大型地下洞室施工期间排烟数值分析及需风量计算方法研究

对大断面洞室在爆破后工作面烟气快速达标的影响因素进行了事故树分析,基于分析的要素运用Fluent仿真模拟软件对其开挖爆破后的通风排烟进行了仿真模拟。通过改变风筒的风量值,对不同断面的洞室进行了数值模拟试验。结果表明:大断面洞室烟气稀释时,不同的风筒送风量导致排烟时间不同,但总需风量体积基本保持定值;对总需风量体积影响较大的因素是洞室的全断面;洞室内距掌子面200 m左右范围内风速方向、大小不断变化,形成涡流。将数值试验结果与已有的矿用风量计算公式进行对比分析,并对其进行修正,得出大断面洞室在爆破开挖时,稀释烟气所需总风量计算公式,该公式适用于断面在200~600 m2的大型地下洞室爆破后排烟需风量的计算。     

巷道型采场排烟风量的研究

风量是计算通风阻力和选择扇风机的基本参数。国家科委和冶金部将正确计算工作面风量的研究并提出适合于我国金属矿山特点的风量计算参数和公式纳入了科研规划。根据分工,我们对“有贯穿风流的巷道型采场排烟风量”进行了研究。通过近两年来的实验研究,我们对排烟规律及影响排烟风量的主要参数有一些新的认识,,并总结出了风量计算的公式。由于水平有限,难免有错     

热负压影响下独头巷道抽出式通风的排烟规律和风量计算的研究

实测结果分析和理论分析表明,热负压影响下独头巷道抽出式通风工作面炮烟浓度按指数函数规律衰减。热负压增大,炮烟浓度衰减加快。用本文推导的风量计算公式计算,结果与实测有较好的一致性。本文的结论对无热负压影响的抽出式通风过程也适用。     

独头巷道爆破后氡及炮烟的运移规律

为有效指导铀矿井下独头巷道掘进面爆破后通风排氡与排炮烟的设计与管理,基于质量守恒定律和置换通风理论,建立独头巷道内抛掷空间和风流末端氡及炮烟浓度随通风时间变化的计算模型。分析岩石铀品位、通风风量、岩壁氡析出率和巷道长度对氡浓度的影响,以及通风风量对炮烟浓度的影响。利用所建模型,分别提出满足氡浓度和CO浓度限值条件下,独头巷道排氡与排炮烟的理论最短通风时间的计算方法。结果表明:在相同参数条件下,由最短通风时间计算方法得到的排炮烟与排氡时间有差异,建议巷道爆破后的最短通风时间取二者中较大值。     

巷道型采场爆破后通风风量计算方法探讨

本文在前人研究的基础上,对卷道型采场爆破后所需风量,依据紊流变形现象及交换倍数的概念,进行了推导与解析。还对采场下风侧存在通风巷道的全巷道通风风量计算,进行了更全面的研究。推荐使用不同的公式计算上述两种情况的通风风量。     

基于通风系统运行参数监测技术的需风量动态核算研究

以大冶铁矿深部通风系统的需风量动态核算评估体系为研究对象,基于监测系统运行参数和人员定位信息,建立了区域需风量动态核算体系。根据生产作业计划和作业人数计算回采工作面的需风量,并考虑排除炮烟和排尘的需风量。同时,根据有毒有害气体浓度修正需风量,确保作业区域内有毒有害气体不超标。研究结果为精准管理和调节井下通风系统提供了数据支持。     

爆破安全向答(十三)

118.如何确定爆破地震安全距离?答:确定爆破地震安全距离,首先要知道被保护对象的允许振动速度,然后根据下式计算安全距离。R=(?) (49)式中 R—爆破地震安全距离,m;Q—炸药量,齐发爆破为总药量,毫秒爆破或秒差爆破为最大一段的药量,kg;V—被保护对象的允许振动速度,     

独头巷道压出式通风风量计算

独头巷道通风方式通常分为压入式、抽出式和混合式。对于抽出式通风,当采用刚性风筒通风时,风机可布置于坑口,经风筒将工作面污风抽出巷外;而采用柔性风筒通风时,由于柔性风筒不能承受负压,因此只能将风机布置于巷内离工作面一定距离处,将工作面污风经风筒压出巷外,这种布置方式本文称为压出式通风。 目前压出式通风还没有相应的风量计算方法,实际设计中是直接套用抽出式风量公式来计算的,往往引起较大的误差。实际上,压出式通风和抽出式通风的过程虽然有相同之处,但还是存在较大的差别。从工作面排污过程来看,两者都是依靠吸口的抽吸作用排出工作面的污风,这是它们的相同之     

采煤工作面漏风通道参数研究与应用

采煤工作面漏风会导致采空区缓慢自燃氧化以及有毒有害气体涌入工作面,造成采空区自然发火及工作面工作人员中毒窒息的可能性.工作面不同进风风量下工作面漏风情况会不同.为了具体研究工作面不同进风风量下的漏风情况,测定了元堡煤矿1901工作面停采期间各漏风通道的漏风量,建立了工作面漏风通道网络模型;根据风网解算原理及风阻计算公式计算出各分支风阻及风量值;利用风网解算软件计算出不同风量下工作面漏风通道的风量值.结果发现:元堡煤矿1901工作面风量在500 - 1500m3/min范围内变化时各漏风通道风量占工作面总进风量的比重几乎不变;采空区两巷由于已经打好密闭,漏风较小;工作面中部由于老顶来压漏风量较大,是堵漏风重点.     

爆破后排烟通风

因为在炮烟中含有CO、NO、NO_2等有害气体,所以爆破后必须对工作面进行充分的通风,并确认巷道中有害气体的含量达到允许浓度以下时,才能开始作业。排出炮烟所必需的通风量应根据炮烟生成量、有毒气体浓度、允许浓度以及避炮时间而定。一、炮烟 (一)炮烟中有毒气体量爆破后所生成的有毒气体量,因炸药的种类、装药量、起爆方法、岩石性质及其周围条件的不同而异。见表1。表2是各种配     

预防我矿井下炮烟中毒事故的几项措施

据不完全统计,我矿1965～1991年间,井下爆破事故造成的工伤人数共63人,其中炮烟中毒造成的工伤人数48人,占爆破事故总工伤人数的76.2％。炮烟中毒事故产生的主要原因是:通风网络混乱或未按规定时间放炮,致使炮烟进入其他工作面;未开风机或风机损坏无法运转;抢救炮烟中毒者时抢救者自我防范措施不当。因炮烟中毒致伤的48人中,由于炮烟进入其他工作面造成伤害的37人,占炮烟中毒总人数的77.1％;未开风机造成伤害的8人,占16.7%;在抢救人员时自我防范不当造成的3人,占6.2％。根据以上分析,针对我矿的具体情况,我们采取了以下措施: (1)规定放炮时间集中放炮。我们从80年代开始规定放炮时间(每班的班中、班末各一次,每次一小时),要求爆破作业人员严格按规定时间放炮,其他作业人员必须     

灰色关联分析在降低爆破地震效应中的应用

灰色关联分析方法可对各影响因素重要程度进行量化比较,为降低爆破地震效应提供依据.首先对灰色关联分析的原理和灰色关联矩阵的计算进行分析,然后以岩体完整性系数为标准,将爆破地震波传播途径的地质条件进行量化并分为5类,以距离、总药量、单段最大药量、段数、微差延时、爆破方向、高程差、地质条件为相关因素变量,以峰值振速、主振频率、持续时间为系统特征变量,并从爆破试验结果中选取9组数据作为分析样本进行灰色关联矩阵计算.结果表明, 影响爆破地震效应因素的主次顺序为距离、单段最大药量、总药量、微差延时、爆破方向、高程差、段数、地质条件,距离和单段最大药量起决定性作用.依据研究结果提出了降低单段最大药量、选择合适微差延时、调整爆破方向和改变地质条件4项降低峰值振速的措施.在爆破验证试验中采取了降低单段最大药量,调整爆破方向和改变地质条件3项措施.测试结果表明, 采取措施后监测点A点和B点的峰值振速分别降低了12.16%和15.15%,主振频率和持续时间略微减小,降振措施是有效的.     

综放面风量调节范围与安全评价的数值模拟分析

结合实际算例 ,用迎风有限元方法 ,从理论上得出了采空区瓦斯绝对涌出量与工作面风量呈指数关系 ,采空区氧化带宽度与工作面风量呈负指数关系。按排放瓦斯要求和工作面生产的供风要求 ,确定风量下限 ,从防止采空区自然发火的角度 ,确定风量的上限 ,由此 ,得出合理的风量范围。引入了范围极差的概念 ,当风量极差越大 ,安全情况越好 ,反之 ,采空区的自然发火与瓦斯涌出二者是不可调和的 ,必须采取防治措施来提高风量极差值。     

井下大爆破直通巷道冲击波超压的预测研究

为减小爆破冲击波对井下人员和设备的影响,利用NUBOX-9012爆破冲击波智能监测仪及配套的冲击波传感器监测爆炸冲击波现场,并运用有限元软件ANSYS/LS-DYNA模拟爆破冲击波在直通巷道内的衰减过程,提取数值计算的结果,经数据拟合得到一端开口的直通巷道冲击波超压预测公式中的未知系数b1、b2和b3,将直通巷道内不同药量、不同距离处的原始数据代入冲击波超压预测公式得到巷道超压峰值,并与实测值对比。结果表明:预测误差在合理范围内,该冲击波超压峰值预测公式适用于预测井下直通巷道的冲击波超压峰值。     

基于回归分析的隧道爆破振动传播规律研究

为控制隧道爆破振动效应产生的危害,采用回归分析法对爆破振动的传播规律进行研究。首先采用一元线性回归与二元线性回归对爆破振动实测数据进行分析,确定不同影响因素下萨氏公式的相关参数,进而研究隧道爆破振动的传播规律,然后计算不同爆心距对应的爆破最大段药量,最后通过爆破振速峰值分析来判断隧道爆破的安全程度。研究结果表明,该隧道爆破振动危害在控制范围之内,不会对地表建筑物造成影响。     

隧道爆破振动影响因素的灰色关联分析

为优化隧道爆破方案,降低爆破振动危害,采用灰色关联分析法(GRA)对爆破振动的影响因素进行分析。首先确定振动速度、主振频率和振动持续时间作为系统特征变量,确定总药量、最大段药量、掏槽孔最大段药量、雷管段数、爆心距、最小延期间隔时间、临空面数等作为相关因素变量;再结合厦门某隧道爆破实测数据,进行灰色关联计算;然后对计算结果进行排序和优势分析,得到爆破振动影响因素的主次顺序,其中准优因素为爆心距,可控准优因素为雷管段数和掏槽眼最大段药量;最后对隧道爆破参数进行优化,测点爆破振速由1.2 cm/s减小到0.74 cm/s,降振率达38.3%。结果表明,采用GRA确定爆破振动主要影响因素,为有效控制爆破振动提供理论依据。     

煤矿超深孔大药量爆破震动安全性研究

为控制煤矿井下超深孔大药量爆破震动对巷道及支护结构造成危害,通过现场爆破震动监测分析,获得了煤矿井下综采遇硬岩超深孔大药量松动爆破地震波的衰减规律.采用HHT方法对震动信号进行分解,研究信号的频谱特性和能量分布.结果表明,超深孔松动爆破震动的持续时间为150 ms左右,震动速度三方向分量中测点与爆源连线的径向分量最大,能量主要集中在100 Hz以内的低频区,随频率分布可分成若干个“子频带”,峰值出现在频率17.75 Hz,存在爆破震动对支护结构和工作面造成危害的可能.根据衰减规律,反算出该场地超深孔爆破的单段最大药量;分析了爆破时出现巷帮岩石崩落和飞石的原因,提出施工时应控制单段最大药量和加强爆破炮孔周围防护,保证了施工安全.     

爆破安全法规标准讲析——第二讲 大爆破安全规程(一)

1 制定大爆破安全规程的必要性 建国后,大爆破技术在我国迅速发展,在采矿、水电、交通、铁道等行业被广泛应用。1956年,在西北地区成功地进行了我国第一次药量为万吨级的露天剥离大爆破。1971年,在西南地区成功地进行了总装药量为10162.22t的露天大爆破,爆破方量为114×10~7m~3。近40年,我国成功地进行了60余次定向爆破筑坝。1960年,广东南水水电站定向爆破筑坝,总装药量1394t,上坝方量105     

关于井下大爆破的安全问题

我矿主要用水平扇形深孔留矿法采矿。投产10来,进行了80余次深孔大爆破,采矿量210余万吨。大爆破药量一般为10～20吨,40吨以上的大爆破有两次。在历次大爆破作业过程中,从未发生过人身事故,轻微伤事故也未发生。使我们初步摸索到井下大爆破工作的一些规律,积累了一些技术数据,逐步掌握了大爆破必需采取的安全措施。特别是最近(1976年12月25日)一次药量为40吨的大爆破,我们吸取兄弟矿山的经     

天池矿102综放孤岛工作面控制风量防灭火技术研究

为了防治天池煤矿15#煤层102综放孤岛工作面采空区煤炭自然发火,对工作面实际供风量40.0 m3/s时进行了现场监测,并基于采空区自燃"三带"划分标准和数值模拟的方法,采用流体力学COMSOL计算软件,研究了工作面不同进风量时采空区氧化升温带的变化规律,确定了氧化升温带的范围,并得到了工作面供风量与氧化升温带宽度的拟合曲线。研究结果表明,"U+I"型102工作面采空区自然发火主要是由采空区漏风引起的;氧化升温带宽度随着工作面供风量的增加而增加;现场监测与数值模拟的采空区"三带"变化规律吻合较好;当工作面供风量为40.0m3/s时,既能有效抽排瓦斯,又能有效预防采空区煤炭自然发火。在102综放孤岛工作面的现场实践表明,运用控制风量防灭火技术防治天池煤矿采空区遗煤自燃是可行的。