理工大通风安全学课程设计.docx

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理工大通风安全学课程设计

前言....................................................................................................................1

一、矿井基本概况........................................................................................2

二、矿井通风系统选择...............................................................................3

2.1设计原则..............................................................................................3

2.2设计步骤..............................................................................................3

2.3掘进通风方法.....................................................................................3

三、矿井总风量计算与分配......................................................................4

3.1矿井需风量计算.................................................................................4

3.1.1生产工作面需风量计算..........................................................4

..........................................................6

3.1.3硐室实际需要风量...................................................................8

.................................................................................9

3.2矿井总风量的分配............................................................................9

3.2.1分配原则.....................................................................................9

3.2.2分配风量...................................................................................9

四、矿井通风总阻力计算...........................................................................10

4.1矿井通风总阻力计算的原则..........................................................10

4.2矿井通风总阻力的计算方法..........................................................10

4.3矿井总风阻及总等积孔的计算......................................................17

五、选择矿井通风设备................................................................................18

5.1选择矿井通风设备的基本要求......................................................18

5.2主要通风机的选择.............................................................................18

5.3选择通风机...........................................................................................19

5.4选择电动机...........................................................................................21

六、通风耗电费用概算................................................................................22

6.1主要通风的耗电量.............................................................................22

6.2局部通风机的耗电量.........................................................................22

6.3通风总耗电量.......................................................................................22

6.4吨煤通风耗电量..................................................................................22

6.5吨煤通风耗电成本..............................................................................23

结语......................................................................................................................23

参考文献.............................................................................................................23

前言

矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要一环，矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。

矿井设计的主要依据：

矿区气候资料、井田地质地形、煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度、煤层自然发火倾向、发火周期、煤尘爆炸危险性及爆炸指数、矿井设计生产能力及服务年限、矿井开拓方式及采区布置、回采顺序、开采方法等。

矿井通风设计应满足一下要求：

（1）将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所，保证生产和创造良好的工作条件。

（2）通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力。

（3）发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出。

（4）有符合规定的井下安全环境监测系统或检测措施。

（5）系统的基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。

矿井通风设计是学完《通风安全学》课程后进行，是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。

依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，我们在规定的时间内独立完成了本次课程设计的全部内容。

但由于本人设计水平有限，难免有疏漏和错误之处，还敬请老师指正。

一、矿井基本情况介绍

1.1煤层地质情况：

单一煤层，倾角20°，煤层平均厚度3米，为III级自燃煤层，相对瓦斯涌出量11m3/t，绝对瓦斯涌出量为20.83m3/min,经过抽采，瓦斯涌出量变为12m3/min,煤尘有爆炸危险。

1.2井田范围：

设计第一水平深度540m，走向长度9070m,倾斜长度2000m.

1.3矿井生产任务：

设计年产量90万t。

1.4矿井开拓与开采：

立井单水平上下山开拓，用竖井主要石门开拓，在底板岩层中开掘岩石大巷，双翼采区准备，按照“一井一面”布置生产，采掘比为1：

2，井下同时工作的人数最多为200人。

1.5自然风压及风硐阻力：

最大和最小时的自然风压分别为50Pa和150Pa,风硐阻力为120Pa。

1.6井巷尺寸及其支付情况

表1-1井巷尺寸及支护情况

井巷名称

井巷特征及支护情况

巷长

m

断面积

m2

副井

圆形，罐笼，有梯子间，直径5.5m,混凝土碹

540

15.9

井底车场巷道

拱形，混凝土碹，壁面抹浆

320

16

主要运输石门

拱形，混凝土碹，壁面抹浆

80

16

主要运输巷

拱形，混凝土碹，壁面抹浆

120

16

采区上山

拱形，料石碹

800

15

工作面平巷

梯形，锚杆，巷道宽度3.5m

600

7.0

联络眼

梯形，锚杆，巷道宽度3.5m

30

4.0

采区车场

拱形，料石碹

180

15

采煤工作面

拱形，液压支架，控顶距4.2-5.2m,综采

130

14.1

回风石门

梯形，锚喷

200

8

主要回风大道

拱形，混凝土碹，壁面抹浆

2000

8

回风井

混凝土碹（不平滑），风井直径D=4m

150

12.6

二、矿井通风系统选择

选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径，计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风安全技术措施、装备。

2.1设计原则

根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。

局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。

其设计原则可归纳如下：

（1）矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；

（2）局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；

（3）尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机；

（4）压人式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。

风筒材质应选择阻燃、抗静电型；

（5）当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。

2.2设计步骤

（1）确定局部通风系统，绘制掘进巷道局部通风系统布置图；

（2）按通风方法和最大通风距离，选择风筒类型与直径；

（3）计算风机风量和风筒出口风量；

（4）按掘进巷道通风长度变化．分阶段计算局部通风系统总阻力；

（5）按计算所得局部通风机设计风量和风压，选择局部通风机；

（6）按矿井灾害特点，选择配套安全技术装备。

2.3掘进通风方法

根据矿井实际情况，选择两翼对角式通风方式。

掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，按其工作方式可分为：

（1）压入式通风

（2）抽出式通风

（3）混合式通风

经过对比，从技术性和经济性两方面考虑，此矿井选用两翼对角式通风方式。

三、风量计算及风量分配

3.1矿井需风量计算

对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算：

一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。

在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需风量。

另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。

其原则是：

矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。

创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。

课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。

即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。

每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

此矿井属高瓦斯矿井

（1）高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳））涌出量计算

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：

式中：

Qc——回采工作面实际需要风量，m3/s；

qc——回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/s；

KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。

（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。

此矿井采用综合机械化采煤,查表可取KCH4=1.5，由题目可知回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量qc=12m3/min=0.2m3/

则Qc=100×0.2×1.5=30m3/s

（2）按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见表5-3）

（m3/s）

式中：

Vc——采煤工作面风速，m/s；

Sc——采煤工作面的平均断面积，m2。

表3-1Kcw——回采工作面温度与对应风速调整系数

回采工作面空气温度（℃）

采煤工作面风速（m/s）

配风调整系数K温

<18

0.3～0.8

0.90

18～20

0.8～1.0

1.00

20～23

1.0～1.5

1.00～1.10

23～26

1.5～1.8

1.10～1.25

26～28

1.8～2.5

1.25～1.4

28～30

2.5～3.0

1.4～1.6

由题目可得采煤工作面的平均断面积Sc=14.1m2，温度一般在21℃左右，查表得Vc=1.0～1.5，取Vc=1.0m/s.

则Qc=1.0×14.1=14.1m3/s

（3）按回采工作面同时作业人数

每人供风不小于4m3/min，即不小于0.07m3/s则

（m3/s）

式中：

N——采煤工作面同时工作人数。

由题目得N=20则Qc=4×20／60=1.33m3/s

（4）按风速进行验算：

（m3/s）

式中：

S——工作面平均断面积，S=14.1m2。

则0.25×14.1＜Qc＜4×14.1（m3/s）

则工作面所需风量Qc=30m3/s

（5）备用工作面所需风量

备用工作面所需风量≥生产工作面需风量×50%，则备用工作面所需风量为15m3/s。

煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。

（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：

Q

=100kQ

K

=100×0.5×12×1.9

=1140m

/min

=19m3/s

式中Q

—掘进工作面实际需风量，m

/min

Q

—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m

/min

K

—掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。

即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。

通常，机掘工作面取1.5～2.0；炮掘工作面取1.8～2.0。

因为这些工作面为炮掘，所以取1.9。

（2）按掘进工作面同时工作最多人数计算：

Q

=4n

=4×20

=80m

/min

=1.3m

/s

式中n

—掘进工作面同时工作的最多人数，人

A

—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg

（3）按局部通风机吸风量计算

Qhi=ΣQhfi×khfi=250×1.2=300m3/min=5m3/s

式中：

ΣQhfi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和各种通风机的额定风量按下表选取。

khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2—1.3.进风巷道无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。

表3-2各种局部通风机的额定风量

风机型号

额定风量m3/min

JBT-51（5.5kW）

150

JBT-52（11kW）

200

JBT-61（14kW）

250

JBT-62（28kW）

300

选择JBT-62型局部通风机，其额定风量为300m3/min

（4）按风速进行验算：

因为这些掘进工作面是按煤巷掘进，所以应满足：

60×0.25×S

≤Q

≤60×4×S

157.5≤Q

≤2520m

/min

2.63≤Q

≤42m

/s

综合上述掘进工作面需风量取19m

/s。

掘进工作面需风量之和为

=19×2=38m

/s。

硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算即

式中：

Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=4V/60=0.07V（m3/s）；

V——井下爆炸材料库的体积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m3），一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min；

取Q火=120m3/min=2m3/s

Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min；

取Q充=150m3/min=2.5m3/s

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，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。

Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算即

Wi——机电硐室中运转的机电总功率，kW；

（1-μi）——机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0.23；水泵房取0.02～0.04；

860——1kW/h的热当量数，千卡；

μi——机电设备效率；

Δt——机电硐室进回风流的气温差，℃；

Q采硐——采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80m3/min；取Q采硐=60m3/min=1m3/s,共有两个变电所和一个绞车房,则∑Q采硐=3m3/s

Q其它硐——其它硐室所需风量，根据具体情况供风。

则硐室实际需风量∑Q硐=2+2.5+3=7.5m3/s

矿井总风量按下式计算

式中：

Qkj——矿井总进风量，m3/s；

∑Qcj——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；

∑Qjj——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；

∑Qdj——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；

∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s；

∑Q硐=∑Qdj+∑Qgj，m3/s；

Kkj——矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）宜取1.15～1.25。

取Kkj=1.15

Qkj=（30+19×2+7.5）×1.15=86.8m3/s

3.2矿井总风量的分配

3.2.1分配原则

矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。

3.2.2分配风量

表3-3风量分配表

井巷名称

V（m3/s）

相同用风地点个数

V（m3/s）

1

采煤工作面

30

1

30

2

掘进工作面

19

2

38

3

火药库

2

1

2

4

充电硐室

2.5

1

2.5

5

变电所

1

2

2

6

绞车房

1

1

1

四、矿井通风总阻力计算

4.1矿井通风总阻力计算的原则

（1）如果矿井服务年限不长（10～20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30～50年），只计算前15～25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。

为此，必须先绘出两个时期的通风网络图。

（2）通风容易和困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。

最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定的应选几条可能最大的路线进行计算比较。

（3）矿井通风总阻力不应超过2940Pa。

（4）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

4.2矿井通风总阻力的计算方法

矿井通风总阻力是指风流由进风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。

对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应该按每台主要通风机所服务的系统分别计算。

通风路线的确定：

（1）、容易时期的最大风阻风路：

（2）、困难时期的最大风阻风路：

（3）、计算方法：

沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力：

h

=

×Q

Pa

式中：

Hf――巷道摩擦阻力，Pa.

α――巷道摩擦阻力系数，Ns2/m4

L――井巷长度，m.

Q――通过井巷的风量，m3/s

U――井巷净断面周长，m.

S――井巷净断面积，S2

a值可以从表中查得，或选用相似矿井的实测数据。

将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力系数即为两个时期的井巷通风总阻力。

即

h

=（1.1～1.15）

Pa

h

=（1.1～1.15）

其计算表格如下：

表4-1矿井通风容易时期摩擦阻力计算表

序号

巷道名称

支护形式

a×

/Ns2/m4

L/m

U/m

S/m2

S3/m6

R/Ns2/m8

Q/m3/s

Q2/m6/s2

h摩/Pa

v/m/s

1

副井

圆形，罐笼，有梯子间，直径5.5m,混凝土碹

425

540

17.3

15.9

4019

0.099

86.8

7534.24

745.9

5.45

2

井底车场

拱形，混凝土碹，壁面抹浆

91

320

15.4

16

4096

0.011

86.8

7534.24

82.88

5.43

2

主要运输石门

拱形，混凝土碹，壁面抹浆

25

120

15.4

16

4096

0.0011

86.8

7534.24

8.27

5.43

3

主要运输巷

三心拱，混凝土碹，壁面抹浆

25

800

15.4

16

4096

0.0075

86.8

7534.24

56.5

5.4