《通风安全学》课程设计学院:班级:姓名:学号:指导教师:二0二0年六月二十日1《安全通风学》矿井通风设计第一节矿井概况一、煤层地质概况单一煤层,煤层倾角25º煤层厚平均4m,相对瓦斯涌出量为13m3/t正常涌水量为10m3/min,煤层自燃发火期12个月,煤尘爆炸指数为18。二、井田范围本设计第一水平垂深240m,走向长7200m,两翼开采,每翼长3600m。三、矿井生产任务本矿井设计生产能力为60万t,第一水平服务年限设计为23a。四、矿井开拓方式本矿井开拓方式,前期采用立井单水平上山多煤层联合开采,其服务年限为23a。五、矿井通风方式本矿井通风方法为抽出式,通风方式为两翼对角式,即中央副井进风,两翼风井回风。2第二节矿井通风系统一、矿井通风系统要符合下列要求。1、每一个生产矿井,必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口。各个出口之间的距离不得小于30m。如果采用中央式通风系统时,还要在井田境界附近设置安全出口。井下每一个水平到上水平和每个采区至少都要有两个便于行人的安全出口,并同通到地面的安全出口相连通。保证2、进风井口,必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方,距离产生烟尘、有害气体的地点不得小于500m。进风井筒冬季结冰,对工人身体健康、提升和其它设施有危害时,必须装设暖风设备,保持进风井口以下的空气温度在2℃以上。进风井与出风井的设备地点必须地层稳定且有利于防洪。总回风道不得作为主要行人道,矿井的回风流和主要通风机的噪音不得造成公害。3、箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作风井。如果兼作风井使用时,必须遵守下列规定:(1)箕斗提升兼作回风井时,井上下装、卸井塔都必须有完善的封闭措施,其漏风率不超过15%,并应有可靠的降尘设施,但装有皮带运输机的井筒不得兼作回风井。(2)箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时,箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s;装有皮带运输机的井筒中的风速不得超过4m/s,并都应有可靠的防尘措施,保证4、所有矿井都必须采用机械通风,主要主要通风机(供全矿、一翼或一个分区使用)必须安装在地面。同一井口不宜选用几台主要通风机并联运转,主要通风机要有符合要求的防5、每一个矿井必须有完整的独立的独立通风系统,不宜把两个可以独立通风的矿井合并一个通风系统,若有两个出风井,则自采区流到各个出风井的风流需保持独立;各工作面的回风在进入采区回风道之前,各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通,下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开,在条件允许时,要尽量使总进风早分开,总回风6、采用多台分区主要通风机通风时,为了保持联合运转的稳定性,总进风道的断面不宜过小,尽可能减少公共风路的风阻;各分区主要通风机的回风流,中央主要通风机和每一7、采煤工作面的掘进工作面都应采用独立通风。采煤工作面和其相连接的掘进工作面,在布置独立通风有困难时,可采用串联通风,但必须符合《煤矿安全规程》第114条的有关8、井下火药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9、本矿井分前期和后期设计,本设计只对前期做详细设计,后期暂不考虑。3第三节矿井风量计算与分配一、矿井需风量的计算原则矿井需风量应按照“由里往外”的原则,由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,计算出矿井总风量。二、矿井需风量的计算方法根据现行《煤矿安全规程》规定,矿井需要的风量应按照下列求分别计算,并选取其中的最大值。本矿井初期投产区域位于瓦斯风化带中,瓦斯涌出量相对较小,但考虑通风设备的服务年限、通风安全等诸多因素,风量计算仍采用瓦斯带的参数。1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK(3-1)式中:Q——矿井总风量,m3/s4——每人每分钟供风标准,m3/min·人N——井下同时工作的最多人数,245人K——矿井通风系数,两翼对角式取1.15则Q=4×120×1.15=552m3/min=9.2m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和进行计算即:Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他)×K(3-2)式中:Q——矿井总风量,m3/sΣQ采——采煤工作面风量之和ΣQ掘——掘进工作面风量之和ΣQ硐——独立通风硐室需风量之和ΣQ其他——其他用风地点需风量之和K——矿井通风系数,两翼对角式取1.15(1)采煤工作面实际需风量由题目条件:相对瓦斯涌出量11m3/t,矿井生产能力为0.9Mt/a,矿井有两个采区同时生产,共3个采煤工作面,其中两个生产,一个备用。计算出工作面的瓦斯绝对涌出量。忽略掘进工作面和备用工作面的出煤量,忽略掘进工作面和备用工作面涌出的瓦斯,每个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量为:Q采瓦=11×(0.9×1000000/(330×16×60))/2=15.625m3/min①瓦斯涌出量计算:Q采风=100×Q采瓦×K(3-3)式中:Q采——工作面实际需要的风量,m3/minQ采——工作面的瓦斯绝对涌出量,取1m3/minK——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.2Q采风=100×q采瓦×K=100×15.625×1.2=1875m3/min=31.25m3/s②按工作面温度计算Q采=60×Vc×Sc×Kc,m3/min(3-4)式中:Vc——采煤工作面风速,当采长壁工作面稳定在18℃时,工作面风速应在0.8-1.0m3/s之间,取1.0m3/sSc——采煤工作面的平均断面积,(4.2+3.2)/2×2.2=8.14㎡4Kc——采煤工作面长150m,长度系数,取1.1Q采风=60×1.0×8.14×1.1=537.24m3/min③按人数计算实际需风量Q采=4×N,m3/min(3-5)式中:N——工作面同时工作的最多人数,26人Q采=4×26=104m3/min④、按风速验算60×0.25×S采≤Q采≤60×4×S采(2-6)式中:S采——采煤工作面的平均断面积,采煤工作面8.14㎡采工作面:122.1m3/min≤Q采≤1953.6m3/min根据以上计算,设计采工作面配风量取其中最大值,即:Q采风=1875m3/min=31.25m3/s备用工作面一般按回采工作面需风量的50﹪计算,即:Q备风=1/2Q采风=937.5m3/min=15.625m3/s(2)掘进工作面实际需风量①按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q掘×K掘(3-7)式中:Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/minQ掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,取0.8m3/minK掘——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.5由于忽略了掘进工作面的出煤量和瓦斯涌出量,因此,此步计算结果可予忽略。②按炸药量计算Q掘=25×A式中:25——使用1kg炸药的供风量,m3/minA——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg。Q掘=25×10=250m3/min③按局部通风机吸风量计算Q掘=Q局扇吸×k=250×1.2=300m3/min选择JBT-61型局部通风机,其额定风量为250m3/min④按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘=4×N(3-8)式中:N——掘进工作面同时工作的最多人数,26人Q采=4×26=104m3/min⑤按风速进行验算15×S掘≤Q煤掘≤240×S掘(3-9)式中:S掘——煤巷掘进工作面的断面积,6㎡90m3/min≤Q煤掘≤1440m3/min综合考虑,掘进工作面实际需风量为:Q掘=300m3/min(3)硐室、爆破材料库等需风量①爆炸材料硐室:1m3/s②采区变电所:1m3/s③绞车硐室:1m3/s则硐室、爆破材料库等实际需风量为:5∑Q硐=1+1+1=3m3/s综合上述计算,矿井需风量为:Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×K=(2.5×1875+4×300+180)×1.25=6067.5m3/min=101.125m3/s以上计算结果取最大值,由于采用两翼对角通风,两翼对称同进开采,则矿井一翼需风量Q=50.6m3/s。第四节矿井通风阻力及等积孔计算在主要通风机整个服务期限内,矿井通风总阻力随开采深度的增加和走向范围的扩大及产量的提高而增加。为了扇风机在整个矿井服务期间在合理的效率范围内运转,在选择扇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,前者对应于扇风机服务期间内通风最困难时期矿井总阻力,后者对应通风最容易时期的矿井总阻力,同时还考虑到自然风压得作用。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。但必须是矿井达到设计年产量以后,通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般,可能两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别风流路线最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的风路上(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个井巷通风总阻力(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,通过计算比较选出最大值。如果矿井服务年限较长时,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。附:(矿井平面图4-1)(通风网络图4-2)6设计指导教师比例矿井平面图李亚军学号示意日期08.06.20123456781011121314159矿井平面示意图4-17回采工作面主扇142678121334绞车房备用工作面掘进工作面掘进工作面15设计指导教师比例通风网络设计李亚军学号示意日期08.06.20910爆炸材料库NO.2采区回采工作面1511164-1困难时期通风网络图2、通过主扇的风量Qf必大于通过风井的矿井总风量Q矿,为了计算矿井的阻力,必先算出Qf:对于抽出式:fQ1.051.10Q矿=()(4-1)83、为了经济、合理、安全地使用主扇,应控制h阻难不易太大,矿井通风的总阻力,不应超过2940Pa。二、计算方法沿着上述两个时期通风阻力的风路,分别用下式算出各区段井巷摩擦阻力:23LUQhS摩=Pa(4-2)式中:h摩——各段井巷的摩擦阻力;α——摩擦阻力系数,可查阅《煤矿通风与安全》一书的附录;L——各段井巷的长度,m;U——各段井巷的周长,mS——井巷的净断面积,m2;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(考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后求得的风量值,3m/s。本设计根据采区接替安排,矿井投产后至NO.7采区为初期通风容易时期(即上采面接近停采线位置时,当同一采区的同一区段上下煤层同采时,应有3-4个的进尺距离);之后到NO.1采区采完为初期通风困难时期。通风容易时期负压和通风困难时期负压计算结果见表3-1和表3-2。其总和为总摩擦阻力:∑h摩=h1-2+h2-3+……+hn-(n+1)Pa(4-3)式中:h1-2、h2-3、……、+hn-(n+1)——为各段井巷之摩擦阻力,Pa。由表3-1和表3-2的计算知:h易=600.13Pah难=776.4Pa三、计算矿井总风阻2h/QR易阻易,Ns2m-8(4-6)2h/QR难阻难,Ns2m-8(4-7)式中:R易、R难------容易时期和困难时期的全矿总风阻则R易=0.4897Ns2m-8R难=0.6337Ns2m-8四、计算矿井等积孔1.19RA易易=1.70(4-8)91.19RA难难==1.495(4-9)式中:A易,A难-----容易时期和困难时期的全矿等积孔,㎡根据矿井通风难易程度分级见表6-3。表3-3矿井通风难易程度分级矿井通风难易程度矿井总风阻Ns2m-8等积孔㎡容易<0.355>2中等0.335~1.4201~2困难>1.420<1由等积孔可以看出,矿井通风为中等,所以矿井在生产时期应加大各巷道的掘进断面,以满足用风地点所需风量,并避免有关巷道风速超限。10通风容易时期风阻计算节点号井巷名称支护形式aLUSS3RQQ2H摩V1--2副井井筒砌碹0.04240.015.7019.607529.540.02