矿井通风与安全课程设计.docx
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矿井通风与安全课程设计
第一章设计依据一、矿井概况
矿井位于平原地区，井田长7200米，双翼开采，每翼长3600米。
设计年产量60万吨，矿井第一水平服务年限为23年。
矿井采用竖井主要石门开拓，在煤层底板开围岩平巷，其开拓系统如图1，已拟定采用两翼对角式通风，在NO7，NO8两区中央上部边界开回风井，其采区划分见图2。
采区巷道布置见图3，每个采区共有上层工作面2个，下层工作面2个，工作日产量均为500吨，全矿同时有4个工作面生产即能满足要求。
备用工作面2个。
井下同时工作的最多人数为380人。
该矿为单一煤层，煤层厚4m，倾角25°，低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为3.06m3/t，煤尘有爆炸危险性。
二、巷道尺寸及支护情况
序号
区段
井巷名称
断面
形式
支护
方式
长度
（m）
净断面
（m2）
备注
1
1-2
主井
圆
砌碹
240
19.6
d=5m两个罐笼
2
16-17
副井
圆
砌碹
240
19.6
d=5m两个罐笼
3
2-2’
主要运输石门
三心拱
混凝土
100
9.5
4
2’-3
主要运输石门
三心拱
混凝土
100
9.5
5
3-4
主要运输巷
三心拱
混凝土
450/3150
7.0
6
4-5’
运输机上山
梯形
锚喷支护
135
7.0
光面爆破凹凸度<150
7
5’-5
运输机上山
梯形
锚喷支护
135
7.0
光面爆破凹凸度<150
8
5-6
运输机顺槽
梯形
木支架
370
4.8
d=22cm△=2
9
6-7
联络眼
梯形
木支架
30
4
d=18cm△=4
10
7-8
上分层顺槽
梯形
木支架
80
4.8
d=22cm△=2
11
8-9
回采工作面
切眼梯形
金属支架
135
4.5
采高2m机组采煤
12
9-10
上分层顺槽
梯形
木支架
80
4.5
d=22cm△=2
13
10-11
联络眼
梯形
木支架
30
4.5
d=18cm△=4
14
11-12
回风顺槽
梯形
木支架
350
4.5
d=22cm△=2
15
12-13
回风石门
梯形
钢棚
30
7.0
16
13-14
主要回风道
三心拱
混凝土
2700/0
6.2
壁面抹浆
17
14-15
回风井
圆
砌碹
70
7.1
d=3m
第二章矿井及采区通风系统
一、矿井通风方式：
两翼对角式。
二、矿井通风方法：
抽出式。
第一节采区通风系统
一、采区进回风上山的选择
上（下）山至少要有两条；对生产能力大的采区可有3条或4条上山。
1、轨道上山进风，运输机上山回风
2、运输机上山进风、轨道上山回风
比较：
轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，输送机上山进风，运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。
综上所述，采用轨道上山进风、运输上山回风
二、采煤工作面进、回风巷的布置
采煤工作面采用U型通风，用运输巷进风，回风巷回风，这样布置有利于在回风巷中布置轨道，在运输巷中铺设动力电缆，这样布置符合《煤矿安全规程》中的回风巷中不能布置动力电缆的规定。
二、采煤工作面上行风与下行风
上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。
当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。
优缺点：
１、下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。
２、上行风比下行风工作面的气温要高。
３、下行风比上行风所需要的机械风压要大；
４、下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。
综上所述，根据工作面实际情况采用上行通风。
一、矿井总进风量计算
1、风量计算
（1）按最大班下井人数计算
Q矿＝4×N×K
其中：
4――每人需风量；
N――最大班下井人数，380人；
K――风量备用系数，取1.2；
计算得：
Q矿＝4×380×1.2=1824m3/min=30.4m3/s
（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算
1）采煤工作面风量计算
①按绝对瓦斯涌出量计算
采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算的风量为：
Q采=100q绝k=100×0.65×1.8=117m3/min≈2m3/s
式中:
q绝—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，按矿井的85%计算q绝=2.601m3/min，一个工作面q绝=0.65m3/min.
K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.8
②按最大班出勤人数计算
Q采=4NK=4×24×1.2=115.2m3/min≈1.9m3/s
式中:
Q采-采煤工作面配风量；
N－一个工作面采煤班下井最多人数24人；
4－规程规定井下每人最低供风标准4m3／min；
K－风量备用系数，取1.2；
③按一次爆破消耗的炸药量计算
Q采＝25A
式中：
A：
采煤工作面一次起爆使用最大炸药量（按每15m一段分次放炮，一次起爆最大炸药量为9kg）。
故Q采＝25×9=225m3/min=3.75m3/s
④按回采工作面适宜温度计算
Q采＝60Vc·Sc·Ki=60.0×1×6.29×0.9=339.66m3/min≈5.66m3/s
《煤矿安全规程》第一百零二条规定：
生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26°。
式中Vc--回采工作面适宜风速m（20°～23°时取1.0m/s）；
Sc--采面平均过风面积。
工作面采高2.0m,平均控顶距3.7m,平均断面积7.4㎡,考虑运输机、浮煤、支柱影响因素，有效过风断面积按平均断面积的85%计取，面积6.29㎡;
Ki：
回采工作面长度系数，取0.9。
根据以上计算，采煤工作面实际需风量最大值为5.66m3/s。
⑤按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。
即回采工作面风量应满足：
0.25S采＜Q采＜4S采（m3/s）
式中S采—采煤工作面有效过风断面积5.44㎡
则:
0.25×7.4＜Q采＜4×7.4
验算结果:
1.85＜Q采＜29.6,符合要求。
根据以上计算结果确定投产时采煤工作面实际需要风量的总和
∑Qc=5.66×4=22.64m3/s
2）备用工作面风量计算
备用工作面按采煤工作面的60%计算。
Qi=3.40m3/s
∑Qb=3.40×2=6.8m3/s
3）掘进工作面风量计算
①按绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100q绝k=100×0.12×1.8=21.6m3/min=0.36m3/s
式中:
q绝—单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，q绝=0.12m3/min
K—瓦斯涌出不均衡风量备用系数，炮掘工作面取1.8
②按一次爆破最大炸药消耗量计算
Q≥25A=25×5=125m3/min≈2.08m3/s
式中：
A——掘进工作面一次起爆炸药消耗量，取A=5kg。
③按掘进工作面作业人数计算
Q=4N=4×9=36m3/min=0.6m3/s
式中：
N—掘进工作面作业人数，取N=9人；
④按局部通风机实际风量计算
Q局=Qf×I×Kf=120×1×1.25=150m3/min≈2.5m3/s
式中；I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数为1台；
Kf—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.25；
Qf--掘进工作面局部通风机额定风量，FBDNO6.0/2×15型局部通风机额定风量为275～345m3/min,取280m3/min；
⑤按风速进行验算
半煤岩巷、煤巷掘进风量应满足：
0.25S＜Q煤掘＜4S（m3/min）
则0.25×4.5＜Q煤掘＜4×4.5
验算结果:
1.13＜Q煤掘＜18,符合要求。
根据以上计算，选取计算中最大需风量2.5m3/s。
从以上计算结果表明，所选用的局部通风机额定风量可以满足各掘进工作面需求的风量。
矿井安排4个掘进工作面，则掘进工作面实际需要风量的总和为:
∑Q掘=4×2.5=10m3/s;
3）硐室需风量计算
根据矿井开拓布置,井下不设充电硐室等需要单独供风的硐室。
井底车场主要硐室均位于稳定岩层，有大于1.5m的通道、管子道等与井底车场、副井井筒联接的进风风流中，而且机电设备容量较小，不需单独供风。
爆破材料库∑Q硐=1.5m3/s、绞车房∑Q硐=2×1.5m3/s
4）其它巷道风量计算
其它巷道用风按采煤、掘进、硐室用风量总和的5%考虑且风速不低于0.25m/s，即:
∑Q其它=（∑Q采+∑Q备采+∑Q掘+∑Q硐）×5%
ΣQ其它＝（22.64+6.8+10+4.5）×5%≈2.2m3/s；
（3）矿井实际总需风量计算
∑Q矿=（∑Q采+∑Q备采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×Kkt
=（22.64+6.8+10.0+4.5+2.2）×1.2≈56m3/s；
式中：
ΣQ矿——矿井的总进风量，
ΣQ备采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ硐——独立通风的硐室实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ其它——其他井巷需要通风风量的总和，m3/min；
Kkt——矿井通风系数，取1.2。
（4）风量分配及验算
根据矿井生产能力，+200m水平设计生产能力为600Kt/a，矿井生产时布置4个机采工作面、4个掘进工作面。
矿井总需风量经以上计算取最大值：
∑Q矿=56m3/s,按先采掘后其它的原则对风量进行分配。
矿井正式投产时各用风地点风量分配调整如下：
见表3-3-2。
经过风量分配，各采掘工作面、硐室和各处其它用风地点通过的风量都较计算需要风量有不同程度的增加。
风速经过验算符合《煤矿安全规程》的规定。
详见通风系统图。
矿井总风量分配表表3-3-2
井下用风地点
风量（m3/s）
风速（m/s）
风速验算
采煤工作面
24
1.23
符合规程要求
备用采煤工作面
8
0.77
运输平巷掘进头
5
0.89
符合规程要求
回风平巷掘进头
5
0.89
符合规程要求
运输上山绞车房
3
0.45
炸药库
3
0.45
其它巷道用风
8
0．5
符合规程要求
合计
56
第四章、矿井通风阻力计算
一、矿井通风摩擦阻力及局部阻力计算
1、矿井通风摩擦阻力按以下公式计算：
h摩=αLPQ2/S3=RQ2
式中：
h摩——摩擦阻力，Pa；
α——摩擦阻力系数，N×s2/m4；
L——井巷长度，m；
P——井巷净断面周长，m；
Q——通过井巷的风量，m3/s；
S——井巷净断面积，m2；
R——井巷摩擦风阻，N×s2/m8。
在+200m水平服务期内，把通风分为两个时期，即开采NO701工作面的投产时期为通风容易时期；当矿井开采NO7区最西面的工作面时，是通风困难期。
两个时期的矿井通风摩擦阻力计算及局部阻力计算，详见表4-1和表4-2。
其主要通风路线为：
主井、副井→+200m井底车场→运输石门→运输大巷→运输上山→运输顺槽→联络眼→NO701顺槽→NO701工作面→NO701回风巷顺槽→回风石门→主要回风道→回风井→引风硐→地面
2、矿井的自然风压:
矿井进出风口标高基本相同，采深小于400m,不考虑自然风压的影响。
3、矿井通风总阻力：
h=h摩+h局
式中h—矿井通风总阻力,Pa;
h摩—矿井通风摩擦阻力,Pa;
h局—矿井通风局部阻力,Pa,按摩擦阻力的15%计算。
经计算，通风容易时期总阻力为2877.76Pa；通风困难时期期总阻力为3614.72Pa。
4、矿井等积孔
（1）、投产时期：
（2）、通风后期：
计算结果表明，矿井在通风容易时期等积孔为1.24m2,通风困难时期等积孔为1.02m2,均属中等通风阻力矿井。
矿井通风阻力容易时期表4-1
矿井通风阻力困难时期表4-2
第五章矿井通风设备选型
一、选型依据
矿井需要风量：
Q=56m3/s
矿井需要风压：
容易hmin=2877.76Pa；困难hmax=3614.72Pa
二、风机选型参数计算
1.风机的计算风压
hFmin=hmin+hT+hs=2877.76+0+100=2977.76Pa
hFmax=hmax+hT+hs=3614.72+0+100=3714.72Pa
hs——通风设备阻力，一般为100～200Pa，风机工况点风量与所选风机风量相差悬殊时取下限，否则取上限。
hT——矿井自然风压，hT=H（γ1-γ2），H为入风口与出风口的高差（m），γ1和γ2分别为入风井和出风井的空气容重（kg/m3）。
2.风机的计算风量
QF=Ks.Q=1.05×56=58.8（m3/s）
Ks——矿井外部漏风系数，专用通风井取1.05。
3.风机的选择
选用FBCDZ-6-No19C防爆轴流对旋式通风机两台，一台工作，一台备用。
配用电机为YBFe355M1-6，额定功率Pe=2×185kW，电压U=380V，额定转速n=980r/min，风量Q=35～82m3/s，风压P=1000～4850Pa。
三、确定风机工况点
1.通风风阻为：
Rmin=hFmin/QF2=2977.76/58.82=0.86
Rmax=hFmax/QF2=3714.72/58.82=1.07
2.网路特性方程Hmin=0.86Q2：
Hmax=1.07Q2
3.工况点
根据上述两方程式，用描点法在所选的
型防爆轴流对旋式通风机的性能曲线上，绘出末期与初期的网络特性曲线，即得两工况点
和
。
见图5-1。
点θ=38º/25º
点θ=41º/28º
四、选择电动机1.初期和后期风机的轴功率分别为
2.电动机的输出功率为
式中
传动效率，直联传动，取
所选风机功率为2×185kW，可满足要求。
五、风机的选择
根据以上计算煤矿选用4台同等能力的主要通风机投入运行，其型号为FBCDZ-6-No19C，主要技术参数为：
功率2×185KW，风量Q=35-82m3/s，风压1000-4850Pa,主要通风机能满足以上所计算参数的要求。
图5-1
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