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    《矿井通风与安全》课程设计(刘志恒)(DOC43页).doc

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    《矿井通风与安全》课程设计(刘志恒)(DOC43页).doc

    中国矿业大学 矿业工程学院矿井通风与安全课程设计课程设计题目:云驾岭矿120万t/a新井通风设计小组成员: 刘志恒 李军光 班级:采矿12-1班 指导教师: 于宝海成绩: 日 期: 2015年 12 月 1 矿井设计概况21.1矿区概述21.2井田开拓21.3巷道布置与采煤方法42.1矿井通风系统的基本要求52.2矿井通风方式的选择62.3矿井通风方案技术和经济比较82.4通风机工作方法93 带区通风123.1带区进、回风通风系统123.2回采工作面通风方式124 掘进通风154.1掘进方法的确定154.2掘进工作面的通风方式154.3煤巷掘进工作面需风量164.4掘进通风设备选型174.5掘进通风技术管理和安全措施195 矿井风量计算与分配205.1矿井总风量的计算205.2矿井风量分配225.3风速验算236 矿井通风阻力计算246.1通风阻力的计算原则256.2通风容易时期和困难时期的确定256.3通风阻力计算306.4矿井通风总阻力317 矿井通风设备选型347.1矿井通风设备选型要求347.2矿井自然风压347.3通风机选择357.4矿井主要通风机设备要求377.5通风机附属装置及其安全技术378 矿井通风费用概算398.1吨煤通风电费398.2通风设备的折旧费和维护费398.3专用通风巷道的维护费408.4通风员工工资费用408.5吨煤通风成本409 结论401 矿井设计概况1.1矿区概述1.1.1矿区概述云驾岭煤矿隶属河北冀中能源邯郸矿业集团有限公司,位于河北省武安市北部,以高村为中心,南距武安市约5km,邯郸-长治公路横跨矿区南端,邢台-都党公路纵贯矿区东缘。北以第1地质剖面与郭二庄矿为界;南以第13地质剖面与上泉勘探区为界;西部以井田F4断层与地方煤矿为界;东部以F22断层及-550m水平切割各煤层为边界。井内的气象参数按表1-1所列的平均值选取。表1-1 空气平均密度一览表季节进风井筒kg/m3回风井筒kg/m3井下平均密度kg/m3冬1.15611501.166夏1.1351.1411.1451.1.2 井田地质特征井田南北长约5.7km东西约2.4km南北近似长条状,井田周界15280m,井田面积13.7km2。1.1.3 煤层特征本矿井可采煤层有2煤层,其煤层平均厚度分别6.8m,具体参见图1-1 综合地质柱状图。根据精查地质报告的瓦斯地质资料,最大相对瓦斯涌出量为2.58m3/t,矿井瓦斯等级应定为瓦斯矿井。经煤炭科学研究总院抚顺分院对云驾岭矿2、6号煤的自燃进行了鉴定,鉴定结果表明2号、6号煤为三类不易自燃。 1.2井田开拓1.2.1井田境界与储量矿井地质资源量:2号煤176.74Mt,矿井工业储量151.35Mt, 矿井可采储量100.97Mt,本矿井设计生产能力为120万吨/年。工业广场的尺寸为360m×400m的长方形,工业广场的煤柱量为831万吨。1.2.2矿井工作制度、设计生产能力及服务年限本矿井设计生产能力按年工作日330天计算,“三八”工作制,即二班生产,一班准备,每班净工作时间为8个小时,净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为120万吨/年,矿井服务年限为64年。图1-1 综合地质柱状图1.2.3井田开拓工业场地的布置选择在主、副井井口附近。工业场地的形状为矩形,占地面积长为400m,宽为360m。设计为两个水平开采,两至四个阶段,阶段内采用带区方式布置。一水平标高-300m,二水平标高-550m,第一水平采用上山开采,标高为-300m-100m,平均斜长1140m,水平垂直高度200m,开拓大巷位于-300m处。第二水平标高为-300m-550m,平均斜长1260m,水平垂直高度250m,开拓大巷位于-850m处。本设计只设计2号煤的开采。井筒的位置设于井田中央偏东的位置,这样既可以不增加初期工程量投资,又能照顾矿井中后期的开采布置,同时以倾角较大条件复杂的煤层做工业广场保护煤柱,简化了矿井的开拓结构。风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下,与提升井筒的贯通位置最短,并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。大巷层位选择根据煤层顶底板岩性和服务年限长短的原则,结合辅助运输方式对大巷的要求,设计确定大巷布置在2号煤层底板岩层中。1.3巷道布置与采煤方法1.3.1带区巷道布置及生产系统2号煤层为单斜煤层,煤层走向NS,长5700m;倾向NW,倾斜长度平均为2400m;倾角10°。煤层平均厚度6.8m,煤层较稳定。本开采区为北一带区,采用分带式采煤法。分带区走向长度为2317m,倾斜长度1140m,采用带区开采。以轨道大巷、运输大巷两侧保护煤柱线设停采线。首采带区由10个倾斜分带联合布置。在轨道大巷一侧掘带区车场与带区煤层运料平巷沟通;在运输大巷一侧掘带区回风斜巷与带区煤层运煤平巷贯通。带区煤层集中运料平巷和运煤平巷与各分带运输斜巷和分带轨道斜巷联通。首采工作面开切眼、分带轨道斜巷和分带运输斜巷均沿2煤底板布置在煤层中,两分带斜巷相互平行且与切眼垂直。首采带区工作面长度设计为223.7m,采用综采放顶煤,所以把北一带区划分为10个工作面。开采北一带区时,在北二带区同时开掘准备及回采巷道,为工作面接替做好准备。待首采北一带区首采面全部采完后,北二带区接替工作面已经准备出来,可以投入生产,依次类推。同理,设计首采采区的工作面接替顺序为跳采。即:2101210321052107210921022104210621082110 。1.3.2采煤方法主采煤层选用综采开采工艺,倾斜长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数选用设备如下:ZZPF4800/17/33型支架技术、MXA300/3.5D型双滚筒采煤机、SGZ-764/400型刮板输送机、SZZ-764/160型转载机、 SB1200型破碎机、SSJ1200/2×200M可伸缩带式输送机。采煤机截深0.6m,其工作方式为双向割煤,追机作业,工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。1.3.3回采巷道布置回采巷道采用一般的“U”型布置方式,即一条区段运输顺槽,一条区段回风顺槽。该采区采用单巷布置,间留5m的煤柱,掘进通风简单,通风阻力小。回采巷道宽度为4.0m,高度为3.3m。1.3.4部分井巷特征参数表1-2 部分井巷特征参数井巷名称长度(m)断面(m2)周长(m)副井57144.1623.55井底车场及石门15.615轨道大巷26701515.8带区车场78.614.313.85带区轨道斜巷1336.813.214.4工作面222.68.111.4带区运输斜巷1263.613.214.4带区回风石门74.413.214.4回风大巷273313.8615回风石门187.313.8615风井498.419.6315.7风硐13.31211.79胶带运输大巷2553.8 2 矿井通风系统拟定2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统,都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体地说,要适应以下基本要求:矿井至少要有两个通地面的安全出口;进风井口要有利于防洪,不受粉尘有害气体污染;北方矿井,井口需装供暖设备;总回风巷不得作为主要行人道;工业广场不得受扇风机的噪音干扰;装有皮带机的井筒不得兼作回风井;装有箕斗的井筒不得作为主要进风井;可以独立通风的矿井,采区尽可能独立通风;通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件;通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。2.2矿井通风方式的选择2.2.1选择通风方案的考虑因素选择任何通风方式都需要符合投产较快、出煤较多、安全可靠和技术经济合理等原则。选择矿井通风方式时,应考虑以下两种因素:自然因素:煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。经济因素:井巷工程量、通风运行费、设备装备费。2.2.2矿井通风方案矿井通风方式根据回风井的位置的不同,可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、采区式和混合式通风,以下为前四种方案的示意图。方案一:中央并列式风井主副井都位于中央工业广场上,副井进风,风井回风,如图2.1。 图2.1 中央并列式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风大巷 5回风石门方案二:中央分列式两回风井位于井田边界的两翼,副井进风,风井回风,如图2.2。图2.2 中央分列式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风大巷 5回风石门方案三:两翼对角式进风井位于井田的中央,回风井设在井田两翼的上部边界,如图2.3。图2.3 两翼对角式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风大巷 5回风石门方案四:分区对角式通风方式每一个分区域内均设置进风井及回风井,构成独立的通风系统,见图2.4。图2.4 分区对角式通风方式1主井 2副井 3运输大巷 4回风石门2.2.3矿井通风方式的选择下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较,见表2-1。表2-1 通风方式比较通风方式优点缺点适用条件中央并列式初期投资较少,工业场地布置集中,管理方便,工业场地保护煤柱小,保护井筒的煤柱较少,构成矿井通风系统的时间短。风路较长,风阻较大,井底车场附近漏风较大。煤层倾角大、埋藏深,但走向长度并不大,而且瓦斯、自然发火都不严重。中央分列式通风阻力较小,内部漏风小,增加了一个安全出口,工业广场没有主要通风机的噪音影响;从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。建井期限略长,有时初期投资稍大。煤层倾角较小,埋藏较浅,走向长度不大,而且瓦斯、自然发火比较严重。两翼对角式风路较短,阻力较小,采空区的漏风较小,比中央并列式安全性更好建井期限略长,有时初期投资稍大煤层走向较大(超过4km),井型较大,煤层上部距地表较浅,瓦斯和自然发火严重的新矿井分区对角式通风方式工业场地没有噪声影响;矿进通风阻力小,风路短,漏风小;矿井通风安全可靠性强,特别是具有严重自然灾害威胁的矿井应采用该法。初期投资大,建井期较长。增加若干个回风井场地,压煤多。煤层距地表较浅,或因地表高低起伏较大,无法开凿浅部的总回风道,矿井走向长、多煤层开采、高温、高瓦斯、有瓦斯喷出和有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的矿井。2.3矿井通风方案技术和经济比较2.3.1技术比较由于云驾岭煤矿为瓦斯矿井,自燃发火不严重,2号煤层倾角不大,且走向较大,通过初步的技术比较方案一和方案三相比较案二和方案四有更明显的优势。2.3.2经济比较方案一和方案三两通风方案的经济主要从巷道开拓工程量费用及巷道维护费用、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑。巷道开拓及维护费用只比较两方案中不同(或多出)巷道,相同巷道不再作经济比较。经济比较见表2-2到表2-5。(1)进行工程掘进费用比较中央并列式,回风井工程量为498m;两翼对角式,回风井工程量:498×2=996m。 表2-2 井巷掘进费用比较表方案项目中央并列式两翼对角式工程项目工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)回风井4981000049899610000996(2)井巷维护费用比较表2-3 井巷维护费用比较表方案项目中央并列式两翼对角式工程项目工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)回风井4981205.9899612011.95(3)通风设备购置费用矿井主要通风机、配套电机设备费,查风机价格表,按150万元计算,主要通风机房必须安装两套主要通风机及配套电机,一套工作,一套备用。则共需设备费150×2=300万元。风机房、风峒、扩散器、防爆门等通风设施的土建费按20万元计算,则一个风机房共需320万元。表2-3通风设备购置费用比较表 方案项目中央并列式两翼对角式通风设备费(万元)3206404)通风总费用比较 通风总费用见表2-5。表2-5 通风总费用比较表方案项目中央并列式(万元)两翼对角式(万元)井巷掘进费498996井巷维护费5.9811.95通风设备费320640总费用823.981647.95由于本矿井设计为1.2Mt的大型矿井,对通风量要求较高,方案一和方案三进行粗略的经济比较,方案三通风总费用为方案一的两倍,掘进费用太多。并且按照矿井年产量与服务年限的匹配关系,方案三两翼对角式匹配不合理,故本矿井采用中央并列式通风系统。2.4通风机工作方法矿井通风机的工作方法有抽出式、压入式及压抽混合式。其适用条件和优缺点见表2-6。表2-6 通风方式分类通风方式使用条件及优缺点抽出式优点:井下风流处于负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少,比较安全;漏风量小,通风管理较简单;与压入式比,不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。缺点:当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时,抽出式会不小窑积存的有害气体抽到井下使有矿井效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平,矿井地面地形复杂、高差起伏,无法在高山上设置扇风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点:(1)压入式的优缺点与抽出式相反,能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面;(2)进风线路漏风大,管理困难;(3)风阻大、风量调节困难;(4)由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难;(5)通风机使井下风流处于正压状态,当通风机停止运转时,风流压力降低,有可能使采空区瓦斯涌量增加。压抽混合式优点:通风系统的进风部分处于正压状态,回风部分处于负压状态,工作面大致处于中间状态,其正压负压均不大,采空区连通地表的漏风因而较小,适用于自然发火严重的的矿井。缺点:使用的通风机设备较多,管理复杂。现将三种工作方法的优缺点对比如下:(1)抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态,当一旦主要通风机因故停上运转时,井下风流的压力提高,有可能使采空区瓦斯涌出量减少,比较安全;(2)压入式主要通风机使井下风流处于正压状态,当主要通风机停转时,风流压力降低,有可能使采空区瓦斯涌出量增加,比较危险。(3)采用压入式通风时,须在矿井总进风路线上设置若干构筑物,使通风管理工作比较困难,漏风较大。(4)在地面小窑塌陷区分布较广,并和采区相沟通的条件下,用抽出式通风,会把小窑积存的有害气体抽到井下,同时使通过主要通风机的一部分风流短路,总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风,则能用一部分回风风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。(5)如果能够严防总进风路线上的漏风,则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。(6)在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时,有一定困难,过渡时期是新旧水平同时产生,路线较长,有时还须额外增掘一些井巷工程,使过渡期限拉得过长。用抽出式通风,就没有这些缺点。综上所述,只有地面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,开采一水平无法在高山上设置主要通风机,总回风道沟通、维护困难,煤层自自燃发火不严重才考虑用压入式通风。结合本矿实际条件和目前经济、技术条件,确定本矿主要通风机的工作方法采用抽出式。103 带区通风带区通风系统是矿井的基本组成部分,它包括带区进回风和工作面进回风巷道的布置方式,带区通风路线的连接方式以及带区通风设备的和通风构筑物的设置等基本内容。它主要取决于带区巷道布置和采煤方法,同时要满足通风的特殊要求。在通风系统中,要能保证带区风流的稳定性,尽量避免角联风路,尽量减少带区漏风量,并有利于采空区瓦斯的合理排放及防止采空区浮煤自燃,新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小,回采工作面和掘进工作面都应该独立通风。带区布置独立的回风道,实行分带通风。带区通风系统既要保证质量,安全可靠,又要经济合理。带区通风系统的合理与否不仅影响带区内的风量分配,发生事故时的风流控制,工作面的安全生产,而且影响到全矿的通风质量和安全状况。3.1带区进、回风通风系统两种进风方式比较:工作面轨道斜巷进风,新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响,运料斜巷的绞车房易于通风,掘进的机电设备处在新鲜风流中,安全性高。工作面运输斜巷进风,由于风流方向与运煤方向相反,易于引起煤尘飞扬,运输煤炭释放大量瓦斯,可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大,影响工作面的安全卫生条件,输送机设备所散发的热量,使风流温度增高。此外须在运料斜巷的下部车场内安设风门,此外运输矿车来往频繁,需要加强管理,防止风流短路。因此在该矿井在设计中采用轨道斜巷进风。3.2回采工作面通风方式3.2.1回采工作面通风系统工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“Y”、“Z”、“W”形,各通风系统示意图优缺点和适用条件(由于工作面为后退式开采,故各种通风形式只考虑后退式),见表3-1。表3.1 回风工作面主要通风系统比较通风系统示意图优缺点及适用条件“U”型通风系统这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点,但风流线路长,变化大。工作面上隅角易积聚瓦斯,工作面进风巷一次掘进,维护量大。这种通风方式,如果瓦斯不太大,工作面通风能满足要求,即可采用。“Y”型通风系统当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时,采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综采工作面,上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备,可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量。这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面,但需要边界准备专用回风上山,增加了巷道掘进、维护费用。“Z”型通风系统回风巷为沿空巷,可以提高煤炭回采率;巷道采准工作量小;采区内进风总长基本不变,有利于稳定风阻;无上偶角瓦斯积聚问题,但是回风巷常出现沼气超限的情况;同时也需要在边界准备专用回风上山,增加了行道的维护和掘进费用。“W”型通风系统当采用对拉式工作面时,可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采,实现集中生产的需要。这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道;若上下端平巷进风,在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境;同时,易于稀释工作面瓦斯,使上偶角瓦斯不易于积聚,排放炮烟、煤尘速度快。工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关,通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素。工作面通风应满足下列要求:(1)工作面有足够的风量并符合安全规程的要求,特别要防止上隅角积聚瓦斯。(2)风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。(3)根据通风要求,进、回风巷有足够的断面及数目。根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件,结合本矿井绝对瓦斯涌出量很小的特点,确定回采工作面的通风类型为U型后退式通风,这种通风方式具有系统简单,漏风小等优点,易于通风管理。3.2.2通风构筑物因为生产的需要,井下巷道是纵横交错彼此贯通。为了使井下各用风地点得到所需要的风量,保证风流按预定的通风路线,就必须在某些通风巷道的交叉口附近巷道设置通风设施,如风桥、挡风墙、风门等,以控制风流,为了防止这些设施漏风或风流短路,要求对通风设施进行正确的设计,合理的选择形式及位置,保证通风设施的可靠性。风桥在进风流与回风流平面交叉的巷道处,必须设置风桥,风桥使两支相叉的风流隔开,使之构成立体交叉风路的通风设施。挡风墙在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙,按其服务年限长短分为永久性和暂时性。风门风门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道,而又不允许风流通过的巷道,按其规定要建两座风门,其间距要大于运输车辆的长度,以便一座风门启动时,另一座风门能够关闭,不至于形成风流短路。分为普通风门和自动启动风门两种。调节风窗调节风窗用以增加巷道的局部阻力,以调节用风地点的风量,本设计主要通风机采用抽出式工作方法,调节风窗全部设在回风道中。测风站用以测量全矿井总进风量和总回风量以及各水平采掘区和回采工作面的进风量。测风站的位置一般在比较规整的巷道内。4 掘进通风掘进巷道时,为了稀释和排除自煤岩体内涌出的有害气体,爆破产生的炮烟和矿尘,保持掘进头的良好气候条件,必须对掘进头进行独立通风,即向掘进面送入新鲜风流,排出含有烟尘的污浊空气。本设计采区达产时,配备两个煤巷掘进头。4.1掘进方法的确定本设计掘进头的供风既利用局部通风机,也利用矿井的总风压,此处只对局部通风机通风方法做具体分析。4.2掘进工作面的通风方式矿井新建、扩建或生产时,都要掘进巷道,在掘进过程中,为了稀释和排出自煤(岩)体涌出的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘,以及创造良好的气候条件,必须对独头掘进工作面进行通风。掘进通风总的可以分为全风压通风法、引射器通风和局部通风机通风。出于掘进面通风必须做到风质好,风量稳定等多方面的考虑。本设计决定采用局部通风机通风。采用局部通风机进行掘进面的通风。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,局部通风机通风是由局部通风机和风筒组成一体进行通风,按其工作方式分为:压入式、抽出式和混合式。4.2.1压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧,局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面,污风沿巷道排出。 具体布置示意图如4-1所示。图4-1 压入式通风4.2.2抽出式通风这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入,污风通过铁风筒由局部通风机排出。抽出式通风如图4-2所示。图4-2 抽出式通风4.2.3混合式通风 混合式通风的布置如图所示。其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度,抽出式风筒吸风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关。压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动,与工作面距离保持在4050米左右。抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10米以上,同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度,一般为30米左右,混合式通风如图4-3所示。 图4-3 混合式通风由于混合式通风适用于大断面长距离的岩巷掘进通风的较好方式,由于采煤工作面属于普通断面,短距离岩巷掘进,因此本次设计只考虑压入式和抽出式两种方式。压入式通风与抽出式通风优缺点比较:抽出式通风时,污浊风流必须通过局部通风机,极不安全,而压入式通风时,局部通风机安设在新鲜风流中,通过局通风机的为新鲜风流,故安全性高。抽出式通风有效吸程小,排出工作面炮烟的能力较差,压入式通风风筒出口射流的有效射程大,排出工作面炮烟和瓦斯的能力强。抽出式通风由于炮烟从风筒中排出,不污染巷道中的空气,故劳动卫生条件好。压入式通风时炮烟沿巷道流动,劳动卫生条件较差,而且排出炮烟的时间较长。抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒,压入式通风可以使用柔性风筒;从以上比较可以看出,两种通风方式各有利弊,但压入式通风安全可靠性较好,故在煤矿中得到广泛应用。综合本井田的瓦斯浓度、掘进条件、粉尘浓度等因素,本次设计采用压入式掘进通风。4.3煤巷掘进工作面需风量本设计中只有两个煤巷掘进工作面,煤巷掘进工作面所需风量计算如下:4.3.1按压入式通风方式通风时 Qy=7.8×3A(LS)2/t (4-1)式中:Qy采用压入式通风时,稀释、排除掘进巷道炮烟所需风量,m3/min;A为同时爆破的炸药量,kg;最大为6.5 kg;S掘进巷道的净断面积,m2;13.2 m3;L从工作面至炮烟浓度稀释至安全浓度的距离,可用下式计算L=400A/S,则,L=400×6.5/13.2=197.0m t掘进巷道的通风时间,一般取20-30min;取20min。Qy=7.8×36.5×(197.0×13.2)2/20=137.6m3/min 4.3.2按瓦斯涌出量计算根据矿井安全规程规定,按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1的要求计算。即: Qb=100qb×Kb (4-2)式中: Qb掘进工作面实际需风量,m3/min;qb该掘进工作面瓦斯的平均绝对涌出量,经计算取0.65m3/min;Kb该掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数,根据实测统计取2。工作面需风量: Qb=100×0.65×2=130m3/min4.3.3按人数计算按每人每分钟所需风量和掘进工作面的最多人数计算工作面所需风量。 Qb=4×N (4-3)式中:4每人每分钟供给4m3的规定风量,m3/min;N该掘进工作面同时工作的最多人数,取30人。故连采机掘进工作面风量: Qb=4×30=120m3/min4.3.4按炸药量计算岩石大巷的掘进一般采用炮掘,所以风量计算要按照炸药量计算。 (4-4)式中:25使用一千克炸药的供风量,m3/min;A 该掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量,取6.5 kg Qb=25×6.5=163m3/min由以上四种方法计算的掘进巷道所需风量最大值为: Qb=25×6.5=163m3/min4.3.5按风速进行验算按煤矿安全规程规定煤巷掘进工作面的风量满足: Qmin15Sm3/min Qmax240Sm3/min式中:S为煤巷掘进巷道断面积,13.2m2; Qmax=240×13.2=3168m3/minQmin=15×13.2=198m3/min由风速验算可知,Qb=163m3/min不符合风速要求。根据配风经验取 250m3/min 。4.4掘进通风设备选型4.4.1风筒的选择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,易于储存和搬运,连接和悬吊也较方便,胶布和人造革风筒防水性能好,且适合于压入式通风。考虑到本设计掘进头距离较长,为经济起见,决定使用胶布风筒,其具体参数见表4-1。表4-1 风筒规格及接头形式风筒类型风筒直径(mm)接头方法百米风阻(NS2/m8)节长(m)壁厚(mm)风筒质量(kg/m)胶布风筒1000双反边2301.24.0风筒风阻风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻,风筒长度为1350m,由其百米风阻值得风筒总风阻为:R=1350/100×2=27NS2/m8风筒漏风柔性风筒的漏风风量备用系数值可用下式计算: (4-5)式中:柔性风筒的漏风风量备用系数;Qf局部通风机的供风量,m3/min;Q0风筒末端的风量,m3/min;P风筒100m长度的漏风率,%,百米漏风率可从表4-2中查取0.6;L风筒总长度,m。表4-2 柔性风筒百米漏风率p风筒接头类型风筒100m漏风率p/%胶接0.10.4多反边0.40.6多层反边3.05插接12.8带入数据,则柔性风筒的漏风风量备用系数为:=1/(1-0.6×0.135)=1.094.4.2局部通风机选型(1)局部通风机工作风量 (4-6)式中:风筒的漏风风量备用系数,根据上面的计算取1.09;掘进工作面所需风量,m3/min。则局部通风机工作风量=1.09×250=273m3/min。(2)局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压(Pa)为, Pa (4-7)式中:局部通风机工作全风压,Pa;R风筒总风阻,NS2/m8;局部通风机工作风量,m3/s;掘进工作面所需风量,m3/s;空气密度,kg/m3;D风筒直径,m。带入已知数据得:=27×273/60×250/60+0.811×1.2×=528.77 Pa(3)局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种,轴流式局部通风机具有体积小,便于安装和串联运转,效率高等优点。本设计根据局部通风机工作风量Qa和工作全风压Ht选取FD-No5/15型轴流式风机,其工作参数见表4-3。表4-3 局部通风机参数风机类型功率(kW)电压(V)转速(r/min)级数风量(m3/min)风压(Pa)FBD-NO6.015×2380/660/11402930224042035051504.5掘进通风技术管理和安全措施(1)保证工作面有足够的新鲜风流局部通风机通风时,无论是工作和交接班都不准停风或减少风量。提高有效风量。应减少导风设施的漏风,减低导风设施的风阻,要采用接头严密漏风小的反边接头法,及时修补风筒和堵补风筒针眼,选用大直径风筒,提高通风设备的安装质量。(2)保证局部通风机的安全运转局部通风机必须有专人负责管理,局部通风机和启动装置必须装在进风道中,距回风口不小于10m,局部通风机吸风量必须小于全风压供给该处的风量,以免发生循环风。防止局部通风机电动机烧坏,采用QC83-80型磁力启动器。局部通风机和机电设备须配有延时风电闭锁装置。安设瓦斯自动检测报警断电装置,局部通风机应采用双回路供电,以保证局部通风机连续运转。(3)局部通风机的管理工作,主要是保证局部通风机安全正常运转,减少漏风,降低风筒阻力,提高工作面的有效风量,加强局部通风机管理及检查。5 矿井风量计算与分配5.1矿井总风量的计算矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总和。本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法。生产矿井总进风量按以下要求分别计算,并取其中的最大值。5.1.1按井下同时工作的最多人数计算 Q4×N×Kt (4-8)式中: N井下同时工作的最多人数;Kt矿井通风系数,一般可取1.21.25,本设计取1.25。本矿井井下同时作业的最多人数为200人,则 Q=4×200×1.25=1000m3/min 5.1.2按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算首先计算出各用风地点的风量,再乘以一定的系数,得出总风量。即: (4-9)式中: 回采工作面所需风量之和,m3/min; 掘进工作面所需风量之和,m3/min; 备用工作面所需风量之和,m3/min; 独立通风硐室所需风量之和,m3/min; 其他巷道所需风量之和,m3/min; Kt 矿井通风系数,该矿采用中央并列式通风方式,故取1.25。(1)回采工作面的需风量回采工作面用风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别计算,然后取其中的最大值。 按瓦斯涌出量计算根据规程规定,按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%的要求计算,公式如下: Qai=100×qa×Kai (4-10)式中:Qai第i个回采工作面需风量,m3/min;qa回采工作面回风流中的平均瓦斯绝对涌出量,5.86m3/min;Kai瓦斯涌出不均衡系数,取1.45; Qai=100×5.86×1.45=850m3/min 按工作面温度选择适宜的风速计算采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流气温和风速应符合表5-1的要求,由于井下采掘工作面的平均气温须为26.7。采煤工作面风速取v2.5m/s。表5-1 采煤工作面温度与对应风速调整系数Kap采煤工作面空气温度/采煤工作面风速/(m/s)配风调整系数/Kap<180.3

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