通风课程设计

设计题目：某矿矿体走向长1400m,厚7〜15m，采用下盘竖井阶段石门开拓，阶段高40m。上部已有露天开采，井下部分开采深度400m。主井为箕斗井，不进风也不出风。副井为罐笼井做为进风井。通风系统为两翼对角抽出式。采矿方法为有底柱的中深孔留矿法。作业面长50m，电耙道沿走向布置，矿体薄时，布置单耙道，矿体厚时，布置双耙道。回采顺序由上而下，同一水平为后退式。三个阶段同时作业，包括矿柱回采、矿房回采和开拓采准，通风系统见图5。矿井年产矿石80万t,一个电耙道日出矿量2701。作业面一次爆破最大火药量300kg，通风时间40min。矿柱回采时集中通风，每两个月进行一次大爆破，通风时间8h。掘进作业面按排尘计算风量。采场和电耙道二次爆破火药量3kg，通风时间5min。工作面分布，东西两翼相同，合计工作面数（包括备用作业面）如表8，井巷规格见表9。夏季反向自然风压126Pa。21114151611372131121057846

21114151611372131121057846作业面一阶段二阶段三阶段合计米场88电耙道2810出矿平巷268掘进、采准246火药库11表9巷道编号巷道名称支架种类摩阻系数a,Ns2/m4巷道长度L,m巷道断面S,m2巷道周界P,m1-2石门混凝土0.00412010.413.62-3竖井喷浆0.01228014.617.33-4竖井0.0124014.617.34-5石门混凝土0.0048010.413.65-6运输平巷无支架0.0081246.110.16-7运输平巷0.0081246.110.17-8运输平巷0.0081246.110.18-9运输平巷0.010104.08.09-10人行天井台板、梯子0.05083.65.810-11台板、梯子0.050203.65.811-12米场无支架0.0106237.535.012-13回风天井0.010124.08.013-14回风穿脉0.010154.08.014-15回风平巷0.0101245.49.715-160.0101245.49.716-170.0103505.49.717-18排风井0.0083207.0410.8目录TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"一、课程设计的性质、目的、任务及基本要求 4\o"CurrentDocument"二、通风设计的内容及步骤 4三、设计内容 4\o"CurrentDocument"第一节、矿床的开拓方案及采矿方法的选择 4第二节、初步拟定通风系统 5第三节、风量计算 7\o"CurrentDocument"第四节、矿井风量分配 11第五节、全矿通风阻力的计算 13第六节、风量调节 14\o"CurrentDocument"第七节、风机的选型 16第八节、通风费用的计算 17\o"CurrentDocument"第九节、风尘措施 18\o"CurrentDocument"参考文献 21一、课程设计的性质、目的、任务及基本要求矿井通风设计是矿井开采设计一个不可缺少的组成部分，必须在确定开拓方案与采矿方法时同时考虑。矿井通风设计必须贯彻党的技术经济政策，遵照《矿山安全规程》以及其他相应的有关规定，以求建立一个安全、稳定、可靠的经济合理的通风系统，保证井下各工作地点的人员有良好的工作环境和高度的安全性，及有效的生产过程和最大的经济效益。二、通风设计的内容及步骤矿床的开拓方案及采矿方法选择；初步拟定通风系统；风量计算；风量的分配；全矿通风阻力计算；风量调节；风机的选型；通风费用的计算；防尘措施；三、设计内容：第一节、矿床的开拓方案及采矿方法选择根据设计原始资料以及矿床的赋存条件：矿体厚度为7—15m，采用下盘竖井阶段石门开拓，阶段高40m。上部已有露天开采，井下部分开采深度400m。采矿方法为有底柱的中深孔留矿法。作业面长50m，电耙道沿走向布置，矿体薄时，布置单耙道，矿体厚时，布置双耙道。回采顺序由上而下，同一水平为后退式。三个阶段同时作业，包括矿柱回采、矿房回采和开拓采准，通风系统为两翼对角抽出式。第二节、初步拟定通风系统目前金属矿山常用的通风系统根据进风井与回风井的位置关系可以分为以下几种布置方式，有中央式、对角式以及混合式；其中，中央式包括：中央并列式，中央对角式等；对角式包括两翼对角式等。中央并列式的进风井与回风井均布置在矿井中央，两个井筒的距离不得小于30m；两翼对角式布置时，入风井布置在矿体一翼，回风井布置在矿体的另一翼。中央式布置的优缺点：优点：地面构筑物比较集中；入风井和回风井布置在地表移动带之内时，可以共同利用一个保安矿柱；入风井和回风井掘进完成之后可以很快联通，因此，投产比较快；井筒延生比较方便，可以先向下掘进回风井，在自下而上的掘进入风井。缺点：采用中央式通风时，风路比较长，扇风机所承担的压力比较大，而且这种负压随着回采工作的推进不断变化；当采用前进式回采时，风流容易短路，因而造成大量的漏风；当其他地方没有安全出口时，井下如果发生安全事故，危险性比较大。对角式布置的优缺点：优点：负压较小并且比较稳定，漏风量比较小，通风简单可靠，并且通风费用较低；当井下发生危险情况时，工作人员相对比较安全；如果在井田的两翼各布置一条回风井，当其中一条发生故障时，另外

一条可以维持通风，以保证矿山的正常生产。缺点：进风井和回风井之间的联络道很长，而且要在回采之前就要掘进好，故回采工作较中央式进行的晚；掘进两条排风井时，掘进和维护井筒的费用较高。综合比较中央式和侧翼对角式的优缺点，可知，一般在大型矿山用中央式比较多，也就是在矿体中央布置主井和副井，此时副井作为入风井，另外在两翼再各布置一条回风井以形成对角式通风系统。在中小型矿山，一般就采用对角式。在矿体走向长度不长时，对角式的缺点体现的不是很明显，而且此时采用对角式更有利于生产。结合本题中给予的矿体赋存情况，矿体走向长度1400m，矿山年出矿量80万t，属于中型矿山。故采用两翼对角抽出式。通风系统图如下：第三节、风量计算(1)工作面需风量：A、采场工作面风量的计算：按爆破后排烟计算风量：由于采用全面法回采时，采场属于硐室型采场，那么回采工作面的需风量：Q二2.3x的需风量：Q二2.3x市f t式1)其中A：一次爆破的药量 t:通风时间，一般取1800sV：回采工作面的空间 Kt:紊流扩散系数，一般为0.8-1.0。由设计的采矿方法可得采场的结构参数：矿块沿矿体走向布置，矿块长度一般为50-60m，由于该矿体的上盘岩石中等稳固，因此顶板的暴露面积不能过大，故矿块的长度取小值：50m。矿块斜长一般为40-60m，阶段高度一般在20-30m之间。那么矿块斜长取40m，则阶段高度取13.7m。那么采场的最大空场体积：V=50X40X2二4000m3根据一天的产量为5001,那么仅需要一个采场单独作业就可以满足一天的生产量。由于矿石的坚固性系数f=8，经查凿岩爆破教材可知，炸药单耗为2kg/m3。那么一次爆破的药量：A二爆破的实方体积X炸药单耗=(500^1.2^2.8)X2=298kg=298kg那么根据公式一：二2.3x二2.3xV500AK7tFt=2.3X(4000/(0.9X1800))Xlg(500X298三4000)=536m3/min按排除粉尘计算风量则采场需风量：Q= So 公式20.772+4.1“其中：S0：硐室入风口断面积4皿 n:射流受限系数，扁平硐室n二b/B,这里的B为硐室侧壁距离轴线的距离，b为入风口宽度的一般；那么在该采矿方法的采场设计时，由设计参数可知b=1.0m；B=50m经计算：Q=4/(0.772+4.10.02)=135m3/min按排柴油设备排放的废气计算风量。使用柴油设备时的风量计算，应满足将柴油设备所排出废气全部稀释至允许浓度以下的标准。新设计矿井，一般可按单位功率的需风量指标计算，其计算公式如下式中Q=Qn 公式30Q—坑内柴油设备的需风量，m3/min；q—单位功率的风量指标，q=2.8-3.0，m3/(马00力・min)；N—各种柴油设备按使用时间的百分比的总马力数N=N1K1+N2K2+N3K3+……+NnKn，马力N1、N2、N3、……、Nn—各柴油设备的额定功率，马力;

K1、K1、K2、K3、、Kn—时间系数，即各种柴油设备每小时在坑内作业的时间百分数，％。在全面法采矿过程中，由于用到的柴油设备很少，故不考虑该种算法。综上可知，采场的需风量为三种算法中的最大值：Q=536采场m3/minB、硐室需风量计算：电耙绞车硐室：由设计的采矿方法图纸可知，该采矿方法的一个采场中布置了3个电耙绞车硐室，电耙绞车类型为3DPJ-30耙矿绞车。其工作参数为2JPB-30型耙矿绞车主要参数：电机功率：30KW 主绳平均拉力：28KN 容绳量：85m钢丝绳直径：16m卷筒直径：1600mm外形尺寸：1650*820*700mm总重量：1155kg则绞车硐室的需风量为：Q1=3X0.46XSN=3X0.46X28=38.6m3/min井下炸药库：炸药库需风，一般应有贯穿风流通过，贮存量在8t以上时，供风量为100—150m3/min,贮存量在8t以下时，供风量为50—100m3/min。由于一天的生产能力为5001,则井下所需储存的炸药量不会太多，应该在81以下，则炸药库的需风量在50-100m3/min,取Q2=70m3/min。

竖井卷扬机硐室：选用卷扬机型号为JZ中单筒卷扬机，具体为JZ15型，功率为45KW。则需风量为:Q3=2X0.46工N=2X0.46X45=42m3/min电机车库所需风量，一般保持1—1.5m3/s的通过风量。此处取为Q4=1.5m3/s；合计为90m3/min则综上：硐室的总的需风量为：yQ二Q1+Q2+Q3+Q4=38.6+70+42+90=240.6m3/min硐室C、掘进独头的需风量：在全面法的采场中需要掘进一条切割上山和一条拉底巷道，故在一个采场中又两条独头巷道，按照局部通风的需风量来设计该两条巷道的风量，则有按照爆破炮烟计算：Q=19AUptr其中t:通风时间，一般取1800s A：一次爆破炸药量l:巷道长度 S：巷道断面积r由设计的采矿方法图可知L=40m,l=50m，断面积A=4m2，一次爆破炸药量算法r1r2同采场通风时的计算过程：那么Qp1Qp2那么Qp1Qp21800八16x40x4=0.53m3/s=32m3/minx<50x4x16=36m3/min1800合计为二者之和：68m3/min按照排尘计算：Q=uXS其中：S：巷道断面积 u：排尘风速，一般不低于0.25m/s则Q=0.25X4=lm3/s；合60m3/min那么按照排尘计算的独头需风量为120m3/min综合上面三种用风地点的需风量要求，则全矿的需风量Q、：总Q=Q=536+241+120=897（m3/min）总（2）全矿总风量：由于综合漏风系数取1.5,那么全矿的总的需风量：Q全矿=897X1.5=1345.5m3/min取整可得总风量为1346m3/min,约合：22.4m3/s第四节、矿井风量分配（1）、风量分配的基本要求1、 回采工作面的风量应按照最大计算风量进行分配；备采工作面的风量按回采工作面的50%风量分配；掘进工作面按局部通风计算风量进行分配；2、 井下炸药库、充电硐室、破碎硐室、主溜井等应独立供风，按计算风量分配，回风应导入总回风道；3、 矿井通风系统为多井口进风时，各进风风路的风量，对专题设计者，应按自然分配规律进行解算，求出各进风风路自然分配的风量；对非专题，可根据进风巷道可能漏风状况、巷道风阻、进风巷道可能担负需风量的大小以及进、回风井相互位置、压力状态等因素进行分配；4、一切需风工作面和有风流通过的井巷，其风速必须符合安全规程规定。（2）、风量分配的方法1、新建矿井的风量分配在设计阶段，新建矿井的漏风地点和漏风量一般难以确切预计。因此，采用不考虑各地段漏风量，而采用风量备用系数的方法进行：压入式通风系统，主要漏风地点在进风段，故压入式通风系统的进风段（指由进风井口到回采中段最前面的一个采场进风天井为止的那一区段所有井巷），应在设计计算需风量的基础上乘以风量备用系数，作为进风段各井巷的分配风量。而在需风段和回风段，则可不考虑回风量，只按工作面设计计算的需风量，由工作面顺风流方向往回风段进行分配。进行风量分配时，应将各井巷的风量量值一一标在通风系统图和通风网路结构示意图上，漏风风路可用一条通大气的插入线来表示；压入式通风时，在进风段的终点上画一条漏风风路引到大气；抽出式通风时，在回风段的始点上画一条漏风风路连通大气使矿井风量平衡。2、改扩建矿井的风量分配改扩建矿井有条件时，应测出通风网路内各区段的实际漏风量。各工作面所需风量加上网路内相应区段内实际漏风量，即为分配的风量。风量分配的方法，是从工作面起，延逆风流方向对进风段和沿风流方向对回风段进行分配。同样，应在通风系统图和网路示意图上画出漏风风路并连通大气。若无漏风资料（实测资料），则应进行实地调查，摸清坑内外老硐、空区、裂隙等漏风点大体情况，再结合通风方式考虑风量分配，或按新建矿山风量分配方法进行。对于改扩建矿山，当测到主要漏风点漏风量后，必须采取密闭堵漏措施，在进行风量分配时，应考虑到堵漏措施这一因素。故设计漏风量往往应低于实测漏风量。第五节、全矿通风阻力的计算：由于风阻（沿程阻力）的计算公式：,c小 oLP naLP小h=RQ— Q=YiiiQ2t S3 S3ii—1 ih—hx0.3局部阻力的计算公式：jt那么根据通风的网路图计算各阻力可得结果如下表所示表2摩擦风阻计算表巷道编号巷道名称支架种类摩阻系数a,Ns2/m4巷道长度L,m巷道断面S,m2巷道周界P，m风阻R(N・S2/m8)风量（m3/S）通风阻力h/pa1-2石门混凝土0.00412010.413.60.06963.2815.692-3竖井喷浆0.01228014.617.30.05866.2626.543-4竖井〃0.0124014.617.30.06463.2925.644-5石门混凝土0.0048010.413.60.05543.5514.625-6运输平巷无支架0.0081246.110.10.05263.4666.236-7运输平巷〃0.0081246.110.10.04648.56142.567-8运输平巷〃0.0081246.110.10.07844.69142.588-9运输平〃0.010104.08.00.06725.69134.69

巷9-10人行天井台板、梯子0.05083.65.80.03233.5966.211011//台板、梯子0.050203.65.80.05344.7969.461112米场无支架0.0106237.535.00.07759.7815.661213回风天井//0.010124.08.00.03966.4719.461314回风穿脉//0.010154.08.00.05658.2269.351415回风平巷//0.0101245.49.70.08749.5866.491516////0.0101245.49.70.05539.7976.461617////0.0103505.49.70.06637.8839.491718排风井//0.0083207.0410.80.05866.59156.38由上表计算可知，全矿的最大通风阻力（沿程）：H由上表计算可知，全矿的最大通风阻力（沿程）：H沿程+15.66+19.46+69.35+66.49+76.46+39.49+156.38=1147.51pa局部阻力：h亠=147.51X0.3=344.253pa局部那么全矿的总阻力h=1147.51+344.253=1491.763pa第六节、风量调节非通风专题者，只要根据风量按需分配的情况，说明为了平衡风压，需要在哪些巷道安设调节设施，采用何种调节方法即可。对通风专题设计者，则要求对调节方法进行技术经济比较，并选出最优调节方法，并进行具体计算。1、风窗调节的计算风窗面积按下式计算当Sw/SW0.5时:Sw=m2 或SW=m2当SW/S0.5时：Sw= m2 或SW=m2Q——安设风窗巷道的风量（按需分配的），m3/s；S――安设调节风窗处的巷道断面积，m2；hw 调节风窗所造成的局部阻力，mmH20；Rw――调节风窗所造成的局部风阻，kuoS1'= 或 S1'=S1m2式中：S1'――扩大后的巷道断面； 巷道摩擦阻力系数（扩大后的）；L 巷道长度（扩大段）；C——常数，梯形巷道C=4.03~4.28；三心拱C=3.8~4.06；半圆拱C=3.78~4.11；R1'――L长巷道扩大断面积后的风阻值。k卩P'1=CR1'――需降低风阻巷道的风阻值；1'――新支护的摩擦阻力系数；SI、Pl、L1——巷道的断面积，周长及长度。2、辅扇调节的计算（1）、有风墙的辅扇选择原则是根据并联网路图中，两并联风路按需要风量计算的阻力之差值，即为辅扇的工作风压HB,或辅扇所在的闭合网孔中风压降的代数和不等于零的风压差值，即为辅扇的工作风压。安设辅扇风路所需要的风量QB，即为辅扇的风量。（2）、无风墙的辅扇无风墙的辅扇是靠出口动压引射风流。它能使巷道风量大于辅扇风量，无风墙辅扇的有效风压（用于克服巷道阻力的部分能量）可按下式计算：AH=K mmH20其中：Hv——辅扇出口的动压，； 辅扇出口的风速，m/s；——辅扇出口的断面（安装引射器时为引射器出口断面）；S――辅扇安设处的巷道断面，m2；K――实验系数，它与辅扇在巷道中的安装条件有关。该值变化于1.5~1.8，安装条件较好时取大值。第七节、风机的选型：扇风机的风量：Q=1.1X22.4=24.6m3/s扇风机扇风机的压力：hh+h =100+30=130p扇风机=扇风机出口损失其中扇风机出口动压损失取30p此时的风阻：R=h/Q2=130/24.62=0.215NS2/m-8根据计算的扇风机工况点的（Q，h）值，参照扇风机特性曲线图以及下表，易知，扇风机选用:

转瀝厂丿mlnFLtHin3/sFFPaK4O-414EO5.£4-4—05108—斗97K斗o-斗145011S..2—-13.5136—629K斗O-斗丄口1^50158.5—18.6=L名宿~776K斗O-斗11KEO3011.3-■—2斗；K斗□-斗1450L^q-^7-■MN.ZLN斗壬〜ZLL18131^50SS]_曰72斗□■曰1312K4O-4145090Ki*2SO.9329---1S21K4O-4LS14EOno28.7-2&2-63T8W1746选用山东淄博厂生产的K40型节能通风机,选用山东淄博厂生产的K40型节能通风机,具体型号为K斗Q-6g9803斗2--d=L62—28T-K斗Q-&IO9805.5E■8—■12..S7T-—-355K斗Q-S119807・7—■16-J793—斗2哲K斗O-S98015?.9—■2=L7111-—510K4-O-613980IS..512b.S-—27..S130-—599K斗Q-6：L斗98030:LE・£•-V斗1EO-—&giEK斗Q-6IS98037=L9・*—斗2.2173—~?08K斗Q-&=L右98055236—51，-斗197—908K斗Q-S=L79807528a3■&1222—908K斗O-SIS9809033a.6-—73ul2斗g-―1149K40-6-NO13，其具体参数为转速980转/min，功率为18.5KW，风量Q=12.6-27.5m3/min,全压H=130-599pa。f f第八节、通风费用的计算：主扇的年耗电量：I二肌二氏5X330X6二52388.4度/年耳耳耳0.92x0.8x0.95123公式中：N：电动机数出功率，此处为18.5KWt1：年工作天数t2:天工作小时数nnn:分别为电动机、变压器、电线的数出功率,1 2 3分别取0.92、0.8、0.95。那么每吨矿石的通风费用:

W=Ze（52388.4X1.5）/165000=0.5元/吨A单位采掘矿石量的通风电耗：工T•S•D•We=A 千瓦•小时/吨式中：T—扇风机每班运转的时数，主扇取7.5小时/班，局扇取6小时/班S—扇风机每昼夜运转的班数；3班D—每年工作天数（天/年）；330天A—本通风系统内的年采掘矿石量（吨/年）；165000吨W—扇风机输入功率（千瓦）；18.5KW经计算：e=（7.5X3X330X18.5）/165000=0.83千瓦•小时/吨年产万吨耗风量：工Q扇•I0000g=A m3/S/万吨/年式中：Q扇——扇风机工作量，m3/S；25m3/s经计算g二（25X10000）/16.5=151516m3/S/万吨/年第九节、防尘措施9.1矿山粉尘及其防治矿山粉尘不仅是构成矿尘爆炸隐患、成为作业人员职业病和生产环境恶化之源，还会加速机械磨损，缩短精密仪器使用寿命，降低工作场所能见度，增加工伤事故的发生。9.2矿山粉尘防治技术9.2.1、掘进工作面防尘、炮掘工作面防尘、打眼防尘（湿