通风课程设计.docx
- 文档编号:14626420
- 上传时间:2023-06-25
- 格式:DOCX
- 页数:46
- 大小:100.17KB
通风课程设计.docx
《通风课程设计.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《通风课程设计.docx(46页珍藏版)》请在冰点文库上搜索。
通风课程设计
第一节设计技术资料
1.1矿井概况
某矿地处平原,地面标高+150m,井田走向长度5km,倾斜方向长度3.5km。
井田上界以-165m为界,下界以标高-1020为界,井田内煤层赋存稳定,井田可采储量约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150万吨的大型矿井,服务年限为72年。
1.2矿井开采技术条件
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15°,各煤层厚度、间距及顶底板岩性参见综合柱状图。
矿井相对瓦斯涌出量为6.5m3/T,煤层有自然发火危险,发火期为16-18个月,煤尘有爆炸性,爆炸指数为36%。
根据开拓开采设计确定,采用立井多水平上下山开拓(见图1-2-1、图1-2-2),第一水平标高-380m,斜长为825×2m,服务年限为27年,因走向较短,两翼各布置一个采区。
每个采区上山部分和下上部分各分为五个区段回采。
每采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。
综采工作面产量在k1煤层时为1620吨/日,在k2煤层时1935吨/日,日进6刀,截深0.6m,高档普采工作面产量在k1煤层时为1080吨/日,k2煤层时1290吨/日,日进4刀,截深0.6m;东翼还另布置一备用的高档普采工作面。
综采工作面装备的部分机电设备如表2所示,采区巷道采用集中联合布置(图1-2-1、图1-2-2)。
采区轨道上山均布置在k2煤层的底板板稳定细沙石中,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岩石下山掘进头。
东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库,亦需独立通风。
主井为箕斗井提煤用,副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。
部分巷道名称、长度、支护形式,断面几何特征参数列入表1-2-1。
井内的气象参数按表1-2-3所列的平均值选取,除综采工作面采用4-6工作制外,其它均采用三八工作制。
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,高档普采工作面同时作业最多人数60人。
综合柱状图
柱状
厚度(米)
岩性描述
240.00
表土,无流砂
8.60
砂质页岩
8.40
泥质细砂岩,沙质泥岩互层,稳定
0.20
沙质泥岩,松软
2.40
K1煤层,块状r=1.25
4.20
灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬
7.80
灰色砂质泥岩
4.80
泥岩细砂岩互层
4.60
薄层泥质细砂岩,稳定
0.20
泥岩,松软
2.80
k2煤层煤质中硬r=1.28
8.20
灰白色砂岩坚硬抗压强度600~900公斤/cm2
24.86
灰色中、细砂岩层互层
图1-2-1
图1-2-2
表1-2-1井巷特征参数
编号
井巷名称
支护形式
长度(m)
断面(m2)
周长(m)
1
副井井筒
混凝土
530
35.8
21.90
2
井底车场及主石门
锚喷
300
14.2
10.4
3
井底运输大巷
锚喷
2700
12.8
13.6
4
采区下部车场
锚喷
300
12.8
13.6
5
轨道上山
锚喷
825
10.1
12
6
运输机上山
锚喷
825
9.6
11.8
7
综采区段进风平巷
U型支架
1255
9.6
12.9
8
综采区段回风平巷
U型支架
1255
9.6
12.9
9
液压支架工作面
液压支架
150
7.8
11.95
10
高档普采工作面区段进风平巷
钢轨支架
1245
9.6
12.9
11
高档普采面区段回风平巷
钢轨支架
1245
9.6
12.9
12
高档普采面
液压支柱
150
9.4
11
13
高档普采备用进风平巷
钢轨支架
1260
9.6
12
14
区段平石门
锚喷
140
10.28
12.4
15
采区回风石门
锚喷
220
10.08
12.4
16
风井
混凝土
315
12.8
13.6
17
总回风平巷
锚喷
9.62
11.7
18
风峒
混凝土
表1-2-2综采工作面部分机电设备一览表
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
170
2
工作面
SGW-250型溜子
125×2
3
下顺槽
S2Q-75型转载机
75
4
下顺槽
SD-160运输机
150
5
工作面
KBY-62矿用支架防爆重光灯
0.062×10
表1-2-3空气平均密度一览表
季节地点
进风井筒(kg/m3)
出风井筒(kg/m3)
冬
1.28
1.20
夏
1.20
1.24
第1节矿井通风系统
2.1矿井通风方式
根据前述矿井的概况、开拓方式及开拓方法,提出矿井前25年左右的的矿井同分系统方案为:
中央边界式、两翼对角式和分区对角式。
表2-1-1为三者优缺点及适用条件。
表2-1-1中央边界式、两翼对角式和分区对角式通风系统的优缺点及适用条件
通风方式
优点
缺点
适用条件
中
央
边
界
式
通风阻力较小,内部漏风较小;工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染。
风流在井巷的流动路线为折返式,风流线路长,阻力较大。
适用于煤层倾角较小、埋藏较浅、井田走向长度不大,瓦斯与自然发火比较严重的矿井。
两
翼
对
角
式
风流在井下的流动线路是直向式,风流线路短,阻力小,内部漏风少;安全出口多,抗灾能力强。
便于风量调节,矿井风压比较稳定;工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害。
井筒安全煤柱压煤较多,初期投资大,投产较晚。
煤层走向大于4km,井型较大,瓦斯与自然发火严重的矿井;或低瓦斯矿井,煤层走向较长,产量较大的矿井。
分
区
对
角
式
每个采区有独立通风线路,互不影响,便于风量调节;安全出口多,抗灾能力强,建井工期短,初期投资少出煤快。
占用设备多,管理分散,矿井反风困难。
煤层埋藏浅,或因地表高低起伏较大,无法开掘总回风巷。
从表2-1-1中可以看出中央边界式风流在井下的流动路线为折返式,风流线路长,阻力较大不适合现在的高产高效矿井;根据综合考虑,两翼对角式投资成本较低,再加上本矿井煤层有自然发火危险,发火期较长,煤尘有爆炸性等因素,为了使每个采区互不影响,所以综合考虑后决定采用两翼对角式通风方式。
2.2采区通风方式
一、确定采区的通风方式并做技术比较
采区应该有足够的供风量,并按需分配到各个采、掘工作面。
为此,采区通风
系统就满足一下要求:
1.每一个采区,都必须布置回风巷,实行分区通风;
2.采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风;
3.采煤工作面和掘进工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒落去。
本矿井各采区都有设置两条上山即运输上山及轨道上山。
为此采区通风方式有
两种方案。
方案一:
轨道上山进风,运输上山回风;
方案二:
运输上山进风,轨道上山回风。
轨道上山进风,新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热的影响,轨道
上山的绞车房易于通风;变电所设在两个上山之间,其回风口设置调节风窗,利用
两上山间的风压差通风。
运输上山进风,由于风流方向与运煤方向相反,容易引起煤尘飞扬,煤炭在运
输过程中所释放的的瓦斯,可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大,影响工作面的安全
卫生条件;运输上山设备所散发的热量,使进风流温度升高;此外,需在轨道上山
的下部车场内安设风门。
为此,根据本矿井采区条件综合考虑采用轨道上山进风,
运输上山回风比较合适,通风管理相对较容易。
二、采煤工作面通风方式
确定采煤工作面的通风方式并作技术比较
工作面的回采顺序有前进式和后退式,前进式与后退式相比,回采不用提前掘
出回采航道,可以边采边掘,但是回采巷道的区段运输平巷和区段回风平巷的维护
费用较多。
并且新鲜风流首先通过采空区,漏风严重,且风流会带着采空区涌出的
瓦斯进入工作面,容易使瓦斯超限。
煤层本身具有自然发火危险,前进式通风使自
然发火更加容易,增加通风管理难度,故考虑后退式回采顺序。
由于本矿井的准备巷道是两条上山,故只能采用U型通风,再加上本矿井的煤
层倾角15°,属于中等,并且本矿井相对瓦斯涌出量为6.6m3/t,属于中等偏上,
由于瓦斯比空气轻,为了减少在上隅角产生瓦斯积聚,因此采用上行通风方式。
三、主要通风机工作方法
确定主要通风机的工作方法并做技术比较
主要通风机的工作方式主要有抽出式、压入式和压抽混合式。
抽出式、压入式和压抽混合式通风的优缺点及适用条件见表2-2。
表2-2抽出式、压入式和压入式通风的优缺点及适用条件
通风方式
优缺点及适用条件
抽出式
是当前常用的通风方式,适用性强,有利于瓦斯管理,适用于矿井走向长、开采面积大的矿井;井下风流处于负压状态,漏风量小,管理简单;当有塌陷区或与别的采区沟通时会把有害气体带到井下使矿井有效风量减少。
压入式
低瓦斯矿井的第一水平,矿井地面地形复杂,高低起伏,无法在高山上设置通风机;总回风巷无法连通或维护困难的条件下;与抽出式的优缺点相反,进风路线漏风大,管理困难,风阻大,风量调节困难;井下风流处于正压状态,通风机处于停止运转时,采空区瓦斯会涌向工作面。
压抽混合式
可产生较大的通风阻力,适应大阻力矿井,但通风管理困难,一般新建矿井和高瓦斯矿井并不以采用,但是个别用于老井的延深或改建的低瓦斯矿井。
矿区通风必须满足《煤矿安全规程》的规定;每一个生产水平和每一个采区,
都必须布置回风道,实行分区通风;回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风;
对于煤层倾角大的回采工作面应采用上行通风;采煤工作面和掘进工作面的进风和
回风,都不得经过采空区和冒落区。
因为只考虑服务年限的头25年故混合式不予考虑。
抽出式:
主要通风机安设在回风井口,在抽出式主要通风机的作用下,整个矿
井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态;当主要通风机因故障停止运转时,
井下风流的压力提高,比较安全。
压入式:
主要通风机安设在入风井口,在压入式通风机的作用下,整个矿井通
风系统处在高于当地大气压的正压状态;在冒落裂隙通达地面时,压入式通风矿井
采区的有害气体通过塌陷区向外停止漏出;当主要通风机停止运转时,井下风流的
压力降低;采用压入式通风时,须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物,使通
风管理难度加大,且漏风严重。
所以,通过上述比较,选择抽出式通风,通风管理比较容易,安全可靠性好。
第3节矿井风量计算
3.1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、硐室和其它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。
3.2矿井需风量的计算方法
一、采煤工作面需要风量
1.按瓦斯涌出量计算:
1)综采工作面所需风量的计算:
Q综采=100·Q综瓦
式中:
Q综采——综采工作面所需的风量,m3/min;
Q综瓦——综采工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min;
Q综瓦=
,
式中:
T综采——综采工作面平均日产量,t/d;
K瓦——瓦斯涌出不均匀系数,对高瓦斯矿井K瓦=1.2-1.25;
对低瓦斯矿井则取K瓦=1.15;
100——按采煤工作面的瓦斯浓度不超过1/100计算。
对K1煤层:
Q综瓦=
=
=8.91m3/min
Q综采=100·Q综瓦
=100×8.91
=891m3/min
对K2煤层:
Q综瓦=
=
=10.64m3/min
Q综采=100·Q综瓦
=100×10.64
=1064m3/min
2)高档普采工作面所需风量的计算
高档普拆工作面所需风量的计算与综采工作面的计算方法相同。
对K1煤层:
Q综瓦=
=
=5.94m3/min
Q机采=100·Q机瓦
=10×5.94
=594m3/min
对K2煤层:
Q综瓦=
=
=7.09m3/min
Q机采=100·Q机瓦
=100×7.09
=709m3/min
2.按工作面进风温度计算
1)综采工作面所需风量
Q综采=60·V综采·S综采·K综采,m3/min
式中:
V综采——综采工作面风速,工作面风速应在0.8-1.0m/s之间,取
1.0m/s;
S综采——综采工作面的平均断面积,取最大和最小控顶时有效断面的
平均值,m2;
K综采——工作面的长度系数,由于本矿井地处平原,故采用工作面进
风流气温为20℃,工作面长150m。
选取1.1。
对K1煤层:
Q综采=60·V综采·S综采·K综采
=60×1.0×7.8×1.1
=515m3/min
对K2煤层:
Q综采=60·V综采·S综采·K综采
=60×1.0×7.8×1.1
=515m3/min
2)高档普采工作面所需风量
高档普采工作面所需风量同综采工作面所需风量的计算方法相同。
对K1煤层:
Q机采=60·V机采·S机采·K机采
=60×1.0×9.4×1.1
=620.4m3/min
对K2煤层:
Q机采=60·V机采·S机采·K机采
=60×1.0×9.4×1.1
=620.4m3/min
3.按工作人员数量计算
1)综采工作面所需风量
Q综采=4·N,m3/min
式中:
N——工作面同时工作的最多人数,人;
4——每个人应供给的最低风量,m³/min。
Q综采=4·N
=4×40
=160m3/min
2)高档普采工作面所需风量
高档普采工作面所需风量同综采工作面所需额风量的计算方法相同。
Q机采=4·N
=4×60
=240m3/min
4.按风速进行验算
1)综采工作面所需风量
60·0.25·S综采≤Q综采≤60·4·S综采
式中:
S综采——综采工作面的平均断面积,取最大和最小控顶时有效断
面的平均值,m2。
K1、K2煤层相同:
60×0.25×7.8≤Q综采≤60×4×7.8
117m3/min≤Q综采≤1872m3/min
2)高档普采工作面所需风量
高档普采工作面所需风量同综采工作面所学风量的计算方法相同。
K1、K2煤层相同:
60·0.25·S机采≤Q机采≤60·4·S机采
60×0.25×9.4≤Q机采≤60×4×9.4
141m3/min≤Q机采≤2256m3/min
根据风速验算各个工作面的风量都符合要求。
根据以上计算,设计采区工作面配风量去其中最大值,即:
Q综采=1064m3/min=17.73m³/s
Q机采=709m3/min=11.82m³/s
Q备=50%·Q机采=50%×709
=355m³/min=5.92m³/s
5.采煤工作面需要风量的计算:
∑Qcj=nQ综采+nQ机采+nQ炮采+nQ其他+Q背(m3/min)
式中:
∑Qcj——采煤工作面需要风量总和,m3/min;
Q综采——综采工作面所需要的风量,m3/min;
Q机采——机采工作面所需要的风量,m3/min;
Q炮采——炮采工作面所需要的风量,m3/min;
Q其他——其他开采法工作面所要风量,m3/min;
Q背——备用工作面所需要风量,为生产工作面风量的一般,
m3/min;
n——各种开采法工作面的个数,个。
由于,采区工作面在通风容易时期和通风困难时期没有明显变化,因此
通风容易时期和通风困难时期西翼和东翼采区工作面的需风量不变。
西翼:
∑Qcj=nQ综采+nQ机采+nQ炮采+nQ其他+Q背
=1064+709
=1773m3/min
东翼:
∑Qcj=nQ综采+nQ机采+nQ炮采+nQ其他+Q背
=1064+709+355
=2128m3/min
二、掘进工作面需要风量
掘进工作面所需风量,应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量
的总和计算,即
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘,m³/min
式中:
Q煤掘——每个煤巷掘进工作面所需要的风量,一般取200-300(个别高瓦
斯矿高于300)m³/min;
Q岩掘——每个岩巷掘进工作面所需要的风量,一般取150-200m³/min;
n——需独立通风的煤巷、岩巷数。
考虑到本矿为低瓦斯矿,且用采用两翼对角式通风,故本矿岩巷掘进工作面风
量定位150m³/min,煤巷掘进工作面风量定位250m³/min。
根据风速进行验算,各个掘进工作面的风量都符合要求。
通风容易时期:
西翼:
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘
=2×250
=500m³/min
东翼:
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘
=2×250
=500m³/min
通风困难时期:
西翼:
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘
=2×250+150
=650m³/min
东翼:
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘
=2×250+150
=650m³/min
三、硐室需要风量
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
∑Qdj=Q绞车房+Q变电所+Q火药库+Q其他,m³/min
采区各硐室的风量可按经验来确定,结合本矿为低瓦斯矿的世界情况,且在矿
井通风容易时期和困难时期,硐室所需风量没有变化,因此,确定东西两翼硐室所
需风量各为为:
∑Qdj=180m³/min
四、其他地点需风量
其他地点需风量为以上总需风量的3%。
通风容易时期:
西翼:
∑Qgj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj)·3%
=(1773+500+180)×3%
=73.7m³/min
东翼:
∑Qgj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj)·3%
=(2128+500+180)×3%
=84.3m³/min
通风困难时期:
西翼:
∑Qgj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj)·3%
=(1773+6500+180)×3%
=78.1m³/min
东翼:
∑Qgj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj)·3%
=(2128+650+180)×3%
=88.7m³/min
3.3矿井总风量的计算
矿井总风量按下式计算
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
式中Qkj——矿井总进风量,m3/min;
∑Qcj——采煤工作面实际需要风量总和,m3/min;
∑Qjj——掘进工作面实际需要风量总和,m3/min;
∑Qdj——独立通风的硐室实际需要风量总和,m3/min;
∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量的总和m3/min;
Kkj——矿井通风系数(包括内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15-1.25。
通风容易时期:
西翼所需风量为:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
=(1773+500+180+73.7)×1.2
=3032m3/min
东翼所需风量为:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
=(2128+500+180+84.3)×1.2
=3470m3/min
矿井总的需风量为:
Qkj=3032+3470
=6502m3/min
通风困难时期:
西翼所需风量为:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
=(1773+650+180+78.1)×1.2
=3217m3/min
东翼所需风量为:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
=(2128+650+180+88.7)×1.2
=3656m3/min
矿井总的需风量为:
Qkj=3217+3656
=6873m3/min
第4节矿井通风困难时期和容易时期
4.1矿井通风容易时期
矿井通风容易时期,上山采区东西两翼的第一个区段各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,共计四个工作面,东翼布置一个备用高档普采工作面;东西两翼各布置两个独立通风的煤层平巷掘进头;各有一个绞车房、变电所和火药库。
∑Qcj=nQ综采+nQ机采+nQ炮采+nQ其他+Q背
=2×1064+2×709+1×355
=3901m3/min
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘
=4×250
=500m³/min
∑Qdj=Q绞车房+Q变电所+Q火药库+Q其他
=180×2m³/min
∑Qgj=∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj)·3%
=(3901+1000+180×2)×3%
=158m³/min
通风容易时期需风量:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
=(3901+1000+180×2+158)×1.2
=6502m3/min
4.2矿井通风困难时期
矿井通风困难时期,下山采区东西两翼的第四个阶段,K2煤层各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,共计四个工作面,东翼布置一个高档普采工作面;东西两翼各布置两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个演示下山掘进头;各有一个绞车房、变电所和火药库。
∑Qcj=nQ综采+nQ机采+nQ炮采+nQ其他+Q背
=2×1064+2×709+1×355
=3901m3/min
∑Qjj=nQ煤掘+nQ岩掘
=4×250+2×150
=1300m³/min
∑Qdj=Q绞车房+Q变电所+Q火药库+Q其他
=180×2m³/min
∑Qgj=∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj)·3%
=(3901+1300+180×2)×3%
=167m³/min
通风困难时期需风量:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj
=(3901+1300+180×2+167)×1.2
=6873m3/min
4.3两个时期的通风系统示意图和网络图
见图4-3-1和图4-3-2。
第五节矿井通风总阻力计算
在主要通风机整个服务期限内,矿井通风总阻力随开采深度的增加和走向范围的扩大及产量的提高而增减。
为了通风机在整个矿井服务期间在合理的效率范围内运转,在选择通风机时必须考虑最大可能的总阻力和最小可能的总阻力,前者对应于通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,同时还要考虑到自然风压的作用。
5.1矿井通风总阻力的计算原则
1.矿井通风的总阻力,不应超过2940pa;
2.矿井井巷的局部阻力按新建矿井直接井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
3.当风量按照各永丰地点的需要或自然分配后,选择达到设计产量时通风容易和最困难时的通风阻力大的大的风路,然
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 通风 课程设计
![提示](https://static.bingdoc.com/images/bang_tan.gif)