矿井通风课程设计Word格式文档下载.docx
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巷长
m
断面积
m2
1~2
副井
两个罐笼，有梯子间，风井直径D=5m
240
2~3
主要运输石门
三心拱，混凝土碹，壁面抹浆
120
9.5
3~4
80
4~5
主要运输巷
450
7.0
5~6
运输机上山
梯形水泥棚
135
6~7
7~8
运输机顺槽
梯形木支架d=22cm，Δ=2
420
4.8
8~9
联络眼
梯形木支架d=18cm，Δ=4
30
4.0
9~10
上分层顺槽
10~11
采煤工作面
采高2m控顶距2~4m，单体液压，机采
110
6.0
11~12
12~13
13~14
回风顺槽
14~15
回风石门
7.5
15~16
主要回风道
2700
16~17
回风井
混凝土碹（不平滑），风井直径D=4m
70
表1-1井巷尺寸及其支护情况
1矿井拟定通风系统
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。
矿井主要进风井位于井田中央的副井，矿井主要回风井位于第七采区和第八采区的上部边界。
大巷位置位于负240米处石门揭煤地带的岩石巷道中。
在第一采区有一个备用工作面，一个采煤工作面，两个掘进工作面，在第二采区有两个采煤工作面，两个掘进工作面所以矿井总共有4个采煤工作面，4个掘进工作面。
回采工作的采煤方法采用单一走向长壁采煤法，采煤工作面推进方向采用后退式，矿井通风系统图1—4如下：
图1—4矿井通风系统
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。
1采区工作面通风系统:
新鲜风流从地面经副井进入井下—→井底车场—→主要运输石门—→主要运输大巷—→采区下部车场—→运输上山—→区段运输顺槽—→上层采煤工作面—→清洗工作面后（污风）—→区段回风平巷—→回风石门—→主要回风巷道—→回风井排入大气。
2．备用工作面通风系统:
新鲜风流从地面经副井进入井下—→经井底车场—→主要运输石门—→主要运输大巷—→采区下部车场—→运输上山—→区段运输顺槽—→上层采煤工作面—→清洗工作面（污风）—→区段回风平巷—→回风石门—→主要回风巷道—→回风井排入大气。
3．火药库通风系统：
新鲜风流从地面经副井进入井下—→井底车场—→主要运输石门—→火药库—→轨道上山—→回风石门—→主要回风巷道—→回风井—→排入大气。
4．掘进工作面通风系统:
新鲜风流从地面经副井进入井下—→井底车场—→主要运输石门—→主要运输大巷—→采区下部车场—→运输上山—→掘进工作面。
清洗工作面（污风）流入轨道上山—→回风石门—→主要回风巷道—→回风井—→排入大气。
2矿井总风量计算与分配
2.1矿井需风量计算原则
（1）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。
（2）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。
（3）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。
2.2矿井需风量计算方法
矿井需风量按以下方法计算，并取其中最大值。
2.2.1按进下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK
=4×
120×
1.10
=528m3/min
式中Q矿——矿井总需风量，m3/min
N——井下同时工作的最多人数，人；
4——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。
2.2.2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：
根据矿井总产量算出矿井每分钟产煤量为：
1.71t，瓦斯绝对涌出量为：
1.73×
8=13.84m3/min
Q采=100Q瓦K瓦
=100×
13.84×
1.6
=2214.4m3/min
式中Q采——采煤工作需要风量，m3/min；
Q瓦——采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/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3-1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
采煤工作面的需风量按下式计算：
Q采=60V采S采K采，m3/min
=60×
1.0×
8.14×
1.2
=586.08m3/min
式中V采——采煤工作面适宜风速，m/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3-2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
1.30~1.40
3）按炸药使用量计算：
Q采=25A采，m3/min
=25×
10
=250m3/min
式中25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min
A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg
4）按工作人员数量计算：
Q采=4N采，m3/min
=4×
26=104m3/min
式中4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min
N采——采煤工作面同时工作的最多人数。
通过以上计算，取其中最大值，进行下面风速验算：
5）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，m3/min
=60×
0.25×
8.14
=122.1m3/min
6）按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Q采≦60×
4S采，m3/min
4×
=1953.6m3/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。
Q掘=100Q瓦K瓦
=100×
0.42×
1.5
=60m3/min
2）按炸药量使用最计算：
Q掘=25A掘，m3/min
3）按局部通风机吸风量计算：
Q掘=Q通IK通，m3/min
=200×
1×
=240m3/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：
K通——防止局部通风机吸循球风的风量备用系数，一般取1.2~1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
表3-3局部通风机额定风量Q通
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
Q掘=4N掘，m3/min
=40m3/min
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×
S掘
由上式得43.2m3/min≦Q掘≦1152m3/min
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
72m3/min≦Q掘≦1152m3/min
根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。
Q掘=250m3/min
72m3/min≦Q掘≦1152m3/min
所以，Q掘=250m3/min符合上述要求。
（三）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，小型矿井一般80~100m3/min，大型矿井一般100~150m3/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
0.15~0.23
0.01~0.04
0.02~0.04
2.2.3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，也可按采煤，掘进，硐室的需风量总和的3%~5%估算。
2.3矿井总风量计算
通过计算所得:
矿井总风量为6375.9m3/min
2.4矿井总风量的分配
矿井总风量确定后，由于只知道各个实际用风地点的分量，而井下各条巷道流过的风量还不完全清楚，加之计算中考虑了K矿通，较个地点实际需风量增加了一部分风量，因此还需要进行风量的再分配。
2.4.1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。
2.4.2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。
将本节上述内容结合各个矿井实际情况，明确各数据取值范围，个用风地点用风计算方法，最低配风量等内容，制定成文件格式，即可成为各个矿井供风标准文件，但必须结合实际情况至少每五年修改一次。
3矿井通风总阻力的计算
3.1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。
3.2矿井通风总阻力的计算方法
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矿井通风（容易）时期井巷磨擦阻力计算表
节点序号
巷道名称
支护形式
α/（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
两个罐笼，有梯子间，
0.0037
15.7
19.625
7558.38
0.001844522
67.7667
4592.33
8.47
3.45
2
0.0034
11.87
857.38
0.005648557
64.7667
4194.73
23.69
6.82
3
0.003765705
63.1
3981.61
14.99
6.64
4
10.19
7
343
0.045453936
37.7001
1421.30
64.60
5.39
5
0.01
11.01
0.043333819
61.59
6
0.012
0.052000583
29.0335
842.94
43.83
4.15
梯形木支架d=22cm,△=2
0.0119
9.11
110.59
0.411716973
20.5002
420.26
173.03
4.27
8
梯形木支架d=18cm,△=4
0.0158
8.32
64
0.06162
10.2501
105.06
6.47
2.56
9
0.07842228
8.24
2.14
采高难度2m控顶距2-4m,单体液压，机采
0.047
9.55
216
0.228581019
24.02
1.71
11
12
13
14
11.39
421.88
0.00809946
42.3668
1794.95
14.54
5.65
15
0.0035
10.54
0.236093202
423.77
16
混凝土碹（不平滑），风井直径d=4m
0.0039
12.56
1981.39
0.001730543
3.11
3.37
17
单翼总风阻
1058.10
18
矿井总风阻
2116.20
1）计算矿井通风容易时期的通风总阻力
表4-2矿井通风（困难）时期井巷磨擦阻力计算表
0.0018
0.0056
0.0038
3150
0.3182
452.22
0.0433
0.0520
0.4117
0.0616
0.0784
0.2286
0.0081
0.0000
0.00
0.0017
1300
2600
2．矿井通风困难时期通风总阻力
经计算，通风容易时期总阻力为2116.2Pa；
通风困难时期期总阻力为2600Pa。
3.3矿井等积孔计算
（1）通风容易时期：
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