煤矿通风毕业设计
矿井通风设计(毕业设计用)

毕业设计(论文)题目:矿井通风设计专业班级:采矿工程设计人:杨进指导老师:王君利2016年11月10日毕业设计(论文)评阅人评语评阅人:(签字)评阅日期:年月日毕业设计(论文)答辩评语第号日期:年月日提交设计(论文)学生:杨进提交设计(论文)答辩材料:1)指导教师评语共页毕业设计(论文)答辩评语:答辩成绩:综合成绩:毕业设计(论文)答辩组长:(签字)组员:(签字)目录一、矿井通风的内容与要求--------------------------6 (一)矿井基建时期的通风--------------------------6 (二)矿井生产时期的通风--------------------------6 (三)矿井通风设计的内容--------------------------7 (四)矿井通风设计的要求--------------------------8 二、优选矿井通风系统----------------------------8 (一)矿井通风系统的要求--------------------------8(二)确定矿井通风系统---------------------------9 三、矿井风量计算------------------------------9 (一)矿井风量计算原则---------------------------9 (二)矿井需风量计算----------------------------91、采煤工作面需风量计算--------------------------92、掘进工作面需风量计算--------------------------123、硐室需风量计算-----------------------------144、其他用风巷道的需风量计算------------------------15四、矿井通风总阻力计算--------------------------16 (一)矿井通风总阻力计算原则-----------------------16 (二)矿井通风总阻力计算-------------------------16 五、矿井通风设备的选择--------------------------17 (一)主要通风机有选择--------------------------18六、概算矿井通风费用---------------------------22七、南留庄矿通风概述---------------------------24八、结束语--------------------------------25九、参考文献-------------------------------26前言矿井通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。
毕业设计(矿井通风设计)

第1章矿井概况1.1井田地理概况1.1.1矿井位置、范围**煤矿位于山东省莱芜市区东南5.5km,行政隶属莱芜市莱城区高庄街道办事处管辖,地理坐标东径117°40′06″~117°45′30″,北纬36°09′11″~36°12′29″。
东与西港煤矿(已关闭)、潘西煤矿为邻,西与鄂庄煤矿相接,矿区座落于高庄街道办事处南冶村附近,井田面积24.5km2。
井田东以413号钻孔和-180水平东大巷经16号联线与西港矿分界,西以18号勘探线和S33和169号钻孔与卾庄矿为界,上部至煤层露头,深部至F22号断层。
1.1.2交通位置**煤矿位于莱芜市南部郊区,地理位置优越(见图1-1),交通方便,磁莱铁路从矿区东北侧绕矿而过,矿区至颜庄火车站6.5km,矿井运输铁路在颜庄车站与磁莱线相接,莱芜市至淄博市高速公路从矿区深部通过,博(淄博)孙(孙村)公路从矿门前通过,加上市郊乡镇公路网,可谓四通八达,交通十分方便。
1.1.3气候条件莱芜市地处泰沂山区腹地,属大陆性气候,历年最高气温42.5℃(1955年8月11日),最低气温-22.5℃(1957年2月11),月平均气温13℃~36.8℃。
年总降雨量550.0~810.0mm,年平均降雨713.5mm,雨季为7、8、9三个月份,日最大降雨量306.0mm(1996年7月24日),最高洪水位+180.96m(1966年7月19日)。
年蒸发量1664~1927mm,平均1795.5mm。
结冰期为头年的11月初至来年3月,地温地下3m 处(4月)最低温度12.3℃,最高温度(9月)19.2℃。
总之,莱芜市气候温和,冬无严寒,夏无酷热,呈半湿润的北温带气候特色。
1.1.4地势地形井田位于泰山背斜的南翼,莲花山背斜的北翼,汶河两岸的低山丘岭地带,地面标高+180~210m。
1.1.5河流分布情况牟汶河(即大汶河)、新甫河、莲花河是构成井田地面的主要水系,牟汶河是大汶河上游三大源流的主流,流向北西,流经港里、南冶、安仙流至大汶口,最大流量1920m3/s;莲花河,又称安仙东河,源于莲花山,北流经安仙村东汇入汶河,全长15km,河宽150m,流量为0.58~0.72m3/s;新甫河又称安仙西河,源于新甫山麓,北流经安仙村西入汶河,全长15km,流量0.34~0.75m3/s。
#矿井通风毕业设计大纲

(矿井通风专业适用)山西煤炭职工联合大学阳泉分校二○一二年十月二十一日第一篇矿井概况第一章矿区概况与井田地质特征第一节矿区概况一、交通位置:矿区、矿井的地理位置,水陆交通情况及至附近城市和车站的距离。
二、地形地势。
三、河流分布及范围,最高洪水位。
四、矿区气候,年平均温度,最高和最低温度,年降雨量及最大降雨量,全年最大风速及风向。
五、煤田开发简史,现有生产、在建设矿井和小窑分布及开采情况。
六、水源和电源。
第二节地质特征一、地质构造:1、井田与煤田的关系及其总的构造形态。
2、煤系地层地质年代,地层层序,沉积厚度及岩石特征,接触关系。
附图:井田综合柱状图3、地层走向、倾斜及其变化规律。
4、断层、褶曲和陷落柱等分布情况及规律。
5、含水层情况、岩石透水性及井田用水量,吨煤涌水系数。
6、主要含瓦斯岩层数量及对开采的影响。
二、煤层及煤质:1、含煤层数、煤层厚度、层间距、顶底板岩性及其变化规律,煤层硬度和节理发育情况。
2、煤层结构中夹石的岩性、厚度及分布规律。
附表:可采煤层特征表可采煤层特征表毕业设计大纲3、煤的牌号。
4、煤层露头及风化带深度,表土深度。
三、瓦斯、煤层与地温:瓦斯赋存形式、涌出量、煤尘爆炸指数。
煤的自然发火期。
地温增深率等。
第二章矿井设计能力第一节井田境界和矿井储量一、井田四周边界的描述。
自然边界、技术边界的确定依据,下部边界有无扩大的可能性。
二、井田的走向长、倾斜长(包括最大、最小和平均长),井田的平均面积。
三、矿井储量:1、简述矿井田境界尺寸。
2、井田地质储量和可采储量其中高级储量所占百分比。
第二节矿井的设计能力及服务年限一、矿井工作制度:按《设计规范》规定矿井的年工作日数,昼夜工作班数,出煤班数及每班工作时数,昼夜提升时数。
二、矿井的设计能力及服务年限:1、矿井设计的年生产能力和日产量的计算。
2、矿井服务年限、各水平服务年限的计算。
第三章矿井的开拓和开采第一节矿井开拓方式一、开拓方式的选择:1、开采水平的确定和采区(或盘区)的划分。
煤矿矿井通风设计毕业设计(论文)

矿井通风课程设计目录前言(一)矿井概况(二)拟定矿井通风系统(三)矿井总风量计算与分配1、矿井需风量计算原则2、矿井需风量计算方法3、矿井总风量的分配(四)矿井通风总阻力计算1、矿井通风总阻力计算的原则2、矿井通风总阻力的计算方法3、绘制矿井通风网络图(五)选择矿井通风设备1、选择矿井通风设备的要求2、主要通风机的选择(六)通风耗电费用概算1、主要通风机的耗电量2、局部通风机的耗电量3、通风总耗电量4、吨煤通风耗电量5、吨煤通风耗电成本(七)矿井通风系统评述1、系统的合理性2、阻力分布的合理性3、主要通风机工作的安全性、经济性前言《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后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25°,煤层厚4m,相对瓦斯涌出量为13m3/t,煤尘有爆炸危险。
2、井田范围设计第一水平深度140m,走向长度7200m,双翼开采,每翼长3600m。
3、矿井生产任务设计年产量为0.6Mt,矿井第一水平服务年限为23a。
矿井通风设计毕业论文

矿井通风设计毕业论文目录第一章、矿井通风设计的内容与要求(一)矿井基建时期的通风 (6)(-)矿井生产时期的通风 (6)(三)矿井通风设计的内容 (7)(四)矿井通风设计的要求 (8)第二章、优选矿井通风系统(-)矿井通风系统的要求 (11)(-)确定矿井通风系统 (11)(三)采区通风系统优化布置 (11)(四)新型通风设施 (12)第三章、矿井风量计算(-)矿井风量计算原则 (13)(-)矿井需风量的计算 (13)第四章、矿井通风总阻力计算(-)矿井通风总阻力计算原则 (14)(二)矿井通风总阻力计算 (15)(三)通风设施及防止漏风和降低风阻的措施 (8)第五章、矿井通风设备的选择(-)矿井通风设备 (18)(二)主要通风机的选择 (18)第六章、概算矿井通风费用(-)吨煤通风成本 (22)(二)通风电费 (22)(三)矿井通风系统评价 (23)结束语.....25参考文献第一章矿井通风设计的内容与要求矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。
矿井通风是指将空气输入矿井下,以增加矿井中氧气的浓度并排除矿井中有害的气体。
矿井通风的基本任务是:供给井下足够的新鲜空气,满足人员对氧气的需要;冲淡井下有毒有害气体和粉尘,保证安全生产;调节井下气候,创造良好的工作环境。
为了使井下风流沿指定路线流动分配,就必须在某些巷道内建筑引导控制风流的构筑物即通风设施,它分为引导风流和隔断风流的设施。
新建大型矿井通风系统以对角式、分区式为主,改扩建的生产矿井以混合式为主。
《矿井通风》共分为10个情境,内容包括矿井主要有害气体防治、矿井风流的能量及其变化规律、矿井通风阻力、矿井通风动力、掘进工作面通风、采煤工作面通风、矿井通风系统、矿井风量调节、矿井通风设计等。
矿井通风设计一般分为两个时期,即基建时期与生产时期,分别进行设计计算。
矿井基建时期的通风矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风,即开凿井筒(或平碉二井底车场、井下碉室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。
矿井通风与安全专业毕业设计

矿井通风与安全专业毕业设计1. 引言矿井通风与安全是矿工生命安全和矿山生产的重要保障,毕业设计的主要目标是研究并设计一套高效可靠的矿井通风系统,确保矿井内部的空气质量和瓦斯浓度处于安全范围内。
2. 毕业设计背景矿山作为重要的资源开发和能源供应基地,对于矿井通风与安全的要求越来越高。
近年来,矿井灾害事故频发,严重威胁到矿工的生命安全和矿山生产的持续性。
因此,设计一套高效可靠的矿井通风系统成为矿井通风与安全专业毕业设计的重要课题。
3. 设计目标本毕业设计的主要目标是设计并实现一套高效可靠的矿井通风系统。
具体的设计目标如下:•提高矿井内部空气质量,确保矿工的健康与安全;•控制矿井内的瓦斯浓度,预防瓦斯爆炸事故的发生;•优化通风系统的运行效率,降低能耗并提高矿山生产效率。
4. 设计方案4.1 矿井通风系统结构矿井通风系统主要包括风机、风管、进风口、排风口、防治装置等组成部分。
本设计采用集中控制的方式,通过自动化系统实现对整个通风系统的监控和控制。
4.2.1 风机选择和布置合理选择风机类型和布置位置,确保通风系统能够有效地实现矿井内部空气的循环和更新。
4.2.2 风管设计根据矿井的结构和布置情况,确定风管的数量、直径和布局方式,降低风阻,提高通风效果。
4.2.3 进排风口设计合理布置进排风口,实现矿井内空气的均匀分布和有序流通。
4.2.4 防治装置设计设计并安装瓦斯浓度监测装置、防爆设备等,及时预警并采取措施防止瓦斯爆炸事故的发生。
本设计采用PLC控制系统和传感器技术实现对通风系统的自动化控制。
通过监测矿井内部的空气质量和瓦斯浓度,调整风机的转速和风量,实现矿井通风系统的智能控制,提高通风系统的运行效率。
5. 设计实施方案5.1 设计流程本毕业设计主要分为以下几个步骤:1.调研矿井通风与安全的相关技术和现状;2.确定设计目标和技术要求;3.进行系统结构设计和关键技术的选取;4.进行通风系统的仿真模拟和性能测试;5.设计通风系统的自动化控制方案;6.进行系统的实际搭建和调试;7.进行系统性能测试和评估。
矿井通风设计毕业设计论文
目录一概述 (1)二矿井通风系统选择 (1)(一)设计原则及步骤 (1)三风量计算及风量分配 (3)(一)矿井需风量计算 (3)(二)风量分配与风速验算 (8)四矿井通风阻力计算 (10)(一)计算原则 (10)(二)计算方法 (11)五主要通风机选型 (12)(一)自然风压的计算 (12)(二)选择主要通风机 (13)(三)选择电动机 (15)六概算矿井通风费用 (16)七矿井等积孔计算 (17)参考文献 (18)附录一矿井井巷通风总阻力附表 (19)附录二困难时期通风网络图 (21)附录三容易时期通风网络图 (22)一概述某煤矿井田范围走向长7.42km,倾斜宽0.66—1.47km,井田面积约8.53 km2。
位于背斜南翼,为一般平缓的单斜构造,地层产状走向近东西向,倾向南,倾角10-25。
,一般为16。
左右。
矿井生产能力为90万t/a。
矿井采用中央竖井,煤层分组采区上山布置的开拓方式,单翼对角式通风。
矿井通风难易时期的系统示意图见后。
井田设三个井筒:主井、副井、风井。
地面标高+200m。
全矿井划分为两个水平,第一水平标高-150m,第二水平标高-350m,回风水平标高+45~+50m。
第一水平东西运输大巷布置在煤层的底板岩石中,距煤层30m,通过水平大巷开拓煤层的全部上山采区。
矿井采用走向长壁开采方式。
该矿是高瓦斯矿井,瓦斯涌出量较大,为安全起见,用“品”字形布置三条上山。
采用综合机械化放顶煤采煤。
采煤工作面的平均断面积8.1 m2,回采工作面温度一般在21°,回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量为5.65m3/min,三四班交接时人数最多66人;掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量3.75m3/min,掘进工作面同时工作的最多人数18人,一次爆破炸药用量4.3kg。
二矿井通风系统选择选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径,计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风安全技术措施、装备。
矿井通风设计论文毕设论文
目录前言 (1)第一章设计依据 (2)一、矿井概况 (2)二、井巷尺寸及支护参数 (3)第二章矿井及采区通风系统 (4)一、采区通风方式 (4)二、采煤工作面的通风方式 (4)三、主扇的工作方法 (5)第三章矿井总风量和各用风地点风量 (7)一、矿井总风量计算 (7)第四章矿井通风阻力的计算 (14)一、矿井通风阻力计算原则 (14)第五章矿井主扇风机的选型 (18)一、选型依据 (18)二、主要通风机的选择 (18)第六章参考文献及感想 (20)一、参考文献 (20)二、感想 (20)附图1:通风容易时期通风系统图 (21)附图2:通风容易时期通风 (22)附图3:通风困难时期通风系统 (23)附图4:通风困难时期通风网络图 (24)前言矿井通风课程设计是本课程学习的最后一个实践教学环节。
通过课程设计,学生对所学的理论知识经行一个系统的总结,并结合实际条件加以运用,以巩固和扩大所学的理论知识,巩固和发展学生的运算和绘图的工程能力,培养和提高大学生分析和理解的能力,丰富学生的安全生产实际知识,并进一步培养和锻炼学生热爱劳动、善于理论联系实际、尊重科学和实践的良好思想作风。
课程设计的目的包括:(1)巩固和加深专业知识的理解,提高综合运用所学知识的能力。
(2)根据需要选学参考书籍,查阅相关文献资料,学会分析和解决问题的方法。
(3)了解与本课程有关的工程技术规范,能按照设计任务书的要求,编写设计说明书,绘制技术图表等。
(4)培养严肃,认真的工作学风和科学态度。
(5)应使学生了解课程设计工作的基本步骤和流程,初步具备运用所学知识解决实际问题的能力,重点掌握设计工作的基本程序和实施方法。
第一章设计依据一、矿井概况煤层地质概况:单一煤层,倾角25˚,煤层厚2.5m,属于瓦斯矿井,二氧化碳涌出量很小,煤尘有爆炸危险,涌水量不大。
井田范围:设计第一水平深度380m,走向长度7200m,双翼开采,每翼长3600m。
安全工程矿井通风毕业设计论文
安全工程矿井通风毕业设计论文矿井通风在矿山安全工程中起着非常重要的作用,能够有效地控制矿井内的气体含量和温度,提供良好的工作环境,并确保人员的安全。
因此,研究和设计一套高效可靠的矿井通风系统对于保障矿井工作的安全与高效至关重要。
本篇论文将探讨矿井通风工程的相关问题,包括其重要性、设计原则和步骤以及工程项目的评估。
矿井通风工程是矿山安全工程的关键领域之一,其主要目标是通过控制矿井内的气体含量和流动,为矿工提供舒适且安全的工作环境。
矿井内的气体主要包括有害气体如甲烷和硫化氢,以及灰尘等。
通过合理的通风系统可以有效地将这些有害物质排出矿井,降低爆炸和窒息等事故发生的风险。
在设计矿井通风系统时,需要遵循一些设计原则。
首先,应根据矿井的特点和工作环境确定通风系统的类型。
例如,在需要排除甲烷等易燃气体的矿井中,通风系统应采用正压型通风,以确保矿井内气体的安全浓度。
其次,通风系统的设计应合理布局,通风风向和风量应分布均匀。
此外,通风系统应具备备用电源和自动监测和控制等功能,以应对突发情况和确保系统的可靠性。
在进行矿井通风工程项目评估时,需要考虑多个因素。
首先,需要根据矿井的规模和深度来确定通风工程的规模和设计要求。
其次,需要评估通风系统的经济性和可行性,包括设备和维护成本等。
此外,还需要考虑通风系统与其他矿山工程项目的协调性和配合性。
最后,需要进行风险评估和控制,以确保通风系统可以有效地控制矿井内的有害气体和温度。
综上所述,矿井通风工程是矿山安全工程的重要组成部分,对于保障矿工的安全和工作效率具有重要意义。
在进行矿井通风系统的设计和评估时,需要遵循一定的原则和步骤,确保通风系统的高效性和可靠性。
此外,在设计和评估中需要考虑到矿井的具体情况和需求,以及通风系统与其他工程项目的协调性。
通过合理的设计和评估,可以建立一套高效可靠的矿井通风系统,保障矿工的安全和工作效率。
矿井通风毕业论文及设计
矿井通风毕业论文及设计摘要本设计矿井为xxx240万吨/年新矿井设计,共有2层可采煤层17#、21#。
煤层工业牌号为1/3焦煤,设计井田的可采储量20700Mt,服务年限为61a。
设计采用以双立井为主的联合开拓方式,划分两个水平,六个采区。
达产时采区为一采区和二采区,各布置一个工作面,联合布置,17#、21#层单独开采。
采煤方法为走向长壁下行垮落采煤法,采煤工艺为综合机械化放顶煤工艺,顶板处理方法为全部垮落法。
矿井通风方式为分区式,通风方法为抽出式,采区通风系统为轨道上山和运输上山进风,回风上山回风,采煤工作面采用“U”型上行式通风,掘进工作面采用压入式通风,矿井容易时期设计需风量为139 m3/s,困难时期设计需风量为146m3/s。
进而选出矿井主要通风机型号为BD NO-22,电动机型号为YB355M2-8,且对矿井所需通风构筑物进行布置。
关键词:通风设计矿井通风系统通风阻力AbstractThe design of mine for Hegang Junde Coal Mining Group 2,400,000 tons / year of new mine design, a total of 2 coal seam layer 17 #, 21 #. Industrial grade coal is 1 / 3 coking coal, the design of mine recoverable reserves of 20700Mt, length of service for the 61a double shaft design combined to open up the way, divided into two levels, six mining area. Mining area at the middle of a mining area and the second mining area, the layout of a face, a joint arrangement, 17 #, 21 # layers separate mining. Mining methods to falling down a long wall coal mining law, mining technology for integrated mechanized top coal caving technology approach for the entire roof falling Act.Mine ventilation for partition type, the method of taking thetype of ventilation, ventilation systems for the mining area and transport up the mountain track up the mountain into the wind, to wind up the mountain back to the wind, coal face using "U"-type upstream ventilation, the use of heading face pressure-in ventilation, mine design to be easy to time the wind was 139 m3 / s, designed to be a difficult time for the air flow 146m3 / s. Elected to the main mine fan model BD NO-22, the motor model YB35M2-8, and the structure of the mine ventilation required to set up their equipment.Key words :ventilation design mine ventilation system ventilation resistance目录摘要...................................................................................................... I Abstract ................................................................................................. II 目录 ................................................................................................... III 第1章井田概况及地质特征 (1)1.1 井田概况 (1)1.1.1 井田位置及范围 (1)1.1.2 交通位置 (1)1.1.3 地形地势 (1)1.1.4 气候雨量风向风速 (1)1.1.5 河流 (2)1.2 地质特征 (3)1.2.1 矿区范围内的地层情况 (3)1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 (3)1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 (3)1.2.4 井田内水文地质情况 (4)1.2.5 瓦斯煤尘煤的自燃性 (5)1.2.6 煤质、牌号及用途 (5)第2章井田境界储量服务年限 (6)2.1 井田境界 (6)2.1.1 井田周边状况 (6)2.1.2 井田境界确定的依据 (6)2.1.3 井田未来发展情况 (6)2.2 井田储量 (6)2.2.1 井田储量的计算 (6)2.2.2 保安煤柱 (7)2.2.3 储量计算方法 (7)2.2.4 储量计算的评价 (8)2.3 矿井工业制度、生产能力、服务年限 (8) 2.3.1 矿井工作制度 (8)2.3.2 矿井生产能力的确定 (8)2.3.3 矿井服务年限的确定 (9)第3章井田开拓 (10)3.1 选定开拓方案的系统描述 (10)3.1.1 井硐形式和数目 (10)3.1.2 井硐位置及坐标 (10)3.1.3 水平数目及高度 (11)3.1.4 石门、大巷数目及布置 (11)3.1.5 采区划分 (13)3.2 井硐布置和施工 (14)3.2.1 井硐穿过的岩层性质及井筒支护 (14) 3.2.2 井硐布置及装备 (14)3.2.3 井筒延深的初步意见 (17)3.3 开采顺序 (17)3.3.1 沿井田走向的开采顺序 (17)3.3.2 沿井田倾向的开采顺序 (17)3.4 矿井提升系统 (17)第4章采区通风 (19)4.1 采区设计概述 (19)4.1.1 设计采区的位,置边界范围采区煤柱 (19) 4.1.2 采区的地质和煤层情况 (19)4.1.3 采区的生产能力储量及服务年限 (19) 4.1.4 采区巷道布置 (20)4.2 采煤方法及采煤工艺 (23)4.2.1 采煤方法选择 (23)4.2.2 回采工艺 (23)4.3 采区通风 (26)4.3.1 采区概况 (26)4.3.2 采区通风设计原则及要求 (26)4.3.3 采区上山通风系统选择 (27)4.3.4 回采工作面通风系统 (27)4.4 掘进通风 (30)4.4.1 局部通风系统的设计原则 (31)4.4.2 局部通风方法 (31)4.4.3 风筒及局部通风机选择 (32)第5章矿井通风系统 (33)5.1 矿井通风系统的选择 (33)5.1.1 选择矿井通风系统的原则 (33)5.1.2 矿井通风系统的选择 (34)5.1.3 矿井通风方式的选择 (37)5.2 矿井需风量的计算 (38)5.2.1 风量计算的标准和原则 (38)5.2.2 矿井风量计算 (40)5.2.3 矿井总风量计算 (45)5.2.4 矿井风量分配 (45)5.2.4 风量分配后的风速校核 (46)5.3 矿井通风阻力的计算 (49)5.3.1 图纸和编制数据 (49)5.3.2 风网图的绘制 (52)5.3.3 摩擦阻力的计算 (52)5.3.4 局部阻力的计算 (59)5.3.5 自然风压 (59)5.3.6 矿井通风总阻力 (62)5.3.7 矿井等积孔 (62)5.4 扇风机的选择 (64)5.4.1 选择原则及步骤 (64)5.4.2 扇风机的选择 (65)5.4.3 主扇工况点 (66)5.4.5 选择电动机 (69)5.5 概算矿井通风费用 (70)5.5.1 计算主扇运转耗电量 (70)5.5.2 吨煤通风电费计算 (71)5.6 通风构筑物 (71)5.6.1 通风构筑物 (71)5.6.2 主要通风机附属设备 (72)结论 ........................................................................ 错误!未定义书签。
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云南能源职业技术学院毕业设计说明书设计题目:XX煤矿通风设计专业:矿井通风与安全班级:通风071姓名:XX X指导教师:XX X2010年6月25日目录第一章绪论 (2)第二章概况 (2)第一节煤矿概述 (2)第二节采掘工作面现状 (3)第三节瓦斯、地温情况 (3)第三章采区通风设计 (4)第一节采区通风通风系统 (4)第二节采区所需风量的确定 (4)第三节采区通风阻力及总风阻 (7)第四章采区内的通风构筑物 (9)参考文献 (10)致谢 (11)第一章绪论采区通风系统是采区生产系统的重要组成部分。
它包括采区进风、回风和工作面进风、回风巷道的布置形式,采区通风路线的连接形式,以及采区内通风设施和设备等基本内容。
它与采区巷道布置及采煤方法在一定程度上相互制约。
采区通风设计应满足下列要求:一、无益漏风少;二、采、掘工作面应实行独立通风;三、通风构筑物设置较少,安设得当、质量好;四、进风流污染小;五、工作面串联少;六、采区总风阻较小,可靠性高;七、采区变电所必须有独立的通风系统;八、符合《规程》的有关规定。
第二章概况第一节煤矿概述XX煤矿位于XX县城西北,行政区划属XX县XX镇管辖,煤矿至XX镇有XXkm 矿区公路与XX公路相接,煤矿至XX县城约XXkm,交通方便,煤矿地理坐标为:东经XX°XXˊXX〞~XX°XXˊXX〞;北纬XX°XXˊXX〞~XX°XXˊXX〞。
XX煤矿始建于XX年,当时没有设计,由煤矿自己组织建设,2008年生产能力变核为9万t/a。
XX煤矿2采区为准备采区,采区布置在+1960m水平C23煤层中,在C23煤层中沿煤层的走向布置一个采煤工作面和两个掘进工作面,采煤工作面长度设计为60m,走向长度为354m,采煤作面采用走向长臂采煤法,采煤工艺为爆破采煤。
采区运输上山、轨道上山均布置在煤层中,两条上山相距30m,长度均为354m,两条上山的下底均为2.5m,上顶均为1.6m,巷高均为2.1m,巷道断面积为4.31m2。
采区总进风巷布置在煤层底板中,距煤层底板垂直距离20m,煤层底板岩层稳定,属于中等稳定性岩层,采区总回风巷布置在煤层中。
采区总进、总回风巷长度分别为508m、478m,断面积均为4.31m2。
采区下部车场为大巷装车式,绕道位置为顶板绕道。
C23煤层厚度1.2—1.6m,平均1.46m,煤层层位稳定,属稳定型中厚煤层,煤层结构单一,煤层类型主要为快半暗型煤,顶板岩性为灰色泥质粉砂岩,底板为灰色泥岩。
采区内煤层赋存角度平均约28°,煤层工业牌号为无烟煤。
C23煤层经鉴定为不易自燃煤层。
第二节采掘工作面现状采煤工作采用金属摩擦支柱配铰接顶梁支护,柱距0.6m排距1.0m,采高1.2m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,控顶距1.1m特殊支护采用木垛、戗柱,采用风钻打眼爆破落煤,全部垮落法管理顶板,上出口高度1.8m,下出口高度2.0m,上下出口20m范围内采用双排摩擦金属支柱配铰接顶梁支护,采煤工作面、工作运输巷,运输上山采用刮板输送机运至采区煤仓。
掘进工作面采用架棚支护,支护间距0.7m,运输巷上宽1.6m,下宽2.4m,高2.0m,回风巷上宽1.4m,下宽2.2m,高1.8m,采用风钻打眼爆破掘进,人工装渣,人力运输,前探支护采用链条吊挂钢管加背板,控顶距0.1m,支护材料支护方式、工程质量,作业形式等与作业规程中的规定相符。
第三节瓦斯、地温情况XX煤矿斜井于2007年1月进行了矿井瓦斯等级鉴定工作。
鉴定结果表明,该矿井属低瓦斯矿井。
其相对瓦斯涌出量为6.9m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.94m3/min。
该采区属于XX煤矿斜井,本井田属地温正常区,无热害影响。
年平均气温15℃-16℃,最低气温-8℃,最高36℃-37℃,最高月平均气温25℃,最冷月平均气温5℃。
第三章采区通风设计第一节采区通风通风系统采区采用抽出式通风方式,利用轨道上山进风,运输上山回风,两条上山均布置在煤层中,两条上山都可以行人。
新鲜风流从采区总进风巷经过轨道上山供给采、掘工作面,污风流入采区总回风巷中。
回采工作面采用U型通风方式,掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风,工作面采用上行通风。
第二节采区所需风量的确定一、采煤工作面所需风量的计算1、按瓦斯涌出量计算工作面风量Q采=100Q瓦K瓦=100×0.94×1.8=169.2m3/min式中Q——采煤工作面所需风量,m3/min;采Q瓦——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;K瓦——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,炮采工作面取1.4~2.0。
2、按工作人员数量计算Q采≥4N=4×35=140m3/min式中N——工作面同时工作的最多人数。
3、按工作面气温计算采煤工作面应有良好的气候条件,它的气温与风速应符合表1的对应关系。
Q采=60v采S采K采=60×5.11×0.9=275.94m3/min式中v——采煤工作面适宜风速,m3/min;采S采——采煤工作面平均有效断面积,m2,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算;K采——采煤工作面长度风量系数,按表2选取。
表1采煤工作面空气温度与风速对应表表2采煤工作面长度风量系数表4、按炸药量使用计算Q 采=25A 采=25×15=375m 3/min式中25——每使用1㎏炸药的供风量,m 3/min;A 采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量,㎏。
5、按风速验算按最低风速0.25m/s 验算各个采煤工作面的最小风量:Q 采≥60×0.25S 采=60×0.25×6.66=99.9m 3/min按最高风速4m/s 验算各个采煤工作面的最大风量:Q 采≤60×4S 采=60×4×6.66=1598.4m 3/min所以该工作面的供风量为375m 3/min。
二、掘进工作面需风量计算掘进工作面所需风量的理论计算公式很多,但在设计阶段,公式中的一些主要参数均难以获得,因而无法采用。
所以,一般是跟据掘进断面的大小和送风距离长短选择不同型号的局部通风机,再按局部通风机的铭牌配给不同风量。
采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速/(m/s)<1515~1818~2020~2323~260.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~1.8采煤工作面长度/m工作面长度风量系数<5050~8080~120120~150150~180>1800.80.91.01.11.21.30~1.40Q 掘=Q 通I K 通=150×1×1.2=180m 3/min式中Q 通——掘进工作面局部通风机额定风量,m 3/min;I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台;K 通——为保证局部通风机不产生循环风的系数,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。
三、采区硐室需风量采区变电所的供风量一般为60~80m 3/min,采区绞车房(绞车的直径D≤1.2m )的供风量一般为60~120m 3/min。
四、采区总需风量∑∑∑++=K)(硐掘采总Q Q Q Q =(375+360+200)×1.20=1122m 3/min式中∑采Q ——采煤工作面风量之和,m 3/min;∑掘Q——掘进工作面风量之和,m 3/min;∑硐Q——独立通风硐室风量之和,m 3/min;K ——采区风量系数,一般取1.20~1.25。
五、风量分配如果采区的总供风量是按井下同时工作的最多人数计算的,或是按照瓦斯或二氧化碳的涌出量计算的,即没有对采区内各工作面所需风量进行计算,则应对采区的总供风量进行分配。
采区总风量确定后,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。
计算需分配给采煤工作面的风量∑∑∑--=硐掘总采Q Q Q Q=1122-360-200=562m 3/min式中Q 总——采区总供风量,m 3/min。
⑹风速验算所求出的风量,须按井巷、采掘工作面的设计断面求出风速,并与《规程》规定的允许风速(表3)进行比较,对不符合允许风速要求的井巷,进行风量的调整。
表3各种井巷允许风速第三节采区通风阻力及总风阻一、采区通风阻力的计算采区通风阻力是新采区并入矿井通风系统后,对矿井主要通风机工况点进行调整的重要参数之一,也是采区通风系统设计的主要内容之一。
采区通风阻力,可以根据采区通风系统的网路结构,选择其中一条通风量最大、路线最长的串联风路进行计算。
1、计算摩擦阻力23Q SLU α=摩h ,Pa 式中h 摩——计算风路中某断巷道的摩擦阻力,Pa;α——巷道摩擦阻力系数,㎏/m 3或N·s 2/m 4;L ——巷道的长度,m;U ——巷道的周长,m(梯形巷道S 4.16U =);S ——巷道的断面积,m 2;Q ——巷道中的风量,m 3/s。
井巷名称允许风速/m·s -1最低最高无提升设备的风井和风硐专为升降物料的井筒风桥升降人员和物料的井筒主要进、回风巷架线电机车巷道输送机巷道,采区进、回风巷回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷掘进中的岩巷其它人行巷道—————1.00.250.250.150.15151210888644—计算时,应将计算的参数的计算结果填入表6中,将整个通风路线中各段巷道的摩擦阻力加起来即得采区的摩擦总阻力∑h 摩。
表6摩擦阻力计算表节点序号井巷名称支架种类α/N·s 2m -4L /mU /mS /m 2R 摩/Ns 2·m -8Q /m 3·s -1Q 2/(m 3·s -1)2h 摩/Paυ/m·s -12—92—103—74—56—85—64—84—89—101—210—11轨道上山运输上山采区变电所工作面进风巷工作面回风巷工作面掘进进风巷掘进回风巷采区绞车房采区总进风巷采区总回风巷圆木棚子圆木棚子砌碹圆木棚子圆木棚子金属摩擦圆木棚子圆木棚子料石砌碹圆木棚子圆木棚子0.01620.01620.0030.0160.01740.0350.0160.01740.0040.01620.01623543542532532560989665084788.648.648.648.07.211.328.07.210.418.648.64 4.314.314.3143.246.6643.246.34.314.310.610.610.0080.651.200.080.1960.3560.00010.890.8418.2117.031.179.379.379.373.03.01.6718.718.7213.16213.161.3787.8087.8087.8010.5610.562.79349.69349.69130.03130.030.0157.07105.367.022.073.760.0003311.22293.743.383.380.272.332.881.400.811.00.274.344.34总计1414.381040.312、采区总阻力h 总=K 局·∑h 摩=1.15×1040.31=1196.36Pa 式中K 局——局部阻力系数,一般K 局=1.1~1.15。