风道。优点为:可以很好的解决工作面
式
上隅角瓦斯超限问题,改善了工作环境,提高回收率。
E型通风方两进一回,下两天为进风巷,上面为回风巷。优点:使下回
式 风平巷和下部工作面回风速度降低,抑制煤尘飞扬,降低采
6
空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。
两进一回,或一进两回。优点:相邻工作面公用一个进或回
W型通风方
风巷,减少了巷道的开掘和维护,漏风少,利于防火,在近
式
水平煤层的综采工作面中应用较广。
一进一回,前期掘进巷道工程量小,风流比较稳定,采空区
Z型通风方
漏风介于U型后退和U型前进式之间,但需要沿空护巷和控
式
制经过踩空区的漏风,其难度较大
根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件和本采取的情况,
3矿井绝对瓦斯涌出量为15m/min,工作面长110m,沿走向推进1520m,工作面双巷掘进,正常生产时工作面可采用双巷进风,单巷回风,由此确定工作面采用“Y”型通风方式。
综上所述,综合考虑以上进风方式优缺点,本矿采用辅助运输大巷进风,胶带输送机大巷回风专门的回风大巷回风,进风巷内设立风门,回风大巷和回风立井之间用石门连通;工作面采用“Y”型通风方式,工作面的风流方向为上行通风。
第三章 带区风量计算
3-1 采煤工作面风量计算原则要求
1计算原则
(1)按该永丰地点同时工作人数计算,每人每分钟共给风量不得小于4m3
(2)按该用风地点的风流中瓦斯,二氧化碳,氢气和其它有害气体浓度,风速以及温度等符合《煤矿安全规程》的有关项规定要求,非
7
别计算取其最大值。
2. 计算原则
无论矿井户采区的供风量,均按该地区实际有风地点,按照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大风量,从而求出该地区的风量总和,再考虑一定的备用风系数后,作为该地区的供风量,即由采掘工作面,硐室,和其他用风地点计算到各个采区和全矿总风量。
3-2回采工作面的风量计算
1、 采煤工作面需风量的计算
采煤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
Qfi,100,qgfi,kgfi =100(5666.724605×1.5%),,,,
31.6=47.2m ,min
3式中:------第i个采煤工作面需要风量,m; Qfimin
3 qgfi-----第i个采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量,m。可min根据该采煤工作面煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。抽放矿井的瓦斯涌出量,应相对瓦斯抽放量进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算;
-----第i个采煤工作面因瓦斯用处不均匀的备用风量系kgfi
数,他好似该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时,在整个工作面开采期间,均匀间隔的选取不少于5个昼夜,进行观测,得出5个比值,取其最大值。
8
通常根据采煤方法各个采煤工作面瓦斯用处不均匀的备用风量系数选取。
当采煤工作面有其他有害气体涌出时,也可按有害气体涌出量和不均匀系数,使其稀释到《煤矿安全规程》规定的最高允许浓度计算。 (2)按工作面进风流温度计算
采煤工作面应有良好的气候条件。进风流温度可根据风流温
度预测方法进行计算。其气候与风速应符合采煤工作面空气温度
与风速对应表的规定。
采煤工作面的需要风量计算
3 Qfi,60,vfi,sfi,kfli=601.591=810 m,,,min
式中:-----第i个采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流vfi
m温度从采煤工作面空气温度与风速对应表中选取,; s
-----第i个采煤工作面的平均有效断面,按最大和最Sfi
3 小控顶距有效断面的平均值计算,m;
Kfli -----第i个采煤工作面的长度系数。可按采煤工作面长度风量系数表选取。
(4)按工作人员数量计算:
3 按每人每分钟应供给4m新鲜风量计算:
3Qfi,4,nfim=427=108 ,min
式中:nfi-------第i个采煤工作面同时工作的最多人数,人。 (5)按风速进行验算:
,按《煤矿安全规程》规定的最低风速,验算最小风量:
9
3 =600.25×9=135 Qfi,60,0.25Sfim,min
综采和综放工作面的最小风量验算:
3 =60×0.5×9=270 mQfi,60,0.5Sfimin
,按《煤矿安全规程》规定的最高风速,验算最大风量:
3 =60×4×9=2160 Qfi,60,4Sfimmin
2式中:-------第i个采煤工作面的平均有效断面积,m。 Sfi
3-3 掘进工作面风量的计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量,应按下列因素分别计算,取其最大值:
(1)按瓦斯涌出量计算:
3Qdi,100,qgdi,kgdi=100×0.56×1.8=100.8 mmin
3式中:--------第i个掘进工作面的需风量,m; Qdimin
--------第i个掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量,。按该qgdi
工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算,抽放矿井的瓦斯涌出量,应扣除瓦斯抽放量。生产矿井可按条件相似的掘进工作面来推算之。
kgdi --------第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,其含义和观察计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风
kgdi量系数相似。通常,机掘工作面取=1.5--2.0.炮掘工作面取kgdi=1.8--2.5.当有其他有害气体时,应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。
(2)按工作人员数量计算:
10
3 =4×15=60 Qdi,4,ndimmin
式中:--------第i个掘进工作面同时工作面的最多人数,人。 ndi
(3)按局部通风机吸风量计算:
(一般长度在1000m以内的单巷掘进,可选直径为500mm以下的风筒;长度在1000m以上的单巷掘进,宜选用600mm以上的大直径风筒。)
3=285×1.3=370.5 Qdi,QdfiKdfim,min
Qdfi式中:-----第i个掘进工作面同时运转的局部通风额定风量的,
3和,; mmin
---------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一Kdfi
般取1.2~1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3. (4)按风速进行计算:
,按《煤矿安全规程》规定的最低风速,验算最小风量: 有瓦斯涌出的岩巷:
3Qdi,60,0.15Sdi =60×0.15×7.5=67.5m min
,按《煤矿安全规程》规定的最高风速,验算最大风速:
3Qdi,60,4Sdi =60×4×7.5=1800m min
2Sdi式中:-----------第i个掘进工作面巷道的净断面积。m。 (6)按上述条件计算的最大值,再按配置独立送风(非串联)局部通风机太熟和型号的额定吸风量总和的计算:
3Qdi,Qafi,Kafim =285×1.25=356.25 ,min
3Qafim式中:-------同时运转的局部通风机额定风量的综合,; ,min
11
------------防止局部通风机洗循环风的风量备用系数,Kafi
进风巷中无瓦斯时取1.15,有瓦斯时取1.25.
3-4采区总风量计算
Qp,(Qpfi,Qpdi,Qpri),Kp,,,
3 =(810+370.5+80)×1.1=1386.5 mmin
第四章 采区总阻力计算
4-1摩擦阻力计算
1、矿井通风总阻力的计算原则:
(1)、如果矿井服务年限不长(10--20),选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;若矿井服务年限较长(30--50), 只计算头15--25年左右通风阻力容易和困难两个力时期的通风阻。为此必须先绘出这两个时期的通风网络图。
(2)、通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,作为这两个时期矿井的通风阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数(断面积、长度等)直接判断确定,不能直接确定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较。
(3)、矿井通风总阻力不应超过2940Pa。
(4)、矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦
12
阻力15%计算。
4-2、采区通风总阻力的计算
分别用下式计算各段巷的摩擦阻力:
,LU2 h摩,,Q 3S
式中:L、U、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积
2(m,m,m)
a——摩擦阻力系数,可查阅《煤矿通风与安全》一书
Q—— 各井巷和硐室所通过的风量分配值,系根据前面所
K (即考虑井巷的矿
3内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值,m/s。 取K=1.2 矿
如下图所示,
23序 巷道 支护a L U S R Q H摩 V Q S
248 3 号 名称 形式 mPa m/m m N/mN/m22m/s662ssm/sm s 1 行人金属0.064 14 12 1720.035.1237.43.
斜巷 支架137 8 06 2 9 3 2
支护
2 运输金属0.0932 13 10 1000.335.1234462.
斜巷 支架284 0 45 2 9 .08 9
支护
3 工作支撑0.0110 20 18 5830.025 625 6.20.
面 掩护34 2 1 5 7
式支
架
4 回风金属0.03862 14 12 1720.410 100420 0.
13
斜巷 支架137 8 2 0 83
支护
5 回风金属0.064 13 10 1000.015 225 2.51.
石门 支架137 0 113 4 5
支护
8 运料金属0.0932 13 10 1000.122 484 80.2
斜巷 支架137 0 66 344
支护
9 局部(7.43+446.08+6.25+420+2.54+80.344)×10%=96.26
通风
阻力
10 总阻962.644+96.2644=1058.91
力
4-3采区风量分配
1.分配原则
矿井风量确定后,分配各用风地点的风量,不得低于其计算的需风量;所有巷道度偶应分配一定的风量;分配后的风量,应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。
2、总风量校核验算:
先将以上计算得出的矿井总风量中减去独立回风的掘进风量Qm
QmdiQmri和硐室风量,按以下原则对剩余的风量进行大致的分配,,,
额、各个回采工作面的风量,按照与产量成正比的原则进行分配;各个备用工作面的风量,按照它在生产时所需的一半进行分配配。即:
3m =1260.5-(370.5,80)=810 Qre,Qm,(Qmdi,Qmri),,min
式中:--------采区总风量中减去独立回风的掘进风量和硐Qre
14
3室风量后的剩余风量,; mmin
3-------采区总风量,; mQmmin
3Qmdi ---各掘进工作面所需风量之和,; m,min
3Qmri ----各硐室所需风量之和,; m,min
剩余风量分配方法是:先用下式计算回采工作面日产一顿煤Qre
所需配合的风量q,即:
Qre3tq,=810/5666.7=0.143()/() mdmin(Ta)
q式中:---------回采工作面日产一吨煤所需配给的风量,
3t()/() mdmin
t --------各个回采工作面的日产量之和,; Tad
,t --------各个备用工作面的计划日产量之和,。 Tad
第五章 局部风机的选择
5-1. 局部风机的选择依据
我国煤矿的局部通风机,目前一般都采用柔性风筒。风筒直径应根据通风距离和通过的风量来考虑。风筒内的风速一般以10m/s--20m/s为宜,为了减小阻力,应尽可能采用较大直径的风筒。一般长度在1000m以内的单巷掘进,可选直径为500mm以下的风筒;长度在1000m以上的单巷掘进,宜选用600mm以上的大直径风筒。
5-2.局部风机计算
当确定好风筒直径和接头方式后,可参照相关规定或相似条件
15
下地经验数据,确定风筒的漏风率或有效风率,漏风率为10,.然后按下式计算局部通风机的工作风量:
Q掘Q掘 +(×) Q局,P漏
=370.5+(370.5×10,)
3 =407.55 mmin
有上所述,可按局部通风机特性曲线或参数表选择合适的局部通风机。
对FD2系列也可按相关的经验数据选择使用,可查阅相关局部通风机生产厂家产品目录,选择FD2系列局部通风机NO.6.3。
第六章 带区安全专题综述
6-1 煤矿火灾分类和危害
煤矿火灾属矿井五大灾害之一。矿井一旦发生火灾,火势发展的速度快,控制比较复杂,影响的范围也比较广,极易造成人员伤亡和财产损失,甚至引起煤尘、瓦斯爆炸或者煤尘与瓦斯爆炸,酿成更大的灾害。为了防治矿井火灾,保证煤矿安全生产,对矿井火灾进行必要的分析和了解十分重要。
目前,在我国对于火灾的分类还没有一个统一的标准,分类比较多,据以下几种分类方式如下:
1.煤矿火灾的分类
(1)按照起火源的不同,通常将煤矿火灾分为,大类,即外因火
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灾和内因火灾。
(2)按火灾发生的地点不同分类,可分为井筒火灾、巷道(进、回风)火灾、采面火灾、煤柱火灾、采空区火灾及硐室火灾。
(3)按照可燃物的不同分类,可分为机电设备火灾、火药燃烧火灾、油料火灾、坑木火灾、瓦斯燃烧火灾、煤尘燃烧火灾及煤层自燃引起的火灾。
(4)按煤矿通风风流的影响可分为进风风流火灾、回风风流火灾。
2. 煤矿火灾的危害
井下火灾对煤矿安全行产工作和矿工的安全主要有以下几方面的危害:
(1)井下空间狭小,活动受限,矿井的通风与巷道的联通关系复杂,所供给的风量有限,当井下发生火灾的时候,人员避灾和撤离都会受到复杂环境的限制。
(2)煤矿井下存在着大量的可燃物,火灾极易产生并且发展蔓延的速度快,当高温火焰在巷道中流动,混入新鲜风流时,将会在掺风点产生二次燃烧的新火源,导致火灾面积的扩大。
(3)燃烧时产生大量的有毒有害气体(主要为CO2和CO)并伴有高温火焰,造成人员的伤亡。这些气体流入井下作业点后,使人员中毒和窒息。
(4)井下产生火灾极易引起瓦斯、煤尘或者煤尘与瓦斯燃烧和爆炸。井下发生火灾不仅给瓦斯、煤尘提供了爆炸的火源,还因为高温火源的干馏作用,使可燃物释放出H2和多种碳氢化合物等具有爆炸
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性的气体。因此,火灾能引起瓦斯、煤尘爆炸,进一步扩大灾情及人员伤亡。
(5)火灾能烧毁设备和引起煤层自燃,当井下发生火灾,如果不能及时采取有效措施控制,那么就会失去了灭火的良机,使火势扩大,这样就会烧毁大量的设备,更甚者引起煤层燃烧,影响矿井的正常生产
(6)矿井发生火灾后,使井下风流反向,导致灾情的扩大,高温烟雾流经的巷道,空气质量发生变化,温度升高;另一方面使矿井通风网路的风流发生改变,使矿井通风系统紊乱,进一步扩大灾区范围,同时给井下人员的撤离带来了巨大的困难和危害,增大了事故损失和灭火工作的难度。
6-2 防灾综合技术措施
外因火灾的预防措施
外因火灾的特点:火灾发生比较突然,发展速度快,火势凶猛,如果不能及时发现和控制,将会带来巨大的损失。据相关资料统计:国内有记载的重大火灾事故,90,以上属于内因火灾,而矿井火灾中外因火灾所占比例虽小(仅占,,—10,),可是也不容忽视,做好煤矿井下的外因火灾的预防工作十分重要,具体措施如下: 1. 煤的自燃倾向性分为容易自燃、自然、不易自然三类。
新建的矿井的所有煤层的自燃倾向性由地质勘探部门提供煤样和资料,送国家授权单位作出鉴定,鉴定结果报省级煤矿安全监察机构及省(自治区,直辖市)负责煤炭行业管理的部门备案。
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生产矿井延伸新水平时,必须对所有煤层的自燃倾向性进行鉴定。
开采容易自燃和自燃煤层的矿井,必须采取综合预防煤层自然发火的措施
2(对开采容易自然和自然的单一厚煤层或煤层群的矿井,集中运输大巷和总回风巷应布置在岩层内或不易自燃的煤层内;如果布置在容易自燃和自燃的煤层内,必须砌碹和锚喷,碹后的空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实,或用无腐蚀性,无毒性的材料进行处理。 3.开采容易自燃和自然的煤层时,采煤工作面必须采用后退式开采,并根据采取防火措施后的煤层自然发火期确定采区开采期限。在地质构造复杂,断层带,残留煤柱等区域开采时,应根据矿山地质和开采技术条件,在作业规程中另行确定采区开采方式和开采期限。回采过程中不得任意设设计外煤柱和顶煤。回采工作面采到停采线时,必须采取措施使顶板冒落充实。
4.开采自燃和自燃的急切斜煤层用垮落法控制顶板时,在主石门和采区运输石门上方,必须留有煤柱。禁止采掘留在主石门上方的煤柱。留在采区运输石门上方的煤柱,在采区结束后可收回,但必须采取防止自然发火措施。
5.开采容易自燃和自燃煤层时,必须对采空区,突出和冒落孔洞等空隙采取防御性浇灌或全部充填,喷洒阻化剂,注阻化泥浆,注凝剂,注惰性气体,均压等措施,编制相应的防灭火设计,防止自然发火。在自然发火期内能采完,并能及时予以封闭的工作面和采区,可不采
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取上述防止自然发火的措施。
6.采用浇灌灭火时,应遵守下列规定:
(1)采区设计必须明确规定巷道布置方式,隔离煤柱尺寸,浇
灌系统,疏浇灌地点,时间,进度水系统,预筑防火墙的位置以
及采掘顺序。
(2)安排生产计划时,必须同时安排防火浇灌计划,落实,进
度,浇灌浓度和浇灌量。
(3)对采区开采线,停采线,上下煤柱线内的采空区,应加强
防火浇灌。
(4)应有浇灌前疏水和浇灌后防止溃浆、透水的措施。 7(在灌浆区下部进行采掘前,必须查明浇灌区内的浆水积存情况。发现积存浆水,必须在采掘之前放出;在未放出前,严禁在灌浆区下部进行采掘工作。
8.采用阻化剂防灭火时,应遵下列规定:
(1)选用的阻化剂材料不得污染井下空气和危害人体健康。
(2)必须在设计中队阻化剂的种类和数量,阻化效果等主要参数作出明确规定。
(3)应采取防止阻化剂腐蚀机械设备,支架等金属构件的措施。 9.采用凝胶放火时,应遵守下列规定:
(1)选用的凝胶和促凝剂材料,不得污染井下空气和危害人体健康,使用时井巷空气成分必须符合本规程第一百条有关规定。
(2)编制的设计中应明确规定凝胶的配方,促凝时间和压注量等
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参数。
(3)压注时凝胶必须充填满全部空间,其外表面应予喷浆封闭,并定期观测,发现老化,干裂时,应予重新压注。
10.采用均压技术防灭时,应遵守下列规定:
(1)应有完整的区域风区和风阻资料以及完善的检测手段。
(2)必须有专人定期观测与分析采空区和火区的漏风量,漏风方向,空气温度,防火墙内外空气压差等的状况,并记录在专用的防火记录簿内。
(3)改变矿井通风方式,主要通风机共况以井下通风系统时,对均压地点和均压状况必须及时进行调整,保证均压状态的稳定。
(4)应经常检查均压区域内的巷道中风流流动状态,应有防止瓦斯积聚的安全措施。
11.采用氮气防灭火时,必须遵守下列规定:
(1)氮气源稳定可靠。
(2)注入的氮气浓度不小于97,
(3)至少有1套专用的氮气输送管路系统及附属安全设施。
(4)有能连续监测采空区气体分变化的监测系统。
(5)有固定或移动的温度温度观测站和监测手段。
(6)有专人定期进行监测,分析和整理的有关记录,发现问题及时报告处理等规章制度。
12.开采容易自燃和自燃的煤层,采用全部充填采煤法时,不得采用可燃物作充填材料,采空区和三角点必须填满。
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13.开采容易自燃和自燃的煤层时,在采区开采设计中,必须预定构筑防火门的位置。当采煤工作面投产和通风系统形成后,必须按设计选定的防火门位置构筑好防火墙,并储备足够数量的封闭防火门的材料。
采煤工作面回采结束后,必须在选定45天内进行永久性封闭。 14.开采容易自燃忽然自燃的煤层时,在采区开采设计中,必须明确自然发火观测站或观测点的位置比建立监测系统,确定煤层自燃发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度。所有监测分析结果必须记录在专用的防火记录簿内,并定期检查,分析整理,发现自燃发火指标超过或达到临界值等异常变化时,立即发出自燃发火预报,采取措施进行处理。
15.采用放顶煤法开采容易自燃和自燃的厚及特厚煤层时,必须编制防止采空区自然发火设计,并遵守下列规定:
(1)根据防火要求和现场条件,应选用注入惰性气体,灌注泥浆,压注阻化剂,喷浆堵漏及均压 综合防火措施。
(2)有可靠的防火漏风和有害气体泄露措施。
(3)建立完善的火灾监测系统。
16.在容易自燃和自燃的煤层中掘进巷道时,对巷道中出现的冒顶区必须及时进行防火处理,并定期检查。
17.封闭火区灭火时,应尽量缩小封闭范围,并必须指定专人检查瓦斯,氧气,一氧化碳,煤尘以及其他有害气体和风向,风量变化,还必须采取防止瓦斯,煤尘爆炸和人员中毒的安全措施.
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参考文献
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钱鸣高,石平五,许家林. 矿山压力与岩层控制. 徐州:中国,,2,,M
矿 业大学出版社,2010.
煤矿安全规程. 国家安全生产监督管理总局,国家煤矿安全,,3,,M
监察局,2011.
,,GB50215—2005 煤矿工业矿井设计规范. 中国煤炭建设协会. ,,5
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结束语
在秦老师的细心指导下,我完成了近一周的通风设计,在这次设计中,我发现了平时学习的不足,发现了自己学习的漏洞,发现理论知识与实践的距离,是我认识到理论与实践结合的重要性,也提醒了自己在以后的学习和工作中应该注意的事项,再次感谢老师的精心指导,我一定会再接再厉。
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采区通风设计说明书
目 录
前言????????????????????? 2
第1章 采区概况??????????????? 3
1.1 地质条件
1.2 开采条件
1.3 安全条件概况
第2章 采区通风系统????????????? 7
2.1 采区通风系统要求
2.2 采区进风上山与回风上山的选择与确定
2.3 回采工作面的通风方式选择与确定
第3章 采区风量的计算???????????? 11
3.1 工作面的供风及工作面风量计算原则及要求
3.2 回采工作面风量的计算
3.3 掘进工作面风量的计算
3.4 硐室风量的计算
3.5采区风量分配
第4章 采区通风阻力计算??????????? 14
4.1摩擦阻力的计算
4.2采区总阻力计算
第5章 局部通风机的选择?????????? 16
第6章 采区安全专题设计??????????? 16
6.1防灾综合技术措施
6.2结语
前 言
矿业工程是我国的基础工业,它在整个国民发展中占有极其重要的中地位。在矿井生产过程中,必须源源不断地将地面新鲜空气输送到井下各个工作地点,以供人员呼吸并稀释和排除井下各种有害气体及矿尘,创造良好的矿内工作环境,保障井下作业人员的身体健康和劳动安全。煤矿的地下开采又面临着最为严重的安全问题,瓦斯、火、矿尘、水、冒顶是煤矿普遍存在的五大自然灾害。另外,随着煤矿开采深度的不断延伸,高温也成为煤矿又一严重的自然灾害。本课程设计为矿井通风设计,通过本课程设计,初步掌握矿井通风设计的步骤和方法,巩固所学理论知识,并运用所学知识分析和解决矿井通风问题。
采区是井下人员最集中的地点,是矿井通风的主要对象。每个矿井一般都有几个采区同时生产。每个采区内都有采煤工作面、备用工作面、掘进工作面、硐室(采区变电所和绞车房) 及其它用风地点。因此,搞好采区通风是保证矿井安全生产的基础。
采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元, 采区通风系统是采区生产系统的重要组成部分。它包括采区主要进、回风道和工作面进、回风巷道的布置方式,采区通风路线的连接形式,工作面通风方式,以及采区内的通风设备和风流控制设施等基本内容。
第一章 采区概况
1.1 地质条件
采区内有两层煤层,煤层属于中厚煤层。煤层无瓦斯突出,地板稳定,区内涌水较小,煤层埋藏稳定,构造简单。煤岩爆炸指数为34% ~70%,煤层瓦斯含量小,采区所属矿井属于低瓦斯矿井。
1.2开采条件
本采区为某矿第二水平某采区,其中三采区已采,七采区未采。采区上部标高为-250m ,下部标高为-550m 。采区走向长度2100m ,倾斜平均长度为920m ,每层倾角为19度。采区共有两层煤,区内地质构造简单,为单斜构造。无断层和褶曲,无大的含水层和地下水涌出,开采条件较好。
煤层无瓦斯涌出,顶底板稳定,均为砂岩。煤质中硬,自然发火期为3—6个月。煤岩爆炸指数为34—70%,采区所属矿井为低瓦斯矿井。
采煤工艺选取为综采,走向长壁开采方式。
采区相对瓦斯涌出量5m 3/吨日,属于低瓦斯矿井。
采区绝对瓦斯涌出量5m 3/min
运输大巷在-550m 标高,回风大巷标高-250m 标高,采区生产能力120万t 。
1.3 安全条件概况
该矿井煤层埋藏稳定,瓦斯相对涌出量5m 3/吨,属于低瓦斯矿井,煤层及岩层相对稳定。周围无水层和地下水,瓦斯赋存量小。矿井主
要安全技术措施
1.防瓦斯:瓦斯检测人员对工作面每班不少于二次瓦斯检测,采煤工作面要严格执行“一炮三检”制度。上下巷道金属棚不得滞后切顶线3米,防止瓦斯积聚。保证工作面有足量的风。只许用发炮器放炮,禁止其他方式放炮。
2.防煤尘:每个炮眼装有水炮泥,下井人员要带好口罩。工作面进、回风巷要有消尘水,并定期冲洗巷道内的积尘。道溜子转载点要安装消尘水,停溜子时要关闭开关。
3.防火灾:工作面电缆选用阻燃型。检修电器设备,严禁带电作业,严禁打开开关合闸,严禁用其他金属代替保险丝。失效、变质的雷管、炸药不准使用。不许放“糊炮”。检测继电器严禁甩掉;用好电煤钻综合保护。经常检查减速器,加好润滑油。
4.防冒顶:加强工作面规程质量管理。泵站压力输出达到15Mpa 乳化液浓度为2~5% 。不试压的支柱不下井,对失效、未检修的的支柱禁止使用。风巷备用支柱不少于工作面总数的2% 。
5.防水:每班必须清理水沟,防止积水。要控制好运道和机组的消尘水。作到停机关水。
6.其他措施:司溜工开溜子前必须发信号,并先启动两次短溜子,司溜人员必须在溜子侧面操作,注意各种信号,发现问题及时停溜。用溜子运材料必须与司溜人员联系好,取料从后端提起。
工作面移溜头、溜子尾要停机、停溜,移完后要及时打好压顶,方可开机和开启溜子;移溜时,支撑点要选择牢固,松动的支柱要打
好。锚链的固定螺丝要牢靠,加宿槽板、扎链条不许摘飞钩,要使用刹车;中部换槽板必须闭锁开关,人员要在上方操作,下方15米内不许有人作业,松开溜子头机组锚连时,先固定好溜头架,防止下滑伤人。改动支坚持“先支后撤”的原则。过渡斗口必须安装格筛。
7.防机电运输事故:检修或更换电器设备要切断电源,闭锁磁力开关或分段开关,挂上“有人作业,严禁送电”的牌子,并标明时间。采用运道运支柱或钢梁,每三块刮板放一根,运槽板必须放妥当,后方要求有人看护,防止倒地挂倒棚子。溜子刮板、螺丝齐全、刹车完好,减速器及时加油,损坏的槽板、尾滚子、头尾架要及时更换。移动运道和风巷开关,必须切断电源。电缆要消灭“鸡爪子、羊尾巴、明接头”,电缆接头必须采用冷补。更换机组和溜子部件,必须抬棚,起吊时,下方必须无人。
8.避灾线路:若发生瓦斯爆炸,现场人员要沉着冷静,待冲击波过后逆风行走尽快进入新鲜风流中。一旦发生冒顶事故,现场人员要立即向两端撤离危险区至上下巷道安全地点,并清点人数、了解情况采取相应的援救措施,同时向调度室汇报。若发生透水事故,所有人员必须向上撤至风巷或往高处撤至安全地点。若发生火灾,初期火焰,要组织人员灭火,油类禁止用水,电起火要切断电源,并向调度室汇报,火情大时,所有人员要找最近的巷道进入新鲜风流中,撤离路线与瓦斯相同。
二、作业地点有关一通三防规定:
1. 所有的风门随手关好,两道风门不许同时打开。
2. 两巷金属滞后切顶不超过3米。
3. 风巷材料码放整齐,无阻塞巷道1/3以上。
4. 失败、变质的炸药,雷管不准使用。
5. 溜子减速器及时加油,按说明书要求加油或加水,各溜子头必须安装减尘装置。
三、降低风阻的措施
1、降低井巷摩擦阻力的措施:
1)减小摩擦阻力系数 ,在矿井设计时选用阻力系数较小的支护方式,施工时注意保证施工质量,尽可能使井巷壁面平整光滑。
2)保证有足够大的巷道断面,井巷断面大将增加基建费用,但也要同时考虑长期的经济效益。
3)选用周长较小的巷道,在井巷断面相同的条件下,圆形断面周长最小,拱形断面次之,矩形、梯形断面的周长较大。因此,立井井筒采用圆形断面,斜井、石门、大巷等主要井巷要采用拱形断面,次要巷道以及采区内服务时间不长的巷道才采用梯形断面。
4)减少井巷的长度,因巷道的摩擦阻力与巷道的长度成正比,故在进行通风系统设计和改善通风系统时,在满足开采需要的前提下,尽可能缩短风路的长度。
5)避免巷道内风量过于集中,巷道的摩擦阻力与风量的平方成正比,巷道内风量过于集中时,摩擦阻力会大大增加,因此尽可能使矿井的总进风早分开,使矿井的总回风晚汇合。
2、降低局部阻力的措施
1)尽量避免井巷断面突然扩大或突然缩小,断面大小悬殊的井巷,其连接处断面应逐渐变化。
2)尽可能避免井巷直角转弯,在转弯处的内侧和外侧要做成圆弧形,有一定的曲率半径,必要时可在转弯处设置导风板。
3)主要巷道内不得随意停放车辆、堆积木料等,巷内堆积物要及时清除和排列整齐,尽量少阻塞巷道断面。
第二章 采区通风系统
2.1 采区通风系统要求
采区通风系统主要决定于采区巷道布置和采煤方法,同时要满足通风的特殊要求。如瓦斯大或地温高,有时是决定通风系统的主要条件。在确定采区通风系统时,应遵守安全、经济、技术先进合理的原则,满足下列基本要求:
(一)采区必须实行分区通风。
1、准备采区,必须在采区构成通风系统以后,方可开掘其它巷道。
2、采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后,方可回采。
3.高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须设置至少1 条专用回风巷;
4.低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区,必须设置1条专用回风巷。
5、采区的进、回风巷必须贯穿整个采区,严禁一段为进风巷、一段为回风巷。
(二)采、掘工作面应实行独立通风。
(三)在采区通风系统中,要保证风流流动的稳定性,采掘工作面尽量避免处于角联风路中。
(四)在采区通风系统中,应力求通风系统简单,以便在发生事
故时易于控制风流和撤退人员。
(五)对于必须设置的通风设施(风门、风桥、挡风墙等) 和通风设备(局部通风机、辅助通风机等) ,要选择好适当位置,严把规格质量,严格管理制度,保证通风设备安全运转。尽量将主要风门开关、局部通风机开停等状态参数和风流变化参数纳入到矿井安全监控系统中,以便及时发现和处理问题。
(六)在采区通风系统中,要保证通风阻力小,通风能力大,风流畅通,风量按需分配。因此,应特别注意加强巷道的维护,及时处理局部冒顶和堵塞,支护良好,保证有足够的断面。
(七)在采区通风系统中,尽量减少采区漏风量,并有利于采空区瓦斯的合理排放及防止采空区浮煤自燃,使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。
(八)设置消防洒水管路、避难硐室和灾变时控制风流的设施。明确避灾路线和安全标志。必要时,建立瓦斯抽放系统、防灭火灌浆系统。
(九)采区绞车房和变电所,应实行分区通风。
2.2采区进回风上山的选择与确定
通常,一个采区布置两条上山。一条是运煤上山,另一条是轨道上山。当采区生产能力大,产量集中、瓦斯涌出量大时,可增设专用的通风上山。布置两条上山时,可用轨道上山进风、输送机上山回风;也可用输送机上山进风、轨道上山回风。这些做法各有利弊,现分析如下:
采用轨道上山进风、输送机上山回风的通风系统,虽然避免上述的缺点,但输送机设备处于回风流中,轨道上山的上部和中部甩车场都要安装风门,风门数目较多。这种通风的好处是新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热的影响,工作面卫生条件好;轨道上山的绞车房易于通风;下部车场不设风门。但轨道上山的上部和中部车场凡与回风巷相连处,均要设风门与回风隔开,为此车场巷道要有适当的长度,以保证两道风门之间有一定的间距,以解决通风与运输的矛盾。
采用输送机上山进风,轨道上山回风的通风系统,由于风流方向与运煤方向相反,容易引起煤尘飞扬,使进风的煤尘浓度增大;煤炭在运输过程中所用处的瓦斯,可是尽风流的瓦斯浓度增高,影响工作面的安全卫生条件;输送机设备所散发的热量,使进风流温度升高。此外,需在轨道上山下部车场内安设风门,此处运输矿车来往频繁,需要加强管理,防治风流短路。
三条上山,为单一煤层三条上山的采区通风系统。上山均布置在煤层中,其中一条为胶带输送机上山,一条为轨道上山,一条为专用回风上山。这种采区通风系统,是采用胶带输送机上山与轨道上山作采区主要进风巷,回风上山作采区专用回风巷。这样使专用回风上山中没有机械和电器设备,而且绞车运输与胶带运输又互不干扰,比较安全,采区通风系统简单,通风管理容易。
综合以上各种上山选择的优缺点,以及本采区的地质与开采条件,选择轨道上山进风,输送上山回风的通风系统较为适合。
2.3 回采工作面的通风方式选择
工作面通风方式及优缺点的比较
综合以上工作面通风方式及优缺点的比较,以及本采区的地质
与开采条件,回采工作面选择U 型前进式通风方式较为适合。
第三章 采区风量的计算
3.1 采区风量的计算原则及要求
1、矿井需风量计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则,由采、掘工作面、
硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和,再考虑一定的备用风量
系数后,计算出矿井总风量。
1)按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风
量不得少于4 m3。
2)按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、
风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算,取其最大值。
2、矿井需风量计算
无论矿井或采区的供风量,均按该地区各个实际用风地点,按
照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而
求出该地区的风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,作为该地区
的供风量,即由采、掘工作面、硐室和其它用风地点计算到各个采区
和全矿井总风量。
3.2采煤工作面所需风量计算
(一) 按瓦斯涌出量计算:
QW=100×Qgw×k
=100×2.5×1.25
=312.5m3/min
式中:QW---------采煤工作面需要风量,m 3/min
Qgw--------采煤工作面瓦斯绝对涌出量,2.5 m3/min
k-----------采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数:
1. 按工作面气温与风速的公式计算,回采工作面所需风量
QW=60×Vwi×Swi×Kwi
式子中:Vw---采煤工作面的风速,按其进风流温度查表,取1.6m/s
Sw---采煤工作面有效通风断面,㎡;
Sw=4.5×[(5.049+4.499)/2]=21.483㎡
Kw------工作面的长度系数。取1.2
QW=60×1.6×21.483×1.2=2474.8416m3/min
2. 按井下同时工作人员最多时计算
QW=nwk=4×50×1.25=250m3/min
式中:4-----每人每分钟应供给的最低风量,m 3/min
nw-------第i 个采煤工作面同时工作的最多人数, 个
3. 按风速进行验算
根据《规程》规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速
为4m/s,要求进行验算,即
QW≥0.25×60×4.5×[(5.049+4.499)/2]=322.245m3/min
QW≤4×60×4.5×[(5.049+4.499)/2]=5155.92 m3/min
经验算,采煤工作面风量最大值为2474.8416 m 3/min,取风量为2490
m 3/min为合适。
(二) 掘进工作面所需风量计算
1. 按瓦斯涌出量计算
Qhi=100×Qghi×Kghi
Qhi-----第i 个掘进工作面的需风量,m 3/min
Qghi----第i 个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量;m 3/min
Kghi----第i 个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数,一般
可取1.2—2.0。
2. 按局部吸风量计算
Qhi= Qhfi×khfi
式中:Qhfi-----第i 个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量
的和。常用4、11、28KW 的局扇,每台吸风量分别为100、200、350
安设局扇的巷道中的风量,除了满足局扇的吸风量以外,还应保证局
扇入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s,以防止局扇
吸入循环风和这段距离内风流停滞。
Khfi------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2
—1.3;进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3
Qbi=200×2×1.3=520m3/min
3. 按风速验算
每个煤巷或半煤巷掘进工作面的风量为
Qa ≥0.25×60×12.6=189m3/min
Qa ≤4×60×12.6=3024m3/min
因有两个掘进工作面所需总风量为520×2=1040 m3/min
4. 硐室风量计算
火药库:大型矿井供风标准是100--150 m 3/min,此处取150 m 3/min
采区变电所:经验数据是60--80 m3/min,此处取70 m3/min
绞车房:采区有1个绞车房,需要风量为70 m3/min
(三)采区总风量计算
采区的总风量,应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总
和:
Qm=( Qwt+ Qht+ Qrt)×Km
式中 Qwt ——采煤工作面和备用工作面所需风量之和,m3/min;
Qht——掘进工作面所需风量之和,m3/min;
Qrt——硐室所需风量之和,m3/min;
Km——矿井通风系统(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因
素)备用系数,宜取1.15~1.25。
Qm=2490+1040+150+70+70=3820 m3/min
第四章 采区总阻力的计算
4.1 摩擦阻力的计算原则
矿井通风总阻力的计算原则:
(1)如果矿井服务年限不长(10--20),选择达到设计产量后通
风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;若矿井服务年限较长
(30--50), 只计算头15--25年左右通风阻力容易和困难两个力时
期的通风阻。为此必须先绘出这两个时期的通风网络图。如附图1
2、通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两
个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累
加起来,作为这两个时期矿井的通风阻力。最大通风阻力风路可根据
风量和巷道参数(断面积、长度等)直接判断确定,不能直接确定时,
应选几条可能最大的路线进行计算比较。
3、矿井通风总阻力不应超过2940Pa 。
4、矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风
的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦阻
力15%计算。
4.2采区总阻力计算
沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力的最大风路(入风井口
到风硐之前), 分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力:
h 摩=αLU
S 3?Q 2
α值可以从表中查的,或选用相似矿井的实测数据。将各段井
巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即:摩擦阻力可按表进行计算:
h 阻大=(1. 1~1. 5)∑h 摩大
h 阻 =1.3×155.01=201.51Pa
第五章 局部通风机的选择
5.1 局部通风机的实际需要风量计算
Q 局=1.4 Q掘=1.4×520=728m3/min 式中 Q掘—掘进工作面需要的风量,取最大值,520/min;
1.4—风筒最大漏风率35%时的系统。
5.2 局扇选择
经查选用选用2台FBDNo7.5 2×45kw 对旋局部通风机(一台备
用) ,其全压范围是885pa-6800pa ,风量范围是320 m3/min -950 m 3/min,配1趟φ1000mm 胶质风筒,能够满足要求。
第六章 采取安全专题设计
---瓦斯事故的预防预处理
6.1 预防瓦斯事故措施
1. 加强通风管理,防止瓦斯积聚
为强化采掘工作面瓦斯管理,每月由矿总工程师组织有关人员对所有采掘工作面进行瓦斯防治评价,凡没有参与评价或未通过评价的采掘
工作面不准生产。
2. 任何人不得随意拆除或破坏通风设施,保证全矿井通风设施齐全可靠,操作灵活。所有风门必须实现正反向风门闭锁,防止风流短路或紊乱。
3. 风门之间的间距不得小于5m ,反向风门距工作面回风巷不得小于10m ,与工作面的最近距离一般不得小于70m, 如小于70m 时应设置3道反向风门。
4. 井下主要进回风巷、采区进回风巷之间风门应联锁完好,能自动关闭,确保通风系统稳定可靠。
5. 矿井每月必须进行不少于三次的全面测风,及时掌握
各巷道、采掘工作面和硐室风量的分配情况。
6. 各采掘工作面的供风量必须满足生产需要和《规程》的规定,任何人不得随意改变供风量和通风系统。具有突出危险的采掘工作面必须制订专项防治煤与瓦斯突出安全技术措施。
7. 抓好巷道维修工作,确保足够的通风断面,严防冒顶堵塞巷道事故的发生,通风巷道由生产技术科、安全质量监察科、通风科、维修队、开拓队经常派人检查维护,确保通风系统稳定可靠。
8. 所有煤巷掘进工作面应按系列化装备管理,新设计巷道开口施工前瓦斯传感器、风筒、水管、压风管路、电话必须安装到位。局部通风机坚持停工不停风,防止瓦斯积聚。
9. 井下所有盲巷必须及时密闭,通风科每旬对井下所有巷道、密闭及
防灭火情况全面检查一次,检查后及时向安全监察科、总工程师汇报。
10. 严禁串联通风或其他不符合《规程》规定的扩散通风、老塘通风。
11. 掘进工作面开工前必须实现“双回路供电”、“三专两闭锁”,突出矿井应实现“双三专”等系列化装备项目。
12. 采掘面过采空区或老巷时,必须制订专项防治瓦斯及其他有害气体的安全技术措施。
火灾的处理方法
1. 发生火灾时的行动原则:
在井下不论任何人发现了烟气或明火等火灾灾情,均应立即向现场领导汇报,并迅速通知在附近工作的人员,现场人员在尽可能判明事故性质、地点及灾害程度、蔓延方向等情况的同时迅速向调度中心报告。如火势不大,应根据现场条件立即组织力量将火扑灭。如火灾范围大或火势猛,现场人员无法抢救,同时人身安全有受到威胁的可能或是其他地区发生火灾接到撤退命令时,应立即进行自救和组织避灾。
2. 矿调度中心在接到报告后,应根据火灾的情况,采取下列措施:
(1)通知灾区全体人员和回风流中的人员迅速佩带好自救器,迎着新鲜风流方向撤到安全地点。
(2)立即通知救灾指挥部领导和救护队。
3. 如果是电气火灾,则必须首先切断电源,火势较小时,由现场人员利用干粉灭火器灭火,不得随意停风或改变供风量,以免因火灾造成瓦斯爆炸。
4. 如火灾发生在井底车场或主要大巷等进风巷时,指挥部要立即命令主扇反风,人员在烟雾未及之前能从风井撤至地面者要迅速撤出,不能撤出者,待反风后再撤。
5. 如火灾发生在回风上山或风井时,必须维持主扇的正常运转。
6. 工作面下付巷(进风巷) 发生火灾时,应保持正常通风,必要时可对该工作面进行局部反风。
7. 掘进工作面发生火灾时,不得随意改变原有通风状态。
8. 对采空区发生的内因火灾无法直接扑灭时,应在该工作面的进回风巷砌筑防火墙,迅速将火区封闭,然后再进行灭火,密闭时进风侧和回风侧要同时进行。
9. 工作面(上付巷、下付巷、切巷)?发生火灾时,位于火源进风侧的人员,应迎着风流撤退,位于火源回风侧的人员,应迅速带好自救器,能越过火区者,可迅速越过火区进入新鲜风流中,在距上山较近时,可迅速撤到皮带上山?(或轨道上山) ,不能越过火区者,应佩戴好自救器顺着风流方向就近撤退到新鲜风流中。
10. 避灾路线原则:应迅速佩戴好自救器,就近进入新鲜风流中。 救援路线:1阶段运输大巷→2下部车场 →3轨道上山→8采区中部车场→11联络巷→12区段运输巷 → 灾害地点
避灾路线:与救援路线相反
5.2结语
非常感谢黄老师的细心指导,在设计过程中,我遇到了很多问题,但是在黄老师的指导下我都逐步的解决了 ,让我对这门课程有了更加深刻的认识。
通过这次设计,我也基本掌握了采区通风设计的基本步骤和大概思路。也大大提高了我的自学能力和综合设计能力,相信对自己日后的学习、工作会有很好的帮助。当然,由于本人的知识、设计能力、所拥有的资料有限等原因,设计中难免有一些错误和不足,请其他老师批评指出,谢谢!
参考文献: 王明德--《矿井通风与安全》 徐永圻---《煤矿开采学》 《煤矿安全生产法规》 《 煤矿安全规程》
采区通风设计说明书
中国矿业大学银川学院
本 科 课 程 设 计
(2015---2016年第一学期)
课 程 矿井通风与安全
题 目 采区通风设计
系 别 矿业工程系
专 业 采矿工程
学 号 120120201039
学生姓名 郑晓伟
指导教师 秦书玉
2015年 9月 25 日
目录
第一章 采区概论..................................................... 2
1采区地质条件................................................... 2
2开采条件....................................................... 2
3安全条件....................................................... 3
第二章 采区通风..................................................... 3
1采区通风系统要求............................................... 3
2采区通风系统的选择............................................. 5
3工作面通风方式的选择确定....................................... 5
第三章 采区风量计算................................................. 6
1采掘工作面风量计算原则......................................... 6
2回采工作面的风量计算........................................... 6
3掘进工作面风量计算............................................. 8
4采区硐室需风量计算............................................ 11
5采区总需风量计算.............................................. 11
6采区总风量的分配.............................................. 12
第四章 摩擦阻力计算................................................ 12
1摩擦阻力系数计算原则.......................................... 13
2采区通风总阻力的计算.......................................... 14
第五章 掘进通风.................................................... 17
2局部通风设备的选择............................................ 17
第六章采区安全专题综述............................................. 18
1防止瓦斯积聚的技术措施........................................ 18
3预防瓦斯爆炸的安全技术措施.................................... 19
4煤的自燃预防措施.............................................. 20
5矿井水的预防措施.............................................. 21
6组织措施...................................................... 21 参考文献-----------------------------------------------------------24
第一章 采区概论
1采区地质条件
本采区为采区式准备,采区布置在2#煤层中,在煤层中沿煤层的走向布置一个采煤工作面和三个掘进工作面,采煤工作面长度设计为212m ,走向长度为1960m ,采煤作面采用走向长臂单一采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤。采区运输上山、轨道上山均布置在岩层中,两条上山相距20m ,长度均为880m, 轨道上山采为金属横梁支护的矩形巷道,平均宽度4m ,高2.5m ,断面积10m 2,运输上山为金属横梁支护的梯形巷道,平均宽度4.5m ,高2.7m ,断面积为12m 2。采区总进风巷布置在煤层中位于-150m 等高线的煤层底板中,距4#煤层底板垂直距离20m ,采区总回风巷布置在2#煤层水平距离20m 位于+50m水平。采区下部车场为斜式,绕道位置为顶板绕道。
2#煤层厚度4.0m ,3#煤层厚度为3.5m ,4#煤层厚度为2.5m, 均属稳定型厚煤层,煤层结构单一,2#煤层顶板岩性为砂岩,底板为砂质页岩。煤层赋存角度平均约为13°。
2开采条件
采区西边位于一采区边界,东边界相邻三采区已经采完,走向长度为1960m ,倾斜长度为892m ,采区左右各留5m 煤柱,下部各留设30m 、上部不留煤柱。采用多煤层联合准备方式,分为4个区段大扒皮式开采。工业储量2272.82万t ,可采储量1719.51万t ,服务年限为5年。
3安全条件
采区为低瓦斯矿井,工作面相对瓦斯涌出量为5m 3/t,掘进工作面绝对瓦斯涌出量为3m 3/t,煤层为不易自然发火煤层,无煤与瓦斯突出危险。各煤层爆炸危险性低,所有开采煤层都有自然发火期长。采区内对水灾、火灾的避灾路线见采区巷道布置图。
第二章 采区通风
1采区通风系统要求
1)没一生产和采区都必须实行分区通风,即把井下各个水平、各个采区以及各个采煤工作面、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。
2)准备采区,必须在采区内构成通风系统后,方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后,方可回采。每个上、下山、盘曲或采区都必须配置至少一条专门的回风道。采区进、回风道必须贯穿整个采区,严谨一段为进风巷,一段为回风巷。
3)高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须设置至少一条专用回风巷;低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区,必须设置一条专用的回风巷。
4)采掘工作面应实行独立通风,同一采区内、同一煤层上下相连的两个采煤工作面、工作面总长度不超过400m ,采煤工作面和与
之相连接的掘进工作面,掘进工作面和与之相邻的掘进工作面,布置独立通风有困难时,都可采用串联通风,但串联通风的次数不得超过一次。在地质构造极为复杂,或残采地区,采煤工作面确需串联通风时,应采取安全措施。
5)有煤与瓦斯突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。
6)采掘工作面和采煤工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。
7)井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m ,入口宽度不小于1.5m 时,可采取扩散通风。
8)采空区必须及时封闭,从巷道通至采空区的风眼必须随着采煤工作面的推进,逐个封闭通至采空区的联通巷道。采区开采结束后45天内,必须在所有与已采区向连接的巷道中设置防火墙,全部封闭采区。
9)倾斜运输巷道不应设置风门,如果必须设置风门时,应安设自动封门或设专人管理,并防止矿车与风门碰撞人员以及矿车碰撞风门的安全措施。
10)改变一个采区的通风系统时,应报矿总工程师批准,掘进巷道与其他巷道贯通时,在贯通相距15m 时,地质测量部门必须向矿总工程师报告,并通知通风部门,通风部门事先必须做好调整风流的准备工作;贯通时,通风部门必须派干部在现场统一指挥;贯通后必须立即调整通风系统,防止瓦斯积聚,必须待系统调整后的风
流稳定,才可恢复工作。
2采区通风系统的选择
采区采用抽出式通风方式,利用轨道上山进风,回风石门回风,两条上山均布置在岩层中,两条上山都可以行人。新鲜风流从采区大巷经过轨道上山供给采、掘进工作面,污风流入采区总回风巷中。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风,工作面采用上行通风。 3工作面通风方式的选择确定
因采区同时只有一个回采工作面工作,故不考虑E 形通风与W 形通风,只对以下三种工作面通风方式进行选择。
1)U 形通风方式
U形通风漏风率较少,但存在两大缺点:1、煤炭的自燃威胁较大。2、上隅角瓦斯浓度高。U 形后退式通风方式多适用于瓦斯涌出量不大且不易自然发火的煤层开采中。
2)Z 形通风方式
Z形通风的优点:
a 、与前进式U 形相比,巷道的采掘工程量小;
b 、进回风巷只需在一侧采空的条件下维护;
c 、采区内进回风巷道的总长度近似不变,有利于稳定风阻、改进通风。
但当采空区涌出的瓦斯量较大时,易出现回风巷瓦斯超限。
3)Y 形通风方式
Y形通风方式的优点为:
a 、解决了上隅角瓦斯超限的隐患;
b 、由于工作面山下端均处于进风流中,故改善了作业环境; c 、实行岩空留巷、可提高采区回收率。
适合使用于瓦斯涌出量特大的煤层开采中。
根据本采区实际情况,选用U 形后退式开采,由于工作面瓦斯涌出量低,煤层自燃倾向性为2~3个月,故采区内留设区段保护煤柱。
第三章 采区风量计算
1采掘工作面风量计算原则
采区供风量的计算,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而求出该地区的风量总和,在考虑一定的备用风量洗漱后,作为该地区的供风量。及由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算的总风量。
2回采工作面的风量计算
1)按瓦斯涌出量计算工作面风量
根据《规程》规定,按采煤工作面回风流中瓦斯不超过1%的要求计算:
Q ai =100q a K ai =100×5×1.8=900m/min 3
式中 Q ai ——采煤工作面所需风量,m 3/min ;
q a ——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m 3/min ;
K ai ——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,一般实测获
得,无实测取1.2~2.1。
2)按工作人员数量计算
Q ai =4N i =4×35=140 m/min 3
式中 N i ——第i 个工作面同时工作的最多人
数,35人。
3)按工作面气温计算
采煤工作面应有良好的气候条件,它的气温与风速应符合表1的对应关系。
Q ai =60v ai S ai K ali =60×1.5×6.2×1.1=613.8 m/min 3
式中 v ai ——采煤工作面适宜风速,m 3/min ;
S ai ——采煤工作面平均有效断面积,m 2,按最大和最小控
顶有效断面的平均值计算,取6.5m 2;
K ali ——采煤工作面长度风量系数,按表1选取。
表1 K温——采煤工作面温度与对应风速调整系数
5)按风速进行验算
①按《规程》规定最低风速0.25m /s 验算各个采煤工作面的最小风量:
Q ai ≥60×0.25×S ai =60×0.25×6.5
=97.5 m3/min
②按最高风速4m /s 验算各个采煤工作面的最大风量:
Q ai ≤60×4 S ai =60×4×6.5
=1560 m3/min
所以该工作面的供风量为900m 3/min 。
3掘进工作面风量计算
掘进工作面实际需风量,应按采区各个需要独立通风掘进工作面实际需风量的综合(Q b )计算:
Q b =∑Q bi
i =1n
式中 Q bi ——第i 个掘进工作面实际需风量,m 3/min 。
每个独立通风的掘进工作面实际需风量,应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须采区其中最大值。
1)按瓦斯涌出量计算:
Q bi =100×q bi ×K bi =100×0.5×1.5=75 m/min 3
式中 q bi ——第i 个掘进工作面风流种的瓦斯绝对涌出量,m 3
/min ;
K bi ——第i 个掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,机掘一
般取1.5~2。
2)按炸药量计算掘进工作面实际需风量(Q bi )
Q bi ≥25?A i =25×7.08=177 m3/min
式中 A i ——第i 个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,
kg 。根据岩石坚固性系数f=4,断面积为12m 2,取A i 为
(59kg/100m2)×12m 2 =7.08kg。
3) 按工作人员数量计算:
Q di =4?n di =4×30=120m3/min
式中 n di ——第i 个掘进工作面同时工作的最多人数人。
4)按局部通风机实际吸风量,计算掘进工作面实际需要的风量(Q bi ):
按表2初选局部通风机为NO.5 150-280
Q bi =Q bs I i K bfi =150×1×1.3=195 m/min 3
式中 Q bi ——掘进工作面局部通风机额定风量,m 3/min ;
I i ——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台;
K bfi ——为保证局部通风机不产生循环风的系数,一般取1.2~
1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取
1.3。
表2 FD系列局部通风机技术指标表
5)按风速进行验算
①按《规程》规定最低风速0.25m /s 验算各个采煤工作面的最小风量:
有瓦斯涌出的半煤岩巷:
Q di ≥60×0.25×S di =60×0.25×13.5
=202.5 m3/min
②按最高风速4m /s 验算各个采煤工作面的最大风量:
Q ai ≤60×4 ×S ai =60×4×13.5
=3240m3/min
式中 S ai ——第i 个掘进工作面的断面积。
所以一个掘进工作面的风量取205m 3/min 。 掘进工作面总需风量Q b =∑Q bi =3×205=615m3/min 。
i =1n
4采区硐室需风量计算
采区硐室实际需风量,应按矿井独立通风硐室实际需风量的总和(Q c )计算:
Q c =∑Q ci
i =1n
式中 Q ci ——各个独立通风硐室实际需风量,m 3/min。 1)爆炸材料库需风量
惊吓爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量: Q cl =4V/60=0.07V=0.07×60=4.2m3/min 式中 Q cl ——惊吓爆破材料库需要风量,m 3/min; V——井下爆炸材料库的体积,m 3。 2)其他硐室需风量
采区绞车房(绞车的直径D ≤1.2m) 的供风量一般为60~120m 3/min 。
所以,总采区总需风量Q ci 为: Q ci =4.2+120=124.2m3/min 5采区总需风量计算
Q p =(∑Q pai +∑Q pdi +∑Q pri ) ?k p =(900+615+124.2)×1.1=1803.12 m3/min
式中Q p ——采区所需总风量
Q pai ——采区内各采煤工作面所需风量之和; Q pdi ——采区内各掘进工作面所需风量之和; Q pri ——采区内各硐室所需风量之和。
一k p ——包括采区漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。般取1.1~1.2。 6采区总风量的分配 1)分配原则
采区总风量确定后,分配到各用风地点的风量,应不得低于其计算的需风量;所有巷道都应分配一定的风量;分配后的风量,应保证采区内各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的要求。 2)分配的方法
先将以上计算得出的矿井总风量Q p 中减去独立回风的硐室风量
Q pri ,再按以下原则对剩余的风量进行大致的分配;各个回采工作
面的风量,按照与产量成正比的原则进行分配;各个备用工作面的风量,按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即:
Q re =Q p -(∑Q mdi +∑Q mri )
=1803.12-(615+124.2)=1063.92 m 3/min
式中 Q re ——矿井中减去独立回风的掘进风量和硐室风量后的剩余风量,m 3/min ;
Q p ——采区总风量,m 3/min ;
∑Q mdi ——个掘进工作面所需风量之和,m 3/min ; ∑Q mri ——各硐室所需风量之和,m 3/min 。
剩余风量Q re 奉陪方法是:先用下式计算回采工作面日产1t 煤所需配给的风量q ,即:
q =
Q re
(T a +T a ' /2)
m 3t
/ =1063.92/(6666.7+6666.7/2)=0.11
min d
m 3t
/; 式中 q ——回采工作面日产1t 煤所需配给的风量,
min d
T a ——各个回采工作面的日产量,t/d;
T a ' ——各个备用工作面的计划日产量之和,t/d。 分配给各个回踩工作面的风量为:
Q ai =qT a =0.11×6666.7=733.34 m/min
3
分配给备用工作面的风量为:
Q ai =qT a /2=0.11×6666.7/2=366.67 m/min
'
3
第四章摩擦阻力计算
1摩擦阻力系数计算原则
(1)矿井通风的总阻力,不应超过2940Pa 。
(2)矿井井巷的局部阻力,新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井则宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
(3)矿井通风网路中若有较多的并联系统,计算总阻力时,应以其中阻力最大的路线作为依据。
(4)应计算出通风困难时期的最大阻力和通风容易时期的最小阻力,使所选用的主要通风机即满足困难时期的通风需要,又能在通风容易时工况合理。 2采区通风总阻力的计算
采区通风阻力是新采区并入矿井通风系统后,对矿井主要通风机工况点进行调整的重要参数之一,也是采区通风系统设计的主要内容之一。采区通风阻力,可以根据采区通风系统的网路结构,选择其中一条通风量最大、路线最长的串联风路进行计算。
1)计算摩擦阻力
h 摩=
αLU
S 3
Q 2,Pa
式中 h摩——计算风路中某断巷道的摩擦阻力,Pa ; α——巷道摩擦阻力系数,㎏/m 3或N ·s 2/m 4; L——巷道的长度,m ;
U——巷道的周长,m(梯形巷道U =) ; S——巷道的断面积,m 2; Q——巷道中的风量,m 3/s 。
计算时,应将计算的参数的计算结果填入表6中,将整个通风路线中各段巷道的摩擦阻力加起来即得采区的摩擦总阻力∑h 摩。
表3 摩擦阻力计算表
2)采区总阻力
最大通风阻力路线为1---2—3—5—7—10—12---13---15(以通风
网
路
图
为
准
)
h=89.2921+24.2199+51.3352+87.1863+51.3352+2.0534+1.6719+0.2711=311 Pa
h max =h +h 局=311+311×10%=342.1 Pa
R max =
h max 28
=0.49Ns/m 2Q
A max =1.19
Q
=1.7 m2 h max
第五章 掘进通风
1掘进通风方式的选择
因为所掘巷道为半煤岩巷,考虑到抽出式通风,风机产生火花可能引发
瓦斯、煤尘爆炸,安全性差。故选用压入式通风。
压入式通风的优点是局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中,不易引起瓦斯与煤尘爆炸;风筒出口风流的有效射程长,排烟能力强,工作面通风时间短;既可用硬质风筒,也可用柔性风筒,适应性强。缺点是污风沿巷道排出,污染范围大;炮烟从掘进巷道排出的速度慢,需要的通风时间长。适用于以排出瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。
2局部通风设备的选择
1)风筒的选择
我国煤矿的局部风机通风,目前一般都采用柔性风筒。风筒直径应根据通风距离和通过的风量来考虑。风筒内的风速一般以10m/s~20m/s为宜。为减少阻力,应尽可能采用较大直径的风筒。一般长度在1000m 一次的单行掘进,可选直径为500mm 一下的风筒。 2)局部通风机工作风量计算:
Q 局=
Q ai
1 P 漏
式中 Q 局——局部通风机工作风量,m 3/s ; p 漏——风筒的漏风率。
p 漏=(540/100)×p
式中 P——风筒百米漏风率,多反边取0.4%
Q 局= 210/(1-3.05%×540/10)=267.9 m3/min
表2 FD系列局部通风机技术指标表
根据Q 局为267.9 m/min ,以及直径为500mm ,从表2中确定所选风机型
3
号为DF2 NO.5。
第六章采区安全专题综述
本采区主要安全隐患为瓦斯、煤尘爆炸,煤层自燃,以及井下透水。针对这些问题制定了以下措施
1防止瓦斯积聚的技术措施
1)加强通风管理,严格通风管理制度:⑴加强掘进工作面的通风管理,启动第二路供风系统。⑵加强采煤工作面的通风管理。
2)加强局部通风管理,确保供电系统稳定可靠。每台局部通风机都必须实行专人挂牌管理,其他人员严禁随意停开风机。确需停风时,必须先制定专门安全技术措施,井矿技术负责人审批后,按措施执行。 3)加强瓦斯检测与检查管理。 4)采煤工作面上隅角处瓦斯积聚的处理方法:⑴引导风流法。⑵沿流空巷法。⑶瓦斯抽放法。⑷充填置换法。⑸风压调节法。⑹调整通风方式法。 (7)、风机吹排法。
5)巷道冒落空洞内瓦斯聚集的处理的方法
⑴导风板引风法。在巷道冒顶空间下的支架顶梁上钉挡风板,把一部分风流引导高冒处,吹散聚集瓦斯。
⑵充填置换法。在棚梁上铺设一定厚度的木板或荆笆,再在上面冒落的空洞内填满黄土或砂子,从而将聚集的瓦斯置换排除。
⑶风筒分支排放法。巷道内若有风筒,可在冒顶处附近的风筒上加三通或安设一段小直径的分支风筒,向冒顶空洞内送风,排除聚集的瓦斯。 ⑷压风排除法。在有压风管通过的巷道,可在管路上接出分支,并在支管上设若干个喷嘴,利用压风将聚集的瓦斯排除。 6)巷道顶部层状赋予的瓦斯处理方法。 ⑴加大巷道内的风流速度,使风速大于0.5~1.0m/s,让瓦斯与风流充分混合而排出。
⑵加大顶板附近的风流速度,如在顶梁下设置导风板,将风流引向顶板附近等;也可沿顶板铺设铁风筒,每隔一段距离接出一短管,或沿顶板铺设钻有小孔的压风管等,这样都可以将聚集的层状瓦斯吹散。
⑶隔绝瓦斯来源。如果顶板裂隙发现有大量瓦斯涌出,可用木板和粘土将
其背严、填实。
⑷钻孔抽放瓦斯。如果顶板有集中的瓦斯来源,可向顶板打钻接管抽放瓦斯。
7)采煤机附近瓦斯聚集的方法
根据瓦斯聚集形成的不同原因,应采取相应的处理方法:
⑴加大风量。在采取煤层注水湿润煤体和采煤机喷雾降尘措施后,经矿总工程师批准,可适当加大风速,但不得超过5m/s。
⑵降低瓦斯涌出量和减少瓦斯涌出量的不均衡性。可延长采煤机在生产班中的工作时间或每昼夜增加一个生产班次,使采煤机以较小的速度和截深采煤。
⑶当采煤机、综掘机附近(或工作面中其它部位)出现局部瓦斯聚集时,可安装局部小型通风机或水力引射器,措施排出聚集的瓦斯。
⑷抽放瓦斯。即采取煤层开采前预抽或开采过程中边采边抽的方法降低瓦斯涌出量。
3预防瓦斯爆炸的安全技术措施
1)防止明火
⑴禁止在井口房、通风机房周围20 m以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。 ⑵严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井;严禁携带易燃品入井,必须带入井的易燃品要经矿总工程师批准。 ⑶井下禁止使用电炉或灯泡取暖。
⑷不得在井下和井口房内从事焊接作业,如必须在井下主要硐室、主要进风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时,每次都必须制定安全措施,报矿长批准,并遵守《规程》有关规定。回风巷不准进行焊接作业。 ⑸严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的棉纱、布头、润滑油等,必须放在有盖的铁桶内,严禁乱扔乱放和抛洒在巷道、硐室或采空区内。
⑹防止煤炭氧化自然,加强火区检查与管理,定期采样分析,防止复燃。 2)防止出现爆破火焰
⑴严格火药、爆破管理,井下严禁使用生产火焰的爆破器材和爆破工艺。 ⑵瓦斯矿井要使用安全炸药,不合格或变质的炸药不准使用。
⑶炮眼深度和装药量要符合作业规程规定;炮眼黄泥装填满、要实,防止爆破打筒,坚持使用水泡泥。
⑷禁止使用明接头或裸露的爆破母线;爆破母线与发爆器的连接要牢固,防止产生电火花;爆破工尽量在入风流中启动发爆器。 ⑸禁止放明炮、糊炮。
⑹严格执行“一炮三检”和“三人连锁换牌放炮”制度。 3)防止出现电火花
⑴瓦斯矿井必须采用矿用安全型、防爆型和安全火花型的电气设备。对电气设备的防爆性能定期、经常检查,不符合要求的要及时更换和修理;否则,不准使用。
⑵井口和井下电气设备必须有防雷和防短路保护装置;采取有效措施防治井下杂散电流。
⑶所有电缆接头不准有“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头。
⑷修理开关、接线盒等不准带电作业。]
⑸局部通风机开关要设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置、检漏装置等。
⑹发放的矿灯要符合要求,严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头灯盒。
4)其他引火源的治理
⑴矿井中使用的高分子材料制品(塑料、橡胶、树脂)等,其表面电阻应低于规定的值,抽放瓦斯用的管壁表面电阻应小于106欧母,以防止产生静电火花。
⑵要在摩擦发热的部件上安设过热保护装置。
4煤的自燃预防措施
1)预防煤层自燃发火措施
矿井开采时,对采面运输、回风巷采用金属支护,使之隔绝空气,
防止氧化,随时观察,加强自燃征兆早期识别工作。回采工作中,采煤工作面凡可采的煤层尽量采空收净,保证工作面煤壁直、支架直、上下安全出口畅通,浮煤收净,不得丢顶底煤,加强顶板监控,早期预防和控制矿山压力,减少煤柱破裂,合理布置采区加快工作面推进度,尽量避免过份破碎煤体,使采空区自燃源难于形成,及时密闭采空区和废弃的旧巷,不使采区回风巷过份受压或长时间维护在煤柱里。
(1)所有煤层应一次性采全高,不实行分层开采,回采时,浮煤必须清扫干净。
(2)封闭采空区时,其上下平巷的密闭必须设置夹层密闭,中间充填不小于500mm 的水泥浆,按质量标准化要求施工,密闭内必须留观测管和放水管,每星期测定一次密闭内的气体成份、空气温度,若密闭内一氧化碳浓度升高,氧气浓度减少,温度升高,就要查明原因,采取措施处理。
(3)工作面在回采生产过中,必须对回风巷上隅角加强瓦斯管理,上隅角挂风障控制新鲜风流进入采空区,不得漏风,防止新鲜风流进入采空区增加氧化或带出其它有害气体。掘进巷道或其它辅助巷道需报废的必须立即作永久性封闭。
(4)采用凝胶浆移动灌浆站对采空区进行预注浆处理。
2)通风管理
(1)采区进、回风巷的风量,必须按作业规程规定配风,保证工作面的供风量,随时检查上、下两巷及采空区,煤柱和裂隙漏风,防止向这些地方供氧,促使煤的氧化自燃。工作面必须为独立通风的U 形通风方式,后退式开采,使之有良好的通风系统控制自燃倾向性火灾的发生。
(2)布置通风系统要合理,对有火区的地方,要采取“均压”通风,防止火区内复燃。
3)其它措施
(1)完善矿井防灭火系统,一是在采煤工作面进风巷配备足够数量的黄泥和灭火器材,二是进、回风巷的水管必须保证24小时供水、井上、下还得有储水池,定期冲洗巷道。随时检查水管管路闸阀是否灵活及管网的维护。
(2)井口房,通风机房附近20m 范围内不得有烟火或用火炉取暧,在瓦斯抽放期间经常检查主要通风机出口及瓦斯抽放管20m 内的瓦斯浓度,
严禁下井人员携带烟草、点火物品和穿化纤衣服下井。
(3)向井下供电的变压器或发电机严禁直接接地,井下所有电气设备的金属外壳都进行接地,矿用防爆开关均设有“三大保护”,井下爆破必须严格按《煤矿安全规程》进行装填,减少放炮期间煤尘飞扬,人工攉煤,清除浮煤,降低粉末,采煤工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性密闭。
(4)管理人员要经常深入井下现场,发现有自然发火预兆,必须立即组织撤出所有人员, 查明原因,采取措施处理。
(5)现场瓦检员、安全员必须清楚自然发火预兆,若发现有任何预兆立即汇报调度室,听从指令。
5矿井水的预防措施
1) 含水层的观测。了解含水层水位、水量、富水性变化的原因, 找出与前期水文地质成果资料的差异, 提出对含水层水文地质特征的新认识。
2) 裂隙的发育调查及观测。了解裂隙的发育层位、形成原因、规模及导水情况, 提出防治的办法。
3) 断裂构造的观测。了解断裂构造的位置与平面断裂构造分布的联系。一般而言, 在断裂束收敛部位、大断层分叉处、断裂尖灭点附近、断层交汇处或断裂弯曲剧烈部位都可能突水。要依据断裂附近隔水层厚度与井巷所受到的水压、矿压关系曲线图, 预测出将要开掘的井巷是处在安全区还是处在可能的突水区, 从而预测出可能突水的危险地段。
4) 出水点的观测。了解出水点的位置, 水的流出形态、水量、水质, 预测水源和出水点的涌出发展趋势, 提出初步的防治方案。
5) 出水特征的观测。根据出水点水压、水量的变化及流水的途径分析水的来源, 采取应急治理措施。
`通过观测分析, 若发现矿井水与地表河流( 溪沟) 有关, 而河流( 溪沟) 又不能改道时, 须对渗漏段进行堵漏或对河流( 溪沟) 谷底清理后铺设不透水层; 同时在井下进行探放水, 查明水源和水量( 包括积水量和流量) , 然后进行疏排水。必要时也可施行灌浆堵水, 达到减少矿井充水的目的。 6组织措施
矿井必须按要求成立矿井灾害处理领导组织机构,并制定完善的制度和措施,明确部门、人员的分工、通知顺序、方法和行动原则及步骤等。
1)矿调度室值班人员:
(1)负责接到瓦超后必须先做出处理并通知矿领导, 落实通知处理意见, 并做好记录。
(2)利用考勤机, 清点记录超限工作面的所有人员各单、超量情况。
2)通防工区:
(1)负责监控中心超限瓦斯时的监控工作和自动断电工作。
(2)负责将超限情况上报矿调度室并通知当班瓦检员做好现场处理工作。
(3)负责加强通风的监督工作。
(4)负责压风自救系统指挥使用工作。
(5)负责撤人监督工作。
(6)负责严格填写瓦斯超限报表和瓦斯超限处理卡。
3)瓦检员职责:
(1)当班瓦检员应随时监测超限气体情况, 并及时上报矿调度和工区。
(2)有权制止作业人员施工, 有权没收放炮员钥匙禁止放炮。
(3)负责组织指挥井下人员佩戴自救器和撤人工作。
4)各生产单位值班领导:
(1)负责通知井下作业人员停止工作、断电工作。
(2)清点当班入井、升井的人员数量. 各单工种记录并核对井口检身情况及时上报矿调度室。
5)机电工区:
(1)负责瓦斯超限工作面的断电监督工作。
(2)负责启动第二路供风风机系统工作。
(3)负责安排灯房核实记录升井人员工作。
6)安监处:
(1)负责井下人员撤人的监督工作, 统计升井人员各单数量工作。
(2)负责井下人员撤人时的安全秩序工作。
7)安监员:
(1)负责井下停止工作的监督工作。
(2)负责撤离人员的安全秩序工作。
(3)负责撤离升井人员的名单记录工作。
8)施工单位副区长、班组长:
(1)负责安排人员停止施工, 断电源工作。
(2)负责组织清点撤离人员及组织指挥人员撤离安全秩序工作。
小结
转眼间,在大学的生活随着设计的完成也即将结束,我也将踏上新的征
途,迎接新的挑战。蓦然回首我才发现,在大学度过的这几年时间,才是我人生最宝贵的财富。
历时一周的时间,在秦书玉老师的精心指导和系领导老师的耐心讲解下,我认真的完成了我的通风设计。回想起这些天的设计学习生活,在过完繁忙和充实的通风设计生活之后收获了许多喜悦,对自己专业知识的掌握更加的深刻。把以前上课所学的知识又重新的巩固一遍,把大学所学的知识联系在一起,形成了系统的思想。通过这次的通风设计,使得我对所学的专业知识有了一个升华,使我对矿井有了一个全面,系统的了解。
在这里我要感谢我的母校给我提供了一个很宽松愉快的学习环境,让我在这个美丽的校园里愉快的度过了我的大学四年生活;同学们和老师也给予了我极大的帮助。在这里我要再一次的感谢所有帮助过我的老师和同学们。
这次设计的完成,也意味着我的大学生活即将结束。我大学的深造也就到此结束了,在大学的四年里我得到了老师的热心帮助和支持。在这里我也向他们表示由衷的敬意。
时光荏苒,光阴如梭,四年的大学生活马上就要结束了,回忆这美好的四年,真的有些不舍,有些眷恋。
最后,祝愿我的老师工作顺利、身体健康。希望我的同学工作顺心、步步高升。
参考文献
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采区通风系统设计说明书
摘要
本设计针对大隆矿东三采区概况、地质特征等基本条件,采区储量计算、生产能力和服务年限计算采煤方法的比较和选择、采煤工艺方式、工作面产量计算采区内划分(划分区段或条带);工作面长度、煤柱留设及尺寸计;采区巷道布置设计包括采区上山布置的位置及层位、上山与区段(条带)平巷的联接;巷道断面、支护方式选择,选择合理的开采方式和采煤方法。采区生产系统设计;回采工艺设计回采工作面循环作业;循环作业图表和人员劳动组织形式。其次,根据采区的实际条件确定东三采区的通风系统和通风方法,按照各个用风地点所需风量,对需风量进行分配和计算,确定通风阻力。方法包含:采区通风系统确定(要有相应的通风构筑物)、用风地点风量计算与分配(采用由内向外、四算一校核的方法)。通风阻力计算:采区总阻力,各构筑物尺寸设计及各分支风压平衡计算(确定构筑物两端压力差)。该设计采用上下山单翼开采的开采方式,走向长臂采煤法,运用综合机械化采煤工艺,用全部垮落发处理采空区,针对采区通风系统进行了初步设计,分别对采区通风系统,采煤工作面通风系统,掘金工作面通风进行了细致的的计算,其中采区所需风量和通风阻力为重点。
关键字:通风系统;通风阻力;采区所需风量
Abstract This design in Dalong mine east three mining survey and geological characteristics of the basic conditions of mining area calculation of reserves, production capacity and service life of coal mining method of comparison and selection, coal mining process, mining production calculation within the mining area partitioning (divided into sections or stripe); This working face length, coal pillar size and meter; Mining roadway layout design including the location of the mining area up the hill to decorate and horizon, the mountain and segment (stripe) drift connection; Roadway cross section, supporting method selection, select the reasonable mining methods and mining method. Mining production system design; Stop process design working circulation homework; Cycle operation organization chart and personnel work. Secondly, according to the actual condition of the mining area east three mining ventilation system and ventilation method, according to the various locations required airflow, the wind of air flow distribution and calculation, determine the ventilation resistance. Methods include: mining ventilation system (should have corresponding ventilation structures), using wind place air volume calculation and distribution (by outside introversion, calculate a checking method of four). Total resistance ventilation resistance calculation: mining area, the structure size design and each branch of wind pressure balance calculation, determine the structure of pressure difference on both ends). This design adopts the mountain single wing mining of mining way, to the long arm coal mining method, using the comprehensive mechanized coal mining technology, with the mined-out area, a monk or nun beat all the data for mining ventilation system has carried on the preliminary design, the ventilation system of mining area, mining face ventilation system, the nuggets face ventilation has carried on the detailed calculation, the mining area, with emphasis on the air flow and ventilation resistance required.
Key words: Ventilation system; Ventilation resistance mining; Required air volume
目录
摘要 ··························································································· I Abstract ······················································································ II 绪论 ··························································································· 1 1 矿井概况 ·················································································· 2
1.1 井田概况 ················································································ 2
1.1.1 交通位置 ·············································································· 2
1.1.2 地势形式 ·············································································· 2
1.1.3 气象与地震 ··········································································· 2
1.2 井田地质概况及煤层赋存情况 ····················································· 2
1.2.1 地质底层 ·············································································· 3
1.2.2 煤层特征 ·············································································· 4
1.2.3 瓦斯及煤的自然 ····································································· 4 2 采区煤炭储量、生产能力和服务年限计算 ········································· 5
2.1 东三采区采区边界 ···································································· 5
2.2 采区储量计算 ·········································································· 5
2.2.1 工业储量Z g 计算 ···································································· 5
2.2.2 保护煤柱损失Z x 计算 ······························································ 6
2.2.3 采区可采储量Z k 计算 ······························································ 6
2.3 服务年限 ················································································ 7
2.4 工作制度 ················································································ 7
3 采区巷道布置及基本参数 ····························································· 7
3.1 采区基本参数 ·········································································· 7
3.1.1 开采水平的确定 ····································································· 7
3.1.2 阶段的划分 ··········································································· 8
3.2 采区巷道布置 ·········································································· 8
3.3 采区车场 ················································································ 9
3.4 采区变电所布置 ····································································· 10
3.5 主要巷道断面积 ····································································· 10
3.5.1 轨道上山、皮带上山、回风上山 ·············································· 10
3.5.2 运输顺槽、回风顺槽、联络巷及斜巷 ········································ 10
3.6 各运输系统介绍 ····································································· 10
3.7 回采工艺 ·············································································· 11
3.7.1 工艺方式选择 ······································································· 11
3.7..2 回采工艺 ··········································································· 12
3.7.3 循环作业图表 ······································································ 13
3.7.4 劳动组织形式 ······································································ 13 4 通风系统 ················································································ 14
4.1 采区通风系统要求 ·································································· 14
4.2 采区进回风上山的叙述与确定 ··················································· 15
4.3 回采工作面的通风方式选择 ······················································ 16
4.4 井下通风设施及构筑物布置 ······················································ 17
4.5 采区风量的计算 ····································································· 21
4.5.1 工作面的供风及工作面风量计算原则及要求 ······························· 21
4.5.2 回采工作面风量的计算 ·························································· 21
4.5.3 掘进工作面风量的计算 ·························································· 23
4.5.4 硐室所需风量计算 ································································ 24
4.5.5 矿井总风量计算 ··································································· 24
4.5.6 风量的分配 ········································································· 25
4.6 通风阻力计算 ········································································ 26
4.6.1 通风阻力计算原则 ································································ 27
4.6.2 计算方法 ············································································ 27 总结 ························································································· 30 致谢 ························································································· 31 参考文献 ··················································································· 32
绪论
采区是矿井生产过程中一个不可或缺的组成部分,在采区生产过程中要有源源不断的新鲜空气送到采区各个作业地点以供给作业员呼吸、稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘、创造良好的矿内环境、保障采区内作业人员的身体健康和劳动安全。向采区内供应新鲜的空气和良好的供风系统是分不开的,所以在矿井建设的过程中一定要设计优良的通风系统,这样不仅可以满足井下供风的要求,还能很好的节约矿井通风的费用。安全在我们进行矿山生产活动中显得尤为重要,因此,本设计严格坚持了“安全第一”的安全方针和以人为本的理念,同时还兼顾了经济和效益最优的原则。
本设计是针对矿井的某一采区,提出了行之有效的通风系统,分别计算了计算出了采区内风量、风压和阻力,并按相关规定进行了合理的分配,设计的通风系统满足了采区的要求。
1 矿井概况
1.1 井田概况
1.1.1 交通位置
大隆井田位于铁法煤田的中西部, 地处辽宁省调兵山市晓明镇, 其地理坐标为:东经123°33′49″~ 123°37′28″,北纬:42°24′16″~ 42°27′17″,距辽宁省沈阳市110 km、铁岭市30km 、法库县15 km。矿区专用铁路线经过井田中部,在大青站与国铁接轨,可通往全国各地。矿区内公路交通十分便利,铁、法、康公路呈东西向横越井田中部,以铁煤集团所在地调兵山市为中心至各矿及辽北各县城均有公路相通。
井田东部以F14、F24号断层为界与小青井田相邻;井田南部以F15、F16' 号断层及井田拐点坐标为界与大兴井田(1987年11月 9日大兴矿,掘进北一入风上山揭露7-2煤层时发生首次煤与瓦斯突出,突出处标高-520m 、埋深592.581m )接壤;西部以井田拐点坐标为界与施荒地井田相邻;北部以风井广场煤柱及F6断层为界与晓明井田相邻。井田走向长(东西)4.43km ,倾斜宽(南北)2.58km ,面积11.43km 2。
1.1.2 地势形式
井田地势较为平坦,高差变化有一定规律可循;西部地势稍高,向东则逐步降低,娘娘庙一带标高在+77~+81m之间,兴隆屯村附近则在+73~+80米之间,井田东部标高均在+65~+69m之间,仅在小明安碑、娘娘庙与海房屯之间有一高岗,标高最大可达+90.97m。
井田内无大河流,均为季节性小溪,水量很小,其中较大者有两条:其一是由调兵山南岭流经娘娘庙,其二是由施荒地流经兴隆屯村,两者在前小明安碑村西汇合一体,然后向东南经田家窝棚村流出本井田。
1.1.3 气象与地震
本区位于松辽平原东侧,属大陆性气候;多风少雨,春、冬两季多西北风,夏、秋季多西南风,大者7~8级,小者2~3级,降雨一般集中在7、8、9月份。年平均气温7℃左右,最高达33.3℃,最低温度为零下32.1℃。
本区结冻期5~6个月,即11月至次年4月,结冻深度1.5米,表土层厚度5~25米。 本区地震烈度,根据“辽震烈字(83)4号文”定为六度。
1.2 井田地质概况及煤层赋存情况
1.2.1 地质底层
大隆井田处于晓明背斜和大兴向斜之间,形成一个北高南低的单斜构造,并有轻微的褶曲。
地层走向以北西西为主,也有北东向的。倾向为南西和南东,倾角一般为6゜~10゜。 地层由上而下分述如下:
(1)第四系(Q )
第四系为洪积、坡积和冲积层组成,主要成分是亚粘土、砂、砂砾,其厚度最大为28.00m ,最小为5.00m ,一般为17.07m 。第四系与白垩系呈不整合接触关系。
(2)白垩系(K )
该层全区普遍发育,按岩性特征可分两层,上层为赭红色砂砾岩组,以细砂岩、粗砂岩及砂砾岩互层为主,赭色,砾径较大,厚层状构造,松散易碎,含石英、花岗岩及花岗片麻岩;下层为灰绿色砂砾岩组,以灰绿色砂岩、砂砾岩为主,中间含泥岩,成分以石英、安山岩、花岗岩为主,并夹有少量长石,松散易碎。
白垩系最大层厚为447.31m ,最小为260m ,一般为348.1m ,白垩系与侏罗系呈平行不整合接触关系。
2(3)侏罗系上部含煤段(J 3-3)
该段以灰白色、灰色、灰黑色粉砂岩、砂砾岩、炭质泥岩及煤层组成。本段含2、4、5、7、8、9、10-1等煤层,其中4、7、9煤层大面积可采,10-1煤层不可采。本段是最大厚度为620.83m ,最小为327.45m ,一般为466.97m 。
2(4)其下部为中部砂泥岩组(J 3-3)
井田构造以断裂为主,褶曲次之。断层均属高角度正断层,倾角一般在55゜~70゜左右,断层落差最大可达100米以上。
截止2006年末,全井田共发现较大断层47条,其中落差大于10m 的37条。按控制程度分:可靠的34条,较可靠的9条,不可靠的4条。巷道实见落差小于3 m 的断层频繁出现,数量有50余条。
井田内煤层呈轻微褶曲,大部分是在断层产生之前形成的,局部也有后期构造或火成岩活动形成的。至本次报告为止共发现三个向斜褶曲和二个背斜褶曲。其中北西走向的三条,北东走向的两条,褶曲幅度一般在20~30m左右,长度在0.5~1.6km ,两翼煤岩层倾角在5°~12°左右。井田内的褶曲有几条幅度较小的背向斜,对生产影响不大。
在北一采区7煤层实见一陷落柱构造,为后生构造,其成因机理是地质动力所为,对生产有一定影响。
1.2.2 煤层特征
井田内有工业价值的煤层,均分布于上部含煤组之中。自上而下可编为1~20层,其中1~10层居于上含煤段,11~20层居于下含煤段。有可采价值的煤层有4-1、4、5、7、8、9-1、9-2、9、12、13、14、15-1、16-1、17层煤等计14层。
井田中西部煤层发育最好,呈南北向带状分布,煤层普遍较厚且稳定,层间距清晰易比,但向边缘区者变薄至尖灭,间距变小,不易对比,向东间距加大,煤层较薄。
本井田煤层累计厚度最大可达30.26m ,一般为15~20m 左右,含煤系数为6.7%。在可采煤层中,4、7、9、12、13、14、15-1、16-1等层发育最好,以中厚煤层为主。煤层复合层厚度最大可达10.03m ,一般在3.5m 以下。可采煤层间距在井田中东部较稳定,至西部边缘变化较大。
本井田煤层以复合煤层为主,自然分层繁多,最多者达110层,一般为40层左右。煤层结构中东部较简单,西部边缘区较复杂。
1.2.3 瓦斯及煤的自然
煤层为易自燃煤层,自然发火期为3~6个月,煤尘有爆炸危险性,煤尘爆炸指数44.92%。
2 采区煤炭储量、生产能力和服务年限计算
2.1 东三采区采区边界
东三采区位于大隆井田的东部部,东部以F14、F24号断层为界与小青井田相邻;西以F3和FE1-10分别与北二和东一采区边界为界;南以纬线4700000与东二采区相邻;北以施荒地井田边界及9煤层可采边界。采区平均走向长1.1km ,倾斜宽2.51km ,面积3.01km 2。
2.2 采区储量计算
2.2.1 工业储量Z g 计算
本采区的可采煤层平均厚度为4.5米。大致为长条形,如图2-1
图2-1采区边界图
(1) 煤层倾角α
α=arcta25
240=6°
(2-1)
(2) 煤层面积S
(3) 采区的工业储量
Z g =S×M×r
=3026579.92×4.5×1.53
=2083.8万t
式中:Z g —采区工业储量,万t;
S —煤层面积,m 2;
M
S=cosα=
s 30100000.994
=3026579.92m2
(2-2)
(2-3)
—煤的厚度,m;
r —煤的容重,t/m3
2.2.2 保护煤柱损失Z x 计算
边界煤柱可按下列公式计算
式中:Z —边界煤柱损失量,t ;
L —边界长度,m ; b —边界宽度,m 。
(1) 井田边界煤柱留30米,以免邻矿对本矿造成影响,有利于本矿的安全生产。 井田边界煤柱Z 1=2015×cos6°×4.5×1.53=2.09万t ;
(2) 断层两侧由于容易出现瓦斯集聚和涌水现象,所以需要留设一定的保护煤柱,以保证安全生产。断层煤柱每侧各为30米。
断层保护煤柱Z 2=1862×cos6°×4.5×1.53=3.87万t ; (3) 采区边界煤柱留15米。
采区边界煤柱Z 3=2934×cos6°×4.5×1.53=3.04万t ; (4) 阶段煤柱斜长60米,上下阶段各留30米 阶段煤柱Z 4=3541×cos6°×4.5×1.53=74.8万t ;
30
153015
b
Z=L×cosα×M×r
(2-4)
2.2.3 采区可采储量Z k 计算
可采储量是指工业储量中实际可能采出的储量。采区可采储量可用下公式计算。
式中:Z k —设计可采储量,万t ;
Z g —采区工业储量,万t ; P —保护煤柱损失量,万t ; C —采区回采率,万t 。
表2-1采区回采率
薄煤层(小于1.3m ) 85%
中厚煤层(1.3-1.5m ) 80%
厚煤层(大于3.5m ) 75%
Zk=(Zg?P)×C
(2-5)
由于采区煤层属于厚煤层,所以回采率取75%。
则Z k =(Z g -P ) ×C=(2083. 8-2.09-3.87-3.04-74.8) ×0.75=1670.8万t
2.3 服务年限
根据采区设计可采储量Z k ,可以计算出采区服务年限T 。
k
T=A×K
Z
(2-6)
1670.8 =
90×1.5 =12.3a
式中:Z k —设计可采储量,万t ;
T —设计服务年限,a ; A —生产能力,万t/a;
K —储量备用系数,一般为1.3-1.5。
2.4 工作制度
依据《煤炭工业矿井设计规范》(GB 50215-2005),采用“三八制”工作制度,即每天三班作业,其中两班生产,一班准备。
3 采区巷道布置及基本参数
3.1 采区基本参数
3.1.1 开采水平的确定
本采区内煤层标高从-350到-450,垂直高度约为100m 。煤层倾角为6。。属于近水平煤层煤炭的运输采用胶带输送机,辅助运输采用电机车和绞车运输,为实现高校高产,故设立单翼上山开采的方式,水平标高设在-425m 水平。采区车场和运输大巷在煤层底板较坚硬的岩层里。共设运输上山,皮带上山,回风上山,且布置在较坚硬的岩层里。
3.1.2 阶段的划分
东三采区为单翼开采,沿着采区的倾斜方向共划分为5个阶段,没各阶段布置一个采煤工作面,工作面开采的顺序与准顺序相同,依次为N1,N2,N3,N4,N5. 为了使工作面能达到设计产量,考虑到地质条件以及全矿的生产能力、管理水平等因素,工作面长度定为200m 。煤层走向长为900m 。阶段煤柱斜长60米,上下阶段各留30米。在生产期间,采区内设定一个综采工作面,一个备采工作面,一个掘进工作面,当上一个工作面采完,下一个工作面已经准备完毕,掘进速度能够满足回采要求。
3.2 采区巷道布置
(1) 采区巷道布置
采区内设置采区轨道上山、采区皮带上山和采区回风上山,大隆矿为高瓦斯矿井,根据《煤矿安全规程》第113条规定“高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自然的煤层的采区,必须设置至少一条专用回风巷。”故采区设置三天上山,其中一条为专用回风道。由于采区服务时间较长,为了便于维护与防止采区巷道内自然火灾的发生,采区轨道、皮带和回风上山均为岩石巷道,其中轨道上山和皮带上山在煤层底板下,回风上山在煤层顶板上。
采区皮带上山担负本采区的运煤任务,巷道内铺设皮带。采区轨道上山为采区辅助运输运输矸石、设备、材料。皮带上山和轨道上山同时做进风巷。三条上山的水平距离为20米。有轨道上山开掘区段石门与工作面回风顺槽相连。工作面运输顺槽与采区皮带上山经溜煤眼相连,工作面回风顺槽与采区回风上山通过石门相连。
(2) 工作面巷道布置
工作面巷道采用双巷掘进布置。在区段运输顺槽内安装一台胶带运输机,担任工作面的煤炭运输和供风任务。回风顺槽为一条巷道,担任工作面排除乏风任务。皮带大巷担任运煤的任务。具体巷道布置如图3-1所示,采区采用上下山采区准备。采区内单翼开采,采用后退式进行开采。在每个区段内沿煤层走向开掘到边界,开掘开切眼,即可进行回采在回采工作面回风巷道内铺设轨道,用与工作面排矸运料。
图3-1采区巷道设计图
3.3 采区车场
(1) 车场的布置形式
本设计采区轨道上山通过采区下部车场与大巷连接。采区上部车场的主要任务是辅助提升,是掘进出煤、出矸、进料等的转载站
(2) 采区车场调车方式
装载设备和材料 矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入采区下部车场。在采区下部车场的停车线上,矿车与电机车脱钩,矿车和材料车通过绞车房,然后经区段石门进入回风顺槽。采用大巷装车方式运煤。
3.4 采区变电所布置
采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方,其位置见采区巷道布置图。宽3.6米,高2.5米,硐室采用半圆拱,采用锚喷支护。底板用混凝土铺设,高出邻近巷道200-300毫米和具有3%的流水坡度,以防矿井涌水进变电所。硐室与通道连接处,设有向外开的防火栅栏两用门。
3.5 主要巷道断面积
随着锚喷支护的推广,采用拱形断面积部成形好,施工方便,利用率高;梯形断面能够使顶板暴露面积少,可减少顶压,能承受较大的测压。工作面进回风顺槽采用梯形断面,工字梁支护。运输上山、轨道上山和回风上山用锚喷支护,拱形断面。
3.5.1 轨道上山、皮带上山、回风上山
轨道上山:设计断面积15.8m 2,周长15m ;锚杆型式为钢筋砂浆,排列方式为矩形,间排800mm ,锚深1600mm ,锚杆直径14mm 。
皮带上山:设计断面积14.6m 2,周长15.5m ;锚杆型式为钢筋砂浆,排列方式为矩形,间排800mm ,锚深1600mm ,锚杆直径14mm 。
回风上山:设计断面积16.2m 2,周长15.2m ;锚杆型式为钢筋砂浆,排列方式为矩形,间排800mm ,锚深1600mm ,锚杆直径14mm 。
3.5.2 运输顺槽、回风顺槽、联络巷及斜巷
设计断面积10m 2,周长13.5m ;金属支架采用GB700-65,11#A5。
3.6 各运输系统介绍
(1) 运煤系统:
工作面→区段运输巷→运输上山→煤仓→运输大巷→井底车场→地面 (2) 通风系统:
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车厂→轨道上山→中部车场→区段运输平巷→采煤工作面→区段回风平巷→回风石门→回风大巷。
(3) 运料系统:
地面→副井→井底车场→运输大巷→运输石门→区段运输巷→回采工作面 (4) 排矸系统
掘进工作面→转载机→回风顺槽→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷
(5) 排水系统
工作面的水沿着水沟自动流到采区的临时水仓,再经由大行水沟流至井底水仓,再由主水泵排至地面。
3.7 回采工艺
3.7.1 工艺方式选择
根据本水平平均煤厚约4.5米,煤层倾角6。,煤层赋存条件,结合本矿开采技术条件,地面保护要求,设备发展趋势,以及安全、产量、效率、成本和煤的回收率等因素,经综合技术比较后确定,采用上山单翼开采的开采方式,走向长臂采煤法,运用综合机械化采煤工艺,用全部垮落发处理采空区,根据首采区的地质条件和煤层厚度,采用一次采全高的工作方式
综合机械化采煤是指采煤工作面全部生产过程,包括破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理及回采巷道运输、掘进等全部机械化。
图4-1综采工作面布置示意图
1—采煤机;2—刮板输送机;3—液压支架;4—下端头支架;5—上端头支架;6—转载机;7—可伸缩胶带输送机;8—配电箱;9—乳化液泵站;10—设备列车;11—移动变电站;12—喷雾泵站;13—液压安全绞车;14—集中控制台。
3.7.2 回采工艺
根据《煤炭工业设计规范》[1],采用“三八制”工作制度,即每天三班作业,其中两班生产,一班准备。作业端部斜切进刀
工作面循环作业计算: 采区的设计生产能力为90万t/a
平均工作日产量为900000×0.93÷360=2536.4t(工作面回采率厚煤层不应小于93%)
日推进量=
日产量
工作面长度×煤层厚度×煤的容量×回采率2536.4
==2.26
滚筒截深为0.6米, 进刀数=2.26÷0.6=3.78≈4刀
3.7.3 循环作业图表
表4-1循环作业表
3.7.4 劳动组织形式。
每个采煤班割煤2刀,共4刀。工作面采用三八制,两班生产一班检修,煤炭进4刀煤;劳动组织形式采用专业工种为分段追机作业形式。
4 通风系统
4.1 采区通风系统要求
采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分。它主要取决于采区巷道和采煤方法,同时要满足通风的特殊要求。如高瓦斯或地温很高,有时是决定采区通风系统的主要条件,在确定采区通风系统时应满足的条件如下:
(一)在采区通风系统中,保证风流流动的稳定性,尽可能避免对角风路,尽量减少采区漏风量,并有利于采区瓦斯的合理排放及采空区浮煤自燃,使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。
(二)回采工作面和掘进工作面都应采取独立通风。 (1) 工作面的风速不得低于1m/s;
(2) 在风道时,回采工作面回风道风流中瓦斯浓度不得超过1%,并应装瓦斯自动检测报警断电器;
(3) 机电应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入风流的安全措施。在有煤和瓦斯突出的危险的、倾角大于12o的煤层中,严禁采用下行通风;
(4) 开采有煤尘爆炸危险的矿井,在井下的两翼、相邻的采区和相邻的煤层,都必须用水棚隔开,在所有运输巷道和回风巷道中,必须散布岩粉或冲洗巷道。
(5) 必须保证通风设施规格质量要求。
(6) 要保证风量按需分配,尽量使用通风阻力小而且风流畅通。 (7) 机电硐室必须在进风流中。 (8) 采空区必须及时封闭。
(9) 要设置管线、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。 (三)采区必须实行分区通风。
(1) 准备采区,必须在采区构成通风系统以后,方可开掘其它巷道。 (2) 采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后,方可回采。
(3) 高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须设置至少1 条专用回风巷;
(4) 低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区,必须设置1条专用回风巷。
(5) 在采区通风系统中,要保证风流流动的稳定性,采掘工作面尽量避免处于角联风路中。
(四)在采区通风系统中,应力求通风系统简单,以便在发生事故时易于控制风流和撤退人员。
(五)对于必须设置的通风设施(风门、风桥、挡风墙等) 和通风设备(局部通风机、辅助通风机等) ,要选择好适当位置,严把规格质量,严格管理制度,保证通风设备安全运转。尽量将主要风门开关、局部通风机开停等状态参数和风流变化参数纳入到矿井安全监控系统中,以便及时发现和处理问题。
(六)在采区通风系统中,要保证通风阻力小,通风能力大,风流畅通,风量按需分配。因此,应特别注意加强巷道的维护,及时处理局部冒顶和堵塞,支护良好,保证有足够的断面。
(七)在采区通风系统中,尽量减少采区漏风量,并有利于采空区瓦斯的合理排放及防止采空区浮煤自燃,使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。
(八)设置消防洒水管路、避难硐室和灾变时控制风流的设施。明确避灾路线和安全标志。必要时,建立瓦斯抽放系统、防灭火灌浆系统。
(九)采区绞车房和变电所,应实行分区通风。
(十)矿井有害气体指标:瓦斯,二氧化碳不得超过0.5%
4.2 采区进回风上山的叙述与确定
采区上山通风方式有三种:
(一)运输上山进风轨道上山回风,适应条件及优缺点:
输送机上山进风,其风流与运煤路线相同而方向相反,所以风门较少,比较容易控制风流;由于风流方向与运煤方向相反,风流与煤的相对速度增加,造成大量的煤尘飞扬,同时,煤在运输过程中不断涌出瓦斯,使进风中的煤尘和瓦斯浓度增高;输送机上山电气设备散热,使风流温度升高;轨道上山下部车场需要安设风门,不易管理。
(二) 轨道上山进风运输上山回风,适应条件及优缺点:
轨道上山的下部车场可不设风门,车辆通过方便;上山绞车房便于得到新鲜风流;进风风流不受上山运煤污染,含煤尘较少;当采用煤层双巷布置时,作为回风、运料用的各区段中部车场、上山上部车场内均需要设置风门,不易管理,漏风大;
(三) 轨道上山,输送机上山进风,回风上山回风:
采区生产能力大,所需风量多,瓦斯涌出量大,上下阶段同时生产等,是目前大,中型矿井普遍采用的采区通风系统;避免了上述两种系统的缺点,同时具备两者的优点,但需增加一条上山,工程量较大;但是本采区采用放顶煤开采,若采用三条上山通风则留设煤柱故宽度过大,煤损过大达不到回采率的要求,故不适宜。
该矿井的煤尘大且具有强爆炸性,所以运输上山进风容易引起煤尘飞扬,并释放出大量瓦斯,可使进风流中的煤尘和瓦斯浓度增大,给安全生产带来了严重的隐患。
综上所述,在该矿井的通风设计中采用轨道上山进风,运输上山回风的通风方式。
4.3 回采工作面的通风方式选择
回采工作面通风系统的基本要求:回采工作面与掘进工作面都应独立通风;风流稳定,在矿井通风系统中,回采工作面分支应尽量避免在角联分支处或复杂网络的内联分支上,当无法避免时,应有保证风流稳定的措施。漏风小;尽量减小回采工作面的内部及外部漏风,特别应避免从外部向回采工作面的漏风。回采工作面的调风设施可靠。保证风流畅通;
回采工作面通风系统分类: (一)按回采工作面风流方向分:
上行通风:在煤层倾角大于12°的回采工作面,都应采用上行通风; 优缺点:
瓦斯自然流动方向和风流方向一致,有利于较快地降低工作面瓦斯浓度;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浓度;同时,煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到工作面,增加了工作面的瓦斯浓度;运输设备运转时所产生的热量随进风流散发到回采工作面,使工作面气温升高;
下行通风:在没有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的,倾角小于12°的煤层中,可考虑采用下行通风;
优缺点:
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,降低水砂充填工作面的空气湿度,有利于提高工作面的产量
由于角度的限制,本采区采用上行通风。
(二) 按进回风平巷数目分,采区工作面的的通风方式主要有以下几种,下面列举
出它们各自的适用条件及其优缺点。
(1) U形通风方式
后退式:一进一回,其优点是结构简单,巷道维护量小,工作面漏风小,风流稳定,易于管理,但是上隅角瓦斯容易超限,工作面进、回风巷道要提前掘进。此种通风方式对了解煤层赋存状况,掌握甲烷、火的发生、发展规律,较为有利。由于巷道均维护在煤体中,因而巷道的漏风率减少,适用于低瓦斯矿井。
前进式:一进一回,可以缓和掘进紧张的难题,采空区瓦斯不涌向工作面,而涌向回风顺槽。其缺点:采空区漏风不易管理,且需沿空留护巷。这种通风系统适用于推进距离短、瓦斯含量低、自然倾向性弱的煤层。
(2) Y形通风方式
两进一回,在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道,另外在采空区一侧设回风道。优点:①由于采空区的瓦斯,通过巷旁支流入回风平巷,则较好地解决了采煤工作面上隅角的瓦斯超限隐患;②由于工作面上、下均处于进风流中,改善了作业环境;③实行沿空留巷,可以提高回采效率。故多用于瓦斯涌出量特大的煤层中开采。
(3) Z形通风方式
Z 型通风方式是U 型通风方式的改进,其进风巷道随回采工作面推进而形成,回风平巷则为沿空留下的或预先留下的巷道。其优点:①与前进式U 型相比,巷道的采掘工程量较小;②进回巷道只需在一侧采空区的条件下维护;③采区内进、回风巷的总长度近似不变,有利于稳定风阻、改善通风。在采空区涌出的瓦斯量较大及漏风较大时,其回风巷易出现瓦斯超限现象。
结合工作面的地质和开采条件,本采区采用U 型后退式 。
4.4 井下通风设施及构筑物布置
(一)密闭
除设计保留的井口、巷道外矿区范围内的其他井口、巷道全部实行密闭。采掘过程中,井下凡不使用的巷道(包括联络巷) 全部实行密闭;采空区必须及时封闭,必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道;采区开采结束后45天内,必须在所有与已采区相连通的巷道中设置防火墙,全部封闭采区。
(二)风门
在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立风门。在行人或通车不多的地方,可构筑普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上,则应构筑自动风门。
设置风门的要求:
(1) 每组风门不少于两道,通车风门间距不小于一列车长度,行人风门间距不小于5m 。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门,其数量不少于两道;
(2) 风门能自动关闭;通车风门实现自动化,矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置;风门不能同时敞开(包括反风门);
(3) 门框要包边沿口,有垫衬,四周接触严密,门扇平整不漏风,门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°~85°;
(4) 风门墙垛要用不燃材料建筑,厚度不小于0.5m ,严密不漏风;墙垛周边要掏槽,见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整,无裂缝、重缝和空缝;
(5) 风门水沟要设反水池或挡风帘,通车风门要设底坎,电管路孔要堵严;风门前后各5m 内巷道支护良好,无杂物、积水、淤泥。
(三)具体的采区通风系统及网络见下图。
图5-1大隆矿东三采区通风系统图
e
图5-2大隆矿东三通风网络图
4.5 采区风量的计算
4.5.1 工作面的供风及工作面风量计算原则及要求
按照风量计算依据,由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,计算出采区总风量。
按照采区实际需要,供给适当的风量,是搞好采区通风的核心问题。既要保证质量、安全可靠又要经济合理,但因计算风量的因素较多,各个采区的情况又不尽一致,迄今仍分别用各种因素进行近似计算,然后选用其中最大值。对于新设计的采区,要参照条件相同的生产采区进行计算。投产后进行修正,对于生产的采区,也要根据情况的不断变化随时进行调整,务必使供给的风量符合我国《煤矿安全规程》中有关条文的规定。
4.5.2 回采工作面风量的计算
(一)按瓦斯涌出量计算
Q wi =100×Q gwi × kgwi ,m 3/min;
(5-1)
式中 Q wi —第i 个采煤工作面需要风量,m 3/min;
Q gwi —第i 个采煤工作面瓦斯绝对涌出量,5.1 m3/min;
k gwi —第i 个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取k gwi =1.2-1.6;炮采工作面取k gwi =1.4-2.0;水采工作面取k gwi =2.0-3.0。本次取k gwi =1.5。
则 Q wi =100×5.1×1.5= 765m3/min。 (二)按工作面进风流温度计算
气温与风速应符合表5-1的要求。 表5-2气温与风速的关系
采煤工作面进风流气温/℃ <15 15-18="" 18-20="" 20-23="">15>
采煤工作面风速/(m/s) 0.3-0.5 0.5-0.8 0.8-1.0 1.0-1.5 1.5-1.8
采煤工作面的需要风量按下式计算:
Q wi =60×V wi ×S wi × kwi ,m 3/min;
(5-2)
式中 V wi —第i 个采煤工作面的风速,,取1.0m/s;
S wi —第i 个采煤工作面有效通风断面,对于普采工作面取最大和最小控顶距时有效断的平均值;对于综采工作面可用下面近似公式:
使用支撑掩护式支架 S wi =3.75(M-0.3), 使用掩护式支架 S wi =3(M-0.3); k wi —第i 个工作面长度系数,取1.0。 则 S wi =3.75×(4.5-0.30)=15.75m2 Q wi =60×1.0×15.75×1.0=945m3/min (三)按炸药量计算
Q w =25×A ,m 3/min;
(5-3)
式中 25 —以炸药量(kg)为计算单位的供风标准,即每千克一级煤矿许用炸药需风量,m 3/(min?kg) ;
A —第i 个回采面一次爆炸所用的最大炸药量,kg 。 Q w =25×A =25×30=750m3/min (四)按工作人员数量计算
Q w =4×n wi ,m 3/min;
(5-4)
式中 4—没人每分钟应共给的最低风量,m 3/min;
n w —第i 个采煤工作面同时工作的最多人数,30人。 则Q w =4×n wi =4×30=120 m3/min。 (五)按风速进行验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量: Q wi ≥60×0.25×S wi = 60×0.25×15.75=236.25m3/min 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量: Q wi ≤60×4×S wii = 60×4×15.75=3780m3/min 风量满足要求,取945 m3/min。
备用工作面需风量Q 备用=945×0.5=472 m3/min
采煤工作面总风量Q 采=472+945=1417 m3/min
4.5.3 掘进工作面风量的计算
(一)按瓦斯涌出量计算
Q hi =100×Q ghi × kghi ,m 3/min;
(5-5)
式中 Q hi —第i 个掘进工作面的需风量,m 3/min;
Q ghi —第i 个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,1.4 m3/min;
k gh —第i 个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数,一般可取1.5-2.0。本次取1.8。
则Q hi =100×Q ghi × kghi = 100×1.4× 1.8=360 m3/min。 (二)按炸药量计算
Q w =25×A ,m 3/min;
(5-6)
式中 25 —以炸药量(kg )为计算单位的供风标准,即每千克一级煤矿许用炸药需风量,m 3/(min?kg);
A —第i 个掘进面一次爆炸所用的最大炸药量,kg 。 则Q w =25×A=25×24=600m3/min; (三)按局部通风机吸风量计算
Q hi =∑Q hfi ×k hfi ,m 3/min;
(5-7)
式中 ∑Q hf —第i 个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。常用的4、11和28KW 的JBT 系列局扇每台的吸风量分别为100、200和350m 3/min;安设局扇的巷道中的风量,除了满足局扇的吸风量而外,还应保证局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s以防局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞、瓦斯集聚。
k hfi —为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2-1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。
则Q hi =200×1.3=260 m3/min (四)按工作人员数量计算
Q hi =4×n wi ,m 3/min;
(5-8)
式中 4—没人每分钟应共给的最低风量,m 3/min;
n wi —第i 个掘进工作面同时工作的最多人数,20人。
则 Q hi =4×20=80 m3/min。 (五)按风速进行验算
按最小风速验算,各个岩巷掘进工作面最小风量: Q hi ≥60×0.15×S hi = 60×0.15×4.8=43.2m3/min 按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量: Q hi ≤60×4×S hi = 60×4×4.8=1152m3/min 式中
S hi —第i 个掘进工作面巷道的断面积,4.8m 2。
风量符合要求,掘进工作面风量取360 m3/min。 由于有两个掘进工作面所以∑Q hi =720 m3/min
4.5.4 硐室所需风量计算
各硐室根据经验值取如下值 采区变电所Qr 2=70 m3/min 绞车房Qr 3=70 m3/min
根据以上数值,硐室所需总风量为 ∑Q r = Qr1+ Qr2+ Qr3=240 m3/min (三)其它巷道需风量计算
采区皮带上山与轨道上山至采区边界后要汇入回风巷,以免形成独头巷道,巷道中风量按照《煤矿安全规程》[4]中采区进回风巷最低风速计算
Q q =最低风速×巷道断面积×60=0.25×10×60=150 m3/min
4.5.5 矿井总风量计算
矿井的总进风量,应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算。
Q 总=(∑Q w +∑Q h +∑Q r +∑Q d ) ×k
(5-9)
式中 ∑Q w —采煤工作面和备用工作面所需风量之和,m 3/min;
∑Q h —掘进工作面所需风量之和,m 3/min; ∑Q r —硐室所需风量之和,m 3/min; ∑Q d —其他巷道所需风量之和,m 3/min;
k —矿井通风系数, 当采用压入式或中央并列式通风时, k=1.2~1.25 ;当采用中央
分列式或混合式通风时, k=1.15~1.20;当采用对角式或区域式通风时,k=1.10~1.15;矿井年产量T ≥0.9Mt时,取小值;T <0.9 Mt时,取大值。取1.15。
则Q 总=(∑Q w +∑Q h +∑Q r +∑Q d ) ×k= (1417+ 720+240+150)×1.2=3033 m3/min 采区总风量取为3033 m3/min。
4.5.6 风量的分配
(一)关于井下空气成分浓度要求规定
(1) 采掘工作面的进风流中,氧气浓度大于等于20%,二氧化碳浓度小于等于0.5% (2) 有害气体的浓度不超过表5-2规定。
表5-2 矿井有害气体最高允许浓度
名称 一氧化碳
氧化氮(换成二氧化氮) 二氧化硫 硫化氢 氨
最高浓度(%) 0.0024 0.00025 0.0005 0.00066 0.004
(二)关于最高风速和最低风速的规定井巷中的风流速度应符合表5-3要求。 各条井巷的供风量确定后,要按《煤矿安全规程(2012版)》[4]第101条规定的风速进行验算。如表5-3所示。
表5-3井巷中允许风流速度
井巷名称
无提升设备的风井和风硐 专为升降物料的井筒
风桥
升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷道 架线电机车巷道
运输机巷道、采区进、回风巷道
允许最低风速(m/s)
— — — — — 1.0 0.25
允许最高风速(m/s)
15 12 10 8 8 8 6
采煤工作面,掘进中的煤巷和半煤岩巷
掘进中的岩巷 其他通风行人巷道
0.25 0.15 0.15
4 4 —
注1:设有梯子间的井筒或修理中的井筒,风速不得超过8m/s,梯子间四周经封闭后,井筒中的最高允许风速可按表中有关规定执行。
注2:无瓦斯涌出量的架线电机车巷道中的最低风速可低于1.0m/s,但不得低于0.5m/s。 注3:综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,其最大风速可高于4m/s的规定值,但不得超过5m/s。
注4:专用排瓦斯巷道的风速不得低于0.5m/s,抽放瓦斯巷道的风速不应低于0.5m/s。 矿井下各类巷道的适宜风速一般为:阶段运输大巷:4.5-5.0m/s;轨道上下山、运输上下山:3.5-4.5m/s;回风上下山:4.5-5.5m/s;区段运输平巷(顺槽):3.0-3.5m/s;区段回风平巷(回风顺槽):4.5-5.5m/s;阶段回风大巷、总回风巷:5.5-6.5m/s。
(三)关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定
进风井口一下的空气温度(干球温度,下同)必须在2℃以上;生产矿井采掘工作面空气温度不超过26℃,机电设备硐室 的空气温度不超过30℃;采掘工作面的空气温度超过30℃,几点懂事的空气温度超过34℃,必须停止作业。
(四)关于空气中粉尘浓度的规定
含二氧化硅10%以上时,浮尘浓度小于等于2mg/m3;含二氧化硅10%以上时,浮尘浓度小于等于10 mg/m3。
各个用风地点风量的分配见表5-4。
表5-4各用风地点风量的分配
分配地点 采煤工作面 备采工作面 掘进工作面 硐室 漏风
风量(m3/min)
945 472.5 720 240 80.7
4.6 通风阻力计算
4.6.1 通风阻力计算原则
矿井通风总阻力的计算原则
(1) 如果矿井服务年限不长(10~20年),选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;若矿井服务年限较长(30~50年),只计算头15~25年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此,必须先绘出这两个时期的通风网路图。
(2) 通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数(断面积、长度等)直接判断确定,不能直接确定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较。
(3) 矿井通风总阻力不应超过2940 Pa。
(4) 矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
这次的课程设计不要求分别做出困难时期和容易时期的同分阻力。
4.6.2 计算方法
井巷的摩擦阻力:
R f =α
LU S (5-10) (5-11)
h f =RQ 2
式中:L 、U 、S —分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m2)
α—
Q — 各井巷和硐室所通过的风量分配值,系根据前面所计算的各井巷硐室所需要的
K 矿 (即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素) 后所求得风量值,
m 3/s。
考虑适当的局部阻力系数,即可计算出通风总阻力和总等积孔。
经由Excel 计算后得出一下表格
h 总=1.15∑h f A 总=
√总
(5-12) (5-13)
表5-5采区通风阻力计算表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17
道名称 行人斜巷 皮带上山 采区下部车场 轨道上山 轨道上山 轨道上山 轨道上山 轨道上山 采区变电站 进风斜巷 绞车房 进风斜巷 进风斜巷 区段运输平巷 区段运输平巷 备采工作面 采煤工作面
断面 形状 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆 梯形 梯形 梯形 梯形
支护 方式 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 支掩 支掩
阻力系数 a(Ns2/m4) 0.0027 0.0052 0.0027 0.0065 0.0065 0.0065 0.0065 0.0065 0.0095 0.0027 0.0065 0.0027 0.0027 0.0127 0.0127 0.0330 0.0330
净周长 p(m) 15.5 15 15.5 15 15 15 15 15 21.6 15.5 14.82 15.5 15.5 13.5 13.5 15 15
巷道长 L(m) 132 70 98 270 50 200 200 100 132 100 15 100 100 1050 1050 200 200
28
净断面 s(m2) 14.8 16.6 14.8 17.6 17.6 17.6 17.6 17.6 19.5 14.8 15.8 14.8 14.8 11.6 11.6 17.14 17.14
s 3 3242 4574 3242 5452 5452 5452 5452 5452 7415 3242 3944 3242 3242 1561 1561 5035 5035
风量 Q(m3/s) 1.16 1.16 39.29 39.29 38.13 26.13 18.25 2.5 1.16 12 1.16 7.875 15.75 15.75 7.875 7.875 15.75
Q 2 1.346 1.346 1544 1544 1454 682.5 333.1 6.25 1.346 144 1.346 62.02 248.1 248.1 62.02 62.02 248.1
风阻 R(Ns2/m8) 0.0017 0.0012 0.0013 0.0048 0.0009 0.0036 0.0036 0.0018 0.0037 0.0013 0.0004 0.0013 0.0013 0.1153 0.1153 0.0197 0.0197
风速 v(m/s) 0.08 0.07 2.65 2.23 2.17 1.48 1.04 0.14 0.06 0.81 0.07 0.53 1.06 1.36 0.68 0.46 0.92
阻力 h(pa) 0.00 0.00 1.95 7.45 1.30 2.44 1.19 0.01 0.00 0.19 0.00 0.08 0.32 28.61 7.15 1.22 4.88
18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28
掘进面 掘进面 掘进回风巷 联络巷 区段回风平巷 区段回风平巷 回风上山 回风上山 回风上山 回风上山 回风上山
梯形 梯形 半圆 半圆 梯形 梯形 半圆 半圆 半圆 半圆 半圆
支架 支架 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷
0.0065 0.0065 0.0065 0.0052 0.0117 0.0117 0.0064 0.0064 0.0064 0.0064 0.0064
13.5 13.5 13.5 13.1 13.5 13.5 15 15 15 15 15
130 130 170 30 1050 1050 20 230 460 100 260
11.6 11.6 11.6 12.6 11.6 11.6 16.3 16.3 16.3 16.3 16.3
1561 1561 1561 2000 1561 1561 4331 4331 4331 4331 4331
6 6 12 6 15.75 7.875 3.66 19.41 27.29 39.29 40.45
36 36 144 36 248.1 62.02 13.4 376.7 744.5 1543 1636
0.0073 0.0073 0.0096 0.0010 0.1066 0.1066 0.0004 0.0051 0.0102 0.0022 0.0058 0.069789 4.5046
0.52 0.52 1.03 0.48 1.36 0.68 0.22 1.19 1.67 2.41 2.48 摩擦阻力 总阻力
0.26 0.26 1.38 0.04 26.45 6.61 0.01 1.92 7.59 3.42 9.43 114.16 131
采区风阻 等级孔
29
总结
本设计针对大隆矿东三采区,计算出可采储量为1670.8万t ,服务年限为12.3a ,且进行了采区巷道布置和通风系统的设计。采用上下山单翼开采的开采方式,走向长臂采煤法,运用综合机械化采煤工艺,用全部垮落发处理采空区,选用“三八”工作制度。设计采区通风系统,通风构筑物的布置,对采区的通风系统中各个用风地点所需风量进行计算,得出采区总风量为3033 m 3/min。经由里往外细致配风后,得到采区总阻力为114.16 pa ,总风阻为0.069Ns 2/m8,总等积孔为4.5046m 2。
致谢
本设计在邓立军老师的悉心指导和严格要求下业已完成,从课题选择、方案论证到具体设计和调试,每一步都有邓立军老师细心指导和认真解析,他为我们的设计无付出了很多心血和汗水,在此向导师表示深深的感谢和崇高的敬意。
参考文献
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