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矿井通风方案设计书08774

SHANDONGUNIVERSITY OF TECHNOLOGY

 

矿井通风课程设计

 

题目:

某地下金属矿通风系统设计

 

学院:

资源与环境工程学院

专业:

采矿工程1001班

学生姓名:

学号:

指导教师:

 

2013年11月18日至29日

 

第一章引言.................................1

第二章矿山基本简况........................2

第三章确定矿井通风系统.....................4

3.1矿井通风系统遵循的原则...................4

3.2通风方案选择..........................5

3.3主扇的工作方式及安装地点.......................5

3.4阶段通风网络结构.......................5

第四章矿井通风计算和风量分配................5

4.1通风计算........................................5

4.2风量分配........................................7

第五章矿井通风阻力计算及评价...............7

第六章选择通风设备........................10

第七章概算矿井通风费用....................12

7.1每吨矿石的通电费用.............................12

7.2每吨矿石通风成本...............................12

参考文献....................................13

 

第一章引言

矿井通风设计是在学生学习了《采矿学》、《矿井通风与安全》、《爆破工程》、《工程图学》等专业基础和专业课程的基础上,使学生受到专业工程设计基本能力的训练,是学生理论联系实际的重要实践教案环节,为毕业设计及工作后从事专业技术工作打下基础,也是对学生以前所学知识全面掌握与综合运用能力的检验。

通过设计使学生获得以下几个方面能力。

(1)进一步巩固和加深所学习的矿井通风理论知识,培养设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能;

(2)培养学生工程设计能力及独立分析和解决工程实际问题的能力;(3)培养学生创新意识、严肃认真、严谨治学的态度和理论联系实际的工作作风。

要求学生在给定基础资料的基础上,通过翻阅专业参考书和相关文献,综合运用所学知识,确定技术方案,并进行必要的科学计算,并运用规范的技术语言(规范的图纸及说明书)将设计意图及设计结果表达出来。

 

第二章矿山基本简况

某矿矿体走向长1400m,厚7~15m。

采用下盘竖井阶段石门开拓,阶段高40m。

上部已用露天开采,设计属于井下开采部分,开采深度400m。

主井为箕斗井,不进风也不出风。

副井罐笼井为入风井。

通风系统为两翼对角式,扇风机做抽出式工作。

矿方法为有底部结构的中深孔留矿法。

采场长50m,电耙道沿走向布置,矿体薄时,布置单耙道,矿体厚时,布置双耙道。

回采顺序为由上往下,同一水平为后退式。

三个阶段同时工作,包括矿柱回采,矿房回采和开拓采准。

通风系统示意图见图1(该图只画出了包括副井在内的东翼的通风系统)。

矿井年产量80万t,一个耙道日出矿量270t。

采场爆破最大炸药量300kg,通风时间40min。

矿往回采时集中通风,每两个月进行一次,通风时间8h。

掘进工作面按排尘计算风量。

采场和耙道二次破碎爆破炸药量一次3kg,通凤时间5min。

工作面分布,东西两翼相同,合计工作面数(包括备用工作面)如表1所列。

图1矿井通风系统图

表1工作面分布表

工作面

一阶段

二阶段

三阶段

合计

采场

8

8

电耙道

2

8

10

出矿平巷

2

6

8

掘进采准

2

4

6

炸药库

1

1

井巷规格见表2。

夏季矿井自然风压与扇风机工作方向相反,自然风压

=126.6Pa。

第三章确定矿井通风系统

3.1矿井通风系统遵循的原则

①每一矿井必须有完整的独立通风系统。

②按常年主导反向,进风井必须布置在地表污染源的上风侧;进风井布置在不受高温气体侵入的地方。

③进风井巷与采掘工作面的进风流含尘量不得大于0.5mg/m3。

箕斗井或箕斗罐笼混合井不应兼做进风井,如果兼做进风井使用,必须采取措施,满足进风质量要求。

主要回风井不得作为人行道。

④多风机通风系统,在满足风量按需分配的前提下,各主要通风机的工作风压应接近,当通风机之间的风压相差较大时,应减小共用风路的风压,使其不超过任何一个通风机风压的30%。

⑤每一个生产水平和每一采区,都必须布置回风巷,实行并联通风。

采场、二次破碎巷道应尽可能利用贯穿风流通风,电耙司机应位于上风侧。

禁止污风串联通风,否则必须采取空气净化措施。

⑥井下爆破材料库、破碎硐室、井下充电室必须有单独的新鲜风流,回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。

⑦风门、密闭、风桥、风窗、风硐等通风构筑物,必须建立验收和维护制度,保持完好。

⑧主扇应有反风装置,并保证征10分钟内改变风向,每年至少要进行一次反风实验。

主扇反风必须经矿领导批准。

选择通风系统,应根据矿山特点,提出几个技术上可行的方案,进行技术经济比较,然后选定最合理的通风系统方案。

3.2通风方案选择

该矿设计的通风系统服务于井下开采的部分,深度为400m。

矿体走向长1400m,矿体厚度为7~15m采用下盘竖井阶段石门开拓,阶段高40m,副井罐笼井为进风井,采用两翼对角式通风。

3.3主扇的工作方式及安装地点

风机的工作方式为抽出式通风,所以需要把主扇安装在矿井总回风巷中,将井下的空气抽出地表。

3.4阶段通风网络结构

由于该矿多段同时作业,为使各阶段作业面都能从进风井得到新鲜风流并将所排出污风送到回风井中。

各作业面风流互不串联和循环,就必须对各阶段的进回风巷道统一布置,合理规划,构成一定形式的阶段通风网络。

由于该矿回采顺序是由上往下,同一水平为后退式回采,所以采用阶梯式通风网。

第四章矿井通风计算和风量分配

4.1通风计算

(1)采场风量

1)按爆破火药量计算

式中A—一次爆破的炸药量,kg;A=300kg

t——通风时间,t=2400s

Kt—紊流扩散系数,取0.81

V--采场体积,50×15×2.5=1875m3

计算得Q=4.22m3/s

2)按排尘计算风量

Q=

硐室采场入口巷道断面面积;2.5×2.4=6㎡

n风流受限系数

=0.16

计算得Q=4.20m3/s

两者取大值,为4.22m3/s

(2)电耙道风量按二次破碎爆破后通风计算

式中A—一次爆破的炸药量,A=3kg;

L0—采场长度的一半,L0=50m;

S—回采工作面横断面积,S=5.4m2;

t—通风时间,t=300s

计算得Q=2.42m3/s

按排尘风速计算

计算得Q=

=0.5×5.4=2.7m3/s

两者取大值,电耙道风量为2.7m3/s

(3)出矿平巷的风量

Q=

=0.15×5.4=0.81m3/s

(4)掘进,采准作业面的风量,按排尘风速计算,考虑贯穿风流的风量大于独头巷道风量的1.43倍

Q=

=0.25×0.1×1.43=2.18m3/s

(5)井下炸药库的风量取2m3/s

(6)矿井总风量

=1.5×(4.22×8+2.7×10+0.81×8+2.18×6+2)

=123.48m3/s

4.2风量分配

矿井备用风量按总回风巷道集中漏风考虑;各作业面分配的风量见图,西翼风量分配情况与东翼相同。

图1矿井通风系统及作业面布置图(东翼)

第五章矿井通风阻力计算及评价

矿井通风总阻力是指风流由进风井口起,到回风井口止,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,矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。

在主要通风机的服务年限内,随着采煤工作面及采区接替的变化,通风系统的总阻力也将因之变化。

为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要,而且主要通风机有较高的运转效率,需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排,对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析,当根据风量和巷道参数(断面、长度等)直接判定出最大总阻力路线时,可按该路线的阻力计算矿井总阻力,当不能直接判定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较,然后确定该时期的矿井总阻力。

选择最大阻力路线1~18(图1),各段巷道的摩擦阻力按下式计算:

Pa

计算表格列于表中,累计1~18各段巷道摩擦阻力值可得东翼总摩擦阻力

1647.2Pa

矿井局部通风阻力按摩擦阻力的20%计算,则矿井总阻力

=1.2×1647.2=1976.6Pa

西翼阻力分配情况与东翼相同。

巷道编号

巷道名称

支架总类

摩擦系数

巷道长度

m

巷道断面

巷道周界

m

风阻

风量

阻力

Pa

1-2

石门

混凝土

0.004

120

10.4

13.6

0.0058

61.32

21.8

2-3

竖井

喷浆

0.012

280

14.6

17.3

0.0187

82.32

125.7

3-4

石门

喷浆

0.012

40

14.6

17.3

0.0027

73.30

14.4

4-5

运输平巷

混凝土

0.004

80

10.4

13.6

0.0039

64.58

16.3

5-6

运输平巷

无支架

0.008

124

6.1

10.1

0.044

32.29

45.9

6-7

运输平巷

无支架

0.008

124

6.1

10.1

0.044

30.11

39.9

7-8

运输平巷

无支架

0.008

124

6.1

10.1

0.044

22.38

22.0

8-9

穿脉平巷

无支架

0.010

10

4.0

8.0

0.0125

14.65

2.7

9-10

人行通风天井

合板梯子

0.050

8

3.6

5.8

0.0497

13.84

9.5

10-11

人行通风天井

合板梯子

0.050

20

3.6

5.8

0.0124

8.44

8.8

11-12

采场

无支架

0.010

62

37.5

35.0

0.0004

4.22

8.8

12-13

回风天井

无支架

0.010

12

4.0

8.0

0.015

13.84

2.9

13-14

回风穿脉

无支架

0.010

15

4.0

8.0

0.0188

13.84

3.6

14-15

回风平巷

无支架

0.010

124

5.4

9.7

0.0764

21.38

34.9

15-16

回风平巷

无支架

0.010

124

5.4

9.7

0.0764

55.80

237.9

16-17

回风平巷

无支架

0.010

350

5.4

9.7

0.216

59.31

759.9

17-18

回风井

无支架

0.008

320

7.04

10.8

0.079

61.74

301.1

合计

1937

202.6

1647.2

通风阻力的评价

=0.13

A=

=

=3.3

A大于2,说明矿井通风容易。

 

第六章通风设备选择

矿井通风设备是指主要通风机和电动机。

(1)矿井必须装设两套同等能力的主通风设备,其中一套做备用。

(2)选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化,并使通风设备长期高效率运行。

当工况变化较大时,根据矿井分期时间及节能情况,应分期选择电动机。

(3)通风机能力应留有一定的余量,轴流式通风机在最大设计负压和风量时,轮叶运转角度应比允许范围小5°;离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。

(4)进、出风井井口的高差在150m以上,或进、出风井井口标高相同,但井深400m以上时,宜计算矿井的自然风压。

取扇风机装置风量备用系数ξ=1.1,则扇风机的风量为:

=1.1×61.74=67.91≈68

扇风机的全压

按下式计算:

式中,取

=100Pa

=10Pa

=126Pa

=1976.6+126+100+10=2212.6Pa

查扇风机特性曲线,选用DK40型№19轴流式扇风机,转速n=980r/min,叶片安装角θ=35⁰,风量

=70

,全压

=2300Pa

效率η=0.78,可以满足通风要求。

扇风机的功率为

=

=206.4kw

电动机功率为

=239kw

第七章概算矿井通风费用

7.1每吨矿石的通风动力费

先用下式计算主扇运转的年耗电量W1(kW.h)

式中,

--电动机输出功率

--电动机、变压器、电网输电效率

--扇风机每年的工作天数以及每天的工作小时数

局扇和辅扇的年耗电量W2

回采每吨矿石的通风动力费M(元/t)

式中u--电费单价,元/kW.h

7.2每吨矿石通风成本

除每吨矿石的通风电力费用外,还要统计下列费用:

1)通风设备的折旧费和维修费。

折旧费一般用通风设备的服务年限去除购置费,运输费和安装费的总和。

2)专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费。

这项折旧费是用这些井巷的服务年限去除建设费。

3)通风器材(掘进通风和通风构筑物用的器材)的购置费和维修费。

4)通风仪表的购置费和维修费。

5)通风区队全体人员的工资费。

以上五项的每年支出费用除以矿石的产量再加上每吨矿石通风电力费就是每吨矿石通风成本。

参考文献

【1】王英敏.矿井通风与防尘.北京:

冶金工业出版社,2007

【2】王德明.矿井通风与安全.徐州:

中国矿业大学出版社,2007

【3】吴超.矿井通风与空气调节.长沙:

中南大学出版社,2008

【4】支学艺.矿井通风与防尘.北京:

化学工业出版社,2013

【5】王运敏主编.中国采矿设备手册.北京:

科学出版社,2007

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