矿井通风设计Word下载.docx

1、掘进工作面的最小风速： 600.258.5=127.5（m3/min）掘进工作面的最大风速：48.5=2040（m3/min） 127.5（m3/min） 小于240（m3/min） 小于2040（m3/min）符合要求。2、掘进面的设计1）巷道断面掘进断面取8.5m22）支护形式在上下顺槽内，巷道支护形式采用工字钢支护（三）掘进通风设备选择1、风筒的选择1）风筒的种类掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，本设计通风长度750米，因此可选用直径为1000的胶布风筒。风筒

2、特性如表5-4。表1风筒类别风筒直径接头方式百米风阻Ns2/m8节长胶布风筒400单反边131.3210m600双反边15.8830m2）风筒漏风（1）风筒漏风备用系数柔性风筒的pq值用下式计算：n接头数；在这里n=75030=25 Lei一个接头的漏风率，插接时取0.010.02；反边连接时取0.005。在这里取0.005所以 pq=1（1250.005）=1.14285所以 Qf= pqQh=1.14285240=274.284（m3/min）风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数： Ls=（274.284240）274.284=12.5%（2）风筒有效风量掘进工作面风量占局部通风机工作风

3、量的百分数：所以 ps=（112.5%）100%=87.5% 通过风筒的风量Q即： =256.6（m3/min）2、局部通风机的选择1）、确定局部通风机的工作参数：（1）、局部通风机工作风量Qf根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算局部通风机的工作风量。既 Qf= pq256.6=293.3（m3/min）（2）、局部通风机的工作风压hf压入式通风时，设风筒出口动压损失为hv，则局部通风机的全压Ht为Rf压入式风筒的总风阻。Rf=15.88750100=119.1 Ht=119.1293.360240600.811（24060）20.64 =2354.754（pa）3）、局部通

4、风机选型：根据需要的Qf、Ht、值在局部通风机特性曲线上，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率高的局部通风机。查课本表638得选择的局部通风机为： BKJ6611NO5.0型 功率：15kw 转速：2950r/min，动轮直径：0.5m。二、风量计算及风量分配（一）矿井需风量计算对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算：一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需

5、风量。另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合规程有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。1、生产工作面、备用工作面每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大

6、值。本设计矿井属低瓦斯矿井。（1）、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计算公式为：Qc采煤工作面需要风量，m3/s；Qjb不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/s。Qjb工作面控顶距工作面实际采高70%（工作面有效断面积）适宜风速（不小于1m/s）；Kcg回采工作面采高调整系数（见表2）；Kcc回采工作面长度调整系数（见表3）；Kcw回采工作面温度调整系数（见表4）。表2 Kcg回采工作面采高调整系数采 高200长度调整系数（K长）1.01.31.31.5表4 Kcw回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度（）采煤工

7、作面风速（m/s）配风调整系数K温180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6代入公式得: =3.964.10.71.31.511 =22.16（m2/s）（2）、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Vc采煤工作面风速，m/s；见表5 Sc采煤工作面的平均断面积，m2。Qc=603.960.7=886.560=14.8（m3/s）表5 采煤工作面风速此处取1.3（3）、按回采工作面同时作业人数每人供风不小于4m3/min，则N采煤工作面同时工作人数.。

8、此处为90人。Qc=（490）60=6（m3/s）根据上述计算并取其中最大值即为22.16（m3/s）（4）按风速进行验算:（m3/s）S工作面平均断面积，m2此处为3.960.7=11.411.4=2.85 411.4=45.6符合（5）、备用工作面不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。所以备用工作面风量取22.1650%=11.1（m3/s）2、掘进工作面所需风量前面已经算过为4（m3/s）3、硐室实际需要风量硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即Q火火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=4V/60=0.07V （m3/s）；V井下爆炸材料库的体

9、积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积（m3），一般按经验值给定风量，大型火药库供风100150m3/min；中小型火药库供风60100m3/min；这里取80既1.333 m3/sQ充充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100200m3/min；机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30，其它硐室温度不超过26。Q机大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即Wi 机电硐室中运转的机电总功率，kW；（1-i ） 机电硐室的发热系数，应根据实际考查的

10、结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.200. 23；水泵房取0.020.04；8601kW/h的热当量数，千卡；i 机电设备效率；t机电硐室进回风流的气温差，；Q采硐 采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量6080 m3/min ；这里都取80既1.333 m3/sQ其它硐 其它硐室所需风量，根据具体情况供风=1.333+1.333+1.333=3.999（m3/s）4、矿井总风量矿井总风量按下式计算 =（22.16+4+11.1+3.999） 1.20 = 49.3Qkj 矿井总进风量，m3/s；Qcj 采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；Qjj 掘进工作面实际需要风量总

11、和，m3/s；Qdj 独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；Qgj矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s；Kkj 矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）宜取1.151.25。矿井内部漏风量为8.25 m3/s 平均每处漏风量为1.65m3/s.（二）风量分配与风速验算当风量分配到各用风地点后，必须结合巷道断面情况进行风速验证，保证各条巷道的风速均在合理范围内。各条井巷的供风量确定后，要按规程第101条规定的风速进行验算。需绘制出矿井通风系统图与网络图，计算出每条巷道的通过风量，计算出每条巷道的风速，进行验算，验算结果可填入表6中。如果某条井巷的风速不符合规

12、程规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表。矿井下各类巷道的适宜风速一般为：阶段运输大巷：4.55.0m/s；轨道上（下）山、运输上（下）山：3.54.5m/s；回风上（下）山：4.55.5m/s；区段运输平巷（顺槽）：3.03.5m/s；区段回风平巷（回风顺槽）：阶段回风大巷、总回风巷：5.56.5m/s。表6 巷道风速校验表巷道名称断面m2容易时期困难时期适宜风速m/s允许风速m/s备注风量m3/s风速m/s最小最大副井12.549.33.9448井底车场运输大巷4.55.00.256运输上山4510.234.9013.42238.2013.745运输上山56

13、23.8012.333运输平巷679.5122.162.3303.03.5工作面10.02.2164回风平巷4.55.5|回风大巷4.8335.56.5专用回风下山91330.913.030专用回风下山131446.6434.573专用回风上山14-15风井11.64.2515规程规定的风速限定值见表7所示。表7 风速限定值井巷名称最低允许风速（m/s）最高允许风速（m/s）无提升设备的风井和风硐专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒主要进、回风巷道架线电机车巷道运输机巷道、采区进、回风巷道采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷掘进中的岩巷0.15其它通风行人巷道注1：设有梯子间的井筒

14、或修理中的井筒，风速不得超过8m/s，梯子间四周经封闭后，井筒中的最高允许风速可按表中有关规定执行。注2：无瓦斯涌出量的架线电机车巷道中的最低风速可低于1.0m/s，但不得低于0.5m/s。注3：综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速可高于4m/s的规定值，但不得超过5m/s。注4：专用排瓦斯巷道的风速不得低于0.5m/s，抽放瓦斯巷道的风速不应低于0.5m/s。（1） 风量分配副井:井底车场:运输大巷:运输上山45: 49.3-1.3333-1.654-3.8=34.901运输上山56：34.901-11.1=23.801运输平巷67： 24.761-1.6

15、5=22.16工作面： 22.16回风平巷：回风大巷49.3风井 49.3副井 49.3井底车场 49.3运输大巷 49.3运输上山45 49.3-1.3332-3.8=38.201运输上山56 38.201-1.652-11.1=23.801运输平巷67 23.801-1.65=22.16工作面78 22.16回风平巷89 22.16专用回风下山913 22.16+1.653+3.8=30.91专用回风下山1314 30.91+11.1+1.333+1.652=46.643专用回风上山14-15 49.3回风大巷15-10 49.3风井10-11 49.3三、矿井通风阻力计算 在主要通风机整

16、个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。（一）计算原则1、在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般，可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的

17、一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上（分最容易和最困难时期），从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力（h阻易、h阻难）。如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出其中最大值。如果矿井服务年限较长，则只计算头1525a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。2、为了经济、合理、安全地使用主要通风机，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400Pa，有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。（二）计算方法沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：h 摩=aLUQ

18、2/S3 （Pa）L、U、S分别为各井巷的长度、周长、净断面积（m,m,m2）； a摩擦阻力系数，可查阅煤矿通风与安全一书的附录；Q 各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿 （即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素）后所求得风量值，m3/s。 将以上计算结果填入表7中。其总和为总摩擦阻力h摩，即是：h摩 =h1-2+h 2-3+h-n-（n+1）（Pa ）h1-2、h2-3、为各段井巷之摩擦阻力，Pa。因此，全矿总阻力为：（1）通风容易时期的总阻力h阻易为：h阻易=1.2h摩易（2）通风困难时期的总阻力h阻难为：h阻难=1.15h摩难1.2、1

19、.15考虑到风路上有局部阻力的系数。巷道各段序号支架形式a净断面R （NS2/m8）风量Q（m3/s）h摩（Pa）（NS2/m4）L （m）U （m）S （m2）12砌碹0.0033378213.5760.01810059243.9923锚喷0.003910000.02710855765.88340.007715000.080283034195.1245运输上山0.011585012.2640.112966167137.605663.9967运输平巷U型钢支护0.013575012.8290.1510241174.1678液压支架0.02315013.1550.0453847522.28890.02260.252825548124.159100.00750.073673587179.0610110.006712013.0790.00673684616.37局部阻力184.5合计1107.1164.85913专用回风下山4400.05847660455.8713144100.058110648126.4214-15专用回风上山