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
《矿井通风与安全》课程设计
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目录
1概述1
1.1矿区概述1
1.2矿井生产概述1
2矿井通风系统选择2
2.1矿井通风系统的基本要求2
2.2矿井通风方式的选择2
2.3矿井主要通风机的工作方式选择3
2.4工作面通风方式的选择4
2.5矿井容易、困难时期通风系统图和通风网络图4
3风量计算及风量分配5
3.1矿井需风量计算和风量分配要求5
3.2采煤工作面的风量计算5
3.3掘进工作面需风量的计算7
3.4硐室所需风量的计算9
3.5风量分配9
4矿井通风阻力及等积孔计算12
4.1矿井通风阻力计算12
4.2矿井总风阻及总等积孔的计算15
5主要通风机选型17
5.1选择主要通风设备及附属装置17
6概算矿井通风费用21
6.1概算通风费用21
参考文献22
1概述
1.1矿区概述
某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。
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0.84～6.69m，平均5.9m，以镜煤、亮煤为主，含黄铁矿，煤层夹矸0～3层，倾角10°～14°。
矿井煤层自然发火期为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%。
设计生产能力为90万t/年。
1.2矿井生产概述
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。
综放面平均控顶距为3.96m，实际采高4.1m，工作面长150m，工作面温度20℃，回采工作面同时作业人数最多90人，回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量为5.65m3/min。
矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为3.2m3/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。
2矿井通风系统选择
2.1矿井通风系统的基本要求
矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证安全生产的重要一环。
必须密切结合矿井地质条件、矿井设计生产能力、矿井开拓方式、采煤方法、运输方式等条件以及各种经济技术参数，周密考虑，全面分析，精心设计，力求实现预期效果。
矿井通风系统的选择总的原则应贯彻“安全第一，预防为主”的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理，同时必须遵守《煤矿安全规程》中第100条、第111条、第113条、第114条、第116条和第118条的有关规定[1]。
选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采条件、同时考虑尽可能地减少井巷工程量和通风经营费，设备运输及维修费等经济因素，另外，还要根据上述因素考虑是否要灌浆、煤层注水以及抽放瓦斯等。
2.2矿井通风方式的选择
选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：
1）自然因素：
煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。
2）经济因素：
井巷工程量、通风运行费、设备装备费。
一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。
下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表2-1。
表2-1通风方式比较
通风
方式
中央并列式
中央边界式
两翼对角式
分区对角式
优点
初期投资较少，
出煤较多。
通风阻力较小，内部漏风
小，增加了一个安全出口
工业广场没有主要通风机
的噪音影响；从回风系统
铺设防尘洒水管路系统
比较方便。
风路较短，阻力
较小，采空区的
漏风较小，比中
央并列式安全性
更好。
通风路线短，
阻力小。
缺点
风路较长，风阻
较大，采空区漏
风较大。
建井期限略长，有时初期
投资稍大。
建井期限略长
有时初期投资
稍大。
井筒数目多
基建费用多。
适用
条件
煤层倾角大、埋
藏深，但走向长
度并不大，而且
瓦斯、自然发火
都不严重。
煤层倾角较小，埋藏较
浅，走向长度不大，而
且瓦斯、自然发火比较
严重。
煤层走向较大（超
过4km），井型较
大，煤层上部距地
表较浅，瓦斯和自
然发火严重的新矿井。
煤层距地浅
或因地表高
低起伏较大，无法开掘浅
部的总回风道。
本矿属于低瓦斯矿井，考虑到井田范围广，采用斜井单水平开拓，设计生产能力较大，为减小通风阻力和内部漏风，矿井开采宜采用中央边界通风方式，副井进风，专用回风井回风。
2.3矿井主要通风机的工作方式选择
煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。
现将两种工作方法的优缺点对比如下：
1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；
2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。
3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。
4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。
用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。
5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。
6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。
如果用抽出式通风，就没有这些缺点。
综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。
而本矿井生产能力较大，单水平开采，采用抽出式通风比较安全，漏风小。
因此，确定该矿井采用抽出式通风。
2.4工作面通风方式的选择
工作面通风方式主要有“U”、“Y”、“W”、“Z”型，各型式的优缺点及适用条件如下（后退式）：
“U”型：
采空区漏风少，简单可靠，工作面上隅角附近易积存瓦斯。
“Y”型：
工作面进回风巷同时进风，采空区一侧维护回风巷回风。
其优点是改善了回采工作面作业环境，但加大了巷道维护工作，采空区漏风大。
“W”型：
风阻小，风量大，漏风少，有利于防火及工作面降温和排放瓦斯。
但需要三条平巷，开掘和维护工程量较大。
“Z”型：
回风巷为沿空留巷，可提高煤炭回采率，风阻稳定，回采工作面上隅角瓦斯积聚不大。
但当采空区涌出瓦斯量及漏风量较大时，回风巷瓦斯易超限，不利于防火。
由于矿井通风线路较长，因此要求采空区漏风少，风阻小。
根据以上矿井实际情况，确定采煤工作面采用“U”型后退式通风系统。
工作面通风系统只有一条进风巷道和一条回风巷道，优点是结构简单，巷道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理[2]。
2.5矿井容易、困难时期通风系统图和通风网络图
容易、困难时期通风系统图和通风网络图如附图所示。
3风量计算及风量分配
3.1矿井需风量计算和风量分配要求
矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
（《规程2006》第一百零三条）
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4m3；
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采煤工作面的风量计算
按下列因素计算，取最大值：
1）按瓦斯涌出量计算（《规程2001》第一百三十六条）
（3-1）
其中：
—第i个采煤工作面需要风量,m3/min；
—第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值的比值。
生产矿井可以根据各工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个值，取其最大值。
通常机采工作面取
=1.2—1.6；炮采工作面取
=1.4—2.0；水采工作面取
=2.0—3.0。
则：
Qw=100×5.65×1.4=719m3/min即Qw=13.18m3/s
2）按工作面进风流温度计算
回采工作面应有良好的气候条件，其气温和风速的关系应符合下表3-1的要求。
表3-1气温和风速的关系
回采工作面的空气温度（℃）
回采工作面的风速（m/s）
<15
0.3—0.5
15—18
0.5—0.8
18—20
0.8—1.0
20—23
1.0—1.5
23—26
1.5—1.8
（3-2）
其中：
—第i个采煤工作面的平均风速，按其进风流温度从上表选，取1.2m/s；
—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平均值，
=3.96×4.1×0.7=11.3652m2；
—第i个采煤工作面的长度系数，从下表3-2选择，取1.2。
表3-2采煤工作面长度风量系数
采煤工作面的长度/m
采煤工作面的长度风量系数
<50
0.8
50—80
0.9
80—120
1.0
120—150
1.1
150—180
1.2
>180
1.3—1.4
则
=60×1.2×11.3652×1.2=981.953m3/min；即
=16.366m3/s
3）按工作人员人数计算
（3-3）
其中：
4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
—第i个采煤工作面同时工作的最多人数，采煤工作面最多90人；
则：
=4×90=360m3/min即
=6m3/s
4）按风速进行验算（《规程2001》第一百零一条）
按最低风速验算各采煤工作面的最小风量：
（3-4）
按最高风速验算各采煤工作面的最小风量：
（3-5）
采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。
综合上述三种方法计算所需风量，取最大值
=16.366m3/s。
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%。
取
=8.183m3/s。
3.3掘进工作面需风量的计算
1）按瓦斯涌出量计算
（3-6）
其中：
—第i个掘进工作面需要风量，m3/min；
—第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，3.2m3/min；
—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀和风量备用系数，一般取1.5—2.0；
则：
，即8.53m3/min。
2）按炸药量计算
（3-7）
其中：
25—每使用1kg炸药的供风量，m3/min；
—第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，取7.2kg；
则
，即3m3/min。
3）按局扇的实际吸风量计算
（3-8）
其中：
Q扇—局部通风机实际吸风量，m3/min；
S—安设局部通风机的巷道断面积，m2；
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
局部通风机选BKJ66—11№6.3型，风量470—800m3/min，取600m3/min；安设局部通风机的巷道断面为10.2m2；同时工作的局部通风机台数为1台。
则
，即12.55m3/s。
4）按工作人员数量计算
（3-9）
其中：
4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，掘进面最多工作人数为40人；
则
，即2.67m3/s。
5）按风速进行验算
按最低风速验算各个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最小风量：
按最高风速验算各掘进工作面的最小风量：
式中
—第i个掘进巷道工作面巷道的净断面积，9.51m2。
即掘进工作面所需最大风量为：
12.55m3/s
3.4硐室所需风量的计算
1）井底车场中的硐室（水泵房、主变电所）
水泵房和主变电所所需风量，由经验公式[3]可得：
Q水=60m3/min
Q变电=60m3/min
即井底车场所需风量Q车场=2m3/s。
2）火药库
火药库所需风量，根据经验可取：
Q火=80m3/min
即Q火=1.33m3/s
3）采区变电所、采区绞车房
根据经验[2]可分别取：
Q采区变电=60m3/min=1m3/s
Q绞车=70m3/min=1.17m3/s
3.5风量分配
矿井总需风量确定后，应按矿井设计期限内通风最困难时期和最容易时期，对各个用风地点进行风量分配，并验算各通风巷道中的风速是否符合《规程》规定，如符合《规程》，则风量分配合理。
否则还需进行个别调整或扩大巷道断面。
1）矿井总风量的计算
矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其他地点实际需风量的总和计算。
（3-10）
其中:
—采煤工作面、备用工作面需风量之和，m3/min；
—掘进工作面需风量之和，m3/min；
—独立通风硐室需风量之和，m3/min；
K—矿井通风系数，本设计中K取1.2；
Q矿=（16.366+8.183+12.55+3.5）×1.2=48.7188m3/s,取50.5m3/s。
2）通风容易时期和困难时期的确定
在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及带区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。
其通风容易时期是矿井进行上行开采时期，困难时期是矿井进行下行开采的时候。
在通风容易时期主要通风路线是：
副井—井底车场—运输上山—运输平巷—回采工作面—回风平巷—总回风大巷—回风井；
在通风困难时期主要通风路线是：
副井—井底车场—运输下山—运输平巷—回采工作面—回风平巷—专用回风下山—回风上山—总回风大巷—回风井。
3）配风的原则和方法
根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。
顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。
工作面所需风量：
Q采=16.366×1.2=19.6392m3/s，取20m3/s；
备用工作面所需风量：
Q备=50%×Q采=10m3/s；
掘进工作面所需风量：
Q掘=12.55×1.2=15.06m3/s，取16m3/s；
火药库所需风量：
Q火=1.33×1.2=1.56m3/s，取1.8m3/s；
采区变电所所需风量：
Q采区变电=1×1.2=1.2m3/s；
采区绞车房所需风量：
Q绞车房=1.17×1.2=1.404m3/s，取1.5m3/s；
井底车场中的硐室（水泵房、主变电所）所需风量：
Q硐室=2×1.2=2.4m3/s。
具体风量分配如下表3-3所示：
表3-3风量分配
容易时期风量分配
困难时期风量分配
节点序号
风量Q（m3/s）
节点序号
风量Q（m3/s）
1～2
50.5
1～2
50.5
2～3
48.1
2～3
48.1
3～4
50.5
3～4
50.5
4～5
30
4～5
30
5~6
20
5~6
20
6～7
20
6～7
20
7～8
20
7～8
20
8～9
20
8～9
20
9～10
50.5
9～13
36
10～11
50.5
13～14
47.2
14～15
50.5
15～10
50.5
10～11
50.5
4矿井通风阻力及等积孔计算
4.1矿井通风阻力计算
通风阻力计算的原则：
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。
主要通风路线上的通风阻力计算见表4-1容易时期阻力和表4-2困难时期阻力所示。
表4-1容易时期阻力
节点序号
巷道名称
支护形式
α×104（NS2/m4）
L（m）
U（m）
S（m2）
R（NS2/m8）
风量Q（m3/s）
h摩（pa）
V（m/s）
1～2
副井
砌碹
343.0
782
13.576
12.5
0.1864
50.5
475.4725
4.0400
2～3
井底车场
锚喷
68.60
1000
13.576
12.5
0.0477
48.1
110.3205
3.8480
3～4
运输大巷
锚喷
68.60
1500
13.576
12.5
0.0715
50.5
182.4063
4.0400
4～5
运输上山
梯形工钢
285
850
12.264
10.2
0.2800
30
251.9637
2.9412
5～6
运输上山
梯形工钢
285
850
12.264
10.2
0.2800
20
111.9839
1.9608
6～7
运输平巷
U型钢支护
215
750
12.829
9.51
0.2405
20
96.2080
2.1030
7～8
1101工作面
液压支架
350
150
13.155
11.36
0.0471
20
18.8441
1.7606
8～9
回风平巷
U型钢支护
215
750
12.829
9.51
0.2405
20
96.2080
2.1030
9～10
回风大巷
锚喷
88.2
1500
12.264
10.2
0.1529
50.5
389.9188
4.9510
10～11
风井
砌碹
66.6
120
13.079
11.6
0.0067
50.5
17.0781
4.3534
摩擦阻力
1750.404
局部阻力
175.0404
合计
1925.4441
表4-2困难时期阻力
节点序号
巷道名称
支护形式
α×104（NS2/m4）
L（m）
U（m）
S（m2）
R（NS2/m8）
风量Q（m3/s）
h摩（pa）
V（m/s）
1～2
副井
砌碹
343.00
782
13.576
12.5
0.1864
50.5
475.4725
4.0400
2～3
井底车场
锚喷
68.60
1000
13.576
12.5
0.0477
48.1
110.3205
3.8480
3～4
运输大巷
锚喷
68.60
1500
13.576
12.5
0.0715
50.5
182.4063
4.0400
4～5
运输下山
梯形工钢
285.00
850
12.264
10.2
0.2800
30
251.9637
2.9412
5～6
运输下山
梯形工钢
285.00
850
12.264
10.2
0.2800
20
111.9839
1.9608
6～7
运输平巷
U型钢支护
215.00
750
12.829
9.51
0.2405
20
96.2080
2.1030
7～8
1201工作面
液压支架
250.00
150
13.155
10
0.0493
20
19.7325
2.0000
8～9
回风平巷
U型钢支护
215.00
750
12.829
9.51
0.2405
20
96.2080
2.1030
9～13
专用回风下山
锚喷
88.20
440
12.264
10.2
0.0448
36
58.1243
3.5294
13～14
专用回风下山
锚喷
88.20
410
13.079
10.2
0.0446
47.2
99.2911
4.6275
14～15
专用回风上山
锚喷
88.20
850
12.264
10.2
0.0866
50.5
220.9540
4.9510
15～10
回风大巷
锚喷
88.20
850
12.264
10.2
0.0866
50.5
220.9540
4.9510
10～11
风井
砌碹
66.60
120
13.079
11.6
0.0067
50.5
17.0781
4.3534
摩擦阻力
1960.697
局部阻力
196.0697
合计
2156.7665
4.2矿井总风阻及总等积孔的计算
1）矿井通风容易时期总风阻及总等积孔
①矿井通风容易时期的总风阻
R容＝h容/Q2容（4-1）
式中：
R容—矿井容易时期总风阻，N.S2/m8；
H容—矿井通风容易时期总阻力，1925.4441pa；
Q容—矿井通风容易时期的总风量，50.05m3/s。
即矿井通风容易时期的总风阻R容为0.7686N.S2/m8。
②矿井通风容易时期总等积孔
A容＝1.1896/R1/2容（4-2）
式中：
A容—矿井通风容易时期总等积孔，m2；
R容—矿井通风容易时期总风阻，N.S2/m8；
即矿井通风容易时期的总等积孔A容为1.356m2。
2）矿井通风困难时期总风阻及总等积孔
①矿井通风困难时期的总风阻
R困＝h困/Q2困（4-3）
式中：
R困—矿井困难时期总风阻，N.S2/m8；
h困—矿井通风困难时期总阻力，2156.7665pa；
Q困—矿井通风困难时期的总风量，50.05m3/s。
即矿井通风容易时期的总风阻R困为0.8610N.S2/m8。
②矿井通风困难时期总等积孔
A困＝1.1896/R1/2困（4-4）
式中：
A困—矿井通风容易时期总等积孔，m2；
R困—矿井通风容易时期总风阻，N.S2/m8；
即矿井通风容易时期的总等积孔A困为1.282m2。
如表4-3所示：
表4-3矿井通风难易程度等积孔
通风难易程度
矿井总风阻Rm（NS2/m8）
等积孔A（m2）
通风容易时期
0.7686
1.356
通风困难时期
0.8610
1.282
表4-4矿井通风难易程度等积孔对照表
通风阻力等级
通风难易程度
矿井总风阻Rm（NS2/m8）
等积孔A（m2）
大阻力矿
困难
>1.420
<1
中阻力矿
中等
0.355～1.420
1～2
小阻力矿
容易
<0.355
>2
对照上表，本矿井
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