矿井通风课程设计讲课讲稿.docx
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矿井通风课程设计讲课讲稿
矿井通风课程设计
矿井通风技术课程设计
题目:
矿井通风技术课程设计
姓名:
王冰雨
学号:
1545203115
学院:
能源与交通工程学院
专业:
矿井通风与安全
班级:
通风15-1
学制:
三年
指导教师:
张修峰
二○一七年一月
4.主要通风机的校验
矿井通风设计是在进行矿井开拓、开采设计的同时,依据矿井的自然条件及生产技术条件,确定矿井通风系统、供风量、通风阻力和矿井主要通风设备的工作。
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环节。
其基本任务是建立安全、可靠、技术先进和经济合理的矿井通风系统。
通风系统是否合理,直接关系到整个矿井的通风状况的好坏和保障矿井安全生产。
新建矿井通风设计的基本内容和步骤是:
拟定矿井通风系统、矿井总风量的计算与分配、矿井通风阻力计算、选择矿井通风设备。
矿井通风系统必须根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性等条件,通过优化或技术经济比较后确定。
矿井通风设计按照设计内容的实施步骤又可分为技术设计和施工设计。
矿井通风技术设计是矿井初步设计或技术方案设计时进行的通风设计,其内容包括确定矿井通风系统、矿井总风量的计算和分配、矿井通风阻力计算、选择通风设备和概算通风费用。
这也就是一般说的矿井通风设计。
矿井通风施工设计是为通风构筑物和通风设备等安装施工进行的设计,其内容包括工程布置、设备布置和施工布置等。
矿井通风设计的主要依据是:
矿区气象资料:
井田地质地形:
煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度等;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巷道分布,回采顺序、开采方法;矿井巷道断面图册;矿区电费等。
矿井通风设计必须符合下列规定:
(1)将足够的新鲜空气有效地运送到井下用风地点,保证安全生产和良好的工作条件;
(2)通风系统简单、风流稳定、易于管理、抗灾能力强;
(3)发生事故时,风流易于控制,人员便于撤出;
(4)又符合规定的井下环境与安全监测监控系统;
(5)有符合现行的《煤矿安全规程》的规定;
(6)通风系统基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。
题目:
(7)某矿地质与开拓开采情况如下,试进行矿井通风设计。
(8)井田走向长8400m,单一煤层,煤厚2.0m,倾角15°,煤层瓦斯含量为2.89m3/t,煤尘具有爆炸危险性,煤层自燃倾向性为自燃。
(9)矿井开拓开采情况为:
(10)
(1)矿井生产能力为0.45Mt/a,矿井服务年限为43a。
(11)
(2)矿井采用立井单水平上下山分区式开拓,全矿井共划分4个采区(每个采区长度相同),上山部分2个(服务年限为25a),下山部分2个(服务年限为18a),矿井有两个采区同时生产。
图1-1矿井开拓示意图
(12)(3)矿井共有3个采煤工作面,2个生产,一个准备。
采煤方法为走向长壁式普通机械化采煤,工作面长度为150m,采高2.0m,采用全部垮落法管理顶板,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m;工作面预计温度22℃;工作面最大班工作人数为26人;作业形式为两采一准。
每个采区各有两个煤巷掘进工作面,采用炮掘方式掘进,工作面预计温度21℃,工作面最大班工作人数为12人,工作面一次起爆炸药量为6kg。
具体见图1-2。
图1-2矿井巷道布置示意图
(13)(4)矿井年工作日数为330d,工作制度为“三八”作业制,井下最大班工作人数为120人。
(5)井巷特征见题表1-1井巷特征续表。
序号
井巷名称
断面形状
支护形式
断面积/
长度/m
摩擦阻力系数/N·
摩擦阻力/pa
1-2
副井
圆形
混凝土碹
直径D=8
320
0.04
2-3
井底车场绕道
半圆拱
料石碹
9.70
50
0.006
3-4
井底车场绕道
半圆拱
料石碹
9.70
70
0.006
4-5
主运输石门
半圆拱
料石碹
11.0
80
0.005
5-6
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
11.0
875
0.005
6-7
煤层运输大巷
半圆拱
料石碹
11.0
135
0.005
7-8
采区下部车场
半圆拱
锚网喷
9.70
40
0.01
8-9
采区轨道上山
梯形
工字钢
6.30
500
0.0124
9-10
采区轨道上山
梯形
工字钢
6.30
269
0.0124
10-11
采区中部车场
梯形
工字钢
6.30
30
0.0124
11-12
联络巷
梯形
工字钢
5.10
10
0.013
12-13
区段运输平巷
梯形
工字钢
5.50
1030
0.022
13-14
采煤工作面
矩形
单体液压支柱配铰接顶梁
见说明
150
0.045
14-15
区段回风平巷
梯形
工字钢
5.50
1030
0.013
15-16
上部车场绕道
梯形
工字钢
5.50
50
0.013
16-17
区段回风平巷
梯形
工字钢
5.50
30
0.013
17-18
运输上山
梯形
工字钢
6.30
15
0.0124
18-19
运输上山
梯形
工字钢
6.30
15
0.0124
19-20
矿井总回风巷
半圆拱
料石碹
7.80
2100
0.004
20-21
风井
梯形
混凝土碹
直径D=4
95
0.035
2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设计原则及步骤
2.1.1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。
2.1.2设计步骤
确定局部通风系统,绘制掘进巷道局部通风系统布置图;
按通风方法和最大通风距离,选择风筒类型与直径;
计算风机风量和风筒出口风量;
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;
按计算所得局部通风机设计风量和风压,选择局部通风机;
按矿井灾害特点,选择配套安全技术装备。
2.2掘进通风方法
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
3风量计算及风量分配
3.1矿井需风量原则
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。
3.2矿井需风量的计算方法
一、按井下同时工作的最多人数需要风量计算:
Q矿进=4NK矿通=4×26×1.2=124.8m³/min
式中Q矿进—矿井的总进风量,m³/mim;
4—每人每分钟供奉标准,m³/min;
N—井下同时工作的最多人数,按矿井生产情况取值;
K矿通—矿井通风系数,取1.2。
二、矿井总风量计算:
(一)按井下同时工作的做多人数需要风量计算
Q矿进=4NK矿通=4×26×1.2=124.8m³/min
式中:
Q矿进——矿井总进风量,m³/min;
4——每人每分钟供风标准,m³/min;
N——井下同时工作的最多人数,按矿井生产情况取值;
K矿通——矿井通风系数,取1.2。
(2)按采煤、掘进、硐室及其他地点实际用风量计算
矿井总进风量按下式进行累加计算:
Q矿进=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)K矿通
式中:
Q矿进——矿井总进风量,m³/min;
∑Q采——采煤工作面、备用采煤工作面实际需风量的总和,m³/min;
∑Q掘——掘进工作面实际需风量的总和;
∑Q硐——独立通风的硐室实际需风量的总和;
∑Q其他——除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和,m³/min;
K矿通—矿井通风系数,取1.2。
1.采煤工作面实际需要的风量计算
采煤工作面实际需要的风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量人数等分别计算,取其中大值并进行风速验算。
(1)按瓦斯涌出量计算
高瓦斯矿井采煤工作面实际需要风量计算主要依据以下公式
平均一天采煤量:
045Mt=450000t450000/330=1363t/d
Qch4采=1363/2.89/24/60=0.33m³/min
Q采=100Qch4采K采通=100×0.33×1.8=59.4m³/min
式中:
Q采——采煤工作面实际需要风量,m³/min;
100——单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%换算值;
Qch4采——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m³/min;
K采通—采煤工作面因瓦斯或二氧化碳涌出不均匀等备用风量系数,即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比,取1.8。
采煤工作面布置有专用排瓦斯巷的实际需风量计算为:
Q采=Q采回+Q采尾=59.4+23.7=83.1m³/min
式中:
Q采回——采煤工作面回风巷实际需要的风量,m³/min;
Q采尾——采煤工作面尾巷实际需要的风量,m³/min;
Q采尾=40×Qch4尾K采通=40×0.33×1.8=23.7m³/min;
式中:
Q采尾——采煤工作面尾巷实际需要的风量,m³/min;
40——单位瓦斯涌出量配风量,以采煤工作面尾巷风流瓦斯浓度不超过2.5%换算值。
Qch4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量,m³/min,其值按煤层瓦斯含量计算得出,或按矿井实际数据取值;
K采通—采煤工作面因瓦斯或二氧化碳涌出不均匀等备用风量系数,即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比,取1.8。
(2)按二氧化碳涌出量计算
Qco2采=124.8×0.02=2.5m³/min
Q采=67Qco2采K采通=67×2.5×1.8=300m³/min
式中:
Q采——采煤工作面实际需要的风量,m³/min;
40——单位二氧化碳涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1.5%的换算值;
Qco2采——采煤工作面二氧化碳绝对涌出量,m³/min,其值按煤层二氧化碳含量计算得出,或按矿井实际数据取值;
K采通—采煤工作面因瓦斯或二氧化碳涌出不均匀等备用风量系数,即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比,取1.8。
(3)按工作面温度计算
这是低瓦斯矿井采煤工作面实际需要风量的计算依据:
S采=(4.2+3.2)/2×2×70%=5.18m³/min
K采=1.1×1×1.1=1.21
Q采=60V采S采K采=60×1.1×5.18×1.21=413.6m³/min
式中:
Q采——采煤工作面实际需要的风量,m³/min;
60——时间的分钟和秒的换算系数;
V采——采煤工作面适宜风速(m/s),参照表11-1选取:
S采——采煤工作面平均断面积,㎡,按最大和最小控顶距的平均值与采高相乘的有效断面积(70%)计算;
K采——采煤工作面温度与风速对应调整、采煤工作面长度、采高及综放工作面支架断面风量系数(高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井可不考虑此系数),K采=K温×K采面长×K采高,可参照表11-1、11-2、11-3选取。
采煤工作面进风流气温/℃
适宜风速/m/s
配风调整系数K温
<20
20—23
23—26
26—28
28—30
1.0
1.0—1.5
1.2—1.8
1.8—2.5
2.5—3.0
1.00
1.00—1.10
1.10—1.25
1.25—1.40
1.40—1.60
表11-1采煤工作面空气温度与风速对应及调整系数表
采煤工作面长度/m
工作面长度系数K采面长
<50
50—80
80—150
150—200
>200
0.8
0.9
1.0
1.0—1.3
1.3—1.5
表11-2采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面采高/m
工作面长度系数K采高
<2.0
2.0—2.5
2.5—5.0
最顶煤面
1.0
1.1
1.5
1.0
表11-3采煤工作面采高风量系数表
按一次放炮最多炸药量计算
此方法主要用于矿井使用硝酸铵炸药时需计算,若矿井使用乳化炸药时可不进行此步计算:
Q采=25A采=25×6=150m³/min
式中:
Q采——采煤工作面实际需要的风量,m³/min;
25——每使用1kg炸药的供风量,m³/min;
A采——采煤工作面一次放炮最多炸药量,kg。
按采煤工作面同时工作最多人数计算
Q采=4N采=4×26=104m³/min
式中:
Q采——采煤工作面实际需要的风量,m³/min;
4——每人每分钟的供风标准,m³/min;
N采——采煤工作面同时工作的最多人数,人。
通过以上计算,取其中最大值,进行下面风速验算。
(6)按工作面风速验算
工作面最低风速的风量
Q采≥60×0.25×S采=60×0.25×5.18=77.25m³/min
工作面最高风速的风量
Q采≤60×4×S采=60×4×5.18=1243.2m³/min
式中:
Q采——采煤工作面实际需要的风量,m³/min;
60——时间的分钟和秒的换算系数;
0.25——采煤工作面的最低风速,m/s;
4——采煤工作面的最高风速,m/s;
S采——采煤工作面平均断面积,㎡,按最大和最小控顶距的平均值与采高相乘的有效断面积(70%)计算。
3.3矿井总风量分配
分配原则
1.各采煤工作面的风量按照与产量成正比的原则进行分配,备用工作面的风量按计划所需风量的一半配风。
2.独立通风的掘进工作面和硐室的风量,按计算结果或采用经验数据配风。
(二)分配的方法
1.计算日产吨煤配风量;
2.计算各采煤工作面的风量分配;
3.计算各掘进工作面的风量分配;
4.风速验算、按分配的风量所计算出的井下各个用风地点与进风和回风路线上各处的风速均应符合《规程》的要求,如不符合则需要调整。
4计算矿井通风总阻力
4.1计算原则
在进行矿井通风总阻力计算时,不要计算每一条巷道的通风阻力,只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。
但必须是选择矿井达到设计产量以后,通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。
一般,可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。
在选定的线路上(分最容易和最困难时期),从进风井口到回风井口逐段编号,对各段井巷进行阻力计算,然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力(h阻易、h阻难)。
如果通风系统复杂,直观上难以判断哪条风路阻力最大时,则需选择几条风路,通过计算比较选出其中最大值。
如果矿井服务年限较长,则只计算头15~25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。
矿井通风系统风量/m³/min
系统的通风阻力/Pa
<3000
3000—5000
5000—10000
10000—20000
大于20000
<1500
<2000
<2500
<2940
<3920
4.2计算方法
(一)矿井通风总阻力计算
在矿井通风容易的通风困难两个时期,从入风井口到出风井口风硐之前,各段井巷的摩擦风阻和摩擦阻力分别用下两式计算:
井巷摩擦风阻,按下式计算:
R摩=
³=
³=3.558×10⁷N×S²/m⁸
式中:
R摩——井巷摩擦风阻,N×S²/m⁸;
——摩擦阻力系数,N×S²/m⁴,表中可查;
L——井巷长度,m;
U——井巷断面净周长,m;
S——井巷净断面,㎡。
井巷风压按下式计算:
h摩=R摩Q²=3.558×10⁷×413.6=150×10⁸
式中:
h摩——井巷摩擦阻力,Pa;
R摩——井巷摩擦风阻,N×S²/m⁸;
Q——井巷通过风量,m³/s。
5选择矿井通风设备
5.1.择矿井通风设备的基本要求
(一)《煤矿安全规程规定》
(1)主要通风及必须安装在地面;装有通风机的井口必须封闭严密,其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%,有提升设备时不得超过15%。
(2)必须安装2套同等能力的主要通风机装置,其中1套作备用,备用通风机必须能在10min内开动。
在建井期间可安装1套通风机和1套备用电动机。
生产矿井现有的两套不同能力的主要通风机,在满足生产要求时,可继续使用。
(3)严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。
(4)生产矿井主要通风机必须装有反风措施,并能在10min内改变巷道中的风流方向;当风流方向改变后,主要通风及的供给风量不应小于正常供风量的40%。
(二)《煤炭工业矿井设计规范》
(1)应满足矿井第一水平开采各个时期的工况变化需要,并要求通风设备在较长时期高效运行;当工况变化较大时,应根据矿井采取分期投产时间及节能情况分期选择电动机;必要时,可采用电气调速装置及负压满足工况要求。
(2)通风及能力应留有一定余量,轴流式通风机在最大设计风量和负压时,轮叶运转角度允许小于5°;离心式通风机的选择转速不应大于设备允许最高转速的90%。
(3)通风及电动机的选择,一般宜采用鼠笼型或绕线型异步电动机传动,但容量较大时宜采用同步电动机传动,电网容量允许时应采用直接启动方式。
(4)轴流式通风机应校验电动机的正常启动容量和反风容量。
(5)多风机通风系统,在满足风量按风需求的分配的前提下,各主通风机的工作风压应接近。
当风机之间的风压较大时,应减少共用风路的风压,使其不超过任何一个通风及风压的30%。
5.2选择矿井主要通风设备
(一)主要通风机的选择
1.计算通风机的风量
考虑到外部漏风,主要通风机的风量Q通可用下式计算:
Q通=K外漏×Q矿进=1.2×413.6=496m³/min
式中:
Q通——矿井主通风机风量,m³/s;
Q矿进——矿井总进风量,m³/s;
K外漏——外部漏风系数,取1.2。
2.计算通风机的风压
通常离心式通风机提供的大多是全压曲线,而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。
因此对抽出式通风矿井:
离心式通风机:
容易时期h扇易=h阻易十hd十hv一HN
困难时期h扇难=h阻难十hd十hv十HN
式中:
hd——通风机装置阻力,Pa;
hv——通风机出口动能损失,Pa。
轴流式通风机:
容易时期h扇易=h阻易十hd一HN
困难时期h扇难=h阻难十hd十HN
式中:
hd——通风机装置阻力,Pa;
通风机装置阻力hd取150pa
则轴流式能风机容易时期h扇易=792.6+150-50=892.6pa
困难时期h扇难=1230.20+150+50=1430.20pa。
3.选择通风机
根据求出的Q扇、h扇难、h扇易两组数据,在主要通风机个体特性曲线图表上选择合适的主要通风机。
观察BDNo-20通风机特性曲线图知,其可满足要求,在其风量坐标57.69和66.47做Q轴垂线,在风压坐标1162.61和1778.82点分别做Q轴平行线,分别Q轴垂线于A.B两点,此两个工况点均在合理工作范围内,故选BDNo-20通风机.
4.主要通风机的校验
设计工况点不一定恰好在所选择通风机的特性曲线上,必须根据通风机的工作阻力,确定其实际工况点。
计算通风机的工作风阻 R易= h扇易/ Q扇2 R难= h扇难/ Q扇2
则容易时期的工作风阻 R易=0.36650NS2/m8
困难时期的工作风阻 R难=0.42884 NS2/m8
在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线,与风压曲线的交点即为实际工况点。
对轴流式主要通风机:
容易时期应在安装角θ较小的情况工作,困难时期应在安装角 θ较大的情况下工作,其效率不低于0.6,如两组数据所确定的工作点不是刚好落在特性曲线上,应偏大一个调整级差(以2.5°为一个级差)确定主要通风机特性曲线。
对离心式主要通风机:
容易时期应在转数较低的情况工作,困难时期应在转数较高的情况下工作,其效率亦不低于0.6。
如两组数据所确定的工作点也不是刚好落在特性曲线上,应偏大一个调整转数级差确定主要通风机特性曲线,其工作点可采取增大主要通风机工作风阻的方法(用调节闸门增大阻力)确定。
选定主要通风机后,将两个时期的主要通风机型号、动轮直径、动轮叶片安装角度(指轴流式)、转数、风压、风量、效率、输入功率等数值,列出一览表,并绘出所选主要通风机的特性曲线及工作点。
6概算矿井通风费用
6.1吨煤的通风电费
吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量,可用下公式计算:
W1=
E(EA)=
式中:
E——主要通风机年耗电量,元/t;
D——电价,元;取D=1;
T——矿井年产量,t;
EA——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量。
变——变压器效率;
P电——风机电动机额定功率,KW;
K电——风机电动机容量备用系数,取1.1-1.2;
A——矿井年产量。
6.2通风设备的折旧费和维修费
一年的通风设备折旧费和维修费折算为顿煤费用,计算式如下:
W2=
式中:
W2——吨煤的通风设备折旧费和维修费,元/t;
G1——设备基本投资折旧费,元/a;
G2——设备维修费,元/a;
A——矿井年
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