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矿井通风课程设计

《矿井通风与安全》课程设计

课程代码：

10105009

专业班级：

矿山安全技术与监察1101班

学生姓名：

贺磊

指导教师：

刘殿武

设计时间：

2012年12月24日——29日

湖南安全技术职业学院安全技术系

前言

《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后进行，是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。

通过课程设计使学生获得以下几个方面能力，为毕业设计打下基础。

1．进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。

2．培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。

3．培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。

依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。

设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。

第一章概述

一、设计题目

某矿井通风设计

二、原始资料

矿井井田走向长8400m，倾角

=15

~18

，相对瓦斯涌出量为11m

/t，煤尘具有爆炸危险性，矿井生产能力为0.3Mt/年，服务年限46年。

2、矿井开拓方式与采区划分

矿井采用立井单水平上下山分区式开拓，矿井开拓系统如题图1所示。

全矿井共划分12个采区，上山部分6个，下山部分6个。

上山部分服务年限25年，下山部分服务年限21年。

采区划分如图2所示。

主、副井布置在井田的中央，通过主石门与东西向的运输大巷相连通。

总回风巷布置在井田的上部边界，回风井分别布置在上山采区NO6上部边界中央，形成两翼对角式通风系统。

3、采煤方法

采区巷道布置如图3所示。

矿井有两个采区同时生产，共3个采煤工作面，其中两个生产，一个备用；采煤方法为走向长壁采煤法，采区前进式，区内后退式。

采煤工艺为普通机械化采煤。

工作面长150m，采高2.2m，采用全部垮落法管理顶板，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m；最大班工作人数26人；作业形式为两采一准。

每个采区各有两个煤巷掘进工作面和一个岩巷掘进工作面，采用钻爆法掘进。

4、矿井工作制度

矿井年工作日300天，工作制度为“三八”作业。

井下最大班工作人数120人。

5、井巷尺寸及支护情况见题表1。

图1开拓系统示意图

图2上山采区划分示意图

图3巷道布置示意图

井巷尺寸及支护形式表1

区段

井巷名称

断面

形状

支护

形式

断面积（m

）

长度（m）

备注

1-2

副井

圆形

混凝土碹

直径D=5

560

双罐笼提升设有梯子间

2-3

车场绕道

半圆拱

料石碹

9.7

290

3-4

车场绕道

半圆拱

料石碹

9.7

310

4-5

主石门

半圆拱

料石碹

11.0

320

5-6

煤层运输大巷

半圆拱

料石碹

11.0

807

6-7

煤层运输大巷

半圆拱

料石碹

11.0

375

7-8（6＇-7＇）

采区下部车场

半圆拱

锚喷

7.8

325

8-9（7＇-8＇）

采区轨道上山

梯形

工字钢

6.3

740

9-10（8

-13

）

采区轨道上山

梯形

工字钢

6.3

509

10-11（13＇-14＇）

下区段

回风平巷

梯形

工字钢

5.5

270

11-12（14＇-15＇）

联络巷

梯形

木支护

5.1

250

12-13（20＇-21＇）

（15

-16

）

区段运输平巷

梯形

工字钢

5.5

915

13-14（21＇-22＇）

（16＇-17＇）

采煤工作面

矩形

单体柱

铰接梁

采高2.2，最大控顶距4.2，最小控项距3.2

375

14-15（22＇-24＇）

（17＇-18＇）

区段回风平巷

梯形

工字钢

5.5

915

胶带输送机

（落地）

15-16

（18＇-24＇）

绕道

梯形

木支护

5.1

290

16-17

（24＇-25＇）

区段回风平巷

梯形

工字钢

5.5

270

17-18

（25＇-26＇）

运输上山

半圆

梯形

料石碹

工字钢

7.3

6.3

255

18-19

（26＇-27＇）

运输上山

半圆

梯形

料石

工字钢

7.3

6.3

255

19-20

（27＇-28＇）

矿井总回风巷

半圆拱

料石碹

7.8

3040

20-21（28＇-29＇）

风井

圆形

料石碹

D=4

332

设有梯子间

＇-11＇

运输上山

梯形

工字钢

6.3

359

落地胶带输送机

11＇-12＇

运输上山

梯形

工字钢

6.3

250

落地胶带输送机

12＇-25＇

运输上山

梯形

工字钢

6.3

520

落地胶带输送机

三、设计目的

矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要一环。

矿井通风就是依靠通风动力，把定量的新鲜空气，沿既定的通风路线连续地输入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、机电硐室、火药库以及其它用风地点的需要；同时把用过的污浊空气连续地排出地面；供给人员呼吸，排除各种有害气体和矿尘，创造一个矿内气候条件。

第二章拟定矿井通风系统

一、矿井的通风方式

根据煤层倾角较大，井田走向大于4km，井型比较大，而瓦斯涌出量比较大的新建矿井，宜采用两翼对角式通风。

矿井主要进风井为位于井田中央的副井，总回风巷布置在井田的上部边界，回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央，形成两翼对角式通风系统。

二、矿井通风路线

1、采区工作面通风系统：

新鲜风流从地面经副井（1-2）进入井下，经车场绕道（2-3、3-4），主石门（4-5），主要运输大巷（5-6、6-7），采区下部车场（7-8），采区轨道上山（8-9、9-10），下区段回风平巷（10-11），联络巷（11-12），区段运输平巷（12-13），清洗工作面后，污风经区段回风平巷（14-15），绕道（15-16），区段回风平巷（16-17），运输上山（17-18），回风石门（18-19）、总回风巷（19-20），回风井（20-21）排入大气。

2、备用工作面通风系统：

新鲜风流从地面经副井（1-2）进入井下，经车场绕道（2-3、3-4），主石门（4-5），主要运输大巷（5-6′），采区下部车场（6′-7′），采区轨道上山（7′-8′、8′-13′），下区段回风平巷（13′-14′），联络巷（14′-15′），区段运输平巷（15′-16′），清洗工作面后，污风经区段回风平巷（17′-18′），绕道（18′-24′），区段回风平巷（24′-25′），运输上山（25′-26′），回风石门（26′-27′）、总回风巷（27′-28′），回风井（28′-29′）排入大气。

3、火药库通风系统：

新鲜风流从地面经副井（1-2）进入井下，经井底车场（2-3、3-4），主石门（4-5），火药库，轨道上山，回风石门（18-19），总回风巷道（19-20），回风井（20-21）排入大气。

4、掘进工作面通风系统：

新鲜风流从地面经副井（1-2）进入井下，经井底车场（2-3、3-4），主石门（4-5），主要运输大巷（5-6），采区下部车场（7-8）、采区轨道上山（8-9、9-10），下区段回风平巷（10-11），联络巷（11-12），清洗工作面后，污风经运输上山，回风石门（18-19）、总回风巷（19-20），回风井（20-21）排入大气。

三、矿井通风机的工作方法

该矿井属于高瓦斯矿井，主要通风机安设在回风井口，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，井下风流的压力提高，可以控制有毒有害气体的涌出量，通风比较安全。

故采用抽出式通风。

第三章计算与分配矿井总风量

一、矿井需风量的计算原则

矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。

1、按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。

2、按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体浓度、风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关规定分别计算，取其最大值。

二、矿井需风量的计算方法

矿井所需风量按以下方法计算，并取其中最大值。

（一）按井下同时工作的最多人数计算

Q矿=4NK

（1）

=4×120×1.15

=552m3/min

式中：

Q矿—矿井总供风量，m3/min；

N—井下同时工作的最多人数，人；

4—每人每分钟供风标准，m3/min；

K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。

采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.10～1.15。

上述备用系数在矿井产量T≥0.9Mt/a时取小值；T＜0.90Mt/a时取大值。

（二）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算

1．采煤工作面需风量的计算

采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。

（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

=100×13×1.5

=1950m3/min

（2）

式中：

---采煤工作需要风量，m3/min；

---采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量m3/min（按20m3/min计算）；

---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。

通常，机采工作面可取1.2~1.6；炮采工作面可取1.4~2.0；水采工作面可取2.0~3.0。

生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。

（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计算。

其气温与风速应符合表1的要求

表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表

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

采煤工作面的需风量按下式计算：

Q采=60v采S采K采，m3/min

=60×1.7×8.14×1.1

=913.31m3/min

式中v采——采煤工作面适宜风速，m/s

S采——采煤工作面平均有效断面积，㎡，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算；

K采——采煤工作面长度风最系数，按表2先取

表3-2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

﹤50

50~80

80~120

120~150

150~180

﹥180

0.8

0.9

1.0

1.1

1.2

1.30~1.40

（3）按炸药使用量计算：

Q采=25A采，m3/min

=25×10

=250m3/min

式中25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min

A采——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：

Q采=4n采，m3/min

=4×26

=104m3/min

式中4——每人每分钟供给的最低风量，m3/min

n采——采煤工作面同时工作的最多人数，人。

（5）按风速验算：

按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：

Q采≧60×0.25S采

=60×0.25×8.14

=122.1m3/min

按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：

Q采≦60×4S采

=60×4×8.14

=1953.6m3/min

所以采煤工作面的最大风量为：

1950m3/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需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。

2.掘进工作面需风量计算

煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。

1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

=100×6×2.0

=1200m3/min（8）

式中：

Q掘---掘进工作面实际需风量，m3/min

QCH4--掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；（按6m3/min计算）

K掘---掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。

即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。

通常，机掘工作面取1.5~2.0；炮掘工作面取1.8~2.0。

2）按炸药使用量计算

=25×10

=250m3/min（9）

式中：

25--使用1㎏炸药的供风量，m3/min；

A掘---掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量，㎏（按10㎏计算）。

3）按局部通风机吸风量计算

=200×1×1.2

=240m3/min（10）

式中Q掘---掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；

Ι---掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；

K通---为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。

表3局部通风机额定风量

风机型号

额定风量m3/min

JBT-51（5.5kW）

JBT-52（11kW）

JBT-61（14kW）

JBT-62（28kW）

150

200

250

300

4）按工作人员数量计算

=32m3/min（11）

式中：

n掘---掘进工作面同时工作的最多人数，人（按8人计算）。

5）按风速进行验算

岩巷掘进工作面的风量应满足：

=49.5m3/min≤Q掘≤1320m3/min

煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：

82.5m3/min≤Q掘≤1320m3/min

式中：

---掘进工作面巷道过风断面积，m2。

根据上述的计算掘进工作面的风量应取其最大值，Q掘=1200m3/min

所以，Q掘=1200m3/min符合上述要求

3．硐室需风量

各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。

1）井下爆炸材料库

按库内空气每小时更换4次计算：

=240m3/min（12）

式中：

Q硐—炸破材料库供风量，m3/min；

V—炸破材料库总容积，m3。

2）充电硐室

按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算：

=200×0.5

=100m3/min（13）

式中：

qH2—充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min（按0.5m3/min计算）。

通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。

3）机电硐室

采区小型机电硐室，可按经验值确定风量。

一般为60~80m3/min。

所以Q硐=80m3/min

4.其它巷道需风量计算

新建矿井，其它用风巷总需风量难以计算时，也可按采煤、掘进、硐室的需风量总和的3%~5%估算。

5.矿井总风量计算

矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。

=（1950×2.5+1200×3+240+261.45）×1.1

=9874.05m3/min（17）

式中：

∑Q采—采煤工作面、备用工作面需风量之和，m3/min；

∑Q掘—掘进工作面需风量之和，m3/min；

∑Q硐—独立通风硐室需风量之和，m3/min；

∑Q它—其它用风地点需风量之和，m3/min；

K—矿井通风系数。

当采用对角式或区域式通风时，K=1.10~1.15

矿井年产量T≥0.9Mt时，取小值；T＜0.9Mt时，取大值。

三、矿井总风量的分配

1．分配原则

矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。

2.分配的方法

首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。

风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《煤矿安全规程》对风速的要求。

第四章计算矿井通风总阻力

一、矿井通风总阻力的计算原则

1．如果矿井服务年限不长（10~20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30~50年），只计算前15~25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。

为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。

2．通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。

最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。

3．矿井通风总阻力不应超过2940Pa

4．矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

二、矿井通风总阻力的计算方法

沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入不敷出风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；

将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。

通风容易时期通风阻力计算表

区段

井巷名称

断面

形状

支护

形式

（m）

α/（Ns2/m4）

（m）

S/m2

（m6）

（Ns2/m8）

（m3/s）

（m6/s2）

（m/s）

h摩（Pa）

1-2

副井

圆形

混凝土碹

560

0.039

15.7

19.63

7564.16

0.045

4900

3.6

222.12

2-3

车场绕道

半圆拱

料石碹

290

0.004

12.15

9.7

912.67

0.015

4900

7.3

75.67

3-4

车场绕道

半圆拱

料石碹

310

0.004

12.15

9.7

912.67

0.017

4900

7.3

80.89

4-5

主石门

半圆拱

料石碹

320

0.004

12.94

11.0

1331

0.012

4900

6.4

60.98

5-6

煤层运输大巷

半圆拱

料石碹

807

0.004

12.94

11.0

1331

0.048

1296

3.2

62.67

6-7

煤层运输大巷

半圆拱

料石碹

375

0.004

12.94

11.0

1331

0.015

1225

3.1

17.86

7-8

采区下部车场

半圆拱

锚喷

325

0.0055

10.89

7.8

474.55

0.041

1225

4.5

50.25

8-9

采区轨道上山

梯形

工字钢

740

0.0123

10.44

6.3

250.05

0.38

1225

5.5

465.53

9-10

采区轨道上山

梯形

工字钢

509

0.0123

10.44

6.3

250.05

0.26

289

2.8

75.54

10-11

下区段回风平巷

梯形

工字钢

270

0.0013

9.76

5.5

166.38

0.021

289

3.2

5.95

11-12

联络巷

梯形

木支护

250

0.0148

9.4

5.1

132.65

0.26

114

2.8

29.89

12-13

区段运输平巷

梯形

工字钢

915

0.021

9.76

5.5

166.38

1.13

114

2.1

128.5

13-14

采煤工作面

矩形

单体柱

铰接梁

375

0.042

11.8

8.14

539.35

0.35

114

1.4

39.63

14-15

区段回风平巷

梯形

工字钢

915

0.0123

9.76

5.5

166.38

0.66

114

2.1

75.26

15-16

绕道

梯形

木支护

290

0.0148

9.4

5.1

132.65

0.3

114

2.1

34.67

16-17

区段回风平巷

梯形

工字钢

270

0.0123

9.76

5.5

166.38

0.19

289

3.2

56.3

17-18

运输上山

半圆

梯形

料石碹

工字钢

255

0.0042

10.54

6.3

250.05

0.045

1296

4.9

58.51

18-19

运输上山

半圆

梯形

料石

工字钢

255

0.0042

10.54

6.3

250.05

0.045

1296

4.9

58.51

19-20

矿井总回风巷

半圆拱

料石碹

3040

0.0042

10.98

7.8

474.55

0.3

1296

4.6

382.87

20-21

风井

圆形

料石碹

332

0.0042

12.56

1953.13

0.009

1296

2.8

11.62

677

1993.22

XX煤矿通风困难时期通风阻力计算表

区段

井巷名称

断面

形状

支护

形式

（m）

α/（Ns2/m4）

（m）

S/m2

（m6）

（Ns2/m8）

（m3/s）

（m6/s2）

（m/s）

h摩（Pa）

1-2

副井

圆形

混凝土碹

560

0.039

15.7

19.63

7564.16

0.045

4900

3.6

222.12

2-3

车场绕道

半圆拱

料石碹

290

0.004

12.15

9.7

912.67

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