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平煤八矿 通风设计完整版

中国矿业大学矿井通风课程设计任务书

平煤八矿120万t/a新井通风设计

中国矿业大学安全工程学院

二〇一三年十二月

目录

平煤八矿120万T/A新井通风设计 (1)

1矿井设计概况 (1)

1.1矿区概述及井田地质特征 (1)

1)矿区概述 (1)

2)井田地质特征 (1)

3)煤层特征 (1)

1.2井田开拓 (1)

1)井田境界与储量 (1)

2)矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 (1)

3)井田开拓 (2)

1.3巷道布置与采煤方法 (3)

1)带区巷道布置及生产系统 (3)

2)采煤方法 (3)

3)回采巷道布置 (3)

4)部分井巷特征参数 (3)

2 矿井通风系统拟定 (4)

2.1矿井通风系统的基本要求 (4)

2.2矿井通风方式的选择 (4)

1)选择通风方案的考虑因素 (4)

2)矿井通风方案 (4)

2.3矿井通风方案技术经济比较 (6)

1)技术比较: (6)

2)经济比较: (6)

2.4矿井通风机工作方法 (6)

3 采区通风 (8)

3.1采区通风系统 (8)

3.2回采工作面通风方式 (8)

1)工作面通风系统 (8)

2)回采工作面上下行通风 (9)

3.3通风构筑物 (10)

4 掘进通风 (11)

4.1掘进通风方法的选择 (11)

1)压入式通风 (11)

2)抽出式通风 (12)

3)混合式通风 (12)

4)压入式通风与抽出式通风优缺点比较 (12)

4.2掘进工作面风量的计算 (13)

1)按瓦斯涌出量计算 (13)

3)按风速进行验算 (14)

4.3掘进通风设备选型 (14)

1)风筒的选择 (14)

2)局部通风机风量 (16)

3)局部通风机工作风压 (16)

4)局部通风机的选择 (17)

4.4掘进通风机技术管理和安全措施 (17)

1)保证工作面有足够的新鲜风流 (17)

2)保证局部通风机的安全运转 (17)

3)局部通风机的管理工作 (17)

5 矿井风量计算与分配 (18)

5.1矿井总风量计算 (18)

1)井下同时工作的最多人数计算 (18)

2)按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算 (18)

(2)矿井硐室及其他巷道所需风量 (20)

3)矿井总风量的计算 (21)

4)按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算 (21)

5.2矿井风量分配 (21)

1)矿井风量分配的原则与方法 (21)

2)矿井风量分配的依据 (22)

3)矿井风量分配 (22)

4)风速验算 (23)

6矿井通风阻力计算 (25)

6.1矿井通风总阻力计算原则 (25)

6.2矿井通风总阻力计算 (25)

1)通风路线的确定 (25)

2)矿井通风阻力计算方法 (25)

3)通风容易时期矿井总阻力计算 (27)

4)通风困难时期矿井总阻力计算 (28)

6.3等积孔的计算 (29)

1)容易时期 (29)

2)困难时期 (29)

7矿井通风设备选型 (31)

7.1风机选择原则 (31)

7.2风机风压计算 (31)

7.3查找风机并选型 (31)

7.4通风机的输出功率 (32)

7.5电动机的选择及功率计算 (33)

8 矿井通风费用概算 (34)

1)主要通风机年耗电费 (34)

2)局部通风机的年耗电费 (34)

8.2通风设备的折旧费和维修费 (35)

1)通风设备折旧费 (35)

2)设备维护费 (35)

8.3通风员工工资费用 (35)

8.4吨煤通风成本 (35)

9.结论 (36)

参考文献 (36)

1矿井设计概况

1.1矿区概述及井田地质特征

1)矿区概述

煤八矿位于平顶山矿区东部,北依焦赞山,南临程平路,东与许昌襄城县毗连,距市区十二公里,属平顶山卫东区管辖。井田东以沙河为界,西与十二矿相邻,南以各煤组露头为界,北部以该矿丁、戊、己煤层底板等高线为界。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。

2) 井田地质特征

井田东西走向长为7.01公里,南北倾斜宽约为3.36公里,煤层倾角平均为150,煤厚平均4.27米,井田面积约为23.55平方公里。

3) 煤层特征

井田主要可采煤层有丁5-6、戊9-10、己15、己16-17四层,四层主采煤层总厚度为11.62米,可采系数1.47%。本设计中只涉及到戊9-10煤层,厚度3.0~4.5米,平均厚度4.27米。具体参见图1 综合地质柱状图。根据精查地质报告的瓦斯地质资料,矿井为低瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出5.596m3/min,相对涌出量1.788m3/t。该矿开采煤层属于自燃发火煤层,各煤层均具有自燃发火危险性,自燃发火期为1~3个月。

1.2 井田开拓

1) 井田境界与储量

矿井地质资源量:戊9-10煤143.08(Mt),矿井工业储量133.071(Mt),矿井可采储量99.4(Mt),本矿井设计生产能力为120万t/年。工业广场的尺寸为320m×450m的长方形,工业广场的煤柱量为512 (万t)。

2)矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

本矿井设计生产能力按年工作日300天计算,设计采用“三八”工作制,每天三班作业,即二班生产,一班准备,每班净工作时间为8小时。净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为120万吨/年,矿井服务年限为55年。

煤段己

煤段戊

煤段丁煤段丙煤段乙煤段甲煤段寒武系

石炭系崮山组

太原组山西组下石盒子组上

石盒子组系

迭二

古>100778514887

86182

130

120

(m )庚20己15己16-17戊8戊9-10丁5丁6

丙3白云质

砂岩大占砂

岩砂锅窑

砂岩

田家沟 砂岩平顶山 砂岩由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成,含可采煤层丁5、丁6

由泥岩、砂质泥岩、砂

岩及煤层组成,含可采

煤层戊8、戊9-10由泥岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤组成

由泥岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤组成由泥岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤组成

厚层状白云质石灰岩

由泥岩、砂质泥岩、砂

、石灰岩和薄煤组成,

底部为铝土泥岩

由泥岩、砂质泥岩、砂 岩及煤层组成,含可采

煤层己15、己16-17厚层状、中粗粒长石石英砂岩

段组系界岩性描述

标志层 名称

煤层编号地层柱状

厚度 地层单位

图1 综合地质柱状图

3)井田开拓

工业场地的位置选择在主、副井井口附近,即井田中下部。采用立井开拓,井筒置于工业场地之中。 本矿井采用双立井-550m 单水平上下山开采。单水平开采本设计的开采水平设在井田中央的-550米,集中大巷布置在-550m 水平开采范围-250~-850m 。

主立井采用箕斗提煤;副立井采用罐笼提升矸石,升降人员、设备、材料。为了均衡矿井初期和后期的生产运输量,缩短通风网路,决定将井筒的位置设于井田中央的位置,采用立井开拓方式开凿二个立井,即主井、副井。

设计主要开拓大巷均布置于煤层底板岩层中,锚喷支护,考虑通风要求,适当加大断面。其断面均采用半圆拱型,大巷布置在各层煤下部的岩石中便于维护。

矿井为立井开拓,煤炭由运输大巷运至井底煤仓,后经箕斗提升运至地面;物料经副井运至井底车

场,经井底车场由电机车牵引运到采(带)区;少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。

1.3巷道布置与采煤方法

1)带区巷道布置及生产系统

采区(一采区)倾斜长度为1628m,区段平巷采用单巷布置,在回采下区段时,采用留小煤柱的沿空掘巷。

首采带区工作面长度取215m,区段上平巷为4.5m,下平巷宽度为4.5m,区段小煤柱宽度约8m。根据八矿现场实测数据,工作面平均气温为22℃。

开采首采区(一采区)时,采用沿空掘巷准备下一个工作面的回采巷道,为工作面接替做好准备。待首采区(一采区)全部采完后,第二个工作面已经准备出来,可以投入生产。依次类推。按照区段的顺序进行开采,开采顺序如下:一采区→三采区→五采区→二采区→四采区→六采区。

2) 采煤方法

主采煤层选用综采开采工艺,走向长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数,选用MXA-300/3.8D型双滚筒采煤,平均采高3.35m。前刮板输送机采用SGZ-830/630,后刮板输送机采用SGZ-764/500。采煤机截深0.6m,其工作方式为双向割煤,追机作业,工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。

3)回采巷道布置

工作面回采巷道采用单巷布置;两平巷设计均为矩形断面,断面13.8m2采用沿空掘巷施工。采用1000 mm宽的胶带输送机运煤;无极绳绞车斜巷运料、运设备;辅助运输巷铺设轨道,通过设备车辆。

4)部分井巷特征参数

2 矿井通风系统拟定

2.1矿井通风系统的基本要求

(1)每一矿井必须有完整的独立通风系统。

(2)进风井口应按全年风向频率,必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。

(3)箕斗提升井或装有胶带运送机的井筒不应兼做进风井,如果兼做进风井使用,必须采取措施,满足安全的需要。

(4)多风机通风系统,在满足风量按需分配的前提下,各主要通风机的工作风压应接近,当通风机之间的风压相差较大时,应减小共用风路的风压,使其不超过任何一个通风机风压的30%。

(5)每一个生产水平和每一采区,都必须布置回风巷,实行分区通风。

(6)井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流,回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。

(7)井下充电室必须用单独的新鲜风流通风,回风风流应引入回风巷。

2.2矿井通风方式的选择

1)选择通风方案的考虑因素

选择任何通风方式都需要符合投产较快\出煤较多\安全可靠和技术经济合理等原则.选择矿井通风方式时,应考虑一下两种因素:

①自燃因素:煤层赋存条件\埋藏深度\冲击层深度\矿井瓦斯等级.

②经济因素:井巷工程量\通风运行费\设备装备费.

2)矿井通风方案

通风方式一般可分为中央式,对角式,混合式三种。现分别分析如下,并从技术和经济两方面比较其优缺点,择优选用。

2.3矿井通风方案技术经济比较

1)技术比较:

中央边界式使用于走向不大的矿井(井田长度小于4Km,该矿井井田走向长度7.01Km ),两翼对角式适合于走向较大、井型较大的矿井,与中央边界式相比,安全性更好,多一个通往地面的安全出口,发生事故时两翼不相互影响,便于控制通风,阻力较小。排除中央并列式。 2)经济比较:

因进风、采掘、运输部分所需费用相差不大,主要考虑回风部分的费用。

风井的断面为19.632

m ,总回风平巷的断面为15.432

m ,故假设开掘1m 总回风平巷需5000元,1m 风井需6500元,两翼对角式风机一台200万元,中央边界式风机一台300万元。

故在不考虑通风电费和井巷的维修费的条件下 采用中央边界式通风系统时回风部分的费用为: 1245×2×0.5+(165+150)×0.65+300=1749.75万元 采用两翼对角式通风系统时回风部分的费用为: (165+150)×0.65×2+200×2=809.5万元 综上分析,应选用两翼对角式的通风方式。

2.4矿井通风机工作方法

确定主要通风机的工作方法并做技术比较:

主要通风机的工作方式有抽出式、压入式和压抽混合式。

采区通风必须满足《煤矿安全规程》的规定。每一个生产水平和每一个采区,都必须布置回风道,实行分区通风。回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。对于煤层倾角大的回采工作面应采用上行通风。采煤工作面和掘进工作面的进风和回风,都不得经过采空区和冒落区。

表2—2

抽出式:主要通风机安设在回风井口,在抽出式主要通风机的作用下,整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时,井下风流的压力提高,比较安全。

压入式:主要通风机安设在入风井口,在压入式通风机的作用下,整个矿井通风系统处在高于当地大气的正压状态。在冒落裂隙通达地面时,压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外停止漏出。当主要通风机运转时,井下风流的压力降低。采用压入式通风时,须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物,使通风管理难度加大,且漏风严重。

所以,通过比较并且考虑到该矿井为高瓦斯矿井,选择抽出式通风,通风管理较容易,安全可靠性好。

3 采区通风

采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元,也是采区生产系统的重要组成部分,它包括采区进、回风和工作面进、回风巷道的布置方式、采区通风路线的连接方式。以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容。它主要取决于采区巷道不知和采煤方法,同时满足全矿通风的特殊要求、采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配,发生事故时的风流控制,生产的顺利完成,而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。

在通风系统中,要能保证采区风流的稳定性,尽量避免角联风路,尽量减少采区漏风,新鲜风流在风路上加热和污染的程度小,回采工作面和掘进工作面都应该独立通风,采区布置独立的回风道,实行分区通风。采区通风系统要保证质量,安全可靠,又要经济合理。

3.1采区通风系统

采区的通风方式分为两种,一种为轨道上山进风,运输上山回风;另一种为运输上山进风,轨道上山回风。现对二者进行技术比较:

表3-1 技术比较表

m/min,相对瓦斯涌出量为通过以上技术比较,结合该矿的实际情况,本矿井瓦斯绝对涌出量 5.5963

m/t,矿井瓦斯等级应定为瓦斯矿井,结合实际条件,确定在一个采区布置两条上山,一条运1.17883

输上山,一条轨道上山,轨道上山和运输上山均兼做进风井,风流由两风井进入后在上山上部汇入轨道上山。各采煤工作面以及掘进工作面采用轨道上山进风,回风上山回风的通风方式,运输上山仅进少量风流,供行人和维修使用。这样布置的优点是采用轨道上山和运输上山兼做进风井,减少了风井掘进工程量,提高斜巷的利用率,在运输上山上部设置风门使进风流汇入轨道上山,运输上山的风速较小,不致激起煤尘,也使轨道上山风速不致太大,车辆通过方便。

3.2回采工作面通风方式

1)工作面通风系统

工作面的通风方式因瓦斯涌出量、开采条件和开采技术而异,按工作面近、回风巷的数量和位置,分为以下几种:

表3-2 工作面通风方式对比表

2)回采工作面上下行通风

工作面的风向分为上行通风和下行通风,上行通风和下行通风是根据风流方向和煤层倾角的关系而言,利用下表进行对比:

表3-3工作面风向选择对比表

由于上行通风稍优于下行通风,且根据该矿的实际情况,确定回采工作面为上行通风。

3.3通风构筑物

为了保证井下各个用风地点得到所需风量,在通风系统中设置一些通风构筑物,用以控制风流的方向和流量,该矿井回采工作面所用的通风构筑物如下:

①风桥:在进风与回风平面相遇的地点设置风桥,构成立体交叉风路,使进风与回风分开,

互不相混。

②密闭:在需要堵截风流和交通的巷道内,须设置密闭。

③风门:在人员和车辆可以通行、风流不能通过的巷道中,至少要建立两道风门,其间距

要大于运输工具长度,以便一道风门开启时,另一道风门是关闭的。风门分为普通风门和自动风门。

4 掘进通风

矿井新建、扩建或生产时,都要掘进巷道,在掘进过程中,为了稀释和排出自煤(岩)体涌出的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘,以及创造良好的气候条件,必须对独头掘进工作面进行通风。而这种井巷只有一个出口,不能形成贯穿风流,故必须采用局部通风机、高压水气源或主要通风机产生的风压等手段向掘进工作面提供新鲜风流并排出污浊风流,这些方法称之为局部通风也称掘进通风。

4.1掘进通风方法的选择

掘进通风方法按通风动力形式不同可分为局部通风机通风、矿井全风压通风和引射器通风。

利用矿井全风压通风不需增设其它动力设备,直接利用矿井主要通风机造成的风压对掘进巷道和工作面进行通风。为了将新鲜风流引入工作面并排出污风,必须采用挡风墙、风幛和风筒等导风设施。虽然有安全可靠,管理方便等优点,但要求主要通风机能够提供足够的总风压。当总风压不能满足掘进通风的要求时,借助专门的动力设备对掘进巷道进行局部通风。局部动力设施主要有引射器和局部通风机。引射器通风具有设备简单、安全、水引射器有利于除尘和降温(水温低时)的优点。但产生的风压低,送风量小(20~200 m3/min),效率低,费用高,只有在用水砂充填采煤法的矿井中,才可顺便使用水风扇引射器。因此,这里我们只对局部通风机通风方法进行详细介绍。局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,按其工作方式分为压入式、抽出式和混合式三种。

1)压入式通风

局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧,局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面,污风沿巷道排出。工作面爆破后,烟尘充满迎头形成炮烟抛掷区。风流由风筒射出后,按紊动射流的特性使炮烟被卷吸到射出的风流中,二者掺混共同向前移动。

风流从风筒出口到转向点的距离叫有效射程l j,风筒出口与工作面的距离不能超过有效射程,否则会在工作面附近出现烟流停滞区。压入式风筒出口到工作面的距离l p约为:

l

≤ l j=(4~5),m(S——掘进巷道净断面积,m2) ——(4-1)

p

图4-1压入式通风图

2)抽出式通风

这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧。新鲜风流沿巷道流入,污风通过铁风筒由局部通风机排出。这种通风方式在风筒吸口附近形成一股流入风筒的风流,离风筒越远风速越小,只能在一定距离以内有吸入炮烟的作用,这段距离称为有效吸程l s。在有效吸程以外的炮烟处于停滞状态。因此,抽出式风筒口离工作面的距离l e 应小于有效吸程:

l

≤ l s=1.5S,m ——(4-2)

e

图4-2 抽出式通风图

3)混合式通风

混合式通风的布置如图所示。其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度,抽出式风筒吸风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关。

压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动,与工作面距离保持在40~50米左右。抽出式风筒吸风口应超压入式局部通风机10米以上,同时其风筒吸风口距工作面的距离应大于炮烟抛掷长度,一般为30米左右。

图4-3 混合式通风图

基于以上分析,混合式通风巷道作业环境好,通风效果好,但使用设备多管理不方便,是大断面长距离岩巷掘进通风的较好方式。而回采工作面属于普通断面,短距离岩巷掘进,因此本设计只考虑压入式和抽出式两种方式

4)压入式通风与抽出式通风优缺点比较

(1)压入式通风时,局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中,污风不通过

局部通风机,安全性好;而抽出式通风时,含瓦斯的污风通过局部通风机,若局部通风机防爆性能出现问题,则非常危险。

(2)压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大,可防止瓦斯层状积聚,且因风速较大而提高了散热效果;而抽出式通风有效吸程小,掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。与压入式通风相比,抽出式风量小,工作面排除污风所需时间长、速度慢。

(3)压入式通风时,将掘进巷道涌出的瓦斯排向远离工作面方向;而抽出式通风时,巷道避免涌出的瓦斯随风流流向工作面,安全性差。

(4)抽出式通风时,新鲜风流沿巷道进入工作面,整个井巷空气清新,劳动环境好;而压入式通风时,污风沿巷道缓慢排出,当掘进巷道越长、排污风速越慢,受污染时间就越久。这种情况在大断面长距离巷道掘进中尤为突出。

(5)压入式通风可用柔性风筒,其成本低、重量轻,便于运输;而抽出式通风的风筒承受负压作用,必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒,成本高,重量大,运输不便。 从以上比较可以看出,两种通风方式各有利弊。但压入式通风安全可靠性较好,故在煤矿中得到广泛应用。考虑到该矿的瓦斯浓度,掘进条件和粉尘等因素,本矿适宜采用压入式通风方式。

4.2 掘进工作面风量的计算

1)按瓦斯涌出量计算

根据《矿井安全规程》规定,按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1%的要求计算,即:

100b b b

Q q K =? —(4-2)

式中: Qb —掘进工作面实际需风量,m3/min ; qb —掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量,全矿井瓦斯涌出量为5.596 m3/min ;掘进产煤量占全矿井的10%,则瓦斯涌出量为0.560 m3/min

Kb —掘进工作面的瓦斯涌出量不均匀系数,取2.0; 工作面需风量:

31000.560 2.0112b Q m =??=

2)按人数计算

按每人每分钟所需风量和掘进工作面的最多人数计算工作面所需风量。

N

Q b ?=4 —(4-3)

式中: 4—每人每分钟供给4 m3的规定风量,m3/min ;

N —该掘进工作面同时工作的最多人数,取20人。 故掘进工作面风量:

342080b Q m =?=

3)按风速进行验算

1、每个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的风量不得小于:

3min 0.2560S min Q m =??

式中 S —掘进工作面断面积,13.82m3/min 故掘进工作面最小风量:

3min =0.256013.82=207.3min Q m ??

2、每个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的风量不得大于:

3min 460S min Q m =??

式中 S —掘进工作面断面积,13.82m3/min 故掘进工作面最大风量: 3max =46013.82=3316.8min Q m ?? 则矿井掘进巷道风量的范围是:

33207.3/min 3316.8/min m Q m ≤≤

由以上两中方法计算的掘进巷道所需风量最大值为:

380min b Q m =

由风速验算可知,Q=80 m3/min 。不符合要求,根据风、风速验算取矿井的风量取300

4.3掘进通风设备选型

1)风筒的选择

风筒按其材料力学性质可分为刚性和柔性两种。刚性风筒是用金属板或玻璃钢材料制成。玻璃钢风筒比金属风筒轻便、抗酸、碱腐蚀性强、摩擦阻力系数小。柔性风筒是应用更广泛的一种风筒,通常用胶布、橡胶、塑料制成。其最大优点是轻便、可伸缩、拆装运搬方便。由2.5.1节可知,本矿井掘

进采用压入式通风,因此综合矿井的局部通风方法和经济因素采用柔性胶布风筒。矿山常用

的风筒直径有300 mm 、400 mm 、500 mm 、600 mm 、800 mm 和1000mm 等规格。当送风距离在200 m 以内,送风量不超过2~3 m3/s ,可用直径为300~400 mm 的风筒;送风距离200~500 m 时,可用直径为400~500 mm 的风筒;送风距离500~1000 m 时,可用直径为800~1000 mm 的风筒。因此风筒选择直径为1000mm 的风筒。

其具体参数见表4.1。

表4-1 风筒规格及接头形式

(1)风筒风阻

风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻,风筒长度为1940m ,则风筒的阻力为:

2

25321225.6s

s n d l R R R R b j ρ

ξρξα∑++=++= , N ·s 2/m 8 (5-2-1) 式中 R ——风筒的总风阻,N ·s 2/m 8;

R 1——风筒的摩擦风阻,N ·s 2/m 8;

R 2——风筒接头处的局部风阻,N ·s 2/m 8; R 3——风筒拐弯处的局部风阻,N ·s 2/m 8;

α——风筒的摩擦阻力系数,N ·s 2/m 4;

l ——风筒长度,1940m ; d ——风筒直径,1m ; n ——风筒的接头数目,194

ξj ——风筒接头的局部阻力系数,无因次; ξb ——风筒拐弯的局部阻力系数,无因次; ρ——空气密度,kg/m 3。

带入数值的:

123

4522

6.535101940 1.2 1.21940.0351120.78520.785

51.72

R R R R -=++???=+??+???= , N ·s 2/m 8 (2)风筒的漏风率

本矿中的掘进进风采用柔性风筒,柔性风筒不仅接头漏风,在其全长(如粘缝、针眼等)都有

漏风,而漏风量随风筒内风压增大而加大。柔性风筒的漏风风量备用系数φ可以根据风筒100 m 长度的漏风率p 来计算。

柔性风筒的漏风率风风量备用系数φ值可用下式计算:

1110000f Q pL Q φ=

=

-

——(4-5)

式中:

Φ—柔性风筒的漏风风量备用系数;

Qf —局部通风机的供风量,m3/min ;

Q0—风筒末端的风量,m3/min ;

P —风筒100m 长度的漏风率,%,百米漏风率可从表4.2中查取; L —风筒总长度,1940m 。

表4.2 柔性风筒百米漏风率p

带入数据,则柔性风筒的漏风风量备用系数为:

1

=1.1320.61940110000

φ=

?-

2)局部通风机风量

(1)局部通风机工作风量Qa :

a h Q Q =Φ ——(4—6) 式中:ψ—风筒的漏风风量备用系数,根据上面的计算取1.132;

Qh —掘进工作面所需风量,m3/min 。

则局部通风机工作风量:

3=1.132300.0=339.6/min

a Q m ?。

3)局部通风机工作风压

压入式局部通风机工作全风压Ht (Pa )为:

Pa

811.042

,D Q

Q RQ H h h a t ρ+= ——(4—7)

式中:

Ht —局部通风机工作全风压,Pa ; R —风筒总风阻,N ·S2/m8; Qa —局部通风机工作风量,m3/s ; Qh —掘进工作面所需风量,m3/s ;

ρ—空气密度,kg/m3;

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