八矿丁一采区通风系统设计.doc

1、 八矿己一采区通风系统设计专 业：采矿工程班 级：09 级姓 名：冀 广 宇目 录第一章 采区概况第二章 采区通风系统一、采区进回风上山的选择二、采煤工作面进风巷与回风巷的布置三、采煤工作面上行风与下行风的选择第三章 采区所需风量的确定一 、采煤工作面所需风量的计算 二 、备用工作面所需风量的计算三 、掘进工作面所需风量的计算四 、采区硐室所需风量的计算五 、采区总需风量的计算第四章 计算矿井通风总阻力一 、矿井通风总阻力的计算原则二 、计算两个时期的摩擦阻力第五章 选择矿井通风设备一 、选择主要通风机二 、选择电动机第六章 概算矿井通风费用一、设备折旧费二、动力费用三、工资费用四、材料消耗费

2、五、井巷工程折旧费和维护费六、通风仪表的购置费和维修费 第一章采区概况序号项目内容说明1采区位置该采区位于八矿井田西翼，西起十矿己组煤层保护煤柱线，东至工业广场己组煤保护煤柱线，地面无高大建筑物及水体，仅有进矿公路及矿区铁路。2地质条件矿井双翼分采区开采，开采单一煤层。井田走向长2km，倾斜长1km，煤层厚度平均2m，倾角15度，容重1.42t/m3。煤层无露头，黄土与冲击层覆盖厚度为50米。主采煤层顶板为1m泥岩（或泥质页岩），直接顶为2m的砂岩，老顶为4m的页岩。（附：煤岩层综合柱状图）岩，老顶为43开采条件立井单水平开采，地面标高0米，水平标高-200米4自然灾害条件采区瓦斯相对涌出量8

3、m3/min，正常涌水量10m3/min，煤层自燃发火期12个月，煤尘爆炸性指数为18。5设计年限矿井设计年产量60万吨，服务年限5年。6采掘工作面布置采区内布置综采工作面1个，备用采面1个，掘进工作面2个。煤岩层综合柱状图己一采区通风系统图第二章 采区通风系统一 、 采区进回风上山的选择采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元, 包括：采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。 （一）、采区通风系统的基本要求 1、每一个采区， 都必须布置回风道，实行分区通风。 2、采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。 3、煤层倾角大于12

4、的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准， 4、采煤和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。 （二）、采区进风上山与回风上山的选择 上（下）山至少要有两条；对生产能力大的采区可有3条或4条上山。 比较：轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，输送机上山进风，运输过程中所释放的瓦斯，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。采区内部设轨道、皮带、回风三条上山，采用“两进一回”的通风方式，其中轨道、皮带上山进风，回风上山专用回风。二、 采煤工作面进风巷与回风巷布置 （一）、采煤工作面上行风与下行风选择上行通风和下行通风是指风流在倾斜井巷中特指采

5、煤工作面而言流动的方向。向上流动的叫上行风，向下流动的叫下行风。它们的优缺点是： 、下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象； 、上行风比下行风工作面的气温要高； 、下行风比上行风所需要的机械风压要大；、下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。我国绝大多数矿井的采煤工作面采用“上行风”，因此八矿己一采区采煤工作面采用“上行风”。（二）、采煤工作面进风巷与回风巷布置八矿己一采区采煤工作面采用“U”型通风方式，进风巷布置在皮带运输巷，回风巷布置在风巷，主要原因是由于：1、 通风系统简单、可靠；2、 皮带运输巷机电设备多，作为进风巷，可以有效避免因电器

6、设备失爆等原因而带来的灾害事故；第二章 采区所需风量的确定一、 采煤工作面所需风量的计算每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、工作面气温、风速和人数等因素分别进行计算，取其中最大值。下面对己15-11010采面所需风量进行计算。1、按瓦斯涌出量计算Q采=100q瓦采K采通=1002.271.5=340.5(m3/min）式中：Q采工作面实际需要风量（m3/min）q瓦采采面瓦斯绝对涌出量（m3/min），2.27m3/minK采通瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.52、根据劳动气象条件计算：Q采=QKKtKhK1=3401.81.21.1=807.84（m3/min）式中：Q

7、K基本风量，气温超过26时，QK取330至360，本工作面取340。Kt工作面温度系数，K1=at-b其中：t为工作面温度，在26至30度时，a取0.2275，b取4.555,本工作面温度按28度预计，则Kt=0.227528-4.555=1.8Kh工作面高度系数，Kh=CHA=1.02.00.6=1.2式中：C支护方式系数，综采取1.0H采高2.0mA工作面有效断面系数取0.55-0.6K1工作面走向长度系数，本工作面取1.13、按人数计算实际需要风量：Q采=4KN=41.5100=600m3/min式中：N工作面同时工作最多人数100人 K-风量备用系数，取1.5综合以上三种计算，确定该工

8、作面风量为810m3/min。4、按风速进行验算 Qmax=460SminK=4602.03.6150.75=1301.4 m3/minQmin=1/460SmaxK=0.25602.04.2150.75=98.8m3/min式中：Smax、Smin为最大、最小有效通风面积，K：有效断面积系数 取0.75。所以工作面风量确定为810m3/min。二、备用工作面所需风量的计算根据备用工作面的供风量通常取其条件相似的生产工作面的需风量之半的原则，己15-11020备采面所需风量是己15-11010采面所需风量的一半，即405 m3/min，运用风速演算，备采工作面风量完全可以满足规程规定最低风速要

9、求。三、掘进工作面所需风量的计算每个独立通风的掘进工作面实际需风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，取其中的最大值，再按局部通风机吸入风量定全风压供风量。下面对己15-11030风巷所需风量进行计算。1、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q瓦掘K掘通=1001.441.8=259.2m3/min式中：Q掘 掘进工作面实际需要风量（m3/min）Q瓦掘掘进工作面的瓦斯平均绝对涌出量（m3/min）q掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，应根据实际观察结果确定，取1.5-2.0。取1.8。2、按炸药用量计算Q掘=（7.35-25）A=（7.35-25）5.2=130（m

10、3/min）式中：A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（Kg） 炸药系数取值，一般情况一次全断面爆破取较小值，分次爆破取较大值。3、按人数计算实际需要风量：Q掘=4N=430=120m3/min式中：N掘进工作面同时工作最多人数，30人4、按风速进行验算 Qmax=460Smin =4602.08=1735.2m3/minQmin=1/460Smax =0.25602.08=98.8m3/min式中：Qmax、Qmin为最大、最小风速。所以工作面风量确定为260m3/min，因此该掘进工作面选用28KW局部通风机供风。5、全风压供风量计算按以上四条计算后的最大风量作为掘进工作面的需风量Q掘，那么

11、该工作面的全风压供风量为：Q掘供=NQ吸+9S大=1260+98=332（m3/min）式中：Q吸局部通风机的实际吸入风量（m3/min），局部通风机选型以Q掘为依据，并且Q吸不小于Q掘。 N向掘进工作面同时供风的局部通风机台数，取1台。 S大风机至掘进工作面回风口之间的巷道最大断面积（m2），取8 m2。由于己15-11030机巷工作面生产基本状况与己15-11030风巷相似，所以两个掘进工作面的全风压供风量为664 m3/min。四、采区硐室所需风量计算采区硐室所需风量需按不同类型进行计算。1、爆破材料库实际需风量，应按每小时4次换气量计算：Q爆=0.07V=0.07120=84（m3/m

12、in）式中：V包括联络巷在内的库房空间总体积（m3）。2、其它硐室实际需风量，按经验值给定：采区绞车房及变电硐室为60-80 m3/min充电硐室为100-200 m3/min己一采区井下现有存放爆破炸药库1个，需风量84 m3/min；绞车房1个，需风量80 m3/min；变电所1个，需风量80 m3/min；采区硐室合计需风量244 m3/min。五、采区总需风量计算采区总需风量计算应按下列要求分别计算，取其中最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算：Q需=4NK矿通=42001.25=1000（m3/min）式中：Q需采区总需风量（m3/min） N井下同时工作的最多人数（人） K矿通矿

13、井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀的因素 K矿通=1.20-1.25，取1.252、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q需=（Q采+Q掘+Q硐+Q备）K矿通=（810+664+244+405）1.25=2653.75（m3/min）按以上两条计算后的最大风量作为采区的总需风量Q需，那么己一采区的总需风量为2653.75 m3/min。第三章 计算矿井通风总阻力一、阻力测定原则1、矿井通风设的总阻力，不应超过2940Pa。 2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。通风阻力测定的基本内容是通过测量各类型巷道的通风阻力

14、和风量，以标定它们的标准风阻值和摩擦阻力系数值，做为矿井通风技术管理的基本资料，同时，了解各个通风路线上的阻力分布情况。二、阻力测定方法采用气压计基点法进行测量：将两台同型号的气压计带至地面井口附近或井底车场，同时读取压力值，然后一台留 在原地，每隔一段时间(510min)读取压力值，另一台沿测咪记录测压时间，并读取压力值，其两点间的通风阻力可用下式计算：hr1-2= K1(P1,-P2)- K2(P01- P02)+ 1V12/2-1V12/2+12g(Z1,-Z2)式中：hr1-2-两点间的通风阻力，paP1,P2-分别为井下测量气压计在巷道内沿风流方向的如测点和末测点的压力值，paP01

15、, P02-分别为读取压力值时，基点校正气压计的相应读值，paK1, K2-分别为井下测量用气压计与基点校正气压计的食品校正系数；V1, V2-分别为始、末测点处的风速，m/s1, 2,-分别为始、末测点的空气密度，Kg/m3Z1, Z2-分别为始、末测点的标高，m；1-2, -分别为始、末测点的的空气的平均密度，Kg/m3三、图纸资料的准备根据2006年1月份采掘工程平面图和通风系统图和当月的通风报表，绘制成通风网络图，根据矿井实际情况，对网络图进行适当简化，其节点的合并与取舍主要以能够真实地反映通风系统网络结构，又能够便于测量和计算为依据，节点标高由地测部门提供。四、选择测定路线和确定测点

16、根据矿井实际情况，每一回路确定一条主测路线，以控全矿井通风网络，主测路线以外的分支根据实际风量、断面、支护形式采用计算机模拟挂网解算，算法采用牛顿迭代法。五、仪器设备精密数字气压计两台高中速风表各两块秒表2个干湿球温度计2个皮尺2个计算表格若干人员组织与分工测量时将人员分成两组，即地面观测组和井一测量组 ，其中井下测量组 负责测压、测风、巷道断面、长度、温度和记录工作，地面组负责地面气压的观测，地面每5分钟一个记录。六、数据的整理和计算对所测数据进行整理，其中密度公式 =0.003484P/T(1-0.378Ps/P)式中：密度，KG/M3P空气压力pa相对湿度%Ps饱合洪水蒸气压力pa根据2

17、007年度八矿通风阻力测定，矿井通风阻力为1650Pa。第五章 选择矿井通风设备一、矿井通风设备的要求： 1、矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套作备用。 2、选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。 3、风机能力应留有一定的余量。 4、进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。二、概述八矿风井现安装2K58-No24-35型，转速为741r/min的轴流式风机，电机额定功率为500KW。大型主要通风机的服务年限一般在25年左右。为了使其在整个服务年限内的工况点始终处于较合理的范围内，

18、选择风机时必需考虑风机所工作系统的通风容易和困难两个时期。三、选型依据在对全矿井产量规划和采掘工作面接替认真进行安排的基础上，制定了八矿风井通风容易时期的通风系统方案7n和八矿风井通风困难时期方案8n，并应用计算机模拟技术对其进行了模拟。根据模拟结果的通风系统风量和风压参数，按照通常选择风机及其配套电机的原则，提出了风机选择的建议。选择风机的主要参数如表所示：风机工况点及电机功率计算表时期风量m3/s风压Pa电机效率%传动效率%空气效率%备用系数电机功率KW输入功率KW容易时期9012500.850.980.61.2982552困难时期10215500.90.980.81.21714689初期

19、电机功率N= =1297KW，根据2004年8月25日汇报会上集团公司和八矿意见，选择BDK-10-36型或具有相同性能的其它类型风机。第六章 概算矿井通风费用通风设计应符合安全、经济、可靠的要求。每采出一吨矿石通风成本可按以下方法计算：一、设备折旧费 通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关。 每吨矿石的通风折旧费 W1=(J1+J2)/T=（120000+50000）/600000=0.28元/t 式中 J1基本投资折旧费，元/a； J2大修理费用折旧费，元/a； T矿井年产量，t/a。二、动力费用 用于通风设备上的每年电费为x元（主扇、辅扇、局扇的电费），则每吨矿石的动力费为 W2

20、=x/T=2890800/600000=4.818元/t三、工资费用 矿山通风工作人员每年工资总额为A，则每吨矿石的工资费用为。 W3=A/T=2400000/600000=4元/t四、材料消耗费 全年内所消耗的各种材料费用的总和为C元（包括各种通风构筑物的材料费、扇风机及电动机润滑油料费、防尘设施费用等），则每吨矿石的通风材料费用为 W4=C/T=1000000/600000=1.67元/t五、井巷工程折旧费和维护费 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费，分摊到每回采一吨矿石的费用为W5=3000000/600000=5元/t。六、通风仪表的购置费和维修费 回采每吨矿石的通风仪表的购置费和维修费为W6=10000/600000=0.017元/t。 以上各项成本之和，即为矿井回采一吨矿石的通风成本W。 W=W1+W2+W3+W4+W5+W6=0.28+4.818+4+1.67+5+0.017=15.785元/t .1.