矿井通风课程设计.docx
《矿井通风课程设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《矿井通风课程设计.docx（15页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
矿井通风课程设计
“矿井通风”课程设计
一设计条件及原始数据
某矿井，井田走向长度3.89km，倾斜长度1.98km，单一煤层，煤层厚度2.6m，煤层倾角8°～15°，相对瓦斯涌出量10.4m3/t，采煤工作面绝对瓦斯涌出量5.6m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.8m3/min，煤层无自燃发火和煤尘爆炸危险。
矿井设计能力60万t/a,服务年限34a，采用斜井单水平开拓方式，上山阶段划分为两个采区，服务年限18a，下山阶段划分为两个采区，服务年限16a，四个采区布置基本相同。
达到设计产量时，矿井开拓工程量已完毕。
生产采区有一个综采工作面生产，一个备用综采工作面，两个综掘工作面；准备采区有一个综掘工作面。
每个掘进工作面都采用双巷交替掘进，利用一台局部听风机进行通风，均为独立回风。
需要独立通风的硐室有中央变电所、爆破材料库（容积1080m3）、采区配电室和轨道上山绞车房各一个。
附表1巷道规格表
巷道区段序号
巷道名称
支护形式
断面形状
断面积/m2
计算长度/m
1-2
进风斜巷
锚杆喷浆
半圆拱形
14
240
2-3
运输大巷
料石砌碹
半圆拱形
12
80
3-4
运输大巷
料石砌碹
半圆拱形
12
680
4-5
运输大巷
料石砌碹
半圆拱形
12
120
5-6
采区车场
锚杆喷浆
半圆拱形
12
80
6-7
轨道上山
锚杆喷浆
半圆拱形
10
560
7-8
轨道上山
锚杆喷浆
半圆拱形
10
80
8-9
轨道上山
锚杆喷浆
半圆拱形
10
200
9-10
进风顺槽
工字梁棚
梯形
10
880
10-11
综采面
支撑掩护
矩形
7
180
11-13
回风顺槽
工字梁棚
梯形
10
920
13-14
运输上山
锚杆喷浆
半圆拱形
10
380
14-15
运输上山
锚杆喷浆
半圆拱形
10
80
15-16
运输上山
锚杆喷浆
半圆拱形
10
520
16-17
回风大巷
料石砌碹
半圆拱形
12
120
17-18
回风大巷
料石砌碹
半圆拱形
12
680
18-19
回风大巷
料石砌碹
半圆拱形
12
180
19-20
回风斜巷
料石砌碹
半圆拱形
12
240
20-21
风硐
混凝土碹
半圆拱形
10
30
注:
工字钢棚梁截面高度16cm，支柱间距0.8m。
井下同时工作的最大人数为380人，其中综采工作面最大人数为30人，综掘工作面最多人数为20人，采煤工作面最高气温为18°C。
矿井自燃风压变化范围为50±Pa。
二拟定矿井通风系统
2.1矿井通风方法
由于该矿井相对瓦斯涌出量10.4m3/t，故为高瓦斯矿井，因此矿井中采用抽出式通风，抽出式通风风量比压入式大，抽出式主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。
当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力增高，在短时间内可以抑制采空区和煤壁瓦斯涌出，有利于安全。
并且抽出式通风的应用无需在主要进风道安设控制风流的通风构筑物，便于运输，行人和通风管理工作。
2.2矿井通风方式
矿井通风方式采用中央并列式,该方式地面建筑集中，占地少，节省工业场地，管理方便；初期开拓工程量小，投资少，投产快；两个井筒集中，便于开掘，井筒延深工作方便，井筒安全煤柱少，易于实现矿井反风。
三计算和分配矿井总风量
3.1采煤工作面所需风量
3.1.1按瓦斯涌出量计算
Q综采=100×Q瓦采×K瓦采＝100×5.6×1.4＝784m3/min
式中：
Q综采———一个综采工作面需要分量，m3/min；
Q瓦采———一个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
K瓦采———一个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；
3.1.2按工作面进风流温度计算
Q综采=60×V采×S采·K采＝60×0.8×7×1.2＝403.2
m3/min
式中V采———一个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表2
中取，取0.8m／s;
S采———一个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小空
顶距时有效断面的平均值，㎡；
K采———一个工作面的长度分量系数，按表3取1.2；表2采煤工作面进风流气温、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
表3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
＜15
50—80
80—120
120—150
150—180
＞180
0.8
0.9
1.0
1.1
1.2
1.30—1.40
3.1.3按工作人员计算
Q综采=4×n采=4×30=120m3/min
式中4———每人每分钟供给的最低风量，m3/min；
n采———一个工作面同时工作的最多人数，个；
3.1.4按风速进行验算
Q综采≥60×0.25×S采=60×0.25×7=105m3/min；
Q综采≤60×4×S采=60×4×7=1680m3/min；
经验算均符合要求；故Q综采=784m3/min；
∑Q综采=Q综采﹢Q综备=Q综采﹢½Q综采=784＋½×784=1176m3/min
3.2掘进工作面所需风量
3.2.1按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×Q瓦掘×K瓦掘=100×1.8×1.8=324m3/min
式中Q掘———一个掘进工作面的需风量，m3/min；
Q瓦掘———一个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；
K瓦掘———一个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量
系数，一般可取1.5—2.0；
3.2.2按局部通风机吸风量计算
本设计预选型号为BKJ66—11系列局部通风机，参考按瓦斯涌出量计算的结果取Q局=325，Q掘=Q局×K局通=325×1.2=360m3/min
式中Q局———一个掘进工作面局部通风机的额定风量；
K局通———为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，
进风巷道中无瓦斯涌出取1.2；
3.2.3按工作人员数目计算
Q掘=4×n掘=4×20=80m3/min
式中n掘———一个掘进工作面同时工作的最多人数，个；
3.2.4按风速进行验算
各个岩巷掘进工作面风量应满足：
60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S掘90m3/min≤Q掘≤2400m3/min
各个煤巷或半煤巷掘进工作面风量应满足：
60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘150m3/min≤Q掘≤2400m3/min
式中S掘———一个掘进工作面巷道的净断面积，取10㎡。
经验算均符合要求，故Q掘=360m3/min；由于矿井有3个综掘工作面而且装备相同，故∑Q掘=3×Q掘=3×360=1080m3/min
3.3硐室所需风量
（1）中央变电所按经验值取120m3/min，采区配电室按经验值取72m3/min，轨道上山绞车房按经验值取60m3/min.
（2）爆破材料库需风量
Q硐爆=4V／60=4×1080／60=72m3/min
式中Q硐爆———井下爆破材料库需风量，m3/min；
V———井下爆破材料库的体积，m3。
∑Q硐=Q硐中﹢Q硐采﹢Q硐轨﹢Q硐爆=120﹢72﹢60﹢72=324m3/min
该矿井不考虑其他巷道所需风量，故其他巷道中所需风量为0.
3.4矿井总风量计算
Q矿=（∑Q综采﹢∑Q掘﹢∑Q硐）×K备=（1176﹢1080﹢324）
×1.2=3096m3/min
式中∑Q综采———采煤工作面和备用工作面所需风量之和，
m3/min；
∑Q掘———掘进工作面所需风量之和，m3/min；
∑Q硐———硐室所需风量之和，m3/min；
K备———矿井通风系统（包括矿井内部漏风和配风不均
匀等因素）备用系数，取1.2；
3.5风量分配
（1）Q余=Q矿-（∑Q掘﹢∑Q硐）=3096﹣（1080+324）=1692m3/min
式中Q余———采煤工作面和备用工作面分配的总风量；
一般情况下，备用采煤工作面分配的风量为采煤工作面的½，故：
Q采=2／3·Q余=2／3×1692=1128m3/min
Q备采=1／3·Q余=1／3×1692=564m3/min
（2）Q采≥60V低S=60×0.25×7=105m3/min
Q采≤60V高S=60×4×7=1680m3/min
符合要求，为了方便进行下一步通风阻力的计算，将以上各项风量的单位均换成m3/s,如下：
矿井总风量：
3096m3/min=51.6m3/s
综采工作面风量：
1128m3/min=18.8m3/s
备用工作面风量：
564m3/min=9.4m3/s
掘进工作面风量：
360m3/min=6m3/s
中央变电所风量：
120m3/min=2m3/s
爆破材料库风量：
72m3/min=1.2m3/s
采区配电室风量：
72m3/min=1.2m3/s
绞车房风量：
60m3/min=1m3/s
四计算矿井通风总阻力
4.1井巷摩擦阻力的计算
由于矿井服务年限较长（34年），所以只对上山阶段（服务年限为18年）进行矿井通风总阻力计算。
上山阶段只有两个采区且布置相同，矿井达到设计产量后，在开采每个采区的最上面一个区段时通风路线最长，风量也比较集中，此时矿井通风阻力最大，即为通 风困难时期，最大阻力路线为：
1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→13→14→15→16→17→18→19→20→21.
当矿井在开采每个采区最下面一个区段的最后一个工作面时，采区上山巷道缩短，而且备用工作面和两个综掘工作面已转入新采区准备，生产采区风量减少，此时矿井通风阻力最小，即为通风容易时期，最大阻力路线为：
1→2→3→4→5→6→9→10→11→13→16→17→18→19→20→21.
分别沿着两个时期阻力最大的路线用下式计算各段井巷的摩擦阻力并填入表4、表5中：
h摩=αLUQ²／S³,Pa;
然后将各段井巷的摩擦阻力累加起来，求得两个时期的摩擦阻力∑h摩难和∑摩易，再乘以考虑局部阻力的系数，即可得出两个时期矿井通风总阻力。
表4矿井通风困难时期阻力计算表
井巷区段序号
巷道名称
支护方式
α／N·s²·m-4
L
／m
U
／m
S
／㎡
R摩
／N·s²·m-8
Q
／m3·s-1
h摩
／Pa
1—2
进风斜井
锚杆喷浆
0.012
240
14.6
14
0.015
51.6
40.8
2—3
运输大巷
料石砌碹
0.0042
80
13.5
12
0.0026
45.6
5.4
3—4
运输大巷
料石砌碹
0.0042
680
13.5
12
0.022
43.6
41.8
4—5
运输大巷
料石砌碹
0.0042
120
13.5
12
0.0039
42.4
7.0
5—6
采区车场
锚杆喷浆
0.008
80
13.5
12
0.005
42.4
9.0
6—7
轨道上山
锚杆喷浆
0.008
560
12.3
10
0.055
42.4
98.88
7—8
轨道上山
锚杆喷浆
0.008
80
12.3
10
0.007
41.2
13.4
8—9
轨道上山
锚杆喷浆
0.008
200
12.3
10
0.0196
29.2
16.71
9—10
进风顺槽
工字梁棚
0.021
880
13.16
10
0.243
18.8
85.89
10—11
综采面
液压支架
0.033
180
10.58
7
0.183
18.8
64.68
11—13
回风顺槽
工字梁棚
0.021
920
13.16
10
0.254
18.8
89.77
13—14
运输上山
锚杆喷浆
0.008
380
12.3
10
0.037
29.2
31.55
14—15
运输上山
锚杆喷浆
0.008
80
12.3
10
0.0079
41.2
13.41
15—16
运输上山
锚杆喷浆
0.008
520
12.3
10
0.051
42.4
91.69
16—17
回风大巷
料石砌碹
0.0042
120
13.5
12
0.0039
42.4
7.0
17—18
回风大巷
料石砌碹
0.0042
680
13.5
12
0.0223
43.6
42.39
18—19
回风大巷
料石砌碹
0.0042
180
13.5
12
0.0059
45.6
12.27
19—20
回风斜井
料石砌碹
0.0042
240
13.5
12
0.0079
51.6
21.0
20—21
风硐
混凝土碹
0.0034
30
12.3
10
0.00125
54.18
3.67
∑h摩难
696.31
h阻难=1.15∑h摩难=1.15×696.31=800.7565（Pa）
表5矿井通风容易时期阻力计算表
井巷区段序号
巷道名称
支护方式
α／N·s²·m-4
L
／m
U
／m
S
／㎡
R摩
／N·s²·m-8
Q
／m3·s-1
h摩
／Pa
1—2
进风斜井
锚杆喷浆
0.012
240
14.6
14
0.015
51.6
40.8
2—3
运输大巷
料石砌碹
0.0042
80
13.5
12
0.0026
23
1.375
3—4
运输大巷
料石砌碹
0.0042
680
13.5
12
0.022
21
9.7
4—5
运输大巷
料石砌碹
0.0042
120
13.5
12
0.0039
19.8
1.53
5—6
采区车场
锚杆喷浆
0.008
80
13.5
12
0.005
19.8
1.96
6—9
轨道上山
锚杆喷浆
0.008
280
12.3
10
0.0276
19.8
10.82
9—10
进风顺槽
工字梁棚
0.0021
880
13.16
10
0.0243
18.8
8.59
10—11
综采面
液压支架
0.033
180
10.58
7
0.183
18.8
64.68
11—13
回风顺槽
工字梁棚
0.021
920
13.16
10
0.254
18.8
89.77
13—16
运输上山
锚杆喷浆
0.008
200
12.3
10
0.0197
19.8
7.72
16—17
回风大巷
料石砌碹
0.0042
120
13.5
12
0.0039
19.8
1.53
17—18
回风大巷
料石砌碹
0.0042
680
13.5
12
0.0223
21
9.83
18—19
回风大巷
料石砌碹
0.0042
180
13.5
12
0.0059
23
3.12
19—20
回风斜井
料石砌碹
0.0042
240
13.5
12
0.0079
51.6
21
20—21
风硐
混凝土
0.0034
30
12.3
10
0.00125
54.18
3.67
∑摩易
276
h阻易=1.20∑摩易=1.20×276＝331.2（Pa）
4.2计算矿井总风阻和等积孔
通风困难时期：
R难=R阻难/Q2=800.7565/51.62=0.3（kg/m7）
A难=1.19/
难=1.19／
=2.17（㎡）
通风容易时期：
R易=R阻易/Q2=331.21/51.62=0.1244（kg/m7）
A易=1.19/
易=1.19／
=3.37（㎡）
计算结果表明:
两个时期的总风阻都小于0.35N·㎡／m8,等积孔都大于2㎡，因此可认为本矿井属于通风容易矿井。
五选择矿井通风设备（选型）
5.1计算主通风机风量
Q通=1.05×Q矿=1.05×51.6=54.18m3/s
式中1.05———矿井外部漏风系数，回风井无提升时取1.05；
5.2计算主通风机风压
h通静难=h阻难＋h自=800.7565﹢50＝850.7565Pa=86.81（㎜H2O）
h通静易=h阻易-h自=331.2-50=281.2Pa=28.7（㎜H2O）
式中h通静难、h通静易———分别为矿井通风容易和困难时期通风机
静压，Pa；
h阻难、h阻易———分别为矿井通风容易和困难时期通风总阻
力，Pa;
h自———主要通风机工作的自然分压，Pa;
根据以上数据在通风机性能特性曲线上选择合适的通风机，本设计经比较选62A14-11No24型轴流式通风机，其主要技术特征如表6；
表6主通风机主要技术特征
通风时期
通风机型号
动轮直径∕m
可片安装角∕（°）
转数
／r·min-1
风压
／Pa
风量
／m3·m-1
效率
输入功率／kw
容易
62A14-11No24
2.4
17.5
750
637
65
0.72
57.51
困难
62A14-11No24
2.4
22.5
750
1290
65
0.85
98.65
5.3选择配套电动机
（1）计算通风机输入功率
P通入易=h通静易·Q通／η通易×10-3=637×65／0.72×10-3=57.51（kw）
P通入难=h通静难·Q通／η通难×10-3=1290×65／0.85×10-3=98.65（kw）
式中P通入易、P通入难———通风容易时期和困难时期主要通风机
的输入功率，KW;
Q通———主要通风机风量，m3/s；
η通易、η通难———通风容易时期和困难时期主要通风机
的效率，取0.7—0.75.
（2）计算电动机的输出、输入功率：
由于P通入易＜0.6P通入难，原则上两个时期应各选一台电动机。
但考虑到本设计条件下矿井达到设计产量时就是通风困难时期，通风容易时期较短，不久又转入通风困难时期。
因此，两个时期都用一台功率较大的电动机。
P电出=P通入难／η传=98.65／1=98.65（kw）
P电入=1.1×P电出／η电=1.1×98.65／0.92=117.95（kw）
式中η传———传动效率，直接取1；
1.1———电动机容量备用系数，轴流式通风机取1.1；
η电——电动机效率，一般取0.92—0.94。
，本设计取0.92；
根据以上计算所得数据和主要通风机所要求的转数，在有关电动机技术特征手册上选择合适的电动机。
六结论
该矿井通风方法采用抽出式，通风方式采用中央并列式；
（1）矿井的总风量为51.6m3/s；
（2）矿井通风容易时期和困难时期的矿井总风阻分别为331.2Pa、800.7565Pa；
（3）经计算数据和分析比较矿井选涌62A14-11No24型轴流式通风机；
（4）与其通风机配套的电动机的输出功率和输入功率分别为98.65kw、117.95kw；
七心得体会
通过设计更加明确了明确了矿井通风设计的方法和步骤，增强了分析问题的能力。
尤其对矿井风量计算、风量分配及矿井总风阻计算更加系统化，通从矿井风压和矿井总风阻能独立分析、选定矿井的主要通风机，并能简述通风机的通风特性。
为之后的毕业设计、上岗工作打下了牢固的专业基础；
八参考文献
《煤矿安全规程》、《矿井通风》、《采矿工程设计手册》、《煤矿开采技术》、《安全生产法》、《煤炭工业设计规范》
........忽略此处.......
升级会员 