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矿井通风系统设计范本
矿井通风系统设计范本
前言
矿井通风是一个运用多种技术手腕保送、调度空气在井下活动,维护矿井正常消费和休息平安的静态进程。
在消费时期其义务是应用通风动力,以最经济的方式,向井下各用风地点供应质优量足的新颖空气,保证任务人员的呼吸,稀释并扫除瓦斯、粉尘等各种有害物质,降低热害,给井下发明良好的休息环境;在发作灾变时,能有效、及时地控制风向及风量,并与其它措施结合,防止灾祸的扩展,最大限制地增加事故损失。
剖析历次煤矿严重灾祸事故发作及扩展的缘由,无不与矿井通风系统有着亲密的关系。
因此,树立一个既能满足日常消费需风,保证风向动摇、风质合格,在灾祸时期又能坚持通风设备运转牢靠、动摇、能快速完成风流控制的通风系统是至关重要的。
本设计基于郑兴义兴〔新密〕煤矿的现状,本着为矿井的临时开展,提高矿井消费才干停止的矿井通风系统改造。
总设计方案:
维修扩展矿井东回风巷的断面,回收矿井西回风巷,对皮带巷停止扩修增大通风断面减小阻力,并经过矿井通风设备改造。
经过风量、风阻等计算,选择出主要通风机以及配套的电机型号。
经过各种论证,本设计牢靠可行,提高矿井的抗灾才干,提高了矿井的经济效益。
郑兴义兴〔新密〕煤业
通风系统优化设计
第一章矿井基本概略
第一节矿井概略
一、井田概略
1、交通位置及附属关系
本矿井位于河南省新密市西南约3.0km,在新密市城关镇东瓦店村境内,行政区划附属新密市城关镇东瓦店村管辖。
区域上位于新密煤田米村—牛店勘探区王庄井田东段。
本村有乡村公路与郑〔州〕—〔新〕密公路相连,可至郑州、新郑、登封等地,矿区南部有新〔密〕—新〔郑〕铁路与京广铁路接轨。
各乡镇及村庄间的简易公路纵横成网,交通较为便利,交通位置表示图见图1-1。
其天文坐标为:
东经:
113°20′31.8″-113°21′24.4″
北纬:
34°29′22.2″-34°29′51.8″
煤炭资源储量核对的矿井范围,东西长约1360m,南北宽约940m,面积0.7751km2。
其拐点坐标见表1-1。
表1-1井田拐点坐标表
点号
平面坐标
X
Y
1
3819137
38439600
2
3818980
38439600
3
3818980
38439580
4
3818860
38439580
5
3818773
38439840
6
3818531
38439840
7
3818420
38439660
8
3818220
38493660
9
3818220
38440320
10
3818420
38440320
11
3818420
39440920
12
3818620
38440920
13
3818750
38440745
14
3819005
38440400
图1-2交通位置表示图
1.2矿井消费才干
郑兴义兴〔新密〕煤业井田位于新密煤田米村—牛店勘探区王庄井田东段,井田含煤地层为石炭系太原组和二叠系山西组、上下石河子组。
矿井通风方式为中央分列式,通风方法为抽出式。
矿井通风系统为主、副斜井进风,风井回风。
矿井消费才干15万t/a。
矿井目前为资源整合矿井。
矿井内有一个采煤任务面(即:
二1煤层11041任务面〕和一个掘进任务面〔即:
二1煤层11081任务面〕。
二、煤层地质概略
二1煤层为本区主要开采对象,区内一1煤层未揭露,区内仅有一个钻孔,二1煤层厚度为6.50米,9个探煤点揭露的煤层可开采,无夹矸结构复杂,煤层走向106-110°,倾向220°,倾角6-9°,总体表现为单斜结构,属全区可采煤层。
本矿区二1煤层动摇水平可定为较动摇煤层。
三、瓦斯概略
郑兴义兴〔新密〕煤业主要开采二1煤层,据新密煤字[2004]119号文件、郑煤[2020]128号文件和实践测量,2004年矿井瓦斯平均相对涌出量为2.19m3/t,相对瓦斯涌出量为0.21m3/min,为低瓦斯矿井;2020年郑兴义兴〔新密〕煤业二1煤层相对瓦斯涌出量为4.12m3/t,相对瓦斯涌出量为,1.21m3/min、CO2相对涌出量为4.77m3/t,相对涌出量为1.3m3/min,详见表1-2。
表1-3郑兴义兴〔新密〕煤业等级鉴定批复表
年度
瓦斯
二氧化碳
批复文号
相对
涌出量
m3/min
相对
涌出量
m3/t
鉴定
等级
批复
等级
相对
涌出量
m3/min
相对
涌出量
m3/t
2004
0.21
2.19
低
低
新密煤字[2004]119号文件
2020
1.21
4.12
低
低
1.3
4.77
河南省工业和信息化厅
豫工信[2020]66号文件
四、水文概略
本矿区位于新密煤田中西部,地势呈缓坡状,西南高西南低,处于三面环山的箕形盆地之中,矿区北、西部有奥陶系、寒武系灰岩等地层出露,区内以中奥陶系马家沟组石灰岩、太原组L1-4、L7-8灰岩为主要含水层,区内多被第四系所掩盖。
依据矿井调查资料和上述水文地质条件剖析以为,矿区浅部是以顶板淋水为主的裂隙承压充水矿床,在西南庙岭深部,那么以地板金水为主的岩溶充水矿床,本区水文地质类型属第三类第二亚类第一型,即以地板进水为主的岩溶充水、水文地质条件复杂的矿床。
六、通风概略
矿井采用中央并列抽出式通风,主副井进风,风井回风。
运用FBCDZ№14风机,满足矿井正常风量需求。
第二章通风系统设计可行性论证
第一节矿井通风系统优化背景
一、矿井目前通风及消费才干状况
矿井为独立的通风系统,通风方式为中央并列式,通风方法为全负压抽出式,即主、副井进风,风井回风。
主要通风机为两台同型号轴流式通风机,型号为FBDCZ№.14,配套电动机型号YBFe250M-6-37、功率为2×37Kw,额外转速980r/min。
主要通风机扇叶角度300,任务风压1348pa,任务风量1656m3/min,一台正常运转另一台检修备用。
矿井总进风量1240.2m3/min,总排风量1480.8m3/min,通风阻力为576.99pa,矿井等积孔为1.02
,矿井通风才干为15.2万吨/年。
矿井井下分东、西两翼分区通风,采区内为采区轨道下山进风、皮带下山回风,采煤任务面为U通风,掘进任务面为压入式通风,井下正常布置一个回采任务面〔已停〕,2个掘进任务面及三个独立通风峒室。
随着矿井的开采,因矿井井下井巷断面小,东西回风巷、皮带下山一般段和其他巷道采用木支护,回风巷道拐弯多,形成矿井阻力大,通风尤显困难,给通风系统的动摇形成很大影响。
二、矿井消费才干开展前景
本次方案设计是为矿井的临时开展,提高矿井消费才干而停止的矿井通风系统改造。
依据郑兴义兴〔新密〕煤业公司今后的开展规划,使矿井消费才干增大到15万吨/年以上。
第二节通风系统改造的必要性剖析、论证
经过对现有通风系统的剖析,存在以下效果:
1、由于矿井通风线路长,控制风门多〔达9组〕,巷道通风断面小〔普通在4m2~6m2〕之间,局部巷道存在木支护,矿井有效风量低,通风阻力大,致使矿井通风难易水平难。
2、井下采煤任务面的进回风布置在角联风路中,降低了矿井局部抗灾才干。
3、煤仓到上仓绕巷之间的巷道因通风效果有出现盲巷的风险。
4、现有井下主要进、回风巷断面过小、回风巷道拐弯多,致使局部阻力加大,矿井阻力散布不合理,局部区域通风系统需调整。
5、目前矿井通风才干为15.2万吨/年,现属于隐患整改矿井,消费后矿井通风才干不能满足需求。
为此,必需对矿井的通风系统停止改造,从基本上处置矿井通风才干制约前期消费的效果。
第三节通风系统改造的主要手腕
总结国际外通风系统改造的方法、手腕,归结可分为三种:
1、改动矿井通风方法:
既改动进、回风井筒的相对位置,从而,到达延长通风线路、降低通风阻力、提高矿井风量的目的。
2、改动矿井的通风方法,即抽改压或压改抽,此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。
3、改动矿井通风网络:
即经过调整矿井主要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数,如增阻调理、降阻调理、调整主要通风机扇叶角度、改换电机提高转速等,从而完成提高通风才干的目的。
此方法为消费矿井通风系统调整的常用方法。
第四节通风系统改造总体方案的选择
依据通风系统改造的基本手腕,结合义兴煤矿的地表天文条件及井下现有通风系统的实践状况,经技术比拟采用改动矿井通风网络的方法,对矿井通风系统停止改造。
并提出以下方案:
总体方案:
为充沛应用现有巷道,思索矿井通风、运输等要素,经技术论证,最后确定改造方案为:
扩修矿井东回风大街:
由原来的4m2左右、木支护巷道现变为U型钢支护、净断面11m2,回收报废矿井西回风大街并密闭防止漏风,扩修皮带下山:
由原来的小断面木支护变卦为工字钢支护大断面,以及局部巷道由弯变直新掘巷道。
通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设备
1、新掘巷道工程量:
煤仓绕巷、井下局部拐弯巷道。
2、改造巷道
付井底绕巷、东回风巷、一、二部皮带巷及其他联巷。
3、通风设备改造:
改造通风设备14处〔其中建挡风墙4道,改建、新建风门3组〕。
四、改造前、后通风系统风路流程说明:
1、改造前:
〔新颖风流〕主、副井→轨道运输巷→用风地点〔乏风流〕→皮带运输巷→西总回风巷。
2、改造后:
〔新颖风流〕主、副井→轨道运输巷→用风地点〔乏风流〕→皮带运输巷→东总回风巷。
第三章矿井通风参数计算
第一节通风系统改造后矿井需求风量的计算
一、矿井风量计算原那么
矿井需风量,按以下要求区分计算,并采取其中最大值。
(1)按井下同时任务最多人数计算,每人每分钟供应风量不得少于4m3。
(2)按采煤、掘进、硐室及其他实践需求风量的总和停止计算。
二、矿井需风量的计算
1、采煤任务面的需风量:
①按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q瓦采×K采通,m3/min
式中:
Q采—采煤任务面实践需求的风量,m3/min;
q瓦采—采煤任务面的瓦斯相对涌出量,任务面平均瓦斯涌出量按预测值1.13m3/min;
K采通—采煤任务面瓦斯涌出不平均的备用风量系数,取1.4;
那么Q采=100×1.13×1.4=158.2m3/min=2.64m3/s。
②按任务面温度计算
Q采=V采×S采×Ki,m3/s
式中:
V采——采煤任务面温度23-26℃适宜风速,m/s,取1.5;
S采——采煤任务面的平均有效断面积,5.0m2;
Ki——采煤任务面长度70-85米,取0.9。
Q采=1.5×5.0×0.9=6.75m3/s;
③按人数计算实践需风量
Q采>4×N/60,m3/s
式中:
N——任务面同时任务的最多人数〔按交接班时的最多人数计算为40人〕。
Q采>4×40/60=2.67m3/s;
④按风速停止验算
15×S采≤Q采≤240×S采
式中:
S采—采煤任务面的平均有效断面积,m2。
Q采小≥15×5=75m3/min=1.25m3/s;
Q采大≤240×5=1200m3/min=20.0m3/s;
阅历算,上述计算风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。
依据以上计算,思索消费才干的不平衡性及初、前期上下组煤厚度变化招致的任务面面积不同,采煤任务面的配风量为:
Q采=6.75m3/s;
ΣQ采=6.75m3/s。
依照煤层的瓦斯涌出量、任务面温度、人、风速等配风规范,并参照«矿井通风才干核定方法»中采煤任务面基本配风规范,经过计算确定:
任务面配风量取405m3/min,全矿采煤任务面的需风量∑Q采=405m3/min。
2、掘进任务面的需风量:
①按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q瓦掘×K掘通,m3/min
式中:
Q掘—掘进任务面实践需求的风量,m3/min;
q瓦掘—掘进任务面的瓦斯相对涌出量,经计算为0.17m3/min;
K掘通—掘进任务面瓦斯涌出不平衡的备用风量系数,取1.2;
经计算煤巷掘进任务面需风量20.4m3/min。
②按人数计算掘进任务面实践需求的风量
Q掘=4×N/60,m3/s
式中:
N——掘进任务面同时任务的最多人数,〔按交接班时的最多人数计算,为20人〕。
Q普掘=4×20/60=1.4m3/s。
④按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I+15st
式中:
Qf——掘进任务面局部通风机额外风量,180m3/min;
I——掘进任务面同时运转的风机台数,1台;
st——局部通风机安设地点巷道断面面积,取4.2m²。
Q掘=180×1+15×4.2=243m3/min=4.05m3/s;
⑤按风速停止验算
15×S掘≤Q掘≤240×S掘
式中:
S掘——煤巷掘进任务面断面积,最大约为5.5m2;
Q掘小<15×5.5=82.5m3/min=1.37m3/s;
Q掘大≤240×5.5=1320m3/min=22m3/s;
依照煤层的瓦斯涌出量、任务面温度、人、风速等配风规范及局部通风的最大供风距离,己选用JBT52-2型局部通风机,满足掘进通风。
投产前方案两个掘进,那么全矿掘进任务面的需风量∑Q掘=2×243=486m3/min。
3、独立通风硐室的需风量:
依据«规程»要求和本地域临近消费矿井的实践状况,经过计
算,矿井独立通风硐室的需风量:
副井泵房60m3/min;采区泵房60m3/min;采面泵房60m3
/min;矿井正常消费时,采区有独立通风硐室3个,那么全矿独立通风硐室需风量∑Q硐=60×2+62=180m3/min。
4、矿井配风系数的选取:
依据矿井通风系统改造后的通风系统状况,结合矿井外部风量分配的不平衡性及矿井内、外部的漏风,矿井配风系数k矿通选取1.15。
5、全矿井风量确实定:
依据以上计算,依照公式
Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐)×k矿通
那么Q矿=(405+486+180)×1.15=1231m3/min
第二节通风系统改造后矿井通风阻力的计算
一、矿井通风总阻力计算原那么
1、矿井通风的总阻力,不应超越2940Pa。
2、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。
二、矿井通风总阻力计算
依照矿井用风地点及通风网络的巷道状况,以能量方程为基础,依照矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律,经过计算机自动分风解算,计算出矿井通风网络在不同条件下的各分支的参数〔见矿井不同时期的风量分配状况见矿井分风解算结果〕。
1.摩擦阻力
沿着上述两个时期通风阻力最大的风路,区分用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力:
hfr=aLUQ2/S3
式中:
hfr——巷道摩擦阻力;
L、U、S——区分是巷的长度、周长、净断面积;
Q——分配给井巷的风量;
α——各巷道的摩擦阻力系数。
2、局部阻力
风流经过井巷的一些局部地点,如弯曲、突然增大或增加、交叉等,使风流发作变化,构成极为紊乱等涡流,招致能量的损失。
形成这种冲击或涡流的阻力称为局部阻力。
这种阻力所发生的风压损失称为局部阻力损失。
井下发生局部阻力的地点随多,但普通只占矿井通风阻力的10%左右。
在通风设计中,不在独自计算每一局部阻力的大小,而是在算出矿井总摩擦阻力后,取其10%参与摩擦阻力中,即为矿井通风总阻力。
3、巷道通风总阻力计算方法
当风量按各个用风地点的需求或自然分配后,选择到达设计产量时,通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路,然后
区分计算两条风路中各段的通风阻力,区分累加后便的所要计算的阻力。
计算公式:
=576.99Pa
式中:
h----矿井通风阻力,毫米水银柱
a----井巷摩擦阻力系数,N*s2/m4
L----井巷长度,m
S----井巷净断面积,m2
P----井巷周长,m
Q----经过的风量,m3/s
h局----局部阻力,pa
He----自然风压,pa
因矿井改造后在正常投入消费时,因矿井就一个采区在任务面布置上数量不变。
所以,计算通风容易时期和困难时期矿井总阻力时的矿井总需风量相反,但由于通风系统外部巷道状况不同将直接影响矿井的总阻力,所以制定以下方案:
随着矿井通风系统优化后各,采区进回风巷的断面和支护方式基本不变;各区段回采,采面上下巷的断面在容易和困难时期的断面不变,支护为工字钢对棚支护,计算如下:
矿井通风容易时期分风解算结果表
井巷区段序号
井巷称号
支护方式
摩擦阻力系数
/N.s2.m-4
巷道长度/m
巷道断面积/m2
断面周长U/m
断面立方/m6
井巷风阻
Rfr/N.s2.m-8
风量
Q/m3.s-1
风量平方
Q/m6.s-2
最小阻力
hmin/Pa
风速
v/m.s-1
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
14
1-2
付井
砼碹
0.5958
125
13.85
13.1892
2656.74
0.369726771
11.4
174.24
48.04
0.95307
2-5
付井西巷
U型钢
0.015
100
9.6
12.0837
884.736
0.020486972
11.4
174.24
2.66
1.375
5-6
轨道巷
工字钢
0.0134
120
7.5
11.3926
421.875
0.043423639
20.9
436.81
18.96788
2.78667
6-7
轨道巷
工字钢
0.0134
140
7.5
11.3926
421.875
0.050660912
19.2
368.64
18.67564
2.56
7-14
41下付巷
工字钢
0.015
99
5.9
10.1046
205.379
0.073061697
7.2
51.84
3.787518
1.22034
14-15
采面
工字钢
0.099
60
3.38
7.64807
38.6145
1.176489417
7.2
51.84
60.98921
2.13018
15-16
41上付巷
工字钢
0.015
30
5.9
10.1046
205.379
0.022139908
7.2
51.84
1.147733
1.22034
16-17
皮带巷
工字钢
0.0209
70
7.5
11.3926
421.875
0.03950795
19.2
368.64
14.56421
2.56
17-18
皮带巷
工字钢
0.0209
60
7.5
11.3926
421.875
0.033863957
20.9
436.81
14.79212
2.78667
18-19
皮带巷
工字钢
0.0209
220
7.5
11.3926
421.875
0.124167844
20.9
436.81
54.23776
2.78667
19-20
回风巷
工型钢
0.0135
165
8.5
12.1284
614.125
0.043990989
20.9
436.81
19.2157
2.45882
20-21
回风巷
U字钢
0.015
160
9.6
12.0837
884.736
0.032779156
20.9
436.81
14.31826
2.17708
21-22
风井
全圆
0.0135
90
4
7.08802
64
0.134561593
20.9
436.81
58.77785
5.225
算计
局部阻力
1473
576.99
矿井总阻力
分风解算巷道支护方式、断面及工程量说明表
序
号
巷道
称号
支护
方式
断面
外形
解算断面积〔m3〕
实践断面积〔m3〕
工程量
〔米〕
任务量
〔万元〕
备注
12
17
18
19
24
25
26
风井空中设备〔包括风道、风硐、反风设备等〕
56
27
主要通风机〔包括电气局部〕
450
28
任务量算计
1801.5
第三节通风系统改造方案比拟
优点:
1.充沛应用如今的消费系统,使新掘巷道工程量较小。
3.优化后增加矿井通风距离,增加通风阻力,可以增加漏
风,提高矿井抗灾才干。
缺陷:
1.因在改造中需扩修东回风巷和皮带下山以及其他巷道工程量大。
2.井下风门承压大,易损坏,使通风设备的管理、维护难度增大。
第四章矿井通风设备的选择
第一节主要通风机选型
一、设计依据
1、矿井所需风量
矿井所需风量为:
1231m3/min=20.5m3/s。
2、矿井所需负压
通风最大负压为:
576.99Pa;
二、通风设备选型
依据通风容易时期和困难时期的矿井风量、阻力,参照主要通风机的功用曲线,选择FBCDZ№14型主要通风机,通风机在通风时期的运转工况点为Q=25.79m3/s,h=576.99Pa,θ=30º,η=63%;,选用电机功率为2×37KW。
依据矿井所需的风量和负压,通风机的计算风量和风机负压区分为:
Q=S×V=25.79m3/s
h=Hs+Hn=hs2–hv2+Hn=576.99Pa
Hs----风机装置静压,Pa
Hn----矿井自然风压,Pa
hs2---风机房静压仪,读数为550Pa
hv2=-16.99Pa
三、主通风机运转工况
风量25.79m3/s
负压576.99Pa
效率63%
叶片角30º
轴功率2×37kW
依据上述计算风量和负压,装置2台FBCDZ№14防爆对旋轴流式通风机,1台任务1台备用,每台风机配套YBFe250M-6-37系列2×37KW公用防爆电动机2台。
两套风机的切换方式是经过风门,配合与之配套的两台风机停止转换任务。
第二节矿井主要通风设备的配置及要求
1、主要通风机必需装置在空中,装有通风机的井口必需严厉封锁严密,其外部漏风率在无提升设备时不得超越5%,有提升设备时不得超越15%;
2、主要通风机必需坚持运转;
3、主要通风机必需装置两套同等才干的通风机,其中一套作备用。
在建井时期可装置一套通风机和一台备用电动机。
备用通风机、备用电动机、和配套通风机,必需在10分钟内启动;
4、矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机运用。
在特殊状况下作暂时用时,必需对主要通风机管理,制定措施,报省〔区〕煤炭局同意;
5、装有主要通风机的出风井口,应装置防爆门;
6、主要通风机至少每月由矿井机电部门反省一次。
改动通风机转数或风叶角度时,必需报矿总工程师同意;
7、
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