大学矿井通风与安全设计.docx

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大学矿井通风与安全设计

矿井通风课程设计

第一章总论

1.1课程设计的性质与目的：

《矿井通风与安全》课程设计是学生学习该课程结束后进行的一项实践教学环节，是课程体系的主要组成部分。

通过课程设计加深对《矿井通风与安全》和其它课程所学专业理论知识的理解，综合应用理论解决实际问题，培养学生计算、绘图和设计能力，为毕业设计奠定基础。

1.2课程设计内容：

1.2.1设计概述

设计题目为：

矿井通风设计。

由指导老师提供设计矿井的开采技术条件、矿井巷道布置及巷道断面、采掘工作面位置和数目、巷道的支护形式、通风方式和其他设计所需要的已知条件。

1.2.2根据已知条件确定矿井通风系统

矿井通风方式、采区通风方式、主要通风机的工作方式等。

1.2.3矿井风量计算及风量分配。

1.2.4矿井通风阻力计算。

1.2.5风机选型。

1.2.6通风费用的比较。

第二章题目选择

题目2：

某煤矿井田东西走向长约3Km，南北倾向宽约1.7Km，井田面积约4.5519Km2，井田总体呈单斜构造，煤层倾角大部分小于15°，属缓倾斜煤层。

顶板为黑色泥岩，致密而均一，底板为灰白色细—中粒砂岩，煤层厚度0.84～6.69米，平均5.9米，以镜煤、亮煤为主，含黄铁矿，煤层夹矸0～3层，倾角10°～14°。

矿井煤层自燃发火期为1个月，自燃趋势较突出的是2月～3月。

煤尘具有爆炸性，爆炸指数为40.3%。

矿井属低瓦斯矿井。

设计生产能力为90万t/年。

矿井属于低瓦斯矿井，采用斜井单水平上下山开拓，矿井的采煤方法为走向长壁，采煤工艺为综采放顶煤。

采用中央边界式通风方式。

风井设在采区的边界。

主、副井进风，风井回风。

矿井通风难易时期的系统示意图见后。

采区采用轨道上山、运输上山进风，专用回风巷回风。

工作面采用U型后退式开采，采煤工作面风流流动形式是上行通风。

综放面平均控顶距为3.96m，实际采高4.1m，工作面面长150米，工作面温度20℃，回采工作面同时作业人数最多90人。

矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为3.2m3/min，掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量7.2kg，掘进工作面同时工作的最多人数40人。

第三章设计正文

3.1局部通风设计：

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。

3.1.1设计原则、步骤及掘进通风方法的选择

一、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。

二、设计步骤

（1）确定局部通风系统，绘制掘进巷道局部通风系统布置图；

（2）按通风方法和最大通风距离，选择风筒类型与直径；

（3）计算风机风量和风筒出口风量；

（4）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；

（5）按计算所得局部通风机设计风量和风压，选择局部通风机；

（6）按矿井灾害特点，选择配套安全技术装备。

三、掘进通风方法的选择

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）混合式通风压入式通风新风经过风机，安全系数高，可用柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，是大多数矿井局部通风的选择，结合本设计故选择压入式通风。

3.1.2掘进工作面所需风量计算及设计

一、掘进工作面实际需要风量

应按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量总和（Qb）计算：

Qb=ΣQbi式中Qb——第i个掘进工作面实际需要的风量，m3/min

每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求风别进行计算，并必须采取其中最大值。

1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Qbi=100×qbi×Kbi

式中qbi——第i个掘进工作面回风流中的瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量，m3/min

Kbi——第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数（正常生产条件下，连续观察1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），一般取Kbi=1.5-2.此处取Kbi=2.

因此：

Q掘=Qbi=100×qbi×Kbi=100×3.2×2=640m3/min=10.667m3/s

2）按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量（Qbi）

每千克炸药供风≮25m3/min：

Q掘=Qbi≧25×Ai=25×7.2=180（m3/min）=3m3/s

式中：

25——使用1㎏炸药的供风量，m3/s；A掘——掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量，㎏。

所以：

Q掘=180（m3/min）=3m3/s

3）按工作人员数量计算掘进工作面实际需要的风量（Qbi）：

每人供风≮4m3/min：

Qbi=Q掘≧4×Ni

式中：

N掘——掘进工作面同时工作的最多人数

所以：

Q掘=4×40=160（m3/min）=2.667m3/s

根据上述计算，应选取所有风量中的最大值，故按排瓦斯所需风量为该掘进巷道的需风量，大小为640m3/min（10.667m3/s）。

4）按风速进行验算

①按最低风速验算:

各个岩巷掘进工作面的最低风量（Qybi）：

Qybi≧q×Sybi

式中Sybi——第i个岩巷掘进工作面的断面积，m2

各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风量（Qmbi）:

Qmbi≧15×Smbi

式中Smbi——第i个煤巷掘进工作面的断面积。

由题意可选取Smbi=8.5m2

故Qmbi≧15×Smbi=15×8.5=127.5（m3/min）=2.125m3/s

②按最高风速验算：

各个岩巷、煤巷或半煤巷掘进工作面的最高风量（Qbi）

Qbi≤240×Smbi=240×8.5=2040（m3/min）=34m3/s

式中Smbi——第i个掘进工作面的断面积，m2

综上所述，掘进工作面的最小风量为127.5（m3/min）

掘进工作面的最大风量为2040（m3/min）

∵127.5（m3/min）<640（m3/min）<2040（m3/min）

∴符合要求。

二、掘进面的设计

1）巷道断面

各个掘进头的断面由于巷道的用途、位置不完全相同，则其断面也不完全相同，对于运输顺槽其巷道断面一般较大，净断面一般在8.0m2左右，掘进断面为9.6m2左右。

对于回风顺槽断面较小，净断面一般6.6m2左右，掘进断面一般7.8m2左右，其他各掘进头断面有其净断面确定。

掘进断面取8.5m2

2）支护形式

在上下顺槽内，巷道支护形式多采用工字钢或锚网支护，对于上下山及大巷、回风采用锚喷支护。

3.1.3掘进通风设备选择

一、风筒的选择

1）风筒的种类

掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。

柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风。

风筒特性如课本表1。

表3.1　　风筒特性表

风筒类别

风筒直径㎜

接头方式

百米风阻Ns2/m8

节长

胶布风筒

400

单反边

131.32

10m

胶布风筒

600

双反边

15.88

30m

选用风筒要与局部通风机选型一并考虑，其原则是；

（1）风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求，

（2）在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，立井凿井时，选用600-1000mm的铁风筒或玻璃钢风筒；通风长度在200m以内，宜选用直径为400mm的风筒，通风长度200-500m，宜选用直径500mm的风筒；通风长度500-l000m，宜选用直径800-l000mm的风筒。

综上所述，结合题意可选用直径为600㎜的胶布风筒。

2）风筒漏风

正常情况下，金属和透气性极小的塑料风筒的漏气主要是发生在接头处，胶皮风筒不仅接头而且全长的壁面和针眼都有漏风，所以风筒漏风量属连续的均匀的漏风。

漏风使风筒和局部通风机连接端的风量Qf与风筒靠近工作面的风量Qh不等。

因此应按始末端风量的几何平均值作为通过风筒的风量Q即：

m3/s

显然Qf与Qh之差是风筒的漏风量Ql，它与风筒种类，接头数目，方法和质量以及风筒直径，风压有关，但更主要的是与风筒的维护和管理密切相关。

反应风筒漏风程度的指标参数有三：

（1）风筒漏风备用系数柔性风筒的pq值用下式计算：

式中：

n——接头数；在这里n=750÷30=25

Lei——一个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02；反边连接时取0.005。

在这里取0.005

所以pq=1÷（1－25×0.005）=1.14285

所以Qf=pq×Qh=1.14285×640=731.424（m3/min）=12.19m3/s

风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数：

=（731.424－640）÷731.424=12.499%

（2）风筒有效风量

掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数：

所以ps=（1－12.499%）×100%=87.501%

通过风筒的风量Q即：

=√Qf×Qf×ps=√731.424×731.424×87.501%=684.188（m3/min）

（3）风筒漏风备用系数

风筒有效风量率的倒数：

柔性风筒的pq值可用下式计算：

=1÷（1-25×0.005）=1.143

式中：

n——接头数；

Lei——一个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02；反边连接时取0.005。

二、局部通风机的选择

1）、确定局部通风机的工作参数：

（1）、局部通风机工作风量Qf

根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算局部通风机的工作风量。

既Qf=pq×Qh=1.14285×684.188=781.924（m3/min）=13.032m3/s

（2）、局部通风机的工作风压hf

压入式通风时，设风筒出口动压损失为hv，则局部通风机的全压Ht为

式中：

Rf——压入式风筒的总风阻。

Rf=15.88×750÷100=119.1

所以Ht=119.1×781.924÷60×640÷60＋0.811×1.2×（640÷60）2÷0.64

=17410.324（pa）

2）、局部通风机选型：

根据需要的Qf、Ht、值在局部通风机特性曲线上，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率高的局部通风机。

由于轴流式局部通风机具有体积小，便于安装、串联运转效率高等优点，而被广泛采用。

查下面课本上的图和表：

图3.1　BKJ66－11型局部通风机性能曲线图

表3.2　BKJ66－11型局部通风机性能参数表

型　号

风量/m3▪min－1

全风压/Pa

功率/kw

转速/r▪min－1

动轮直径/m

BKJ66－11No3.6

80~150

600~1200

2.5

2950

0.36

BKJ66－11No4.0

120~210

800~1500

5.0

2950

0.40

BKJ66－

11No4.5

170~300

1000~1900

8.0

2950

0.45

BKJ66－11No5.0

240~420

1200~2300

2950

0.50

BKJ66－11No5.6

330~570

1500~2900

2950

0.56

BKJ66－

11No6.3

470~800

2000~3700

2950

0.63

表3.3局部通风机和风筒配套经验数据

通风距离/m

掘进工作面有效风量/m3·min－1

选用风筒/mm

选用局部通风机

备注

BKJ型

JBT型

功率/KW

台数

<200

300

<300

60～70

120

385

460～485

BKJ60—№4

2BKJ60—№4

BKJ56—№5

JBT—4l

JBT—42

JBT—51

5.5

300～500

60～70

120

460～485

600

BKJ56—№5

2BKJ56—№5

BKJ56—№5

JBT—5l

JBT—52

JBT—51

5.5

500～1000

60～70

120

460～485

600

2BKJ56—№5

BKJ56—№5

2BKJ56—№5

JBT—51

JBT—52

JBT—51

5.5

>1000

1500

2000

60～70

250

500

600

800

1000

2BKJ56—№5

2BKJ56—№6

JBT—62

节长

50m

可选择的局部通风机为：

2BKJ56—№6型功率：

28kw转速：

2950r/min动轮直径：

0.63m台数：

图3.2　BKJ系列局部通风机结构图

1－前风筒；2－主风筒；3－叶轮；4－后风筒；5－滑架；6－电动机

3.2风量计算及风量分配

3.2.1矿井需风量计算

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

一、生产工作面、备用工作面

每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

本设计矿井属低瓦斯矿井。

1）低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计算公式为：

式中：

Qc——采煤工作面需要风量，m3/s；

Qjb——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/s。

Qjb——工作面控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面积）×适宜风速（不小于1m/s）；

Kcg——回采工作面采高调整系数（见表3.4）；

Kcc——回采工作面长度调整系数（见表3.5）；

Kcw——回采工作面温度调整系数（见表3.6）。

表3.4Kcg——回采工作面采高调整系数

采高

<2.0

2.0～2.5

2.5～5.0及放顶煤面

系数（K采高）

1.0

1.1

1.5

表3.5Kcc——回采工作面长度调整系数

回采工作面长度（m）

80～150

150～200

>200

长度调整系数（K长）

1.0

1.0～1.3

1.3～1.5

表3.6Kcw——回采工作面温度与对应风速调整系数

回采工作面空气温度（℃）

采煤工作面风速（m/s）

配风调整系数K温

<18

0.3～0.8

0.90

18～20

0.8～1.0

1.00

20～23

1.0～1.5

1.00～1.10

23～26

1.5～1.8

1.10～1.25

26～28

1.8～2.5

1.25～1.4

28～30

2.5～3.0

1.4～1.6

由表可查出符合设计的参数：

Kcg=1.5，Kcc=1.0，Kcw=1.0，采煤工作面风速为1.3

其中：

Qjb=工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速（≮1m/s）=3.96m×4.1m×70%×1.3m/s=886.4856m3/min

代入公式得:

=886.4856m3/min×1.5×1.0×1.0=1329.7284m3/min=22.162m3/s

2）按工作面温度选择适宜的风速进行计算:

采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合下表的要求：

表3.7采煤工作面风速

回采工作面空气温度（℃）

采煤工作面风速（m/s）

配风调整系数K温

此处取1.0

<18

0.3～0.8

0.90

18～20

0.8～1.0

1.00

20～23

1.0～1.5

1.00～1.10

23～26

1.5～1.8

1.10～1.25

26～28

1.8～2.5

1.25～1.4

28～30

2.5～3.0

1.4～1.6

长壁工作面实际需要风量（Qai），按下式计算：

式中：

Vc——采煤工作面风速，m/s；

Sc——采煤工作面的平均断面积，m2。

其中Sc=工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%

所以：

Qc=60×1.0×3.96×4.1×0.7=681.912m3/min=11.3652m3/s

3）按回采工作面同时作业人数计算实际需要风量（Qai）：

每人供风≮4m3/min

则

式中：

N——采煤工作面同时工作人数，此处为90人。

所以：

Qc=（4×90）÷60=6（m3/s）

根据上述计算并取其中最大值即为1329.7284m3/min（22.162m3/s）

4）按风速进行验算:

按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量（Qai）：

Qai≧15×Sai

Sai——第i个采煤工作面的平均断面积，m2

按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（Qai）

Qai≤240×Sai

综上所述，

（m3/s）

式中：

Sai——工作面平均断面积，m2

此处为Sai=3.96×4.1×0.7=11.4m2所以：

0.25×60×11.4=171m3/min4×60×11.4=2736m3/min=45.6m3/s

综上所述，采煤工作面的最小风量为171m3/min（2.85m3/s）

采煤工作面的最大风量为2736m3/min（45.6m3/s）

∵171m3/min<1329.7284m3/min<2736m3/min

∴符合要求。

5）备用工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。

即：

Qdi≧0.5Qai

所以备用工作面风量取Qdi=1329.7284×50%=664.8642m3/min=11.081m3/s

二、掘进工作面所需风量

单个掘进工作面的需风量前面已经算过为640m3/min

掘进工作面所需总风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算：

设计中可规定有两个同样需风量的掘进工作面

因此。

掘进工作面所需总风量为：

Q总=2×640m3/min=1280m3/min（21.333m3/s）

三、硐室实际需要风量

硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即

式中：

Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=4V/60=0.07V（m3/s）；

V——井下爆炸材料库的体积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m3），一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min；这里取80既1.333m3/s

Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min；

机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。

此设计硐室温度可为28℃

Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即

Wi——机电硐室中运转的机电总功率，kW；

（1-μi）——机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0.23；水泵房取0.02～0.04；选取为0.04

860——1kW/h的热当量数，千卡；

μi——机电设备效率；

Δt——机电硐室进回风流的气温差，℃；

Q采硐——采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80m3/min；这里都取80既1.333m3/s

Q其它硐——其它硐室所需风量，根据具体情况供风

Q机=〔860×28×0.04〕÷〔1.2×0.24×60×8〕=418.056m3/min（6.9676m3/s）

既

=1.333+1.333+1.333=3.999（m3/s）=239.94m3/min

四、矿井总风量

矿井总风量按下式计算

式中：

Qkj——矿井总进风量，m3/min；

∑Qcj——采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；

∑Qjj——掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；

∑Qdj——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/min；

∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/min；

Kkj——矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）宜取1.15～1.25。

取为1.18

故Qkj==（1022.868+640×2+418.056+239.94）×1.18=3493.8195m3/min=58.23m3/s

矿井内部漏风量为8.25m3/s=495m3/min平均每处漏风量为99m3/min.

3.2.2风量分配与风速验算

当风量分配到各用风地点后，必须结合巷道断面情况进行风速验证，保证各条巷道的风速均在合理范围内。

各条井巷的供风量确定后，要按《规程》第101条规定的风速进行验算。

需绘制出矿井通风系统图与网络图，计算出每条

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