某金矿独头巷道通风时间计算模型
通风计算过程(全)
矿井通风4.9.1 相关安全规程《冶金矿山安全规程》规定:(1)井下采掘工作面进风流中的空气成分(按体积计算),氧气不低于20%,二氧化碳不高于0.5%。
(2)井下所有作业地点的空气含尘量不得超过2mg/ m3,入风井巷和采掘工作面的风源含尘量不得超过0.5mg/m3。
(3)井下作业地点(不采用柴油设备的矿井)有毒有害气体浓度,不得超过表4-18规定的标准。
(4)使用柴油机设备的矿井,井下作业地点有毒有害气体的浓度应符合以下规定:一氧化碳小于50ppm;二氧化碳小于5ppm;甲醛小于5ppm;丙烯醛小于0.12ppm。
表4-18有害气体最大允许浓度(5)井下主溜井等处的污风要引入回风巷,否则必须经过净化达到相关要求时,方准进入其它作业地点。
井下炸药库和充电硐室空气中氢的含量不得超过0.5%,并且必须有独立的回风道。
井下所有机电硐室,都必须供给新鲜风流。
(6)采场、二次破碎巷道和电耙巷道,应利用贯穿风流通风。
(7)矿井所需风量,按下列要求分别计算,并采取其中最大值。
按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得小于4m3;按排尘风速计算风量,硐室型采场最低风速不应小于每秒0.15m;巷道型采场和掘进巷道不应小于每秒0.25m;电耙道和二次破碎巷道不应小于每秒0.5m;箕斗硐室可根据具体条件,在保证作业地点符合国家规定的卫生标准前提下,分别采取计算风量的排尘风速值。
4.9.2 通风方案矿区通风分为两期,前期为平硐开拓系统的通风,后期为竖井开拓系统的通风,现分别对两期通风进行描述如下。
前期通风:前期通风采用对角压入式通风。
新鲜风从1350和1400生产中段进入,经采场人行设备天井进入采场,经采场内的辅助局扇洗刷工作面后污风由上部设备井口的局扇抽入1400和1450回风平巷内,最后再由主扇压出回风平巷口。
后期通风:后期通风采用中央对角抽出式通风。
新鲜风从提升竖井口进入,经各生产中段巷道到达采场人行设备天井,经天井进入采场,洗刷工作面后污风由设备井口的辅助局扇抽至回风系统内,最后经各中段端部回风天井抽出地表。
矿井通风设计相关计算方法
矿井通风相关计算方法1、通风机效率计算:风机效率= 风机功率电机功率电机功率= 3 ×电流×电压×0.8×0.95风机功率= 风量60×负压10002、扇风机轴功率计算:N=h×Q102×ηN:扇风机轴功率,千瓦;h:扇风机全压,毫米水柱;Q:通风扇风机的风量,米3/秒;η:扇风机静效率。
3、扇风机全年电费计算:C=365×24×D×NN:电动机轴功率,千瓦;D:每度电的单价,元/度;4、三心拱巷道S=HB+0.26B2 P=2H+2.326BS:面积,米2; P:周长,米; B:巷道宽,米; H:巷道高,米;5、半圆拱巷道:S=HB-0.108B2 P=2H+1.57BS:面积,米2; P:周长,米; B:巷道宽,米; H:巷道高,米;6、圆形巷道:S= π4×d2P=πdS:面积,米2; P:周长,米; d:巷道直径,米2;7、掘进巷道压入式通风风量计算:Q=7.8t3AV2Q:风管出口处的风量,米3/分; t:爆破后通风时间,分; A:一次爆破的炸药量,公斤; V:巷道体积,米3;8、掘进巷道抽出式通风风量计算:Q= 18tAVQ:风管入口处的吸入风量,米3/分; t:爆破后通风时间,分; A:一次爆破的炸药量,公斤; V:巷道体积,米3;9、调节风窗面积计算:S 0= S0.65+2.63S R 窗S 0:风窗的面积,米2; S:巷道面积, 米2; R 窗:风窗风阻,千缪10、并联巷道风量分配计算:Q 分=Q 总R 总R 分Q 分:并联巷道某一分支巷道风量,米3/分(米3/秒);Q 总:通过全部并联巷道的风量, 米3/分(米3/秒);R 总: 全部并联巷道的总风阻,千缪(缪);R 分: 某一分支巷道风阻,千缪(缪);11、并联巷道风阻计算: R=R 1(R 1R 2 +1) 2 R1,R2小于600缪时选用此公式 R=R 1( R 1R 2 +1)R1,R2大于等于600缪时选用此公式 R:并联巷道总风阻, 缪;R1,R2:两并联巷道风阻, 缪;12、百米巷道风阻计算:R100= a×PS3×100R100:百米巷道风阻,千缪; a:摩擦阻力系数,公斤·秒2/米4;S:巷道面积,米2;P:巷道周长,米;13、自然风压计算:h自=H(r均1-r均2)h自:自然风压,毫米水柱;r均1和r均2:各个井筒内空气平均重率,公斤/米3;14、风流局部阻力计算:h=ξ×V22g×rh:局部阻力造成的风压消耗,毫米水柱;ξ:局部阻力系数;g:重力加速度,g=9.81米/秒2;V:风速,米/秒;r:空气重率,取r=1.2公斤/米3;15、倾斜压差计算:h= h读×r×sinθh:水柱真真读数,毫米水柱;h读:水柱计刻度读数,毫米;r:水柱计用液体比重;θ:水柱计倾斜角度;16、等积孔、风阻、风量、风压计算:A=0.38×Q hR=144 h2h=R×Q2Q:风量,米3/秒;h:负压,mmH2O(1Pa=0.0999mmH2O)R:风阻,缪;A:等积孔,米2;17、风流速压计算h速=V22g×rh速:速压,毫米水柱;V:风流速度,米/秒;r:空气重率,公斤/米3;g:重力加速度,9.81米/秒2;18、相对瓦斯涌出量计算:Q相= Q绝TQ 相:相对瓦斯涌出量,米3/吨;Q 绝:矿井绝对斯涌出量,米3/日; T :矿井日产煤量,吨/日;19、按相对瓦斯涌出量计算风量:Q=q ×T24×60×0.75% Q:风量,米3/分; q :相对瓦斯涌出量,米3/吨;T :产量,吨/日;20、预测深部瓦斯涌出量计算:Q H = H - H 0a +Q 0Q H :在H 深处的相对瓦斯涌出量,米3/吨; a :瓦斯梯度,吨/米2;Q 0:在H 0深处的相对瓦斯涌出量,米3/吨;21、空气含尘量诸计算:n=q 1- q 0c ×t×1000 n :空气中含尘量,毫克/米3; q 0:集尘管原始重量,毫克; q 1:采样后集尘管重量,毫克; c :采样流量,升/分;t :采样时间,分;22、煤层爆炸指数计算:煤层爆炸指数=挥发份%×100 100-灰份%-水份%23、按井下同时工作人数计算风量:Q=4NKQ:风量,米3/分;N:井下同时工作最多人数,K:备用系数。
【精品】矿井通风安全课程设计模板
目录摘要 (2)井田特征及开采、开拓系统 (3)采煤方法和井田开采、开拓 (6)矿井通风系统的确定 (7)矿井风量计算和风量分配 (11)计算矿井通风阻力 (16)选择矿井通风设备 (18)通风费用概算 (22)参考文献 (23)【摘要】矿井通风系统是向矿井工作地点供给新鲜空气、以供给人员呼吸,并稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘,创造良好的矿内工作环境,保障井下作业人员的身体健康和劳动安全。
这种利用机械或自然通风为动力,使地面空气进入井下,并在井巷中做定向和定量的流动,最后将污浊空气排出矿井的全过程称为矿井通风。
包括进、回风井的布置方式,主要通风机的工作方法,通风网络和风流控制设施的总称。
矿井通风设计是矿井设计内容的重要组成部分,是保证安全生产的重要环节,因此必须周密考虑,精心设计,力求实现预期效果。
其设计是否合理对全矿井的安全生产及经济效益具有长期而重要的影响。
【关键词】通风系统风量通风阻力风压通风机1.井田特征及开采、开拓系统1.1井田概况本矿区气候属北方气候。
气候温和,四季明显,日照充足,春秋季短。
该煤系地层为石灰二叠纪,山西统和太原群,井田内无地质构造,埋藏稳定,均为全部可采煤层,地表平坦,有河流等自然地物,井口及工业广场选择不受地形限制,供电等系统良好。
煤层赋存状态表:煤层顶底板岩石性质:1.2矿井采区划分与布置1)M1层与M2层相距50m,设计时只研究M1层的开采通风情况,M2层与M1层类似。
2)把井田划分为2个阶段,每个阶段沿煤层的倾斜方向长度为2309.4m。
3)沿煤层的走向把煤层划分为4个采区,即C1,C2,C3,C4(如图示),则每个采区的倾斜长度为2309.4m,走向长度为5000m。
4)在每个采区内沿走向划分为8个区段,即Q1,Q2,Q3(如图示)每个区段的宽度为288m,即采掘工作面宽度为288米。
5)第一水平有两个采区同时工作,每个采区内有一个采掘工作面工作和一个准备工作面。
人行矿业学院矿井通风设计实例完整版
人行矿业学院矿井通风设计实例HEN system office room 【HEN16H-HENS2AHENS8Q8-HENH1688】矿井通风1.1.1矿井通风方案××××××矿40万t/a采选工程采矿系统因矿井出口较多,通风阻力较小,属于通风容易矿井。
通风系统采用统一通风系统,通风系统设置1#、2#、3#三台风机。
1#风机设置于1000东坑口,待1000中段、950中段开采完毕后将1#风机搬迁至760m回风井口,2#风机设置于900东坑口,3#风机设置于4#矿体回风平巷中,属于全抽出式通风。
通风系统新鲜风流从各中段坑口(750m、800m、850m、900m、950m)进入坑内,经中段运输巷道、采矿进路,清洗采场工作面的废风从人行材料井、辅助斜坡道排到上一中段,由1000m(760m)、950m、900m水平排出地表,通风布局见通风系统示意图。
1.1.2矿井风量和阻力计算1.工作面风量计算1)按排炮烟需求计算采矿工作面主要是用无低柱分段崩落法采矿,采矿进路为独头巷到,风量按硐室型回采工作面进行计算。
Q=[lg(500A/V)]/ kt式中:Q ——巷道型回采工作面风量,m3/s;A ——一次爆破作业的炸药量,取50kg;V ——硐室空间体积,取360m3;T ——通风时间,取2400s;K ——风流紊乱扩散系数,取;计算结果为:Q= 0.93m3/s,取Q= 1m3/s。
2)按排尘风量计算一般最低排尘风速为0.15m/s,本设计取最低排尘风速为0.25m/s,则不同断面排尘风量计算见下表:Q=qoN 式中:Q ——坑内柴油设备的需风量,m3/s;qo ——单位功率的风量指标,qo=~3.0m3/(马力·min);N ——各种柴油设备按使用时间的百分比的总马力数;柴油设备主要在进路出矿和运矿中使用,其中采场出矿采用JCCY-2地下铲运机,63kw/台(柴油),中段运矿采用JKQ-10地下矿运卡车,104kw/台(柴油)。
矿井通风的计算
这是计算方法矿井风量计算矿井风量计算原则矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。
矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。
分配给各用风点的风量,必须符合《煤矿安全规程》中有关规定(如表7-2-2)。
表7-2-2 井巷中的允许风流速度井巷名称允许风速/(m/s)最低最高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8架线电机车巷道 1.0 8运输机巷,采区进、回风巷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其他通风人行巷道0.15《煤矿安全规程》规定:采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%,采掘工作面的空气温度不得超过26°采掘工作面的进风流中,按体积计算,氧气不得低于20%,二氧化碳不得低于0.5%。
根据《煤矿安全规程》,矿井需要的风量按下列要求分别计算,并选取其中的最大值:⑴按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供风量不得少于4m3。
则按井下同时工作的最多人数计算,矿井的总风量为:Q矿总=4×NK(7-1)=4×100×1.2=480m3/min=8m3/s。
式中:N—井下同时工作的最多人数,人;4—每人每分钟供风标准,m3/min;K—矿井通风系数(2)按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算:Qm=(∑Qwt十∑Qht十∑Qrt十∑Qot)×Km(7-2)式中:Qm——矿井总风量,m3/s;∑Qwt——采煤工作面实际需要的风量总和,m3/s;∑Qht——掘进工作面实际需要风量的总和,m3/s;∑Qrt——硐室实际需要风量的总和,m3/s;∑Q ot——其它用风地点所需风量的总和,m3/s;Km——矿井通风系数,取1.20。
(二)、采煤工作面需要的风量计算⑴按瓦斯涌出量计算:Qwi=100×Qgwi×Kgwi(7-3)式中:Qwi——回采工作面的需风量,m3/min;Qgwi——回采工作面CH4绝对涌出量,m3/min;Kgwi——回采面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取Kd=1.4。
矿井有关通风参数的计算方法
矿井有关通风参数的计算方法
1、矿井有效风量是指风流通过井下各用风地点实测风量之和(包括独立通风采煤工作面、掘进工作面、备用工作面、硐室及其它用风巷道)。
矿井有效风量计算:
Q有效=∑Q采i+∑Q掘全i+∑Q硐i+∑Q备i+∑Q其它i (m3/min)
式中:Q有效——矿井有效风量,m3/min;
∑Q采i——矿井独立通风采煤工作面实测风量之和,m3/min;
∑Q掘全i——矿井独立通风掘进工作面局部通风机安装处全
风压实测风量之和,m3/min;
∑Q硐i——矿井独立通风硐室实测风量之和,m3/min;
∑Q备i——矿井独立通风备用工作面实测风量之和,m3/min;
∑Q其它i——矿井其它独立用风巷道实测风量之和,m3/min。
2、矿井有效风量率(E)是矿井有效风量与各台主要通风机工作风量总和之比。
矿井有效风量率计算:
E=Q有效÷∑Q主通i×100
式中:E——矿井有效风量率,%;
Q有效——矿井有效风量,m3/min;
∑Q主通i——各台主要通风机工作风量总和,m3/min。
金渠金矿盲主斜井局部通风系统设计
金渠金矿盲主斜井局部通风系统设计与研究【摘要】根据金渠金矿盲主斜井工程实际条件,结合矿井通风系统对掘进局部通风系统的风量、通风阻力、局扇选型、风筒规格及布置进行了设计,并根据施工的进展采用了不同的局部通风系统方式。
在盲斜井掘进过程中,采用压抽结合的混合式局部通风系统;待盲斜井掘进贯通后,考虑到盲斜井贯通后中段探矿平巷的掘进通风,采用抽出式局部通风方式。
局部通风系统设计为地下金属矿山的类式独头巷道掘进通风提供借鉴意义。
【关健词】掘进工作面;局部通风;混合式通风;抽出式通风独头掘进巷道的通风效果与通风系统的设计、风机类型、风筒的选择、通风管理、风机与风筒的匹配、风筒到工作面的距离等因素密切相关[1]。
在全矿通风系统确定的情况下,针对不能形成贯穿风流的作业工作面一般采用局部强化通风,其中局扇通风是大多数矿山普遍采用的局部强化通风及降温方式。
局部通风系统分为总风压通风、扩散通风、引射器通风及局扇通风。
其中局扇通风根据风筒、局扇布置情况可分为压入式、抽出式、压抽混合式三种局部通风方式[2-3]。
笔者主要就某矿盲斜井掘进局部通风进行了设计研究,并根据掘进施工进度对局扇布置进行相应的调整,采用了不同的局部通风方式。
1.局部通风系统方式井下局部通风的方法概括包括以下四种。
⑴总风压通风即利用矿井主扇风压或自然风压为动力的局部通风方法。
利用矿井总风压,借助于风墙或风筒等设施,将新鲜风流导入独头工作面,以排出其中的污浊空气。
⑵扩散通风即利用扩散作用的局部通风方法。
扩散通风主要是靠新鲜风流的紊流扩散作用清洗工作面,它只适用于短距离10-15m的独头工作面。
⑶引射器通风即利用引射器通风的局部通风方法。
利用高压水或压缩空气为动力,经过喷头高速喷出,在喷出射流周围造成负压区而吸入空气,并经混合管混合整流继续推动被吸入的空气,造成风筒内风流流动。
此种方法复杂而成本高,一般不常用。
⑷局扇通风即利用局部扇风机的局部通风方法。
此种方法也是矿山最常用的一种通风方法。
煤矿巷道及通风计算公式
煤矿巷逍及通风计算公式一、常见断面而积计算:1、半圆拱形而积=巷宽x(巷高+0、39X巷宽)2、三心拱形而积=巷宽X(巷髙+ 0、26X巷宽)3、梯形而积=(上底+下底)X巷高宁24、矩形面积=巷宽X巷髙二、风速测定计算:V表=n/t (m/s)(一般为侧身法测风速)式中:V表:计算岀得表速:n:见表读数:t:测风时间(s)V 真=a + bXV 表式中:V頁•:真风速(扣除风表误差后得风速):a、b:为校正见表常数。
▼平=1< ▼真=:(S-O、4) XV 真FS式中:K为校正系数(侧身法测风时K= (S—0、4)/S,迎而测风时取1、14) ; S为测风地点得井巷断而积三、风量得测定:Q=SV式中Q:井巷中得风量(m3/s) ;S:测风地点得井巷断而积(m2); V:井巷中得平均风速(m / s )例1:某半圆拱巷道宽2m,巷道壁髙lm.风速Im/ s ,问此巷道风量就是多少。
例2:某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3 /min,风速超限吗?四、矿井瓦斯涌岀量得计算:1、矿井绝对瓦斯涌岀量计算(Q瓦)Q 瓦刃。
(m3/mi n )式中Q:为工作而得风量;C:为工作而得瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度)例:某矿井瓦斯涌岀量3 m3/mi n ,按总回风巷瓦斯浓度不超限汁算矿井供风量不得小于多少。
2、相对瓦斯涌出量(q瓦)q 瓦= (m3/t)式中Q瓦:矿井绝对瓦斯涌出量;1 440:为每天1 4 40分钟;N:工作得天数(当月):T:当月得产量五、全矿井风量计算:1、按井下同时工作最多人为数计算QF=4NK (m3/m i n)式中4:为《规程》第1 03条规泄每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米;N:井下最多人数;K:系数(1、2〜1、5)2、按独立通风得采煤、掘进、嗣室及其她地点实际需要风量得总与计算Q矿=(£Q采+EQ掘+XQ嗣其她)XK式中K:校正系数(取1、2~1、8)六、采煤工作而需风量1、按瓦斯涌出量计算Q 采=100Xq 采X KCH 4 (m3/min)式中1 0 0 :为系数;q采:采煤工作而瓦斯涌出量(相对);KCH4:瓦斯涌岀不均衡系数(取1、4〜2、0)2、按采面气温计算:Q 采=60XVX S (m3/mi n)式中6 0:为系数;V :采面得风速(温度为18~20°C时取0、8 ~ 1、OnV s ,温度为20〜23C 时取1、0〜1. 5 m/s); S:采面平均断面积。
金属非金属矿山通风计算
金属非金属地下矿山风量计算和风机选型系统风量是选择主扇的重要参数之一,所以,总风量的计算在通风系统设计中是一个较为核心的内容。
系统风量计算一般要分别对回采工作面、备采工作面、掘进工作面、硐室的通风量分别给予考虑。
(一)矿井的总进风量应按下列3种方法分别计算,并应取其中最大值。
(依据GB50830-2013《冶金矿山采矿设计规范》8.8.4)1)按各采掘工作面、需独立通风的硐室与其他通风量以及矿井漏风量的总和计算,计算公式如下:Q T=k1k2(∑qℎ+∑q j+∑q d+∑q t)式中:Q T——矿井总进风量(m³/s);qℎ——回采工作面(包括备用采场)所需风量(m³/s);q j——掘进工作面所需风量(m³/s);q d——独立通风的硐室所需风量(m³/s);q t——其他工作面所需风量(m³/s);k1——外部漏风系数;k2——内部漏风系数。
备注:(1)回采工作面可按排尘风量、排尘风速、排除炮烟以及排除柴油设备废气,分别计算所需风量,并取最大值为回采工作面需风量。
(2)掘进工作面实际需要的风量,应根据排除炮烟和矿尘分别计算。
(3)独立通风的硐室实际需要的风量,应根据不同类型硐室分别计算。
机电设备散热量大的硐室,应按机电设备运转的发热量计算。
充电硐室应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算。
其他硐室可按经验值配风。
(依据GB50830-2013《冶金矿山采矿设计规范》8.8.4)(4)按排尘风速计算,硐室型采场最低风速应不小于0.15m/s,巷道型采场和掘进巷道应不小于0.25m/s;电耙道和二次破碎巷道应不小于0.5m/s;箕斗硐室、破碎硐室等作业地点,可根据具体条件,在保证作业地点空气中有害物质的接触限值符合GBZ2规定的前提下,分别采用计算风量的排尘风速。
(依据GBl6423—2006《金属非金属矿山安全规程》6.4.1.5)(5)对于采矿方法为浅孔留矿法,采场为巷道型采场,回采工作面的排除炮烟风量计算公式:Q=25.5t√ALS式中:Q——巷道型回采工作面风量(m³/s);A——一次爆破的炸药消耗量(kg);L——采场长度之半(m);S——回采工作面横断面面积(m2);t——通风时间(一般取20~40min)。
矿井通风常用计算公式
矿井风量计算公式
一、巷道几何参数的测算
(1)梯形:断面积S L=H L×B L
周长 UL=4.16×SL0.5
(2)半圆拱:断面积 S L=(H L-0.1073B L)×B L
周长 U L=3.84×S L0.5
(3)三心拱:断面积 S L=(H L-0.0867B L)×B L
或B L(0.26B L+H L)
周长 U L=4.10×S L0.5
(4)圆形:断面积 S L=п×R2
周长 U L=4.10×S L0.5
(5)圆形:断面积 S L= H L×B L
周长 U L=2×(H L+B L)
式中:S L—巷道断面面积,m2;
U L—巷道断面周长,m;
H L—巷道断面全高,m;
B L—巷道断面宽度或腰线宽度,m;
R—巷道断面宽度圆半径,m;
п—圆周率,3.14159。
(6)不同形状的井巷断面其周长U L与断面S L的关系
式中:C—巷道断面形状系数,
梯形C=4.16、三心拱C=3.85、半圆拱C=3.9。
二、井巷风量风速计算
Q L=S L×V L,m3/min
V L =( S-0.4)/S ×(aX+b) ,m/min
式中:Q L—井巷内通过的风量,m3/min;
S L—井巷断面面积,m2;
V L—井巷内平均风速,m/min;
X—表风速,m/min;
a、b—风表校正系数。
《矿井通风网络解算》课件
应用示例
应用领域介绍
介绍矿井通风网络解算的实际应 用领域,如煤矿、金属矿等。
实际案例分析
分析一个实际矿井通风网络解算 的案例,包括问题、解决方案和 结果。
成功应用经验分享
分享成功应用矿井通风网络解算 的经验和教训。
研究展望
研究方向介绍
讨论未来矿井通风网络解算的研究方向,如智能化、自动化等。
存在问题及解决方案
指出当前矿井通风网络解算面临的挑战和问题,并提出相应的解决方案。
未来发展趋势
展望矿井通风网络解算在未来的发展趋势,包括技术和应用的进一步发展。
结论
通过综合分析和总结,阐述矿井通风网络解算在矿业发展中的重要性,并展 望其发展前景。
1
算法原理介绍Leabharlann 详细解释矿井通风网络解算的基本原理
步骤1:建立模型
2
和核心概念。
介绍如何根据矿井的几何形态和通风设
备建立通风网络模型。
3
步骤2:求解系数矩阵
解释如何通过求解系数矩阵来分析通风
步骤3:求解未知量
4
网络的状态和性能。
介绍如何通过运用线性方程组求解方法
计算未知量。
5
步骤4:计算通风参数
阐述如何利用已知参数和未知量计算各 种通风参数。
矿井通风网络解算
这个PPT课件将介绍《矿井通风网络解算》的概述、目的与作用,以及其发展 历程。
研究内容
矿井通风系统
详细介绍矿井通风系统的构成、功能和特点。
网络解算方法
解释通风网络解算的不同方法和技术,包括数值模拟和计算机辅助设计。
通风参数计算
探讨计算通风参数所需的公式、数值和具体步骤。
算法原理及步骤
矿井通风系统设计例题和习题
矿井通风系统设计例题和习题例题1 1例题2 8第一小组题目14第二小组题目17第三小组题目23第四小组题目26第五小组题目28下告铁矿通风系统设计31例题1某矿矿体走向长600m,厚30m,倾角25~30°;采用竖井石门开拓,阶段高60m,单翼对角抽出式通风系统。
进风井(罐笼井)井口标高220m,边界风井井口标高245m。
同时开采一个阶段,分成三个小分段,采用有底柱崩落法开采。
矿井年产矿石25.6万t,每年工作320d,日产800t,每日三班作业。
一个电耙道日出矿量200t,电耙道断面4.8m2,长50m;二次破碎最大装药量3kg,通风时间5min。
作业面凿岩巷道断面7.0m2。
采准、探矿的掘进作业面采用局部通风,巷道断面4.5 m2;一次爆破火药量20kg,通风时间25min;独头巷道长度不超过150m。
开拓掘进作业面采用局扇通风,最大通风距离600m,巷道断面7.4 m2;一次爆破火药量30kg,通风时间20min,采用混合式通风。
井下火药库在井底车场,有独立的通风系统。
矿井通风系统与作业面分布见图1。
各段巷道的规格、尺寸与摩擦阻力系数值列于表1中。
夏季自然风压与主扇作业方向相反,其自然风压为96Pa。
设计要求:1、计算全矿所需风量,进行风量分配;2、计算全矿总阻力(第一阶段的最大阻力);3、选择扇风机,计算电动机功率。
解:1、计算全矿总风量与分配风量(1)电耙道所需风量①二次破碎爆破通风所需风量火药量3A kg =;电耙道长度50L m =,断面24.8S m =,通风时间300t s =,则风量32.28Q m s === ② 按排尘风速计算风量电耙道风速0.5V m s =,则排尘风量30.5 4.8 2.4Q VS m ==⨯=取风量大者,32.4Q m s =作为电耙道风量。
(2) 采场作业面凿岩所需风量按排尘风速计算,取风速0.25V m s =,巷道断面27S m =,30.257 1.75Q VS m s ==⨯=(3) 采准、探矿巷道掘进所需风量 ① 按爆破后通风所需风量(压入式通风)火药量20A kg =,巷道长度150L m =,巷道断面24.5S m =,通风时间1500t s =,则风量为:31.47Q m s == 贯穿风流巷道的风量应大于独头巷道风量的1.43倍,则风量应为1.43×1.47=2.13m s 。
矿井需要风量计算方法
矿井通风风量计算方法一全矿井需要风量计算:1)按井下同时工作最多人数计算,每人每分钟供风量不少于4m2/min.。
Q需=4×N×K矿通=4×50×1.25=250 m3/min.。
式中N ——(取50人)井下同时工作最多人数K矿通——矿井通风系统,包括矿井内部漏风和配风不均等因素,一般可取1.2~1.25。
2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通式中∑Q采——独立通风的采煤工作面实际需要风量的总和m3/min.。
∑Q掘——独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和m3/min.。
∑Q硐——独立通风的硐室工作面实际需要风量的总和m3/min.。
∑Q其它——独立通风的其它井巷及需要进行通风的风量总和m3/min.。
K矿通——矿井通风系统,包括矿井内部漏风和配风不均等因素一般可取1.2~1.25。
(1)采煤实际需要风量,按同时回采的各个工作面实际需要风量的总和计算:∑Q采=(Q采1+Q采2+Q采3+……)K采备式中Q采1,Q采2,Q采3……——各采煤工作面实际需要的风量m3/min.。
K采备——备用工作面系数,一般取K采备=1.1,当备用工作面已单独计算风量列入上式时,K采备=1.0。
每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和炸药消耗量及工作面的气温、风速与人数等分别进行计算,并取其中最大值。
采煤工作面有串联通风时,按其中一个采煤工作面实际需要风量的最大风量计算。
㈠按瓦斯涌出量计算Q采= 100QCH4K采通m3/min.。
C式中QCH4——采煤工作面瓦斯绝对涌出量m3/min.;C ——采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量,%,C=1%;K采通——采煤工作面的通风系数,主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素,应该通过实际考察确定。
一般可取K采通=1.2~2.1。
㈡按二氧化碳涌出量计算Q采= 100QCO2K采通m3/min.。
巷道通风过程的数学模型
2001年5月有色矿山Ma y.2001第30卷第3期Nonferrotkg Mines VoI.30 N o3§q‘4。
∞8≈8目目≦、l地质、采矿i4}}a tjh=≈一±;、}音壮鱼巷道通风过程的数学模型暨朝颂(北京科技大学.北京100083)[关键词】巷道通风过程;巷道通风长度;巷道炮烟污染长度比 [摘要】本文用作者的矿井通风基础理论——巷道中风流速度的分布函数.建立了巷道通风过程的数学模型,并用前人的工业实验公式进行丁论证,可用来计算贯通巷道型采场.独头巷道的压入式、抽出式和混合式通风的风量计算。
[中围分娄号】TD722[文献标识码]A[文章编号]1002.8951(2001)03.0001—04MathematicaI model of tunnel vent ilation p roce ssJI Chao-s on g(BeOing University of Sc ie n c e a n d T ech nolo gy,Be rin g 100083,Chi na)K e y words:tun nel ve nt i la t io n p ro c es s;ve n ti la t io n 1e ng t h of tunnel;length rat i o of tun n e l p o l lu t e d by blasting s m ok eA b s t r a c t:B y the u s e of auther7S fundamental theory of mi n e ventilation--distribution f un c t i on of ai r flow velocity in tunnel。
a mathematical model of turinel v ent il at io n process was f oun de d a nd demonstra ted by e xperim ental formu las of pr e d ec e ss o r s.I t be used t o calculate the air quant ity of ve nt il at io n in stope with penetrating tunn el and blind headin g with forc ing,exh aust o r c om b i na t i o n s y st e m.故无法明确提出“数学模型”的概念。
煤矿巷道及通风计算公式
煤矿巷道及通风计算公式一、常见断面面积计算:1、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+0.39×巷宽)2、三心拱形面积=巷宽×(巷高+0.26×巷宽)3、梯形面积=(上底+下底)×巷高÷24、矩形面积=巷宽×巷高二、风速测定计算:V表=n/t(m/s)(一般为侧身法测风速)式中:V表:计算出的表速;n:见表读数;t:测风时间(s)V真=a+b×V表式中:Va、bV平=KV式中:K断面积Q=SV式中Q m/s)例1例21Q瓦=QC式中Q2q瓦=(式中QN1Q矿式中4数;K2Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他)×K式中K:校正系数(取1.2~1.8)六、采煤工作面需风量1、按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×KCH4(m3/min)式中100:为系数;q采:采煤工作面瓦斯涌出量(相对);KCH4:瓦斯涌出不均衡系数(取1.4~2.0)2、按采面气温计算:Q采=60×V×S(m3/min)式中60:为系数;V:采面的风速(温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s,温度为20~23℃时取1.0~1.5m/s);S:采面平均断面积。
3、按采面人数计算:Q采=4N(m3/min)4、按炸药量计算:Q采=25A(m3/min)式中25:为系数;A:为一次性爆破的最多炸药量5、按风速进行校验:15≤Q采≤240(m/min)或0.25≤Q采≤4(m/s)式中15与0.25:为工作面最低风速(m/min)(m/s)240与4:为工作面最高风速(m/min)(m/s)例:某采面工作人数15人,一次性爆破炸药5kg,温度20度,瓦斯涌出量为1m3/min,请问采面需风量是多少。
1Q掘式中2Q掘3Q掘=4N4Q掘=Q式中Q5岩巷:91231Q其他2矿井有效风量:是指矿井各独立用风地点的风量之和矿井有效风量率=×100%注:规程要求矿井有效风量率不低于85%例:某矿有效风量是540m3/min,主风机风硐面积4m2,风速为3m/s,矿井有效风量率符合规程规定吗?十一、矿井漏风率计算1、矿井外部漏风率=×100%注:《规程》第121条规定:外部漏风率在无提升设备时不得超过5%;有提升设备时不得超过15%.2、矿井内部漏风率=×100%十二、等积孔的计算A=1.19×式中:1.19为系数;Q为矿井总风量(m3/s);h为矿井通风阻力(单位为帕Pa)十三、瓦斯积聚计算瓦斯积聚:是指积聚的瓦斯浓度大于2%,体积≥0.5m3的现象。
某金矿矿井通风系统设计实例
某金矿矿井通风系统设计实例.1 矿山概况.1.1 资源概况.1.2 采矿现状.1.3 通风现状.1.4 气候条件.1.5 各主要井巷的断面积、支护形式 .1.6 各井口的地面标高、井底标高 .1.7 矿山工作制度.2 设计依据.3 通风系统选择.3.1 通风方案选择.3.2 进回风井选择.3.3 主扇工作方式及安装地点.3.4 阶段通风网络结构.3.5 矿井通风构筑物.4 全矿需风量计算.4.1 采矿作业面需风量.4.2 掘进作业面需风量.4.3 专用硐室需风量.4.4 全矿总风量.5 通风阻力预算及通风设备初选 .5.1 矿井自然风压.5.2 全矿总阻力与风机级数的确定 .5.3 风机位置的初步确定.6 通风网络解算与系统优化.6.1 初始通风方案自然分风计算 .6.2 风机位置优选.6.3 通风天井合理布局.6.4 通风网络优化解算结果.7 井巷经济断面计算.8 投资概算. 主要设备某铝土矿通风系统设计实例1 矿山概况1.1 资源概况1.2 开采现状1.3 通风现状1.4 气候条件1.5 各主要井巷的断面积、支护形式1.6 矿山工作制度2 设计依据3 全矿需风量计算3.1 采矿作业面需风量3.2 掘进作业面需风量3.3 全矿总风量4 通风系统选择4.1 通风方案选择4.2 进回风井选择4.3 主扇工作方式及安装地点4.4 风机选择5 通风网络解算与系统优化5.1 矿井自然风压5.2 通风网络数字化5.3 现有通风系统自然分风计算5.4 通风网络优化解算结果6 井巷经济断面计算某钨矿区矿井通风系统设计实例.1 矿山概况.1.1 开拓系统.1.2 矿井开采现状.1.3 矿井通风现状.1.4 气候条件.2 设计依据.3 第一期上部通风系统设计.3.1 矿井需风量计算.3.2 矿井自然风压计算.3.3 矿井通风系统方案比较与选择.3.4 矿山通风系统设计.3.5 通风系统工程预算.3.6 通风系统主要技术经济指标.4 第二期深部开拓期通风初步设计.4.1 矿井所需风量计算.4.2 第二期深部开拓期矿井通风系统描述 .4.3 最大阻力计算.4.4 风机选型配置.4.5 新增通风工程.5 第三期深部生产期通风规划.6 通风系统管理。
矿井风量计算办法
矿井风量计算办法一、矿井风量计算的基本原理二、矿井风量计算的方法1.测量矿井主风道中的风速:为了测量矿井主风道中的风速,可以使用烟雾法、热线法或者风速仪等方法。
其中,烟雾法是最常用的方法之一,它通过在矿井主风道中释放一定量的烟雾,然后观察烟雾的流动情况来判断风速的大小。
2.测量矿井主风道的截面积:矿井主风道的截面积是计算风量的重要参数之一、为了测量矿井主风道的截面积,可以使用钢卷尺、激光测距仪或者画网法等方法。
其中,画网法是最常用的方法之一,它通过在矿井主风道的壁面上绘制一定数量的网格,然后测量网格的尺寸,并计算出截面积。
3.计算矿井主风道的风量:计算矿井主风道的风量可以采用速度面积法。
速度面积法的基本原理是根据流体的质量守恒定律,即单位时间内通过流体横截面的质量守恒。
具体计算公式如下:风量=风速×截面积其中,风量的单位通常为m³/min或m³/s,风速的单位通常为m/s。
4.计算矿井系统的分支风道和巷道的风量:矿井系统中的分支风道和巷道的风量可以采用风量分配法。
风量分配法的基本原理是根据流体的流动特性和分支风道的几何形状,通过分析和计算分支风道和巷道的阻力损失,然后根据风量守恒和阻力关系计算出各个分支的风量。
三、矿井风量计算的注意事项1.测量风速和截面积时,要选择合适的方法和工具,并进行准确的测量。
2.在计算风量时,要考虑到矿井风道系统中的各种参数,如温度、湿度、压力等。
3.在计算分支风道和巷道的风量时,要充分考虑分支风道和巷道的特性,如长度、直径、突变等。
4.在矿井风量计算过程中,要进行合理的假设和近似,以减少计算的复杂性和误差。
总之,矿井风量计算是矿井通风系统设计和管理中的重要环节,通过准确计算矿井的风量,可以为矿井通风系统的设计、优化和管理提供科学依据,保障矿工的安全和健康。
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C O a t t e n u a t i o n i n d e x c a l c u l a t e d b y t h e o r e t i c a l v e n t i l a t i o n t i me a n d t h e o n e o b t a i n e d b y t h e f i t t i n g o f C O
S e r i a l No .总 第5 8 1 期
2 0 1 7 年 9月 第 9期
S e p t e mb e r . 2 0 1 7
M 0DERN MI NI NG
某金矿独 头巷 道通风 时间计算模型
曹 杨 纪 洪广 裴 峰
( 北京 科技 大 学土木 与 资源 工程 学院 ) 摘 要 以炮 烟 为研 究对 象 , 在 某金矿 巷 道爆 破后 进 行 炮 烟监 测 试 验 , 分析 认 为 , 由理 论通 风
u me f a r e c o nd u c t e d i n d ummy t u n n e l o f a g o l d mi n e. Th e a n a l y s i s r e s u l t s s ho w t h a t t h e e r r o r b e t we e n t h e
l a t i o n t i me i S a bo u t 5. 2% . T he f i t t i n g o f a t t e n u a t i o n i n d e x b e t we e n a c t u a l v e n t i l a t i o n t i me i S c o n d u c t e d,
c o n c e n t r a t i o n . t i me c u r v e i s b i g. whi c h i S t he ma i n r e a s o n o f t h e t h e o r e t i c a l v e n t i l a t i o n t i me i S s ma l l e r t h a n
Ab s t r a c t T a k i n g t h e b l a s t i n g f u me a s t h e s t u d y e x a mp l e, s e v e r a l e x p e r i me n t s o f mo n i t o i r n g b l a s t i n g
t h e a c t u a l v e n t i l a t i o n t i m e . T h r o u g h C O l f u x m e t h o d , t h e a v e r a g e a b s o l u t e e r o r ( 0 . 0 0 3 )b e t w e e n t h e C O
C a o Ya n g j i Ho n g g u a n g P e i F e n g
( S c h o o l o f C i v i l a n d R e s o u r c e E n g i n e e r i n g , U n i v e r s i t y o f S c i e n c e a n d T e c h n o l o g y B e i j i n g )
差约 5 . 2 % 。将 衰减 指数 与 实 际通风 时 间进 行 拟 合 , 推 导 出 了长度 为 6 0—1 0 0 m 巷 道 通 风 时 间的
计 算公 式 , 可为该 矿及 具有 相似 条件 的短 距 离巷道 爆破 后 通风 时 间计 算提 供参 考 。
关 键 词 独 头巷道 炮烟 通 风 时间 巷 道爆 破掘 进 衰 减指数 C O通量 法
时间计 算 出的 c O 衰减指数 与 C 0浓度一 时间 曲 线拟合 得 出的 衰 减指 数 的误 差 大 , 为理 论 通风 时 间 小于 实际通 风 时 间的主要 原 因。运 用 C O通量 法 , 计算 出C O 实际衰减 指数 与 C O浓度. 时间 曲线拟 合得 出的 衰减指 数 的平均 绝 对误 差 为 0 . 0 0 3 , 由此计 算 的 通风 时 间与 实际通 风 时 间 的平 均 相 对误
a c t u a l a t t e n u a t i o n i n d e x a n d t h e o n e f i t t e d b y CO c o n c e n t r a t i o n — t i me c u r v e i s c a l c u l a t e d, t h e a v e r a g e r e l a — t i v e e r r o r b e t we e n t h e v e n t i l a t i o n t i me c a l c u l a t e d b a s e d o n t h e a b o v e a n a l y s i s r e s u l t s a n d t h e a c t u a l v e n t i —
S t u d y o f t h e Ca l c u l a t i o n Mo d e l o f Ve n t i l a t i o n Ti me o f Du mmy Tu n n e l i n A Go l d Mi n e