鐵法局小康礦初步設計說明書采礦畢業設計-資料下載頁

　　

【正文】 采用壓入式通風，一般新礦井的通風方式多選用中央并列式，中央邊界式和兩翼對角式。①中央并列式：出風井與進風井大致并列于井田的中央，它適用于煤層傾角較大，走向小于4千米的井田，而且瓦斯、自燃發火都不嚴重的礦井，特點是：初期的投資少，采區生產集中，并便于管理，節省風井工業場地，占地少，比在井田邊界風井壓煤少，但進出風井之間漏風大，風的路線長，阻力就大，工業廣場噪音大。②中央邊界式：進風井和出風井一個位于井田的走向中央，一個位于井田淺部邊界，沿走向的中央，在沿傾斜方向上，出風井和入風井相隔一定的距離。這種方式適用于煤層傾角小，埋藏淺，走向長度不大，而且瓦斯、自燃發火期都比較嚴重的礦井，其特點是：比中央并列式安全性好，通風阻力小，內部漏風少，有利于對瓦斯、自燃發火進行管理，工業廣場沒有噪音影響，但占用一個風井場地，壓煤較多。③對角式：其進風井與回風井一個位于井田走向中央，兩個位于沿傾斜方向的淺部，沿走向的邊界附近。它適用于煤層走向大于4千米，井田面積大，產量較高的礦井。其優點與中央并列式正好相反，比中央邊界式安全性還要好的，但初期的投資大，建井工期長，對于有瓦斯突出或煤與瓦斯突出的礦井應采用對角式的通風系統。本井田走向平均5000米，傾向平均5000米，為了便于生產集中，管理方便，節省風井場地，所以采用了中央并列式的通風方式。：主要通風機的選擇有三種：壓入式、抽出式、壓抽混合式。（1） 壓入式：主要通風機安設在進風井處，整個進風系統都處在高于當地大氣壓的氣壓狀態。其漏風是從礦井內向礦井外漏風的。一旦風機因故停止轉動，井下空氣絕對靜壓有所下降，可能在短期內引起礦井絕對瓦斯涌出兩倍大，一般認為不宜在高沼氣的礦井使用。（2）抽出式：主要通風機設在回風處，整個通風系統處在低于當地大氣壓的負壓狀態。當礦井與地面間存在漏風通道時，地面空氣回漏向井下，當存在老窯時，還會把積存的有害氣體抽到井外。同時使工作面的有效風量減少。（3）壓抽混合式在礦井入風處設通風機作壓入式工作，回風處通風機作抽出工作，通風系統的進風處處在正壓，回風處處在負壓，該方式需要的設備很多，管理起來也很復雜。 通過以上分析及基于本礦自身因素的考慮，借鑒相鄰礦井的經驗，應選擇抽出式通風方法。 本礦屬低沼氣礦井，以下工作面能夠有良好的氣候條件作為供風的依據，用下式計算礦井總風量： Q=Tqk 式中：T—礦井平均日產量 ， t/d q—是從工作面能夠有良好的氣候條件為出發點，而得出的對于日產量中每一噸煤的供風標準，通過實際調查統計得出q=1m/min/t/d k—風量備用系數，即k=k1k4k5k6,~，可以根據新建礦井的條件，查表得出具體數值。根據所得數據計算 Q=Tqk =40001 =（立方米/分） ≈（立方米/秒）1）掘進工作面所需風量Qbi=100qch4bikbi =100 =768（立方米/分）≈13（立方米/秒）Qbi=25Ai =258=200（立方米/分）≈3（立方米/秒） 根據以上計算取最大值為768立方米/分，為保證生產接續，安排兩個掘進工作面，則∑Qbi=27681=1536立方米/分=267立方米/秒按最低風速驗算最低風量，煤巷平均斷面9平方米，煤巷Qbi≥15sbi=159=135（立方米/分）按最高風速驗算最高風量：Qbi≤240Sbi=2409=2160（立方米/分）≈36立方米/秒符合要求。3）硐室需風量（1） 火藥庫需風量：80立方米/分（）（2） 采區絞車房需風量70立方米/分（）（3） 采區變電所：70立方米/分（）（4） 充電峒室：150立方米/分（）（5） 則總需風量Qci=80+70+70+150=370（立方米/分）注：剩余風量Qre=Q(Qbi+Qci)=(1576+370)=≈46立方米/秒 先用下式計算回采工作面日產一噸煤所需配給的風量q即q=Qre/(Ta+Ta/2)式中：Ta—各個回采工作面的日產量之和，即 Ta=∑ta ， t/d ta—各個回采工作面的日產量，t/d Ta`—各個備用工作面的計劃日產量之和，即Ta`=∑ta`t/d ta`—各個 備用工作面計劃日產量，t/d根據本礦工作面數據計算 q=Qre/(Ta`+Ta`/2) =(4000+4000/2) =分配給各個回采工作面的風量為：Qa=qta=4000=1840（立方米/分）≈31立方米/秒分配給各個備用工作面的風量為Qa`=qta`/2=4000/2=920（立方米/分）≈15立方米/秒通過以上的計算及驗算，風量分配符合《規程》的有關規定，因此風量分配是合理的。井巷通風總阻力是選擇礦井主扇的重要因素之一，所以在選擇礦井主扇之前必須首先計算井巷通風總阻力。（1）本礦井服務年限為95年，只計算20年以內礦井通風容易和礦井通風困難兩個時期的hrmin和hrmax。（2）通過主扇風量Qf大于通過風井的總風量為：Qf=（～）Q m179。/s式中： —抽出式風井有提升運輸任務時，；則： Qf=3429/60= m179。/s。（3）hrmax一般不超過3000pa。（4）自然分配和按需分配方法計算各區通風阻力。沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式計算各區段井巷的摩擦阻力hfr=ALUQ2/S3 Pa；式中： L，U，S—分別是井巷的長度（m），周邊長（m），凈斷面積（m2）；Q—分配給個井巷的風量，m3/s；α—根據個井巷的支架形式，查得的摩擦系數，NS2/m4。將各段的摩擦阻力累加起來，并考慮適當的局部阻力系數，即算出通風容易和通風困難時期的井巷阻力分別為：hrmin=∑hfrmin==hrmax=∑hfrmax==符合《設計規程》規定，礦井通風設計負壓不超過2940Pa，故設計合理。（1）礦井總風阻：Rmin= hrmin/Q2=()2=Rmax=hrmin/Q2=()2=Amin =Amax=（2）計算等積孔：根據以上計算風阻 Rmin =； Amax =；故通風容易時期屬于中等阻力礦井；Rmax=； Amin=1通常用扇風機的個體特性曲線來選擇，確定通風容易時期和困難時期兩個主扇的工況點。(1)計算通風容易時期的主扇風壓：hfrmin= hrminhηa==式中： hηa—通風容易時期幫助主扇的礦井自然風壓取100Pa。(2)計算通風困難時期主扇的風壓為：hfrmax=hrma+ hηa=+100=式中： hηa—反對主扇風壓的礦井風壓取100Pa。(3)通過主扇的風量： Qf===則工況點（hf,Qf）,容易時為（2634，63）；困難時為（2898，63）2選型：根據以上所得的兩組數據，在扇風機個體特性曲線圖表上選擇合適的主扇。使兩組數據的構成的兩個時期的工況點均落在扇風機個體特性曲線上的合理范圍內。扇風機的個體特性曲線的合理工作范圍：(1)扇風機實際風壓，軸流式扇風機不允許工作點落在馬鞍形區域內，；(2)扇風機動輪轉數不超過額定轉數；(3)軸流式扇風機最大θ為45度；(4)一級動輪軸流式扇風機θ≥10度，二極動輪θ≥15度。綜上所述，確定選擇62A14—，動輪的葉片是扭曲形，共16片，必要時可等分取8塊，葉片運轉使工作點在服務期間內都在高效率范圍內，即在容易時期裝16片，困難時期裝8片，即滿足通風的要求。圖8—1通風困難時期示意圖圖8—2通風容易時期示意圖根據通風容易時期和困難時期的主扇輸入功率計算電動機輸出功率。故通風容易時用小功率電動機，在適當的時候在換功率較大的電動機，并選用異步電動機，輸出功率習慣用比例中項式（平均值）。 Nei=148/=181KW式中：—軸流式主扇時電動機容量系數； ηe—電動機效率，取90%； Neomin=100220=22000 故選擇功率為210KW的JS—137型電動機即可滿足要求。（1）主扇運轉時的耗電量：Imf=(N1+N2)36524/2ηeηvηiηt式中： NN2—一年內最大和最小的主扇輸入功率，取120，100； ηe—主扇電動機效率，； ηv—變壓器效率，； ηi—電線輸電效率，； ηt—傳動效率。則： Imf=(20+100)36524/21 =由于掘進通風采用電動機功率為28W的JBT—62型局扇，共兩臺，則耗電量為：Ief=2N36524/2ηeηvηiηt式中： N—局扇輸出功率，取28KW； ηe—主扇電動機效率，； ηv—變壓器效率，； ηi—電線輸電效率，； ηt—傳動效率。則： Ief=717281KWh/a由以上可得一年內總耗電量為： I總= Imf+ Ief=1408772+717281=2126053KWh/a（2）噸煤耗電量的計算： I= I總/A式中： A—礦井生產能力； I—噸煤通風分擔耗電量。則： I=2126053/1500000=則每噸煤的通風電費E為： E=ID式中： D—每度電的價格，（KWh）則： E==本礦井為低沼氣礦井，2個煤層穩定，為了保證安全生產，設計本著“預防為主”針對井下發火，煤塵爆炸，瓦斯爆炸等重大災害提出了相應的防治措施。（1）井底車場，主要大巷及機電設備，硐室均采用不燃材料支護；（2）在井下主要巷道安裝了自動監測裝置及消防注水系統；（3）火災隱患嚴重地點（井口、機電硐室）分別裝置消火栓滅火器；（4）在個井風口設有放火門，機電設備硐室設有放火柵欄兩用門；（5）井下膠帶輸送機均使用阻燃性膠帶，各膠帶大巷機頭硐室設有自動滅火系統；（6）扇風機和井下設有反風裝置，必要時可進行局部或全礦井反風；（7）礦井生產期間，必須有專人負責，檢查和維護井上、下安全設施，保證其完好無損，符合要求。1減少生產運輸中煤塵在空氣的浮塵量；（1）加強通風管理；（2）噴霧灑水和清洗巷道。（3）防止煤塵引燃；（4）限制煤塵爆炸范圍擴大。（1）礦井有完整的通風系統，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地點均按規定配有足夠的風量和適應的風速，以沖淡和排除井下涌出的瓦斯；（2）按《規程》規定，井下所有電氣設備及無軌膠輪機車均采用防爆型，嚴禁不設防爆設備；（3）井下采掘工作面均采用獨立的通風；（4）采掘工作面和瓦斯增高處設置瓦斯報警儀；（5）生產中，加強通風管理，保證風量。當工作面發生瓦斯事故時：工作面→運輸順槽→軌道上山→井底軌道大巷→井底車場→副井→地面9礦井運輸與提升礦井運輸與提升是礦井生產中十分重要的環節，因此要合理的確定礦井運輸提升系統，正確地選擇和計算礦井各環節的運輸與提升設備，以保證設計礦井的經濟性和合理性。本設計礦井的生產能力為120萬噸/年，平均日產量4000噸，井田走向長度為4000米，礦井提升工作制度為14小時/日，年設計工作日為300天。大巷內采用皮帶為主運輸，輔助運輸采用單軌吊，由10噸架線電機車牽引。采區內運煤采用皮帶運輸機，采區的煤炭由采區煤倉直接經轉載機轉載，由皮帶運輸機運往井底，采區輔助運輸軌道上山采用單軌吊，采區內部的采面運輸中，工作面、順槽分別采用刮板輸送機和皮帶運輸機，層間聯絡巷也采用皮帶運輸。已知在傾角8176。的采區斜巷向下運煤、上山長度在1800m，敷設皮帶長度在1800 米左右。采區生產率A=TK/（Nt）=4000（63）=（噸/小時）式中： t ——采煤機正常工作時間，取t=6小時 N ——采煤班個數 T ——采區平均日產量，T=4000噸 K ——工作面運輸不均衡系數，取K=取煤炭在皮帶上的煤積角為18176。，選用SSG1000/2*132伸縮帶式輸送機，作為帶區斜巷的煤炭運輸設備，其運輸能力為400噸/小時，帶速為2米/秒，電動機功率為132千瓦和132千瓦。下面求為滿足帶速要求的皮帶進行驗算：由《固定機械》中式1—3—8可得V=A/（KCrBr）=（59111）=（米/秒）2米/秒 式中： K —斷面系數，取K=591 C —傾角系數，取C=1 B —帶寬，取B= r —煤的散落容重，取r=1噸/立方米由此可以看出所選皮帶的速度可以滿足要求。依據：由輔助運輸工作量—矸石占產量的20%，掘進煤量占產量的15%，坑土、支架、軌道等占產量的5%，分別為800噸/日，600噸/日，200噸/日。帶區斜巷長度為1800米，傾角為8176。因距離較大，因此選用單軌吊進行帶區輔助運輸。采煤機械化要求輸送機除了完成運煤、清理機道浮煤外，還要求它能在輸送機上設置電纜卷和水管等裝置、采煤機的牽引裝置并且要求溜槽耐磨同時具有可彎曲性。選用S