矿井通风课程设计

前 言

《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后进行,是学生理论联系实际的重要实践教学环节,是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础。

1.进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识,培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。

2.培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。 3.培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。

依照老师精心设计的题目,按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算,绘图及编写说明书等全部工作。

设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策,设计力争做到分析论证清楚,论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使自己的设计达到较高水平,但由于本人水平有限,难免有疏漏和错误之处,敬请老师指正。

一、矿井基本概况

1.煤层地质概况 单一煤层,倾角15°- 18°,相对瓦斯涌出量为8m3/t,煤尘有爆炸危险。

2.井田范围 走向长度8400m。

3.矿井生产任务 年产量为0.9Mt,矿井服务年限为46a。

4.矿井开拓方式及采区划分 矿井采用立井单水平上下山分区式开拓。全矿井共划分12个采区,上山部分6个(见题图9-1),下山部分6个。上山部分服务年限25a,下山部分服务年限21a。矿井开拓系统如题图9-2所示。主、副井布置在井田的中央,通过主要石门与东西向的运输大巷相连通。总回风巷布置在井田的上部边界,回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央,形成两翼对角式通风系统。

5.开拓系统图、采区布置图、巷道布置图、以及井巷尺寸及其。

1-1上山采区划分示意图

巷道布置示意图1-3

二、拟定矿井通风系统

矿井开拓采用立井开拓方式,矿井通风采用两翼对角式通风方式。矿井主要进风井为位于井田中央的副井,总回风巷布置在井田的上部边界,回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央,形成两翼对角式通风系统。

1.采区工作面通风系统:新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6、6~7)、区段运输顺槽(7~8)、上层采煤工作面(10~11)。清洗工作面后,污风经区段回风平巷(13~14)、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

2.备用工作面通风系统:新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6、6~7)、区段运输顺槽(7~8)、上层采煤工作面(10~11)。清洗工作面后,污风经区段回风平巷(13~14)、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

3.火药库通风系统: 新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3)、火药库、轨道上山、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

4.掘进工作面通风系统:新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6)、掘进工作面。清洗工作面后,污风流入轨道上山、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

矿井通风系统示意图见附图1-1:

三、矿井总风量计算与分配

(一)矿井需风量计算原则

矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则,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。

1.按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4 m3。

2.按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算,取其最大值。

(二)矿井需风量的计算方法

矿井需风量按以下方法计算,并取其中最大值。 1.按进下同时工作的最多人数计算 Q矿=4NK

=4×120×1.10 =528m3/min

式中Q矿——矿井总需风量,m3/min

N——井下同时工作的最多人数,人;

4——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式和中央并列式通风时,可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时,可取1.10~1.15。上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。

2.按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算 1)采煤工作面需风量计算

采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算,并取其中最大值。 (1)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:

根据矿井总产量算出矿井每分钟产煤量为:1.71t,瓦斯绝对涌出量为:1.73×8=13.84 m3/min

Q采=100Q瓦K瓦 =100×13.84×1.6 =2214.4m3/min

式中Q采——采煤工作需要风量,m3/min;

Q瓦——采煤工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,m3/min;

K瓦——采煤工作面因瓦斯(二氧化碳)涌出量不均匀的备用风量系数,即该工作面炮采工作面可取1.4~2.0;水采工作面可取2.0~3.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时,至少进行五昼夜的观测,得出五个比值,取其最大值。

(2)按工作面进风流温度计算;采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求

采煤工作面的需风量按下式计算: Q采=60v采S采K采,m3/min =60×1.0×8.14×1.2 =586.08 m3/min

式中v采——采煤工作面适宜风速,m/s

S采——采煤工作面平均有效断面积,㎡,按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算;

K采——采煤工作面长度风最系数,按表2先取

(3)按炸药使用量计算: Q采=25A采,m3/min =25×10

=250 m3/min

式中25——每使用1kg炸药的供风量,m3/min

A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg (4)按工作人员数量计算: Q采=4n采,m3/min =4×26=104 m3/min

式中4——每人每分钟供给的最低风量,m3/min n采——采煤工作面同时工作的最多人数,人。 (5)按风速验算:

按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量: Q采≧60×0.25S采,m3/min

=60×0.25×8.14 =122.1m3/min

按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量: Q采≦60×4S采,m3/min =60×4×8.14 =1953.6 m3/min

2)掘进工作面需风量计算

煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量,应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: Q掘=100Q瓦K瓦 =100×0.42×1.5 =60 m3/min

(2)按炸药量使用最计算: Q掘=25A掘,m3/min =25×10

=250 m3/min

(3)按局部通风机吸风量计算: Q掘=Q通IK通,m3/min =200×1×1.2 =240 m3/min

式中Q通——掘进工作面局部通风机额定风量(表3), I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台:

K通——防止局部通风机吸循球风的风量备用系数,一般取1.2~1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。

(4)按工作人员数量计算: Q掘=4n掘,m3/min =4×10

=40 m3/min

(5)按风速进行验算;

岩巷掘进工作面的风量应满足:

60×0.15×S掘≦Q掘≦60×4×S掘

由上式得43.2 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足: 60×0.25×S掘≦Q掘≦60×4×S掘

=72 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min

根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。 Q掘=250 m3/min

72 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min

所以,Q掘=250 m3/min符合上述要求。

3)硐室需风量

各个独立通风的硐室供风量,应根据不同的硐室分别计算。 (1)井下爆破材料库

按经验值计算,小型矿井一般80~100m3/min,大型矿井一般100~150m3/min。 (2)充电硐室

通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。 (3)机电硐室

采区小型机电硐室,可按经验值确定风量,一般为60~80m3/min。

(4)其它巷道需风量计算

新建矿井,其他用风巷道的总风量难以计算时,也可按采煤,掘进,硐室的需风量总和的3%~5%估算。

(5)矿井总风量计算;

Q矿Q采Q掘Q硐Q其他K

=(2214.4×2+250×4+285+82.5) ×1.1 =6375.9 m3/min。

通过计算所得;矿井总风量为6375.9 m3/min 3.矿进总风量的分配 1)分配原则

矿井总风量确定后,分配到各用风地点的风量,应不得低于其计算的需风量;所有巷道都应分配一定的风量;分配后的风量,应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。

2)分配的方法

首先按照采区布置图,对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量,余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区,再按一定比例分配到其它用风地点,用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后,应对井下各通风巷道的风速进行验算,使其符合《规程》对风速的要求。

四、矿井通风总阻力计算

(一)矿井通风总阻力的计算原则 1.如果矿井服务年限不长(10~20年),选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;若矿井服务年限较长(30~50年),只计算前15~25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此,必须先给出这两个时期的通风网络图。

2.通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数(断面积、长度等)直接判断确定,不能直接确定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较。

3.矿井通风总阻力不应超过2940Pa

4.矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

(二)矿井通风总阻力的计算方法

沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路(入不敷出 风井口到风硐之前),分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力;

将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即

h摩

LU

S3

Q2,Pa

h阻难1.1~1.15h摩难,Pa

两个时期的摩擦阻力可按表4-1进行计算。

h阻易1.1~1.15h摩易,Pa

11

12

1.计算矿井通风容易时期的通风总阻力

h阻易1.15h摩易

1.15623.072116.20Pa

2.矿井通风困难时期通风总阻力

h摩难1.15h摩难

1.15636.202600Pa

(三)绘制矿井通风网络图: 见附图1-2

五、选择矿井通风设备

(一)选择矿井通风设备的基本要求

1.矿井每个装备主要通风机的风井,均要在地面装设两套同等能力的通风设备,其中一套工作,一套备用,交替工作。

2.选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化,并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时,应根据矿井分期时间及节牟情况,分期选择电动机动。

3.通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时,叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5°;离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。

4.进、出井井口的高差在150m以上,或进、出风井口标高相同,但井深400米以上时,宜计算矿井的自然风压。

(二)主要通风机的选择 1.计算通风机的风量Q通

Q通KQ矿,m3/s

1.2

=40.66m3/s

2.计算通风机的风压H通全(或H通静) 轴流式通风机;

4066260

Hh阻易h硐

容易时期 通静小

=1058+120 =1178Pa

H

h

H自

硐阻难自 困难时期 通静大

=1300+120 =1420Pa 3.选择通风机

根据计算的矿井通风容易时期通风机的Q通、H通静小和困难时期通风机的Q通、H通静大,在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。

根据Q通=40.66m3/s H通静小=1178Pa H通静大=1420Pa 可选定通风机型号为2k60型轴流式通风机。

选定通风机后,可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角、转速、内压、风量、效率和输入功率等技术系数,并列表整理。

hH

4.选择电动机

(1)计算通风机输入功率。按通风容易和困难时期,分别计算通风机输入功率P通小、P电大:

P通小

Q通H通静小1000通静

,KW

40.661178

10000.6

80KW

P通大

Q通H通静小1000通静

,KW

40.661420

10000.6

83KW

(2)选择电动机

当P电小≧0.6P通大时,两个时期可选一台电动机,电动机功率为

P电

P通大K电

电传

,KW

831.1

0.92199KW

电动机功率在400KW~500KW以上时,宜选用同步电动机其优点是低负荷动转时,可用来改善电网功率因数,使矿井经济用电;其缺点是这种电动机的购置和安装费较高。

六、通风耗电费用概算

(一)主要通风的耗电量

通风容易时期和困难时期共选一台电动机时

E8760P电大

K,

kWh/a电变缆

87601001.10.9521863830

0.90

kWh/a

(二)局部通风机的耗电量

EA

8760P电大K

电kWh/a变缆

876081.10.954298212

0.90

kWh/a

(三)通风总耗电量

E总EEA

931915298212

2162042

kWh/a

(四)吨煤通风耗电量

WEEA0

T,(kWh)/ta

[1**********]00

3.6(kWh)/ta

(五)吨煤通风耗电成本

WW0D3.60.41.44元

式中D——电价,元/kW·h

前 言

《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后进行,是学生理论联系实际的重要实践教学环节,是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础。

1.进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识,培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。

2.培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。 3.培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。

依照老师精心设计的题目,按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算,绘图及编写说明书等全部工作。

设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策,设计力争做到分析论证清楚,论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使自己的设计达到较高水平,但由于本人水平有限,难免有疏漏和错误之处,敬请老师指正。

一、矿井基本概况

1.煤层地质概况 单一煤层,倾角15°- 18°,相对瓦斯涌出量为8m3/t,煤尘有爆炸危险。

2.井田范围 走向长度8400m。

3.矿井生产任务 年产量为0.9Mt,矿井服务年限为46a。

4.矿井开拓方式及采区划分 矿井采用立井单水平上下山分区式开拓。全矿井共划分12个采区,上山部分6个(见题图9-1),下山部分6个。上山部分服务年限25a,下山部分服务年限21a。矿井开拓系统如题图9-2所示。主、副井布置在井田的中央,通过主要石门与东西向的运输大巷相连通。总回风巷布置在井田的上部边界,回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央,形成两翼对角式通风系统。

5.开拓系统图、采区布置图、巷道布置图、以及井巷尺寸及其。

1-1上山采区划分示意图

巷道布置示意图1-3

二、拟定矿井通风系统

矿井开拓采用立井开拓方式,矿井通风采用两翼对角式通风方式。矿井主要进风井为位于井田中央的副井,总回风巷布置在井田的上部边界,回风井分别布置在上山采区No.5、No.6上部边界中央,形成两翼对角式通风系统。

1.采区工作面通风系统:新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6、6~7)、区段运输顺槽(7~8)、上层采煤工作面(10~11)。清洗工作面后,污风经区段回风平巷(13~14)、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

2.备用工作面通风系统:新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6、6~7)、区段运输顺槽(7~8)、上层采煤工作面(10~11)。清洗工作面后,污风经区段回风平巷(13~14)、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

3.火药库通风系统: 新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3)、火药库、轨道上山、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

4.掘进工作面通风系统:新鲜风流从地面经副井(1~2)进入井下,经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷(4~5)、采区下部车场(5)、运输上山(5~6)、掘进工作面。清洗工作面后,污风流入轨道上山、回风石门(14~15)、主要回风巷道(15~16)回风井(16~17)排入大气。

矿井通风系统示意图见附图1-1:

三、矿井总风量计算与分配

(一)矿井需风量计算原则

矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则,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。

1.按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4 m3。

2.按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算,取其最大值。

(二)矿井需风量的计算方法

矿井需风量按以下方法计算,并取其中最大值。 1.按进下同时工作的最多人数计算 Q矿=4NK

=4×120×1.10 =528m3/min

式中Q矿——矿井总需风量,m3/min

N——井下同时工作的最多人数,人;

4——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式和中央并列式通风时,可取1.20~1.25;采用对角式或区域式通风时,可取1.10~1.15。上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。

2.按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算 1)采煤工作面需风量计算

采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算,并取其中最大值。 (1)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:

根据矿井总产量算出矿井每分钟产煤量为:1.71t,瓦斯绝对涌出量为:1.73×8=13.84 m3/min

Q采=100Q瓦K瓦 =100×13.84×1.6 =2214.4m3/min

式中Q采——采煤工作需要风量,m3/min;

Q瓦——采煤工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,m3/min;

K瓦——采煤工作面因瓦斯(二氧化碳)涌出量不均匀的备用风量系数,即该工作面炮采工作面可取1.4~2.0;水采工作面可取2.0~3.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时,至少进行五昼夜的观测,得出五个比值,取其最大值。

(2)按工作面进风流温度计算;采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求

采煤工作面的需风量按下式计算: Q采=60v采S采K采,m3/min =60×1.0×8.14×1.2 =586.08 m3/min

式中v采——采煤工作面适宜风速,m/s

S采——采煤工作面平均有效断面积,㎡,按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算;

K采——采煤工作面长度风最系数,按表2先取

(3)按炸药使用量计算: Q采=25A采,m3/min =25×10

=250 m3/min

式中25——每使用1kg炸药的供风量,m3/min

A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg (4)按工作人员数量计算: Q采=4n采,m3/min =4×26=104 m3/min

式中4——每人每分钟供给的最低风量,m3/min n采——采煤工作面同时工作的最多人数,人。 (5)按风速验算:

按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量: Q采≧60×0.25S采,m3/min

=60×0.25×8.14 =122.1m3/min

按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量: Q采≦60×4S采,m3/min =60×4×8.14 =1953.6 m3/min

2)掘进工作面需风量计算

煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量,应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: Q掘=100Q瓦K瓦 =100×0.42×1.5 =60 m3/min

(2)按炸药量使用最计算: Q掘=25A掘,m3/min =25×10

=250 m3/min

(3)按局部通风机吸风量计算: Q掘=Q通IK通,m3/min =200×1×1.2 =240 m3/min

式中Q通——掘进工作面局部通风机额定风量(表3), I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台:

K通——防止局部通风机吸循球风的风量备用系数,一般取1.2~1.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。

(4)按工作人员数量计算: Q掘=4n掘,m3/min =4×10

=40 m3/min

(5)按风速进行验算;

岩巷掘进工作面的风量应满足:

60×0.15×S掘≦Q掘≦60×4×S掘

由上式得43.2 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足: 60×0.25×S掘≦Q掘≦60×4×S掘

=72 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min

根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。 Q掘=250 m3/min

72 m3/min≦Q掘≦1152 m3/min

所以,Q掘=250 m3/min符合上述要求。

3)硐室需风量

各个独立通风的硐室供风量,应根据不同的硐室分别计算。 (1)井下爆破材料库

按经验值计算,小型矿井一般80~100m3/min,大型矿井一般100~150m3/min。 (2)充电硐室

通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。 (3)机电硐室

采区小型机电硐室,可按经验值确定风量,一般为60~80m3/min。

(4)其它巷道需风量计算

新建矿井,其他用风巷道的总风量难以计算时,也可按采煤,掘进,硐室的需风量总和的3%~5%估算。

(5)矿井总风量计算;

Q矿Q采Q掘Q硐Q其他K

=(2214.4×2+250×4+285+82.5) ×1.1 =6375.9 m3/min。

通过计算所得;矿井总风量为6375.9 m3/min 3.矿进总风量的分配 1)分配原则

矿井总风量确定后,分配到各用风地点的风量,应不得低于其计算的需风量;所有巷道都应分配一定的风量;分配后的风量,应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。

2)分配的方法

首先按照采区布置图,对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量,余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区,再按一定比例分配到其它用风地点,用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后,应对井下各通风巷道的风速进行验算,使其符合《规程》对风速的要求。

四、矿井通风总阻力计算

(一)矿井通风总阻力的计算原则 1.如果矿井服务年限不长(10~20年),选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;若矿井服务年限较长(30~50年),只计算前15~25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此,必须先给出这两个时期的通风网络图。

2.通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数(断面积、长度等)直接判断确定,不能直接确定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较。

3.矿井通风总阻力不应超过2940Pa

4.矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

(二)矿井通风总阻力的计算方法

沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路(入不敷出 风井口到风硐之前),分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力;

将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即

h摩

LU

S3

Q2,Pa

h阻难1.1~1.15h摩难,Pa

两个时期的摩擦阻力可按表4-1进行计算。

h阻易1.1~1.15h摩易,Pa

11

12

1.计算矿井通风容易时期的通风总阻力

h阻易1.15h摩易

1.15623.072116.20Pa

2.矿井通风困难时期通风总阻力

h摩难1.15h摩难

1.15636.202600Pa

(三)绘制矿井通风网络图: 见附图1-2

五、选择矿井通风设备

(一)选择矿井通风设备的基本要求

1.矿井每个装备主要通风机的风井,均要在地面装设两套同等能力的通风设备,其中一套工作,一套备用,交替工作。

2.选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化,并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时,应根据矿井分期时间及节牟情况,分期选择电动机动。

3.通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时,叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5°;离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。

4.进、出井井口的高差在150m以上,或进、出风井口标高相同,但井深400米以上时,宜计算矿井的自然风压。

(二)主要通风机的选择 1.计算通风机的风量Q通

Q通KQ矿,m3/s

1.2

=40.66m3/s

2.计算通风机的风压H通全(或H通静) 轴流式通风机;

4066260

Hh阻易h硐

容易时期 通静小

=1058+120 =1178Pa

H

h

H自

硐阻难自 困难时期 通静大

=1300+120 =1420Pa 3.选择通风机

根据计算的矿井通风容易时期通风机的Q通、H通静小和困难时期通风机的Q通、H通静大,在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。

根据Q通=40.66m3/s H通静小=1178Pa H通静大=1420Pa 可选定通风机型号为2k60型轴流式通风机。

选定通风机后,可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角、转速、内压、风量、效率和输入功率等技术系数,并列表整理。

hH

4.选择电动机

(1)计算通风机输入功率。按通风容易和困难时期,分别计算通风机输入功率P通小、P电大:

P通小

Q通H通静小1000通静

,KW

40.661178

10000.6

80KW

P通大

Q通H通静小1000通静

,KW

40.661420

10000.6

83KW

(2)选择电动机

当P电小≧0.6P通大时,两个时期可选一台电动机,电动机功率为

P电

P通大K电

电传

,KW

831.1

0.92199KW

电动机功率在400KW~500KW以上时,宜选用同步电动机其优点是低负荷动转时,可用来改善电网功率因数,使矿井经济用电;其缺点是这种电动机的购置和安装费较高。

六、通风耗电费用概算

(一)主要通风的耗电量

通风容易时期和困难时期共选一台电动机时

E8760P电大

K,

kWh/a电变缆

87601001.10.9521863830

0.90

kWh/a

(二)局部通风机的耗电量

EA

8760P电大K

电kWh/a变缆

876081.10.954298212

0.90

kWh/a

(三)通风总耗电量

E总EEA

931915298212

2162042

kWh/a

(四)吨煤通风耗电量

WEEA0

T,(kWh)/ta

[1**********]00

3.6(kWh)/ta

(五)吨煤通风耗电成本

WW0D3.60.41.44元

式中D——电价,元/kW·h


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