矿井通风设计
前言
矿井通风设计是矿井设计的重要组成部分,是确保设计矿井安全生产的重要环节。必须周密考虑,精心设计,力求实现预期效果。矿井通风设计是矿井开拓、开采设计的基础上进行的,主要包括矿井通风系统的选择、矿井总风量和总风阻的计算,矿井主要通风机及其附属设施的选择等。本次课程设计是学生在完成《煤矿通风与安全》课堂学习任务后,为增加感性认识,加强动手能力,紧密理论联系实际而进行的课程设计,以此来培养学生运用所学知识处理产生所遇到的实际问题的能力,培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。
矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进和经济的矿井通风系统。 1.1 矿井通风设计的内容 (1)拟定矿井通风系统
(2)矿井通风总风量计算和风量分配 (3)矿井通风阻力计算 (4)选择通风设备 (5)概算矿井通风费用 1.2 矿井通风设计的要求
(1)满足矿井生产安全需要,将足够的新鲜空气有效地送到井下各用风地点,保证生产和创造良好的劳动条件。
(2)通风系统简单、风流稳定、易于管理,具有较强的抗灾能力。 (3)发生灾害事故时,风流易于控制,人员便于撤离。 (4)有符合规定的井下环境及安全监测系统或监测措施。
(5)通风系统的基建投资省,营运费用低,综合经济效益好。
第一章 矿井概况
某煤矿井田东西走向长约3 Km,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。
第二章 通风设计条件
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4.1 m,工作面面长150米,工作
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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3.2 m3/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 拟定矿井通风系统
3.1 矿井通风系统的基本要求
(1)矿井必须具有完整的独立通风系统。矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成,所有矿井通风系统都必须符合“系统简单、安全可靠、经济合理”的原则。系统简单便于管理;经济合理可以节省开支;安全可靠至关重要,矿井通风系统是矿井“一通三防”的基础,“一通三防”又是煤矿安全工作的重中之重。因此,《煤矿安全规程》第107条规定:“矿井必须有完整的独立通风系统。”
独立完整的通风系统是指矿井必须有符合规定的主要通风机装置,并有自己独立的进风井筒和自己独立的回风井筒。新鲜风流由进风井筒流入井底,再分别流向分区的采掘工作面、硐室等用风地点;然后,流入分区回风巷道;在汇集到矿井总回风道,经回风巷道排出地面。从而形成一个完整、独立的通风网路结构。
(2)进风进口应按全年风向频率,必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。
(3)箕斗提升井或装有胶带运输机的井筒不应兼做进风井,如果兼做回风井使用,必须采取措施,满足安全的要求。
(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)每个生产水平和每个采区,都必须布置单独的回风道,实行分区通风。
(6)井下爆破材料库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)井下充电室必须用单独的新鲜风流通风,回风风流应引入回风巷。 3.2 确定矿井通风系统
根据矿井瓦斯涌出量,矿井设计生产能力,煤层赋存条件,表土层厚度,井田面积,地温,煤层自然倾向性及兼顾中后期生产需要条件,提出多个技术上可行的方案,通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力,当井下一旦发生灾害性事故后所选择的通风系统能将灾害控制在最小范围,并能迅速恢复正常生产。
第四章 计算和分配矿井总风量
4.1矿井风量计算原则
矿井需风量,按下列要求风别计算,并采取其中最大值
(1)按井下同时工作最多人数计算,每人每分钟工给风量不得少于4m3 (2)按采煤,掘进,硐室及其他实际需风量的总和计算。 4.2 矿井需风量的计算 1、采煤工作面需风量的计算
采煤工作面的风量应该按以下因素分别计算,取其最大值。 (1)、按瓦斯涌出量计算:
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Q采i=100³Q瓦i³k瓦采i
式中 Q采i____第i个采煤工作面需要风量,m3/min;
____
第i个工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min; Q瓦i
k瓦采i____第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数, 它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。机采工作面取k瓦采i=1.2~1.6,炮采工作面取k瓦采i=1.4~2.0,水采工作面取k瓦采i=2.0~3.0。
(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
01计算,其气温与风速应符合下表的要求。T=20C,所以风速为1.0ms采煤工作面
空气温度与风速对应表
采煤工作面进风气温 采煤工作面风速0.3~0.5 0.5~0.8 0.8~1.0 1.0~1.5 1.5~1.8 < 15 15~18 18~20 20~23 23~26 采煤工作面的需要风量按温度计算:
=601³161.2=1152 m3/min 式中:
wi——第i个采煤工作面的风速,按其进风流温度从表 中选取,m/s,
Swi——第i个采煤工作面有效通风断面,取最大和最小控顶时有效断面的平
均值,
kwi——第i个工作面的长度系数,可按表选取。
采煤工作面长度风量系数表 采煤工作面长度< 15 50~80 80~120 120~150 150~180 > 180 工作面长度风量系数0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.30~1.40 第 3 页 共 13 页
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3)按使用炸药量计算
式中 25——每使用1kg炸药的供风量, m/min.
Awi3
——第i个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
Qwi=4³nwi=4³90=360 m3/min
式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;
nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数,个。
5)按风速进行验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量:
=600.2516=240 m3/min
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量:
=60416=3840 m3/min
采煤工作面有串联通风时,按其中一个最大需风量计算。备用工作面亦按上述要求,并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算风量,且不得低于其回采时需风量的50%。所以取1152m3/min 由以上计算可见,按温度计算的结果最大,故取
Q采=1152 m3/min,作为综采工作面的
所需风量。全矿井只有一个综采工作面生产,备用工作面所需的风量是它在生产时的一半,故
∑Q采=1152+1152/2=1728 m3/min
2 掘进工作面需风量的计算
煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量,应按以下因素分别计算,取其最大值。 1)按瓦斯涌出量计算
kQhi100³Qghi³ghi
式中 Qhi ---工作面得需风量,m3/min
Qghi---掘进工作面得绝对瓦斯涌出量,m3/min
kghi---掘进工作面瓦斯涌出不均匀和备用系数,取1.8,则
Qhi=100³3.2³1.8=576 m3/min 2)按炸药量计算
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Qhi=25³Ahi
=25³7.2=180 m3/min
3式中 25——使用1㎏炸药得供风量,m/min;
Ahi——掘进工作面一次爆破所用最大炸药量,㎏, 3)按局部通风机吸风量计算 Qhi=
Qhfikhfi=200³1.2=240 m3/min
——掘进工作面通风机额定风量,局部风机型号为 JBT-52,则按下
式中
Qhfi表查取。
——防止局部通风机吸循环风得风量备用系数取K=1.2
各种局部通风机的额定风量 风机型号 13额定风量/m.min JBT-51(5.5KW) 150 JBT-52(11KW) 200 JBT-61(14KW) 250 JBT-62(28KW) 300 (4) 按工作人数计算
Qhi=4³nhi=4³40=160 m3/min
式中 nhi—第i个掘进工作面同时工作的最多人数,人。 (5)按风速进行验算
各个巷道掘进工作面最小风量:
Qhi600.15Shikhfih=60³0.15³16=144 m3/min
各个煤巷或半煤巷掘进工作面最小风量:
Qhi600.25SdiQhi604Shi=60³0.25³16=240 m3/min
=60³4³16=3840 m3/min
取最大风量Qhi=576 m3/min时符合风速要求。最后再考虑全矿共有几个掘进工作面。 硐室需风量计算
各个独立通风硐室的供风量,应根据不同类型的硐室分别进行计算: 机电硐室
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发热量大的机电硐室,按硐室中运行的机电设备发热量进行计算:
采区个硐室得风量可按经验值来确定,又结合本矿实际低瓦斯矿得实际情况确定为:Q轨道上山绞车房 =60 m3/min Q采区变电室=70 m3/min,
3
Q中央变电所=120 m/min.
(2)爆破材料库所需风量: Qri=4³V/60 取100 m3/min 式中 V—库房容积,m3
Σ硐= Q爆破材料库 + Q中央变电所+ Q采区变电室+ Q轨道上山绞车房 =100+120+70+60=350 m3/min. (3)其他用风巷道的需风量计算
3
∑Q其它=(ΣQ采i+ΣQ掘i+ΣQ硐i)K备 =(1728+576+350)³5%=133 m/min
矿井总风量计算
矿井的总进风量,应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算: Q矿 = ( ∑Q采+ ∑Q掘+ ∑Q硐 +∑Q其他 )K =(1728+576+350+133)x1.2=3345m3/min
4.1 矿井总风量的分配:Q余采=∑Q采³K=1728³1.2=2074 m3/min Q余掘=∑Q掘³K=576³1.2=691 m3/min
第五章 计算矿井通风总阻力
5.1 矿井通风总阻力的计算原则
(1)矿井通风的总阻力不应超过2940Pa
(2)矿井井巷的局部阻力,新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井宜按摩擦阻力的15%计算。
5.2 矿井通风总阻力的计算
矿井通风总阻力是指风流由进风井口起,到回风井口止,沿一条通路各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和,简称矿井总阻力。
在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大是称为通风困难时期。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量,再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。
按所选定的矿井通风容易和困难两个时期的通风阻力最大路线,分别计算从入风口至硐室入口的分支风路的摩擦阻力,计算时,应将计算参数和计算结果填入表格,将各个时期风流路线的摩擦阻力累加,即可得矿井的总阻力。
分别沿着两个时期阻力最大的路线用下式计算各短巷道的摩擦阻力,将结果填入附表。
h摩=αLUQ2/S3
式中:α——各巷道的摩擦阻力系数,N²s2/m4
L——各巷道的长度,m
U——各巷道的断面周长,m,可用U=C(S)1/2 计算。 S——各巷道的断面积,m2
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Q——分配到各巷道的风量,m3/s
然后将各段井巷的摩擦阻力累加起来,求的两个时期的摩擦总阻力Σ以考虑局部阻力的系数,即可得出两个时期矿井通风阻力。 h阻易=1.15Σ
摩易,
摩难
和Σ
摩易
,再乘
pa=1564Pa pa=1855pa
h阻难=1.20Σ
摩难,
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容易时期 节点序巷道名称 号 1~2 2~3 3~4 4~5 5~6 6~7 7~8 8~9 9~10 10~11 副井 井底车场 运输大巷 运输上山 运输上山 运输平巷 1101工作面 回风平巷 回风大巷 风井 支护形式 α³104L(m) (NS2/m4) 50 100 90 130 125 150 320 150 80 39 782 1000 1500 850 850 750 150 750 1500 120 U(m) S(m2) 风量RQh摩V(m/s(NS2/m8(m3(pa) ) ) /s) 0.0272 0.0695 0.0938 0.1277 0.1228 0.1678 0.0431 0.1678 0.1387 0.0039 56 54 56 29 29 29 29 29 56 56 86 203 294 108 104 142 37 142 435 13 235 4.48 4.32 4.48 2.843 2.843 3.049 2.553 3.049 5.490 4.828 砌碹 锚喷 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 U型钢支护 液压支架 U型钢支护 锚喷 砌碹 13.576 13.576 13.576 12.264 12.264 12.829 13.155 12.829 12.264 13.079 12.5 12.5 12.5 10.2 10.2 9.51 11.36 9.51 10.2 11.6 局部阻 力 合计
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困难时期 节点序号 巷道名称 1~2 2~3 3~4 4~5 5~6 6~7 7~8 8~9 9~13 13~14 14-15 15-10 副井 井底车场 运输大巷 运输上山 运输上山 运输平巷 1201工作面 回风平巷 专用回风下山 专用回风下山 专用回风上山 回风大巷 支护形式 砌碹 锚喷 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 α³104L(m) (NS2/m4) 50 100 90 130 125 782 1000 1500 850 850 750 150 750 440 410 850 850 120 U(m) 13.576 13.576 13.576 12.264 12.264 12.829 13.155 12.829 12.264 13.079 12.264 12.264 13.079 S(m2) 12.5 12.5 12.5 10.2 10.2 9.51 10.0 9.51 10.2 10.2 10.2 10.2 11.6 R风量Q(NS2/m8h摩(pa) V(m/s) (m3/s) ) 0.0272 0.0695 0.0938 0.1277 0.1228 0.1678 0.0632 0.1678 0.0509 0.0455 0.0982 0.0786 0.0039 56 54 56 29 29 29 29 29 31 48 56 56 56 86 203 294 108 104 142 54 142 49 105 308 247 13 278 4.48 4.32 4.48 2.843 2.843 3.049 2.9 3.049 3.039 4.706 5.490 5.490 4.828 U型钢支护 150 液压支架 320 U型钢支护 150 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 100 90 100 80 39 10-11 风井 局部阻力 合计 1855Pa 第 9 页 共 13 页
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第六章 选择矿井通风设备
矿井通风设备是指主要通风机和电动机。 6.1 矿井通风设备要求
(1) 矿井必须装设两套同等能力的主要通风机,其中一套备用。
(2) 选择主要通风机设备首先满足第一开采水平各个时期工况变化,使通风机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度;离心式通风机的选型实际转速不宜大于允许最高转速的90%。
(4) 进,出风井井口标高差在150m以上,或进,出风井井口的标高相同但井深400m以上时,应计算矿井自然风压。 6.2 主要通风机的选择 6.2.1 必备的技术资料 (1) 通风机的工作方式 (2) 矿井瓦斯等级
(3) 矿井最大需风量和通风机服务期间的最大,最小阻力。 (4) 矿井自然风压
(5) 风井是否兼作提升用
(6) 通风设备产品目录和价格等 6.2.2 计算主要通风机风量 主要通风机风量Q通按下式计算 Q通=K漏Q总
式中 Q总—矿井总风量,m3/min
K漏—外部漏风系数,抽出式通风时,风井有提升任务
K漏=1.05;压入式通风时,风井有提升任务K漏=1.15,无提升任务K漏=1.1 代入得 Q通=1.15³3345=64m3/s 6.2.3计算通风机全压
通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置的阻力hd及扩散器出口动能损失hvd。 Htd=hm+hd+hvd±HN 离心式通风机:
容易时期 Htd min=hm+hd+hvd-HN=1564Pa 困难时期 Htd max=hm+hd+hvd+HN=1855Pa 6.2.4 初选通风机
根据设计工况点初选通风机 在4—72—11系列风机特性曲线风量标Q=56m3/s 点处,做Q轴垂线,在风压坐标H=1564Pa和H=1855Pa处做Q轴平行线,三条线段分别相交与和两点,选择两个工况点均在合理工作范围内的风机, No.20风机装置符合要求 ,因为设计工况点不是恰好在所选风机的特性曲线上,所以应根据通风机的工作阻力,确定其实际工况点。
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6.2.5求通风机的实际工况点 1)计算通风机的工作风阻
用全压特性曲线时:
Rtd min=1564/(56)2=0.5
Rtd max=1855/(56)2=0.6 2)确定通风机的实际工况点
在通风机特性曲线图中做通风机在风阻曲线,与风压曲线的交点即为实际工况点。
1、Qtmin=59 m3/s Htmin=1780pa 2、Qtmax=57m3/s Htmax=1940pa
6.2.6确定通风机的型号和转速
根据通风机的工况参数(风量,风压,效率,转速等),对初选风机进行技术,经济和安全性能考虑,最后确定风机为No20号风机。 6.2.7电动机的选择 (1)通风机全压效率
全压Nmin=Qf³Htdmin/1000ηs=59³1780/(1000³0.86)=122kW
Nmax=Qf³Htdmax/1000ηs=57³1940/(1000³0.89)=124kW
(2)电动机台数及种类
由上知Nmin≥0.6Nmax时,可选一台电动机,电动机功率为 Nmin=Nmax²ke(ηeηtr)
=124³1.1(0.93³0.95) =121kW
式中ke—电动机容量备用系数,1.1~1.2
ηe—电动机效率,0.9~0.94
ηtr—传动效率,电动机与通风机直联时取1,皮带传动时取0.95 。
第七章 通风经济指标表
吨煤通风成本是通风设计和管理的重要指标。统计和分析成本的构成是探索减低成本、提高企业经济效益必不可少的基础资料。 7.1 吨煤的通风电费 7.1.1 通风机耗电量
7.1.1.1 主要通风机耗电量E主
矿井通风困难时期和容易时期共选一台电动机时,其耗电量为 E=8760 Nemax/(ke²ηv²ηw)
=8760³124/(1.1³0.95³0.93)
=1055663Kw²h
7.1.2 吨煤通风电费计算
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吨煤通风电费W1为 W1=E主 *D/T
=1055663³0.8/900000 = 0.94 元/t
式中 D—每度电的单价,元/kw*h; T—一年内矿井产煤量,t/a。 7.2 通风设备的折旧费
通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关。 吨煤通风设备折旧费W2为 W2=(G1+G2)/T,元/t
式中 W2—吨煤通风设备折旧费,元/t; G1—基本投资折旧费,元; G2—大修理折旧费,元。 7.3 材料消耗费用
材料消耗费用包括各种通风构筑物的材料费,主要通风机和电动机润滑油料费用,防尘、防火、隔爆等设施费用。 吨煤材料消耗费用W3为 W3=C/T
式中 C—材料消耗费用,元。
7.4 专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费
专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费,一般是用专为通风服务的井巷工程建设费和维修费的总和除以井巷工程的服务年限。 吨煤专为通风服务的井巷工程折旧费和维修费W4为 W4=(D1+D2)/AT
式中 D1—专为通风服务的井巷工程建设费,元; D2—专为通风服务的井巷工程维修费,元; A—井巷工程的服务年限,年。 7.5 通风器材和仪表的购置费和维修费
吨煤通风器材和仪表的购置费和维修费W5为 W5=(D3+D4)/T
式中 D3—通风器材和仪表的购置费,元; D4—通风器材和仪表的维修费,元。 7.6 通风区队人员工资费用
通风区队人员工资费用D5包括通风区队人员总工资和奖金。 吨煤工资费用W6为 W6=D5/T
=130³100000/900000 =14.45元/t
式中 D5—通风区队人员工资,元。 7.7 矿井吨煤通风总费用W
W=W1+W2+W3+W4+W5+W6,元/t
结束语
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通过此次矿井通风设计,使我更深切地体会到了科学的严谨性,更让我认识到自己的不足,也使我对所学的知识有了一个更加清晰地认识,可谓受益匪浅。最后衷心感谢老师的指导与大力支持。
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