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矿井通风设计

前言

一、编制设计的依据

依照国家和行业有关规程、规范，给定的设计条件以及《通风安全学》。

二、设计的指导思想

矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分，其设计合理与否对全矿井的安全生产及经济效益具有长期而重要的影响。

矿井通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。

充分利用原有的设备，在原有的基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。

设计中依据党和国家的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术操作规程、设计规范和有关规范。

设计以安全生产为中心，在满足安全生产需求的同时要以达到设计的系统简单化、布置合理化、综合效益最大为目标。

本次课程设计是为了满足教学要求，有效提高学生的的设计能力，在本次设计中培养了学生运用所学知识独立解决矿井通风中主要问题的能力，掌握通风设计中的基本方法和基本能力，提高了学生的思维、合作能力。

三、设计的主要内容

根据给定的矿井条件以及开采方法设计出合理有效的通风系统，根据通风系统求出通风容易以及困难时期的矿井的需风量，将风量在通风系统中进行合理的分配，并求出相应的矿井摩擦阻力，利用困难以及容易时期的矿井通风阻力选择合理的通风装置，最终概算出矿井通风所需通风费用。

第一章矿井概括

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。

煤层赋存稳定。

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。

矿井主井采用箕斗提升煤炭，副井采用矿车进行人员、设备的升降、矸石的提升。

通风系统为：

采用中央边界式通风方式，风井设在采区的边界。

矿井通风选用BD№24型对旋轴流通风机二台。

主要通风机采用抽出式进行全风压通风。

第二章通风设计条件以及通风系统

2．1通风设计条件

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。

煤层赋存稳定。

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，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。

2.2通风系统

2.2.1通风方式

通风方式：

采用抽出式，根据矿井开拓方式及井筒布置，通风系统采用中央并列式通风。

采掘工作面实行独立通风。

其中回采工作面全负压通风；掘进头为局部通风机压入式通风；井下爆破材料发放硐室独立通风。

2.2.2通风路线

通风路线：

新风由地面→副井→一水平井底车场→一水平轨道运输大巷或带式输送机大巷→中部车场→运输上山→运输顺槽→工作面；乏风由工作面→回风顺槽→回风上山→一水平（或二水平）回风大巷→中央风井→风硐→地面。

第三章矿井风量计算

3.1矿井风量计算原则

矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值

（1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4

（2）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。

3.2矿井需风量的计算

3.2.1按井下同时工作的最多人数计算

Q=4NK/60

式中Q—矿井总供风量，m3/s；

4—每人每分钟供给的风量不得小于4m3；

N—井下同时工作的最多人数，人；

K—矿井通风系数，本矿井采用中央并列式通风；根据内蒙古自治区人民政府工业办公室、内蒙古煤矿安全监察局文件内工办煤炭字〔2005〕246号《关于印发自治区煤矿瓦斯综合治理工作实施方案的通知》，通风系数取1.8。

3.2.2按采煤、掘进、硐室等实际需风量计算

Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K

式中∑Q采——采煤工作面实际需风量总和，m3/s；

∑Q掘—掘进工作面实际需风量总和，m3/s；

∑Q硐—独立通风硐室实际需风量总和，m3/s；

∑Q它—除采掘、独立通风硐室外其它需风量总和，m3/s。

K—矿井通风系数，本矿井采用中央并列式通风，取1.8

（1）采煤工作面实际需风量计算

∑Q采=Q采+Q准

式中Q采—综采工作面实际需风量，m3/s；

Q准—准备工作面的风量，m3/s；

本矿达产时配备1个放顶煤综采工作面，1个准备工作面，开采煤层。

实际需风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和风速、人数等分别进行计算，取其中最大值，并用风速验算。

综采工作面实际需风量计算如下：

1按瓦斯涌出量计算

参考附近灵泉矿瓦斯绝对涌出量暂取6.31m3/min

Q采=100×QCH4×KC

式中Q采—综采工作面实际需风量，m3/s；

QCH4—采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/s；

KC—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取1.2～1.6，本矿井综采放顶煤工作面取1.5。

Q采=100×6.31/60×1.5=10.5m3/s

②按工作面温度计算

Q采＝60×Vc×Sc×Ki/60

式中Q采—综采工作面实际需风量，m3/s；

Vc—回采工作面的适宜风速，m/s；取0.9m/s（工作面进风流气温18～20°）

Sc—回采工作面的平均有效断面，m/s；取13.155m2。

Ki—工作面长度系数，回采工作面长度150m，因此系数Ki取1.～1.2,此时取1.2

Q采＝60×0.9×13.115×1.2/60＝14.16m3/s

采煤工作面气温与风速对应表

采煤工作面进风流气温/℃

采煤工作面风速/m.

<15

0.3～0.6

15～18

0.5～0.8

18～20

0.8～1.0

20～23

1.0～1.5

23～26

1.5～1.8

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k1

<15

0.8

50～80

0.9

80～120

1.0

120～150

1.1

150～180

1.2

>180

1.30～1.40

③按人数计算

Q采=4NC/60

式中NC—综采工作面同时工作的最多人数（包括交接班），69人。

Q采=4×90/60≈6m3/s

从以上分类计算中取最大者，取Q综采＝16m3/s

④按风速验算

《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，根据以上计算所需风量进行验算：

其中回采工作面最大净断面积S＝21m2。

按工作面满足最低风速要求验算：

Q采≥0.25×13.115＝3.28m3/s

按工作面满足最高风速要求验算：

Q采≤4×13.115＝52.46m3/s符合要求。

故工作面风量取16m3/s较为合理。

备用工作面风量取8m3/s。

∑Q采=16+8=24m3/s

（2）掘进工作面实际需风量

掘进工作面实际需风量，按矿井需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算。

∑Q掘=Q综掘+Q炮掘

①按瓦斯涌出量计算

本矿井瓦斯平均绝对涌出量取3.2m3/min

Q综掘＝100×QCH4掘×K掘=100×3.2×2/60×2.0=10.6m3/s

式中Q综掘—掘进工作面的需风量，m3/s；

QCH4掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/s；

　　K掘—工作面通风不均匀系数，一般可取1.5～2.0，取K掘＝2.0。

②按局部通风机实际吸风量计算

Q综掘＝Q局×1×Kf/60

＝300×1×1.3/60

＝6.5m3/s

Q炮掘＝Q局×1×Kf/60

＝250×1×1.3/60

＝5.4m3/s

式中:

Q局—局部通风机额定风量，综掘工作面局部通风机型号为JBT-62（28kW）

型，普掘工作面局部通风机型号为JBT-61（14kW）；

I—同时运转的局部通风机台数，1台；

Kf—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取1.2，有瓦斯涌出时取1.3，此时取1.3。

各种局部通风机的额定风量

风机型号

额定风量/（m3/min）

JBT—51（5.5kW）

150

JBT—52（11kW）

200

JBT—61（14kW）

250

JBT—62（28kW）

300

③按人数计算

Q综掘=4Nc/60=4×16/60≈1.1m3/s

Q炮掘＝4Nc/60＝4×40/60≈2.7m3/s

式中：

NC—综掘工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在井下考虑，综掘16人，普掘40人。

④按炸药消耗量计算

Q炮掘＝Aj×b/（t×c×60）

式中Q炮掘—普掘工作面配风量，m3/s；

Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取每班炸药消耗量7.2kg；

　　b—每公斤炸药爆破后的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准取0.1m3/kg。

t—通风时间，一般不少于20分钟；

c—爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，

一般取0.02%。

Q普掘＝（7.2×0.1）/（20×0.02％×60）＝3.0m3/s

根据以上计算并参考灵泉矿井通风情况，掘进工作面取10.6m3/s。

按最小风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量：

Q掘≧60×0.15×Sj/60

Q掘≧1.92

《规程》规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：

60×0.25×Sj/60≤Q掘≤60×4×Sj/60

式中：

Sj—掘进工作面巷道过风断面，取平均值12.829m2。

3.20≤Q掘≤51.31

经验算，工作面实际需风量取10.6m3/s能够满足风速要求。

本矿配备0个综掘工作面，2个普掘工作面，总风量为：

∑Q掘=10.6×2=21.2m3/s。

（3）独立通风的硐室实际需要风量

本矿井下设独立回风的硐室有机电硐室、爆破材料库、充电硐室，按照经验值确定供风量，机电硐室为1.4m3/s，爆破材料发放硐室取2.0m3/s，该矿中共有俩个机电硐室，则

∑Q硐=1.4×2+2.0＝4.8m3/s

（4）其它井巷所需风量

矿井除采煤、掘进工作面和硐室实际需要风量外的其它需风量按上述总风量的5%计。

∑Q其它=（24+21.6+4.8）×0.05=2.5m3/s。

（5）矿井总风量计算

Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K

=（24.0＋21.6＋4.8＋2.5）×1.15

=60.82m3/s

式中∑Q采——采煤工作面和备用工作面所需要的风量之和，m3/s

∑Q掘——掘进工作面所需要的风量之和，m3/s

∑Q硐——硐室所需风量之和，m3/s

∑Q它——其他用风地点所需风量之和，m3/s

K——矿井通风（包括矿井内部漏风和配风部均匀等因素）系数，可取1.15～1.25

由于漏风以及其它原因造成的风量损失，最终确定矿井的需风量为65m3/s

第四章矿井通风阻力计算

4.1矿井通风阻力计算原则

（1）矿井通风总阻力不应超过2940Pa.

（2）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，扩建矿井宜按巷井摩擦阻力的15%计算

4.2矿井通风阻力计算

4.2.1摩擦阻力

hf=Rf

=

式中hf——摩擦阻力

Rf——摩擦风阻，

——井巷摩擦阻力系数，Kg·s2/m4查《通风安全学》附录可知

L——巷道长度，m

U——巷道断面周长，m

S——巷道断面积，

Q——通过巷道的风量，m3/s

根据上式计算得出巷道的摩擦阻力附表所示：

4.2.2局部阻力

局部阻力为摩擦阻力的10%

根据矿井开采计划以及通风系统图，通过上式对全矿井通风容易和困难时期风量和风压进行了解算。

经解算，副井入风量为65m3/s，主井入风量为0m3/s，中央风井回风量为65m3/s，通风容易时负压为2708.18Pa，通风困难时负压为2940.93Pa。

风量分配及矿井风压计算结果见表如附表所示

第五章矿井通风设备的选择

5.1矿井通风设备的要求

（1）矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。

（2）选择通风机设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。

当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应选择电动机。

（3）通风机能力应保留一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，运转角度应比允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速应不宜大于允许最大转速的90%。

（4）进、出风井井口高差在150m以上，或进出风井井口标高相同，但井深400以上时，宜计算矿井的自然风压。

5.2主要通风机的选择

5.2.1计算通风机风量

由于外部漏风（即井口防爆门及通风机附近烦人反风门等处烦人漏风），风机风量Qf大于矿井风量Q总

Qf=kQ总

式中Qf——主要通风机的工作风量

Q总——矿井需风量

k——漏风系数，风井不做提升用时取1.1，箕斗井兼做回风用时取1.1.5，回风井兼做升降人员时取气；此时取1.15

Qf=1.15×65=74.75m3/s

5.2.2计算风机风压

通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同克服矿井通风系统的总阻力hm通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力。

此时用于井深小于400米，所以自然风压忽略不计，查规程知道扩散器阻力为hd150pa也忽略不计。

轴流式风机

容易时期Hsdmin=hm+hd

=2708.19+150

=2858pa

困难时期Hsdmax=hm+hd

=2940.93+150

=3091pa

5.3初选通风机

根据上面计算得知Qf为74.75m3/s,Htdmin为2858paHtdmax为3091pa，选择型号为BDNo24号轴流式风机。

5.4求通风机的实际工况点

5.4.1计算风机的工作风阻

利用静压特性曲线：

Rsdmin=

=

=0.51

Rsdmax=

=

=0.55

5.4.2确定通风机的实际工况点

根据Rsdmin、Rsdmax做的特性曲线分别与风机特性曲线相交的交点，交点为风机的实际工况点。

可知通风机效率为78%，转速为740r/min叶片安装角为36°/33°（风压大取大值，风压小取小值）。

5.5确定通风机的型号

根据风机的工况参数（Qf、Hsd、

、N）对初选的风机进行验证，经比较可知BDNo24叶片安装角为36°/33°转速为740r/min满足且适用于矿井在通风容易以及困难时期的使用。

5.6电动机的选择

5.6.1计算通风容易及困难时期的风机的输入功率Nmin、Nmax

Nmin=

=

=273.9kW

Nmax=

=

=289.3kW

式中

——通风机静压效率；

Nmin、Nmax——风别为矿井通风容易和通风困难时期通风机的输入功率，kW。

5.6.2电动机台数及种类

因为Nmin≧0.6Nmax，所以选用一台电动机，电动机功率为

Ne=Nmax×ke/（

）

=289.3×1.1/（0.92×1）

=345.9kW

式中ke——电动机备用系数，一般为1.1～1.2，此时取1.1；

——电动机效率，一般为0.9～0.94，此时取0.92；

——传动效率，电动机与通风机直接连接时取1，皮带传动取0.95，此时去1。

第六章概算矿井通风费用

6.1电费（W1）

吨煤的通风电费为主要通风机的年耗电费及风、辅助通风机及局部通风机的电费之和除以年产量,此时辅助通风机与局部通风机的电费忽略不计。

W1=E×D/T

E=8760Nemax/（ke×

×

）

式中D——电价，元/kW.h，去0.5

T——矿井年产量，t

——变压器效率，可取0.95

——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在0.9～0.95范围内选取。

此时取0.93

W1=8760×345.9×0.5/（1.1×0.95×0.93×900000）=1.73元/吨

6.2设备折旧费（W2）

W2=

式中G1——基本投资折旧费

G2——大修理折旧费

W2=（35000+1000）/900000=0.04元/吨

6.3材料消耗费（W3）

包括各种通风构建物的材料费，通风机和电动机的润滑油费用，防尘等设施费用。

两台主要通风机费用3800000元，其余忽略不计

W3=C/T×N

=3800000/900000×20=0.21元/吨

式中C——材料消耗总费用

N——通风装置为巷道服务的年限

6.4通风工作人员工资费用（W4）

风区队的工作人员有瓦检员、测风员、通风灭尘工、通风巷道维护工、密闭工等。

瓦检员为七人，测风员为一人，通风灭尘工为一人，通风巷道维修工为四人，密闭工为四人，每人的月工资为2500元，则通风区队的人员工资及附加费用为：

W4=A/T

=17×2500×12/900000

=0.56元/吨

式中A——矿井通风工作人员，每年工资总额

6.5专用通风组服务的井巷工程折旧费和维护费W5

W5=L×D

=0.0025×150

=0.37元/吨

式中:

L——专为通风服务的巷道长度,取150米

D——通风巷道的吨煤每米折旧维修费用,D=（巷道造价/服务年限+维修费）,取0.0025元/米吨煤。

6.6每顿煤的通风仪表的购置费用和维护费用W6

仪表的购置费用为120000元，使用年限为10年

W6=120000/900000×10=0.1元/吨

W=W1+W2+W3+W4+W5+W6

=1.73+0.04+0.21+0.56+0.37+0.1

=3.01元/吨

致谢

本次课程设计顺利底完成了，在做课程实习的过程中，遇见了不少困难，很多疑问，但在老师和同学的帮助下，都以顺利的解决。

首先，我要感谢我们的指导老师老师，他的细致认真让我们佩服，他的兢兢业业让我们感动，在百忙之中抽出时间为我们指导设计中的疑难点，让我们可以解决设计中存在的问题。

其次我要感谢我们的老师，在实习的过程中为我们忙前忙后，为我们实习中辛勤的服务，使我们的外出实习顺利完成，并且为我们编排实习大纲，为我们的设计指明道路，让我们的设计思路保持清晰。

最后，我要感谢的同学们，在设计中相互讨论、探讨，发挥团结互助的精神，相互协助圆满的完成了本次设计。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京：

煤炭工业出版社，2010.

[2]张国枢.通风安全学.中国矿业大学出版社，2011.

[3]国家安监局煤矿安全规程[M].北京：

煤炭工程出版社2009.

[4]郭连生．灵东矿初步设计规程．2009．