矿山 通风课程设计完美版.docx

1、矿山 通风课程设计完美版目录1矿井概况 12采区巷道布置 12.1 计算储量、服务年限 12.2 采区情况介绍 22.3 巷道布置说明 32.4 巷道断面选取 33 回采工艺设计 53.1 采煤方法的选择 53.2 采煤设备的选择 63.3综合机械化回采工艺 84风量计算 104.1采区工作面瓦斯抽放 104.2采区风量计算 114.3采煤工作面所需风量 114.4掘进工作面所需风量 124.5硐室所需风量 135风量分配与通风阻力计算 136 掘进通风设备的选择 176.1风筒选择 176.2 局扇选择 17致谢 191矿井概况采区名称： 肥城梁宝寺矿三采区煤层厚度：3.1米煤层相对瓦斯涌出

2、量 8.4m/t年产量 150万吨/年煤层倾角 14度2采区巷道布置2.1 计算储量、服务年限 依据煤矿安全规程，为了防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出的影响以及避免顶板事故的发生，在采区上下边界留设的采区隔离煤柱10m，左右边界留设的采区隔离煤柱10m，条带间预留煤柱10m。测量后 采区走向长度 2881米倾向长度 1523/cos 14=1570 米采区工业储量 Zg= L*B*M*=288115703.11.3=18228375吨煤柱损失 P=288120+（1570-20）20=88620吨Zk=(Zg-P)80%=14511804吨服务年限 T=14511804/(1500000*1.4)

3、=6.9年2.2 采区情况介绍该采区为肥城梁宝寺矿第三采区，煤层厚度为3.1m，属中厚煤层；煤层顶板为砂岩。采区内煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，11煤层平均倾角为14，属缓倾斜煤层。煤层相对瓦斯涌出量为8.4m3/t，绝对瓦斯涌出量28.76m，属低瓦斯矿井；煤层无自然发火危险，无煤尘爆炸危险。采区走向长度为2881m，倾斜长度为1570 m；采区工业储量为1820万t，开采损88620t，可采储量14511804万t；采区设计生产能力为150万t/a，设计服务年限6.9年。采区内的工作系统主要包括：运煤系统：工作面区段运输平巷皮带搭接处运运输上山外运。(2)通风系统：运输大巷通风斜巷运

4、输上山区段运输平巷工作面回风平巷-上部车场-轨道上山-回风斜巷-回风大巷排出。材料及设备运输系统：材料运输大巷1轨道上山区段回风平巷工作面。排矸系统：工作面工作面回风巷6轨道上山材料运输大巷排出。2.3 巷道布置说明由于煤层倾角14大于12度，所以最好选择走向长臂采煤法。又因为走向长度为达到2800米所以我选择了双翼开采。因为倾斜长度为1400米左右，初步设计工作面宽度为200米，巷道宽度为5米左右，总共为12个工作面。一条轨道上山，一条运输上山。运输巷为皮带搭接。两条上山和区段运输巷都为煤巷开拓。2.4 巷道断面选取运输大巷、轨道大巷和回风大巷、行人绕道采用拱形断面，锚喷支护；工作面运输运输

5、和回风巷道采用梯形断面，工字梁支护。随着锚喷支护的推广，采用拱形断面拱部成形好，施工方便，利用率高；梯形断面能够使顶板暴露面积少，可减少顶压，能承受较大的侧压。其中，轨道大巷为600mm轨距断面，利用3.0t矿车运输、设备和材料；工作面运输巷道采用带式输送机运输，为单输送机道；工作面回风巷道利用1.5t矿车运输材料和设备，为单轨巷道。巷道断面及其技术参数如图所示。1.材料运输大巷，运煤运输大巷，回风运输大巷：设计掘进断面积17.4 m2，净断面积15.2m2，净周长14.8m；设计掘进宽度B=4.84m,高度H=4.12m，支护方式锚喷，支护厚度T=120mm，外露长度80mm，排列方式为矩形

6、，间排距为800mm，锚深2080mm，锚杆直径20mm，锚锁长度3500mm。 图2-1 水平运输大巷断面图2. 采区轨道上山，运输上山设计掘进断面积15.18 m2，净断面积14.73m2，净周长12.19m；设计掘进宽度B=4.4m,高度H=3.5m，喷射厚度T=50mm；锚杆型式为钢筋砂浆，外露长度50mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深1600mm，锚杆直径14mm，锚锁长度3800mm，巷道断面图如图4-2。 图2-2 轨道运输上山断面图3.区段运输平巷区段回风平巷：设计掘进断面积9.87m2，净断面积9.36 m2，净周长11.4m；设计掘进底板宽度B=4000m，顶板

7、宽度B=3800m,高度H=2400m；锚杆型式为钢筋砂浆，外露长度50mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深1600mm，锚杆直径14mm，锚锁长度3800mm，断面设计如图4-3所示。图2-3 区段平巷断面图3 回采工艺设计3.1 采煤方法的选择由于煤层倾角为14，因而采用走向长壁双翼采煤法，推进方向为后退式。采用走向长壁采煤法具有以下优点:巷道布置简单,巷道掘进和维护费用低、投产快。运输系统简单,占用设备少,运输费用低。回采巷道既可以沿煤层掘进,又可以保持固定方向,使采煤工作面长度保持等长,减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响,非常有利于综采。通风路线短,风流方向转折变化

8、少,同时巷道交岔点和风桥等通风构筑物也相应减少。对某些地质条件的适应性较强。当煤层的地质构造,如倾斜和斜交断层比较发育时,布置倾斜长壁工作面可减少断层对开采的影响,可保证工作面的有效推进长度；当煤层顶板淋水较大或采空区采用注浆防火时,仰斜开采有利于疏干工作面,创造良好的工作环境；当瓦斯涌出量较大时,俯斜开采有利于减少工作面瓦斯含量。 技术经济效果比较显著。国内外实践表明,在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产串和吨煤成本等几项指标方面,都有显著提高或改善。3.2 采煤设备的选择根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择成套的采煤设备。采煤机型号选择为MG300/700-WD液压支架为ZY340

9、0/24/45型掩护式支架，工作面刮板输送机为SGZ764/264A型，刮板转载机型号为SZB-764/132工作面运输巷道用SSJ-1000/2160型伸缩带式输送机，破碎机型号为PEM1000650， 项目参数采高m1.8-3.8卧底量mm264；364；464适应倾角（）16(二象限)或35（四象限）截割机构设计功率kw700截深m0.8滚筒直径m摇臂长度mm牵引力kN牵引（行走）机构牵引速度m/min总功率kw电动机功率kw电压V摇臂摆动中心距mm机面高度mm质量t2.伸缩带式输送机 型号SSJ1000/2160输送量t/h1000机尾搭接长度(m)12输送长度(m)3100机尾搭接处

10、轨距(mm)1362带 速(m/s)205机头外形尺寸（宽高）(mm)26461705 托辊直径(mm)108电动机型号YSB-90输送带类 型阻燃输送带功率(kW)3002宽度(mm)1000电压(V)660储带长度(m)100质量(t)1203.液压支架型 号ZYX3400/23/45ZY3600/25/50支架型式大采高大倾角掩护式掩护式高度（m）2.3-4.52.5-5.0宽度（m）1.43-1.61.43-1.6中心距（m）1.51.5初撑力（kN）26083092工作阻力（kN）34003600支护强度(MPa)0.580.61对底板比压(Mpa)1.341.31-2.35适应煤层

11、倾角 ()3525降-移-升循环时间（s）28.5835.9运输尺寸（长宽高）（m）5.471.432.36.121.432.5重量(t)21.219.76立柱型式双伸缩双伸缩缸径/中缸内径/柱径(mm)230/180/220250/180/160工作阻力/初撑力(kN)1700/13041800/1546推移千斤顶型式浮动活塞式浮动活塞式缸径/行程(mm)150/750160/700推力/拉力(kN)178.1/452.8178.8/452.6平衡千斤顶缸径/行程(mm)150/415140/350工作阻力（活塞腔/缸腔）(kN)671.6/534646/408每架数量(个)224.工作面刮

12、板输送机 型号SGZ-764/264。：设计长度(m)240刮板链型式双边链出厂长度(m)220刮板间距(mm)1032运输能力(t/h)500与采煤机配套牵引方式有 链链速(m/s)1.12电动机型号KBY550-132适应倾角()功率(KW)2132液力偶合器型号YL-500XQ转速(r/min)1475液力偶合器介质油电压(V)1140布置方式平行布置圆环链破断负荷(KN)598中部槽规格(mm)（长宽高）1500764222总量(t)166.62圆环链规格2686-C减速器速比1：25.444 5.刮板转载机 型号SZB-764/132 出厂长度（m）29.7刮板链型式双边链输送能力（

13、t/h）500电动机型号KBY550-132速度（m/s）1.34功率（KW）132与带式输送机有效重叠长度（m）11.44转速（r/min）1470爬坡性能爬坡角度（）10电压（V）1140爬坡长度（m）6.5回环链规格（mm）2286-C爬坡高度（m）1.6破断负荷（KN）598偶合器型式YL-5001Q刮板间距（mm）516中部槽尺寸（mm）（长宽高）1500764222质量（t）24.906.破碎机 型号PEM1000650结构特点鄂式配套转载机型号SZB-764/132过煤能力(t/h)700外形尺寸（长宽高）（mm）327022601430破碎能力(t/h)450电动机型号JBY9

14、1-4/55进料口宽度（mm）1000功率（kW）55进料口高度（mm）550电压(V)1140出料粒度（mm）40-3703.3综合机械化回采工艺3.3.1.回采工作面循环作业(1)双滚筒的位置和转向面向煤壁站在综采工作面时,采煤机的右滚筒为右螺旋,割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋,割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时,一般其前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤。（2）割煤方式考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素，采用穿梭割煤，往返一次进两刀(3)进刀方式 双滚筒采煤机端部斜切进刀，割三角煤。进刀过程如下：图表3-1 1当采煤机割至工作面端头时,其后放一定距离以外的输送机槽已移近煤

15、壁,前后滚筒间尚留有一段底煤；调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割人煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤；再次调换滚筒的上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。(4)移架方式支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多。(5)支护方式针对综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，采用及时支护方式。采煤机割煤后,支架依次前移、支护顶板,输

16、送机随移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深。推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、运料和通风。由于煤层倾角的影响，须在煤壁侧加一定高度（200mm）的挡煤板。综采工作面支护方式：采取掩护式液压支架进行支护。端头支护方式：用ZY3600-25/50型液压支架进行端头支护。超前支护方式：工作面运输巷超前20m加强支护，用DZ-20/35型带帽单体液压支柱配合金属铰接梁支护巷道的两帮，柱距均为1m；回风巷超前20m加强维护，只在巷道中间支设一排DZ-20/35型单体液压支柱。生产班的主要工艺过程是：割煤、移架、推移输送机。采煤机上下两端斜切进刀自

17、开缺口；双向割煤，往返一次割两刀，移架滞后采煤机4-6m，输送机滞后采煤机10-15m推移综采工作面中，沿工作面全长完成采煤、移架、推溜三个主要工序后，工作面就向前推进一个进度，完成一个循环。3.3.2 工作面循环作业1.采区的设计生产能力为150万t/a，实际生产能力163万t/a；平均工作日产量为5000t，其中采煤机割煤4500t，其余的掘进煤量；日推进5.87m采煤机一刀0.8 米，每日7.3刀，实际每日割8刀，推进6.4米工作面采用三、八工作制， 表3-8 回采工作面循环作业图表3.3.3 劳动组织形式序号工 种定员合计一班二班检修班1班长11132安全员11133采煤机司机2244

18、支架工664165清煤工4486输送机司机11267运料工446148端头支护工448169机电维修工1146合计242426744风量计算4.1采区工作面瓦斯抽放本设计采用煤层钻孔抽放技术和采空区抽放技术对采煤工作面的瓦斯进行采前抽放以使得工作面瓦斯达到要求，保证生产的安全进行。采用煤层钻孔抽放技术和采空区抽放技术对工作面的瓦斯抽放率达到70%。4.2采区风量计算生产采区需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。Q采区（Qai +Qbi +Qci+Qdi）KWZ m3/min式中：Qai采煤工作面实际需要风量的总和，m3/

19、min; Qbi掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min; Qci硐室所需风量的总和 ，m3/min; Qdi其他所需风量的总和，m3/min；KWZ采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般可取1.21.25，在此采区中取1.2。4.3采煤工作面所需风量每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。(1) 按回采工作面同时作业人数计算需要风量：每班24人，工作交接时人数最多为48人。Qai=4N=48=192 m3/min式中， N工作面最多人数，4井下每人每分钟供新鲜空气，4 m3/(

20、人min)。(2) 按采煤工作面瓦斯涌出量确定需要风量绝对瓦斯涌出量q绝对=8.44500/(2460)=28.76m/min 瓦斯抽采率为70%Qai=100q绝对K不均衡 =10028.760.31.2=1035m3/min式中， Q采采煤工作面需要风量，m3/minK不均衡回采工作面通风不均衡系数，常取1.22.1，本设计取1.2。(3) 按工作面温度选择适宜的风速计算：Qai = 60V采 S采式中， V采采煤工作面风速，m/s，工作面平均温度20时，V采=1 m/s；S采采煤工作面的平均断面积，m2。使用掩护式支架时，S采=3（M-0.3）m2，其中M为煤层开采厚度，m。S采=3（3

21、.1-0.3）=8.4m2Qai=60V采 S采=6018.4=504m3/min(4) 按炸药量计算：Qai=25Aai=253=75 m3/min式中：Aai工作面一次爆破所用的最大炸药量(5) 按风速进行验算：根据规程规定，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。即每个回采工作面的风量Qai为：Qai0.2560S采=0.256015.96=239.4m3/minQai460S采=46015.96=3830.4m3/min式中：S采工作面平均断面积，m2 。综上所述，取各风量最大值，Qai=1035m3/min。W2406备面取工作面风量的一半，所以取517

22、.5 m3/min。4.4掘进工作面所需风量核算方法与回采工作面所需风量的计算方法基本相同。(1) 按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Qbi=4N=415=60 m3/min式中：N掘进工作面最多人数。(2) 按照掘进面瓦斯涌出量计算：q绝对 =5008.4/60/24 =2.9m3/minQbi=100q绝对K不均衡=1002.91.5=437 m3/min式中： Qbi单个掘进工作面需要风量，m3/min；q 绝对掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min；K不均衡瓦斯涌出不均衡通风系数，一般可取1.52.0,本设计中取1.5。(3) 按局部通风机实际吸风量计算需要风量：选用FB

23、DNo5.0/215kW高效对旋局扇，吸风量400 m3/minQbi=Q扇Ii=400 m3/min。式中： Q扇局部通风机实际吸风量；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本设计中Ii =1台。(4)按炸药量计算：Qbi=25Abi=253=65 m3/min式中：Abi工作面一次爆破所用的最大炸药量(5)按风速进行验算：煤巷掘进最低风量 Qbi0.2560S掘=0.25609.36=140.4m3/min式中：S掘掘进工作面的断面，S掘 = 8.4 m2综合上述4类，风量取最大值437 m3/min。综上所述，2个掘进工作面的总的风量Qbi =874 m3/min。4.5硐室所需风量井

24、下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。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。采区变电所配风量：100 m3/min。绞车房所配风量：100 m3/min。故其他风量的总和为Qci=100+100=200m /min其他所需风量风门漏风按1.2 m3/min计算，5扇风门漏风6m3/min。Qdi=6m3/min综上所述：Q采区（Qai+Qbi+Qci+Qdi）KWZ=（1035. +1035./2+4372+200+6）1=2632.5m3/min式中取KWZ =1进行计算。5风量分配与通风阻

25、力计算如图所示通风系统流体网络图，根据流体网络中总进风量等于总回风量进行风量分配。 摩擦风阻计算：Rfr = 式中， 摩擦阻力系数，通过查表取值; L巷道长度，m;U巷道周长，m;S巷道面积，m2。通风阻力计算： hr=RfrQ2 式中，hfr摩擦阻力，Pa。由以上两式求得各巷道的风阻和通风阻力详见下表：大阻力路线为： e1-e2-e3-e4-e5-e11-e16-e17-e22-e23-e27-e28-e29-e30-e15则hr=204.83+3.097+66,19+3.077+22.69+84.458+81.313+4.594+3.55+18.78+29.33+61.95+3.8+203

26、.89+25.102=813.462采区总阻力：h = hr k = 813.6421.1 =894.808Pa式中， k 考虑局部阻力附加系数，按经验取1.11.15，取1.1。分支流量q(m3/min)分支流量q(m3/min)分支流量q(m3/min)e12632.5e10517.5e183e22632.5e111035e193e32632.5e12103e20100e42532.5e13437e21100e52529.5e14437e221555.5e61655.5e15517.5e231655.5e7874e161035e24100e8437e171038e25100e9437e18

27、3e26877e272532.5e282632.5e292632.5e302632.5工作面1035备采工作面517.5掘进面437绞车房100中央变电所100三采区通风网络图分支名称L(m）S(m2)U（m）形状支护方式S(m2）（NS2/m4）Rfr（NS2/m8）Q（m3/s）hfr（Pa）v（m/s）e1运煤大巷10931514.8拱形锚喷33750.02220.10640476443.875204.83082.925e2通风斜巷3014.712拱形锚杆3176.5230.01420.00160930743.8753.0979412.984694e3运输上山64114.712拱形锚杆3176.5230.01420.03438552243.87566.192672.984694e4运输上山32214.712拱形锚杆3176.5230.01420.01727322642.2083330.7732.871315e5运输上山23814.712拱形锚杆3176.5230.01420.01276716742.1583322.69142.867914e11运输平巷11289.3611.4梯形锚杆