1原矿井通风能力核定公式存在的问题(对于低瓦斯矿井) 原公式P=(Q×350)÷(q×K×104)万t/a 式中P——通风能力,万t/a; Q——矿井总进风量(通常取上年底的数据),m3/min。 q——矿井日产吨煤的需要风量(通常用上年度的矿井平均需风量除以上年度的矿井平均日产量),m3/t; K——矿井通风系数,~;~。 原公式存在的问题: (1)该公式未考虑矿井通风系统的实际通风能力。公式中的“Q”为上年底矿井实际总进风量。未考虑矿井主要通风机的工况调整的因素,即:主要通风机的富裕能力及矿井通风网络的最大通过能力。 (2)该公式不应再取“矿井通风系数”。在计算矿井需要风量时,已考虑了“矿井通风系数”,该公式重复取“矿井通风系数”,导致计算结果偏小。 2修改意见 将公式修改为P=(Q×350)÷(q×104),万t/a 式中Q——矿井通风网络的实测最大通风量。即根据当前的矿井通风网络,在矿井主要通风巷道风速满足《煤矿安全规程》的规定的条件下,调整主要通风机工况,实测主要通风机的能提供给网路最大风量,m3/min; q——矿井平均日产吨煤的需要风量,m3t。 3计算实例 某煤矿主采煤层为石炭二迭系3(3上、3下)层煤,煤层自然发火倾向性为易自燃煤层。煤尘具有爆炸性,%~%。,,为低瓦斯矿井。矿井通风方式为两翼对角抽出式通风,由副进进风,南、北风进回风。南、北风井各安装2台G4-73-11No28型离心式风机,1台工作,1台备用,电动机额定功率为630Kw,额定转速589r/min,前导器为0~9孔。2003年12月矿井的总进风量为13675m3/min,,%,。北风井主要通风机前导器为6孔,;南风井主要通风机前导器为7孔,。通风机处于安全、稳定、合理、经济状态下运行,矿井反风设施齐全、可靠。 2003年矿井平均需风量13521m3/min,年产原煤726万t,。 P=(Q×350)÷(q×K×104),万t/a 式中Q=13675m3/min; q=13521/(×104)=; 。 则:P=(13675×305)÷(××104)=640万t/a 为核定的目前通风网络下矿井最大通风能力,编制了《矿井最大通风能力测试方案》,于2003年11月对南风井主要通风机前导器从7孔调到9孔状态下进行测试,北风井主要通风机前导器从6孔调到9孔状态下进行测试,实测数据见表1、表2。从实测数据可以看出: 南风井主要通风机前导器处于9孔位置时南翼总进风量Q1=9652m3/min; 北风井主要通风机前导器处于9孔位置时北翼总进风量Q2=9088m3/min。 矿井主要通风机前导器处于最大位置9孔状态下运行,从2002年、2003年主要风机性能测定“通风机性能曲线”可以看出:每个实际工况点,都位于通风机特性曲线驼峰点的右侧、单调下降的直线段上,说明主要通风机处于安全运行状态;风机效率都大于60%,工作风压小于最高风压的90%,通风网络无风速超限地点,因此矿井最大进风量为:Qmax=18740m3/min。 P=(Q×350)÷(q×104) =(18740×350)÷(×104) =1009万t/a 即:井最大通风能力为1009万t/a。 4结论及意见 (1)原计算公式结果偏小。按照原煤炭部的计算公式,Q(矿井总进风量)取的是上年底的数据,未考虑矿井主要通风机的工况调整的因素,即:主要通风机的富裕能力,以及矿井通风网络的最大通过能力,使得结果严重偏小。另外由于重复计算K(矿井通风系数),使得计算结果比矿井当年的通风能力还要小。2003年矿井实际产煤726万t,井下各用风地点风量都能满足《煤矿安全规程》及《矿井风量计算细则》要求(矿井需风量为13521m3/min),即使矿井通风系统能力已达到极限,矿井通风能力应该是726万t/a,而不应是640万t/a。按原公式,假设Q(矿井总进风量)与矿井需要风量一致,则上述公式则可以简化为: P=(Q×305)÷(q×K×104)
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