九龙矿150万t新井通风设计说明书

中国矿业大学矿井通风课程设计说明书004九龙矿150万t/a新井通风设计小组成员： 中国矿业大学二一年七月中国矿业大学矿井通风课程设计说明书1 矿井概况31.1 矿井地质概况31.2 矿井开拓方式41.3 矿井开采方法42 矿井通风系统设计42.1 矿井通风方式52.2通风机工作方法82.3采区通风93 矿井风量分配123.1 配风的原则和方法123.2 风量的计算124 矿井通风阻力164.1确定矿井通风容易时期和困难时期164.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线164.3阻力计算及通风网络、立体图205矿井主要通风机选型235.1 风机参数及自然风压计算235.2 通风机及电动机选择255.3风机附属装置276 概算矿井通风费用296.1 吨煤通风电费296.2 通风设备的折旧费和维修费296.3专用通风巷道的维护费306.4 通风区队全体人员的工资费306.5矿井通风费用30附录一：参考文献301 矿井概况1.1 矿井地质概况1.1.1矿区概述九龙矿位于河北省邯郸市峰峰矿区东南部。九龙矿地处鼓山东麓。区内有公路与主干道相通，向北39.5公里到邯郸市与107国道和京深高速公路接壤，并向北32公里与309国道相连北起以F9-1 和F9-2断层，南以F26 断层，西以F8断层,分别与九龙矿井田、梧桐庄井田、二矿泉头扩大区和新三矿相邻，东以二号煤层-900的等高线为边界。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。表1 空气平均密度一览表季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.201.17夏1.1721.1531.1.2 井田地质特征南北走向长度约为 8km。东西倾斜宽大约大约2.5km。井田面积约20 km2。1.1.3 煤层特征本矿井可采煤层有2煤层，其煤层平均厚度为6.2m，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，1985年，抚顺煤研所确定本矿井-600m水平瓦斯相对涌出量为24.1 m3/t.d，-850m水平瓦斯相对涌出量为26.9 m3/t.d，属高瓦斯矿井。九龙矿煤类为烟煤，煤尘爆炸指数均大于15%，都具有爆炸危险性，在精查勘探与二水平补勘阶段井田内2、4、8、9号煤层进行了煤尘爆炸性实验，均有爆炸危险性。矿井投产以来，井下煤层及地表煤堆、矸石山未发生过自燃现象。经煤炭科学研究总院抚顺分院对九龙矿2、4号煤的自燃进行了鉴定，鉴定结果表明2号、4号煤为三类不易自燃。表1-1 综合柱状图柱状厚度（米）岩性描述240.00表土，无流砂8.60砂质页岩8.40泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定0.20沙质泥岩，松软2.40k2煤层，块状r1.254.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩4.80泥岩细砂岩互层4.60薄层泥质细砂岩，稳定0.20泥岩，松软2.80k2煤层煤质中硬r1.288.20灰白色砂岩坚硬抗压强度600900公斤/cm224.86灰色中、细砂岩层互层1.2 矿井开拓方式2.1 井田境界与储量矿井地质资源量：2#煤174.50（Mt），矿井工业储量164.50（Mt）， 矿井可采储量119.07（Mt），本矿井设计生产能力为150万t/年。工业广场的尺寸为450m400m的长方形，工业广场的煤柱量为1133 (万t)。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330天计算，“三八”工作制，即二班生产，一班准备，每班净工作时间为8个小时。净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为150万吨/年,矿井服务年限为61年。图1 综合地质柱状图2.3 井田开拓工业场地的位置选择在主、副井井口附近，了均衡矿井初期和后期的生产运输量，缩短通风网路，决定将井筒的位置设于井田中央偏东的位置，风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井采用两翼对角式通风，故将风井布置在边界。本矿井采用两个水平划分，一对立井二水平开拓，一水平标高为-650m( 采区布置)，二水平标高为-850m（采区布置），两水平之间通过斜井延伸。主要运输大巷沿煤层走向布置。井底车场为梭式车场，立井井口设在井田中央偏东，井口标高为+117m。本设计主要开拓巷道有运输大巷和轨道大巷均布置2号煤层底版岩中层。辅助运输大巷和胶带输送机大巷沿煤层底板布置，巷道坡度随煤层而起伏，一般为0-3左右。矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗提升运到地面。物料经副立井罐笼运输到井底车场，然后架线电机车运到盘区。矸石由1.5t矿车经架线电机车运至井底车场经副井罐笼提升到地面。1.3 矿井开采方法3.1 采区巷道布置及生产系统2号煤层为单斜煤层，煤层走向NE，长8016m；倾向NW，倾斜长度平均为2496m；倾角13。煤层平均厚度6.2m，煤层较稳定。首采区为南一采区，采用走向长壁采煤法。采区走向长度为4000m，倾斜长度935m，双翼布置，上山开采。因此工作面长度设计为150m，采用综采放顶煤，所以把整个采区划分分5个区段，10个工作面。根据九龙矿2号煤层的赋存条件，适宜建设采用一矿一面达产。开采南翼采区时，在北翼同时开掘准备及回采巷道，为工作面接替做好准备。待首采采区全部采完后，北采区一采区工作面已经准备出来，可以投入生产，依次类推。同理，设计首采采区的工作面接替顺序为两翼跳采。即：2201240622022407220324082204240922052410。3.2 采煤方法本矿采用综合机械化采煤的回采工艺（简称综采），放顶煤，全部垮落法管理顶板。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ZC186ZZ38的配套设备：液压支架ZZPF4800/17/33、采煤机MXA300/3.5D、刮板输送机SGZ-764/400、 SZZ-764/160型转载机、SB1200型破碎机、SSJ1000/2160型带式输送机。采煤机截深0.8m，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。3.3回采巷道布置本工作面采用综采放顶煤采煤工艺，回采巷道采用一般的“内错式U+L”型布置方式，即一条区段运输顺槽,一条区段回风顺槽和一条高顶排放瓦斯巷。该采区采用双巷布置，间留15m的煤柱，掘进通风简单，通风阻力小。回采巷道宽度为4.2m，高度为3.3m。高顶瓦斯排放巷为30002000mm。3.4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（m2）周长（m）副井44.1623.55井底车场及石门15.615轨道大巷15.615采区下部车场14.313.85运输上山14.313.85运输石门14.313.85区段运输13.8615工作面1014区段回风13.8615高顶排放巷610回风石门14.313.85回风上山14.313.85回风大巷15.515风井19.619.5风硐1211.792 矿井通风系统设计矿井通风系统是矿井生产系统的主要组成部分，包括通风方法和通风方式和通风网络。矿井通风方式是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排除污浊空气的进风井、回风井的布置方式，主要包括：中央式、对角式和混合式；通风方法，即矿井主要通风机的工作方法（分为抽出式、压入式及压抽混合式）以及通风控制设施的总称。2.1 矿井通风方式1）通风方式技术比较按进风井合回风井得相互位置关系一般可将矿井通风方式分为以下五种：即中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风，其适用条件及优缺点对比见表2-1。表2-1 矿井通风方式对比项目类型适用条件优缺点中 央并列式新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4km，而且瓦斯、自然发火不严重的矿井。初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；工业广场风机噪音大。中 央分列式煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井。与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流路线短，风阻小；内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便：多一个风井场地，压煤较多。两 翼对角式适用于走向长度大于4km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯自然发火严重的矿井。由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻比较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比中央分列式安全性更好；但初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。分 区对角式适用于煤层距地表浅因地表高低起伏较大，无法开采浅部总回风巷，而且表土层没有沙层，便于开掘小风井。各分区与独立的通风线路，互相不影响而且通风阻力小，建井工期段；利于安全生产；分区风井多，占场地多，通风机管理分散。 中央并列式 中央分列式 对角式 混合式图2-1 矿井通风系统类型本矿井处平原地区，井田走向长度约为5km，倾斜方向长度3.3km，矿井相对瓦斯涌出量为6.6/T,煤层有自燃发火危险，发火期为16-18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。因走向较短，两翼各布置一个采区，每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采，为便于通风，提出两个方案，然后对两方案的通风系统进行比较。中央边界式通风系统的适用条件：一般适用于瓦斯和自然发火问题比较严重的缓倾斜煤层，埋藏较浅、走向不大（一般不大于4km）的矿井。两翼对角式通风系统的适用条件：一般适用于走向长度较大（一般超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火较严重的矿井。两方案均适用于本矿井，下面进行经济比较。 2）通风方式经济比较两通风系统方案的经济比较如表2-2、表2-3、表2-4及表2-5所示。主要从巷道开拓工程量、掘进费用及巷道维护费用、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑。巷道开拓及维护费用只比较两方案中不同（或多出）巷道，相同巷道不再作经济比较。 井巷工程掘进费用比较表2-2 井巷掘进费用方案项目中央边界式两翼对角式工程项目工程量（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24903000747000回风井315800025231528000504合计999504 井巷维护费用比较表2-3 井巷维护费用比较方案项目中央边界式两翼对角式工程项目工程量（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24909022.41000回风井3151203.7831521207.56合计26.197.56 通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费按100万元计算，主要通风机房必须安装两套主要通风机及配套电机。一套工作，一套备用，则共需要设备费用1002=200万元。风机房、风硐、扩散器、防爆门、反风设施等通风设施的土建费按80万元计算，则建一风机房需要280万元。两方案的经济比较如表2-4所示。表2-4 通风设备购置费用方案项目中央边界式两翼对角式通风设备费280万元2802万元 通风总费用比较通风费用汇总如表2-5所示。表2-5 通风总费用比较方案项目中央边界式（万元）两翼对角式（万元）井巷掘进费999504井巷维护费26.197.56通风设备费280560总费用1305.191017.56从表2-5可以知道，两翼对角式在经济上要优于中央边界式。综合技术和经济两方面的比较，总体上两翼对角式通风方式优于中央边界式通风方式，故本矿井采用两翼对角式通风方式。2.2通风机工作方法矿井通风机的工作方法有抽出式、压入式及压抽混合式。其适用条件和优缺点见表2-6。表2-6 通风方式分类通风方式图示使用条件及优缺点抽出式优点：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采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。缺点：当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时，抽出式会不小窑积存的有害气体抽到井下使有矿井效风量减少。压入式低沼气矿的第一水平，矿井地面地形复杂、高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点：1.压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面；2.进风线路漏风大,管理困难；3.风阻大、风量调节困难；4.由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难；5.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，有可能使采空区瓦斯涌量增加。另外，由于采空区是通过塌陷向外漏风，自然征兆不易被发现。正因为抽出式有着独自的优点，井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少，比较安全；漏风量小，通风管理较简单；与压入式相比，不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难。本矿井地质构造较简单，为高瓦斯突出矿井，自然发火危险性较大，走向较长，开采面积较大，因此选用抽出式通风方式。2.3采区通风采区通风系统是矿井的基本组成部分，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方式以及采区通风设备的和通风构筑物的设置等基本内容。它主要取决于采区巷道布置和采煤方法，同时要满足通风的特殊要求。在通风系统中，要能保证采区风流的稳定性，尽量避免角联风路，尽量减少采区漏风量，新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小，回采工作面和掘进工作面都应该独立通风。采区布置独立的回风道，实行分区通风。采区通风系统既要保证质量，安全可靠，又要经济合理。采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，工作面的安全生产，而且影响到全矿的通风质量和安全状况。2.3.1确定采区通风系统（1）采区上山通风系统轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、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，在回风处设调节风窗，利用两上山间风压差通风。运输上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中释放的瓦斯，可使风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，需在轨道上山的下部车场内安设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。本设计矿井相对瓦斯涌出量为15-20m3/T，,属于高瓦斯矿井。结合矿井的实际条件，采区上山采用二进一回的通风方式，采用轨道上山、运输上山进风，回风上山回风。具体操作是在上水平轨道上山进大量的风，运输上山只进少量的风目的是供行人和检修设备；风回风上山回风。这样布置的优点是使运输上山的风速较小，不致激起煤尘，也使轨道上山风速不致太大。车辆通过方便，上山绞车房便于得到新鲜风流，进风流污染少，工作面环境好。本设计矿井为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，采用此法比较合理。2.3.2回采工作面通风方式（1）回采工作面通风系统回采工作面通风系统主要有四种，见图2-7，各优缺点和适用条件如下： “U”型通风系统 “Y”型通风系统 “Z”型通风系统 “W”型通风系统图2-7采煤工作面通风方式“U”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，风流系统简单，漏风量小。但风流线路长，变化大，工作面偶角易积聚瓦斯。这种通风方式如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求即可采用。 “Y”型通风系统，工作面采用后退式回采。上、下顺槽同时进风，可以稀释回风流中的瓦斯，防止工作面偶角积聚瓦斯，改善了回风巷的气象条件。但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。 “Z”型通风系统，工作面采用前进式或沿倾斜方向回采。回风巷在煤体前方维护，须预先掘进，上、下顺槽同时进风，在相同风速下，风量可增大一倍；但进风巷在采空区内维护，密封不好，漏风量大。 “W”型通风系统，工作面采用后退式回采。进、回风巷均在煤体中维护，工作面通过风量大，有利于工作面降温和排除瓦斯。根据该矿实际情况，采用“U”型通风系统，下行通风，上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，有利于较快地降低工作面温度和煤尘含量。 “U”型通风系统布置方便，通风简单，工作面可采用后退式回采。上、下顺槽在煤体中维护，漏风量小，风流流动为上行方向，上、下顺槽布置于煤体中，漏风量小；瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快降低工作面瓦斯浓度。开掘井巷费用低，同时结合煤层的储存形式，本设计在回采工作面应用“U”型通风系统。（2）回采工作面上下行通风回采工作面上行通风和下行通风的比较见表2-8表2-8 回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点通风系统适用条件及优缺点上行通风在煤层倾角大于12度的回采工作面，都应采用上行通风。优缺点：瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度。风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面的进风流中煤尘浓度；同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度。运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。下行通风在没有煤（岩）与沼气（二氧化碳）突出危险的、倾角小于12度的煤层中，可考虑采用下行通风。工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量。考虑本设计煤层自燃发火严重，沼气涌出量大，以防灭火及冲淡工作面涌出的瓦斯的角度出发，决定采用上行逆向通风方式，这样还可以避免机电设备安放在回风流中。虽然使煤炭运输方向和风流方向相反，但运用一定的除尘措施后，基本上可以解决风流激起煤尘的问题。3 矿井风量分配3.1 配风的原则和方法矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风量的和。对新设计的采区，应使各个用风地点的风量符合规范中关于人员所需风量，瓦斯，CO2，CO和其它有害气体的安全浓度，各工作地点的允许温度，空气中煤尘的安全浓度，最低和最高风速的允许值以及各种漏风的允许值等规定。3.2 风量的计算本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法。首先计算出各用风地点的风量，再乘一定的系数，得出总风量。即： Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）*K （3-1）其中： Q采-各回采工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min;Q掘各掘进工作面所需风量之和，m3/min;Q硐各硐室所需风量之和，m3/min;Q其它其它巷道风量之和，m3/min;K矿井通风系数，取1.2；1）回采工作面的需风量回采工作面需风量应按稀释和排除瓦斯，CO2，及其它有害气体，粉尘，并使工作面具有适宜的气温和风速。分别以这些条件进行计算，然后取其中的最大值 按瓦斯涌出量计算工作面的风量 Q采=100*q采*KC （3-2） 其中 Q采回采工作面需风量，m3/min;q采绝对涌出量，m3/min;KC瓦斯涌出不均衡系数1.5；绝对涌出量按下式计算： q采=q相对*A工日/1440 （3-3）其中 q相对工作面瓦斯相对涌出量，m3/td;A工日工作面日产量.矿井的瓦斯相对涌出量为6.6 m3/td，则 煤层：综采工作面： m3/min高档普采工作面： m3/min所以=1856.25 m3/min煤层：综采工作面： m3/min高档普采工作面： m3/min所以=2217.1875 m3/min 按工作面气温计算 采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合下表的要求 此时采煤工作面的需风量可按下式计算： Q=60*Vc*Sc （3-4）其中 Vc回采工作面适宜风速，m/s（如表3-1所示）；Sc回采工作面平均有效断面。表3-1 工作面风速表采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.5取 Vc=1.5m/s ，则取综采工作面平均断面积7.8，此时综采煤工作面的需风量为： m3/min取高档普采工作面平均断面积9.4，此时高档普采煤工作面的需风量为： m3/min综上所述，回采工作面的风量取最大值为容易时期1856.25 m3/min，困难时期2217.1875 m3/min。 按工作面风速验算 根据煤矿设计规程规定的回采工作面最低风速为0.25m/s ，最高风速为4m/s的要求进行验算。回采工作面的风量应满足： 15* ScQ采 240* Sc 其中Sc 为9.4m2 则 1412217.18752256可知回采工作面的风量满足要求。2）掘进 根据实际经验，取煤巷掘进头的供风量为380 m3/min，岩巷掘进头的供风量为300 m3/min。3）硐室煤矿井下硐室需要独立回风的主要有采区变电所、采区绞车房、炸药库等。根据实际配风经验，对这些硐室配风如下：变电所：80 m3/min；绞车房：80 m3/min；炸药库：100 m3/min。4）备用工作面的需风量备用工作面的需风量通常取为生产采面的需风量的一半,当采区风量不富裕时，也可按工作面不聚积瓦斯为原则配风，但工作面风速不应小于15m3/min。表3-2风量分配表通风地点单位需风量（m3/min）煤层综采1113.75高档普采742.5煤层综采1330.3125高档普采886.875掘进头煤巷380岩巷300硐室变电所80绞车房80炸药库100综合上述，并根据两翼对角式通风方式服务的前期和后期不同的用风地点的风量，以及矿井开拓方式的改变，得矿井总风量。矿井总风量：容易时期：Q（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）*K（1856.25 +380*4+80*2+80*2+100*2）*1.154480.6875 m3/min=74.6781 m3/s困难时期：Q（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）*K（2217.1875 +380*4+80*2+80*2+100*2+300*2）*1.25828.625m3/min=97.1438 m3/s4 矿井通风阻力 4.1确定矿井通风容易时期和困难时期 矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算 h摩=LPQ2/S3=RQ2 （4-1）其中摩擦阻力系数，S2/m8；L井巷长度，m；U井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2。矿井通风阻力是选择主扇的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。 所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内（本设计取25年），矿井阻力较小的时期（通常在达产初期）和较大的时期（通常在生产后期）。本设计矿井采用两翼对角式通风，在矿井服务年限内，分别在两翼上部边界开凿两个风井。根据采掘计划，先采k 1，再开采k 2煤层。开采k1煤层时为通风容易时期，开采k 2煤层时是通风困难时期。4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线u 通风容易时期副井车场及石门运输大巷采区下部车场轨道上山区段平石门综采区段进风平巷综采工作面综采区段回风平巷区段回风石门回风石门风井对应于容易时期的风网图为4-1。u 通风困难时期副井车场及石门运输大巷采区上部车场轨道下山区段平石门综采区段进风平巷综采工作面综采区段回风平巷区段回风石门轨道下山采区上部车场轨道上山回风石门风井对应于困难时期的风网图为4-2。4.3阻力计算及通风网络、立体图根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力，然后累加得出两个时期的总阻力。据此，所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。表4-1 矿井通风容易时期井巷通风阻力计算表井巷名称井巷区段序号l(m)104(NS2/m4)u(m)s(m2)q(m3/s)h(Pa)v(m/s)副井1-253034321.935.8107.2299.762.746车场及石门2-32006010.414.2107.2250.116.923运输大巷3-412506813.612.857.32181.144.091采区下部车场4-1232588.21210.155.72103.675.027轨道上山12-1615088.21210.153.7244.474.82916-1817588.21210.138.5226.683.324区段平石门18-82408512.410.2837.1232.093.129综采区段进风平巷125026012.99.622.27235.122.010综采工作面8-5015033011.957.822.2761.842.475综采区段回风平巷125017012.99.622.27153.732.010区段回风石门50-3236088.211.810.2837.1247.533.129回风石门32-3315088.212.49.6257.3260.555.444风井33-3431535.313.612.857.32523.69645.0941120.427井巷名称井巷区段序号l(m)104(NS2/m4)u(m)s(m2)q(m3/s)h(Pa)v(m/s)副井1-253034321.935.8122.62130.473.29车场及石门2-32006010.414.2122.6265.548.31运输大巷3-512806813.612.867.52257.335.06采区上部车场5-615088.21210.165.9222.326.38轨道下山61-6337588.21210.164.58160.696.1063-8522588.21210.162.5890.545.90区段平石门85-7114088.21210.141.3824.633.80综采区段进风平巷125026012.99.624.83292.212.40综采工作面71-7115033011.957.824.8376.862.95综采区段回风平巷125017012.99.624.83191.062.40区段回风石门71-651008512.410.2841.3816.613.73轨道下山65-632088.211.89.662.589.216.21采区上部车场63-6137588.211.89.664.58184.026.41轨道上山61-3187588.211.89.665.92447.296.56回风石门31-3315088.212.49.6265.9253.716.73风井33-3431533.313.612.8122.62102.285.062124.84表4-2 矿井通风困难时期井巷通风阻力计算表图4-1 通风容易时期网络图图4-2 通风困难时期网络图图4-3 容易时期通风系统示意图图4-4 困难时期通风系统示意图4）总阻力 沿着风路将各区段的摩擦阻力累加，并考虑适当的局部阻力系数，即可分别算出通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力。 （4-2)式中：通风容易时期总阻力，；通风容易时期各巷道风阻，；1.2局部阻力系数。 （4-3） 式中：通风困难时期总阻力，；通风困难时期各巷道风阻，；1.15局部阻力系数。容易时期；h总易=1.2*1120.427=1344.5124 Pa困难时期：h总难=1.15*2124.84=2443.566 Pa 等积孔矿井采用两翼对角式通风系统，有两台风机联合运转，总等积孔可按下述方法计算 （4-4） 其中 A等积孔，m2；h风压，PaQ风量，m3/s；容易时期：困难时期：利用表4-3判断矿井的通风难易程度表4-3 矿井通风难易程度评价等积孔（m2）风阻（NS2/m8）通风阻力等级难易程度评价11.416大阻力矿难121.416-0.354中阻力矿中20.354小阻力矿易本设计两翼选用相同的风机，利用上式，得到矿井等积孔容易2.424，困难2.339所以此矿井属于通风容易矿井。5矿井主要通风机选型5.1 风机参数及自然风压计算1）静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。h=gH （5-1）进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3，如表5-1所示；H 井筒深度，m。表5-1 空气平均密度 季节 地点进风井筒（kg/m3）出风井筒（kg/m3）冬1.281.20夏1.201.24副井深度：Z1-2=530m风井深度：Z4-5=315m高 差：Z3-4=530-315=215m冬天空气密度取：1-2=1.28 kg/m3，4-5=1.20 kg/m3，3-4=1/2*（1-2+4-5）=1.24 kg/m3冬季自然风压：=1-2gZ1-2-3-4gZ3-4-4-5gZ4-5=1.28*9.8*530-1.24*9.8*215-1.20*9.8*315=6648.32-2612.68-3704.4 =331.24 Pa冬季自然风压帮助矿井通风，压力为331.24 Pa。夏天空气密度取：1-2=1.20 kg/m3，4-5=1.24 kg/m3，3-4=1/2*（1-2+4-5）=1.22 kg/m3夏季自然风压：=1-2gZ1-2-3-4gZ3-4-4-5gZ4-5=1.20*9.8*530-1.22*9.8*215-1.24*9.8*315=6232.8-2570.54-3827.88 =-165.62 Pa夏季自然风压阻碍矿井通风，压力为165.62 Pa。选择主要通风机时，为了使所选的主要通风机在通风容易，通风困难时期能满足要求，需考虑自然风压帮助（或反对）主要通风机风压的作用。容易时期： (5-2)式中：通风容易时期静风压，；矿井总阻力，；冬季矿井自然风压，。1344.5124-331.24=1013.2724 a (5-3)困难时期： (5-4)式中：通风困难时期静风压，；矿井总阻力，； 夏季矿井自然风压，。2443.566+165.622609.186 a2） 风阻通风机的工作风阻，由下式计算： (5-5)根据上面的计算可知Rf易=0.241（NS2/m8） Rf难=0.259（NS2/m8）3） 通风机工作风量考虑到外部漏风，通过主要通风机的风量QF必须大于通过风井的风量，对于抽出式风机 (5-6)式中：主要通风机工作风量；矿井所需总风量；1.05漏风系数。容易时期：Qf=1.274.6781 =89.614m3/s困难时期：Qf =1.297.1438=116.572m3/s5.2 通风机及电动机选择首先根据Qf, hfs易和hfs难在风机特性曲线上初选能满足要求且通风机效率不小于0.6的通风机，实际风压不高于最高风压的90%，经过比较，根据矿井总阻力和矿井总风量，确定AGF2.50-1.42-1型矿井轴流通风机作矿井主要通风机。所选通风机的特性曲线如图5-1所示。在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线，风阻曲线与通风特性曲线的交点即为通风机的实际工况点，再由实际工况点确定实际的各参数如表5-2所示。表5-2 AGF2.50-1.42-1型矿井轴流通风机参数表转数(r/min)内径（m）外径（m）风量（m3/s）风压（pa）轴功率（kw）电动机功率（kw）9851.4222.504173.93382311731600图5-1 风机特性曲线（3）电动机选型按通风容易时期和困难时期分别计算出通风机的轴功率,即电动机的轴功率。 kw （5-7） kw (5-8)若，可只选一台电动机，否则要两台。电动机的功率为 (5-9)其中 电动机容量备用系数 ，取1.1-1.2； 电动机效率，取0.9-0.94（大型电动机去较高值）； 传动效率，电动机与通风机直联时，取1；皮带传动时，为0.95。通风容易时期 风量Q=74.6781m3/s，风压 H=1344.5124Pa，取=85%，由式5-7得118.124kW通风困难时期 风量Q=97.1438m3/s，总风压 H=2443.566Pa, =80%，由式5-8得296.722 kW 所以选两台电动机，电动机的功率为： 241.569 kW382.867 kW根据以上的计算，选取Y4502-10型三相异步电动机，其工作参数见表5-3表5-3 Y4502-10型电机工作参数型号额定功率/ kW定子电流/A额定负载下重量/kg效率（）功率因数cos转速/（r/min）Y4502-102503293.30.7859030865.3风机附属装置矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向，控制灾害和灾情的发展的应变措施。为了保证主要通风机运转的安全可靠，除通风机风机机体外，仍需设置一系列附属装置，如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等。（1）反风装置反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。本设计选取2K58型轴流风机，这种风机反转后的风量可以达到正常时期风量的40%，故不须设置反风装置进行反风。本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用。（2）防爆门为保护风机，在风井井口设置钟形防爆门。防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。如图5-2所示图 5-2 立井井口防爆盖示意图1-防爆井盖；2-密封液槽；3-滑轮；4-平衡重锤；5-压脚；6-风硐（3）扩散器本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部分速压转变为静压，以减少风机出风口的速压损失，提高风机的静压。如图5-3所示图5-3 轴流式通风机扩散器（4）风硐风硐是矿井主要通风机和出风井之间的一段联络巷道，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。（5）消音装置规程规定矿井主要通风机噪音不得超过90dB，本设计采用主动式消音装置，把大部分噪音吸收掉。6 概算矿井通风费用一般计算吨煤的通风成本，它包括：吨煤通风电费，通风设备的折旧费和维修费，专用通风巷道的维护费。6.1 吨煤通风电费矿井在两个时期选用一台风机，矿井主要通风机年平均电耗用下式计 算： (6-1)式中：矿井主要通风机年平均电耗，万度；电机容量，KW；电机效率，取0.9；电网效率，取0.9；r每日工作小时数，主要通风机每天工作24小时；T年工作天数，365。由上式计算得： 矿井主要通风机年平均电耗为：If=1730.37037万度工业用电为0.5元/度；则吨煤电费为：1730.370370.5/150=5.7679元/吨煤6.2 通风设备的折旧费和维修费查煤矿生产经营指标得，一全套风机房的所有通风设备造价共计280万元，起回收率为4%，服务年限为25年，则年折旧费用为：万元则吨煤通风设备的折旧费为：元/吨煤维护费是指大中小及日常维护所需要的主要配件，维护及材料的消耗等。查生产经营指标通风设备的年维护费用为80000元/年，则通风设备的吨煤维护费用为：元/吨煤故通风设备的吨煤折旧费和维护费为： 0.143+0.0533=0.1963元/吨煤6.3专用通风巷道的维护费专为通风服务的井巷维护费主要包括回回风顺槽，回风井等，查得各井巷在其服务年限之内的维护费为：风井： 380元/米回风顺槽： 400元/米则专为通风服务的井巷维护费用为：=133.7万元 故其吨煤维护费用为：元/吨煤；6.4 通风区队全体人员的工资费根据工资制度及人员数计算得一年的工资支出为：100万元；故吨煤的支出为元/吨煤；6.5矿井通风费用矿井通风费用包括：电费、通风设备的折旧费和维修费、通风员工工资费用。所以本矿井的吨煤通风费用为：5.7679+0.1963+0.667+0.6=7.2312元/吨煤。附录一：参考文献1 王德明 主编，矿井通风与安全，中国矿业大学，2005年12月2 煤矿矿井采矿设计手册编写组，煤矿矿井采矿设计手册下册，煤炭工业出版社，1982年2月3 孙 研 主编，风机样品下册，机械工业出版社，2003年5月4 采矿学5 淮南煤炭学院，井巷设计，煤炭工业出版社，1982年5月43