煤矿矿井年度通风能力核定报告(2018年度)
贵州国源矿业开发有限公司
金沙县长坝乡河边煤矿
二〇一八年度
矿井通风能力核定报告
(修改)
编 制 |
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审 核 |
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总工程师 |
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矿 长 |
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核定日期 |
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二〇一八年六月二十七日
矿井通风能力核定人员表
姓名 | 职称/职务 | 专业 | 签名 |
郭选坤 | 采矿工程 |
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王 汝 | 安全工程 |
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徐 鑫 | 采矿工程 |
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尚修川 | 助理工程师 | 采矿工程 |
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谢宏武 | 技术员 | 地下采煤 |
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杨士宽 | 技术员 | 通风与安全 |
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匡志林 | 测风员 |
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韩体坤 | 测风员 |
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第一章 概述
第一节 核定工作的简要过程
一、前期准备工作
为认真贯彻落实国务院常务会议提出的“以风定产”等煤矿瓦斯治理措施,为进一步规范和加强煤矿通风能力核定工作,防止超通风能力生产,有效遏制煤矿瓦斯事故的发生,根据《煤矿安全规程》第139条“矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力,必须按实际供风量核定矿井产量,严禁超通风能力生产”的规定,我矿组织核定通风能力的人员学习了《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028—2006)、《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056—2008)、《煤矿通风能力核定办法》、《煤矿生产能力核定与管理指南》等标准、规范,对通风能力核定工作进行了安排,对参加通风能力核定人员进行了分工,明确了职责,对所有需要使用的仪器仪表进行检查,并送交有资质的计量检定单位对所有使用的仪器仪表进行检定。
二、现场调查工作
根据河边煤矿实际,于2018年6月对矿井通风能力进行核定。按⑴“煤矿通风能力核定基础表”及需补充收集的资料逐项调查;⑵对各系统进行实查,重点是矿井通风系统、瓦斯抽放系统、防尘防灭火系统、安全监控系统等,⑶按“煤矿生产能力核定报告撰写大纲”中有关通风能力核定附图附件目录收集矿井材料。⑷调查矿井现状,收集掌握了大量的数据资料。
三、核定报告的编制
根据现场收集的资料,按照“煤矿生产能力核定标准”及“《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056—2008)、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028—2006)、《煤矿通风能力核定办法》、煤矿生产能力核定报告撰写大纲”,经过认真分析、整理、逐项核定、汇总,编制了《河边煤矿通风能力核定报告》。
第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准
2、《煤矿生产能力核定的若干规定》(发改运行〔2004〕2544号);
3、《煤矿通风能力核定办法》(安监总煤矿字〔2005〕42号);
4、《煤矿生产能力核定管理办法》;
5、《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056—2008);
6、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1025-2006);
7、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1027-2006)等。
第二章 矿井基本情况
第一节概况
一、地理位置,隶属关系,地形地貌,交通情况
矿井位于贵州省金沙县城东南方向,直距58km,行政区划属金沙县长坝乡所辖,地理坐标:东经106°07′08″~106°07′51″,北纬27°21′28″~27°21′46″。
矿区位于金沙—遵义县公路南侧,至金沙约58km,至黔北电厂约62km,至遵义约65km,公路为三级水泥和沥青路面,交通较为方便。
矿区地貌属高原中部地貌。该地形相对简单,因受区域性地质构造和岩性控制,山脉走向大多与构造线一致。井田内地势总趋势呈西部高,东部低。区内最高海拔标高+973.4m(矿区西部山峰),最低海拔标高+825m(矿区东部河谷),最大相对高差为148.4m。井田内地势总趋势呈西部高,东部低。
河边煤矿隶属贵州国源矿业开发有限公司。
二、边界范围,井田面积
矿井共由14个拐点坐标圈定,矿区长0.7-1.97km,宽0.7-2.21km,矿区面积:2.4251km2 。
三、井田地质情况、地层、含煤地层、构造
(一)地层
区内出露地层有第四系(Q)、三叠系下统夜郎组沙堡湾段(T1y1)、玉龙山段(T1y2)及九级滩(T1y3), 二叠系上统长兴组(P3c)、龙潭组(P31) 、二叠系中统茅口组(P2m)。
地层从新至老依次为第四系(Q)、三叠系下统夜郎组九级滩段(T1y3)、三叠系下统夜郎组玉龙山段 (T1y2)、三叠系下统夜郎组沙堡湾段 (T1y1)、二叠系上统长兴组(P3c)、二叠系上统龙潭组(P31)、茅口组(P2m)
<!--[if !supportLists]-->(二)<!--[endif]-->含煤地层
二叠系上统龙潭组(P31)为区内的含煤岩系,含煤岩系总厚130m, 含煤总厚9.5m, 含煤率8.5%, 全区可采煤层3层, 平均总厚5.29m。 可采煤层含煤率为4.06%。
1、第二段( P312):
上部以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩为主,其间夹一层10.0m左右的石灰岩及泥灰岩,含不可采煤层数层;下部为深灰色、灰黑色粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层。含M8一层可采煤层。厚约50m。
2、第一段( P311):
主要为灰色、深灰色细砂岩、菱铁质灰岩、泥岩及煤层组成。顶部夹两层厚约2.0m的灰岩,该层岩性、厚度均很稳定,为煤组上、下分段的标志:下部夹2—3层石灰岩;底部为一层厚约5.0m的铝土质泥岩。含M8、M12、M13三层可采煤层。厚49—80m,一般72m。
可采煤层特征表
煤 层 编 号 | 煤厚(m) | 煤层平 均间距 (m) | 煤层 结构 | 顶底板岩性 | 稳定性 | 倾角 (°) | 容重 (t/m³) | |
最小~最大 | 顶 | 底 | ||||||
平均 | ||||||||
M8 | 1.49~1.52 | 50.8 |
无夹矸
| 粉砂岩或泥质粉砂岩 | 粘土岩 | 稳定 | 13 | 1.4 |
1.50 | ||||||||
M12 | 2.09~2.11 | 20 |
无夹矸
| 泥质粉砂岩 | 粘土岩 | 稳定 | 13 | 1.48 |
2.10 | ||||||||
M13 | 1.86~1.87 | 距茅口灰岩10m |
无夹矸
| 泥质粉砂岩 | 粘土岩 | 稳定 | 13 | 1.4 |
1.86 |
M8:位于龙潭组中上部。颜色为灰黑色, 粉状、粒状结构, 似金属光泽,硬度相对较大, 脆度小, 贝壳状断口, 次生裂隙较发育,半亮煤~光亮煤。
M12:煤颜色为灰黑色, 块状、粒状~条带状结构, 似金属光泽,硬度大及脆度均较大, 次生裂隙较发育,半亮煤为主。
M13:煤颜色为灰黑色,粒状~条带状结构, 似金属光泽,硬度大及脆度均较大, 次生裂隙较发育,半亮煤为主。
3、主要可采煤层情况
根据工业分析结果,各可采煤层的煤质如下:
煤质工业分析结果表
煤层编号 | 平均厚度 (m) | 煤层化学特征(%) | ||||
水份 (Mad%) | 灰份 (Ad%) | 挥发份 (V.daf %) | 全硫 (St.,d%) | 发热量 [bQ.d( Mj/kg)] | ||
M8 | 1.50 | 0.8~1.59 | 9.59~11.3 | 6.19~6.55 | 1.49~1.35 | 31.424 |
M12 | 2.10 | 0.67~0.89 | 9.71~10.04 | 6.26~6.76 | 1.41~1.44 | 29.571 |
M13 | 1.86 | 0.76~0.83 | 15.53~12.58 | 6.75~7.12 | 0.65~1.66 | 29.346 |
其中, M8煤层为低灰、中硫高热值煤;M12煤层属特低灰、中硫高热值煤; M13煤层为中灰、低中硫煤。为无烟煤。
(三)地质构造
矿区位于安底背斜南东翼, 地层呈单斜产出, 产状较稳定, 倾向130~160°,一般为145°, 倾角8~15°,一般为13°。 无区域性断裂构造发育, 矿区构造简单。
金沙县长坝乡河边煤矿构造复杂程度类型属简单类型。
五、矿井通风技术条件
(一)瓦斯等级
毕节市地方煤矿勘测设计队2016年9月对河过煤矿进行矿井瓦斯等级鉴定:河过煤矿相对瓦斯涌出量为13.27m³/t,绝对瓦斯涌出量为2.96m³/min,瓦斯等级为高瓦斯矿井。
(二)煤层自燃倾向性
根据贵州省煤田地质局实验室2006年5月提交的金沙县河边煤矿M8、M12煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告,鉴定结果M8、M12煤层煤炭自燃倾向等级为Ⅲ级(不易自燃);
(三)煤尘爆炸性
据贵州省煤田地质局实验室2018年提交的金沙县河边煤矿M8、M12煤层的煤尘爆炸性鉴定报告,鉴定结果M8、M12煤层煤尘无爆炸性;
(四)煤与瓦斯突出
根据贵州省煤炭管理局文件《关于对河边煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定的批复》(黔煤生产字[2008]50l号):河边煤矿M8煤层在+680m水平标高以上不具有突出危险性,M12煤层在+644m水平标高以上不具备突出危险性;二采区开采按突出矿井进行管理。
第二节矿井部分生产系统
一、采掘工作面布置
矿井主要开采M8、M12煤层,在M8煤共有1个回采工作面,1个备用工作面,1个掘进工作面。
采煤工作面采用炮采回采工艺。风煤钻打眼,放炮落煤,工作面崩落的煤炭由工作面刮板输送机转至运输巷皮带输送机外运。掘进工作面采用炮掘工艺。
M8煤层厚度一般厚1.49-1.52m,平均厚1.50m,顶板为粉砂岩或泥质粉砂岩,底板为粘土岩,设计采用全部垮落法管理顶板。工作面采用“三·四”排控顶,排距1.0m,柱距0.8m,最小控顶距3.2m,最大控顶距4.2m,放顶步距1.0m。
二、主要生产系统
矿井主要生产系统主要包括供电系统、运输系统、提升系统、排水系统、通风系统等;开拓方式为斜井开拓;开采方法主要为走向长壁采煤法。
(一)瓦斯抽放系统
高负压安装使用2BEC500型水环式真空高压瓦斯抽放泵两台(一台工作、一台备用),最大抽气量168m³/min,极限压力160hPa,电机功率为200Kw;低负压安装使用2BEC500型水环式真空高压瓦斯抽放泵两台(一台工作、一台备用),最大抽气量168m³/min,极限压力160hPa,电机功率为200Kw。
高负压抽放瓦斯,主管规格为φ260×5矿用无缝钢管;支管规格为φ210×5矿用无缝钢管。
低负压抽放瓦斯,主管规格为φ260×5矿用无缝钢管;支管规格为φ210×5矿用无缝钢管。
安装使用LG-22/8型螺杆式空气压缩机1台,空压机额定排气量为22m³/min,额定排气压力为0.8Mpa,配套电动机功率均为132kW;安装使用LG-24/8型螺杆式空气1台,额定排气量为24m³/min,额定排气压力为0.8Mpa,配套电动机功率均为132kW。
正常生产时主要用作动力,当井下发生灾害时用作压风自救。压风干管选用φ108×4矿用无缝钢管,支管选用φ89×4.5矿用无缝钢管。
(三)防尘、消防系统
在工业场地西南面+886m标高建成150m³地面生活用水水池一座,在工业场地标高+905m标高处修筑了300m³的消防水池,采用静压方式向各用水地点供水。
井下消防、防尘管路主管采用Φ108×4焊接钢管,支管采用Φ57×3.5的无缝钢管直接供给井下各采掘工作面及总回风流设置的水幕、隔爆水袋及各转载点的喷雾和消防用水。
(四)监测监控系统
矿井安全监控系统选用KJ90NB型煤矿一体化监控系统,所有监控设备安装达到《煤矿安全规程》、《AQ1029-2007煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》和《AQ6201-2007煤矿安全监控系统通用技术要求》标准的要求,实现对各工作地点环境参数和主要设备运行状况的实时监测,风电、瓦斯电闭锁功能齐全可靠。
矿井主供电源引自岚头35 kV变电站以10kV高压经架空线专线向河边煤矿供电,线路长约9km,供电线路LGJ-70;另一备用电源引自沙土110kv变电站10kv高压专线向河边煤矿供电,线路长约10km,电源线型号为LGJ-70,形成矿井双回路供电电源,矿方已与供电部门签定了供电协议,供电电源安全可靠。
第三节 矿井通风概况
一、矿井通风方式、方法
矿井通风方式为中央并列式,矿井通风方法为机械抽出式通风,回采工作面采用“U”型通风,掘进工作面采用压入式机械通风。
二、矿井进、回风井筒数量及风量
矿井共有3个井筒,分别是主斜井、副斜井、回风斜井。主斜井、副斜井为进风井筒,回风斜井为回风井筒。
三、矿井瓦斯等级,瓦斯和二氧化碳的绝对涌出量、相对涌出量
根据2011年度煤矿瓦斯等级鉴定报告:矿井相对瓦斯涌出量为12.0m³/t,矿井相对二氧化碳涌出量6.88m³/t;矿井绝对瓦斯涌出量为3.89m³/min,矿井绝对二氧化碳涌出量2.23m³/min。
根据2012年度煤矿瓦斯等级鉴定报告(金煤字[2013]3号):矿井相对瓦斯涌出量为18.98m³/t,矿井相对二氧化碳涌出量2.78m³/t;矿井绝对瓦斯涌出量为7.64m³/min(风排量6.724m³/min),矿井绝对二氧化碳涌出量1.12m³/min。
根据2016年度矿井瓦斯数据测定报告:矿井相对瓦斯涌出量为13.27m³/t,绝对瓦斯涌出量为2.96m³/min,采煤工作面最大绝对瓦斯涌出量0.88m³/min。
矿井瓦斯等级为高瓦斯。
四、矿井主通风设备及运行参数、风量、风压、通风阻力、等级孔
矿井在回风斜井安装FBCDZ- N019/2×185型防爆轴流式通风机二台,一台工作,一台备用。风量2440-6780m³/min,静压453-3679Pa。电机功率2×185kW。风井通风设施由引风道、安全出口、防爆门等组成。
FBCDZ-N019/2×185 轴流式通风机性能曲性能曲线
FBCDZ-N019/2×185轴流式通风机性能曲线表
通风时期 | 工 况 点 | |||||
风量QM(m³/s) | 风压hM(Pa) | 叶片角度(°) | 效率η(%) | 风流功率(kW) | 电动机输出功率(kW) | |
工况点 | 54 | 930 | 42°/30° | 81% | 50.22 | 75.87 |
五、采区及工作面通风方式、方法
二采区轨道下山和皮带下山为采区进风巷,二采区回风上山为采区回风巷;
采煤工作面采用U型通风方式;掘进工作面采用局部扇风机压入式通风。局部通风采用FBD-№6.0局部通风机,功率2×22Kw;风量550~250m³/min,全压1100~6000Pa。
第三章 计算过程及结果
第一节 矿井需要风量计算原则
生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作面需要风量,现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
每个采掘工作面实际需要风量,应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
备用采煤工作面实际需要风量,应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量,且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。
掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
独立通风硐室的需要风量,应根据不同类型的硐室分别进行计算。
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风,发热量大的机电硐室,应按照硐室中运行的机电设备发热量进行计算,采区小型机电硐室,按经验值确定需要风量或取60~80m³/min,选取硐室风量,应保证机电硐室温度不超过30℃,其他硐室温度不超过26℃。
用风巷道的需要风量,应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算,采用其最大值。
一、采煤工作面实际需要风量计算
2018年度,本矿有2806采煤工作面、2807采煤工作面(备用)共2个采煤工作面。
1、2806采煤工作面需要风量计算
(1)按气象条件计算
Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl
=60×70%×1.0×(3.5×1.6)×1.0×1.1
=258.7m³/min
式中:
vcf——采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表1中选取,m/s;
Scf——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;
kch——采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;
kcl——采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3;
70%——有效通风断面系数;
60——为单位换算产生的系数。
采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温/℃ | 采煤工作面风速/(m·s-1) |
<20 | 1.0 |
20~23 | 1.0~1.5 |
23~26 | 1.5~1.8 |
kch—采煤工作面采高调整系数
采高/m | <2.0 | 2.0~2.5 | >2.5及放顶煤面 |
系数(kch) | 1.0 | 1.1 | 1.2 |
kcl—采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度/m | 长度风量调整系数(kcl) |
<15 | 0.8 |
15~80 | 0.8~0.9 |
80~120 | 1.0 |
120~150 | 1.1 |
150~180 | 1.2 |
>180 | 1.30~1.40 |
(2)按照瓦斯涌出量计算
Qcf=125×qcg×kcg =125×1.32×2.0=330m³/min
式中:
qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m³/min。抽放矿井的瓦斯涌出量,应扣除瓦斯抽放量进行计算;
kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;
125——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。
(3)按照二氧化碳涌出量计算
Qcf=67×qcc×kcc=67×1.12×2.0=49m³/min
式中:
qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m³/min;
kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
(4)按炸药量计算
Qcf≥10Acf=10×6=60m³/min;
式中:
Acf——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg;
10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m³/min。
(5)按工作人员数量验算
Qcf≥4Ncf =4×30=120m³/min;
式中:
Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数,人;
4——每人每分钟需风量,m³/min。
(6)按风速进行验算
a) 验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb =60×0.25×4.256=63.84m³/min Scb =lcb×hcf×70%=3.8×1.6×70%=4.256㎡
b) 验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs =60×4.0×3.316=752.64m³/min Scs=lcs×hcf×70% =2.8×1.6×70%=3.316㎡
式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;
lcb—采煤工作面最大控顶距, m;
hcf—采煤工作面实际采高, m;
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;
lcs—采煤工作面最小控顶距, m;
0.25—采煤工作面允许的最小风速,m/s;
70%—有效通风断面系数;
4.0—采煤工作面允许的最大风速,m/s;
根据上述计算得知,2806采煤工作面风量取330m³/min可满足需要,但根据工作面瓦斯和尽快排除粉尘等实际需要,风量采用600m³/min比较合理。
2、2807采煤工作面需要风量计算
2807采煤工作面是备用采煤工作面,实际需要风量应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量,且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。
2807采煤工作面计算方法如上,Q=330m³/min,2807采煤工作面风量取360 m³/min。
<!--[if !supportLists]-->3、<!--[endif]-->采煤工作面实际总需风量
∑Q采+∑Q备=600+360=960m³/min。
二、掘进工作面实际需要风量计算
1、2018年度,本矿有M12水仓掘进工作面。
2、M12水仓掘进工作面实际需要风量的计算
(1)按照瓦斯涌出量计算
Qhf=125×qhg×khg=125×0..36×2=90m³/min
式中:
qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,m³/min,抽放矿井的瓦斯涌出量,应扣除瓦斯抽放量进行计算;
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;
125——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。
(2)按照二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qhc×khc=67×0.24×2=33m³/min
式中:
qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m³/min;
khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
(3)按炸药量计算
Qhf≥10Ahf=10×17.8=178m³/min
式中:
Ahf——掘进工作面一次爆破所用二、三级煤矿许用炸药的最大炸药量,kg。
按上述条件计算的最大值,确定局部通风机吸风量。
(4)按局部通风机实际吸风量计算
有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷
Qhf=Qaf×I +60×0.25Shd=550×1+60×0.25×10=700m³/min
式中:
Qaf——局部通风机实际吸风量,m³/min;
I ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
0.15——无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速;
0.25——有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速;
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,m2。
(5)按工作人员数量验算
Qhf≥4Nhf=4×10=40m³/min
式中:
Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数,人。
(6)按风速进行验算
a)验算最小风量
有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷
Qhf≤60×0.25Shf=60×0.25×10=150m³/min
b)验算最大风量
Qhf≤60×4.0Shf=60×4.0×10=2400m³/min
式中:
Shf——掘进工作面巷道的净断面积,m2。
根据上述计算得知,M12水仓掘进工作面风量取178m³/min可满足需要,M12水仓掘进工作面全风压供风量取700m³/min可满足需要,全负压配风量采用700m³/min比较合理。
<!--[if !supportLists]-->4、<!--[endif]-->掘进工作面实际总需风量
∑Q掘=700m³/min。
三、硐室实际需要风量计算
1、各个独立通风硐室的需要风量,应根据不同类型的硐室分别进行计算。
2、硐室需风量计算
(1)中央变电所需要风量计算:
=(3600×1260×0.02)÷(1.2×1.0006×60×6)
=210m³/min
式中:
——机电硐室的需要风量,m³/min;
——机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算),kW;
——机电硐室发热系数,数值见表4;
——空气密度,一般取=1.20kg/m³;
——空气的定压比热,一般可取=1.0006KJ/(kg·K);
——机电硐室的进、回风流的温度差,K。
机电硐室发热系数()表
机电硐室名称 | 发热系数 |
空气压缩机房 | 0.20~0.23 |
水泵房 | 0.01~0.03 |
变电所、绞车房 | 0.02~0.04 |
(2)中央水泵房需要风量计算:
=(3600×185×0.02)÷(1.2×1.0006×60×4)=47m³/min
式中:
——机电硐室的需要风量,m³/min;
——机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算),kW;
——机电硐室发热系数,数值见表4;
——空气密度,一般取=1.20kg/m³;
——空气的定压比热,一般可取=1.0006KJ/(kg·K);
——机电硐室的进、回风流的温度差,K。
机电硐室发热系数()表
机电硐室名称 | 发热系数 |
空气压缩机房 | 0.20~0.23 |
水泵房 | 0.01~0.03 |
变电所、绞车房 | 0.02~0.04 |
(3)一水平绞车房需要风量计算:
=(3600×75×0.03)÷(1.2×1.0006×60×3)=38m³/min
式中:
——机电硐室的需要风量,m³/min;
——机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率(按全年中最大值计算),kW;
——机电硐室发热系数,数值见表4;
——空气密度,一般取=1.20kg/m³;
——空气的定压比热,一般可取=1.0006KJ/(kg·K);
——机电硐室的进、回风流的温度差,K。
机电硐室发热系数()表
机电硐室名称 | 发热系数 |
空气压缩机房 | 0.20~0.23 |
水泵房 | 0.01~0.03 |
变电所、绞车房 | 0.02~0.04 |
(4)其它小型机电硐室
采区绞车房配风60m³/min。
根据以上计算以及机电硐室配风原则,中央变电所取需风量210m³/min,中央水泵房、一水平绞车房、采区绞车房取需风量60m³/min。
3、硐室实际总需风量
∑Q硐=210+60+60+60=390m³/min。
四、其它用风巷道实际需要风量计算
1、其他用风巷道的需要风量,根据风速分别进行计算。
2、其它用风巷道实际需要风量计算
(1)M8+700m联络巷需要风量计算:
Qrc≥60×0.15Src=60×0.15×7.84=71m³/min
(2)2806回风联络巷需要风量计算:
Qrc≥60×0.15Src=60×0.15×6.2=56m³/min
(3)2807回风联络巷需要风量计算:
Qrc≥60×0.15Src=60×0.15×6.2=56 m³/min
(4)+646m联络巷需要风量计算:
Qrc≥60×0.15Src=60×0.15×7.84=71 m³/min
3、其它用风巷道实际总需风量
∑Q其他=71+56+56+71=254m³/min
五、矿井需要风量计算
1、生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作面需要风量,现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
2、矿井需要风量计算
Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其他)·K(m³/min)
=(600+700+390+360+254)×1.15=2304×1.15=2650m³/min
式中:∑Q采 —采煤工作面实际需要风量的总和,m³/min:
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和,m³/min:
∑Q硐—硐室实际需要风量的总和,m³/min;
∑Q备—备用工作面实际需要风量的总和,m³/min:
∑Q其他—矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和,m³/min;
K—矿井通风需风系数(抽出式取1.15~1.20,压入式取1.25~1.30)。
井下各用风地点需风量统计表 | |||
参 数 | 需要风量(m³/min) | 备注 | |
采煤 工作面 | 2806 | 600 |
|
2807 | 360 | 备采面 | |
掘进 工作面 | M12水仓 | 700 |
|
硐室 | 中央变电所 | 210 |
|
中央水泵房 | 60 |
| |
一水平绞车房 | 60 |
| |
绞车硐室 | 60 |
| |
其它 | M8+700m联络巷 | 71 |
|
2806回风联络巷 | 56 |
| |
2807回风联络巷 | 56 |
| |
+646m联络巷 | 71 |
| |
矿井 | 2650 |
|
矿井通风能力核定采用总体预算法计算,实际产量在 30 万吨/年以下的高瓦斯、煤(岩)与瓦斯突出矿井矿井使用如下公式进行计算。
A=330×Q进/(0.0926×104×q相· Σk)=330×3200÷(0.0926×104×13.27×2.21)=38.89(万t/a)
式中:
Q进—矿井总进风量,m³/min;矿井实际进风量必须满足矿井的总需要风量,按核定时矿井总进风量计算;
0.0926—总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数;
q相—矿井瓦斯相对涌出量,m³/t;在通风能力核定时,当矿井有瓦斯抽放时,q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。q相取值不小于10,小于10时按10计算。扣减瓦斯抽放量时应符合以下要求:
(1)与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的抽放量不得扣减(如封闭已开采完的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等)。
(2)未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除。
(3)扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值。
(4)如本年已完成矿井瓦斯等级鉴定的,取本年矿井瓦斯等级鉴定结果;本年未完成矿井瓦斯等级鉴定的,取上年矿井瓦斯等级鉴定结果。
∑k—综合系数;
∑k=k产·k瓦·k备·k漏=1.5×1.2×1.05×1.17=2.21
∑k取值表 |
| |||
K值 | 概念 | 取值范围 | 备注 | 计算值 |
k产 | 矿井产量不均衡系数 | 产量最高月平均日产量 年平均日产量 |
| 1.5 |
k瓦 | 矿井瓦斯涌出 不均衡系数 | 高瓦斯矿井不小于1.2,突出矿井、冲击地压矿井不小于1.3 |
| 1.2 |
k备 | 备用工作面用风系数 | k备=1.0+n备×0.05 | n备-备用回采工作面个数 | 1.05 |
k漏 | 矿井内部漏风 系数 | 矿井总进风量年平均值 矿井有效风量年平均值 |
| 1.17 |
所以矿井通风能力为38.89万吨,按规定取38万吨/年为矿井通风能力。
第四章 矿井通风能力验证
1、验证标准
按照矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证,主要通风机实际运行工况点应处于安全、稳定、可靠、合理的范围内,按照AQ 1011-2005进行测试。
2、验证结论
矿井在回风斜井安装FBCDZ- N019/2×185型防爆轴流式通风机二台,一台工作,一台备用。风量2440-6780m³/min,静压453-3679Pa。电机功率2×185kW。风井通风设施由引风道、安全出口、防爆门等组成。
FBCDZ-N019/2×185 轴流式通风机性能曲性能曲线
FBCDZ-N019/2×185轴流式通风机性能曲线表
通风机性能参数 | 风量 QM(m³/s) | 风压 hM(Pa) | 叶片角度(°) | 效率 η(%) | 电动机输出功率(kW) |
工况点 | 54 | 930 | 42°/30° | 81% | 175.87 |
根据矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证,主要通风机的实际运行工况点均处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。
1、验证标准
利用矿井通风阻力测定的结果对矿井通风网络进行验证,验证通风阻力是否与主要通风机性能相匹配,能否满足安全生产实际需要,MT/T 440-1995进行检测。
2、验证结论
根据2018年6月核定和现场实测数据,矿井需要风量为2650m³/min,实际总进风量为3200m³/min,矿井总回风量3300m³/min,矿井通风阻力为1800Pa。
矿井等积孔计算:A = 1.19Q/h1/2
式中:A —— 矿井等积孔,m2;
Q —— 矿井总回风量,m³/s;
h —— 矿井通风阻力,Pa。
A = 1.19×(3300÷60)÷18001/2 =1.55m2
经上述计算,矿井为通风中等矿井。
矿井总进风量3200m³/min,通风阻力1800pa,等积孔1.55m2。井下各用风地点风流稳定,风量、风速、风阻满足要求,说明矿井通风容易。
采掘工作面通风系统完善、合理,没有不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等地点。矿井通风网络符合《煤矿安全规程》规定,通风网络能力能够满足生产安全的要求。
矿井风量、通风阻力合理匹配表
主要通风机作风量 (m³/min) | ≤1000 | 1000-2000 | 2000-3000 | 3000-5000 | 5000-10000 | >10000 |
通风阻力 (Pa) | ≤500 | ≤1000 | ≤1500 | ≤2000 | ≤2500 | ≤3000 |
1、验证标准
采用矿井有效风量验证用风地点的供风能力,核查矿井内各用风地点的有效风量是否满足需要风量,井巷中风流速度、温度应符合《煤矿安全规程》规定。
2、验证结论
各用风地点的有效风量验证按照风量、温度、风速分别进行验证,经验证该矿井现用风地点的实际配风风量、温度、风速均满足要求。
井下各用风地点需风量统计表 | |||||||
参 数 | 风量验证(m³/min) | 风速验证(m/s) | 温度验证(℃) | ||||
需要风量 | 实际风量 | 标准 | 实际风速 | 标准 | 实际温度 | ||
采煤 工作面 | 2806 | 600 | 660 | 0.25~4.0 | 1.83 | <26 | 18 |
2807 | 360 | 600 | 0.25~4.0 | 1.67 | <26 | 18 | |
掘进 工作面 | M12水仓 | 700 | 900 | ≤8 | 1.5 | <26 | 19 |
硐室 | 中央变电所 | 210 | 240 | 0.15~4.0 | 0.33 | <30 | 25 |
中央水泵房 | 60 | 85 | 0.15~4.0 | 0.18 | <30 | 20 | |
一水平绞车房 | 60 | 80 | 0.15~4.0 | 0.17 | <30 | 21 | |
绞车硐室 | 60 | 75 | 0.15~4.0 | 0.18 | <30 | 22 | |
其它 | M8+700m联络巷 | 71 | 80 | 0.15~4.0 | 0.22 | <26 | 17 |
2806回风联络巷 | 56 | 73 | 0.15~4.0 | 0.20 | <26 | 17 | |
2807回风联络巷 | 56 | 73 | 0.15~4.0 | 0.20 | <26 | 17 | |
+646m联络巷 | 71 | 80 | 0.15~4.0 | 0.22 | <26 | 18 | |
矿井 | 2650 | 2946 |
| 符合要求 | <26 | 16 |
1、验证标准
利用瓦斯鉴定结果以及矿井瓦斯安全监测仪器仪表检测的结果,验证矿井通风稀释排放瓦斯的能力,各地点瓦斯浓度应符合《煤矿安全规程》的有关规定。
2、验证结论
矿井相对瓦斯涌出量为13.27m³/t,当河边煤矿年产39万t时,矿井绝对瓦斯涌出量为q=13.27×390000÷330÷1440=10.89m³/min,则此时矿井瓦斯浓度为Q=10.89/3300=0.33%,符合《煤矿安全规程》要求。
另外从矿井瓦斯监测系统监测数据和矿井实际瓦斯检查结果看,正常供风的情况下,矿井各用风地点没有出现瓦斯超限现象。
第五章 矿井通风能力确定
按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力,凡不符合《煤矿安全规程》有关规定的,以及有下列情况的,应从矿井通风能力中扣除相应部分的产量,扣除后的通风能力为最终矿井核定通风能力。
1、通风系统不合理、瓦斯超限的区域,应从矿井通风能力中扣除此区域的产量。
2、高瓦斯矿井、突出矿井没有专用回风巷的采区,没有形成全风压通风系统、没有独立完整通风系统的采区,应从矿井通风能力中扣除此采区的产量。
3、供风量不足的采掘工作面,核定时应减少此采掘工作面,使其他用风地点满足要求,计算时应从矿井通风能力中扣除此采掘工作面的产量。
4、存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点,应从矿井通风能力中扣除相应采掘工作面的产量。
(一)按照最终矿井通风能力的确定条件,逐项进行了调查分析和对照:
1、矿井通风系统合理,无瓦斯超限区域和现象。
2、矿井为高瓦斯矿井,采区形成了独立完整的通风系统、采掘工作面等各个用风地点均形成了全风压通风系统。
3、矿井采掘工作面和各用风地点供风量均充足、满足要求。
4、矿井不存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点。
(二)最终矿井通风能力计算
A=Apc-Adc =38-0=38万t/a
式中:
A—矿井最终通风能力,万t/a;
Apc-计算的矿井通风能力,万t/a;
Adc—扣除区域的年产量,万t/a。
(三)最终矿井通风能力
河边煤矿最终矿井通风能力为38万t/a。
第六章 问题与建议
1、矿井主通风机实际运行工况点处于安全、稳定、合理、可靠的范围之内,通风动力与主要通风机性能相匹配,基本能满足安全生产实际需要。
2、采掘工作面实现了分区、独立通风,无不符合规定的串联通风、扩散通风和采空区通风。
3、矿井、采掘工作面、其它各用风地点通风能力满足稀释排放瓦斯、风速、温度的安全需要。
1、矿井生产随着采场调整和需要风量的增加,在依靠调整矿井通风系统的同时,必须加强对矿井总回风巷、采区回风巷和工作面回风巷维修以保证足够的回风断面。
2、主要通风机必须经具备资质的检测检验机构性能测试。
3、通风安全监测监控系统必须按要求及时升级改造。
4、矿井各用风点必须加强风量管理和调整,以保证各用风地点的有效风量。
5、必须加强通风设施的检查和管理,保证设施质量,尽可能的减少漏风。
6、需要加强采掘布置和通风系统设计,杜绝不符合规定的串联通风、扩散通风、采空区通风和风量不足现象。
附表
金沙县长坝乡河边煤矿矿井通风能力核定表
项 目 | 单 位 |
| 备注 | |
通矿井通风现状主要技术特征 | 1 | 2 | 3 | 4 |
矿井通风方式 |
| 中央并列式 |
| |
矿井总进风量 Q | m³/min | 3200 |
| |
矿井总回风量 | m³/min | 3300 |
| |
矿井总有效风量 | m³/min | 2946 |
| |
矿井实际需要风量 | m³/min | 2650 |
| |
矿井上年实际平均日产量 | 吨/天 | 420 |
| |
矿井上年平均采吨煤实际需要风量 | m³/min | 10.2 |
| |
矿井等积孔 | m2 | 1.55 |
| |
矿井瓦斯等级 |
| 高瓦斯矿井 |
| |
矿井瓦斯相对涌出量 | m³/t | 13.27 |
| |
矿井漏风系数 | % | 1.19 |
| |
主要通风机详细型号 |
| FBCDZ№19/2×185 |
| |
主要通风机出厂日期及产家 |
| 2010年9月26日 山西安鑫风机制造有限公司 |
| |
主要通风机电机出厂日期及厂家 |
| 2010年9月26日 山西安鑫风机制造有限公司 |
| |
电机型号及功率 |
| YBFh 2×185kw |
| |
核核定采用系数 | 矿井总进风量Q | m³/min | 3200 |
|
平均日产吨煤瓦斯涌出量q | m³/t | 13.27 |
| |
矿井通风系数K | % | 1.2 |
| |
| 本次核定通风能力 P | 万t/a | 39 |
|