资源描述
矿井通风与安全课程设计
《矿井通风与安全》课程设计
题 目:矿井通风课程设计
学 号:12121002008
姓 名:何元涛
专业班级:10级安全工程本(2)班
指导教师:辛程鹏
完成时间: 2013 年 7 月 16 日
资源与安全工程学院
- 25 -
目 录
第一章 设计要求 - 2 -
第二章 设计过程 - 3 -
1、 拟定矿井通风系统 - 3 -
1.1矿井通风系统的类型 - 3 -
1.2矿井通风系统的选择 - 3 -
2、 局部通风设计 - 3 -
2.1设计原则及掘进通风方法的选择 - 3 -
2.2掘进工作面所需风量计算及设计 - 4 -
3、掘进通风设备选择 - 5 -
3.1、风筒的选择 - 5 -
3.2、局部通风机的选择 - 6 -
4、 风量计算及风量分配 - 7 -
4.1矿井需风量计算 - 7 -
4.2、掘进工作面所需风量 - 9 -
4.3、硐室实际需要风量 - 9 -
4.4、矿井总风量 - 10 -
4.5风量分配与风速验算 - 11 -
5、矿井通风阻力计算 - 14 -
5.1计算原则 - 14 -
5.2计算方法 - 15 -
6、 主要通风机选型 - 18 -
6.1自然风压 - 18 -
6.2选择主要通风机 - 18 -
6.3、求通风机的实际工况点 - 20 -
6.4.选择电动机 - 20 -
7、概算矿井通风费用及评价 - 22 -
7.1、吨煤的通风电费 - 22 -
7.2、矿井等积孔、总风阻 - 22 -
8、 矿井安全措施 - 23 -
8.1通风 - 23 -
8.2瓦斯防治 - 24 -
8.3防治煤尘 - 24 -
8.4火灾的预防措施 - 24 -
第三章 设计附图 - 26 -
参考文献: - 26 -
第一章 设计要求
已知某矿井条件如下:
(1) 井田东西走向长约3Km,南白倾向宽约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。
(2) 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0.84~6.12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°。
(3) 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。
(4) 设计生产能力为90万t/年。
(5) 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。采用中央边界式通风方式。风井设在采区的边界。主、副井进风,风井回风。采区采用轨道上山、运输上山进风,专用回风巷回风。工作面采用U型后退式开采,采煤工作面风流流动形式是上行通风。综放面平均控顶距为3.96m,实际采高4.1 m,工作面面长150米,工作面温度20℃,回采工作面同时作业人数最多90人。矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为1.2 m3/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。
根据以上各已知条件,试拟定矿井通风系统,计算矿井所需风量和分配量,计算通风总阻力和选择通风机。
第二章 设计过程
1、 拟定矿井通风系统
1.1矿井通风系统的类型
根据矿井的开拓和巷道布置,采用中央边界式通风方式。
1.2矿井通风系统的选择
1.2.1选择矿井通风系统的基本要求:要符合投产较快,出煤较多,安全可靠,技术指标合理等原则。
1.2.2选择矿井的通风方式:中央边界式通风方式内部漏风较小,工业广场不受主要通风机噪声的影响,但井下风流路线长,阻力大。一般适用于瓦斯和自然发火比较严重,煤层倾角较小,埋藏较浅,走向长度不大(一般不大于4km)的矿井。
1.2.3选择矿井主要通风机的工作方法:此矿井采用压入式通风,其优点:新风经过风机,安全系数高,可用柔性风筒,柔性风筒质量轻,储存和搬运,连接和悬吊也简单,防水性好;节省风井场地,施工方便,主要通风机台数少,管理方便;开采浅部煤层时采区准备较容易,工程量少,工期短,出煤快;能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面。
2、 局部通风设计
2.1设计原则及掘进通风方法的选择
2.1.1设计原则
局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分,其新风取自矿井主风流,其污风又排入矿井主风流。其设计原则可归纳如下:
(1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件;
(2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进;
(3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机;
(4)压人式通风宜用柔性风筒,抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型。
(5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。
2.1.2掘进通风方法的选择
掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法。 采用压入式通风。
2.2掘进工作面所需风量计算及设计
根据《规程》规定:矿井必须采用局部通风措施
2.2.1掘进工作面所需风量
按下列因素分别计算,取其最大值。
(1)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算
m3/s (2--1)
式中:Q掘——掘进工作面实际需风量,m3/s;
Qch4——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/s;
K掘——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常,机掘工作面取1.5~2.0;炮掘工作面取1.8~2.0。此处取2.0
所以:
Q掘=100×3.2×2/60=10.6(m3/s)
2)按炸药使用量计算
/60(m3/s) (2--2)
式中:25——使用1㎏炸药的供风量,m3/s;
A掘——掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量,㎏。
所以:Q掘=25×7.2/60=3(m3/s)
3)按工作人员数量计算
(2--3)
式中:N掘——掘进工作面同时工作的最多人数,60人
所以: Q掘=4×40/60=2.6(m3/s)
Q掘取其最大值: 10.6(m3/s)
根据上述计算,应选取所有风量中的最大值,故按排瓦斯所需风量为该掘进巷道的需风量,大小为10.6 m3/s。
4)按风速进行验算
掘进工作面的最小风速:
0.25×9.0=2.25(m3/s)
掘进工作面的最大风速:
4×9.0=36(m3/s)
2.25(m3/s) 小于10.6(m3/s) 小于36(m3/s)
符合要求。
2.2.2、掘进面的设计
1)巷道断面
掘进断面取9.0m2
2)支护形式
在上下顺槽内,巷道支护形式采用工字钢支护
3、掘进通风设备选择
3.1、风筒的选择
3.1.1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。风筒特性如表3-1。
表3-1 风筒特性
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
131.32
10m
胶布风筒
600
双反边
15.88
30m
3.1.2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:
(3--1)
式中:n——接头数;在这里n=750÷30=25
Lei——一个接头的漏风率,插接时取0.01~0.02;反边连接时取0.005。
在这里取0.005
所以
pq=1÷(1-25×0.005)=1.14285
所以 Qf= pq×Qh=1.14285×10.6=12.114(m3/s)
风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数:
(3--2)
所以:
Ls=(12.114-10.6)÷12.114=12.4%
(2)风筒有效风量
掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数:
(3--3)
所以 ps=(1-12.4%)×100%=87.6%
通过风筒的风量Q即:
=11.33(m3/s) (3--4)
3.2、局部通风机的选择
3.2.1、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。
(3--5)
既
Qf= pq×Qh=1.14285×11.33=12.9(m3/s)
(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
(3--6)
式中:Rf——压入式风筒的总风阻。
Rf=1.9×750÷100=14.25
所以
Ht=14.25×12.9×10.6+0.811×1.2×(10.6)2÷0.64
=2792.2(pa)
3.2.2、局部通风机选型:
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6-3-8得选择的局部通风机为:
BKJ66—11NO5.0型 功率:15kw 转速:2950r/min,动轮直径:0.5m。
4、 风量计算及风量分配
4.1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。
4.1.1、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:
(4--1)
式中: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4-1);
Kcc——回采工作面长度调整系数(见表4-2);
Kcw——回采工作面温度调整系数(见表4-3)。
表4-1 Kcg——回采工作面采高调整系数
采 高
<2.0
2.0~2.5
2.5~5.0及放顶煤面
系数(K采高)
1.0
1.1
1.5
表4-2 Kcc——回采工作面长度调整系数
回采工作面长度(m)
80~150
150~200
>200
长度调整系数(K长)
1.0
1.0~1.3
1.3~1.5
表4-3 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(℃)
采煤工作面风速(m/s)
配风调整系数K温
<18
0.3~0.8
0.90
18~20
0.8~1.0
1.00
20~23
1.0~1.5
1.00~1.10
23~26
1.5~1.8
1.10~1.25
26~28
1.8~2.5
1.25~1.4
28~30
2.5~3.0
1.4~1.6
代入公式得:
=3.96×4.1×0.7×1.5×1.5×1×1
=25.57(m2/s)
(2)、按工作面温度选择适宜的风速进行计算
(4--2)
式中:Vc——采煤工作面风速,m/s;此处取1.3 见表4-4
Sc——采煤工作面的平均断面积,m2。
所以:
Qc=1.5×3.96×4.1×0.7=17.04(m3/s)
表4-4 采煤工作面风速
回采工作面空气温度(℃)
采煤工作面风速(m/s)
配风调整系数K温
<18
0.3~0.8
0.90
18~20
0.8~1.0
1.00
20~23
1.0~1.5
1.00~1.10
23~26
1.5~1.8
1.10~1.25
26~28
1.8~2.5
1.25~1.4
28~30
2.5~3.0
1.4~1.6
(3)、按回采工作面同时作业人数
每人供风不小于4m3/min,则
(4--3)
式中:N——采煤工作面同时工作人数.。此处为90人。
所以:Qc=(4×90)÷60=6(m3/s)
根据上述计算并取其中最大值即为25.57(m3/s)
(4)按风速进行验算:
(m3/s) (4--4)
式中:S——工作面平均断面积,m2此处为3.96×4.1×0.7=11.4
所以:0.25×11.4=2.85
4×11.4=45.6
既
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25.57×50%=12.785(m3/s)
4.2、掘进工作面所需风量
前面已经算过为10.6(m3/s)
4.3、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
(4--5)
式中: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100~150m3/min;中小型火药库供风60~100m3/min;这里取1.5m3/s
Q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100~200m3/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
(4--6)
Wi ——机电硐室中运转的机电总功率,kW;
(1-μi )—— 机电硐室的发热系数,应根据实际考查的结果确定,也可取下列数值,空气压缩机房取0.20~0. 23;水泵房取0.02~0.04;
860——1kW/h的热当量数,千卡;
μi ——机电设备效率;
Δt——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60~90 m3/min ;这里都取1.5 m3/s
Q其它硐 ——其它硐室所需风量,根据具体情况供风
既
=1.5+1.5+1.5
=4.5(m3/s)
4.4、矿井总风量
矿井总风量按下式计算
(4--7)
=(25.57+10.6+12.785+4.5) ×1.20
= 64
式中:Qkj ——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1.15~1.25。这里取1.2。
矿井内部漏风量按矿井风门个数5×2%=10%;再加上井下其他挡风点的漏风率,取5%。得到矿井内部漏风率10%+5%=15%。
矿井内部漏风量=64×15%=9.6m3/s
平均每处漏风量=9.6÷5=1.92m3/s
4.5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4-5中。如果某条井巷的风速不符合《规程》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:4.5~5.0m/s;轨道上(下)山、运输上(下)山:3.5~4.5m/s;回风上(下)山:4.5~5.5m/s;区段运输平巷(顺槽):3.0~3.5m/s;区段回风平巷(回风顺槽):4.5~5.5m/s;阶段回风大巷、总回风巷:5.5~6.5m/s
表4-5 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
风量m3/s
风速m/s
最小
最大
副井
12.5
64
5.12
64
5.12
—
8
满足
井底车场
12.5
64
5.12
64
5.12
满足
运输大巷
12.5
64
5.12
64
5.12
4.5~5.5
0.25
6
满足
运输上山4-5
10.2
41.22
4.04
45.06
4.41
0.25
6
满足
运输上山5-6
10.2
28.44
2.78
28.44
2.78
0.25
6
满足
运输平巷6-7
9.51
26.52
2.78
26.52
2.78
3.0~3.5
0.25
6
满足
工作面
10.0
26.52
2.33
26.52
2.65
0.25
4
满足
回风平巷
9.51
26.52
2.78
26.52
2.78
4.5~5.5
|—
8
满足
回风大巷
10.2
64
6.27
42.88
4.20
5.5~6.5
—
8
满足
专用回风下山9~13
10.2
61
5.98
4.5~6.0
0.25
6.5
满足
专用回风下山13~14
10.2
64
6.27
5.0~6.5
0.25
6.5
满足
专用回风上山14-15
10.2
64
6.27
5.0~6.5
0.25
6.5
满足
风井
11.6
64
5.51
64
5.51
—
15
满足
《规程》规定的风速限定值见表4-6所示。
表4-6 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
—
15
专为升降物料的井筒
—
12
风桥
—
10
升降人员和物料的井筒
—
8
主要进、回风巷道
—
8
架线电机车巷道
1.0
8
运输机巷道、采区进、回风巷道
0.25
6
采煤工作面,掘进中的煤巷和半煤岩巷
0.25
4
掘进中的岩巷
0.15
4
其它通风行人巷道
0.15
—
注1:设有梯子间的井筒或修理中的井筒,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
容易时期
副井:64
井底车场:64
运输大巷:64
运输上山4-5: 64-4.5-1.92×4-10.6=41.22
运输上山5-6:41.22-12.785=28.44
运输平巷6-7: 28.44-1.92=26.52
工作面: 26.52
回风平巷:26.52
回风大巷:64
风井 64
困难时期
副井 64
井底车场 64
运输大巷 64
运输上山4~5 64-4.5-1.92×2-10.6=45.06
运输上山5~6 45.06-1.92×2-12.785=28.44
运输平巷6~7 28.44-1.92=26.52
工作面7~8 26.52
回风平巷8~9 26.52
专用回风下山9~13 26.52+1.92×3+10.6=42.88
专用回风下山13~14 42.88+12.785+1.5+1.92×2=61
专用回风上山14-15 64
回风大巷15-10 64
风井10-11 64
5、矿井通风阻力计算
在主要通风机整个服务期限内,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。
5.1计算原则
5.1.1、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15~25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。
5.1.2、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。
5.2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=a·L·U·Q2/S3 (Pa) (5--1)
式中: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5-1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 )
式中: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=1.2∑h摩易
(2)通风困难时期的总阻力h阻难为:
h阻难=1.15∑h摩难
式中:1.2、1.15——考虑到风路上有局部阻力的系数。
表5-1
巷道各段序号
巷道名称
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)
1~2
副井
砌碹
0.00333
782
13.576
12.5
0.018100591
64
74.14
2~3
井底车场
锚喷
0.0039
1000
13.576
12.5
0.027108556
64
111.03
3~4
运输大巷
锚喷
0.0077
1500
13.576
12.5
0.080283033
64
328.83
4~5
运输上山
锚喷
0.0115
850
12.264
10.2
0.964091849
41.22
191.93
5~6
运输上山
锚喷
0.0115
850
12.264
10.2
0.112966166
28.44
91.37
6~7
运输平巷
U型钢支护
0.0135
750
12.829
9.51
0.15102411
26.52
106.21
7~8
工作面
液压支架
0.023
150
13.155
10
0.030958146
26.52
21.77
8~9
回风平巷
U型钢支护
0.0226
750
12.829
9.51
0.252825547
26.52
177.81
9~10
回风大巷
锚喷
0.0075
850
12.264
10.2
0.088391539
64
362.05
10~11
风井
砌碹
0.0067
120
13.079
11.6
0.07814743
64
320.09
局部阻力
178.523
合计
1785.23
1~2
副井
砌碹
0.00333
782
13.576
12.5
0.018100591
64
74.14
2~3
井底车场
锚喷
0.0039
1000
13.576
12.5
0.027108556
64
111.03
3~4
运输大巷
锚喷
0.0077
1500
13.576
12.5
0.080283033
64
328.83
4~5
运输上山
锚喷
0.0115
850
12.264
10.2
0.112966166
45.06
229.3
5~6
运输上山
锚喷
0.0115
850
12.264
10.2
0.112966166
28.44
91.37
6~7
运输平巷
U型钢支护
0.0135
750
12.829
9.51
0.15102411
26.52
106.21
7~8
工作面
液压支架
0.023
150
13.155
10
0.04538475
26.52
31.91
8~9
回风平巷
U型钢支护
0.0226
750
12.829
9.51
0.252825547
26.52
177.81
9~13
专用回风下山
锚喷
0.0115
440
12.264
10.2
0.058476604
42.88
107.52
13~14
专用回风下山
锚喷
0.0115
410
13.079
10.2
0.058110648
61
216.22
14-15
专用回风上山
锚喷
0.0115
850
12.264
10.2
0.112966168
64
462.70
10月15日
回风大巷
锚喷
0.0075
850
12.264
10.2
0.073673587
64
301.76
10月11日
风井
砌碹
0.0067
120
13.079
11.6
0.078147413
64
320.09
局部阻力
223
合计
2230.06
6、 主要通风机选型
6.1自然风压
矿井冬、夏季气温差别较大,使得空气密度也有所差别,致使矿井自然风压也因气温变化而变化,因此需要计算矿井自然风压,规定矿井冬、夏季空气密度如表6-1所示:
表6-1 矿井冬、夏空气密度 Kg/m3
季节
进风
回风
冬季
1.28
1.24
夏季
1.20
1.24
根据自然风压的定义,以矿井最低水平作为计算的参考面,自然风压可以下式计算:
HN= ∫02p1dz-∫35p2dz (6--1)
为了简化计算,一般采用测算出0-1-2和5-4-3井巷中空气密度平均值pm1和pm2用其代替上式的密度1和2,则上式可写为:
HN=Zg (pm1-pm2) (6--2)
式中:g——重力加速度,m2/s;
Z矿井最高点至最低水平间的距离,m
因此本设计矿井冬,夏季自然风压都取50 pa
6.2选择主要通风机
本矿井为高瓦斯矿井,考虑压人和抽出通风方式的优缺点及轴流式通风机和离心式通风机的优缺点。
初步选择轴流式通风机采用抽出通风方式通风。
6.2.1、确定主要通风机的风量
(1)容易时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿,
对于抽出式:
Q扇=(1.05~1.10)Q矿 (m3/s)
式中,1.05~1.10为外部漏风系数,出风井无提升运输任务时取1. 05,有提升运输任务时取1.10。 此处取1.05
Q扇=1.05×64=67.2(m3/s)
(2)困难时期时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿,
对于抽出式:
Q扇=(1.05~1.10)Q矿 (m3/s)
式中,1.05~1.10为外部漏风系数,出风井无提升运输任务时取1. 05,有提升运输任务时取1.10。 此处取1.05
Q扇=1.05×64=67.2(m3/s)
6.2.2确定主要风机的风压:
轴流式通风机:
容易时期 h扇易=h阻易十hd一HN
困难时期 h扇难=h阻难十hd十HN
式中:
hd——通风机装置阻力,Pa。取150pa
所以
容易时期 h扇易=h阻易十hd=1785.23+150-50=1885.23pa
困难时期 h扇难=h阻难十hd=2230.06+150-50=2330.06pa 观察BDNo-20通风机特性曲线图知,其可满足要求,在其风量坐标51.8 做Q轴垂线,在风压坐标1207.1。 1817.7点分别做Q轴平行线,分别Q轴垂线于A. B两点,有图可见,此两个工况点均在合理工作范围内,故选BDNo-20通风机
矿井主要通风机图
6.3、求通风机的实际工况点
6.3.1计算通风机的工作风阻
R易= h扇易/ Q扇2 (6--3)
R难= h扇难/ Q扇2 (6--4)
即:
R易=1885.23÷642=0.4602
R难=2330.06÷642=0.5688
在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线,与风压曲线的交点 A/, 即为实际工况点A/。和B/沿风阻曲线上移一级得容易时期和困难时期风机实际工况点A和B。由图可见,两个工况点均在合理工作范围内
容易时期应在安装角θ较小的情况工作,困难时期应在安装角 θ较大的情况下工作。
6.4.选择电动机
6.4.1、根据通风容易和通风困难两个时期实际工况点计算主要通风机的输入功率
(6--5)
(6--6)
式中:h扇易’、 h扇难’ 、Q扇’均为实际工况点的对应参数
η——风机效率,可在风机特性图上查得。
所以:
N扇入易=(55×1360.6) ÷(1000×0.76)=98.5(KW)
N扇入难=(53.1×1914.2)÷(1000×0.82)=123.96(KW)
6.4.2、由通风容易通风困难两个时期主要通风机输入功率,计算电动机的输出功率N电出。
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