矿井通风课程设计

万方科技学院 矿井通风系统课程设计 学 院:万方科技学院 系 别:能源与材料 工程 路基工程安全技术交底工程项目施工成本控制工程量增项单年度零星工程技术标正投影法基本原理 系 姓 名:叶根成 班 级:安全工程08-3班 学 号:0828190214 指导教师：张攀 2011年6月29 目 录 第一章 矿井局部通风设计 4 第一节、设计原则及掘进通风方法的选择 4 第二节、掘进工作面所需风量计算及设计 5 第三节、掘进通风设备选择 5 第二章 矿井风量的计算和分配 7 第一节、矿井需风量计算 7 第二节、风量分配与风速验算 10 第三章 矿井通风阻力计算 13 第一节、计算原则 13 第二节、矿井通风阻力计算 13 第四章 主要通风机选型 16 第一节、选择主要通风机 16 第二节、选择电动机 17 第五章 概算矿井通风费用及评价 18 第一节、吨煤的通风电费 18 第二节、 矿井等积孔及总风阻 18 矿井通风课程设计 题目2： 某煤矿井田东西走向长约3 Km，南北倾向宽约1.7Km，井田面积约4.5519Km2，井田总体呈单斜构造，煤层倾角大部分小于15°，属缓倾斜煤层。顶板为黑色泥岩，致密而均一，底板为灰白色细—中粒砂岩，煤层厚度0.84～6.69米，平均5.9米，以镜煤、亮煤为主，含黄铁矿，煤层夹矸0～3层，倾角10°～14°。矿井煤层自燃发火期为1个月，自燃趋势较突出的是2月～3月。煤尘具有爆炸性，爆炸指数为40.3%。矿井属低瓦斯矿井。设计生产能力为90万t/年。 矿井采用斜井单水平上下山开拓，矿井的采煤方法为走向长壁，采煤工艺为综采放顶煤。采用中央边界式通风方式。风井设在采区的边界。主、副井进风，风井回风。采区采用轨道上山、运输上山进风，专用回风巷回风。工作面采用U型后退式开采，采煤工作面风流流动形式是上行通风。综放面平均控顶距为3.96m，实际采高4.1 m，工作面面长150米，工作面温度20℃，回采工作面同时作业人数最多90人。矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为3.2 m3/min，掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量7.2kg，掘进工作面同时工作的最多人数40人。 第一章、局部通风设计 第一节 设计原则及掘进通风方法的选择 1、设计原则 根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。 局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可归纳如下： (1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件； (2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进； (3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机； (4)压人式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型。 (5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。 2、掘进通风方法的选择 掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，按其工作方式可分为： （1）压入式通风 （2）抽出式通风 （3）混合式通风 压入式通风新风经过风机，安全系数高，可用柔性风筒，柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，是大多数矿井局部通风的选择，结合本设计故选择压入式通风。 第二节 掘进工作面所需风量计算及设计 根据《 规程 煤矿测量规程下载煤矿测量规程下载配电网检修规程下载地籍调查规程pdf稳定性研究规程下载 》规定：矿井必须采用局部通风措施 1、掘进工作面所需风量 按下列因素分别计算，取其最大值。 1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 m3/s 式中：Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/s； Qch4——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/s； K掘——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.5~2.0；炮掘工作面取1.8~2.0。此处取1.9 所以： Q掘=100×1.2×1.9=10.13(m3/s) 2）按炸药使用量计算 (m3/min) 式中：25——使用1㎏炸药的供风量，m3/s； A掘——掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量，㎏。 所以：Q掘=25×7.2=3(m3/s) 3)按工作人员数量计算 式中：N掘——掘进工作面同时工作的最多人数，人 所以： Q掘=4×40=2.67(m3/s) Q掘取其最大值: 10.13(m3/min) 根据上述计算，应选取所有风量中的最大值，故按排瓦斯所需风量为该掘进巷道的需风量，大小为10.13 m3/min。 4）按风速进行验算 岩巷掘进工作面的风量应满足： 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足： 式中： ——掘进工作面巷道过风断面积，m2。 岩巷掘进工作面的最小风量： 0.15×8.5=1.275(m3/s) 岩巷掘进工作面的最大风量： 4×8.5=34(m3/s) 1.275(m3/s) <10.13(m3/s) <34(m3/s) 符合要求 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的最小风量: 0.25×8.5=2.215(m3/s) 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的最大风量: 4×8.5=34(m3/s) 2.216(m3/s) <10.13(m3/s) <34(m3/s) 符合要求 2、掘进面的设计 1）巷道断面 掘进断面取8.5m2 2）支护形式 在上下顺槽内，巷道支护形式采用工字钢支护 第三节 掘进通风设备选择 1、风筒的选择 1）风筒的种类 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，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，本设计通风长度750米，因此可选用直径为1000㎜的胶布风筒。风筒特性如 表 关于同志近三年现实表现材料材料类招标技术评分表图表与交易pdf视力表打印pdf用图表说话 pdf 5-4 。表5-4　　风筒特性表 风筒类别 风筒直径㎜ 接头方式 百米风阻Ns2/m8 节长 胶布风筒 400 单反边 131.32 10m 胶布风筒 600 双反边 15.88 30m 胶布风筒 1000 双反边 2.0 50m 2）风筒漏风 （1）风筒漏风备用系数 柔性风筒的pq值用下式计算： 式中：n——接头数；在这里n=750÷50=15 Lei——一个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02；反边连接时取0.005。 在这里取0.005 所以 pq=1÷(1－15×0.005)=1.0811 所以 Qf= pq×Qh=1.0811×10.13=10.95(m3/s) 风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数： 所以： Ls=(10.95－10.13)÷10.95=7.49% （2）风筒有效风量 掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数： 所以 ps=(1－7.49%)×100%=92.5% 通过风筒的风量Q即： =10.53(m3/min) 2、局部通风机的选择 1）、确定局部通风机的工作参数： （1）、局部通风机工作风量Qf 根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算局部通风机的工作风量。 既 Qf= pq×Qh=1.0811×10.13=10.95(m3/s) （2）、局部通风机的工作风压hf 压入式通风时，设风筒出口动压损失为hv，则局部通风机的全压Ht为 式中：Rf——压入式风筒的总风阻。 Rf=2×750÷100=15 NS2\m8 所以 Ht=15×10.95×10.13＋0.811×1.2×10.132÷14 =1763.719(pa) 3）、局部通风机选型： 根据需要的Qf、Ht、值在局部通风机特性曲线上，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率高的局部通风机。 查课本表6－3－8得选择的局部通风机为： BKJ66—11NO6.3型 功率：42kw 转速：2950r/min，动轮直径：0.63m。 第二章、风量计算及风量分配 第一节 矿井需风量计算 对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算： 一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需风量。 另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。 1、生产工作面、备用工作面 每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。本设计矿井属低瓦斯矿井。 (1)、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯 计算公式 六西格玛计算公式下载结构力学静力计算公式下载重复性计算公式下载六西格玛计算公式下载年假计算公式 ）确定需要风量，其计算公式为： 式中：Qc——采煤工作面需要风量，m3/s； Qjb——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/s。 Qjb——工作面控顶距×工作面实际采高×70%(工作面有效断面积)×适宜风速（不小于1m/s）； Kcg——回采工作面采高调整系数（见表2）； Kcc——回采工作面长度调整系数（见表3）； Kcw——回采工作面温度调整系数（见表4）。 表2 Kcg——回采工作面采高调整系数 采 高 <2.0 2.0～2.5 2.5～5.0及放顶煤面 系数(K采高) 1.0 1.1 1.5 表3 Kcc——回采工作面长度调整系数 回采工作面长度(m) 80～150 150～200 >200 长度调整系数(K长) 1.0 1.0～1.3 1.3～1.5 表4 Kcw——回采工作面温度与对应风速调整系数 回采工作面空气温度（℃） 采煤工作面风速（m/s） 配风调整系数K温 <18 0.3～0.8 0.90 18～20 0.8～1.0 1.00 20～23 1.0～1.5 1.00～1.10 23～26 1.5～1.8 1.10～1.25 26～28 1.8～2.5 1.25～1.4 28～30 2.5～3.0 1.4～1.6 代入公式得: =3.96×4.1×0.7×1.0×1.5×1×1 =17.05(m3/s) (2)、按工作面温度选择适宜的风速进行计算 式中：Vc——采煤工作面风速，m/s；见表5 Sc——采煤工作面的平均断面积，m2。 所以： Qc=60×1.0×3.96×4.1×0.7=886.5÷60=11.4（m3/s） 表5 采煤工作面风速 回采工作面空气温度（℃） 采煤工作面风速（m/s） 配风调整系数K温 此处取1.0 <18 0.3～0.8 0.90 18～20 0.8～1.0 1.00 20～23 1.0～1.5 1.00～1.10 23～26 1.5～1.8 1.10～1.25 26～28 1.8～2.5 1.25～1.4 28～30 2.5～3.0 1.4～1.6 (3)、按回采工作面同时作业人数 每人供风不小于4m3/min，则 （m3/s） 式中：N——采煤工作面同时工作人数.。此处为90人。 所以：Qc=（4×90）÷60=6（m3/s） (4) 、炸药量计算需要风量： 每千克炸药供风不小25m3/min，则 （m3/s） 式中：A——一次爆破炸药最大用量，Kg。 所以：Qc=25×7.2÷60=3（m3/s） 根据上述计算并取其中最大值即为17.05（m3/s） (5)、按风速进行验算: （m3/s） 式中：S——工作面平均断面积，m2此处为3.96×4.1×0.7=11.4 所以：0.25×11.4=2.85 4×11.4=45.6 即 符合 (6)、备用工作面不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。 所以备用工作面风量取17.05×50%=8.525（m3/s） 2、掘进工作面所需风量 前面已经算过为10.13（m3/s） 3、硐室实际需要风量 硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即 式中：Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=4V/60=0.07V (m3/s)； V——井下爆炸材料库的体积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m3)，一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min；这里取100既1.667 m3/s Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min； 机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。 Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即  Wi ——机电硐室中运转的机电总功率，kW； (1-μi )—— 机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0. 23；水泵房取0.02～0.04； 860——1kW/h的热当量数，千卡； μi ——机电设备效率； Δt——机电硐室进回风流的气温差，℃； Q采硐 —— 采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80 m3/min ；这里都取80既1.333 m3/s Q其它硐 ——其它硐室所需风量，根据具体情况供风 既 =1.667+2+1.333 =5（m3/s） 4、矿井总风量 矿井总风量按下式计算 =(17.05+4+10.13+5) ×1.20 = 48.8 式中：Qkj ——矿井总进风量，m3/s； ∑Qcj ——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qjj ——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qdj ——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s； ∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s； Kkj ——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15～1.25。 矿井内部漏风量为8.1 m3/s 平均每处漏风量为1.62m3/s. 第二节 风量分配与风速验算 当风量分配到各用风地点后，必须结合巷道断面情况进行风速验证，保证各条巷道的风速均在合理范围内。 各条井巷的供风量确定后，要按《规程》第101条规定的风速进行验算。 需绘制出矿井通风系统图与网络图，计算出每条巷道的通过风量，计算出每条巷道的风速，进行验算，验算结果可填入表6中。如果某条井巷的风速不符合《规程》规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表。 矿井下各类巷道的适宜风速一般为：阶段运输大巷：4.5~5.0m/s；轨道上(下)山、运输上(下)山：3.5~4.5m/s；回风上(下)山：4.5~5.5m/s；区段运输平巷(顺槽)：3.0~3.5m/s；区段回风平巷(回风顺槽)：4.5~5.5m/s；阶段回风大巷、总回风巷：5.5~6.5m/s。 表6 巷道风速校验表 巷道名称 断面m2 容易时期 困难时期 适宜风速m/s 允许风速m/s 备注 风量m3/s 风速m/s 风量m3/s 风速m/s 最小 最大 副井 12.5 48.8 3.944 48.8 3.944 — 8 井底车场 12.5 48.8 3.944 48.8 3.944 运输大巷 12.5 48.8 3.944 48.8 3.944 4.5~5.0 0.25 6 运输上山4－5 10.2 27.19 3.422 30.43 3.745 0.25 6 运输上山5－6 10.2 18.665 2.333 18.665 2.333 0.25 6 运输平巷6－7 9.51 17.05 2.330 17.05 2.330 3.0~3.5 0.25 6 工作面 11.36(易) 10.0(难) 17.05 2.216 17.05 2.216 0.25 4 回风平巷 9.51 17.05 2.330 17.05 2.330 4.5~5.5 |— 8 回风大巷 10.2 48.8 4.833 48.8 4.833 5.5~6.5 — 8 专用回风下山9～13 10.2 32.04 3.030 4.5~5.5 0.25 6 专用回风下山13～14 10.2 45.138 4.573 4.5~5.5 0.25 6 专用回风上山14-15 10.2 48.8 4.833 4.5~5.5 0.25 6 风井 11.6 48.8 4.25 48.8 4.25 — 15 《规程》规定的风速限定值见表7所示。 表7 风速限定值 井巷名称 最低允许风速(m/s) 最高允许风速(m/s) 无提升设备的风井和风硐 — 15 专为升降物料的井筒 — 12 风桥 — 10 升降人员和物料的井筒 — 8 主要进、回风巷道 — 8 架线电机车巷道 1.0 8 运输机巷道、采区进、回风巷道 0.25 6 采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷 0.25 4 掘进中的岩巷 0.15 4 其它通风行人巷道 0.15 — 注1：设有梯子间的井筒或修理中的井筒，风速不得超过8m/s，梯子间四周经封闭后，井筒中的最高允许风速可按表中有关规定执行。 注2：无瓦斯涌出量的架线电机车巷道中的最低风速可低于1.0m/s，但不得低于0.5m/s。 注3：综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速可高于4m/s的规定值，但不得超过5m/s。 注4：专用排瓦斯巷道的风速不得低于0.5m/s，抽放瓦斯巷道的风速不应低于0.5m/s。 (1) 风量分配 容易时期 副井: 48.8 井底车场: 48.8 运输大巷: 48.8 运输上山4－5: 48.8-5-1.62×4-10.13=27.19 运输上山5－6：27.19-8.525=18.665 运输平巷6－7：18.665-1.62=17.05 工作面： 17.05 回风平巷： 17.05 回风大巷 48.8 风井 48.8 困难时期 副井 48.8 井底车场 48.8 运输大巷 48.8 运输上山4～5 48.8-5-1.62×2-10.13=30.43 运输上山5～6 30.43-1.62×2-8.525=18.665 运输平巷6～7 18.665-1.62=17.05 工作面7～8 17.05 回风平巷8～9 17.05 专用回风下山9～13 17.05+1.62×4+10.13=33.66 专用回风下山13～14 33.66+8.525+1.333+1.62=45.138 专用回风上山14-15 48.8 回风大巷15-10 48.8 风井10-11 48.8 第三章、矿井通风阻力计算 在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。 第一节 计算原则 1、在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般，可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上(分最容易和最困难时期)，从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力(h阻易、h阻难)。如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出其中最大值。 如果矿井服务年限较长，则只计算头15～25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。 2、为了经济、合理、安全地使用主要通风机，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400Pa，有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。 第二节 矿井通风阻力计算 沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：h h摩=a·L·U·Q2/S3 (Pa) 式中：L、U、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m2)；  a——摩擦阻力系数，可查阅《煤矿通风与安全》一 书 关于书的成语关于读书的排比句社区图书漂流公约怎么写关于读书的小报汉书pdf 的附录； Q—— 各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿 (即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值，m3/s。  将以上计算结果填入表7中。 其总和为总摩擦阻力∑h摩，即是： ∑h摩 =h1-2+h 2-3+……+h-n-(n+1)(Pa ) 式中：h1-2、h2-3、……为各段井巷之摩擦阻力，Pa。 因此，全矿总阻力为： (1)通风容易时期的总阻力h阻易为： h阻易=1.2∑h摩易 (2)通风困难时期的总阻力h阻难为： h阻难=1.15∑h摩难 式中：1.2、1.15——考虑到风路上有局部阻力的系数。 容易时期 巷道各段序号 巷道名称 支架形式 A 净断面 R (NS2/m8) 风量Q(m3/s) h摩(Pa) V(m/s) α×104 (NS2/m4) L (m) U (m) S (m2) 1～2 副井 砌碹 33 782 13.576 12.5 0.0207 50.7 53.209 4.056 2～3 井底车场 锚喷 59 1000 13.576 12.5 0.0556 50.7 142.919 4.056 3～4 运输大巷 锚喷 93 1500 13.576 12.5 0.1251 50.7 321.568 4.056 4～5 运输上山 锚喷 220 850 12.264 10.2 0.2112 29.811 187.693 2.923 5~6 运输上山 锚喷 220 850 12.264 10.2 0.2112 20.431 88.160 2.003 6～7 运输平巷 U型钢支护 135 750 12.829 9.51 0.2405 18.741 84.470 1.971 7～8 工作面 液压支架 230 150 13.155 10 0.0310 18.741 10.888 1.650 8～9 回风平巷 U型钢支护 160 750 12.829 9.51 0.1678 18.741 58.936 1.971 9～10 回风大巷 锚喷 75 850 12.264 10.2 0.1456 50.7 374.263 4.971 10～11 风井 砌碹 70 120 13.079 11.6 0.00603 50.7 15.500 4.371 局部阻力 267.52 合计 1605.13 困难时期 1～2 副井 砌碹 38 782 13.576 12.5 0.0207 50.7 53.209 4.056 2～3 井底车场 锚喷 33 1000 13.576 12.5 0.0556 50.7 142.919 4.056 3～4 运输大巷 锚喷 59 1500 13.576 12.5 0.1251 50.7 321.568 4.056 4～5 运输上山 锚喷 93 850 12.264 10.2 0.2112 330191 232.667 3.254 5~6 运输上山 锚喷 220 850 12.264 10.2 0.2112 20.431 88.16 2.003 6～7 运输平巷 U型钢支护 220 750 12.829 9.51 0.2112 18.741 84.47 1.971 7～8 工作面 液压支架 135 150 13.155 10 0.2405 18.741 15.946 1.874 8～9 回风平巷 U型钢支护 230 750 12.829 9.51 0.0454 18.741 58.936 1.971 9～13 专用回风下山 锚喷 160 440 12.264 10.2 0.1678 33.941 46.886 3.328 13～14 专用回风下山 锚喷 110 410 13.079 10.2 0.0404 48.034 93.214 4.709 14-15 专用回风上山 锚喷 110 850 12.264 10.2 0.0786 50.7 202.041 4.971 15— 10 回风大巷 锚喷 75 850 12.264 10.2 0.0825 50.7 212.065 4.971 10— 11 风井 砌碹 70 120 13.079 11.6 0.00603 50.7 15.5 4.371 局部阻力 235.14 合计 1802.7 第四章、主要通风机选型 第一节 选择主要通风机 本矿井为高瓦斯矿井，考虑压人和抽出通风方式的优缺点及轴流式通风机和离心式通风机的优缺点。本设计矿井冬，夏季自然风压都取50 pa 初步选择轴流式通风机采用抽出通风方式通风。 1、确定主要通风机的风量 （1）容易时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿， 对于抽出式： Q扇=(1.05～1.10)Q矿 (m3/s) 式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。 此处取1.05 Q扇=1.05×48.8=51.24(m3/s) （2）困难时期时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿， 对于抽出式： Q扇=(1.05～1.10)Q矿 (m3/s) 式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。 此处取1.05 Q扇=1.05×48.8=51.24(m3/s) 2、确定主要通风机的风压 轴流式通风机： 容易时期 h扇易＝h阻易十hd一HN 困难时期 h扇难＝h阻难十hd十HN 式中： hd——通风机装置阻力，Pa。此处取150pa 所以 容易时期 h扇易＝h阻易十hd一HN=1250.23＋150－50=1350.23 pa 困难时期 h扇难＝h阻难十hd十HN=1582.42＋150＋50=1782.42 pa 观察BDNo-20通风机特性曲线图知，其可满足要求,在其风量坐标51.8 做Q轴垂线，在风压坐标1207.1。 1817.7点分别做Q轴平行线，分别Q轴垂线于A. B两点，有图可见，此两个工况点均在合理工作范围内，故选BDNo-20通风机 3、求通风机的实际工况点 1）计算通风机的工作风阻 R易= h扇易/ Q扇2 R难= h扇难/ Q扇2 即： R易=1350.23÷51.242=0.5142 R难=1782.42÷51.242=0.6800 在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点 A/, 即为实际工况点A/。和B/沿风阻曲线上移一级得容易时期和困难时期风机实际工况点A和B。由图可见，两个工况点均在合理工作范围内 容易时期应在安装角θ较小的情况工作，困难时期应在安装角 θ较大的情况下工作。 第二节 选择电动机 1、根据通风容易和通风困难两个时期实际工况点计算主要通风机的输入功率 式中：h扇易’、 h扇难’ 、Q扇’均为实际工况点的对应参数 η——风机效率，可在风机特性图上查得。 所以:N扇入易=(53.6×1455) ÷(1000×0.77)=101.3(KW) N扇入难=(53×1915)÷(1000×0.84)=120.8(KW) 2、由通风容易通风困难两个时期主要通风机输入功率，计算电动机的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。 当主要通风机的输入功率在通风容易时期为 N扇入易 与困难时期的N扇入难相差不大时，即N扇入易≥0.6N扇入难时，则两个时期都用一种较大功率的电动机。其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入分别用下式计算： ( kW ) 式中：η转 ——传动效率，直接传动时，η转 =1 ； ( kW ) 式中：1.10～1.15——电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取1.15，对于轴流式主要通风机取1.10； η电——电动机效率，一般取0.9～0.95，此处取0.93。 因101.3＞120.8×0.6=72.8 所以 N电出=120.8÷1=120.8 N电入=(1.1×120.8) ÷0.93=142.88（kw） 查《电动机技术手册》合适的电动机为：JS－400S2－8 功率160Kw 转数740r/min 效率91.功率因数0.85. 第五章、概算矿井通风费用及评价 第一节、吨煤的通风电费 吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下公式计算 式中：E——主要通风机年耗电量，元/t； D——电价，元； T——矿井年产量，t； If——矿井主要通风机年耗电量；通风容易时期和困难时期共选一台电动机时： 式中：ηe ——主要通风机电动机效率，取0.90； ηc——传动效率，直接传动时取1.0； ην——变压器的效率 取0.80； ηH ——电线的输出功率 取0.95 If=(142.8×365×24)÷(0.9×1×0.8×0.95)=1829866.7 Ia——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量 Ia=（42×365×24）÷（1×1×0.8×0.95）=509584.5 E=｛1×（1829866.7＋509584.5）｝÷900000=2.60（元/t） 第二节、矿井通风评价 矿井等积孔、总风阻 R矿易=h阻易/Q2扇 R矿难=h阻难/Q2扇 式中：R矿易、R矿难——容易时期和困难时间的全矿总风阻，Ns2/m8 R矿易=1350.23÷48.82=0.5670 R矿难=1782.42÷48.82=0.7485 式中： A矿易 、A矿难 ——容易时间、困难时期全矿通风等积孔，m2 A矿易=（1.19×48.8）÷1250.231/2=1.64 A矿难=(1.19×48.8)÷1582.421/2=1.46 矿井通风难易程度评价见依据见表8 表8 等积孔（㎡） 风阻 Ns2/m8 矿井通风阻力等级 矿井通风难易程度评价 <1 >1.44 大阻力矿 难 1-2 1.44-0.36 中阻力矿 中 >2 <0.36 小阻力矿 易 容易时期和困难时期矿井通风难易程度都为中等。 _1296743612.unknown _1296824133.unknown _1296830648.unknown _1306651743.unknown _1306668538.unknown _1307190689.unknown _1306653380.unknown _1306571177.unknown _1296824160.unknown _1296824985.unknown _1296828863.unknown _1296824146.unknown _1296743898.unknown _1296824062.unknown _1296743950.unknown _1296743892.unknown _1238185100.unknown _1238186318.unknown _1238188389.unknown _1296742848.unknown _1238188268.unknown _1238187019.unknown _1238186205.unknown _1238184429.unknown _1238184908.unknown _1238025248.unknown _1238183996.unknown _1238025037.unknown