上良煤矿矿井通风系统改造方案浅析.doc

上良煤矿矿井通风系统改造方案浅析 刘文锋反坡煤业有限责任公司 摘要上良煤矿通过改扩建,生产能力提升,矿井向深处延伸,煤层瓦斯含量增加。新掘了回风立井,并对通风系统进行了改造。 关键词通风系统改造 上良煤矿年核定生产能力60万t/a。目前,矿井布置有东翼22、西翼33两个采区,两个采区内分别布置有一采两掘工作面。 1矿井通风系统概述 1.1矿井通风为中央并列式,主斜井、副立井和回风斜井均布置于井田南翼工业广场内。 1.2矿井采用抽出式通风,综采面采用U型上行通风,综掘工作面采用局部压入式通风。每个综采面为一个独立采区,实行分区通风;掘进面实行独立回风;主要机电峒室实行独立回风。 1.3主扇风机及附属装置矿井使用两台FBCDZN019型对旋轴流风机,一台使用,一台备用。矿井主要通风参数见表1。 2系统改造方案 为实现采区回风采用专用回风巷,新掘了回风立井,对通风系统进行改造,达到通风系统简单实用;通风设施安全可靠;风流导向稳定;矿井通风阻力最小,且分布合理;具备抗灾能力强。 改造后的系统 2.1通风系统改造后,井田北翼新增回风立井,原井田南翼回风立井改为进风井,即井田南翼工业广场内3个井筒进风,井田北翼回风立井回风,矿井通风方式为中央分列式。 2.2主要风机的工作方法为对旋轴流风机抽出式。 2.3通风机主要参数见表2。 表2通风机主要参数表 2.4通风系统主要改造工程①新掘回风立井断面积2 3.74 m2,井深465m;②新安装扇风机两台;③新安装无压隔绝风门4组; ④新掘主要回风巷道900m;⑤扩大原进、回风巷道断面积300m。 2.5改造后的通风系统见下图。 3矿井总风量计算和风量分配 3.1风量计算矿井的总需风量,按采、掘、硐及其它需风地点实际需要风量的总和计算,即 Q矿ΣQ采ΣQ掘ΣQ硐ΣQ其它K矿通 式中 ΣQ采─采面和备面所需风量之和,m3/min; ΣQ掘─掘面所需风量之和,m3/min; ΣQ硐─硐室所需风量之和,m3/min; ΣQ其它─其它用风地点所需风量之和,m3/min; K矿通─矿井通风系数,取1.2抽出式。 为此,采面需风量取1200m3/min;掘进面需风量取1200 m3/min;机电硐室需风量取375m3/min;其它需风量取672m3/min。 4风量分配 4.1采面风量分配正常生产时,矿井东、西各配备一个生产面和备用面。则 ΣQ采2120021200503600m3/min。 4.2掘进工作面风量分配正常掘进按照4个掘进面进行配风。其中,两个掘进工作面使用215kW局扇,两个掘进工作面使用230kW局扇,则 ΣQ掘240026001.22400m3/min。 4.3硐室风量分配ΣQ硐375m3/min。 4.4其它地点风量分配ΣQ其它672m3/min。 4.5矿井总需风量为 Q矿ΣQ采ΣQ掘ΣQ硐ΣQ其它1.2 360024003756721.2 8456m3/min 5计算矿井通风总阻力 从改造后的矿井通风系统分析,井田南翼有3条进风井巷,即主斜井、副立井和进风斜井原回风斜井,33运输下山、23运输下山和22运输下山构成并联风路的33回风下山和22回风下山组成井田东翼和西翼的回风巷道。 计算矿井通风总阻力,先分别计算东、西两翼的通风阻力,后通过并联网路公式计算矿井通风总阻力。从东、西两翼系统中各选取一条通风路线最长的回路作为阻力累计计算基础,真实反映出系统的阻力分布。 分别计算回路中每个节点之间的摩擦和局部阻力,再进行叠加,则为一翼的通风阻力。矿井通风阻力则等于分支阻力,且取大值。考虑到局部通风阻力计算比较麻烦,且其数值也只占总体通风阻力的5左右,95左右为摩擦沿程阻力。因此,对局部通风阻力不做详细计算,只在计算矿井总阻力时,考虑加上总阻力的5。 摩擦阻力公式h摩αLU Q2/S32208Pa 在并联通风网络中,矿井通风总阻力等于并联风路任一分支阻力,取大值东翼分支,矿井通风摩擦阻力为2208Pa,加上5的局部通风阻力,则 矿井通风总阻力为2208220852318Pa。 矿井通风总风阻 R矿0.189kg/m7,取0.19 6矿井等积孔计算 A矿1.19/R矿1/21.19/0.191/22.73m2 7矿井有效风量率概算 矿井总风量中东翼为46m3/s;西翼58m3/s,计104m3/s。 矿井有效风量采煤为40m3/s;掘进33.4m3/s;硐室6.25m3/s;其它9m3/s,计88.65m3/s。则有效风量率为88.65/104100 85.24。 8通风系统生产能力核定 A330Q进/0.0926104q相Σk万t/a 式中Q进─矿井总进风量8456m3/min; 0.0926─总回风巷按瓦斯浓度不超0.75时的常数; q相─矿井瓦斯相对涌出量,取19.26m3/t; Σk─综合系数,Σkk产k瓦k备k漏,其中 k产─矿井产量不均衡系数,取1.2; k瓦─矿井瓦斯涌出不均衡系数,取1.2; 矿山天地 型号数量风量风压电机功率 FBCDZN026 2台 540012000m3/min 10603900Pa YBF630-8 2355kW 矿井总进风量 矿井总回风量 矿井有效风量率 矿井主扇负压 矿井通风等积孔矿井通风巷道总长度矿井外部漏风率 矿井总进风量40004300m3/min 41004400m3/min 8590 28502900Pa 1.6m2 9km 1.1 表1矿井主要通风参数209 煤的全硫测定中的节能和降耗 赵彩颖唐山开滦林西矿业有限公司摘要试验中,库仑定硫仪耗电量大,且大量消耗作催化剂用的三氧化 钨。本文对化验室现用的库仑定硫仪做了废三氧化钨的回收再利用和采取降 低管式炉电力消耗的节能措施,收到很好效果。 关键词煤的全硫测定节能和降耗 1库仑法测全硫的的工作原理 煤样在1150℃高温的管式炉中,在三氧化钨催化作用下,于空气 流中燃烧分解为二氧化硫和少量的三氧化硫,并在电解池内与水化合 生成亚硫酸与少量硫酸,以电解碘化钾溴化钾溶液生成的碘称电 生碘来氧化滴定亚硫酸;并根据电解所消耗的电量计算煤中全硫量。 2废三氧化钨的回收再利用 三氧化钨在煤的全硫测定中只是一种催化剂,其作用是降低硫 酸盐的分解温度,不参加化学反应,故有回收可能。 2.1三氧化钨的回收方法将库仑定硫仪测硫后燃烧舟中三氧化钨等残留物收集在一起,用160目的筛子过筛。筛上物弃掉,将筛下物留下,并在马弗炉中灼烧1h,取出冷却至室温,装入带密封盖的玻璃瓶中待用。 2.2灼烧后的与未经灼烧三氧化钨的空白实验比对将灼烧后的三氧化钨和未经灼烧的三氧化钨按GB/T214-2007煤中全硫的测定方法的操作程序进行空白实验。 2.2.1对未经马弗炉灼烧过的废三氧化钨,测其空白值6次,分别为0.04,0.04、0.07、0.05、0.09、0.06,平均值为0.057,极差为0.05。虽没有超出误差范围,但其离散度大。 2.2.2对经马弗炉灼烧过的废三氧化钨,测其空白值6次,分别为0.02、0.02、0.02、0.02、0.01、0.01,平均为0.017,极差为0.01,没有超出误差范围,其离散度小。 2.3未灼烧的废三氧化钨与新购三氧化钨的实验比对将未灼烧的废三氧化钨和新购三氧化钨分别作催化剂,选用标准煤样进行测试,其全硫数据如表1。 从以上数据可知 2.3.1用未经灼烧的废三氧化钨和新购三氧化钨作催化剂,标准煤样测值的误差都在允许范围内;但用未经灼烧的废三氧化钨作催化剂时,测值出现系统偏高。 2.3.2出现系统偏高的原因可能是废三氧化钨中可能含有未彻底分解的形态硫或操作者不慎将报废煤样混入其中。 2.3.3回收的三氧化钨必须经灼烧,使其空白值降低,并处在误差范围之内,否则结果会偏高。 2.4灼烧后的废三氧化钨和新购三氧化钨的实验比对 将灼烧后的废三氧化钨和新购三氧化钨分别作为催化剂,选用标准煤样行测试,其全硫数据对比如表2 从以上数据可知 2.4.1用灼烧后的废三氧化钨和新购三氧化钨,选用3个标准煤样的标准值为高、中、低,其测试结果都在各自的误差范围内。 2.4.2对同一标准煤样的测值没出现系统偏差。 2.4.3用回收的三氧化钨与用新购三氧化钨进行全硫测定,结果无显著性差异,可以使用。 2.5废三氧化钨的回收再利用的实验结论 2.5.1用回收的灼烧过的三氧化钨与用新购三氧化钨进行煤中全硫测定无显著性差异,完全可以保证测定结果的准确性。 2.5.2回收三氧化钨可以节省材料并产生明显经济效益。可以将废三氧化钨的50左右回收再用。按我矿当前的工作量一瓶500克的三氧化钨大约用两个月,回收一次可以再用3个月,回收2次可用三个半月。那么一年可减少约一半的三氧化钨投入费用,折合人民币600多元。 3降低管式炉的电力消耗 以本单位现采用的SDSM-Ⅳ库仑定硫仪为对象分析了自动定硫仪的主要电力消耗状况,并制定了自动定硫仪的节电措施。 3.1自动量热仪的管式炉为主要耗能部件管式炉是自动定硫仪的加热部件,为煤样提供高温燃烧环境。管式炉一般采用双螺旋硅碳管为发热元件,硅碳管的里面是异径燃烧管,外面是硅酸铝棉做保温材料。从目前情况看,采用的隔热材料的隔热性能再好,也难以达到不散热。目前管式炉平均功率约为2kW,是自动定硫仪的主要耗能部件。 3.2采取的节电措施 3.2.1集中测定,缩短自动定硫仪的运行时间。用自动定硫仪一个样品的测定时间通常为5min,速度较快。因此,在满足工艺和用户要求情况下,采取相对集中的测定方法,即将多批煤样集中后,再开机测定,缩短自动定硫仪的运行时间。 3.2.2调整程序,降低自动定硫仪的待机能耗。针对本单位的生产情况,需要把自动定硫仪常时开机,以备随时送来的煤样,定硫仪待机时间比工作时间长。为此,我们对生产商提出建议,对定硫仪的测硫控制软件做了如下调整首先,设定第一待机时间,超过该时间后,管式炉的温度自动下降到800℃,控制系统把炉温维持在800℃。使用时,在2min内可恢复到1150℃,可以显著减少热量散失。其次,设定第2待机时间,超过该时间后,则继续把炉温由800℃降至500℃。同时,切断电解电源和电磁搅拌,进一步降低电力消耗。 实际生产中应用后,与前6个月的月均用电量比较,每月可节约用电300多度,产生了明显的经济效益。 4结论 实践证明,以上的节能措施切实可行,而且操作简单,不会增加过多工作量,不影响正常工作,值得推广应用。 参考文献 [1]李英华.煤质分析应用技术指南[M].北京中国标准出版社,1999. [2]段云龙.煤炭实验方法标准及其说明[M].北京中国标准出版社,2004.样号 GBW11107j GBW11112d GBW11113c 灼烧后 废三氧化钨 0.86 0.89 0.88 2.28 2.25 2.25 3.10 3.07 3.12 新购三氧化钨 0.90 0.87 0.89 2.25 2.27 2.22 3.15 3.10 3.10 极差 -0.04 0.02 -0.01 0.03 -0.02 0.03 -0.04 -0.03 0.02 标准值及不确定度 0.880.03 0.880.03 0.880.03 2.260.07 2.260.07 2.260.07 3.110.07 3.110.07 3.110.07 表2 样号 GBW11107j GBW11112d GBW11113c 未经灼烧 废三氧化钨 0.94 0.92 0.93 2.32 2.35 2.29 3.18 3.15 3.17 新购三氧化钨 0.90 0.87 0.89 2.25 2.27 2.24 3.09 3.10 3.11 极差 0.04 0.05 0.04 0.07 0.08 0.05 0.09 0.05 0.06 标准值及不确定度 0.880.03 0.880.03 0.880.03 2.260.07 2.260.07 2.260.07 3.110.07 3.110.07 3.110.07 表1 矿山天地 k备─备用工作面用风系数,取1.1; k漏─矿井内部漏风系数,取1.11。则Σk1.21.21.11.111.76 A3308456/0.092610419.261.7688.9万t/a 通过通风系统调整,矿井总进风量调整为8456m3/min,通风生产能力增加至88.9万t/a。达到了矿井通风系统调整目的。 上接第209页 210