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矿井通风阻力测定报告.docx

上传人:HR专家 文档编号:6617535 上传时间:2019-04-18 格式:DOCX 页数:24 大小:45.41KB
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资源描述

1、耒阳市马康煤业公司炭山煤矿矿井通风阻力测定报告2018 年 3 月会 审 表编 制 审 核 编制时间 2018 年 3 月 6 日姓 名 职 务 会 审 意 见 签 名 会审时间胡召祥 矿 长候井德 总工程师胡秋元 安全副矿长刘爱明 生产副矿长钟金良 机电副矿长尹小平 通风副总刘仁仕 测量技术员刘腊宝 采掘技术员刘显智 地质技术员熊 俊 机电技术员刘世云 探水队长为了确保矿井安全生产,保证矿井通风正常,根据煤矿安全规程规定,我矿于 2017 年 4 月 28 日矿井通风系统风阻进行一次测定。 一、组织领导小组组长:胡召祥副组长:王德华 成员:尹小平(通风技术员)、刘爱明(生产副矿长)、曹国金(

2、安全副矿长)、刘仁仕(采煤技术员)、雷群松(地质技术员)、欧学明(机电技术员)、候井德(掘进技术员)1、概述矿井通风系统现状生产布置及风量分配情况:主(副)斜井运输石门运输巷采煤工作面回风巷回风回风斜井引风道地面。2、通风阻力实际测定、计算及分析2.1、通风阻力测定的目的矿井通风阻力测定是矿井通风技术管理的一项重要内容,其主要目的在于(1)了解矿井通风系统的阻力分布情况;(2)为生产矿井通风系统优化和合理配风提供基础资料和参数;(3)为矿井井下灾害防治和风流调节提供必要的基础资料;(4)为保证矿井的正常生产和增产提效提供依据;(5)为矿井通风能力核定提供基础参数。2.2、通风阻力测定的技术依据

3、及方法2.2.1、测定的技术依据煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法矿井通风阻力测定方法MT/T 440-1995MT/T440-1995 煤矿安全规程第 119 条规定:“新井投产前必须进行次通风阻力测定,以后每年至少次,矿井转入新水平生产或改变一翼通风系统后,必须重新进行矿井通风阻力测定。2.2.2、测定方法本次测定采用气压计基点测定法。基点法是将一台气压计放在井上或井下某基点处,每隔一定时间测取气压读数并记录测定时间以监测地面大气压力的变化,进而对井下测定的气压数据进行校正;另一台气压计沿事先选好的路线逐点测定气压值并记录测定时间。采用基点法测定时两测点间的通风阻力计算 公式为:) Z1

4、Z2 g,(1) 式中:1、2分段阻力,Pa;P1,P2,Pa;分段巷道起点和末点基点绝对静压,Pa;1,2的空气密度,Kg/m3;V1,V2的风速 m/s;g重力加速度 m/s2;Z1,Z2的标高,m。式中:空气密度,Kg/m3;干球温度,; 一、概况参照湖南省煤炭工业局关于 2011 年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复(湘煤行201221 号)文件,根据矿山储量年报和周边煤矿的瓦斯情况,确定该矿为瓦斯矿井,设计采用矿井相对CH4涌出量为 9.6m3/t,相对 CO2涌出量为 19.2m3/t。根据 2010 年湖南省煤安检验检测中心检验报告,检验结果是该矿井可采煤层无煤尘爆炸性,矿井可采煤层属

5、不易自燃煤层。矿井无地温异常现象;矿井最大班下井人数为 60 人。二、矿井通风1、矿井通风方式和通风方法矿井通风方式为分区式,通风方法为机械抽出式2、风井数目、位置及服务时间风井为 2 个,分别有西风井和东风井。西风井(原大坪煤矿主井) 井口坐标:X2904638,Y38403323,Z+149,井筒方位角 126,坡度为28,长度 208.5m,落底标高为+50m。服务时间为 6 年。东风井(原峒探井风井) 井口坐标:X=2904832,Y=38404033,Z=+145.2,井筒方位角 20,坡度为 28,长度 219m,落底标高为+42m。服务时间为 6 年。3、掘进通风和硐室通风矿井生

6、产时,设计安排有三个掘进工作面,采用局部通风机压入式通风;井下设有中央变电站、中央水泵房、采区绞车房等硐室,其中中央变电站、中央水泵房回风串入生产采区;采区绞车房、机车充电室采用独立配风。三、矿井风量计算矿井风量根据煤矿安全规程要求和矿井生产实际情况,按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室等用风点实际需风量进行分别计算,取其最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK/60=4601.25/60=5.0(m3/s)式中:Q矿井总供风量,m 3/s;4每人每分钟供风标准,m 3/min;N井下同时工作最多人数,人;K矿井通风系数,取 1.25;2、按采煤、掘进、硐室等用风点实际需风量

7、计算、采煤工作面需风量计算设计按相对瓦斯涌出量、相对二氧化碳涌出量、工作面温度、工作面炸药消耗量和采煤工作面人数等分别计算,取其中最大值,并用风速进行验算。、按瓦斯相对涌出量计算采煤工作面需风量Q 采 =qCH4TKc100/(246060)=9.62731.5100/(246060)=4.56(m 3/s)式中: q CH4矿井相对瓦斯涌出量,取 9.6m3/t; T单个工作面日产量,取 273 吨;Kc涌出不均衡风量备用系数,取 1.5。、按二氧化碳相对涌出量计算采煤工作面需风量Q 采 =qCO2TKc100/(246060)=19.22731.5100/2.0/(246060)=4.55

8、(m 3/s)式中: q CO2矿井相对二氧化碳涌出量,取 19.2m3/t; T单个工作面日产量,取 273 吨;Kc涌出不均衡风量备用系数,取 1.5。、按工作面温度计算Q 采=VcScKi =1.04.21.0=4.2(m 3/s)式中:Vc回采工作面适宜风速;取 1.0m/s;Sc回采工作面平均有效断面积;Sc=4.2m2Ki工作面长度系数,50m 取 0.8,5080m 取0.9,80120m 取 1.0;、按炸药消耗量计算Q 采=25A=251060=3.75 (m 3/s)式中:25每 kg 炸药爆破后,需供给的风量,m 3/minkg;A采面一次使用最大炸药量,取 A=10kg

9、。、按工作面人数计算Q 采 =4N60=42060=1.3(m 3/s)式中:N回采面同时工作人数,取 20 人。、按风速进行验算通过以上计算可知,+50m 水平与0m 水平工作面所需风量相差不大,其最大值为 4.56m3/s,取 Q 采 为 4.6m3/s。按风速验算如下:600.25SQ 采 604SQ 采 =4.2 m3/s=252m3/min600.254.2Q 采 4604.2632761008通过以上验算,工作面风量 Q 采 取 4.6m3/s 满足风速要求,全矿井2 个工作面生产,故Q 采 =9.2m3/s。、掘进工作面需风量计算设计按绝对瓦斯涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药消

10、耗量、工作面人数等分别计算,取其中最大值,并用风速验算。、按瓦斯绝对涌出量计算因矿井无掘进工作面瓦斯涌出量参数,根据同类矿井瓦斯涌出量规律,掘进工作面绝对瓦斯涌出量按全矿 20%选取。Q 掘 = qCH4TKc100/(246060)=9.620%2731.5100/(246060)=0.91(m 3/s)式中:Q 掘 单个掘进工作面实际需要风量,m 3/s;q 掘 掘进工作面绝对瓦斯涌出量;Kj掘进工作面涌出不均衡风量备用系数,取1.5。、按局部通风机吸风量计算A、半煤岩巷掘进工作面Q 掘 =Q 扇 +15S=180+156.24=273.6m3/min=4.6m3/s。式中:Q 掘 单个掘

11、进工作面需要风量,m 3/min;Q 扇 局部通风机实际吸风量,半煤岩巷局部通风机型号为YBT11,取 Q 扇 =180m3/min;S掘进工作面断面积,6.24m 2。B、岩巷掘进工作面Q 掘 =Q 扇 +9S=180+96.55=239(m 3/min)=4.0(m 3/s)式中: Q 掘 单个掘进工作面需要风量,m 3/min;Q 扇 局部通风机实际吸风量,局部通风机型号为 YBT11,取 Q 扇=180m 3/min; S掘进工作面断面积,6.55m 2。、按炸药使用量计算A、岩巷掘进工作面Q 掘 =25A=25860=3.33(m 3/s)式中:25每 kg 炸药爆破后,需供给的风量

12、,m 3/minkg;A掘进工作面一次使用最大炸药量,取 A=8kg。B、半煤岩巷掘进工作面Q 掘 =25A=25660=2.50(m 3/s)式中:25每 kg 炸药爆破后,需供给的风量,m 3/minkg;A掘进工作面一次使用最大炸药量,取 A=6kg。、按工作面人数计算Q 掘 =4N60=4860=0.53(m 3/s)式中:N掘进工作面同时工作人数,取 8 人。通过上述计算,单个掘进工作面风量取 Q 掘 =4.0m3/s。、按风速进行验算A、岩巷掘进工作面V 岩 =Q 掘 /S =4.0/6.55=0.61(m/s)B、半煤岩巷掘进工作面V 半煤 =Q 掘 /S =4.6/6.24=0

13、.74(m/s)根据煤矿安全规程101 条规定,岩巷掘进工作面最低风速为 0.15m/s,最高风速为 4m/s;半煤岩巷掘进工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为 4m/s;通过验算,掘进工作面风速符合规程要求。根据上述计算取最大值,则 Q 掘 取 4.6 m3/s。全矿设计配备 3个掘进工作面,其中 3 个为半煤岩巷掘进工作面,均设计为独立配风,故Q 掘 =13.8m3/s。、硐室需风量计算该矿井为小型煤矿,设有一个机车充电硐室 Q 硐 =1.2m3/s。11采区和 12 采区绞车房各配 Q 硐 =1.2m3/s 井下未配备井下爆破材料库,50 水泵房、50 变电所回风串入生产采区,因此

14、Q 硐前=3.6m3/s。后期50 水泵房、50 变电所、下山绞车房、回风串入生产采区,设有一个机车充电硐室 Q 硐 =1.2m3/s。Q 硐后 =1.2m3/s。、其它地点需风量矿井无其它地点需单独供风。 Q 它 =0、矿井投产初期(通风容易时期)总需风量Q 容易 =(Q 采 +Q 掘 +Q 硐 +Q 其它 )K =(9.2+13.8+3.6+0)1.2=32(m 3/s)式中:Q矿井需要的总风量,m 3/s;Q 采 矿井各回采工作面所需风量之和,m 3/s;Q 掘 矿井各掘进工作面所需风量之和,m 3/s;Q 硐 矿井各独立通风硐室所需风量之和,m 3/s;Q 其它 矿井除采掘硐室外其它需

15、风量之和,m 3/s;K矿井通风系数,取 1.2。通过上述计算,矿井投产初期矿井总进风量为 32 m3/s。、矿井末期(通风困难时期)总需风量矿井通风困难时期设计采煤工作面 2 个,掘进工作面 4 个,只有一个机车充电硐室 Q 硐 =1.2m3/s。Q 容易 =(Q 采 +Q 掘 +Q 硐 +Q 其它 )K =(9.2+18.4+1.2+0)1.2=34.5(m 3/s)式中:Q矿井需要的总风量,m 3/s;Q 采 矿井各回采工作面所需风量之和,m 3/s;Q 掘 矿井各掘进工作面所需风量之和,m 3/s;Q 硐 矿井各独立通风硐室所需风量之和,m3/s;Q 其它 矿井除采掘硐室外其它需风量之

16、和,m3/s;K矿井通风系数,取 1.2。通过上述计算,矿井后期矿井总进风量为 34.6m3/s。二、矿井风量分配矿井投产初期为矿井通风容易时期,两采三掘,即 1172 工作面和 1271 工作面采煤时期,矿井总进风量为 32.0m3/s,其中主井进风量为 20.0m3/s,副井进风量为 12.0m3/s。矿井总回风巷量32.0m3/s,其中西风井回风巷量 19.5m3/s,东风井回风巷量12.5m3/s。具体用风地点为 2 个回采工作面配风 11.0m3/s,3 个掘进工作面共配风 16.5m3/s,3 个机电硐室配风 4.5m3/s。矿井通风最困难时期,两采四掘即 1178 工作面和 12

17、77 工作面采煤时期,矿井总进风量为 34.5m3/s,其中主井进风量为22.0m3/s,副井进风量为 12.5m3/s。矿井总回风巷量 34.5m3/s,其中西风井回风巷量 18.0m3/s,东风井回风巷量 16.5m3/s。具体用风地点为 2 个回采工作面配风 11.0m3/s,4 个掘进工作面共配风22.0m3/s,3 个机电硐室配风 1.5m3/s。风量分配见矿井通风系统图 C121817101、C121817102。三、矿井风压与等积孔1、矿井负压计算h= LPQ 2/ S3式中:h井巷的风压,Pa井巷的摩擦阻力系数,NS 2/m4。L巷道长度,mP井巷周长,mS井巷的净断面积,m

18、2Q井巷的通过风量,m 3/s通过计算得出,通风容易时期:Q 西 =19.5m3/s, H 容 =317.3Pa;Q 东 =12.5m3/s, H 容 =219.24Pa;通风困难时期:Q 西 =18.0m3/s, H 困 =327.04Pa;Q 东 =16.5m3/s, H 困 =319.02Pa;计算结果见表 51、52、53、54。2、 等积孔风井等积孔:A=1.19Q/h1/2式中:A风井等积孔,m 2;Q矿井总进风量,m 3/s;h矿井通风阻力,Pa。A 西容 =1.1919.5/317.31/2 =1.3(m2)A 东容 =1.1912.5/219.241/2=1.0(m2)A 西

19、困 =1.1918.0/327.041/2 =1.18(m2)A 东困 =1.1916.5/319.021/2=1.09(m2)该井初南、北风井通风容易时期通风难易程度均为中等,为中等阻力矿井。全矿井等积孔:A 总 = 东西 东东西西 东西 Qh)(19.式中: A矿井等积孔,m 2;Q 总进风量,m 3/s;h 通风阻力,Pa。A 总容 = 5.12949375.1)(=2.28(m2)A 总困 = 5.160802394.371)(9=2.28(m2)该井总通风容易时期和困难时期的通风难易程度均为容易,为小阻力矿井。矿井初期西风井通风阻力计算表 表 51支护阻力系数()巷道长度(L)周界(

20、P) 风量(Q)净断面积(S) 风阻序号 巷道名称 方式 NS2/m4 (m) (m)(m 3/S)(m 2) (Pa)1 副井 锚喷 0.007 494 10 20 7 40.33 2 -50 井底车场 锚喷 0.006 80 10.5 20 7.4 4.98 3 -50 主运输大巷 锚喷 0.007 68 9.8 20 6.7 6.20 4 -50 运输石门 锚喷 0.007 172 10 32 7 35.94 5 -50 西翼运输大巷 锚喷 0.007 630 9.8 19.5 6.7 54.64 6 11 采区下部车场 锚喷 0.006 40 10.5 18 7.4 2.01 7 11

21、 采区轨道上山下段 锚喷 0.007 107 9.68 18 6.55 8.36 8 11 采区上车场 锚喷 0.006 40 9.68 11 6.55 1.00 9 工作面运输巷 金属支架 0.018 342 10.07 5.5 6.24 7.72 10 工作面 金属支架 0.045 100 3.2 5.5 1.92 61.54 11 工作面回风巷 金属支架 0.018 480 10.07 5.5 6.24 10.83 12 11 采区+43 回风石门 锚喷 0.007 20 9.24 11 6.55 0.56 13 +50 西翼总回风巷(前段) 锚喷 0.007 32 9.24 18 6.

22、55 2.39 14 +50 西翼总回风巷(后段) 锚喷 0.007 124 9.24 19.5 6.55 10.85 15 西风井 锚喷 0.007 208.5 9.24 19.5 6.55 18.25 16 风硐 砼砌 0.008 30 5.14 19.5 3.57 10.31 17 小计 275.91 18 局阻按 15% 41.39 19 合计 317.30 矿井初期东风井通风阻力计算表 表 52支护阻力系数()巷道长度(L)周界(P) 风量(Q)净断面积(S) 风阻序号 巷道名称 方式 NS2/m4 (m) (m)(m 3/S)(m 2) (Pa)1 副井 锚喷 0.007 494

23、10 20 7 40.33 2 -50 井底车场 锚喷 0.006 80 10.5 20 7.4 4.98 3 -50 主运输大巷 锚喷 0.007 68 9.8 20 6.7 6.20 4 -50 运输石门 锚喷 0.007 172 10 32 7 35.94 5 -50 东翼运输大巷 锚喷 0.007 288 9.8 12.5 6.7 10.26 6 12 采区下部车场 锚喷 0.006 40 10.5 7 7.4 0.30 7 12 采区轨道上山下段 锚喷 0.007 107 9.68 7 6.55 1.26 8 12 采区上车场 锚喷 0.006 62 9.68 5.5 6.55 0.

24、39 9 工作面运输巷 金属支架 0.018 358 10.07 5.5 6.24 8.08 10 工作面 金属支架 0.045 100 3.5 5.5 2.1 51.45 11 工作面回风巷 金属支架 0.018 356 10.07 5.5 6.24 8.03 12 12 采区+43 回风石门 锚喷 0.007 20 9.24 5.5 6.55 0.14 13 +43 东翼总回风巷(前段) 锚喷 0.007 85 9.24 5.5 6.55 0.59 14 +43 东翼总回风巷(中段) 锚喷 0.007 98 9.24 11 6.55 2.73 15 +43 东翼总回风巷(后段) 锚喷 0.

25、007 218 9.24 12.5 6.55 7.84 16 东风井 锚喷 0.007 219 9.24 12.5 6.55 7.88 17 风硐 砼砌 0.008 30 5.14 12.5 3.57 4.24 18 小计 190.64 19 局阻按 15% 28.60 20 合计 219.24 矿井后期西风井通风阻力计算表 表 53支护阻力系数()巷道长度(L)周界(P) 风量(Q)净断面积(S) 风阻序号 巷道名称 方式 NS2/m4 (m) (m)(m 3/S)(m 2) (Pa)1 副井 锚喷 0.007 494 10 22 7 48.80 2 -50 井底车场 锚喷 0.006 80

26、 10.5 22 7.4 6.02 3 -50 主运输大巷 锚喷 0.007 68 9.8 22 6.7 7.51 4 -50 运输石门 锚喷 0.007 172 10 32 7 35.94 5 -50 西翼运输大巷 锚喷 0.007 426 9.8 18 6.7 31.48 6 11 采区上部车场 锚喷 0.006 40 10.5 16.5 7.4 1.69 7 11 采区轨道下山(上段) 锚喷 0.007 107 9.68 16.5 6.55 7.02 8 11 采区轨道下山(下段) 锚喷 0.007 107 9.68 11 6.55 3.12 9 11 采区轨道下山下部车场 锚喷 0.0

27、06 40 9.68 11 6.55 1.00 10 工作面运输巷 金属支架 0.018 504 10.07 5.5 6.24 11.37 11 工作面 金属支架 0.045 100 3.2 5.5 1.92 61.54 12 工作面回风巷 金属支架 0.018 450 10.07 5.5 6.24 10.16 13 11 采区-100 回风石门 锚喷 0.007 35 9.24 11 6.55 0.97 14 11 采区回风下山上段 锚喷 0.007 100 9.24 16.5 6.55 6.27 15 11 采区-50 总回风巷 锚喷 0.007 40 9.24 18 6.55 2.98

28、16 11 采区回风上山 锚喷 0.007 200 9.24 18 6.55 14.91 17 +50 西翼总回风巷 锚喷 0.007 124 9.24 18 6.55 9.25 18 西风井 锚喷 0.007 208.5 9.24 18 6.55 15.55 19 风硐 砼砌 0.008 30 5.14 18 3.57 8.78 20 小计 284.38 21 局阻按 15% 42.66 22 合计 327.04 矿井后期东风井通风阻力计算表 表 54序号 巷道名称 支护阻力系数()巷道长度(L)周界(P) 风量(Q)净断面积风阻(S)方式 NS2/m4 (m) (m)(m 3/S)(m 2

29、) (Pa)1 副井 锚喷 0.007 494 10 22 7 48.80 2 -50 井底车场 锚喷 0.006 80 10.5 22 7.4 6.02 3 -50 主运输大巷 锚喷 0.007 68 9.8 22 6.7 7.51 4 -50 运输石门 锚喷 0.007 172 10 32 7 35.94 5 -50 东翼运输大巷 锚喷 0.007 312 9.8 18 6.7 23.06 6 12 采区上部车场 锚喷 0.006 40 10.5 16.5 7.4 1.69 7 12 采区轨道下山上段 锚喷 0.007 107 9.68 16.5 6.55 7.02 8 12 采区轨道下山

30、下段 锚喷 0.007 107 9.68 11 6.55 3.12 9 12 采区轨道下山下部车场 锚喷 0.006 40 9.68 11 6.55 1.00 10 工作面运输巷 金属支架 0.018 139 10.07 5.5 6.24 3.14 11 工作面 金属支架 0.045 100 3.2 5.5 1.92 61.54 12 工作面回风巷 金属支架 0.018 128 10.07 5.5 6.24 2.89 13 12 采区-100 回风石门 锚喷 0.007 38 9.24 11 6.55 1.06 14 12 采区回风下山上段 锚喷 0.007 100 9.24 16.5 6.55 6.27 15 50 东翼总回风巷 锚喷 0.007 252 9.24 16.5 6.55 15.79 16 12 采区回风上山 锚喷 0.007 186 9.24 16.5 6.55 11.66 17 +43 东翼总回风巷 锚喷 0.007 316 9.24 16.5 6.55 19.80 18 东风井 锚喷 0.007 219 9.24 16.5 6.55 13.72 19 风硐 砼砌 0.008 30 5.14 16.5 3.57 7.38 20 小计 277.41 21 局阻按 15% 41.61 22 合计 319.02

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