第七章矿井通风

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第七章 采区通风

第七章  采区通风

第七章采区通风一般来说,每个矿井都有几个采区同时生产,每个采区内布置有回采工作面、备用工作面、掘进工作面和硐室(采区变电所和绞车房)等用风地点,是矿井通风的主要对象。

做好采区通风是保证矿井安全生产的基础。

为此,本章将对采区通风系统、采区供风量、通风设施和减少漏风等基本内容的设计和日常管理工作进行讨论。

第一节采区通风系统一、对采区通风系统的基本要求采区通风系统是矿井通风系统的主要组成部分,它是由采区内风流通过的巷道系统、通风构筑物和通风设备等所组成。

采区通风系统主要取决于采煤系统(采煤方法),但又能在一定程度上影响着采区的巷道布置系统。

完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向、风量和风质;保证实现漏风少、风流的稳定性高,通风系统不易遭受破坏;合理的通风系统有利于合理排放瓦斯,防止煤炭自然发火,创造良好的矿井气候条件和有利于控制和处理事故,并能使通风系统工作符合安全、经济和技术合理的原则。

采区通风系统基本要求《煤矿安全规程》2011年版规定如下:1.每一生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道,实行分区通风。

生产水平和采区必须实行分区通风。

准备采区必须在采区构成通风系统后,方可开掘其它巷道。

采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后,方可回采。

高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须设置至少1条专用回风巷;瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区,必须设置1条专用回风巷。

采区进、回风巷必须贯穿整个采区,严禁一段为进风巷、一段为回风巷,即巷道分段使用。

2.回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。

《规程》第114条规定:同一采区内,同一煤层上下相连的2个同一风路中的采煤工作面、采煤工作面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面,布置独立通风有困难时,在制定措施后,可采用串联通风,但串联通风的次数不得超过1次。

采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤工作面遇地质构造而重新掘进的巷道,布置独立通风确有困难时,其回风可以串入采煤工作面,但必须制定安全措施,且串联通风的次数不得超过1次;构成独立通风系统后,必须立即改为独立通风。

矿井通风 ppt课件

矿井通风 ppt课件

产效率和经济效益的基础。
03
通风安全标准的实施
通风安全标准的实施需要依靠科学合理的通风设计和严格的管理制度,
同时还需要加强监督检查和评估,确保各项标准得到有效执行。
矿井通风安全管理
通风安全管理原则
通风安全管理应遵循“预防为主、综合治理”的原则,通过科学 合理的通风设计和严格的管理制度,保障矿井通风安全。
确保矿井内空气新鲜。
风流调节与控制
根据矿井内的环境变化,实时调 节风量、风速等参数,确保安全
生产。
风流短路与优化
通过合理布局通风设备,减少通 风阻力,降低能耗,提高通风效
率。
矿井通风监测与控制
监测系统
实时监测矿井内的空气质量、风速、风量等参数 ,确保通风效果。
控制系统
根据监测数据,自动或手动调节通风设备,确保 矿井内空气质量。
03
矿井通风设备与技术
矿井通风设备
主要设备
包括主扇、局部扇、辅 助扇等。
主扇
是矿井通风系统的核心 设备,负责将新鲜空气 引入矿井,并将污浊空
气排出。
局部扇
用于矿井内特定区域的 通风,如采掘工作面、
运输巷道等。
辅助扇
用于辅助主扇和局部扇 ,确保矿井内空气流通

矿井通风技术
风流定向与控制
通过合理的通风设计和控制技术 ,使风流按照预定的路线流动,
01
02
03
能量守恒原理
风流在流动过程中,克服 阻力会消耗能量,需通过 通风设施和设备补充能量 ,维持风流流动。
压力差原理
利用风流在不同点位所受 的压力差实现风流流动, 需控制好进风和回风巷道 的风压差。
风流控制原理
通过设置通风设施和调节 设备,控制风流的方向、 速度和流量,以满足井下 作业环境的需要。

第七章 矿井风流的自然分配

第七章 矿井风流的自然分配

R4 R3

Q3 (Q2 Q5 )
R4 R3
2 Q3 2 Q4



Q3 Q5 Q2
(Q3 Q5 )2 2 Q2
2 Q3 (Q5 Q2 )2


即:
Q32 (Q5 Q2 )2

R2 R1
R1 R3

风流
R2 R4
R1 R4 K 1 R2 R3 或写为:
3、分支5中的风向由3→2 同理可得:
hn Rn
1 Rs

1 R1


...
R s hs
2 Qs
1 R1
1 R2
1 Rn

2
4. 并联风网总等积孔等于各分支等积孔之和,即
As
1.19 Rs
1.19(
1 R1

1 R2
...
1 Rn
)
As A1 A2 An
Q 0
2. 压差规律
串联时,任何一条风路的总压差为分压差之和。并联时,它的闭合回路
中各风流总压差相等。角联的闭合回路的各风流的总压差也是相等的。 这是一个普遍的规律,如下图有:
在闭合回路中,若顺时针方向的风流压差为正,反时针方向为负,则 其共同规律为:在任何一个闭合回路风流中,其压差的代数和为零,称 为压差平衡定律,用下式表示。
设风量任意分配后其误差为 QM(第M回路中出现的误差)。在该闭合回路中 对初拟的风量,按风流的顺时针方向加 QM ,逆时针方向减 QM ,则:
第五节
用电子计算机解算通风网路
目的:已知风网各分支风阻和主通风机的特性,求算主要通风机的工况点,各分 支的风量和风向,以便验算各用风地点的风量和风整速是否符合规程要求。 原理:依据风量平衡定律、风压平衡定律、阻力定律

矿井通风课件:掘进工作面通风方法选择

矿井通风课件:掘进工作面通风方法选择
主要内容:



扩散通风
利用矿井
全风压通

局部通风
机通风
一、扩散通风

扩散通风如右图所示。它不需要任何通风设
备,是靠新鲜风流的紊流扩散作用,使新鲜
空气与掘进头空气掺混,逐渐把污浊空气排
出,从而达到通风目的。
煤矿安全规程
168条规定
井下机电硐室必须设在进风
风流中。如果硐室深度不超
过6m,入口宽度不小于1.5m
第 七 章 掘进工作面通风
01
项目介绍
学习单元 1 掘进工作面通风方法
掘进工作面通风方法

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。
怎么工作
嘛???
CH4
炮烟
粉尘
掘进工作面通风方法
,无瓦斯涌出时,可采用扩
散通风。
扩散通风
二、利用矿井全风压通风
所谓矿井全风压通风就是利用矿井主通风所产生的风压,借助某种导风设
施,将新鲜风流引入独头掘进工作面,再将污浊空气排除。常用的导风设施
有风筒、风障等。
(1)利用风筒导风
在掘进巷道口的入风侧设置挡风
墙或风门截断主导风流,风筒穿过风
墙直通独头掘进工作面。
二、利用矿井全风压通风
(3)利用平行巷道通风
在长距离掘进施工中,常利用平行巷
a
道通风。在掘进主巷道的同时,掘一条与
之平行的辅巷,两条巷道之间每隔一定距
离开掘一条联络巷使之贯通。
b
利用矿井全风压使风流从一条巷道流

矿井通风

矿井通风

矿井通风一、矿井通风的基本任务依靠通风动力,将定量的新鲜空气,沿着既定的通风路线不断地输入井下,以满足回采工作面、掘进工作面、机电峒室、火药库、以及其它用风地点的需要,同时将用过的污浊空气不断地排出地面。

这种对矿井不断输入新鲜空气和排出污浊空气的作业过程叫做矿井通风。

它的基本任务是:⑴不断地向井下各用风地点供给新鲜空气;⑵冲淡和排除井下各种有害气体和矿尘;⑶创造良好的温度、湿度、风速等气候条件;⑷增强矿井的抗灾能力,保证矿工身心健康和安全生产。

二、矿井空气㈠矿井空气的主要成分1. 地面大气的成分一般情况下,地面大气主要是由氧气(O2)、氮气(N2)、二氧化碳(CO2)等组成。

其体积百分含量分别为氧气20.9% 、氮气78.13% 、二氧化碳0.03% 、氩和其他稀有气体0.94% 。

2. 井下空气的主要成分井下空气的来源主要是地面空气,但地面空气进入井下后,会发生物理和化学两种变化,因而井下空气的质量和数量都和地面空气有较大不同。

氧气相对减少、氮气和二氧化碳含量增高、混入有害气体和矿尘,且温度、湿度和压力均有所变化,但矿井空气的主要成分仍然是氧气、氮气和二氧化碳。

《煤矿安全规程》规定:采掘工作面的进风风流中,按体积计算,氧气的浓度不得低于20% ,二氧化碳的浓度不得超过0.5%,其它有害气体的浓度不得超过表3-1-1的浓度允许值范围。

表3-1-1的浓度允许值。

㈡矿井空气中的有害气体矿井空气中所含有的对人体健康及生命安全有威胁的一切气体,均称为有害气体。

1. 煤矿井下常见的有害气体的性质及规定⑴一氧化碳(CO):一氧化碳与空气的相对密度为0.97,是一种无色、无味、无臭的气体,微溶于水,浓度达13%~75%时有爆炸性。

一氧化碳极毒,人员轻微中毒时会出现耳鸣、头痛、心跳加快,严重中毒时会出现四肢无力、呕吐、丧失行动能力,致命中毒时会出现丧失知觉、痉挛、呼吸停顿、假死等症状(致命中毒的浓度为0.4%)。

矿井通风课件

矿井通风课件

矿井通风课件矿井通风课件矿井通风是矿井安全生产中至关重要的一环。

它不仅能够保障矿工的生命安全,还能够提高矿井的生产效率。

矿井通风的目标是通过合理的通风系统设计和管理,确保矿井内的空气流动良好,保持适宜的温度和湿度,排除有害气体和粉尘,以降低矿井事故的发生概率。

首先,矿井通风的重要性不言而喻。

矿井作为地下工作场所,通风不良会导致矿工缺氧、中暑、中毒等安全问题。

而且,矿井内的有害气体和粉尘也会对矿工的健康造成严重影响。

通过合理的通风系统设计和管理,可以有效地改善矿井内的空气质量,提供良好的工作环境,保障矿工的身体健康。

其次,矿井通风对于提高矿井生产效率也起到了重要的作用。

良好的通风系统能够有效地降低矿井内的温度和湿度,提供舒适的工作环境,减少矿工的疲劳程度,从而提高工作效率。

此外,通风系统还可以排除矿井内的有害气体和粉尘,减少设备的磨损和故障,延长设备的使用寿命,提高生产效率。

接下来,我们来看一下矿井通风系统的设计和管理。

矿井通风系统主要包括通风井、风机、风门和风道等组成部分。

通风井是矿井通风系统的核心设施,它通过井筒与地面相连,起到引风和排风的作用。

风机是通风系统的动力设备,它通过旋转产生风力,推动空气流动。

风门和风道则起到调节和分配空气流动的作用。

在通风系统的设计中,需要考虑矿井的地质结构、井筒的深度和直径、矿井的产量和工作面的布置等因素。

通过合理地选择通风井的位置和数量,确定风机的型号和数量,设计风门和风道的尺寸和布置,可以实现矿井内的空气流动均匀和稳定,确保通风效果的最大化。

在通风系统的管理中,需要定期检查和维护通风设备的运行状态,保证其正常工作。

同时,还需要进行通风系统的调整和优化,以适应矿井的生产需求和环境变化。

此外,还需要加强对矿井通风系统的监测和控制,及时发现和解决通风问题,确保矿井的安全和生产。

最后,我们需要重视矿井通风的培训和教育。

矿井通风是一项专业技术,需要专业人员进行操作和管理。

采矿学第07章 矿井通风方法ppt课件

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矿井漏风危害:降低了作业面的有效风量,添加了通风困难。使通风系统的
可靠性和风流的稳定性遭到破坏,易使角联巷道风流反向,出现烟尘倒流景 象。大量漏风的存在,可使矿井总风阻降低,从而破坏主扇的正常工况,效 率降低,无益电耗添加。
7.3 掘进任务面通风
7.3.1 平巷掘进通风
平巷掘进通风按通风动力方式不同分为部分扇风机通风、矿井全风压 通风、引射器通风三种。
7.3.1.1 部分扇风机通风 根据局扇及风筒的布置方式,部分扇风机通风可以分为压入式、抽出式、
混合式三种方式。
压入式通风:局扇和启动安装安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧巷道 中,风筒引入任务面,新颖风流经风筒送入掘任务面,污风沿掘进巷道排出。
抽出式通风:局扇安装在离掘进巷道口10m以外的回风侧巷道中,新颖 风流沿掘进巷道流入任务面,污风经风筒由局扇排出。
③ 并联各分支的风量,可根据消费需求进展调理;而串联各风路的风量 那么不能进展调理,不能有效地利用风量;
④ 并联的某一分支风路发惹事故,易于控制与隔离,不致影响其他分支 巷道,事故涉及范围小,平安性好;而串联的某一风路发惹事故,容易涉及 整个风路,平安性差。
〔4〕角联通风网路
在并联的两条分支之间,还有一条或几条分支相通的衔接方式 称为角联通风网路。如图7-4。其特征是:一方面具有容易调理风 向的优点,另一方面角联分支又有出现风流方向不稳定的能够性。
离心式扇风机任务原理:源自当电动机传动安装带开任务轮要机壳中旋转时,叶片流道间的
空气随叶片的旋转而旋转,获得离心力,经叶端被抛出任务轮,流到
螺旋状机壳里。在机壳内空气流速逐渐减小,压力升高,然后经分散
器排出。与此同时,在叶片的入口即叶根处构成较低的压力,使吸风
口处的空气自叶根流入叶道,从叶端流出,如此构成延续风流。

矿井通风课件:掘进工作面通风设备的选择

矿井通风课件:掘进工作面通风设备的选择

掘进工作面通风设备选择

局部风机选择
由于我国局部通风机实际运转特性
曲线为全压特性曲线,且多用压入式通
风,所以计算局部通风机的全压h通全。 公式
式中:R——风筒总风阻,Ns2/m8;
h速——风筒出口速压,Pa;
S——风筒出口断面积,m2;
2
h通全 RQ 均 h速
h通全 RQ 未Q 通 h速
2)柔性风筒:主要是接头和针眼漏风。其中接头漏风程度
主要取决于接头形式。常用的接头形式有如下几种:
插接
反边
连接
罗圈
连接
单反边、双反边和多反边。
胶粘
连接
缝合
连接
掘进工作面通风设备选择

风筒直径的确定
确定风筒直径的主要依据是造风量的大
小和送风距离的长短。当通过风量较大,且
送风距离较长时,应选用大直径风筒。
4
7
10
12
14
16
20
23
26
28
30
掘进工作面通风设备选择

局部风机选择
2.局部通风机风压的确定
局部通风机的工作风压是由风筒总风阻和风筒中通过风量决定的。风筒的
平均风量可由下式求得。
均 =
末 · 通
式中:Q均——风筒平均风量,m3/min;
Q末——风筒末端风量,m3/min;
Q通——局部通风机工作风量,m3/min。
第 七 章 掘进工作面通风
01
项目介绍
学习单元 2.2 掘进工作面通风设备选择
掘进工作面通风设备选择
主要内容:



风筒选择
风筒直径
确定

7采区通风

7采区通风

采煤 掘进
硐室
其他
采区风 量备用 系数
一、回采工作面的需风量
1、按瓦斯涌出量计算
Qpi KCH4 • QCH4
1 100
C1
工作面瓦斯 工作面瓦 (或二氧化 斯或二氧 碳)涌出量 化碳的绝 不均匀系数。对涌出量
工作面 入风流 瓦斯浓 度
2、按炸药量计算 Qpi 25 Api
以炸药量(kg) 为计算单位的供 风标准
②工作面上、下端均处于进风流中,改善了作业环境; ③实行沿空留巷,可提高采区回收率。
a-X型,b-H型,c~f-双Z型
c~f-双Z型,g-偏W型,h-偏Y型
回采工作面风向的分析
1 上行风的优缺点
上行风的主要优点是: (1) 瓦斯比空气轻,有一定的上浮力,其自然流动的方
向和上行风流的方向一致利于带走瓦斯,在正常风速(大于 0.5~0.8m/s)下,瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小。
一、专用回风巷的形式 所谓专用回风巷即指在 采区巷道中,专门用于 回风,不得用于运料、 安设电气设备的巷道。 在煤(岩)与瓦斯(二 氧化碳)突出区,专用 回风巷还不得行人。
二、专用回风巷布置的原则 (1)在采区专用回风巷布置设计时,要真正体现专巷专
用。 (2)在实施时,布置的采区专用回风巷必须贯穿整个采
小些。 (2) 采煤工作面及其进风流中的空气被加热的程度较小。 (3) 下行风流方向与瓦斯自然流向相反,不易出现瓦斯
分层流动和局部积聚的现象。
下行风的主要缺点是: (1) 运输设备在回风巷道中运转,安全性较差。 (2) 工作面一旦起火,产生的火风压和下行风工作面
的机械风压作用方向相反,使工作面风量减少,瓦斯浓度 升高,下行风在起火地点引起瓦斯爆炸的可能性比上行风 要大些,灭火工作困难一些。

煤矿安全生产的基础——矿井通风

煤矿安全生产的基础——矿井通风

矿井通风是煤矿安全生产的根抵,它非但具有向井下各用风地点输送新鲜风流,保障井下作业人员呼吸的重要功能,同时,还肩负着稀释、排解矿井瓦斯与粉尘以及作业区间的降温等重任。

目前井工煤矿用通风方法排放的瓦斯约占全矿井瓦斯量的 80%——90%,采煤工作面涌出的瓦斯量的 70%——80%也是靠通风方法排解;同时,通风方法可排解装有抑尘装置采煤工作面粉尘量的 20%——30%;排解深井采煤工作面热量的60% ——70%。

供应矿井的新鲜空气的质量约是矿井采煤量的5~18 倍,由此可见矿井通风在煤矿生产过程中的地位,是矿井中不行缺少的重要环节。

合理的通风是抑制煤炭自然和火灾发展的重要手段,但假如通风系统布置不合理或者管理不当,将恰恰是导致瓦斯积聚和自然发火以及造成瓦斯、火灾事故进一步扩大的主要原由。

因此提高矿井的通风技术与管理水平是保证矿井正常生产和安全状况的根本任务之一。

抚顺分院是从事矿山安全的大型科技企业,通风是其主导专业之一。

对矿井的通风技术发展和科研工作特殊重视,在矿井通风的根抵理论、通风工艺改革、通风的测试仪表和装备方面均取得了较丰硕的科研成果。

在矿井通风系统的改造方面做了大量的科研工作,提出了通风系统改造标准和方法,在我国首次将电子计算机应用到通风网络解算中,使极其繁琐和耗时的网络解算工作变得既简洁又精确。

依据矿井通风的特点,讨论和制定了新的供风标准和风量计算方法。

通过试验证明讨论,提出了矿井反风期间瓦斯涌出量、反风风量、反风风压以及封闭区风的变化关系,对旧《规程》 (1992 年版以前的)原定的反风率规定作了修改,编制了较完善安全牢靠的《反风条例》,对矿井反风工作具有实际指导意义。

1 矿井通风的根抵讨论建院 50 年来,在分院老中青几代科研工的共同努力下,在矿井通风的技术讨论方面发展了大量的讨论,建立了矿井通风网络解算的数学模型,并在通风网络解算中首次引入电子计算机,使简单网络解算的极其繁琐的数学运算变得便捷。

矿井通风第七章 矿井通风网络及风量分配

矿井通风第七章 矿井通风网络及风量分配
h2 h辅 h1
2、辅助通风机的选择
辅助通风机的选择方法有多种,这里只介绍一种简
单方法。
1)辅助通风机的风压
增阻调节法的主要措施,是在调节支路回风侧设置 调节风窗(如图所示)、临时风帘、风幕(如图所示) 等调节装置。其中调节风窗由于其调节风量范围大, 制造和安装都较简单,在生产中使用的最多。
当 Sc/调S<节=风0窗.5的时开,口断面积计算:
Sc
0.65Q
QS 0.84S
hc

Sc
0.65
S 0.84S
Q
12
Q1 1
R1 1
6.3 0.8
m3/s
R2
1.0
Q2 Q Q1 12 6.3 5.7 m3/s
如按生产要求,1分支的风量应为QⅠ=4.0 m3/s,2分支的 风量应为QⅡ=8.0 m3/s,显然自然分配的风量不符合生产要 求。按满足生产要求的风量,两分支的阻力分别为:
h1=R1QⅠ2=0.8×42=12.8Pa h2=R2QⅡ2=1.0×82=64.0 Pa
A22
An2
故串联翁络的总等积孔为:
A串
1
1 1 1
A12
A22
An2
(二)并联通风及其特性
两条或两条以上 的分支在某一节 点分开后,又在 另一节点汇合, 其间无交叉分支 时的通风,称为 并联通风,如图 所示。并联网络 的特性如下:
2 Q1
h1 1 R1
A1 1
Q2
2 h2 R2
A2
1、并联网路的总风量等于并联各分支风量之和,即
2
3
1 1
由上述三个判别式可以看出,简
单角联网路中角联分支的风向完全
取决于两侧各邻近风路的风阻比,

矿井通风系统教学课件PPT

矿井通风系统教学课件PPT
5) 在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气 矿井等条件下,采用压入式通风是比较合适的,否则,就不 宜采用压入式通风。
3. 选择矿井的通风方式
新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角 式和分区对角式等方式中进行选择。混合式是前几种方式的 发展,多在老矿井的改建、扩建时使用。
选择矿井通风方式一般是针对服务范围来确定的。如果 矿井的服务年限不长(10~20a),则服务范围为整个矿井; 如果矿井范围较大,服务年限较长(30~50a),则只考虑头 15~25a的开采范围作为服务范围;这时服务范围往往是第 一水平;或者包括第一、第二水平在内。对于服务范围之外 的后期通风系统,设计中只作粗略的考虑。
1)引风导风板 ; 2)降阻导风板; 3)汇流导风板。
二、漏风及有效风量
1、矿井漏风及其危害性
有效风量:矿井中流至各用风地点,起到通风作用的风 量。
漏风:未经用风地点而经过采空区、地表塌陷区、通风 构筑物和煤柱裂隙等通道直接流(渗)入回风道或排出 地表的风量。
漏风的危害:
使工作面和用风地点的有效风量减少,气候和卫生条件 恶化,增加无益的电能消耗,并可导致煤炭自燃等事故。 减少漏风、提高有效风量是通风管理部门的基本任务。
第七章 通风系统
7.1 矿井通风系统概述
一、 矿井通风系统 矿井通风系统包括: 通风方式(进、出风井的布置方式); 通风方法(矿井主通风机的工作方法); 通风网路。
中央式通风系统可细分为: 中央并列抽出式;中央并列压入式 中央分列抽出式;中央分列压入式
对角式通风系统可细分为: 两翼对角式:两翼对角抽出式 ;两翼对角压入式 分区对角式: 分区对角抽出式;分区对角压入式
混合式
混合式是进风井与出风井由三个以上井筒按上述各种 方式混合组成。包括:中央分列与两翼对角混合式、 中央并列与中央分列混合式等。

矿井通风系统设计课件

矿井通风系统设计课件
1)每一矿井必须有完整的独立通风系统。 2)进风井囗应按全年风向频率,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输送机的井筒不应兼作进风井,如果兼作
回风井使用,必须采取措施,满足安全的要求。 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。 5)每一个生产水平和每一采区,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
三、采煤工作面上行风与下行风
上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采 煤工作面进风巷道水平低于回风巷时,采煤工作面的风流沿倾斜 向上流动,称上行通风,否则是下行通风。
上行通风 运煤方向 新风 污风
下行通风 运煤方向 新风 污风
优缺点:
1、下行风的方向与瓦斯自然流向相反,二者易于混合且不易出
2、矿井通风设计的要求
将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所,保证生产和良好的 劳动条件; 通风系统简单,风流稳定,易于管理,具有抗灾能力; 发生事故时,风流易于控制,人员便于撤出; 有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施; 通风系统的基建投资省,营运费用低、综合经济效益好。
二、优选矿井通风系统 1、矿井通风系统的要求
4、混合式
由上述诸种方式混合组成。例如,中央分列与两翼对角混合式, 中央并列与两翼对角混合式等等。
二、主要通风机的工作方式与安装地点
主要通风机的工作方式有三种:抽出式、压入式、压抽混合式。
1、 抽出式
主要通风机安装在回风井口,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。

矿井通风课件

矿井通风课件
易于维护:通风系统应易于维护和管理, 降低维护成本和难度
矿井通风设备
通风设备的类型
01
轴流式通风机:适用于低 压、大流量通风
03
混流式通风机:适用于中 压、中流量通风
05
射流式通风机:适用于高 压、小流量通风
07
通风阀:用于调节风量, 控制通风效果
02
离心式通风机:适用于高 压、小流量通风
04
斜流式通风机:适用于低 压、中流量通风
1
监测内容:风 速、风压、温 度、湿度、气
体浓度等
3
控制方法:调 节风门、风机、
风筒等设备
2
监测方法:人 工监测、自动
监测
4
控制目标:保 证矿井通风系 统稳定、安全、
高效运行
通风事故的预防与处理
01
加强通风管理,确保通风系 统正常运行
03
加强通风设施的维护和管理, 确保通风效果
05
制定通风事故应急预案,确保 事故发生时能够及时处理
异常情况
定期清洁设备:清洁设 备表面,保持设备清洁,
防止灰尘堆积
定期更换滤芯:定期更 换滤芯,保证设备正常
工作
定期检查电路:检查设备 电路是否正常,有无漏电、
短路等情况
定期检查风机:检查风 机是否正常运行,有无
异常情况
定期检查管道:检查管 道是否正常,有无漏气、
堵塞等情况
矿井通风管理
通风管理制度
1 制定通风管理制度,明确通风管理职责 2 定期检查通风设备,确保设备正常运行 3 监测通风效果,确保通风质量符合标准 4 加强通风管理培训,提高管理人员和员工的通风管理能力 5 建立通风事故应急预案,确保事故发生时能够及时处理 6 定期对通风系统进行维护和保养,确保通风系统正常运行

7 通风系统与通风设计

7 通风系统与通风设计

Ventilation and Safety of Mines
1、U型与Z型通风系统
2、Y型、W型及双Z型通风系统
3、H型通风系统
18
7.3 通风构筑物及漏风
7矿井通风系统与 通风设计 7.1矿井通风系统 7.2采区通风系统 7.3通风构筑物及 漏风 7.4矿井通风设计 7.5可控循环风概 述
Ventilation and Safety of Mines
大,采空区通连地表的漏风
因而较小。其缺点是使用的 通风机设备多,管理复杂。
13
7.1 矿井通风系统
三、矿井通风系统的选择
7矿井通风系统与 通风设计 7.1矿井通风系统 7.2采区通风系统 7.3通风构筑物及 漏风 7.4矿井通风设计 7.5可控循环风概 述
Ventilation and Safety of Mines
2
本章主要内容
7矿井通风系统与 通风设计 7.1矿井通风系统 7.2采区通风系统 7.3通风构筑物及 漏风 7.4矿井通风设计 7.5可控循环风概 述
Ventilation and Safety of Mines
1、矿井通风系统----类型、适应条件、主要通风
机工作方式 、安装地点、通风系统的选择 2、采区通风----基本要求、进回风上山选择、采 煤工作面通风系统 3、通风构筑物及漏风----风门、风桥、密闭、导 风板;矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少 漏风措施 4、矿井通风设计----内容与要求、优选通风系统、 矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择 5、可控循环通风
Ventilation and Safety of Mines
混合式
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7.1 矿井通风系统
二、主要通风机的工作方

矿井通风课件:掘进工作面需风量计算

矿井通风课件:掘进工作面需风量计算
Qhf=Qaf×I +60×0.25Shd
五、按工作人员数量验算
《规程》规定:“每一工作地点,每人每分钟供给风量都 不得少于4 m3/min。”所以掘进工作面风量验算用下式计 算:
Qhf≥4Nhf
式中: Qhf——掘进工作面所需风量,m3/min; N——掘进巷道内同时工作最多人数。
六、按风速进行验算
(1)验算最小风量: 无瓦斯涌出的岩巷:
Qhf≥60×0.15Shf
有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷:
Qhf≥60×0.25Shf
(2)验算最大风量:
Qhf≤60×4.0Shf
谢谢观看
Qhf=67×q×khc
CO2浓度不超过 CO2涌出的不 1.5%换算系数 均匀系数
三、按炸药量计算
(1)一级煤矿许用炸药:
Qhf≥25Ahf
(2)二、三级煤矿许用炸药:
Qhf≥10Ahf
四、按局部通风机实际吸风量计算
(1)无瓦斯涌出的岩巷:
Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd
(2)有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷:
第 七 章 掘进工作面通风
学习单0元1 2.1项掘目进介工作绍面需风量计算
掘进工作面需风量计算
主要内容: 一
按照瓦四
按局部通风机实 际吸风量计算

工作人员数 量验算

按炸药量计 算

按风速进行 验算
掘进工作面需风量计算
每个掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧 化碳涌出量、工作人员、爆破后的有害气体产生量以及 局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算,然后取 其中最大值。
一、按瓦斯涌出量计算
在有瓦斯涌出的巷道掘进工作面内,其所需风量应保证巷道 内任何地点瓦斯浓度不超限,其值可按下式计算:

甘肃煤炭工业学校矿井通风技术(煤炭工业版)教案:第七章 掘进通风01

甘肃煤炭工业学校矿井通风技术(煤炭工业版)教案:第七章 掘进通风01

第七章掘进通风在新建、扩建或生产矿井中,都需要开掘大量的井巷工程,以便准备开拓系统、新的采区及新的工作面。

在掘进巷道时,为了稀释并排出掘进工作面涌出的有害气体及爆破后产生的炮烟和矿尘,创造良好的气候条件,保证人员的健康和安全,必须不断地对掘进工作面进行通风,这种通风称为掘进通风或局部通风。

《规程》规定:掘进巷道必须采用全风压通风或局部通风机通风。

第一节掘进通风方法掘进通风方法按通风动力形式不同分为局部通风机通风、矿井全风压通风和引射器通风三种。

一、局部通风机通风局部通风机是井下局部地点通风所用的通风设备。

局部通风机通风是利用局部通风机作动力,利用风筒导风把新鲜风流送入掘进工作面。

局部通风机通风按其工作方式不同分为压入式、抽出式和混合式通风三种。

1.压入式通风压入式通风如图7-1所示。

局部通风机和启动装置安设在离掘进巷道口10m以外的进风侧巷道中,局部通风机把新鲜风流经风筒送入掘进工作面,污风沿掘进巷道排出。

风流从风筒出口形成的射流属末端封闭的有限贴壁射流,如图7-2所示。

气流贴着巷道壁射出风筒后,由于吸卷作用,射流断面逐渐扩大,直至射流的断面达到最大值,此段称作扩张段,用L扩表示;然后,射流断面逐渐缩小,直至为零,此段称收缩段,用L收表示。

风筒出口至射流反向的最远距离称为射流的有效射程,用L射表示。

一般有:L射=(4~5)S,m (7-1) 式中S—巷道断面,m2。

在有效射程以外的独头巷道会出现循环涡流区,为了有效地排出炮烟,风筒出口与工作面的距离应小于有效射程L射。

图7-1 压入式通风图7-2 有效贴壁射流压入式通风的优点是局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中,不易引起瓦斯和煤尘爆炸,安全性好;风筒出口风流的有效射程长,排烟能力强,工作面通风时间短;对风筒适应性强,既可用硬质风筒,又可用柔性风筒。

缺点是污风沿巷道排出,污染范围大,炮烟从掘进巷道排出的速度慢,需要的通风时间长。

压入式局部通风适用于以排出瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。

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第七章矿井通风与安全技术7.1概述凤凰山铜矿III矿体是一个板状的大理岩矿床,SiO2含量低;矿脉含硫量少,达不到自然危害性,井下最多工人190人,因此,工作面的通风应保证排尘及排除炮烟的需要,以最大可能减少矿尘危害。

根据安全规程,对凤凰山铜III矿体的矿井下通风安全做如下要求:(1)有人工作或可能有人到达的井巷,其空气成份(按体积计算)应为O2≥20%,CO2≤0.5%。

空气的温度不得高于25℃,总回风流中的CO2不得超过1%。

(2)井下空气需经常保持新鲜,空气中有害气体含量不得超过规定:CO2:0.2,SiO2:0.02,H2S:0.01(按重量计算mg/升)(3)所有矿井均应实行全面机械通风,在浅部矿井,也可采用自然通风,主扇要求连续运转。

7.2矿井通风条件凤凰山铜矿Ⅲ号矿带30线至35线间,其年产矿量13万吨,服务年限14年;采用竖井开拓,有轨运输;阶段的开采顺序采用下行式,阶段中矿块的开采顺序采用双翼开采;主要的采矿方法为分段凿岩阶段矿房法,垂直方向中深孔凿岩,每个矿房配置1台YQ-80新型钻机,井下回采的矿块数为3个,每天井下工作人数共190多人。

7.3通风方式与通风系统7.3.1通风系统确定的依据(1)风路短、阻力小、通风网络简单、风流容易控制,在主要人行运输坑道和工作点上污风不串联;(2)风量分配满足生产需要,漏风少;(3)通风构筑物少,便于维护管理;(4)专用通风井巷工程量少,施工方便;(5)通风动力消耗少,通风费用低。

7.3.2风井位置的确定风井布置方式有中央对角式,中央并列式以及侧翼对角式。

根据该矿山的的实际情况、确定其它井筒的原则及所选用的通风系统,这里选用二种方案。

方案一:中央对角式布置在矿体中央布置的主井(兼作副井)作为进风井,然后在矿体走向端部布置2条排风井,风井1的坐标为(97394,16582),风井2的坐标为(97192,16866),风井2内布置梯子间,作为第二安全出口。

采用这样的布置以形成对角式通风系统。

回采时,新鲜风流从主井进入,经过阶段输巷道进入各个作业地点,冲洗工作面后,污风由各中段回风巷道进入回风井,进而排出地表,其示意图如图7—1所示。

图7—1方案二:中央并列式布置在矿体中央布置的主井(兼作副井)作为进风井,然后在离主井不小于20m 的合适地段布置一条排风井,风井3的坐标为(97466,16698),同时风井内布置梯子间,作为第二安全出口,采用这样的布置以形成并列式通风系统。

回采时,新鲜风流从主井进入,经过阶段输巷道进入各个作业地点。

冲洗工作面后,污风由各中段回风巷道进入回风井,进而排出地表,其示意图如图7—2所示。

图7—27.3.3通风系统根据凤凰山铜矿III号矿体的赋存条件和选择通风系统的要求,通过对整体式通风系统和分区通风系统优缺点的比较,这里选用整体式通风系统。

通风方式选用抽出式通风,主扇安装位置在地表,这样有很多优点:安装、检修、维护管理比较方便;井下发生灾害事故时,扇风机不易受到损害。

7.3.4通风网路1、阶段通风网络根据分段凿岩阶段矿房法的结构特点,通风网路型式选用阶梯式网路。

在新鲜风流主井进入后,利用各中段运输巷道向采区送风,这样利用上阶段已结束生产的部分运输坑道作为下阶段的回风巷道,形成上下阶段风流不串联和较稳定风流的并联网路。

井下不专门设立进风道和回风道,这样可以减少开拓工程量,降低基建费用。

例如,在开采-40m中段时以-10m中段的阶段运输巷道作为回风巷道,因为-10m中段以上矿石储存量较少,在开采-10m中段以上的矿石时不在专门布置一条回风井,用于到单独排风,而是采用局部通风。

但是开拓、采准阶段的污风需要单独引到回风巷道排出地表,其示意图如图7—3所示。

图7—3阶段通风网络示意图2、采场通风网络凤凰山铜矿III号矿体由于规模小,倾角陡(接近90°),在开采技术上采用分段凿岩阶段矿房法开采。

采场属于有耙道结构的巷道型采场。

采场作业面分为二部分凿岩作业面和出矿作业面,这二部分都采用贯穿风流通风,并各有独立的通风路线,风流互不相连。

鲜风流从进风巷道由穿脉巷道经人行天井到出矿水平和上部凿岩作业面,清洗作业面后的污浊风流,通过另一翼的通风行人天井排至最上面的回风道(上中段运输平巷),然后由风井排出地表,如图7—4所示:图7—4采场通风网络示意图7.4风量计算7.4.1全矿总风量计算式:Q矿=k(n回采Q回采+n备采Q备采+n采切Q采切+n掘进Q掘进+Q硐室) (7—1 )式中K——矿井风量备用系数, 取k=1.4 ;Q回采—回采工作面所需风量,m3/s;n回采—回采工作面个数,n回采=1个;Q备采—备用回采工作面所需风量,一般取Q备采=0.5Q回采,m3/s;n备采—备用回采工作面个数,n备采=1个;Q采切—采切工作面需风量,m3/s;n采切—采切工作面个数,n采切=1个;Q掘进—掘进工作面需风量,m3/s;n掘进—掘进工作面个数,Q掘进=2个;Q 硐室—要求独立风流通风的硐室所需风量,m 3/s ;7.4.2采场工作面风量计算1、回采(Q 回采)(1)以排烟计算Q 1=t5.25ASL =2525.656.19618005.25⨯⨯=2.48m³/s (7—2) 式中Q 1—采场工作面需风量,m³/s ; A —回采中一次爆破炸药量,根据前面计算得每排孔的总装药量为65.52kg ,一次爆破三排,则一次破碎炸药量A =65.52kg ×3=196.56kg ;L —采场长度的一半, L =25m ;S —回采工作面横断面积,S =6.25m 2;t —一次破碎爆破后通风时间,t 取30min ,即t=1800s 。

(2)以排尘计算Q 2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s (7—3) 式中 S — 回采工作面横断面积,S =6.25m 2;V —要求排尘风速,查表取V =0.4m/s ;由于,Q 2>Q 1,取其最大值计算,故取Q 回采=Q 2==2.5m³/s 。

2、备采(Q 备采)一般 Q 备采=0.5Q 回采=0.5×2.5m³/s=1.25m³/s 。

3、采切(Q 采切)(1)以排烟计算Q 1=018ASL t =22.1725.613.11180018⨯⨯=0.35m³/s (7—4) 式中 Q 1—采切工作面需风量,m³/s ;A —采切工作中一次爆破炸药量,根据类似矿山巷道掘进的炸药单 耗为q=0.89kg/m 3,掘进深度为1.5~2.5m ,采切工作中最大的爆破炸药 量A=0.89kg/m 3×2m ×6.26m 2=11.13kg ;L 0—炮烟的抛掷距离,L 0=15+A/5=17.22m ;S —采切工作面最大横断面积,S =6.25m 2;t —一次破碎爆破后通风时间,t 取30min ,即t=1800s 。

(2)以排尘计算Q 2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s (7—5)于,Q 2>Q 1,取其最大值计算,故取Q 采切=Q 2==2.5m³/s 。

4、掘进工作面风量计算(1)以排烟计算Q 1=018ASL t =01.1766.507.10180018⨯⨯=0.31m³/s (7—6) 式中 Q 1—掘进工作面需风量,m³/s ;A —掘进工作中一次爆破炸药量,根据类似矿山巷道掘进的炸药单 耗为q=0.89kg/m 3,掘进深度为1.5~2.5m ,采切工作中最大的爆破炸药 量A=0.89kg/m 3×2m ×5.66m 2=10.07kg ;L 0—炮烟的抛掷距离,L 0=15+A/5=17.01m ;S —采切工作面最大横断面积,S =5.66m 2;t —一次破碎爆破后通风时间,t 取30min ,即t=1800s 。

(2)以排尘计算Q 2=S*V=5.66×0.4=2.26m³/s (7—7) 由于,Q 2>Q 1,取其最大值计算,故取Q 掘进=Q 2==2.26m³/s 。

7.4.3硐室风量计算井下的一些硐室(比如:井下炸药库、变电所以及其它一些辅助巷道)需要供风,所以这些风量都要独立的计算入总风量,各种硐室需风量通过查表可以得到:(1)井下炸药库需风量:Q 炸药=1.5 m 3/s(2)机修硐室需风量:Q 机修=1.5 m 3/s(3)井下变电所需风量:Q 变电所=2 m 3/s(4)卷扬机硐室需风量:Q 卷扬机=2 m 3/s(5)井下水泵硐室需风量()tCp N Q ∆-∑=γηϕ1水泵房 (7—8) 式中 Q 水泵房—井下水泵确室需风量,m 3/s ;φ—修正系数,因为同时工作水泵小于3台,所以φ=1.0;∑N —同时工作的水泵电机额定功率之和,N=2×220kW=440kw ; η—电机效率,一般为0.96~0.98,取η=0.8;C p —空气定压比热,C p=1.005kJ/(kg.K);γ—空气密度,γ=1.2kg/m 3;∆t —硐室进风和回风的温差,一般取∆t=5 。

C ;可计算得Q 水泵房=2.92m 3/s ;所以:硐室需总风量:Q 硐室=Q 炸药+Q 机修+Q 变电所+Q 卷扬机+Q 水泵房=9.92m 3/s ; 7.4.4全矿所需总风量:同时回采的工作面1个,备用工作面1个,采切工作面1个,掘进工作面2个,所以有:Q 矿=k (n 回采Q 回采+n 备采Q 备采+n 采切Q 采切+n 掘进Q 掘进+Q 硐室) = 1.4×(1×2.5+1×1.25+1×2.5+2×2.26+9.92)=28.97 m 3/s7.4.5矿井总风量校核按井下的万吨耗风量[y]校核矿井总风量[y]=Q 矿/A=28.97/13=2.23m 3/(s ·万吨) (7—9)式中 : Q 矿—全矿所需总风量,m 3/s ;A —矿山年产量,A=13万吨;本设计为凤凰山铜矿III 矿体开采时的通风系统,年产量为13万吨,属于小型矿山,而小型矿山的万吨耗风量指标为2~4 m 3/(s ·万吨),而上述计算校核在此范围内,符合要求。

7.5各工作面的风量分配方案一:中央对角式布置的风量分配1、容易时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-4.52-9.92)=6.25m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-8=2.5m3/s;Q8-9=13.858m3/s;Q4-10=Q3-4-Q4-5=3.75m3/s;Q10-11=Q13-14=Q14-15=1.25m3/s;Q10-13=Q11-12=Q12-15=Q4-10-Q10-11=2.5m3/s;Q15-16= Q12-15+Q13-15=3.75m3/s;Q16-17=15.108m3/s;Q18=Q19=0.2Q1-2=4.138m3/s;Q8-9+Q16-17=Q1-2+Q18+Q19;2、困难时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-9.92)=10.77m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-8=4.76m3/s;Q8-9=13.858m3/s;Q4-10=Q3-4-Q4-5=6.01m3/s;Q10-11=Q13-14=Q14-15=1.25m3/s;Q10-13=Q11-12=Q12-15=Q4-10-Q10-11=4.76m3/s;Q15-16= Q12-15+Q13-15=6.01m3/s;Q16-17=15.108m3/s;Q18=Q19=0.2Q1-2=4.138m3/s;Q8-9+Q16-17=Q1-2+Q18+Q19方案二:中央并列式布置的风量分配1、容易时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-4.52-9.92)=6.25m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-14=2.5m3/s;Q4-8=Q3-4-Q4-5=3.75m3/s;Q8-9=Q9-10=1.25m3/s;Q8-11=Q11-12=Q12-13=Q13-10=Q4-8-Q8-9=2.5m3/s;Q10-14= Q9-10+Q13-10=3.75m3/s;Q14-15= Q7-14+Q10-14=6.25m3/sQ15-16=28.97m3/s;Q17=0.4Q1-2=8.276m3/s;Q15-16=Q1-2+Q17;2、困难时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-9.92=10.77m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-14=4.76m3/s;Q 4-8=Q 3-4-Q 4-5=6.01m 3/s ; Q 8-9=Q 9-10=1.25m 3/s ;Q 8-11=Q 11-12=Q 12-13=Q 13-10=Q 4-8-Q 8-9=4.76m 3/s ; Q 10-14= Q 9-10+Q 13-10=6.01m 3/s ; Q 14-15= Q 7-14+Q 10-14=10.77m 3/s Q 15-16=28.97m 3/s ; Q 17=0.4Q 1-2=8.276m 3/s ; Q 15-16=Q 1-2+Q 17; 7.5通风阻力计算7.5.1容易时期矿井通风阻力的计算方案一:中央对角式布置从矿体的通风图与开拓图可以看出:回采第一个中段即-40m 时,风流直接从主井进入阶段运输平巷,然后通过穿脉到达各个工作面,清洗工作面后通过上阶段的阶段运输巷道,最后进入回风井而排出地表。

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