《矿井通风与安全》课程设计.doc

1、矿井通风与安全课程设计说明书班级采矿工程11级06班学号1103020604姓名指导老师11课程设计目的（1）初步应用矿井通风与安全课程所学的知识，通过课程设计加深对矿井通风与安全课程的理解。（2）培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。（3）为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打好基础。目录第一章矿井巷道布置2第一节矿井地质条件概况2第二节开拓巷道布置及主要参数2第三节准备巷道布置及主要参数3第四节回采巷道布置及工作面主要参数5第二章矿井通风系统设计错误未定义书签。第一节通风方式错误未定义书签。第二节通风方法错误未定义书签

2、。第三章采（带）区通风系统设计10第一节进风及回风上山确定10第二节工作面通风系统确定12第四章矿井需风量的计算错误未定义书签。第一节采煤工作面需风量的计算错误未定义书签。第二节掘进工作面需风量的计算错误未定义书签。第三节其他硐室需风量的计算错误未定义书签。第四节矿井总需风量的计算错误未定义书签。第五章矿井通风总阻力计算错误未定义书签。第一节通风容易时期总阻力错误未定义书签。第二节通风困难时期总阻力错误未定义书签。第六章矿井通风设备的选择20第七章概算矿井通风费用错误未定义书签。2第一章矿井巷道布置第一节矿井地质条件概况某矿井田走向长度为8KM，倾斜长度为15KM。单斜构造，地层为东西走向，向

3、南倾斜。煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层。井田内自上而下开采K1、K2和K3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见图1所示。K1和K3煤层属简单结构煤层，硬度系数F2，各煤层容重均为130T/M3，各煤层瓦斯涌出量较小。灰色泥质页岩，砂页岩互层岩性描述厚度/M柱状综合柱状图8608400203504207800504603202503502468泥质细砂岩，碳质页岩互层碳质页岩，松软K1煤层灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬灰色砂质泥岩K2煤层薄层泥质细砂岩，稳定灰色细砂岩，中硬、稳定K3煤层灰白色粗砂岩、坚硬灰色细砂岩互层图1采（带）区综合柱状图第二节开拓巷道布置及主要参数1，井筒形式的选择矿井

4、的地面平坦，地面标高为200M，煤层露头为30M，井田走向长度为8KM，煤层平均倾角为18，选用立井开拓，主井采用箕斗运输，副井采用罐笼运输。回风3井巷考虑其经济和技术方面的效益及施工，选用回风斜井。2井底车场矿井井下煤炭运输由胶带输送机运输，通过主井提升至地面，所以矿井的井底车场实际上为副立井井底车场，担负全矿井辅助运输任务，是矿井井下辅助运输的转运中枢。根据井底车场形式选择的原则采用立井刀把式环形车场形式。3运输大巷和回风大巷的布置根据煤层的自然分布情况、长壁综采工作面的布置要求、煤层顶底板的岩性及煤层硬度，结合井下主、辅运输方式，确定分煤层布置大巷，各大巷之间通过斜巷或煤仓联系，集中运输

5、大巷布置在煤层地板岩层。因此根据矿井通风和运输的需要，分煤层布置3条大巷，即1条辅助运输大巷、1条胶带输送机大巷和1条回风大巷。第三节准备巷道布置及主要参数1采区巷道布置1个水平，设置主运输大巷，组内煤层根据可采区域情况设置煤层大巷，通过溜煤眼或斜巷与水平大巷相连，各本矿井开采近距离煤层群，煤层起伏平缓，为近水平煤层，工作面采用大巷走向长臂布置方式。（三）工作面顺槽布置方式根据采区巷道布置，工作面顺槽布置考虑了以下几种方式、单巷布置，沿空掘巷服务下区段；、双巷布置，留宽煤柱，单巷服务下区段；、三巷布置，留宽煤柱，双巷服务下区段。第一种方式属于无煤柱开采方式，间隔开采沿空掘巷。每个工作面布置一条

6、胶带输送机顺槽，兼进风巷，一条辅助运输顺槽，兼回风巷。本方式主要优点是可以提高煤炭回收率，有利于防止煤层自然发火，而且盘区内的采掘工作互不影响，有利于沿空巷道的掘进和维护，所有顺槽都是随采随废，巷道维护工作量小。4第二种布置方式为留设区段煤柱方式，其主要特点是可以实现连采机快速掘进，满足高产高效综采工作面回采接续的要求，其中一条顺槽可以疏排采空区积水和向采空区实施防火措施并作为下区段的上顺槽二次使用，有利于人员通行和顺槽事故的抢救，但煤柱损失稍多。第三种方式与第二种属同一类型，是目前国外和国内部分高产高效综采工作面多采用的布置方式，该方式有利于大型高产综采和设备运输、安装、维护、更换和移动。端

7、头便于管理，占用辅助工时少，安全状况得到改善，有利于长距离煤巷掘进和人员通行及顺槽事故抢修，但井巷工程量太大，煤柱损失多，位于中间的顺槽受深部集中压力影响，难以维护。根据瓦斯、通风及运输等要求，经综合分析并兼顾矿井建设期间的实际情况，每个工作面布置三条巷道，回风顺槽一条（本矿井工作面推进长度较长，为解决施工时的长距离通风运输问题，首采工作面回风顺槽施工时，在采煤工作面内沿与顺槽呈45角的方向施工一条连接回风顺槽和主运输顺槽的措施巷）；运输顺槽两条，其中一条作为下区段的回风顺槽。两条运输顺槽间距25M，两顺槽之间用联络巷相连，根据施工需要，联络巷的间隔要求不大于100M。图411运输顺槽断面图2

8、采区车场及硐室采区设车场，工作面顺槽直接与采区下山相接，下山与大巷相连。采区运输下山与5主运输大巷之间设采区转载煤仓。下山与大巷交叉时，下山局部抬起，从大巷顶部通过。此外，采区内的硐室主要有采区排水泵房、采区变电所、皮带机头硐室等。第四节回采巷道布置及工作面主要参数采煤工作面沿煤层倾向布置，沿走向推进，回采巷道采用单巷布置。回采巷道包括工作面运输顺槽和回风顺槽。运输顺槽安设有胶带输送机，运送煤炭，运输顺槽垂直于工作面。回风顺槽以回风为主，于运输顺槽平行布置，回风顺槽不仅起到回风作用，还应用于辅助材料、设备的运输，巷道内铺设有轨。第二章矿井通风系统设计第一节通风方式1矿井通风系统设备选型与经济概

9、算的基本任务作为生产矿井设计的一个主要组成部分，其基本任务是紧密结合矿井开拓、开采和运输等基本情况，来拟定技术可行、安全可靠、经济合理的矿井通风系统方案；计算不同时期的矿井总风量及系统总阻力；选择矿井通风设备。设计时还应遵循当时的矿井设计技术政策、规定和规程，并顺应当时的发展趋势。2矿井通风方式的选择依据和原则1）矿井通风方式选择的主要影响因素和依据因素矿井总开拓布置；煤层赋存状况；煤层瓦斯含量；煤层自燃倾向性；小窑塌陷漏风情况；地形条件等。依据矿井生产的技术条件及矿井通风基础资料如矿井瓦斯等级；各煤层瓦斯含量及涌出量；煤尘爆炸性；煤层自然发火倾向性等；矿井设计生产能力和有效服务年限；矿井开拓

10、方式、初期采区布置；采掘工作面数量；矿井各水平标高和服务年限；采煤年进度计划图；各水平、各采区产量分配及接替情况；井巷断面积和支护方式；6邻近生产矿井有关经验数据或统计资料。2）矿井通风方式选择的选择原则每一个矿井必须有完整独立的矿井通风系统；杜绝矿井间的串联通风；箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒不应兼做进风井；每一个生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道，实现分区独立通风；所选择的通风路线对井下工作人员应具有最大的安全性，即一旦矿井发生事故时，有利于风流控制，便于人员撤退；井下每一水平到上一水平和每个采区，都必须至少布置两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连接；尽可能使每个采区

11、的设计能力相均衡、阻力相近；避免过多的风量调节；尽量减少通风构筑物设施的数量；尽量避免对角风路；防止风流漏风或风流反向；井下的爆破材料库必须有单独的通风系统；多风机抽出式通风时，为确保风机联合远行时的稳定性，总进风道的断面不宜过小（必要时进行风巷允许风速的验算）；应尽量降低公共风路段的阻力。3）矿井通风方式根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井前二十五年左右的矿井通风系统方案，可以看出中央边界式风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大不适合现在的高产高效矿井。本矿井煤层有自然发火危险，发火期限比较长，煤尘有爆炸性等因素，为了使每个采区互不影响，所以综上述考虑采用两翼对

12、角式更为合理。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。11中央式1）中央并列式在地形条件许可时，进风井和出风井大致并列在井田走向的中央，二井底都开掘到第一水平，主要通风机设在出风井的井口附近，将污风抽到地表，出风井的井底必须和总进风流隔开，出风井的井口一般用防爆门紧闭；还要在岩石中做条回风石门MN，煤层倾角越大、总回风石门越短，反之越长。7图21中央并列式注用斜井开拓时，可以大致在走向的中央开掘一对并列斜井。2）中央并列式的适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大4KM，瓦斯、自然发火都不严重，在此条件下，采用中央并列式是比较

13、合理的。这种通风方式和其它方式相比，尽管存在着风路较长，阻力较大，采空区的漏风较大的缺点，但对于瓦斯、自然发火不严重的矿井来说，这并不很重要。同时，由于产生的阻力较大，通风电力费较大，进风与出风两井筒之间的漏风较大，箕斗井回风时外部漏风较大等，这些缺点对走向不大的矿井来说也不是一个很大的问题。相反，由于煤层倾角大，总回风石门长度小，开掘费小，两个井筒立井或斜井集中，便于开掘，开掘费也较少，便于贯通，建井期限较短，采用中央并列式通风方式，具有初期投资较少、出煤较快的优点。同时它的护井煤柱较小，且便于延深井筒，为深部通风的准备工作提供有利条件。3）中央分列式又名中央边界式进风井大致位于井田走向的中

14、央，出风井大致位于井田浅部边界沿走向的中央，在沿倾斜方向上，出风井和进风井相隔段距离，出风井的井底高于进风井的井底，主要通风机设在出风井口附近；在井田走向的中央开凿主井和副井。图22中央分列式4）中央分列式的适用条件一般地说，这种通风方式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大4KM，而且瓦斯，自然发火比较严重的新建矿井。与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，建井期限略长，有时初期投资稍大多打一个出风井，少掘一条总回风石门，但相差不悬殊。如果中央有两个井筒，以后在延深井筒、做深部通风的准备工作时，也就不会困难，这种方式由于多打一个直通地面的回风井，所以矿井的通风阻力较小，内部漏风小，这

15、对于瓦斯，自然发火的管理工作是比较有利的，增加了一个安全出口，工业广场设有主要通风机的噪音影响，从回风系统铺设防尘洒水管路系统都比较方便。12对角式1两翼对角式进风井筒大致位于井田走向的中央，两个出风井筒分别位于两翼边界采区中央的浅8部，主要通风机设在出风井口附近。为了开采深水平，有时把两翼风井设在两翼沿倾斜的中央和沿走向的边界附近。用斜井和平峒开拓时，可把下图中的立井改为斜井和平峒。图23两翼对角式2两翼对角式适用条件一般认为，这种布置方式指对角风井位于浅部边界附近者适用于煤层走向较大超过4KM、井型较大、煤层上部距地面较浅、瓦斯和自然发火严重的新建矿井。它的优缺点，完全和中央并列式相反，比

16、中央分列式的安全性更好，但初期投资更大。如果能够进行相向掘进，就能适当减轻建井期限长，投产较晚的缺点。有些瓦斯等级不高，但煤层走向较长、产量较大的新矿井，也可采用这种通风方式。3分区对角式进风井大致位于井田走向的中央，在每个采区各掘一个小回风井，并分别安设抽出式分区主要通风机，可不必做总回风道。在图95中也可以用斜井代替立井，或者进风用垂直于走向或平行于走向的平峒，出风用斜井；或者进风和出风都用平峒。图24分区对角式4分区对角式适用条件煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道因会穿出地面，在此条件下，开采第一水平时，只能采用这种小风井立井、斜井或平峒分区通风的布置方式。每个采

17、区各有独立的通风路线，互不影响，是这种通风方式的主要优点。13混合式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，其中有中央分列与两翼对角混合式和中央并列与中央分列混合式等。以中央分列与两翼对角混合式通风系统为例简单说明。1中央分列与两翼对角混合式为了缩短基建时间，在初期采用中央分列式通风系统，随着生产的发展，当开采到两翼边界时，则用中央分列与两翼对角混合式的通风系统。总之，要在初期通风系统的基础上，根据煤层赋存条件和生产发展情况等进行分析确定。9图25中央分列与两翼对角混合式2混合式适用条件这种通风方式适用于井田范围大，多煤层，多水平开采的矿井。大多用于老矿井的改造和扩建。第二节通风方

18、法矿井开采K3煤层，埋深260M左右。通风方式可考虑两个方案，即抽出式和压入式。1抽出式通风抽出式通风为当前通风方式的主要形式，适用广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于瓦斯管理。（1）矿井井下长期处于负压状态，当矿井主扇因故停止运转时，井下风流压力提高，可使煤层及采空区瓦斯涌出量减少；（2）通常情况下采用主、副井进风，专用回风井回风。风机装在专用回风井上，漏风量小，通风管理容易；（3）与压入式相比，抽出式最大的缺点是煤层埋藏浅或开采煤层上部有小煤窑采空区时，有害气体容易沿采空区裂隙进入井下。2压入式通风压入式通风目前在国内仅少部分矿井采用，与抽出式通风相比，缺点较多。（1）在高瓦斯矿井，矿井井下长

19、期处于正压状态，当矿井主扇因故停止运转时，井下风流压力减少，可使煤层及采空区瓦斯涌出量增加；（2）与抽出式相比，压入式最大的优点是煤层埋藏浅或开采煤层上部有小煤窑采空区时，有害气体不易沿采空区裂隙进入井下，对井下生产影响较小；（3）压入式通风可以有两种方式实现，一种是将风机装在主井（或副井）上，另一10种是设专用进风井。将风机装在主井（或副井）上时，由于频繁运输的需要，矿井漏风严重，通风管理困难；将风机装在专用进风井上时，需另对主、副井及主要运输大巷专门配风，保证主要进回风巷有较为新鲜的风流。与抽出式通风比较，矿井开采初期要多施工一个风井，如主、副井为回风井筒，井下乏风对矿井工业场地有一定污染

20、。3矿井通风方式本设计矿井通风方式确定为抽出式。主要理由是（1）煤层埋深较大，开采后，即使地表发生塌陷或裂隙，也容易被黄土封盖，不易产生矿井漏风；（2）矿井开采初期少施工一个进风井；（3）不必为运输大巷单独配风，减少矿井总风量。根据井田开拓方式，本矿井投产初期为中央并列式通风方式，可采用的通风方法有抽出式及压入式。抽出式通风方法有利于瓦斯的管理，也适用于走向长的矿井，井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使瓦斯涌出量减少，比较安全；漏风量小；通风管理较简单。压入式进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压

21、力降低，有可能使瓦斯涌出量增加。因此设计采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法。第三章采（带）区通风系统设计第一节进风及回风上山确定一般来说，采区上（下）山至少要有两条，即运输上山和轨道上山，对生产能力大的采区可有三条或四条上山。只设两条上山时，一条进风，另一条回风。新风流由大巷经进风上（下）山、进风平巷进入采煤工作面，回风经回风巷、回风上（下）山到采区回风石门。当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大，上下多区段同时生产或采区有煤与瓦斯突出危险时，可增设专用的通风上山。1）轨道上山进风，运输机上山回风如图31所示，新鲜风流由进风大巷采区进风石门下部车场轨道上山。故下部车场绕道中不设风门。轨道

22、上山的上部及中部车场凡与回风巷连接处，均设置风门与回风隔离，为此车场航道要有一定的长度，以及决通风与运输的矛盾。112）运输上山进风、轨道上山回风如图32，运输上山进风时，风流与煤流方向相反。运输机上山的下部与进风大巷间必须设联络巷入风，禁止从溜煤眼进风。运输上山的中部、上部与回风巷或回风上山连接的巷道中均设置风门或风墙。轨道上山回风，它与各区段回风巷与回风石门连通。为了将轨道上山与采区进风巷隔离，其下部车场中应设两道风门，风门间隔不应小于一列车长度；否则运料与通风发生矛盾，风门易于被破坏或敞开，导致工作面风量不足，可能引发事故。123）两种通风方式比较轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯

23、、煤尘污染及放热影响，轨道上山的绞车房易于通风；变电所设在两上山之间，其回风口设调节风窗，利用两上山之间按风压差通风。输送机上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，易于引起煤尘飞扬，运输煤炭释放大量瓦斯，可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量，使风流温度增高。此外须在轨道上山的下部车场内安设风门，此外运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。运输上山进风容易引起煤尘飞扬，并释放出大量瓦斯，可使进风流中的煤尘和瓦斯浓度增大，给安全生产带来了严重的隐患。所以在该矿井的设计中采用轨道上山进风，运输上山回风的通风方式。第二节工作面通风系统确定工作面通风系统有

24、3中，分别是抽出式、压入式、混合式。抽出式通风方法有利于瓦斯的管理，也适用于走向长的矿井，井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使瓦斯涌出量减少，比较安全；漏风量小；通风管理较简单。13压入式进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使瓦斯涌出量增加。混合式通风兼有两者的优点，但也存在抽出式通风的缺点。综合以上的特点，工作面通风选用压入式通风，安全合理。第四章矿井需风量的计算第一节采煤工作面需风量的计算1按瓦斯涌出量计算错误未找到引用源。100错误未找到引用源。错误未找到引用源。错误未找到引

25、用源。21式中错误未找到引用源。第I个采煤工作面需要风量，错误未找到引用源。/MIN错误未找到引用源。第I个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，错误未找到引用源。/MIN错误未找到引用源。第I个采煤工作因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取错误未找到引用源。1216；炮采工作面取错误未找到引用源。1420；水采工作面取错误未找到引用源。2030。综合考虑GWIK取13/MIN904M16655100Q3WI2，按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件

26、。进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合下表41采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流温度/采煤工作面风速/M错误未找到引用源。15030515180508182008102023101523261518采煤工作面的需要风量计算14错误未找到引用源。60错误未找到引用源。错误未找到引用源。错误未找到引用源。式中错误未找到引用源。第I个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表41中选取,M/S错误未找到引用源。第I个采煤工作面有效通风断面，取最大值和最小控顶时有效断面的平均值，错误未找到引用源。错误未找到引用源。第I个采煤工作面的长度系数，可按表42选取。表42采煤工作

27、面长度风量系数表采煤工作面长度/M采煤工作面长度风量系数/错误未找到引用源。150850800980120120150150180101112180130140/MINM8469921182160KSV60Q3WIWIWIWI3按使用炸药量计算WIWIA25Q23其中25每使用1KG炸药的供风量，M3/MIN；WIA第I个采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，KG。/MINM51073425A25Q3WIWI4按工作人员人数计算WIWIN4Q24其中4每人每分钟应供给的最低风量，M3/MIN；WIN第I个采煤工作面同时工作的最多人数，个。/MINM2646644NQ3WIWI5按风速进行验算15

28、按最低风速验算采煤工作面的最小风量WIWIS25060Q/MINM512181250603按最高风速验算采煤工作面的最大风量WIWIS460Q/MINM1944814603根据风速验算工作面的风量符合要求。用以上四种方法对采区每个独立通风的回采工作面进行计算，选择最大值作为回采工作面所需风量即904M3/MIN。备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50。把这些风量和采区内独立通风的备用工作面所需风量累加起来，就是采区内回采工作面和备用工作面所需的总风量。即（904904/2）1356M3/MIN第二节掘进工作面需风量的计算1按

29、瓦斯涌出量计算GHIGHIHIK100QQ25其中HIQ第I个掘进工作面需要风量，M3/MINGHIQ第I个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；GHIK第I个掘进工作面瓦斯涌出不均匀和风量备用系数，一般取1520。/MINM60061753100K100QQ3GHIGHIHI2按炸药量计算HIHI25AQ26其中25每使用1KG炸药的供风量，M3/MIN；HIA第I个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，KG。MIN/5107342525AQ3HIHIM3按工作人员数量计算HIHI4NQ2716其中4每人每分钟应供给的最低风量，M3/MIN；HIN第I个掘进工作面同时工作的最多人数。MIN/

30、721844NQ3HIHIM4按风速进行验算按最低风速验算各个岩巷掘进工作面的最小风量/MINM108915060S15060Q3HIHI按最高风速验算各掘进工作面的最小风量/MINM21609460S460Q3HIHI式中HIS第I个掘进巷道工作面巷道的净断面积，M2。根据风速验算掘进工作面的风量符合要求。用以上几种方法对掘进工作面进行计算，选择最大值作为掘进工作面所需风量即675M3/MIN第三节其他硐室需风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值所得火药库按经验值给定风量大型爆破材料库为100150MIN/3

31、M，中小型爆破材料库为60100MIN/3M，采区绞车房及变电所为6080MIN/3M。结合本矿实际，取火药库实际风量为120MIN/3M,绞车房实际风量为80MIN/3M,变电所实际风量为80MIN/3M第四节矿井总需风量的计算矿井的总风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算QMQWTQHTQRTQOTKWZ2817式中QWT采煤工作面和备用工作所需风量之和，M3/MIN。QHT掘进工作面所需风量之和，M3/MIN。QRT硐室所需风量之和，M3/MIN。QOT其他用风地点所需风量之和，为以上工作面所需风量的总和的3M3/MIN。KWZ采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均

32、匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般取115125QWT904904/21356M3/MINQHT600M3/MINQRT803240M3/MINQOT135660024036588M3/MINQ容易（13566002406588）122714M3/MIN第五章矿井通风总阻力计算容易时期及困难时期分别计算，分别绘制其通风网络图。1、通风阻力（1）摩擦阻力根据有关规定，矿井通风摩擦阻力按下式计算H23QSALP式中H摩擦阻力，PA；摩擦阻力系数，NS2/M4；L巷道长度，M；（2）局部阻力矿井的局部阻力按摩擦阻力的1015计算，矿井负压计算详见表522、523。巷道名称支护方式ALM）PM）

33、S（M2）Q（M3）/SV（M/S）H（PA）副立井砌碹00057351712010755899418522回风立井（困难期）通风计算表523回风立井（容易期）通风计算巷道名称支护方式ALM）PM）S（M2）Q（M3）/SV（M/S）H（PA）副立井砌碹000735171201205511312轨道上山锚网00101030181941015325903联络斜巷锚网00138717818923111158区段轨道石门锚网001312217818926111283区段回风平巷锚网0033380218244401393011联络巷锚网00132517818940212137区段运输平巷锚网00133

34、550178189140593238486工作面锚网001348015716816972659011区段回风平巷锚网00133650218244140212139566采区回风石门锚网001045717818916951934413回风大巷锚网0013216717824414043667656回风斜井砌碹000530017120170559266合计58688195轨道上山锚网00101030181941015325903联络斜巷锚网00138717818923111158区段轨道石门锚网001312217818930111376区段回风平巷锚网0033380218244401393011联络

35、巷锚网00132517818940212137区段运输平巷锚网00133550178189124593187090工作面锚网001348015716816972659011区段回风平巷锚网00133650218244145212149713采区回风石门锚网001045717818915051927110回风大巷锚网0013216717824414043667656回风斜井砌碹000530017120166558835合计540311矿井通风负压计算结果回风立井风量147M3/S，风压困难时H58688PA；容易时H540311PA。第六章矿井通风设备的选择（一）自然风压20本设计矿井冬、夏季自

36、然风压都取50PA（二）选择主要通风机本设计矿井瓦斯涌出量小，前面已经确定抽出式通风机，现在考虑轴流式通风机和离心式通风机的优缺点。初步选择轴流式通风机采用抽出通风方式通风。1、确定主要通风机的风量（1）容易时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿，对于抽出式Q扇105110Q矿M3/S式中，105110为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取105，有提升运输任务时取110。此处取105Q扇10520852189M3/S（2）困难时期时期通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿，对于抽出式Q扇105110Q矿M3/S式中，105110为外部漏风系数，出风井

37、无提升运输任务时取105，有提升运输任务时取110。此处取110Q扇11020852294M3/S2、确定主要通风机的风压轴流式通风机容易时期H扇易H阻易十HD一HN困难时期H扇难H阻难十HD十HN式中HD通风机装置阻力，PA。此处取150PA所以容易时期H扇易H阻易十HD一HN113531505021353PA困难时期H扇难H阻难十HD十HN184691505038469PA观察47211NO20B通风机特性曲线图知，其可满足要求,在其风量坐标2085做Q轴垂线，在风压坐标21353、38469点分别做Q轴平行线，分别垂直Q轴于AB两点，此两个工况点均在合理工作范围内，故选47211NO20

38、B通风机。3、求通风机的实际工况点1）计算通风机的工作风阻R易H扇易/Q扇2R难H扇难/Q扇2即21R易12071518204498R难18177518206774在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点为A,即为实际工况点A。B沿风阻曲线上移一级得容易时期、困难时期风机实际工况点A和B。由图可见，两个工况点均在合理工作范围内容易时期应在安装角较小的情况工作，困难时期应在安装角较大的情况下工作。（三）选择电动机1、根据通风容易和通风困难两个时期实际工况点计算主要通风机的输入功率扇易扇易扇扇入易1000HQN扇难扇难扇扇入难1000HQN式中H扇易、H扇难、Q扇均为实际工况点的

39、对应参数风机效率，可在风机特性图上查得。所以N扇入易55136061000076985KWN扇入难53119142100008212396KW2、由通风容易、通风困难两个时期主要通风机输入功率，计算电动机的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。当主要通风机的输入功率在通风容易时期为N扇入易与困难时期的N扇入难相差不大时，即N扇入易06N扇入难时，则两个时期都用一种较大功率的电动机。其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入转扇入难电出NN（KW式中转传动效率，直接传动时，转1电电出电入）（NN115101KW式中110115电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取115，对于

40、轴流式主要通风机取110；电电动机效率，一般取09095，此处取091。因985123960674376所以N电出1239611236N电入1112360911494（KW）查电动机技术手册合适的电动机为JS400S28功率160KW，转数740R/MIN，效率91，功率因数085。22第七章概算矿井通风费用电费（1）主扇运转时的耗电量E36524NE/2EVWT87607945/2090809515087588KWH/A式中E主扇电动机效率，取09；V变压器效率，取08；W电线输电效率，取095；T传动效率，取1。（2）局扇运转时的耗电量由于掘进通风采用电动机功率为28W的JBT62型局扇，共1台，则耗电量为EAN36524/2EVWT288760/2090809511792983KWH/A式中N局扇输出功率，取28KW；E主扇电动机效率，取09；V变压器效率，取08；W电线输电效率，取095；T传动效率，取10。由以上可得一年内总耗电量为E总EEA508758817929836880563KWH/A（3）吨煤的通风电费WE总D/A式中A矿井生产能力；D电价，取03元/KWH。代入数据得W688056303/900000023元/T。