河南理工大学采矿工程专业通风课设Word格式.docx
《河南理工大学采矿工程专业通风课设Word格式.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《河南理工大学采矿工程专业通风课设Word格式.docx（22页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
2、矿井通风设计的基本条件
（1）煤层地质特征：
单一煤层，倾角20°
，煤层平均厚度5m，为Ⅲ级自燃煤层，相对瓦斯涌出量为11m3/t,煤尘有爆炸危险。
（2）井田范围：
设计第一水平深度540m,走向长度10040m，倾斜长度为2000m。
（3）矿井生产任务：
设计年产量500万t，第一水平服务年限为30a。
（4）矿井开采设计基础参数：
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。
井下同时工作的最多人数为200人。
（5）矿井通风阻力：
最大和最小时自然风压分别为50Pa和150Pa。
风硐阻力取120Pa。
3、井巷尺寸及支护情况见表1
井巷名称
井巷特征及支护情况
断面积m2
副井
圆形，罐笼，有梯子间，直径5.5m，混凝土碹
井底车场巷道
拱形，混凝土碹，壁面抹浆
16
主要运输石门
主要运输巷
采区上山
拱形，料石碹
15
工作面平巷
梯形，锚杆，巷道宽度3.5m
巷道×
采高
联络眼
采区车场
采煤工作面
矩形，液压支架，控顶距4.2~5.2m，综采
回风石门
梯形，锚喷
8
主要回风大巷
回风井
混凝土碹（不平滑），风井直径D=4m
表1
4、主要问题与建议
为了保证矿井安全生产，自阿矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯煤层、水和火的威胁。
本设计采用较先进的设备，并建立了井下环境安全监测系统，对瓦斯、煤层、水和火等灾害进行了早期预防，综合治理。
1、瓦斯管理措施
⑴严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节《煤矿安全规程》的有关规定。
⑵设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测，不得少于两次，发现问题及时汇报处理。
另外，建立瓦斯的个体巡回检测和连接检查的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。
2、煤尘的防治措施
⑴掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器。
⑵利用环境安全监测系统及时测定风流中的防尘浓度。
⑶奖励防尘、洒水、降尘系统对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。
3、防火措施
⑴实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自然发火根源。
⑵完善矿井通风系统合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。
1.矿井通风系统类型的确定
1.1通风方式的确定
通风方式一般可分为中央式，对角式，混合式三种。
根据该煤层地质条件：
，煤层平均厚度5m，为Ⅲ级自燃煤层，相对瓦斯涌出量为11m3/t,煤尘有爆炸危险；
设计第一水平深度540m,走向长度10040m，倾斜长度为2000m；
并且从技术和经济两方面比较，该煤层的通风方式应为：
两翼对角式。
两翼对角式：
进风井筒大致位于井田走向的中央，两个出风井筒分别位于两翼边界采区中央的浅部，主要通风机设在出风井口附近。
为了开采深水平，有时把两翼风井设在两翼沿倾斜的中央和沿走向的边界附近。
用斜井和平峒开拓时，可把下图中的立井改为斜井和平峒。
图1-1两翼对角式
两翼对角式适用条件：
一般认为，这种布置方式适用于煤层走向较大（超过4km）、井型较大、煤层上部距地面较浅、瓦斯和自然发火严重的新建矿井。
它的优缺点，完全和中央并列式相反，比中央分列式的安全性更好，但初期投资更大。
如果能够进行相向掘进，就能适当减轻建井期限长，投产较晚的缺点。
有些瓦斯等级不高，但煤层走向较长、产量较大的新矿井，也可采用这种通风方式。
1.2通风方法的确定
通风方法，即矿井主通风机的工作方法。
煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。
两种方法的比较：
（1）抽出式
抽出式通风是主要通风机安装在回风井口，在抽出式通风机的作用下，整个矿井通风系统处于低于当地大气压的副压状态。
抽出式优点：
井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；
漏风量小，通风管理较简单；
与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。
抽出式缺点：
当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时，抽出式会不小窑积存的有害气体抽到井下使有矿井效风量减少。
主要通风机使井下风流处于负压状态。
一旦主要通风机因故停止运转，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；
压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。
（2）压入式
压入式通风是主要通风机安装在进风井口，作压入式工作，井下风流处于正压状态。
在低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高差起伏，无法在高山上设置扇风机。
总回风巷无法连通或维护困难的条件下选用。
优缺点：
压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面：
进风线路漏风大,管理困难；
风阻大、风量调节困难；
由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；
通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌量增加。
因此，正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；
漏风量小，通风管理较简单。
由于该矿井采用双翼采区准备，按照“一井一面”布置生产，抽出式与压入式相比，优点更加明显，因此本设计选用抽出式通风方法。
2.矿井所需风量计算、风量分配
2.1矿井需风量的计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的原则，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。
2.2矿井需风量的计算方法
根据现行《煤矿安全规程》规定，矿井需要的风量应按照下列求分别计算，并选取其中的最大值。
（1）按井下同时工作的最多人数计算：
Q=4NK
式中：
Q——矿井总风量，m3/s
4——每人每分钟供风标准，m3/min·
人
N——井下同时工作的最多人数，200人
K——矿井通风系数，两翼对角式取1.15
则Q=4×
200×
1.15=920m3/min=15.33m3/s
（2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和进行计算即：
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他）×
K
Q——矿井总风量，m3/s
ΣQ采——采煤工作面风量之和
ΣQ掘——掘进工作面风量之和
ΣQ硐——独立通风硐室需风量之和
ΣQ其他——其他用风地点需风量之和
1）采煤工作面实际需风量
由题目条件：
相对瓦斯涌出量11m3／t，矿井生产能力为5Mt/a，双翼采区准备，按照“一井一面”布置生产，计算出工作面的瓦斯绝对涌出量：
Q采瓦=11×
5×
1000000/（330×
16×
60）=173.61m3／min
①瓦斯涌出量计算：
Q采=100×
Q采瓦×
Q采——工作面实际需要的风量，m3/min
Q采瓦——工作面的瓦斯绝对涌出量，取1m3/min
K——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2
Q采风=100×
q采瓦×
K=100×
173.61×
1.2=20833.2m3/min=347.22m3/s
②按工作面温度计算：
Q采=60×
Vc×
Sc×
Kc，m3/min
Vc——采煤工作面风速，当采长壁工作面稳定在18℃时，工作面风速应在0.8-1.0m3/s之间，取1.0m3/s
Sc——采煤工作面的平均断面积，（4.2+5.2）/2×
2.2=10.34㎡
Kc——采煤工作面长150m,长度系数，取1.1
Q采风=60×
1.0×
10.34×
1.1=682.44m3/min
③按人数计算实际需风量：
Q采=4×
N，m3/min
N——工作面同时工作的最多人数，30人
Q采=4×
30=120m33/min
④按风速验算
60×
0.25×
S采≤Q采≤60×
4×
S采
S采——采煤工作面的平均断面积，采煤工作面10.34㎡
采工作面：
155.1m3/min≤Q采≤2481.6m33/min
根据以上计算，设计采工作面配风量取其中最大值，即：
Q采风=2481.6m3/min=41.36m3/s
2）掘进工作面实际需风量
①按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×
q掘×
K掘
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min
Q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.8m3/min
K掘——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5由于忽略了掘进工作面的出煤量和瓦斯涌出量，因此，此步计算结果可予忽略。
②按炸药量计算:
Q掘=25×
A
25——使用1kg炸药的供风量，m3/min
A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，10kg。
10=250m3/min
③按局部通风机吸风量计算:
Q掘=Q局扇吸×
k
=250×
1.2=300m3/min
选择JBT-61型局部通风机，其额定风量为250m3/min
④按人数计算掘进工作面实际需风量:
Q掘=4×
N
N——掘进工作面同时工作的最多人数，35人
35=140m3/min
⑤按风速进行验算：
15×
S掘≤Q掘≤240×
S掘
S掘——煤巷掘进工作面的断面积，8㎡120m3/min≤Q掘≤1920m3/min
综合考虑，掘进工作面实际需风量为：
Q掘=300m3/min
3）硐室、爆破材料库等需风量：
①爆炸材料硐室：
1m3/s
②采区变电所：
③绞车硐室：
则硐室、爆破材料库等实际需风量为：
∑Q硐=1＋1+1=3m3/s
综合上述计算，矿井需风量为：
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×
=（2.5×
2481+4×
300+180）×
1.25
=9478.13m3/min=157.97m3/s
以上计算结果取最大值，由于采用两翼对角通风，两翼对称同进开采，则矿井一翼需风量Q=78.98m3/s。
3.通风阻力计算与风量调节
3.1通风阻力计算方法
用下式算出各区段井巷摩擦阻力：
H摩=a·
L·
U·
Q2/S3
（Pa）
h摩——各段井巷的摩擦阻力；
α——摩擦阻力系数，可查阅《煤矿通风与安全》一书的附录；
L——各段井巷的长度，m；
U——各段井巷的周长，m：
S——井巷的净断面积，m2；
Q——各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K（考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素）后求得的风量值，
其总和为总摩擦阻力：
∑h摩=h1-2+h2-3+......+hn-（n+1）Pa
h1-2、h2-3、„„、+hn-（n+1）——为各段井巷之摩擦阻力，Pa。
通风困难时期风阻计算
节点号
断面a积m2
a
L
U
S
S2
R
Q
Q2
H摩
V
1-2
2-3
3-4
4-5
5-6
6-7
7-8
8-9
9-10
10-11
11-12
12-13
总计
通风容易时期风阻计算
由表3-1和表3-2的计算知：
H易=Pa
H难=Pa
3.2计算总风阻
R易=h阻易/Q2,Ns2/m8
R难=h阻难/Q2,Ns2/m8
式中：
R易、R难------容易时期和困难时期的全矿总风阻
则R易=Ns2m-8
R难=Ns2m-8
3.3通风设备选型
（1）选型依据
矿井一翼所需风量：
m3/s
通风容易时期矿井所需风压：
Pa
通风困难时期矿井所需风压：
（2）通风机选型
通风机所需风量:
Qf=KQt
则Qf=1.15×
=m3/s
式中:
K——风量备用系数，K=1.15；
Qt——矿井所需总风量，m3/s
通风机所需负压:
Hf=ht+Hn+hr+hv
则通风容易期Hf1=ht1+Hn+hr+hv
=+200=Pa
通风困难时期Hf2=ht2+Hn+hr+hv
ht——全矿总阻力，即矿井所需负压，Pa；
Hn——自然风压，较小可忽略不计，Pa；
hr——风机装置阻力，一般取150～200Pa；
hv——出口动压损失，由于这里以所需风机的静压为依据利用静压特性曲线进行风机选型，故hv=0Pa。
3.4确定通风机的工况点
（1）计算矿井通风网路阻力系数R
H=RQ2
得到R=H/Q2
则通风容易时网路阻力系数R1=Hf1/Qf2
=/413
=
通风困难时网路阻力系数R2=Hf2/Qf2
=/412
=
（2）网路特性曲线
根据H=R2Q，利用描点法将矿井通风容易时期及通风困难时期通风网路特性曲线分别描绘在型风机特性曲线上。
根据所需负压及风量，取矿井后期网路特性曲线与风机叶片安装角度为的性能特性曲线相交于K1点，为通风容易时的工况点，初期工况值Q1=m3/s，H1=Pa，η1=；
取矿井初期网路特性曲线与风机叶片安装角度为的性能特性曲线相交于2K点，为通风困难时的工况点，后期工况值Q2=m3/s，H2=Pa，η2=。
通风容易时风机叶片安装角度为，通风困难时风机叶片安装角度为，满足生产及安全要求。
通风机特性曲线与工况点，如图所示。
（3）通风机性能参数
型通风机主要技术参数如下：
电机型号
电机功率
额定电压
风量范围
风压范围
根据矿井所需的风量、负压及矿井的开拓布置，考虑设施漏风和各种阻力损失后，经计算和比较，选择两台型防爆对旋轴流式通风机，一台工作，一台备用，风机转数r/min。
每台风机配备两台专用防爆电机，功率kW，电压kV。
该风采用内装式电机，机电一体化，改变了矿井主通风机长轴或皮带轮传动的传统结构，避免了传动装置损坏事故，提高了风机的传动效率。
3.5通风机运行工况（见图3-5-1、3-5-2）
3.6电动机选型
后期最小负压时，所需电动机功率P容易：
P容易=Of×
H容易/1000η=KW
前期最大负压时，所需电动机功率P困难：
P困难=Of×
H困难/1000η=KW
因矿井首采区前期约服务30年，前后期电能损耗所差不多，故前、后期选择电动机容量一致。
3.7通风机、电动机的检验
（1）起动时容量由于本矿井通风机布置在工业场地内，电动机采用全压直接启动，其容量能够满足风机正常启动的要求。
（2）反风时的容量根据厂家提供的型对旋风机反风参数确定。
检验所选电动机容量是否满足反风要求。
4.通风费用概算
4.1矿井通风费用
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：
W=（E+EA）D/T元/t
E+EA=（P难+22）/ηvηw
w——主要通风机年耗电量，元/t
D——电价，0.8元
T——矿井年产量，t
E——矿井主要通风机年耗电量
EA——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量
ηv——变压器的效率，取0.95；
ηH——电线的输出功率，取0.95。
则E=×
（2×
37×
2+11×
4）/0.95×
0.95=1863623（KW.h）/a
W=1863623×
0.8/600000=2.4元
致谢
能够完成本次矿井通风课程设计首先要感谢我的教学与指导老师——王兵建老师，是在他的教学课堂上我学习了《通风安全学》这门课程，学习与了解了大量的煤矿井下通风安全理论知识，然后在本次矿井通风课程设计当中，化理论为实践，亲自参与煤矿井下通风系统的设计，全面而系统地梳理了一遍学习到的知识。
然后，要感谢我身边的同学与朋友，尤其是同一个宿舍的好哥们儿，在我对于课程设计中某一个问题感觉到困惑的时候，是他们首先站出来，帮助我排忧解难，让我能够顺利地完成本次矿井通风课程设计，真是万分感谢！
1、煤矿安全规程，国家煤矿安全监察局，2011年
2、孙研，风机产品样本，机械工业出版社，1998年
3、张荣立等，采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2003年
4、张国枢等，通风安全学，中国矿业大学出版社，2000年
5、朱银昌，候贤文，煤矿安全工程设计，煤炭工业出版社，1995年
升级会员 