矿井通风课程设计.docx
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矿井通风课程设计
摘要
矿井局部通风设计是矿井总体设计中的一个重要组成部分,是保证矿井安全生产的重要组成部分。
其基本任务是根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺,建立一个安全可靠、技术先进、经济合理和便于管理的通风系统。
并在此基础上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,选择好局部通风机。
因此,必须根据实际生产环境周密考虑,精心设计达到最佳效果。
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计算,绘图及编写说明书等全部工作。
设计中严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策,设计力争做到分析论证清楚,论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使自己的设计达到较高水平。
关键词:
两翼对角式通风、瓦斯涌出量、矿井总风量、矿井通风总阻力
目录
1.矿井基本概述1
2.拟定矿井通风系统3
2.1采区工作面通风系统3
2.2备用工作面通风系统3
2.3火药库通风系统3
2.4掘进工作面通风系统3
2.5矿井通风系统示意图3
3.矿井总风量计算与分配5
3.1矿井需风量计算原则5
3.2矿井需风量的计算方法5
3.2.1按进下同时工作的最多人数计算5
3.2.2按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算5
3.2.3硐室需风量8
3.2.4其它巷道需风量计算8
3.3矿井总风量计算9
3.4矿进总风量的分配9
3.4.1分配原则9
3.4.2分配的方法9
4.矿井通风总阻力计算10
4.1矿井通风总阻力的计算原则10
4.2矿井通风总阻力的计算方法10
4.2.1矿井通风总阻力计算10
4.3绘制矿井通风网络图13
5.选择矿井通风设备15
5.1选择矿井通风设备的基本要求15
5.2主要通风机的选择15
5.2.1计算通风机的风量15
5.2.2计算通风机的风压H通全15
5.2.3选择通风机15
5.3选择电动机16
5.3.1计算通风机输入功率16
5.3.2选择电动机17
5.4主要通风机电动机选择或校验17
6.通风耗电费用概算18
致谢20
参考文献21
1.矿井基本概述
(1)煤层地质概况
某矿地处平原,单一煤层,煤层倾角小于20°,顶板为黑色泥岩,致密而均一,底板为灰白色细—中粒砂岩,以镜煤、亮煤为主,含黄铁矿,煤层夹矸0~3层,煤层厚约4m,相对瓦斯涌出量为12m3/t,煤尘有爆炸危险,煤层自然发火期为4~6个月。
(2)井田范围
设计第一水平深度200m,走向长度7000m,双翼开采,每翼长3500m。
(3)矿井生产任务
设计年产量为0.8Mt,矿井第一水平服务年限为25a。
(4)矿井开拓与开采
用竖井主要石门开拓,在底板开围岩平巷,其开拓系统如图1-1所示。
拟采用两翼对角式通风,在7、8两采区中央上部边界开回风井。
采区巷道布置见图1-2。
全矿井有2个采区同时生产,分上、下分层开采,共有4个采煤工作面,1个备用工作面。
为准备采煤有4条煤巷掘进,采用4台局部通风机通风,不与采煤工作面串联。
井下同时工作的最多人数为100人。
回采工作面最多人数为40人,温度t=22℃,瓦斯绝对涌出量为3.0m3/min,放炮破煤,一次爆破最大炸药量为2.0kg。
有1个大型火药库,独立回风。
(5)开拓系统图、采区布置图、巷道布置图、以及井巷尺寸。
图1-1上山采区划分示意图
图1-2巷道布置示意图
表1-1巷道名称及支护形式
区段
丼巷名称
断面形状
支护形式
断面积
长度m
备注
1-2
副井
圆形
混凝土碹
直径D=5
320
双罐笼提升设用梯子间
2-3
车场绕道
半圆拱
料石碹
9.7
50
3-4
车场绕道
半圆拱
料石碹
9.7
70
4-5
主石门
半圆拱
料石碹
11.0
80
5-6
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
11.0
567
6-7
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
11.0
135
7-8
采区下部车场
半圆拱
锚喷
7.8
85
8-9
采区轨道上山
梯形
工字钢
6.3
500
9-10
采区轨道上山
梯形
工字钢
6.3
269
10-11
下区段回风平巷
梯形
工字钢
5.5
30
11-12
联络巷
梯形
木支护
5.1
10
12-13
区段运输平巷
梯形
工字钢
5.5
675
13-14
采煤工作面
矩形
单体柱铰接梁
采高2.2最大控顶距4.2最小控顶距3.2
135
14-15
区段回风平巷
工字钢
5.5
675
胶带输送机(落地)
15-16
绕道
梯形
木支护
5.1
50
16-17
区段回风平巷
梯形
工字钢
5.5
30
17-18
运输上山
半圆梯形
料石碹工字钢
7.36.3
15
18-19
运输上山
半圆梯形
料石/工字钢
7.36.3
15
19-20
矿井总回风巷
半圆拱
料石碹
7.8
2800
20-21
风井
圆形
料石碹
D=4
92
9’-11’
运输上山
梯形
工字钢
6.3
119
设用梯子间
11’-12’
运输上山
梯形
工字钢
6.3
10
落地胶带输送机
12’-25’
运输上山
梯形
工字钢
6.3
280
落地胶带输送机
5-6’
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
11.0
702
落地胶带输送机
2.拟定矿井通风系统
矿井开拓采用立井开拓方式,矿井通风采用两翼对角式通风方式。
矿井主要进风井为位于井田中央的副井,总回风巷布置在井田的上部边界,回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央,形成两翼对角式通风系统。
2.1采区工作面通风系统
新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场
(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6、6~7)、区段运输顺槽(7~8)、上层采煤工作面(10~11)。
清洗工作面后,污风经区段回风平巷(13~14)、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。
2.2备用工作面通风系统
新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场
(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6、6~7)、区段运输顺槽(7~8)、上层采煤工作面(10~11)。
清洗工作面后,污风经区段回风平巷(13~14)、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。
2.3火药库通风系统
新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场
(2)、主要运输石门(2~3)、火药库、轨道上山、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。
2.4掘进工作面通风系统
新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场
(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6)、掘进工作面。
清洗工作面后,污风流入轨道上山、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。
2.5矿井通风系统示意图
图2-1矿井通风系统示意图
3.矿井总风量计算与分配
3.1矿井需风量计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则,由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,计算出矿井总风量。
1.按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3。
2.按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算,取其最大值。
3.2矿井需风量的计算方法
矿井需风量按以下方法计算,并取其中最大值。
3.2.1按进下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK
=4×100×1.15
=460
/min
式中Q矿——矿井总需风量,
min
N——井下同时工作的最多人数,人;
K——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均等因素。
采用压入式和中央并列式通风时,可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时,可取1.10~1.15。
上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。
3.2.2按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
一、采煤工作面需风量计算
采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算,并取其中最大值。
(1)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q采=100Q瓦K瓦
=100×3.0×1.5
=450
/min
式中Q采——采煤工作需要风量,
/min;
Q瓦——采煤工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,
/min;
K瓦——采煤工作面因瓦斯(二氧化碳)涌出量不均匀的备用风量系数,即该工作面炮采工作面可取1.4~2.0;水采工作面可取2.0~3.0。
生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时,至少进行五昼夜的观测,得出五个比值,取其最大值。
(2)按工作面进风流温度计算;采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。
其气温与风速应符合表1的要求
表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面进风流气温/℃
采煤工作面风速/(m/s)
<15
15~18
18~20
20~23
23~26
0.3~0.5
0.5~0.8
0.8~1.0
1.0~1.5
1.5~1.8
(3)采煤工作面的需风量按下式计算:
Q采=60v采S采K采,
/min
=60×1.2×6×1
=432
/min
式中v采——采煤工作面适宜风速,
/s
S采——采煤工作面平均有效断面积,㎡,按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算;
K采——采煤工作面长度风最系数,按表2先取
表3-2采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面长度/m
工作面长度风量系数
﹤50
50~80
80~120
120~150
150~180
﹥180
0.8
0.9
1.0
1.1
1.2
1.30~1.40
(4)按一次放炮最多炸药量计算:
Q采=25A采,
/min
=25×2.3
=57.5
/min
式中25——每使用1kg炸药的供风量,
/min
A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg
按采煤工作面工时工作最多人数计算:
Q采=4n采,
/min
=4×40
=160
/min
式中4——每人每分钟供给的最低风量,
/min
n采——采煤工作面同时工作的最多人数,人。
(6)按工作面风速验算:
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量:
Q采≥60×0.25S采,
/min
≥60×0.25×6
≥90
/min
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量:
Q采≤60×4S采,
/min
≤60×4×6
≤1440
/min
二、掘进工作面需风量计算
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)按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100Q瓦K瓦
=100×1.2×2
=240
/min
——掘进工作面实际需风量
/min
100——单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%
的换算值;
Q瓦——掘进工作面瓦斯绝对涌出量,
/min;
K瓦——掘进工作面因瓦斯或二氧化碳涌出不均匀等备用风量系数。
(2)按炸药量使用最计算:
Q掘=25A掘,
/min
=25×2.3
=57.5
/min
A掘——掘进工作面一次放炮最多炸药量,㎏;
25——每使用1㎏炸药的供风量。
(3)按局部通风机吸风量计算
岩石巷道:
Q掘=Q通I+60×0.15S掘
=200×1+60×0.15×6
=254
/min
煤层巷道:
Q掘=Q通I+60×0.25S掘
=200×1+60×0.25×6
=290
/min
式中Q通——掘进工作面局部通风机额定风量(表3—3),
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台:
表3-3局部通风机额定风量Q
风机型号
额定风量/(m3/min)
JBT-51(5.5KW)
JBT-52(11KW)
JBT-61(14KW)
JBT-62(28KW)
150
200
250
300
(4)按工作人员数量计算:
Q掘=4n掘,
/min
=4×40
=160
/min
(5)按风速进行验算;
岩巷掘进工作面的风量应满足:
60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
由上式得54
/min≤Q掘≤1440
/min
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足:
60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
90
/min≤Q掘≤1440
/min
根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。
Q掘=290
min
72m3/min≤Q掘≤1152
/min
所以,Q掘=290
/min符合上述要求。
3.2.3硐室需风量
各个独立通风的硐室供风量,应根据不同的硐室分别计算。
(1)井下爆破材料库
按经验值计算,中小型矿井爆破材料库不得小于60m3/min,大型矿井爆破材料库不得小于100m3/min。
(2)充电硐室
通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。
(3)机电硐室
采区小型机电硐室,可按经验值确定风量,一般为60~80m3/min。
表3-4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
水泵房
变电所、绞车房
0.15~0.18
0.01~0.03
0.02~0.04
3.2.4其它巷道需风量计算
新建矿井,其他用风巷道的总风量难以计算时,总需风量也可按采煤,掘进,硐室的实际需风量总和的百分比计算,大型矿井可取3%~5%,中小型矿井可取6%~10%。
=175
/min
3.3矿井总风量计算
=(1099.5×2+1001.5+280+175)×1.20
=4386.6
/min。
K——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均等因素。
采用压入式和中央并列式通风时,可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时,可取1.10~1.15。
通过计算所得;矿井总风量为4386.6
/min。
3.4矿进总风量的分配
3.4.1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。
3.4.2分配的方法
首先按照采区布置图,对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量,余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区,再按一定比例分配到其它用风地点,用以维护巷道和保证行人安全。
风量分配后,应对井下各通风巷道的风速进行验算,使其符合《规程》对风速的要求。
4.矿井通风总阻力计算
4.1矿井通风总阻力的计算原则
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,必须先给出这两个时期的通风网络图。
2.通风容易和通风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,不能直接确定时,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
4.2.1矿井通风总阻力计算
沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路(入不敷出风井口到风硐之前),分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力;
将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。
即
两个时期的摩擦阻力可按表4-1进行计算。
表4-1(a)
矿井通风(困难)时期井巷磨擦阻力计算表
区段
井巷名称
断面形状
支护式
α/(NS2/m4)
L/m
U/m
S/m2
S3/m6
R/(Ns2/m8)
Q/(m3/s)
h摩/Pa
v/(m/s)
Q2/(m6/s2)
1-2
副井
圆形
混凝碹
0.0037
320
15.7
19.6
384.16
0.002
70.56
12.29
3.6
4978.71
2-3
车场绕道
半圆拱
料石碹
0.0061
50
12.146
9.7
94.09
0.004
70.81
20.35
7.3
5014.06
3-4
车场绕道
半圆拱
料石碹
0.0061
70
12.146
9.7
94.09
0.006
70.81
28.49
7.3
5014.06
4-5
主石门
半圆拱
料石碹
0.01
80
12.935
11
121
0.008
70.4
38.53
6.4
4956.16
5-6
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
0.0158
567
12.935
11
121
0.087
35.2
107.87
3.2
1239.04
6-7
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
0.0158
135
12.935
11
121
0.021
34.1
24.10
3.1
1162.81
7-8
采区下部车场
半圆拱
锚喷
0.0103
85
10.892
7.8
60.84
0.020
35.1
24.76
4.5
1232.01
8-9
采区轨道上山
梯形
工字钢
0.0225
500
10.442
6.3
39.69
0.470
34.65
564.05
5.5
1200.62
9-10
采区轨道上山
梯形
工字钢
0.0225
269
10.442
6.3
39.69
0.253
17.64
78.65
2.8
311.17
10-11
下区段回风平巷
梯形
工字钢
0.0225
30
9.756
5.5
30.25
0.040
17.6
12.26
3.2
309.76
11-12
联络巷
梯形
木支护
0.0185
10
9.395
5.1
26.01
0.013
14.28
2.67
2.8
203.92
12-13
区段运输平巷
梯形
工字钢
0.0225
675
9.756
5.5
30.25
0.891
11.55
118.80
2.1
133.40
13-14
采煤工作面
矩形
单体柱铰接梁
0.05
135
11.8
8.14
66.26
0.148
11.396
19.18
1.4
129.87
14-15
区段回风平巷
工字钢
0.0225
675
9.756
5.5
30.25
0.891
11.55
118.80
2.1
133.40
15-16
绕道
梯形
木支护
0.0185
50
9.395
5.1
26.01
0.066
10.71
7.51
2.1
114.70
16-17
区段回风平巷
梯形
工字钢
0.0285
30
9.756
5.5
30.25
0.050
17.6
15.53
3.2
309.76
17-18
运输上山
半圆梯形
料石碹
0.0048
15
10.537
6.3
39.69
0.003
30.87
2.89
4.9
952.96
18-19
运输上山
半圆梯形
工字钢
0.0225
15
10.537
6.3
39.69
0.014
30.87
13.55
4.9
952.96
19-20
矿井总回风巷
半圆拱
料石碹
0.0126
2800
10.982
7.8
60.84
0.816
35.88
1051.07
4.6
1287.37
20-21
风井
圆形
料石碹
0.042
92
12.56
12.56
157.75
0.024
35.168
30.29
2.8
1236.79
总阻力
2291.7
表4-1(b)
矿井通风(容易)时期井巷磨擦阻力计算表
区段
井巷名称
断面形状
支护形式
α/(NS2/m4)
L/m
U/m
S/m2
S3/m6
R/(Ns2/m8)
Q/(m3/s)
h摩/Pa
v/(m/s)
Q2/(m6/s2)
1-2
副井
圆形
混凝土碹
0.0031
320
15.7
19.6
384.16
0.002
70.56
10.30
3.6
4978.71
2-3
车场绕道
半圆拱
料石碹
0.0038
50
12.146
9.7
94.09
0.003
70.81
12.68
7.3
5014.06
3-4
车场绕道
半圆拱
料石碹
0.0038
70
12.146
9.7
94.09
0.004
70.81
17.75
7.3
5014.06
4-5
主石门
半圆拱
料石碹
0.0061
80
12.935
11
121
0.005
70.4
23.50
6.4
4956.16
5-6
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
0.01
567
12.935
11
121
0.055
35.2
68.27
3.2
1239.04
6-7
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
0.01
135
12.935
11
121
0.013
34.1
15.26
3.1
1162.81
7-8
采区下部车场
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