古城矿万吨新井通风设计矿井通风与安全课程设计

中国矿业大学资源与地球科学学院矿井通风与安全课程设计课程设计题目：古城矿120万t/a新井通风设计小组成员：朱宇孙如心王浩焦邵博班级地质12-8班指导教师 杨永良成绩班级地质12-8班指导教师 杨永良成绩日期2015年6月1.1矿区概述及井田地质特征1.1.1矿区概述古城矿井位于山东省兖州市新兖镇古城村，距兖州市中心 3km,东距曲阜市20km,Z1〜Z8、Z12Z1〜Z8、Z12〜Z17各点连成为界，东至 F33断层，北以F18断层及D1〜D5各点连成与单家村煤矿为界，南以第31勘探线及-1200米煤层地板等高线为界。井内的气象参数按表 1所列的平均值选取。表1矿井进回风井的风流温度参数一览表季节^—————地点进风井筒（K）出风井筒（K）冬301298夏2832981.1.2井田地质特征井田水平面积约17.95km2，井田周长18.68km，井田的水平宽度是： 3.5km。倾斜长度Lmin=0平均长度是4.3km。井田走向长度Lmax=5.92km,Lmin=0.72km平均走向长度是4.8km。储量计算范围为井田境界内各可采煤层。1.1.3煤层特征本矿井主要可采煤层有3煤层，其煤层平均厚度分别为 5m,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， 本矿井为低瓦斯矿井， 瓦斯鉴定结果为矿井相对瓦斯涌出量CH4=2.52m3/1、CO2=2.22m3/1，为低瓦斯低二氧化碳矿井，无煤和瓦斯突出现象。36.41%,各煤层均有爆炸性危险。36.41%,各煤层均有爆炸性危险。类，各煤层都有程度不同的自然发火倾向。3〜6月。煤芯煤样测定结果，自燃发火等级为II根据矿井实际生产资料统计发火期一般在1.2井田开拓1.2.1井田境界与储量矿井地质资源量3#煤118.51（Mt）,矿井工业储量114.24（Mt）,矿井可采储量101（Mt）,本矿井设计生产能力为 120万t/年。工业广场的尺寸为300mX400m的长方形，工业广场的煤柱量为 630（万t）1.2.2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，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，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64年。粉砂岩中砂岩砂质泥岩中砂岩细砂岩砂质泥岩1:200砂质泥岩(m)累厚(m)4.404.40紫红色，成分以石英为主，含云母星点，无层理。6.6011.0以白色为主，少带灰白色，含暗色矿物，钙质胶结。2.8313.83黑灰色，块状构造，性脆，含植物化石，呈滑面。522.16黑色烟煤，半亮型为主，夹有镜煤条带，煤层结构呈条带状，夹有矸石薄层。1.7923.95灰黑色，致密、性脆，块状构造，含菱铁矿结核，偶见黄铁矿散晶，具纵向裂隙。8.4532.4灰白色，微带绿色，成分以石英为主，长石次之，含云母星点黑色矿物较多，硅泥质胶结，隐显斜水平层例。5.8538.25灰色，泥质胶结，有明显的黑色泥质量条带,具波状层理。8.4046.65灰黑色，致密，厚层状，中夹菱铁矿结核和少量黄铁矿散晶，有少量植物化石，有滑面。图1综合地质柱状图1.2.3井田开拓工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。采用立井开拓，井筒置于工业场地之中。主、副井筒均为立井，布置在井田中央，只设一个水平。由于辅助运输

采用电机车运输，大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半岩及岩巷。担负矿矿井共有两个井筒，分别为主井、副井。主井位于井田中央工业场地之中，井120万t/a的煤炭提升任务。副井位于井田中央工业场地之中，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。担负矿矿前期开采井田的-690m标高以上煤为上山开采。后期开采-690标高以下煤层为下山开采。前期煤层倾角变化较小为13°，缓倾斜煤层，为实现高产高效，要求巷道布置系统力求简单，掘进工程量要少，结合实际生产中带区布置与带区布置各自的优缺故设计为带区式开采。井点及适用条件分析比较可知本矿井采用带区式开采优势明显，故设计为带区式开采。井底车场布置在3#底板岩石中。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1.3.1带区巷道布置及生产系统首采带区为一带区，位于井田西南方向，大巷北部，靠近工业广场。带区内划分为3m10个倾斜分带，组成一个统一的采准系统。根据古城矿实际情况，各分带之间留设窄小煤柱，采用沿空掘巷的方法掘进回采巷道。3m首采带区工作面长度取 200m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷断面面积10.08。10.6410.08。1.3.2采煤方法主采煤层选用综采开采工艺，倾斜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，选用编号为ZC186—ZZ38的配套设备：液压支架ZY3500/25/47、采煤机MXA-300/4.5、刮板输送机SGZ-730/220、SZB-764/132型转载机、PCM11G型破碎机、SSJ1000/2X160型带式输送机。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。1.3.3回采巷道布置工作面回采巷道采用单巷布置； 两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工。采用1000mm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。134部分井巷特征参数表2部分井巷特征参数 （其他井巷参数自行设计、计算或在相关图纸上提取）井巷名称长度（m）断面（m）周长（m）副井33.1820.42井底车场14.314.8轨道大巷14.314.8进风行人斜巷14.314.8分带运输斜巷10.6413.34采煤工作面1213分带运料斜巷10.0812.94运输大巷14.214.4风井19.6215.72矿井通风系统拟定2.1矿井通风系统基本要求⑴应有利于加快矿井建设速度，鼓术经济合理，生产安全。⑵必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》有关规定。每一矿井必须有完整的独立通风系统。新建或改建的矿井，如果米用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口。⑶箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不兼作风井。如兼作风井时，必须遵守下列规定：箕斗提升井兼作回风时，井上、下装卸载装置和井塔都必须有完善的封阂措施，其漏风率不得超过15%,并应有可靠的降尘设施。但装有肢带输送机的井筒，不得兼作回风井。箕斗提升井，或装有胶带输送机的井筒，兼作进风井时，箕斗提升并筒中的风速不得超过每秒6m,装有胶带输送机的井筒的风速不得超过每秒4m并都应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度，符合工业卫生标准。胶带输

送祝的并筒中还应装有专用的消防官路。⑷其他还应考虑以下各因素：风井位置要在洪水位标高以上，进风并口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500m。井口工程地质及井筒施工地质条件简单。占地少，压煤少，交通方便，便于施工。通风系统简单，风流稳定，易于管理。发生事故时，风流易于控制，每个带区至少有两个通向地面的安全出口，以便于人员撤出。使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。尽可能使每个带区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物.以免引起大量漏风。多风机抽出式通风附，为了保持风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻（一般要求公共区段的负压不超过任何一个扇风机负压的25%）。通风费用少。后期通风合理。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矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。2） 矿井通风方案一般说来，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中选择。方案一=二央拜列武凤并主劃井杯&于申央二业广场上.剳肴年忠凤共亘凤.55^2.1.. T Lb1(JLfstfc■^^1^^1^^1^^1■■"Sir申刪列施访式―■:-劃当3—运諭寓巷—3凤大¥5—亘貝三门方案二：中央分列式两叵风井&于井B边界的两翼，副井进风，风井回风，如田2.2・1 I I I图2・2中央分列式ifi风方式1一主井2-1*3-4S«i?：»—回凤犬*5-S风石门方案三：两翼r角式逶风井位于井3的中央，叵罚井设在井a利翼的上部君，fS23.IIII 1 I 丄 02.3两具对角式jg风方式I一主井2-1*―迄鑰大卷4-回风大*5-2凤若门方案2S=采区式通风方式2.4.Tff毎一个分区缴背汝ftS凤井2^井，构成fe^iS风系统，

--1— -L_—£- J2.4.Tff3）矿井通风方式的选择SXl通风方式比较週R岁=朝期狡鱼包少•工业SK*亶其=，-風S茗1奁.A串夷并旨径巧二业坊鬼冕r岂屋》• Fra护丰¥hE 薩护夢豊瓷黛桂软少.*^£犷幷週一~:八亠凤施密吗 卒卡诅®裒穷天.S屁;毛隹谖直除黑苓-且5虧・建胃選RE?宀龙鵲洵风小*塔二*喪含7-4、壬*乏匚.工吐LWS蔔i瓦玄晏注罠ElM賞亏賓霜：姒.叵伉袤近辅S>匚;焉爪奪建SS比弦755-逮琴期展華低.有討岂反咬S禮*啤S『盘电技‘宀履砖较浚・运武検雯瓦霸.H耙S火比®H*《%“拓区SK笔・®力S小》采仝2芒：甬辽“士二二”辰”育叫*：題金st 氏KA.比岂关齐別弍賽全feS好 ”京S陀*疾區老宅云丈:as4to；*产S较7：，愎暑上亂运毛恚软孩.瓦护和H粥：Sa苓*詐斷产丰吴M武遷罠技奇基・几个*2烷W以可討S凡*蒐H釣巴卓:打・更WTCfj：：3r?t弍 寥茲.S送人5设*r!^巧匣.工捏輛三r社、占世E袒穴*官侯护S匡養爭芦吕覽壬?E7：.号赛瓦3R含St;.黑2鬲工业r>S比轨*

2.3矿井通风方案技术与经济比较根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井矿井通风系统方案为：方案一：中央并列式。方案二：两翼对角式。1）矿井通风方案的技术比较根据以上提出的二种通风方案，对其进行技术上的优缺点比较，方案的技术比较列表进行比较。通风方案技术比较见表 4.2。表4.2通风方案技术比较表优点缺点方案1这种通风方式只设有一个出风井，初期投资少节省工业场地，建井工期短。进出风井漏风大，风路长，阻力大。方案2这种通风方式的优点在于通风路线长度和风压变动较小，通风机工作稳定，漏风少，矿井个带区能保持独立的通风，有利于矿井通风系统管理，发生灾变时，两个风井均可作为安全出口，抗灾能力强初期投资大，建井期长，工程量大方案1和方案2个有其优缺点，在技术上难于明显的分出其优劣，因而还需进一步作经济比较。2）通风方案的经济比较通风方案在经济比较中，对相同巷道的开拓和维护费用均不作比较。大巷和风井的维护费用按20年的服务年限进行计算（1）井巷工程掘进费用比较。表4.3井巷掘进费用比较方案项目方案1方案2工程项目工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）回风大巷55251346.7744.5277481346.71043.42回风井7805617.7438.13255X25617.7286.50合计1182.651329.92相对百分100%112.45%

（2）巷道维护费用能够比较表4.4井巷维护费用比较表方案项目方案1方案2工程项目工程量（m单价（元/ma）费用（万元）工程量（m单价/ma)费用（万元）回风大巷55258044.277488061.98回风井780907.02255X24.64.42合计55.2566.40相对百分数100%120.18%（3）通风设备购置费用矿井主风机、配套电机设备购置费按 90万元计算，主风机房必须安装两套主风机及配套电机。一套工作，一套备用。则共需设备费 90*2=180万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反门设施等通风设施的土建费按 60万元计算。则建一个风机房共需240万元。表4.5通风设备费用比较表方案项目方案1方案2通风设备费2402X240相对百分数100%200%⑷通风电费比较根据《矿井生产经营费指标》矿井通风分册，中央并列式通风时风井风量为72.2立方米/秒，风井年耗电费50.2万元。两翼对角式通风时风井风量为42立方米/秒，风机年耗电费18.5万元。风机服务年限按25年计算。表4.6通风电费比较表方案费用项目方案1方案2通风电费（万元）50.2X25=125518.5X25X2=925相对百分数135.67%100%

(5)通风总费用比较表4.7 通风总费用比较表费用(万元)项目方案1方案2井巷掘进费1182.651329.92井巷维护费55.2566.40通风设备费240480通风电费1255925总费用2732.92801.32相对百分数100%102.05%综上的技术比较和经济比较，可以看出，方案 1优越于方案2。因此本矿井采用方案1中央并列式通风。2.4通风机工作方法抽出式和压入式的优缺点工作方式优点缺点整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路。总进风量，比较安全。和工作面通风量都会减少。用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下使用比较安全。采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较难，漏风较大。在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。如果能够严防总风路上的漏压入式主扇使井下风流处于正压状态,当主扇停转时，风流压力降低，有可能当主扇停转时，风流压力降低，有可能风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出使采空区瓦斯涌出量增加。式小。2)3)5)6)2)3)5)6)两种主扇工作方法的风流运动过程(1)抽出式的风流运动过程在服务范围内的西风井安设抽出式主扇。主扇开始工作后，矿井内的风流处于负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿运输大巷经带区上部车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面。(2)压入式的风流运动过程在副井井口安设压入式主扇，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开。主扇开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿轨道大巷经过带区上部车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面。本矿井虽然为低瓦斯矿井，但是煤层有自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险性。采用抽出式通风，沿通风线路漏风少，通风管理工作比较容易，并且新旧水平过渡容易。另外，主扇布置在两翼风井而不是副井井口，对工业广场不造成噪音污染。因此，综合以上因素，确定主扇的工作方法为抽出式。3采区通风采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分，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形式，以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本采区通风系统应满足：分区通风、采掘工作面应采用独立通风，采区内所有的巷道，回采工作面，备用工作面，掘进工作面和硐室等有足够的风量；采区内风流稳定；有利于采空区瓦斯排放和防止浮煤自燃；通风系统具有一定的抗灾能力和满足一些特殊要求的能力(如抽放瓦斯、防火灌浆、煤层注水、区域反风和降温等)。使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小。3.1采区通风系统的要求采区通风的基本要求：1)4)回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；1)4)工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；回采工作面的风速不得低于1m/s；工作面回风流中沼气浓度不得超过1％；必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格质量要求；

表4.9 回采工作面通风类型比较表类型优点缺点U形采空区漏风少在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产。Z形在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全。采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高。Y形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题。对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿带区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，巷道的掘进和维护费用较大。双Z形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大。7)8)要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通;机电硐室必须在进度风流中；采空区必须要及时封闭;9)3.2回采工作面的通风方式1)7)8)要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通;机电硐室必须在进度风流中；采空区必须要及时封闭;9)3.2回采工作面的通风方式1)采煤工作面通风类型的确定本设计是带区布置通风方式是中央并列式适合本采煤工作面通风类型有U、Z、丫和双Z等形式,见图4.2，通风类型的粗略比较图L.rt4.2回采工作面通风类型由于本设计矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量很小，且U形通风漏风量少,易于通风管理。结合设计带区回采工作面推进方向，确定回采工作面的通风类型为U型通风。4掘进通风4.1掘进通风方法选择掘进通风方法分为利用矿井总风压和利用局部动力设备两种方法。利用矿井总风压进行局部通风，将增大矿井通风阻力，增加矿井通风成本，且设计矿井掘进工作面掘进长度较长，利用矿井总风压通风难以满足掘进通风要求，因此，设计选用局部动力通风方法，动力设备为局部通风机。4.2掘进通风方式选择局部通风机通风由局部通风机和风筒组成，按其工作发式分为：压入式、抽出式和混合式。其特点分别是：1） 压入式通风时，局部通风机及其附属电器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，安全性差。2） 压入式通风，风筒出口风速和有效射程较大，可以防止瓦斯层状积聚，散热效果好，然而，抽出式通风有效吸程小，排污风时间长、速度慢。3） 压入通风时，可用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便，而抽出式的风筒承受负压，必须使用刚性或带钢性骨架的可伸缩风筒，成本高、重量重、运输部方便本设计，煤巷掘进工作面瓦斯涌出较少，由于现在掘进机械化的提高，工作面需风量大，再综合压入式和抽出式通风优缺点比较，故本设计选用压入式掘进通风，其示意图如图4.34.3掘进工作面所需风量按瓦斯涌出量计算Qhi100QghiQhi—第i个掘进工作面的需风量Qghi—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，相对瓦斯涌出量为：m3/t.dKghi—第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用系数， 一般为1)hiKghi(4.1)式中:2.52—2.0。取1.5按日产160t计算q掘=160X2.52/ (60X24)=0.28m3/minQhi=100X0.28X1.5=42m3/min按人数计算Qbi=4NbiKm3/min (4.2)式中：4——以人数为计算单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3的规定风量；Nbi——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，根据古城矿现场生产实际，取Nai=40人。K 风量备用系数：中央并列式取1.45。则Qbi=4Nbi=4X40X1.45=232m3/min按炸药量计算Qbi=25AbK，m3/min (4.3)式中：25――以炸药量为计算单位的供风标准[m3/(min-kg)],即为每公斤炸药爆破后，需要供给的风量；Abi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量， kg。根据参照《煤炭井巷综合预算》关于炸药用量的规定，取一次爆破使用的最大炸药量为6.5kg。则: Qbi=25Abi=25X6.5X1.45=235.7m3/min通过以上的计算，选取最大值236n3/min。而本设计根据矿井的实际经验，对于煤巷掘进头的供风量确定为236m3/min。满足计算要求。按风速进行验算按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量4.4)最大风量(4.5)4.4)最大风量(4.5)=60=150X0.25X4X2.5=60=150m3/min按最高风速验算，各个煤巷掘进工作面的Qhi 604Shi=60=2400X4X4X2.5=60=2400式中：m3/min式中：Shi—第i个掘进工作面最大风量因此，掘进工作面供风Qh=378m3/min，能够满足要求。4.4掘进通风设备选型选用风筒要与局部通风机选型一起考虑，其原则是：风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求；在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，立井凿井时，选用 600〜1000mm的铁风筒或玻璃风筒；通风长度在200m以内，宜选用直径为400mmi勺风筒；通风长度200〜500m宜选用直径500mmi勺风筒；通风长度500〜1000m宜选用800〜1000mmi勺风筒。(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，连接和悬吊也简便。胶布和人造革风筒防水性能好，但柔性风筒只适用于压入式通风。为了满足抽出式通风的要求，目前有用金属整体螺旋弹簧钢丝为骨架的塑料布风筒。矿山常用的风筒直径有300、400、500、600和800mn等。本设计采用压入通风，选用用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便。设计煤巷掘进长度一般都大于500m所以选用800mn直径的风筒。规格选用胶布风筒。起规格参数见表4.10。表4.10胶布风筒规格参数表直径/mm截长/m壁厚/mm风筒质量/kg.m风筒断面/m2300101.21.30.071400101.21.60.126500101.21.90.196600101.22.30.283800101.23.20.5031000101.24.00.785(2)风筒的接头柔性风筒的接头方式有插接，单反边接头、双反边接头、活三环多反边接头、螺圈接头等多种形式。插接式最简单，但漏风量大；反边接头漏风较小，不易涨开，但局部风阻较大；后两种接头漏风量小、风阻小，但易涨开,拆装比较麻烦，通常在长距离掘进通风时采用。本设计采用多反边接头方式。

多反边接头如图示，是在双反边的基础上多一个活环3。活环3先套在有铁环2的风筒上(图，当风筒1反边翻套在风筒2上时，再把活环3套在风筒2的反边和风筒1的翻边上(图，然后把风筒2的反边和风筒I的翻边都翻套在活环3上(图C)。风筒阻力图4.4风筒联结示意图(4.6)根据风筒的百米风阻值图4.4风筒联结示意图(4.6)FF=(L/100)*R100，NS2/M8R=500十100X6.5=32.5NS2/M8百米风阻值见表4-11表4-11胶布风筒的摩擦阻力系数与百米风阻值风筒直径/mm3004005006007008009001000a X104/NS2m45349454138323029R00/NS2m81412314943414.76.53.32.0风筒漏风Le，Le，Le虽然Le100表(4.7)Le=(Qf-Q)/QfX100Leioo=(Q-Q)/(QfL/100)=Le/LX100式中：L——风筒全长，m;表4-12一般要求柔性风筒的百米漏风率达到中的数值通风距离/m<200200〜500500〜10001000〜2000>2000Le100/<15<10<3<2<1.5%

本设计风筒长度取500m百米漏风率取1.5%。柔性风筒的漏风备用系数①值用下式计算(4.8)=1/(1—nLi(4.8)式中:① 漏风备用系数。式中:n 接头数；n=500*50=10;Li――每个接头的漏风率，插接时 Le=0.01〜0.02;螺圈反接头时Li=0.005;①=1*(1—10X0.005)=1.05确定局部通风机的工作参数：风机的工作风量(4.9)(4.10)Ci=(4.9)(4.10)式中——工作面需风量;

Cf=局扇的工作风量式中Q=1.05X378=396.9m3/min3=6.2m/s所以风筒漏风量Qe=Qf—Q=396.9-3783=18.9m/min本设计采用压入式通风。则局部通风机全风压 H(Pa)(4.11)H=RQQ+0.811pd/D(4.11)式中:p——空气密度，取1.2Kg/m式中:D——风筒直径，0.8m;H=32.5X6.3X6.2+0.811X1.2X(6.03)2*(0.8)4=1321.04Pa由风机工作风量和全风压，决定选用FD-NO6.3/60轴流式局部通风机,其参数见表表4—13。型号表4-13FD—N°6.3/60轴流式局部通风机参数型号FD—NO6.3/60电动机功率（Kvy20风机级数2风量m/min450〜320风压（pa）1250〜5000重量（Kg）1100生产厂家重庆煤科分院4.5局部通风机安全技术措施1） 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。2） 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。3） 必须采用抗静电、阻燃风筒。4） 局部通风做到双风机、双电源、自动换机和自动倒凤装置。5） 掘进工作面的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；两闭锁。6） 专人负责维护管理。接头严格实行双向反压边，风筒逢环必挂，吊挂平直，拐弯处要安设专用弯头，杜绝拐死弯，尽量降低通风阻力，减少风筒吹扯、断裂现象。7） 使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。10m8） 恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。10m9） 安设瓦斯自动检测报警断电仪并与矿井监控系统联网。10） 建立局部通风机停开制度等。5全矿所需風量Q掘 Q硐 Q其它K,m3/min5.1矿井风量计算标准及原则风量计算的标准1）供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该用风地点的供风量。

按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。2)按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求计算，取其最大值。风量计算原则无论矿井或带区的供风量均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地点的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各带区风量。最后求出全矿井总风量。5.2矿井总风量的计算按下列要求分别计算，并且取其中最大值。1)按井下同时工作的最多人数计算4.12)4.12)式中Q 矿井总风量，m3/minN――井下同时工作的最多人数，人4——每人每分钟供风标准， m3/min1.10-1.50。上K――矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因采用压入式或中央并列式通风时，可取1.20-1.25；采用中央分列式时取或混合式时取1.15-1.20；采用对角式或分区通风时，可取述备用系数在矿井产量T>90X104t/a时取小值；TV90X104t/a1.10-1.50。上Q=4NK=4X200X1.20=960m3/min=16m3/s4.13)式中4.13)式中Q采一一采煤工作面所需风量之和，m/min；

Q掘一一掘进工作面所需风量之和， m/min；硐室所需风量之和， m3/min；Q其它一一采掘硐室外其它地点所需风量之和，m/min

K――矿井通风系数，考虑矿井内部漏风和配风不均匀等因素， K的取值范围为1.20—1.25。（1）采煤工作面需风量计算采煤工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其最大值，并用风速验算。①按工作面瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算，有(4.14)Q采100q采Kc(4.14)式中:Q采一一所有出煤工作面实际需风量,m3/min；q采一一采煤工作面绝对瓦斯涌出量，Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。机采工作面可取 1.2-1.6，本设计取Q采一一所有出煤工作面实际需风量,m3/min；q采一一采煤工作面绝对瓦斯涌出量，Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。机采工作面可取 1.2-1.6，本设计取1.5工作面日产量：4050t;综采工作面瓦斯绝对涌出量：m3/min；q采=4050X2.52/(60X24)=7.1m'/min则综采工作面需风量：工作面温度（C）<1515〜1818〜2020〜2323〜26工作面风速（m/s）0.3〜0.50.5〜0.80.8〜1.01.0〜1.51.5〜1.8按下式计算:Q采=100Xq采XKc=100X7.1X1.5=1065m3/min②按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表工作面气温与风速的关系Q采=60x乂XKXS(4.15)式中:Vc――回采工作面适宜风速，取Vc=1.5m/s计算，M=5mSi――回采工作面有效断面，按最大和最小空顶有效断面的平均值m2支撑式支架时用S=3.75（M-0.3）掩护支架时用S=3（M-0.3）Ki――工作面长度系数，按表4—15选取，工作面长205m。取1.3。°采=60X°采=60XVcXSiXKi(4.16)=60X1.5X14.1X1.3表4.15 采煤工作面长度风量系数采工作面长度(m)<5050〜8080〜120120〜150150〜180>180工作面长度风量系数0.80.91.01.11.21.3〜1.4则按工作面气温与风速的关系计算的需风量=1649.7m3/min③按工作人员数量计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。(4.17)Q采=4X(4.17)式中：4 每人每分钟供给4吊的规定风量，m/min；N――第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。则按工作人员数量计算高工作面需风量Q采=4X60=240m/min由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为:3Q采=1649.7m/min取Q采=1649.7m3/min=27.5m3/s④按风速进行验算：根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为 0.25m/s，最高风15ScQ15ScQ采240Sc(4.18)式中：Sc――回采工作面的平均有效断面，m设计矿井大采高工作面:Sc=14.35m2215.25m3/min<Q采w3444m3/min由风速验算可知，Q采=1649.7m3/min符合风速要求。

则：综采工作面的需风量为1649.7m3/min则：综采工作面的需风量为1649.7m3/min,取Q采=1649.7m/min(2)掘进需风量计算矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，前期安排四套独立通风的综掘机掘煤层掘进头。通风方式：采用综独头段采用压入式局Ajb

tc进头，后期仍为四个独立通风的掘机掘巷。在无联络巷贯通时的部通风机通风。煤巷、半煤巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应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：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：式(4.19)Q掘 100q掘kd式(4.19)式中：Q掘 掘进工作面实际需风量，m/min；q掘 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m/min；kd――掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，机掘工作面取1.5〜2.0，这里取kd=1.5单个掘进工作面日产量：160t;则：煤巷掘进工作面瓦斯绝对涌出量:3q掘=160X2.52/ (60X24)=0.28m/min煤巷掘进工作面需风量:q掘=100qaiXKai=100X0.28X1.5=42m3/min按炸药消耗量计算式(4-20)式中Q掘一一掘进工作面实际需风量，m/min；Aj——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg;

b――每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，煤巷取巷取0.04m/kg；0.1m3/kg,岩t 通风时间，一般不少于20min；c――爆破后经通风后，允许人员进入工作面工作的般取c=0.02%b――每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，煤巷取巷取0.04m/kg；0.1m3/kg,岩t 通风时间，一般不少于20min；c――爆破后经通风后，允许人员进入工作面工作的般取c=0.02%CO浓度,岩巷全断面一次爆破消耗炸药15kg。则按炸药消耗计算岩巷掘进工作面需风量m3/min③按局部通风机吸风量计算Q掘QfIkf(4.21)式中Qf——掘进面局部通风机额定风量，m/minI――掘进面同时运转的局部通风机台数，台kf――为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2-1.3。Q掘心Q掘=250X1X tC3751.2=300m3/min(4.22)(4.22)Q掘4Nj式中:40人。4――每人每分钟供给4m的规定风量，m/min40人。N――第j个掘进工作面同时工作的最多人数，取故综掘机掘进工作面风量： Q掘=4X40=160m7min大巷掘进工作面风量：Q掘=4X40=160m/min由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为:Q掘=375m3/min⑤按风速进行验算按《矿井安全规程》规定岩巷掘进工作面的风量应满足：9SjQ掘240Sj4.23)煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15SjQ掘240Sj4.24)式中Sj——掘进工作面过风断面，m2煤巷Sj=12.11m2，岩巷Sj=16.37m29X17.6=158.4<375<240X17.6=422415X13.8=207<375<240X13.8=3312由风速验算可知， °掘=375m3/min符合风速要求。则：掘进工作面的需风量均为375m3/min。(3)硐室需风量硐室的需风量可以根据经验值取：井下炸药库Q硐=80m/min带区变电所Q硐=80m3/min充电硐室Q硐=100m3/min(4)其它巷道需风量计算新矿井设计、其它用风巷道所需风量可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的3%-5%进行考虑。Q其它=(1649+300X4+80+80X2+100)X5%rT/min=159.45m 3/minQ其它取160mVmin。由以上计算结果，按采煤、掘进、硐室等处实际需风量分别计算矿井通风容易时期和困难时期的矿井总需风量，该矿井容易时期和困难时期所需的总风量相差不多，详见立体图。用风地点见图4—3和4—4。矿井通风容易时期:Q总(1649+375X4+80+80X2+100+160)X1.23=4379m/min矿井通风困难时期:Q总(1649+375X4+80+80X2+100+160)X1.23=4379m/min5.3风量分配风量分配原则主要是:1） 分配到各用风地点的风量，应不低于本节上面计算出的风量；2） 为维护巷道，防止坑木腐烂，金属生锈，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；3） 风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。风量分配应按不同时期的矿井总进风量和用风地点，采用由里到外，细致配风。矿井通风容易和困难时期的确定见4.5节矿井通风阻力。说明：由于本矿设计运输大巷单独的进风风流不经工作面，故给该巷分 440m/min。表4.16 矿井通风困难时期风量分配表用风量用风点数量单位需风量需风量配风量配风系数个m3/minm3/minm3/min采煤工作面综采工作面11649164920001.24掘进工作面煤掘工作面4375150015001.25独立通风硐室充电硐室11001001101.1变电所2801601901.19火药库18080901.1小计340390其它用风地点160+4406901.15

矿井有效风量4089内部漏风500矿井总进风量4580体积膨胀量（总进风5%）130外部漏风量（总回风5%）140通风风机风量5571表4.17 矿井通风困难时期风量分配表用风量用风点数量单位需风量需风量配风量配风系数个m3/minm3/minm3/min采煤工作面综采工作面11649164920001.24小计掘进工作面煤掘工作面4375150015001.25小计独立通风硐室充电硐室11001001101.1变电所2801601901.19火药库18080901.1小计340390其它用风地点160+4406901.15矿井有效风量4089内部漏风721矿井总进风量4580体积膨胀量（总进风5%）130外部漏风量（总回风5%）140通风风机风量5571风速校核风量分配到各用风地点后，验算各过风巷道的风速，防止巷道内风速过大或过小，使之满足对巷道的风速规定。具体验算见 4.5节矿井通风阻力。6全矿通风阻力的计算6.1矿井通风总阻力计算原则1） 矿井通风总阻力，不应超过294OPa2） 矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按照井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井应该按照井巷摩擦阻力的 15%计算。6.2通风阻力最大路线首带区首采工作面通风路线最短，通风阻力最小，为矿井通风通风容易时期；边界带区（最后一个工作面通风路线最长，通风阻力最大，为矿井通风困难时期。确定矿井通风容易时期的最大阻力路线为：和网络图：图4.4、根据通风容易和困难时期的立体图：图4.3、图和网络图：图4.4、矿井通风容易时期，最大通风阻力路线为： 0—15—6—7—8—9—10矿井通风困难时期，最大通风阻力路线为：0—15—6—7—8—9—106.3通风阻力计算井巷通风总阻力是选择矿井主要通风机的重要因素之一。所以，在选择矿井主要通风机之前，必须计算井巷通风总阻力。风量按各用风地点的需要或自然分配后，达到设计产量时，选择通风最容易和最困难时期的通风阻力，计算公式如下：SjrQ2h局He(4.25)式中H――矿井通风总阻力，Pa；――井巷摩擦阻力系数，Ns7m4L――井巷长度，mP――井巷净断面周长，mS――井巷净断面积，m/s；Q 井巷通过风量，m/s;H局一一局部阻力，Pa；He――自然风压，Pa。例图\\'—rfu-匸护£5§111jX、图络网风通井矿的期时易容44图-兰二兰y.1图体立风通井舊期时易容3_4图i-9_一r-t7采IIL'二・■®炉SDS图体立风通井矿的期时难困-寸_8;hf综采面例:MA图络网风通井矿的期时难困64图9*;・；IsbA：：_表4-18矿井容易时期通风阻力计算表支护L/U/m2S/mmRfaX10-4巷道号名称形式nS/4mNlS/m4m/spam/s1-副井混凝0.036920.433.10.011676.467.711.32土0282-井底车锚喷0.002014.814.30.008172.943.053.23场8033-轨道大锚喷0.005814.814.30.023563.494.402.94巷8084-进风行锚喷0.005014.814.30.002061.87.732.55人斜巷895-分带运锚喷0.011613.310.60.319036.8431.942.46输斜巷800446-采煤工液压0.022013120.038633.443.011.47作面支架5567-分带运锚喷0.011712.910.00.276436.8374.272.48料斜巷25504898-运输大锚喷0.013814.414.20.022981.473.59巷2029-风井混凝0.006815.719.60.004476.425.91210土31402合计0.70651089.46表4-19矿井困难时期通风阻力计算表序巷道支护aX10-4L/mU/mS/m2RfQhfv号名称形式NlS/m4NlS/m4m/sPam/s混凝20.433.167.70-1副井土0.03690280.011676.40872.3井底0.0043.01-2车场锚喷820014.814.30.008172.946715.11轨道0.00240390.2-3大巷锚喷8014.814.30.097263.4604.43进风3-1行人0.007.730斜巷锚喷85014.814.30.002061.8204.32分带运输0.0116013.310.6431.104斜巷锚喷80440.319036.8943.46采煤工作液压0.0243.04-5面支架520513120.038633.412.78

5-11分带运料斜巷锚喷0.0125160012.9410.080.252736.8342.203.416-7运输大巷锚喷0.012215014.414.20.129888.300.567-8风井混凝土0.0031468015.719.620.00443855176.425.913.89合计0.86331360.45由表4-18和表4-19计算结果得出，矿井通风容易时期的最大摩擦阻力为1089.46Pa,困难时期的最大摩擦阻力为 1360.45Pa。各用风地点的风量满足用风要求，风速均满足《煤矿安全规程》对风速的要求，见表 4-20。验证2.2节的各种巷道和井筒的断面选型是合理的。表4-20井巷合理风速±b柱米开U允许风速（m/s）井巷类型最低最高无提升设备的风井和风硐15专为提升物料的井筒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1.08运输机巷、带区进、回风巷0.256米煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其它通风行人巷道0.151）局部阻力计算按《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井井巷的局部阻力计算，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。(4.26)h局hf(4.26)式中h局局部通风阻力，Pa

hf井巷摩擦阻力，Pa容易时期通风总阻力为:hminhfh局hfhf10%(4.27)X10%hmaxX10%hmaxhfh局hfhf10%=1089.46+1089.46=1198.41Pa困难时期通风总阻力为：X10%X10%(4.28)=1360.45+1360.45=1496.50Pa6.4矿井总风阻和等积孔的计算1）通风容易时期矿井总风阻通风容易时期矿井总风阻可按下式计算2Rminhmin/Q式中:Rmin通风容易时期矿井总风阻,Ns22/m8hmin——通风容易时期的矿井总阻力,PaQ 矿井总风量，m矿井总风量，m/min/min矿井总风量，m/minAmin1.19QJhmin(4.29)AminAminh.I"minQ—3

mPa式中:—通风容易时期矿井等积孔，Amin1.19QJhmin「丁76.42.64m2J1198.412）通风困难时期矿井总风阻通风困难时期矿井总风阻可按下式计算2Rmax hmax/Q(4.30)式中:Rmaxhmax-Q—―通风困难时期矿井总风阻，—通风困难时期的矿井总阻力,3矿井总风量，m/minNs2/m8Pa2Rmax hmax/Q=1496.50/76.42=0.26m2矿井等积孔通风困难时期矿井等积孔可按下式计算Amax1.19QJhmax(4.31)式中:A厂^maxhmax-Q—―通风容易时期矿井等积孔，—通风容易时期的矿井总阻力,3矿井总风量，m/min3

mPa1.19Q 1.1976.4, 2.35m2V1496.50等积孔A风阻（Ns2/m8）通风阻力等级通风难易程度小于1大于1.416大阻力矿难表4-21 矿井通风阻力等级分类Amax { Vhmax1〜21.416〜0.354中阻力矿中大于2小于0.354小阻力矿易对照上表，本矿井在通风容易时期属小阻力矿井，通风容易，后期即通风困难时期也属小阻力矿井，通风难易程度容易7矿井主要通风机选型根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主扇，要先确定通风容易和通风困难两个时期主扇运转时的工况点。7.1自然风压自然风压对主要通风机的工作压力有很大影响。因此在风机选型计算风机压力时须考虑矿井自然风压。（“科马洛夫”公式）：矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。自然风压的经验计算公式（“科马洛夫”公式）：1）当井深小于100m时HnPoHnPoH1T2g(4.32)2）当井深大于100m时HnPoHnPoH1T2g(4.33)式中:H――自然风压，paH矿井开采深度，mT1――进风侧平均温度,KT1――进风侧平均温度,K；T2――回风侧平均温度,K；R矿井空气常数，干空气的常数287J/（kgK），水蒸汽气体常数R=461J/(kgK)。g――重力加速度，9.8m/s2由于矿井进回风井的风流参数因季节的不同而不同， 所以分夏季和冬季两个差别较大的时期，具体见表4—22表4-22T1、T2参数表地点季节副井风井夏季（K）301298

冬季（K）283298设计矿井开采深度大于100m于是夏季的自然风压Hn1为Hn1冬季（K）283298设计矿井开采深度大于100m于是夏季的自然风压Hn1为Hn1空丄丄gR T1 T21旦100007409.813.628769019.8——30112986901000083.42pa冬季的自然风压Hn2为HP0H1 1Hn2HP0H1 1Hn2〒T； T；H100007439.813.628769019.8——283129869010000443.62pa7.2主要通风机的风压和风量通风容易时期为了使所选用的风机在通风容易时期的工作效率不至太低， 应考虑矿井自然风压帮助通风机风压的作用，即抽出式风机，在通风容易时期的静风压为：hsminhminh风硐 Hn2(4.34)式中hsminhminHn2季)h风硐—通风容易时期通风机静压，pa通风容易时期的矿井通风阻力，pa通风容易时期帮助风机风压的矿井自然风压，pa（冬表示风硐影响的阻力，取h风硐=110pa。hsmin1198.41 110443.62 864.79Pa通风困难时期为了使所选用的风机在通风困难时期也能满足要求，需要考虑矿井自然风压反对风机风压的作用，即抽出式风机在通风困难时期的静风压为hsmaxhmaxh风硐Hn1(4.35)式中则 矿井通风容易时期总风阻为则 矿井通风容易时期总风阻为则 矿井通风容易时期总风阻为则 矿井通风容易时期总风阻为hsmax――通风困难时期通风机静压，pahmax――通风困难时期的矿井通风总阻力，paHn1――通风困难时期阻碍风机风压的矿井自然风压，pa（夏季）h风硐一一表示风硐影响的阻力，取h风硐=110pa。hsmin1496.50 110 83.42 1689.92Pa通过以上计算，得出矿井风机通风容易和困难两个时期对应的静风压见表 4—23主要通风机的通过风量Qf因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：Qf必须Qf1.05Q(4.36)式中:Qf――通风机风量， m3/sQ 风井总风量，m3/s1.05――抽出式矿井通风外部漏风系数则 通风容易时期：3Qf1.0576.4 80.22m3/s通风困难时期：3Qf1.0576.4 80.22m/s矿井主要通风机通过风量见表4-21。容易时期困难时期风压（Pa）864.791689.92风量(m3/s)80.2280.22表4-23通风容易、困难时期风压、风量对应表设计工况点下的矿井总风阻R总h扇/Q2(4.37)式中:-矿井总风阻，-通风机风压，通风机风量，Ns2/m8Pam3/min7070h扇 864.79R、min TZT-TTJQ80.220.13Ns2*/m8矿井通风困难时期总风阻为尺总尺总max ~20.26Ns2/m8h扇 1689.927.3主要通风机的选择选用2选用2台2K56-NO24型轴流式通风机4—7(n=750r/min)，—台工作，一台备用。风机的特性曲线见图1)主要通风机工况点在风机曲线上，设计的风机风量与风压对应点即为风机设计工况点，而风阻曲线与风机特性曲线上的交点才是实际工况点。(风机叶片调角最小为2.5度)表4-24按风压与风量关系列出了几个对应点。表4-24风阻曲线对应点X风阻力\2030405060容易时期52117208325468困难时期104234416650936在曲线上作图根据表格数据在风机特性曲线上作出矿井通风困难和容易时期的风阻曲线，得到风机实际工况点My和Mn，见图4-7，工况点各参数如表4-25所示。表4—25风机工况点型号时期叶片安装角转速仲m)风压(Pa)风量(m3/s)效率输入功率kw2K56-NO2容易3075086580.220.721204困难32.5750169080.220.82245WfaOOP5005045亠-———40、c35WfaOOP5005045亠-———40、c35、、、■—2520°:'7、"-325、、■■^oc014015Q 160JO'OaofD10EU30TObO60 70RB90100HOIEOHctsa09^iLs6004002000H0L5016032003000aeoo260010 20 30405060 70GO901001101£D1：3q(m3/s)702K56NO.24装置性能曲线(n=750r/min)4-7通风机特性曲线7.4配套电动机的选择1）电动机选择通风机输入功率按容易、困难时期，分别按下式计算通风机所需输入功率NminNmax(4.38)hl Qfminh(4.38)Nmin=弔(007(4.39)h■ Qfmaxh(4.39)Nmax=l；0007式中式中Nmin（Nmax通风阻力最小（最大）时期通风机的输入功率，KvyQfmin（Qfmax） 通风阻力最小（最大）时期通风机工作风量，m3/s；hmin（hma" 风机实际最小（最大）工作风压， pa；ns――通风机工作效率，%则通风容易时期通风机的输入功率N80.22864.79

min10000.72100KW通风容易时期通风机的输入功率_80.221689.92Nmax_ 10000.82当N当Nmin0.6Nmax时，可选一台电动机，电机功率按下式计算:NeNmaxkNeNmaxke/etr(4.40)当Nmin0.6Nmax时，需选两台电动机。电动机功率分别按下式计算:NeJNeJNminNmaxke/etr(4.41)e=0.9〜0.94e=0.9〜0.94tr传动效率，直联传动取1,皮带传动取0.95〜0.9，连轴器传动取0.98;trKe动机容量备用系数，取1.1〜1.2。maxJ因Nmin0.6Nmax,所以需要选择一台异步电动机，根据公式 4-41有:maxJNemin ^1001661.2/0.900.98175Kw因为主要通风机的功率在500KW以下，可以选用异步电动机。根据以上计算所得的电动机输入，输出功率及通风机所要求的转数N=750r/min，在〈电工手册〉上可以选出合适的电动机。电动机有关技术参数如表4.26所示：表表4.26 电动机技术参数表表4.26 电动机技术参数型号额定功率/Kw额疋负载下重量/kg疋子电流/A转速r/min效率%功率因数Y4502-1018030.175091.30.7830867.5矿井主要通风设备的要求1） 主要通风机运转平稳、无异声，无喘振现象，能力足够，运转工况的排风量应大于矿井需风量加内部和外部漏风量之和；2） 必须保证风机连续运转；3） 主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装着一套通风机和一部备用电动机。备用风机或备用电动机和配套通风机，必须在10min内开动。4） 主要通风机必须保证经常运转；5） 装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；6） 主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机的转数的风叶的角度，必须报矿总工程师批准；7）8）7）8）准。9）8矿井反风措施及装置8.1矿井反风的目的意义矿井生产过程中如果在进风井附近进风巷道中发生火灾、 瓦斯、煤尘爆炸等事故时，为避免COCO2等进入工作区域，危及井下作业人员及设备安全，要求主要通风机能够使井下风流反向，避免灾害或事故扩大。此过程叫反风。反风装置就是使矿井风流反向的设施、设备，《煤矿安全规程》规定：“生产矿井主要通风机必须在10分钟内完成反风。并且达到正常风流的40%”8.2矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析目前我国常用的反风方法有两种：一是利用反风道反风；二是利用主要通风机反风。设计矿井所选的通风机是双级叶轮轴流式矿井主要通风机。 叶片型线为机翼扭曲式，安装角度在20〜50之间无级可调。当需要反风时可使通风机直接反转，不需要调节通风机的任何装置为缩短通风机的正反风交替时间， 通风机上备有刹车装置。通风机与电动机之间调心连轴器通过传动轴直联。通风机的直接反转风量达到60%部分超过75%则吨煤井巷维护费为： 则吨煤井巷维护费为： 125.84/120=1.04元/吨。概算矿井通风费用1)电费(W1)吨煤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，可用下式计算：1)电费(W1)吨煤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，可用下式计算：E8760(Nemax=8760X133/(1.1=1173588.52kw量，Nemin)/2(kevX0.95X0.95)hw)(4.42)(4.43)(4.44)井巷工程折旧、维修费：风井380元/(4.43)(4.44)井巷工程折旧、维修费：风井380元/米回风顺槽400元/米专为通风服务的井巷维护费为：3806804002500125.84万元/吨EA8760Nemax/(kevw)=8760X20/(1.1X0.95X0.95)=176479.476kwhW1(EEA)D/T=(1438307.731＋176479.476X4)X0.8/1200000=1.25式中：Wi——吨媒电费，元/t；E――主要通风机年耗电量，kwh；D 电价，元/kwh;T――矿井年产量，t；EA――局部通风机和辅助通风机的年耗电量，kwh；Nemax—―通风机的最大功率， kw；变压器效率，可取0.95；电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.9〜0.95范围内选取。吨煤其他通风费用见表4-27设计矿井的一套机房所有的通风设施造价总机200万元。回收率4%，服务年限为25年，年折旧费为220014%/2515.36万元。则吨煤通风设备折旧为：15.36/120=0.128元/吨根据生产经营指标通风设施年维护费为：8万元/年则吨煤通风设备维护为：8/120=0.067元/吨通风设备折旧和维修费0.128元/吨+0.067元/吨=0.195元/吨。30万计算。则吨煤通风材料消耗费30万计算。则吨煤通风材料消耗费为：30/120=0.25元/吨通风人员工资：根据工资制度和人数计算一年工资支出 100万元。吨煤工资为:100/120=0.83元/吨表4-27通风费用列表费用项通风设备折旧和维修费井巷工程折旧、维修费通风器材购置维修费通风人员工资合计单价（元/t）0.1951.040.250.831.419则吨煤通风成本为:0.195+1.04+0.25+0.83+1.25=3.57元井下防止特殊灾害的安全措施10.1井下防尘为了保护工人健康和防止煤尘爆炸事故，保证安全生产，都必须制定防尘、降尘、预防和控制煤尘爆炸范围的措施，加强管理，严格执行。（1） 加强