吉新煤矿通风设计毕业设计Word文档格式.docx

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（论文10000字以上）

3、格式符合设计要求；

4、自主完成。

备注：

进程安排：

1、根据实习单位实际收集资料；

（0.5周）

2、现场勘察资料整理；

（2周）

3、撰写论文。

（3周）

4、熟悉毕业设计，答辩。

填表人：

系部章：

教务处章：

毕业答辩情况记录表

答辩人姓名

答辩日期

年月日

答辩时间

时分-----时分

自

述

情

况

回

答

问

题

小

结

答辩成绩：

答辩组长（签字）：

年月日

毕业设计（论文）评定意见书

设计（论文）题目：

专题：

设计者：

姓名专业班级

设计时间：

年月日—年月日

指导教师：

姓名职称单位

评阅人：

评定意见：

评定成绩：

指导教师（签名）：

年月日

评阅人（签名）：

答辩委员会主任（签名）：

摘要

摘要正文

根据吉新煤矿现有的条件，对该矿进行通风设计。

在设计中，通风容易和通风困难两种情况做详细的设计，通过查表得出通风阻力系数，算出最大阻力，以便较为合理地分配风量；

通过算等级孔，对通风难易程度作出评价。

设计中还对灾害预防做了详细的说明，以便发生灾害，很好地制定方案。

通过这次的通风设计，使通风系统尽量合理，并有效地节省开支。

关键词通风设计；

矿井通风系统；

风量计算；

通风阻力计算

1.矿井概况……………………………………………………………………………9

1.1矿区交通及气候情况…………………………………………………………………9

1.2井田面积及火区，小窑分布和开采情况………………………………………9

1.2.1井田境界………………………………………………………………………9

1.2.2小窑分布和开采情况…………………………………………………………9

1.3矿井开拓方式……………………………………………………………………10

1.4煤系及煤层………………………………………………………………………10

1.4.1含煤地层………………………………………………………………………10

1.4.2煤层性质………………………………………………………………………11

1.5矿井瓦斯（二氧化碳）突出危险性……………………………………………11

2.矿井通风系统………………………………………………………………………12

2.1矿井进、回风井布置方式………………………………………………………12

2.2矿井通风…………………………………………………………………………12

2.2.1矿井通风方式及通风系统……………………………………………………12

3.采掘工作面及硐室通风……………………………………………………………12

3.1矿井总风量计算…………………………………………………………………12

4.矿井风量、风压及等积孔…………………………………………………………14

4.1风量分配…………………………………………………………………………14

4.2矿井通风总阻力计算……………………………………………………………15

4.3计算等积孔及通风难易程度评价………………………………………………15

4.3.1矿井等积……………………………………………………………………15

4.3.2通风难易程度评价……………………………………………………15

4.4通风设施、防止漏风及降低风阻措施…………………………………………16

4.5矿井安全与灾害预防……………………………………………………………16

4.5.1预防瓦斯爆炸的措施…………………………………………………………16

4.5.2预防煤尘爆炸及粉尘的措施…………………………………………………16

4.5.3预防顶板事故的措施…………………………………………………………17

4.5.4井下运输安全措施……………………………………………………………17

4.5.5通风管理………………………………………………………………………18

4.5.6预防火灾安全措施……………………………………………………………18

4.5.7井下防爆安全技术措施………………………………………………………18

4.5.8隔爆措施………………………………………………………………………18

5.通风设备及反风……………………………………………………………………19

5.1通风设备………………………………………………………………………19

5.2.1反风方式、反风系统及设施………………………………………………20

5.2.2反风演习的目的和要求……………………………………………………20

5.2.3假定井下火灾发生的具体地点……………………………………………21

5.3.4矿井救灾及反风演习时间安排……………………………………………21

5.2.5反风方式、反风方法…………………………………………………………21

5.2.6反风设施、设备的操作方法…………………………………………………21

5.2.7反风演习观测内容及方法…………………………………………………22

5.2.8反风后的通风网络、风量及瓦斯情况………………………………………22

5.2.9救灾及反风演习前的准备工作……………………………………………22

5.2.10反风演习步骤………………………………………………………………25

6.供热风系统设计……………………………………………………………………26

7.矿井通风费用计算（概算）…………………………………………………………27

8.矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析………………………………27

9.附图…………………………………………………………………………………30

9.1矿井开拓图……………………………………………………………………31

9.2井上下对照图……………………………………………………………………32

9.3通风系统图……………………………………………………………………33

吉新煤矿矿井通风设计

1.矿井概况

1.1矿区交通及气候情况

力拓分公司吉新煤矿行政区划属新疆维吾尔自治区吉木萨尔县大有乡，矿区位于吉木萨尔县城西南约20km处。

中心地理座标北纬：

43°

54′53″，东经89°

00′26″。

矿区至乌奇公路约8km为简易砂石路面，各种公路运输工具均可到达矿区，交通方便。

分公司所在地属大陆性干旱～半干旱气候，冬季严寒，夏季炎热，春秋气候多变，最低气温在1～2月份，为-14.8℃～17.3℃；

极值-34℃；

最高气温在7～8月份为23.4℃～25.8℃；

极值达40℃，昼夜温差大，一般为10℃。

每年十月底开始结冻，冻土深度为1米，次年三月开始解冻。

全年降水量少，蒸发量大；

年降水量170.4～201.1毫米，日最大降水量22.9毫米；

年蒸发量1882.6毫米。

风向以西南风为主，风速一般为1.2～2米/秒,最大2.9米/秒。

井田位于北天山强震断裂带上，地震活动以强度大、频率高、小震较多为特征，属Ⅶ级地震烈度区。

1.2井田面积及火区，小窑分布和

开采情况

1.2.1井田境界

矿区呈不规则的四边形，井田呈不规则的多边形，总体东西长2750m，南北宽约1100m，面积约3.10km2。

1.2.2小窑分布和开采情况

吉新煤矿是在原小煤矿基础上由哈密煤业（集团）力拓矿业有限责任公司兼并后扩建而成。

煤矿始建于1987年前后，1991年由昌吉州矿管办颁发采矿许可证，1996年由昌吉州矿管局换发采矿许可证，2000年由自治区地质矿产厅换发采矿许可证，登计年生产规模3万t，2005年7月换发9万t采矿许可证。

吉新煤矿原有老窑六个，主要分布在石场沟附近，开采规模较小，一般开采水平标高1000m以上的A6煤层，其它煤层均没有开采，由于老窑均以封闭，没有原巷道资料。

1.3矿井开拓方式

目前矿井的开采情况是：

自2009年7月煤矿一直在进行90万t/a矿井的改造工作，未进行大规模生产。

目前矿井+933m水平以上A6煤层已基本采空，主斜井1043m水平（一水平）西80m以上已采空；

二水平1028m西100m已采空；

三水平1013m西120m；

四水平998m西140m、东80m已采空；

五水平981m西160m、东95m已采空；

六水平964m运输巷向西延至300m、向东送至95m，但尚未采煤；

七水平+933m,向西开采了205m,向东采了近500m。

改扩建后利用原有混合提升斜井作为矿井副斜井，该井井筒倾角19°

，井口标高+1055m，现有井筒已掘至+864m水平，井颈段用砼块砌碹支护，井筒段采用锚网喷支护，围岩稳定，井筒支护状况较好。

井口至+933m水平段斜长586m，净宽4.1m，净断面积12.2m2。

井筒内铺设30kg/m钢轨，单钩串车提升，担负全矿井提矸、上下人员、升降材料设备及主要进风任务，井筒设人行台阶和扶手，并作为矿井安全出口。

主井在副井口以西65m处该井筒倾角19°

，井筒斜长587m，井筒净宽3.6m，净断面积9.1m2，井筒内装备带式输送机提升，管路、电缆。

主斜井担负全矿井提煤任务，兼作矿井安全出口。

兼作矿井安全出口

斜风井净断面积12.6m2，井筒内设梯子间，并作为矿井安全出口。

风井作第二安全出口，内设内设台阶。

巷道掘进采用钻爆法和综掘法，钻孔工具为MZ-12B煤电钻，局扇通风，巷道多处为锚网支护。

运输巷采用皮带运输机和刮板运输机运煤。

主提升采用皮带运输机运煤,绞车下料。

通风系统采用中央并列式，主斜井、副井进风，风井回风，通风方式为机械抽出式。

1.4煤系及煤层

1.4.1含煤地层

该井田含煤地层为中生界侏罗系下统八道湾上亚组。

该组在区域上含九层煤。

其中可1-1-1煤层特征表

采煤煤层是3、6、7、8、9、五个煤层，其余为非可采煤。

该井田范围内仅出露三层煤，应对应区域上的6、7、9号煤层（由北向南）三层煤累计平均厚度为18.65米，八道湾上亚组厚240米，含煤率7.77%。

见煤层特征表1—1—1。

煤

层

号

煤层厚度

煤层结构

煤层间距

（m）

煤层

产状

最大-最小

平均

层数

厚度（m）

9.92—9.98

9.95

1

229度＜27度

10.10

7

4.5—5

4.75

1.4.2煤层性质

1、煤质：

7号煤层原煤水份为4.25%；

全水平均8.7%，原煤灰份为6.10%；

原煤挥发份51.47%；

原煤高位发热量为28.89MJ/kg；

低位发热量为27.60MJ/kg；

原煤固定碳含量为41.48%；

全硫含量平均0.23%，属低硫；

碳元素含量为68.80%；

氢元素含量为5.26%；

粘结指数为3。

2煤质：

6号煤层原煤水份为4.41%；

全水平均9.1%，原煤灰份为6.14%；

原煤挥发份49.88%；

原煤高位发热量为28.79MJ/kg；

低位发热量为27.49MJ/kg；

原煤固定碳含量为42.64%；

全硫含量平均0.25%，属低硫；

碳元素含量为68.94%；

煤层特征表表1—1--1

1.5矿井瓦斯（二氧化碳）突出危险性

　　根据2005年公司安生部所做的瓦斯等级鉴定报告结果为：

矿井瓦斯最大绝对涌出量为0.54m3/min，，二氧化碳最大绝对涌出量为0.72m3/min，矿井瓦斯最大相对涌出量为3.29m3/t，二氧化碳最大相对涌出量为4.39m3/t属低瓦斯矿井。

煤层有自燃倾向性，发火期为3—6个月，煤尘具有爆炸性。

地温情况

实际生产过程中采掘面、硐室温度均不超过30摄氏度。

本矿井地温正常，无异常高温点。

2.矿井通风系统

2.1矿井进、回风井布置方式

矿井为斜井开拓。

主斜井长度为420m，倾角为19º

，支护形式为井颈段为混凝土砌碹，以下局部锚喷支护，断面形式为半圆拱形，断面为15、6m2。

副斜井兼作风井和第二安全出口长度为320m，倾角23º

，支护形式锚网支护，断面形式为半圆拱形，断面为4m2。

2.2矿井通风

2.2.1矿井通风方式及通风系统

矿井通风系统采用中央并列式，通风方式为机械抽出式。

主斜井进风，经车场、运输大巷、工作面、回风巷、总回风、由风井排出地面。

井下主要风流途径如下：

主斜井――864车场――864水仓――864轨道上山――933皮带运输巷―――11A601工作面回风巷―――933轨道上山―――11A601回风巷―――总回风巷――地面

矿井通风系统及通风网络详见附图

3.采掘工作面及硐室通风

3.1矿井总风量计算

根据煤矿安全规程及煤炭工业设计规范有关规定，矿井所需风量按下列公式计算并取其中最大值。

（一）、按井下同时工作最多人数计算矿井总风量

Q矿井＝4×

N×

K矿通

　　＝4×

91×

1.25＝455m3/min=7.58m3/s

式中：

Ｑ矿进-------矿井进风量，m3/min；

N----------井下同时工作的最多人数,93人；

K矿通-------矿井通风系数，取1.25。

（二）、按采煤、掘进、独立通风硐室及其它用风地点实际需风量总和的计算。

Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×

∑Q采-----采煤实际需要风量的总和，m3/min

∑Q掘-----掘进实际需要风量的总和，m3/min

∑Q硐-----硐室实际需要风量的总和，m3/min

∑Q其它---矿井除了采煤掘进硐室地点外的其它井巷实际需要进行通风的风量的总和，m3/min

K矿通-----矿井通风系数，取K矿通=1.25

1、采煤工作面实际需要风量

（1）按工作面同时工作的最多人员计算

Q采=4×

N

=4×

29=356m³

/min=5.93m³

/S

N一采煤工作面同时工作的最多人数

（2）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q采=（100×

q瓦采×

T×

K备）/（24×

60）

=100×

1.6×

3.76×

1818/（24×

60）=759.52m3/min=12.7m3/s

Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；

Q采绝—采煤工作面瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，m3/min；

K备—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，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，取K备=1.6；

100—稀释1m3瓦斯（二氧化碳）需要的风量，m3；

T—工作面日产量，1818t.

（3）按工作面温度计算

601回采工作面Q采=60×

VC×

SC×

Ki

=60×

1.3×

10.7×

1.0=967.2m3/min=16.12m3/s

Q采—回采工作面实际需要的风量，m3/s；

VC—工作面适宜风速，m/s；

S采—工作面平均断面积，m²

；

Ki—工作面长度风量系数，取1.0

（4）按风速计算

a、按最低风速计算

Q采≥15×

S采

=15×

10.7=160m³

/min=2.67m³

/s

b、按最高风速计算

Q采≤240×

=240×

10.7=2568m³

/min=42.8m³

根据上述计算结果,两个采煤工作面总风量应控制在16.12m³

2、掘进工作面所需风量

①副斜井掘进工作面

a、按瓦斯涌出量计算

岩巷掘进工作面瓦斯涌出量暂无法预测，设计无法计算。

b、按一次爆破最大炸药量计算

Q掘=AC×

b/（t×

c）

=18×

0.1/（20×

0.02%）=450m³

/min=7.5m³

式中：

AC—掘进工作面一次爆破最大炸药量，18.0kg；

（掏槽眼、辅助眼间距500mm，周边眼间距300mm，共布置炮眼约60个。

每眼2卷炸药，0.3kg）；

b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药量爆破后的产生的有毒气体，按国家标准取0.1m3/kg；

t—通风时间，取20min；

c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取0.02%。

c、按局部通风机的实际吸风量计算

Q掘=（Qf×

I+15×

S掘）/60

=（450×

1+15×

9.2）/60=9.8m³

Qf—掘进工作面局部通风机额定风量，KDF—6.3型局部通风机，风机功率2×

30KW，局扇实际供风量为625-350m³

/min,取450m³

/min；

I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；

S掘—掘进工作面的净断面，9.2㎡。

d、按工作面同时工作的最多人数计算

Q掘=4×

8=32m3/min=0.63m³

N----工作面同时工作的最多人数8人

f、按风速进行验算

按最低风速验算：

Q掘≥15×

S掘

9.2=138m³

/min=2.3m³

按最高风速计算：

Q掘≤240×

9.2=2208m³

/min=38.8m³

根据上述计算结果,运输大巷（岩巷）钻爆法施工的掘进工作面实际需风量取最大值19.8m³

/s。

②煤层顺槽机械化掘进工作面

Q掘=（100×

q瓦×

5.88×

234.0×

1.8/（24×

60）=172.0m3/min=2.9m3/s

q瓦—掘进工作面瓦斯相对涌出量，m3/min；

K备—掘进工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，取K备=1.8；

T—工作面掘进日产量，234.0t.

b、按局部扇风机的实际供风量计算

井下工作面通风距离长，选型YBT-5.5型局扇供风。

Q掘=Q局扇×

=（450×

12.0）/60=10.5m3/s

Q局扇—掘进工作面局部通风机额定风量，KDF—6.3型局部通风机，风机功率2×

30KW，局扇实际供风量为625-350m3/min，取450m3/min；

I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

取1台。

S掘—掘进工作面的净断面，12.0m2.。

c、按工作面人数计算

Q掘=4×

6=24m3/min=0.6m³

N----工作面同时工作的最多人数6人

d、按风速进行验算

按最低风速验算：

Q掘≥15×

12=180m3/min=3.0m³

按最高风速验算:

12=2880m3/min=48.0m³

根据上述计算结果,掘进工作面供风量取10.5m3/s

（3）+933m水平车场配风量为6m³

（4）备用工作面配风量为10m³

（5）其它地点所需风量

∑Q其它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×

5%

=（16.12+10+9.8+10.5×

2+6）×

5%≈3.4m³

/s取4m³

则矿井总进风量为：

2+6+4）×

1.25＝84m3/min

矿井总进风量按以上计算方法计算取最大值84m3/min.

4.矿井风量、风压及等积孔

4.1风量分配

矿井总进风量为13.75m3/s,因此井下各点风量分配如下：

1、主斜井：

进风量为13.75m3/s

掘工作面实际配风:

2X240X1.25＝600m3/min＝10m3/s

2、井下人行上山取:

120X1.25=150m3/min＝2.5m3/s

3、井下火药库供风量取:

60X1.25=70m3/min＝1.25m3/s

风量分配严格按《煤矿安全规程》规定进行分配，分配后的各个地点风量、风速未超过《煤矿安全规程》规定值。

4.2矿井通风总阻力计算

（一）矿井通风风压

矿井通风负压按下式计算：

h=∑（a·

L·

p·

Q²

/S3）　pa

式中:

a一巷道通风阻力系数

L一井巷长度，m

p一巷道净周长，m

Q一通过巷道的风量，m³

S一巷道净断面积，m²

局部通风阻力按总巷道通风阻力的15%计算。

矿井通风容易（困难）时期负压计算见表5-2-1、5-2-2

（二）矿井自然风压

根据《煤炭工业设计规范》7.1.7要求“进、出风井井口的标高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同但井深400m以上，宜计算矿井的自然风压”，本矿井副斜井井口标高:

+1055.49m,斜风井井口标高:

+1072m,至一水平井深为191m，至风机服务年限内（20a），至+700m水平，井深355m,因此无需计算自然风压。

3、矿井等积孔计算

A=1.19×

Q/√hm²

Q一矿井总进风量m³

h一矿井负压Pa

（1）矿井通风容易时期等积孔

30.73/388.318=1.85m²

（2）矿井通风