采区通风设计.doc

云南能源职业技术学院云南能源职业技术学院毕业设计说明书设计题目：XX煤矿2采区通风设计专业：矿井通风与安全 班级：通风071 姓名：XXX 指导教师：XXX 2010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：1、 无益漏风少；2、 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2章 概况第1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XXXXXXXXXXXX；北纬XXXXXXXXXXXX。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1.21.6m，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2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3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6.9 m3/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3章 采区通风设计第1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2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=1000.941.8=169.2m3min式中 Q采采煤工作面所需风量，m3min； Q瓦采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3min； K瓦采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面取1.42.0。2、按工作人员数量计算Q采4N=435=140 m3min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=605.110.9=275.94 m3min式中 v采采煤工作面适宜风速，m3min； 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。采煤工作面进风流气温采煤工作面风速（ms）1515181820202323260.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8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采煤工作面长度m工作面长度风量系数505080801201201501501801800.80.91.01.11.21.301.404、按炸药量使用计算Q采=25A采=2515=375 m3min式中 25每使用1炸药的供风量，m3min； 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0.25ms验算各个采煤工作面的最小风量：Q采600.25S采=600.256.66=99.9 m3min按最高风速4ms验算各个采煤工作面的最大风量：Q采604 S采=6046.66=1598.4 m3min所以该工作面的供风量为375 m3min。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。Q掘=Q通I K通=15011.2=180 m3min式中 Q通掘进工作面局部通风机额定风量，m3min； 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6080m3min，采区绞车房（绞车的直径D1.2m)的供风量一般为60120m3min。四、采区总需风量=(375+360+200)1.20=1122 m3min式中 采煤工作面风量之和，m3min； 掘进工作面风量之和，m3min； 独立通风硐室风量之和，m3min； K采区风量系数，一般取1.201.25。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=1122360200=562 m3min式中 Q总采区总供风量，m3min。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 各种井巷允许风速井巷名称允许风速/ms-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第3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，Pa式中 h摩计算风路中某断巷道的摩擦阻力，Pa； 巷道摩擦阻力系数，m3或Ns2m4； L巷道的长度，m； U巷道的周长，m(梯形巷道)； S巷道的断面积，m2； Q巷道中的风量，m3s。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Ns2m-4LmUmSm2R摩Ns2m-8Qm3s-1Q2(m3s-1)2h摩Pams-129210374568564848910121011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0.01620.01620.0030.0160.01740.0350.0160.01740.0040.01620.01623543542532532560989665084788.648.648.648.07.211.328.07.210.418.648.644.314.314.3143.246.6643.246.34.314.310.610.610.0080.651.200.080.1960.3560.00010.890.8418.2117.031.179.379.379.373.03.01.6718.718.7213.16213.161.3787.8087.8087.8010.5610.562.79349.69349.69130.03130.030.0157.07105.367.022.073.760.0003311.22293.743.383.380.272.332.881.400.811.00.274.344.34总计1414.381040.312、采区总阻力 h总=K局h摩=1.151040.31=1196.36 Pa式中 K局局部阻力系数，一般K局=1.11.15。二、计算采区总风阻式中 R采区总风阻，Ns2m8； h总采区通风总阻力，Pa； Q总采区总风阻，m3s。第4章 采区内的通风构筑物为保证采区内风流按规定的路线流动、新鲜风流和污浊风流互不混淆，及按需调节各采掘工作面和硐室的风量，应在采区内设置风门、风墙、调节风窗及风桥等通风构筑物。设置通风构筑物时应注意：一、风门不能设置在通过矿车的倾斜巷道（如中部车场甩车道）内和双轨巷道内，两道风门的距离应大于一列车（存车线）的长度。二、密闭的设置不应使密闭外巷道成为局部集聚地点。三、调节风窗的设置位置一般在回风巷，但考虑到均压防止煤炭自燃时，可根据实际情况选定位置。硐室调风用的调节风窗应设置在硐室回风巷道内。参考文献1、 王永安、李永怀主编.矿井通风.北京：煤炭工业出版社，20042、 陈郑正主编.采煤专业毕业设计指导书.中国矿业大学出版社3、 冯耀挺、闫光准主编.矿图.北京：煤炭工业出版社，2005致 谢经过为期两周的学习和探索，本次的毕业设计也接近了尾声，我也终于完成了在校期间的最后一个教学环节毕业设计。通过此次设计，在理论、实践方面对自己大学三年的所学的知识和独立设计能力有了一个较大的检验，也更加清楚的认识了