矿井通风系统设备选型.doc

矿井通风系统设备选型与经济概算专业名称安全工程学生姓名 指导教师 安全工程系这是我自己做的，想给大家说说我的感觉:最好自己来一遍，对自己绝对是一种锻炼，你会有不一样的收获。不懂的地方去问老师、同学,必须去图书馆查资料，你不明白的问题,图书馆有的是介绍，重点看看采矿工程设计手册，上面介绍的很全面祝你成功目录第1章矿井生产及通风安全概况11.1 矿井煤层煤质及生产概况1（一）矿井煤层煤质概况1(二)矿井井型及开拓方式21.2矿井通风安全概况3第2章采区通风系统52.1采区进回风上、下山的选择52。2采煤工作面进风巷与回风巷布置5第3章矿井需配风量的计算93。1 采煤工作面风质要求与风量计9(一）采煤工作面风质要求9（二）回采工作面需风量计算103。2 掘进工作面风质要求与风量计算12(一）掘进工作面风质要求12(二）掘进工作面风量计算133.3 独立通风硐室风量计算14(一）煤矿安全规程中有关规定14(二）独立通风硐室需风量计算15（三）其他巷道所需风量计算163。4 矿井总风量的计算16第4章 矿井通风总阻力计算174。1 井巷通风阻力计算17井巷通风阻力的计算原则174。2 矿井总阻力的计算方法17（一）矿井阻力的计算17 (二）降低井巷摩擦阻力的意义和措施22(三）矿井等积孔23第5章 矿井通风设备选择255.1 矿井通风设备选择要求255。2 矿井主要通风机选型25(一）风机风量25(二）通风机风压26（三）通风机的型号与转速确定27附图:2K60NO.24型（叶片数为16)矿用轴流式通风机的特性曲线5.3 电动机的选择27(一)电动机种类及台数的选择27(二)电动机选型参数的计算28第6章 矿井通风费用概算与安全措施296。1 吨煤通风费用计算296。2矿井安全生产技术措施29（一）矿井瓦斯29（二)矿井火灾32（三）矿井水灾防治35（四）粉尘防治36总结与致谢38参考文献39第1章矿井生产及通风安全概况1.1 矿井煤层煤质及生产概况（一） 矿井煤层煤质概况该矿地处平原,地面标高+150m，井田走向长度5,倾斜方向长度3。3。井田上界以标高165m为界，下界以标高1020m为界,两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定,井田可采储量1.08亿吨。根据开采条件、煤炭供求状况及“规程”规定,确定此矿为年产150万吨大型矿井，服务年限为72年。井田内有两个开采煤层,为K1、K2，在井田范围内，煤层赋存稳定,煤层倾角15，各煤层厚度，间距及顶底板岩性见综合柱状图1-1。综合柱状图11(二)矿井井型及开拓方式矿井为立井多水平上下山开拓，第一水平标高380m，倾斜长为8252m，服务年限为27年,因走向较短,两翼各布置一个采区，工作面采用后退式开采。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每个区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀,截深0。6m，高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀,截深0.6m，东翼还另布置一个备用高档普采工作面.部分巷道的名称、长度等特征参数见表1-1，综采工作面装备的部分机电设备如表12.部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数表1-1编号井巷名称支护形式断面（m2）周长(m)1副井井筒混凝土35.821。902井底车场及主石门锚喷14.210.43井底运输大巷锚喷12。813。64采区下部车场锚喷12。813。65轨道上山锚喷10。112.06运输机上山锚喷9.611.87综采区段进风平巷U型支架9.612.98综采区段回风平巷U型支架9。612.99液压支架工作面7。8011.9510高档普采工作面区段进风平巷钢轨支架9。612。911高档普采面区段回风平巷钢轨支架9.612.912高档普采面液压支柱9.411。013高档普采备用进风平巷钢轨支架9。612.014区段平石门锚喷10。2812。415采区回风石门锚喷10.0812。416风井混凝土12.813.617总回风平巷锚喷9。6211。7018风硐混凝土综采工作面部分机电设备一览表12序号地点机械设备名称容量(千瓦)1工作面MLS3-170双滚筒采煤机1702工作面SGW-250型溜子12523下顺槽S2Q75型转载机754下顺槽SD-160运输机1505工作面KBY-62矿用支架防爆重光灯0。062101。2矿井通风安全概况矿井通风系统基本状况矿井拟采用两翼对角式通风.矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前,由于技术革新，通风机的功率有了很大的提高,因此，常用的通风方式是抽出式和压入式两种，混合式通风应用较少.因此，通风方式从抽出式和压入式中选择一种。两者的技术比较见表13.工作方法优点缺点抽出式应该自己去查查应该自己去查查压入式应该自己去查查应该自己去查查综上所述，只有地面的小窑塌陷区分布较广且与井下采空区沟通或地形复杂且煤层埋藏较浅时,总回风道沟通、维护困难，煤层自然发火不严重时，才考虑用压入式通风机.结合矿井实际条件和目前经济、技术条件,确定矿井主要通风机的工作方式采用抽出式。采区轨道上山均布置在K2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接,为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个下山掘进头。东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需要独立通风.井为箕斗井提煤用,井为罐笼井升降人员、材料、矸石,也作为进风井用，并设有梯子间。除综采工作面采用46制工作制外，其他均采用38制工作。井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，绝对瓦斯涌出量为2.12。4m 3/min，高档普采工作面同时作业最多人数60人，绝对瓦斯涌出量为2.02.2m 3/min。掘进面均采用压入式通风方式，毛断面积可取6。16.4m2，掘进面同时作业最多人数为10人，绝对瓦斯涌出量为1.1-1.2m 3/min，一次爆破的炸药用量为6-8kg，爆破后的通风时间至少20min。第2章采区通风系统2。1采区进回风上、下山的选择采区进回风上、下山,即轨道上、下山与运输上、下山的布置，考虑到下列因素民：1、 第一水平服务时间为27年，时间较长;2、 因第一水平采用上下山开拓，考虑到下山开采时的进回风，同时减少掘进及巷道维修费用；3、 K1、K2煤层分别为2。4m、2.8m的中硬煤层，煤层倾角15，层间距21.6m,因此可采用区段集中平巷布置方式；4、 K2煤层的底板为稳定的细砂石，直接底板距K2煤层的间距大于8。2m；5、煤层绝对瓦斯涌出量小，自然发火期长；因此，可采用联合布置方式,将轨道上山与运输上山布置在K2底板的细砂石中；倾角与煤层倾角一致，当煤层有起伏时，尽可能保持适当的固定坡度。轨道上山与运输上山的位置关系见图21轨道上山与运输上山位置关系图2-1 （ 单位：m）2.2采煤工作面进风巷与回风巷布置K1、K2煤层的绝对瓦斯涌出量综采面2.12.4m/min，高档普采工作面为2.02。2m/min,为低瓦斯煤层,且煤层赋存;煤层有自然发火危险,发火期为1618个月,时间较长；煤尘有爆炸性，爆炸指数36%，开采期间应严格按照煤矿安全规程的有关规定采取降尘措施，降低煤尘爆炸危险性；综合考虑以上各因素后，采煤工作面采用一进一回的U型通风。K1，K2煤层区段运输平巷与轨道上山、区段回风平巷与运输上山，均采用石门连接。相互关系见图22图22（见议自己画画试试）工作面上行通风和下行通风对采煤工作面影响重大,而上行通风与下行通风相比：（自己去查查对你有好处）（1） 采煤工作面涌出的瓦斯，其自然流动方向和上行风向一致，在正常风速（0。50.8 m/s）下，瓦斯分层流动和局部积存的可能性很小;而下行通风方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象；（2） 上行通风比下行通风工作面温度要高；（3） 下行通风比上行通风所需机械风压大；（4） 下行通风在起火地点瓦斯爆炸可能性比上行通风要大；综合考虑后，工作面选用上行通风,大大降低了瓦斯爆炸的可能性。工作面通风图23附矿井通风容易、困难时期的通风图24和图25：副井主井井底运输大巷125662038686470768640428847395149536131597879357537图2-5第3章矿井需配风量的计算煤矿安全规程中有关规定：矿井需风量应按下列要求分别计算并取其中的最大值：1、 按井下同时工作的最多人数进行计算:每人每分钟供风量不得少于4m进行计算;2、 生产矿井的需风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和进行计算:即各地点的实际需风量应使风流中的瓦斯、CO2和其它有害气体的浓度、风速、温度等都必须符合煤矿安全规程的有关规定。矿井风量计算后，还应根据邻近矿井的实际配风量进行校核，必要时可进行适当的调整。3.1采煤工作面风质要求与风量计算（一） 采煤工作面风质要求1、 在采掘面进风流中,O2的浓度20%,CH4、CO2的浓度0。5%;2、 在采掘面回风流中，CH4浓度1%，CO2浓度1。5；3、 井下空气中有害气体浓度不得超过下表31中的规定。井巷空气中有害气体的允许浓度 表3-1名称安全标准体积浓度，%质量浓度，mg/m3CO0。002430?SO20。000515H2S0。0006610NH30.004304、 采掘工作面的风流温度26；5、 井下有人工作地点和人行道空气中粉尘浓度应符合下表3-2中的规定.井巷空气中粉尘的允许浓度 表32粉尘种类最高允许浓度，mg/m3含游离SiO210%的粉尘2含游离SiO210的水泥粉尘6含游离SiO210%的粉尘106、 每一工作地点,每人每分钟的新风供应量不小于4m3。（二） 回采工作面需风量计算1、按工作面CH4(或CO2）的实际涌出量计算：Qc,iKiQCH4/(C0C1） ,m/min式中：QCH4工作面绝对瓦斯涌出量（或CO2）的涌出量，m/min；其中QCH4qCH4A，qCH4为相对瓦斯涌出量，m/t，A为是日产煤量t/dKi工作面中瓦斯(或CO2）的涌出不均衡系数；机采面可取1。31.45，炮采面可取1.35-1.50C1，C0-工作面进回风中瓦斯(或CO2)最高允许浓度,分别为0。5(0.5）和1(1.5）则K1煤层需风量：（下面的都自己算算吧,就当是检验）综采面：QcK1QCH4/（C0-C1）1.42.3/（1%0。5）644m/min高档普采面：QcK2QCH4/（C0C1）1。32.1/（1%-0.5） 546m/min2、按工作面同时工作的最多人数时进行计算：Qc, i4N ，m/min式中:N工作面的最多人数代入计算有:综采面:Qc，14N1440160m/min高档普采面：Qc，24N2460240m/min3、 按工作面允许风温进行计算： QC,i60vS掘 ,m/min式中：v工作面允许风速,m/sS-采煤工作面的平均断面积，m（这个你自己必须搞明白）这是K1煤层取：S综采3。682.40。76.18mS高普4。02。40.76。72mK2煤层取：S综采3.682。80。77。21mS高普4.02.80.77.84m煤矿安全规程规定工作面风温与理想风流速度间的对应关系见表3-3 工作风温与理想风速间的对应关系表3-3工作面温度，工作面允许风速，m/s150。30。515180.50.818200.81。020231.01。523261.51。8代入有:K1煤层综采面：QC，max601。86.18667.14m/min高档普采面：QC，max601.86。72725.76m/min K2煤层综采面：QC，max601.87。21778.68m/min高档普采面：QC，max601。87。84846。72m/min4、 按工作面风速验算:由以上可取采煤工作面的风量为：Q综采778 m/min，Q高普846 m/min根据风速验算条件:15SQ采240S ,m/minK1煤层综采面：156.1892.7m/min Q采2406。181483.2m/min高档普采面：156.72100.8m/min Q采9S岩掘912.0108m/minQ掘 300m/min均符合要求。所以，前期掘进工作面的总风量为：Qj4 Q煤掘4 Q掘1200m/min后期掘进工作面的总风量为Qj4 Q煤掘+Q岩掘5 Q掘1500m/min3。3 独立通风硐室风量计算(一）煤矿安全规程中有关规定1、井下爆破材料库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道中；2、在多水平生产的矿井内，以及井下没有爆破材料库的矿井，可以设立井下发放爆破材料硐室.发放爆破材料硐室管理制度同井下爆破材料库，必须单独通风；3、井下充电硐室必须用单独的新鲜风流通风，回风流可以引入采空区回风道中.井下充电硐室内风流中以及电机车充电硐室、局部积聚处的氢气浓度都不得超过0.5%；4、井下机电硐室必须设在进风风流中； 5、机电硐室的空气温度不得超过30;否则应采取降温措施.（二）独立通风硐室需风量计算1、井下火药库：可按每小时4次换气量计算：式中：Qr井下爆炸材料库需要风量，m/minV井下爆炸材料库的体积,m/min;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60100m3/min,这里取Qr100 m3/min。2、井下蓄电池电机车库:蓄电池电机车库一般包括充电硐室、变流硐室和机车修理间等三部分.其供风量应主要考虑将充电硐室中产生的H2冲淡到安全允许浓度0。5%以下，并降低充电与变流硐室温度。通常取:这里取Qd110m/min；3、井下绞车房供风量：这里取Qj100 m/min；4、井下主水泵房供风量：这里取Qs210 m/min；5、独立通风硐室总风量：Qdj2Qr+Qd+ 4Qj+Qs2100+110+2100+210 720m/min（三）其他巷道所需风量计算低瓦斯矿井中，通常按经验或习惯取值进行计算,也可按实有地点的实际配风要求进行累计计算。也可以公式计算：Qq133ktQt式中：Qq-其它巷道用风量，m/min kt-其它巷道因瓦斯涌出不均匀备用风量系数,一般可1.11。3,这里取1。2 Qt用风巷道的绝对瓦斯涌出量,m/min根据经验，这取200m/min3.4 矿井总风量的计算矿井总风量按下式计算：Qkj Kkj（Qcj+Qjj+Qdj+Qqj）式中：Qkj 矿井总进风量，m3/min；Qcj-采煤工作需风量总和，m3/min;Qjj掘进工作面需风量总和，m3/min；Qdj独立硐室需风量总和，m3/min;Qqj其他巷道需风量总和,m3/min；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。这是取1.20通风容易总风量：Qkj，前期 Kkj(Qcj+Qjj+Qdj+Qqj）1.20(3671+1200+720+200） 6949 m/min通风困难总风量：Qkj，后期 Kkj（Qcj+Qjj+Qdj+Qqj）1。20(3671+1500+720+200） 7309 m/min第4章 矿井通风总阻力计算4.1 井巷通风阻力计算井巷通风阻力的计算原则1、如果矿井的服务年限小于1020年,可选择在达到设计产量以后的通风容易和通风困难两个时期内的最大(长)通风路线进行计算,得到，则可使所选通风机满足于通风容易和困难时期的要求。2、如果矿井的服务年限为3050年，则可只选择在达到设计产量后的1525年内的通风容易和通风困难两个时期最大(长)通风路线进行计算，得到，可使所选通风机满足于该时期内的通风容易和困难时期的要求。3、绘制矿井在通风容易与通风困难两个时期内的通风系统示意图和网络图.4、考虑外部漏风的影响，风机风量与风井总回风量的关系为：式中，风井没有提升任务时取1.05。5、控制计算出的矿井总阻力不能超过350 mmH2O，否则,需要对某些局部巷道采取降低风阻的措施.6、条件许可时，可以通过网络解算来计算矿井的总阻力.4。2 矿井总阻力的计算方法(一) 矿井阻力的计算1、井巷风阻是反映通风巷道几何特征的参数.当已知巷道的支护方式(）、断面积(S)、周长（U）、巷道长度（L)等参数时,可以进行计算:2、利用阻力定律计算矿井或区域总风阻：当已知总阻力h和总风量Q时,可以按阻力定律计算总风阻：通风容易和通风困难时期每一段巷道阻力的计算如表41、4-2、43、44。因有外部漏风(指在防爆门和主要通风机附近的漏风），所以通过主要通风机装置的风量一定大于矿井所需的总风量。根据实际生产经验，风井无提升任务，外部漏风系数取1.05，即风硐风量为风井的1。05倍。东翼容易时期通风阻力计算表41(你最好自己算算，会发现里面有很多问题，等着你想办法去解决）序号井巷区段序号巷道名称支护形式104NS2/m4L/mU/mS/m2S3/（m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2（m3/s）2hfrpavm/s101副井井筒混凝土37053021。935.845882.70。0094 116 13456 126.5 3.2 212井底车场及主石门锚喷8520010。414.22863。30.0062 110 12100 75。0 7。7 32-4运输大巷锚喷85125013。612。82097。20.0689 57 3249 223.9 4.5 44-6轨道上山到变电所锚喷853251210.11030。30.0322 54 2916 93。9 5。3 5610轨道上山到掘进面锚喷851501210。11030。30。0149 52 2704 40。3 5.1 61022轨道上山到采煤面锚喷851751210.11030。30.0173 42 1764 30。5 4.2 72224区段进风石门锚喷8514512。410。281086.40。0141 27 729 10.3 2.6 824-28综采进风平巷U型支护140126012.99。6884.70.2572 13 169 43。5 1.4 928-30综采工作面液压支架32015011。957.8474.60。1322 13 169 22.3 1。7 1030-38综采回风平巷U型支护140126012。99。6884。70.2572 13 169 43.5 1。4 1138-40采区回风石门锚喷8522012.410.081024.20。0226 27 729 16。5 2.7 1240-42总回风平巷锚喷8520011.79.62890。30。0223 57 3249 72.5 5.9 134086风井混凝土33.331513。612.82097。20.0068 57 3249 22。1 4.5 1486-88风硐混凝土300。0120 60 3600 43。2 合计863。8西翼容易时期通风阻力计算表42序号井巷区段序号巷道名称支护形式104NS2/m4L/mU/mS/m2S3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2（m3/s）2hfrpavm/s10-1副井井筒混凝土37053021.935。845882.70.009411613456126。5 3。2 212井底车场及主石门锚喷8520010。414。22863.30.011611012100140。4 7.7 32-3运输大巷锚喷85125013。612。82097。20.1256532809352。8 4。1 43-7轨道上山到变电所锚喷853251210。11030。30。032250250080。5 5.0 5711轨道上山到掘进面锚喷851501210。11030.30。014948230434。3 4。8 61119轨道上山到采煤面锚喷851751210。11030。30.017338144425.0 3。8 719-21区段进风石门锚喷8514512。410.281086。40.01492772910.9 2.6 821-23综采进风平巷U型支护140126012。99.6884.70。25721316943。5 1.4 923-25综采工作面液压支架32015011。957.8474.60。12091316920.4 1。7 102531综采回风平巷U型支护140126012.99.6884.70。25721316943.5 1。4 1131-35采区回风石门锚喷8522012.410.081024。20.02662772919.4 2。7 123537总回风平巷锚喷8520011.79。62890.30。02152270456。8 5。4 1335-75风井混凝土33.331513。612。82097.20.014352270438。7 4。1 147579风硐混凝土300。01255302536。3 合计1028.8 东翼困难时期通风阻力计算表43序号井巷区段序号巷道名称支护形式104NS2/m4L/mU/mS/m2s3/(m2)3RfrNS2/m8Qm3/sQ2(m3/s)2hfrpavm/s101副井井筒混凝土37053021.935。845882。70.009412214884139。9 3.4 212井底车场及主石门锚喷8520010.414。22863.30。00621161345683.4 8.2 32-56运输大巷锚喷85125013.612。82097.20.0689613721256.4 4。8 45662轨道下山锚喷856501210。11030。30.0644573249209。2 5。6 562-