河南理工大学
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《矿井通风》 课程设计
目录
第一章 矿井概况„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„3 第二章 矿井通风系统„„„„„„„„„„„„„„„„„„6 第三章 矿井总风量计算与分配„„„„„„„„„„„„„„7
第一节 矿井矿井需风量计算原则 „„„„„„„„„„„„„„7
第二节 需风量计算方法 „„„„„„„„„„„„„„„„„8
第三节 矿井总风量的分配 „„„„„„„„„„„„„„„„12
第四章 矿井通风阻力计算 „„„„„„„„„„„„„„„12 第一节 矿井通风总阻力计算的原则 „„„„„„„„„„„„„‥12
第二节 矿井通风总阻力计算的方法 „„„„„„„„„„„„„‥13 第三节 绘制矿井通风网络图 „„„„„„„„„„„„„„„‥25
第五章 选择矿井通风设备 „„„„„„„„„„‥„„„‥25 第一节 选第二节 主要通风机的选择 „„„„„„„„„„„„„‥25
第四节 第二节 主要通风机的选择 „„„„„„„„„„„„„„ 26 第五节 第三节 选择电动机„„„„„„„„„„„„„„„„‥28 第六节通风耗电费用概算 第七节矿井通风系统评述
„„„„„„„„„„„„„„‥29 „„„„„„„„„„„„„„‥30
第一章 矿井概况
一、矿井通风设计
矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要一环，矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。
1、矿井设计的主要依据：矿区气候资料、井田地质地形、煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度、煤层自然发火倾向、发火周期、煤尘爆炸危险性及爆炸指数、矿井设计生产能力及服务年限、矿井开拓方式及采区布置、回采顺序、开采方法等。
2、矿井通风设计应满足一下要求：
（1）、将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所，保证生产和创造良好的工作条件。
（2）、通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力。 （3）、发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出。 （4）、有符合规定的井下安全环境监测系统或检测措施。 （5）、系统的基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。 二、矿井基本情况介绍 1、煤层地质概况
该煤层为单一煤层，倾角25°，煤层厚度为4m，相对瓦斯涌出量为13m3∕t，煤尘具有爆炸危险。 2、井田范围
井田走向长7200m，采用双翼开采，每翼长3600m，现设计第一水平开采深度为240m。
3、矿井生产任务
矿井设计年产量为0.6Mt，属于中型矿井，矿井第一服务年限为23a。 4、矿井开拓与开采
该矿井采用竖井主要石门开拓，在底板开围岩平巷，其开拓系统如图1所示。拟采用两翼对角式通风，在7、8两采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图2.采区巷道布置见图3.全矿井有两个采区同时生产，分上、下分层开采，共有4个采煤工作面，1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进，采用4台局部通风机通风，不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38，温度t＝20°,瓦斯绝对涌出量为3.2m3/min.掘进工作面最多人数为15人，瓦斯绝对涌出量为1.2m3/min，放炮落煤，一次爆破最大炸药量为2.4kg。有一个大型火药库，需要独立回风。
5、井巷尺寸及其支付情况 区段 1~2 2~3 3~4 4~5 5~6 6~7
井巷名称 副井
断面积 m2 9.5 9.5 7.0 7.0 7.0
巷长
井巷特征及支护情况
m
两个罐笼，有梯子间，风井直径D=5m
240 120 80 450 135 135
主要运输石门 三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 主要运输石门 三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 主要运输巷 运输机上山 运输机上山
三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 梯形水泥棚 梯形水泥棚
7~8 8~9 9~10 10~11 11~12 12~13 13~14 14~15 15~16 16~17
运输机顺槽 联络眼 上分层顺槽 采煤工作面 上分层顺槽 联络眼 回风顺槽 回风石门 主要回风道 回风井
梯形木支架d=22cm，Δ=2 梯形木支架d=18cm，Δ=4 梯形木支架d=22cm，Δ=2
采高2m控顶距2~4m，单体液压，机采
梯形木支架d=22cm，Δ=2 梯形木支架d=18cm，Δ=4 梯形木支架d=22cm，Δ=2 梯形水泥棚
三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 混凝土碹（不平滑），风井直径D=4m
420 30 80 110 80 30 420 30 2700 70
4.8 4.0 4.8 6.0 4.8 4.0 4.8 7.5 7.5
图1 开拓系统图
图2 采区布置图
图3 巷道布置图
第二章 通风系统
矿井通风系统是矿井进、回风井在井田的布置方式，主要通风机及其工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。《规程》规定：矿井必须有完整的独立通风系统，必须按实际风量核定矿产量。
1、矿井采用竖井主要石门开拓，在底板开围岩平巷即水平运输大巷，其开拓系统如图1所示。根据矿井开拓开采设计，采用两翼对角式通风。矿井主要进风井为主井和副井，位于井田中央附近。在7、8采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图2。矿井主要通风机采用抽出式通风。全矿井有两个采区同时生产，分上、
下层开采其方法为机采，共有4个采煤工作面，1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进，采用4台局部通风机通风，不与采煤工作面串联，采用放炮落煤的掘进方式。井下火药库实行独立回风。
2、主要工作面及火药库通风系统
（1）、采区工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷（4~5）、采区下部车场（5）、运输上山（5~6、6~7）、区段运输顺槽（7~8）、上层采煤工作面（10~11）。清洗工作面后，污风经区段回风平巷（13~14）、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
（2）。备用工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷（4~5）、采区下部车场（5）、运输上山（5~6、6~7）、区段运输顺槽（7~8）、上层采煤工作面（10~11）。清洗工作面后，污风经区段回风平巷（13~14）、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
（3）火药库通风系统：
新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3)、火药库、轨道上山、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
（4）、掘进工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷（4~5）、采区下部车场（5）、运输上山（5~6）、掘进工作面。清洗工作面后，污风流入轨道上山、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
3、矿井通风系统示意图见图纸
第三章 矿井总风量计算与分配
一、矿井需风量计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定备用风量系数后，计算出矿井总风量。 (1) 按该用风地点同时工作的做多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。 (2) 按该用风地点风流中瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都
符合《规程》的有关规定分别计算，取其最大值。 二、矿井需风量计算方法
1、 按井下同时工作的最多人数计算 Q矿=4NK
=4³380³1.10 =1672m3/min =27.87m3/s 式中 Q矿—矿井总需风量，m3/s
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，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时。可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥0.9Mt/a时取小值；T＜0.90Mt/a时取大值。综合上述K取1.10 。 2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
Ⅰ、采煤工作面需风量的计算
(1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q采=100Q瓦K瓦 =100³3.2³1.4 =448m3/min =7.47m3/s 式中 Q采—采煤工作面需风量，m3/s；
Q瓦—采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，3.2m3/min；
K瓦—采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用系数，即工作面绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.2～1.6；炮采工作面可取1.4～2.0；水采工作面可取2.0～3.0。综合上述K瓦取1.4。 (2)、按工作面进风流温度计算
采煤工作面进风流气温t=20℃对应采煤工作面风速为1.0m/s。采煤工作面的需风量按下式计算：
Q采=60V采S采K采 =60³1.0³6³1 =360m3/min =6m3/s
式中 V采—采煤工作面适宜风速，为1.0m/s；
S采—采煤工作面平均有效断面积，m2，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算,为6m2；
K采—采煤工作面长度风量系数，由采煤工作面长度决定。采煤工作面长度为
110米，所以工作面长度风量系数为1.0； (3)、按工作面同时工作的最多人数计算 Q采=4n采 =4³38 =152m3/min =2.53m3/s
式中 4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min n采—采煤工作面同时工作的最多人数； (4)、按风速验算：
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量： Q采≥60³0.25S采 ≥90m3/min ≥1.5m3/s
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： Q采≤60³4S采 ≤60³4³6 ≤1440m3/min ≤24m3/s
综合上述采煤工作面的需风量取7.47m3/s。备用工作面需风量取3.74m3/s。采煤工作面、备用工作面需风量之和为 Q采=4³7.47＋3.74=33.62m3/s Ⅱ、掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，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： Q掘=100Q瓦K掘 =100³1.2³1.9 =228m3/min =3.8m3/s
式中 Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min
Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min
K掘—掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.5～2.0；炮掘工作面取1.8～2.0。因为这些工作面为炮掘，所以取1.9。 （2）、按掘进工作面同时工作最多人数计算： Q掘=4n掘 =4³15 =60m3/min =1m3/s
式中 n掘—掘进工作面同时工作的最多人数，人 （3）、按炸药使用量计算： Q掘=25A掘 =25³2.4 =60m3/min
3
=1m3/s
式中 25—使用1kg炸药的供风量，m3/min
A掘—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg （4）、按局部通风机吸风量计算： Q掘=Q通IK通 =150³1³1.3 =195 m3/min =3.25 m3/s
式中 Q掘—掘井工作面局部通风机额定风量，m3/min。（本矿井局部通风机为BKJ66-11No3.6其额定风量为150 m3/min，功率为2.5kW） I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；
K通—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.本矿取1.3。
（5）、按风速进行验算：
因为这些掘进工作面是按煤巷掘进，所以应满足： 60³0.25³S掘≤Q掘≤60³4³S掘 72≤Q掘≤1152m3/min 1.2≤Q掘≤19.2m3/s
综合上述掘进工作面需风量取3.8m3/s。掘进工作面需风量之和为 Q掘=3.8³4=15.2m3/s。 Ⅲ、硐室需风量
各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。 （1）、井下爆炸材料库
通常大型火药库的供风量为100～150m3/min,中小型为60～100m3/min。该矿
井为大型火药库取120m3/min即2m3/s。 （3）、机电硐室
采区小型机电硐室的需风量，可按经验值确定风量。一般为60～80m3/min。采区绞车房可按经验值30～80给定，本矿井取60m3/min。大型变电所可按经验值60～90m3/min给定，小型变电所可按30～60m3/min给定，采区变电所取60m3/min。机电硐事需风量Q机硐=2³60+2³60m3/min=240m3/min即4m3/s Ⅳ、因为没有进行瓦斯抽放，所以其他巷道的需风量不考虑。 Ⅴ、矿井总风量计算：
矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其他地点实际需风量的总和计算。 Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他）²K =(33.62+15.2+2+4)³1.15 =63.05m3/s
式中 ∑Q采—采煤工作面、备用工作面需风量之和 ∑Q掘—掘进工作面需风量之和 ∑Q硐—独立通风硐室需风量之和 ∑Q其他—其他用风地点需风量之和
K—矿井通风系数。采用对角式通风时，K=1.10～1.15，取K=1.15。 三、矿井总风量的分配 1、分配原则
矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。
2、分配的方法
首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、洞室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其他用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《规程》对风速的要求。 (1)、 其具体方法如下：
Q余=Q总-∑Q掘-∑Q硐室 =63.05-15.2-6 =41.85m3/s
井下有4个采煤工作面，1个备用工作面，备用工作面的需风量为采煤工作面的一半，所以Q采=Q余/4.5=9.3m3/s。 （2）、其风量具体分配见通风系统图。
第四章
一、 矿井通风总阻力计算的原则
矿井通风总阻力计算
（1）、如果矿井服务年限不长(10～20年)，选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30～50年），只计算前15～25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出两个时期的通风网络图。 （2）、通风容易和困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定的应选几条可能最大的路线进行计算比较。 （3）、矿井通风总阻力不应超过2940Pa 。
（4）、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）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。 二、矿井通风总阻力的计算方法
矿井通风总阻力是指风流由进风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。
对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应该按每台主要通风机所服务的系统分别计算。 通风路线的确定：
（1）、容易时期的最大风阻风路：
东翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风容易时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
西翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风容易时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
（2）、困难时期的最大风阻风路：
东翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风困难时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
西翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风困难时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
（3）、计算方法：
沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力： h摩=
aLUS3
=Q2,Pa
式中：Hf――巷道摩擦阻力，Pa.
α――巷道摩擦阻力系数，Ns2/m4 L――井巷长度，m.
Q――通过井巷的风量，m3/s U――井巷净断面周长，m. S――井巷净断面积，S2
a值可以从表中查得，或选用相似矿井的实测数据。
将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即
h阻难=(1.1～1.15)∑h摩难,Pa h阻易=(1.1～1.15)∑h摩易,Pa 其计算表格如下：
矿井通风容易时期东翼井巷摩擦阻力计算表
矿井通风容易时期西翼井巷摩擦阻力计算表
矿井困难时期西翼井巷摩擦阻力计算表
矿井通风困难时期东翼井巷摩擦阻力计算
等积孔：
根据计算，本矿井两翼在容易和困难时期，其通风难易程度都在中等以上。
三、矿井通风网络图（见附图）
第五章 选择矿井通风设备
一、选择矿井通风设备的基本要求
(1)、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。
（2）、选择的通风设备应能满足第一个开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期间及节能情况，分期选择
电动机。
（3）、通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角应逼允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。
（4）、进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。 二、主要通风机的选择 1、计算通风机的风量Q1
考虑到外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），主要通风机风量可用下式计算：
Qf＝K³Q
式中：Qf――主扇工作风量；m3/S Q――矿井所需风量m3/S
K—漏风系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼作升降人员时取1.2.该矿井回风井无提升任务所以取为1.1。 容易时期：东翼Qf＝1.10³Q＝1.10³32.85＝ 36.135m3/s 西翼Qf＝1.10³Q＝1.10³28.2＝31.02 m3/s 困难时期：东翼Qf＝1.10³Q＝1.10³32.85＝36.135 m3/s 西翼Qf＝1.10³Q＝1.10³28.2＝31.02 m3/s 2、计算通风机的风压H通全(或H通静)
因为轴流式通风机提供的大多是静压曲线，本矿选用轴流式通风机，所以只计算H通静。通风机的静压和自然风压都来克服矿井通风总阻力和风硐阻力。 H通静±H自= h阻+h硐
风硐阻力一般不超过100Pa～200Pa,本矿井取150Pa。
因为本矿井开采深度在400m以内且进回风井高度相差不大，所以不用考虑自然风压。因此对于抽出式通风矿井：
轴流式通风机：
容易时期 H通静小=h阻易+h硐 东翼：H通静小=882.78+150 =1032.78 Pa 西翼：H通静小=678.8+150 =828.8 Pa 困能时期 H通静大=h阻难+h硐 东翼：H通静大=938.52+150 =1088.52 Pa 西翼：H通静大=686+150 =836 Pa
3、计算通风机的工作风阻
因为选择抽出方式所以用静压特性曲线：
R通小＝H通静小/Q2f R通大＝H通静大/Q2f
容易时期：
东 R1＝H通静小/Q2f＝1032.78/36.1352＝0.791 Ns2/m4 西 R2＝H通静小/Q2f＝828.8/31.22＝0.851 Ns2/m4 困难时期：
东 R3＝Hsd max/Q2f＝1088.52/36.1352＝0.837 Ns2/m4 西 R4＝Hsd max/Q2f＝836/31.22＝ 0.86Ns2/m4
2)确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲
线，与风压曲线的交点即为实际工况点。
风机工况点特性曲线(见附图)参数见表一、表二： 表一
通风机个体特性曲线图（见附图）与两个时期的矿井阻力曲线图（见附图）。
3.选择通风机
根据计算的矿井通风容易时期Q1、H通静小（或H通静大）和困难时期Q1、H通静小（或H通静大），在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。
4.选择电动机
⑴根据矿井通风容易和困难时期主要通风机的输入功率（P通小和P通大）计算出电动机的输出功率Neo。
东 P通小 ＝H通静小³Qf/1000ηs
＝1032.78³36.135/(1000³0.75) ＝49.76 Kw
P通大 ＝H通静大³Qf/1000
ηs ＝1088.52³36.135/(1000³0.75) ＝52.44 Kw
西 P通小 ＝H通静小³Q f/1000ηs
＝828.8³31.02/(1000³0.794) ＝32.78Kw
P通大＝H通静大³Qf/1000ηs ＝836³31.02/(1000³0.791) ＝ 32.8Kw
⑵ 电动机的台数及种类
当P通小≥0.6 P通大时，可选一台电动机，电动机功率为
Pηeηtr) ① 电=P通大∙ke/(
当P通小＜0.6 P通大时，可选两台电动机，电动机功率为
初期 P电小=P通小∙P通大∙ke/(ηeηtr) 后期按①式计算
式中ke――电动机容量备用系数，ke＝1.1～1.2；
ηe――电动机效率，ηe＝0.9～0.95（大型电机取较高值）；
ηtr――传动效率，电动机与通风机直联时ηtr＝1，皮带传动时ηtr＝0.95。 东翼 P通小≥0.6 P通大所以选择一台电动机，电动机的功率为 P电=P通大∙ke/(ηeηtr)
=52.44³1.2/（0.9³1） =69.92 Kw
西翼 P通小≥0.6 P通大所以选择一台电动机，电动机的功率为 P电=P通大∙ke/(ηeηtr)
=32.8³1.2/（0.9³1） =43.73 Kw 电动机型号参数见表一：
第六章 通风耗电费用概算
（1）、主要通风机的耗电量
E=365²24²P电动机/（K电²η变²η缆） 式中 E—主要通风机的耗电量, kW²h P电动机 —主要通风机的电动机的功率，kW K电—电动机容量备用系数，K电＝1.1～1.2； η变—变压器效率，可取0.95
η缆—电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在
0.90～0.95内选取。本矿选0.9。
东翼 E2=8760³75/（1.2³0.95³0.9） =640351 kW²h
西翼 E4=8760³55/（1.2³0.95³0.9） =469591 kW²h
(2)、局部通风机的耗电量
E1=4²365²24²P电动机 =8760³2.5³4 =87600 kW²h
P电动机 —局部通风机的电动机的功率，(3)、通风总耗电量
E总= E4+ E1+ E2 =640351+469591+87600 =1197542 kW²h （4）、吨煤通风耗电量 E3= E总/T
=1197542 /600000 =2 kW²h
式中 T—矿井年产量，t (5)、吨煤通风耗电成本
kW
W= E3²D =2³1 =2元
式中 D—电价，1元/（kW²h）
第七章 矿井通风系统评述
1、系统的合理性：
合理的矿井通风系统是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点提供足量的新鲜空气，提供适宜的温度、湿度，保持良好的气候条件，以保证井下作业人员的生命安全和改善劳动环境的需要，采取符合实际的矿井通风方式、矿井通风方法和矿井通风网络。并且要求在发生灾害时，能及时而有效地控制风向及风量，并配合其它措施，将事故控制在一定范围内，防止灾害的进一步扩大。
本矿井采用两翼对角式的通风方式，其优点是：风流在井下的流动线路是直向式，比较稳定，风流线路短，阻力小。内部漏风少中。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害。但井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚。
本矿井各采区都设置两条上山即运输机上山及轨道上山。采用运输上山进风、轨道上山回风的通风方式。这种通风的特点是运煤设备处在新风内，比较安全。但风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机上山设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门。
由于本矿井的准备巷道是二条上山，故只能采用U型通风，其回采工作面的顺序为后退式。所以回采工作面为U型后退式通风方式，其主要优点是结构简单，巷
道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。缺点是在工作面上隅角附近瓦斯易超限，工作面进、回风巷要提前掘进，掘进工作量大。为了减少在上隅角产生瓦斯积聚，采煤工作面采用上行通风。
2、阻力分布的合理性： （1）、矿井阻力分布的合理性：
矿井进风段、用风段和回风段阻力及其比例见下表:
表一：矿井通风容易时期西翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
表二：矿井通风容易时期东翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
表三：矿井通风困难时期西翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
表四：矿井通风困难时期东翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
综合上述表格，本矿井通风容易和困难时期两翼的总阻力都比较小，符合《规程》规定。且阻力在进风段、用风段和回风段分布比较合理。
矿井通风容易和困难时期两翼采区的阻力分布比较均匀且稳定。当风量和风阻发生变化时，可以用风窗、风门等通风设施进行调节，使阻力达到相对稳定。
3、主要通风机工作的安全性、经济性：
（1）、主要通风机的工作方式有抽出式、压入式和压抽混合式，本矿井主要通风机的工作方式为抽出式。抽出式是当前常用的通风方式，适应性强。其特点是：在矿井主要通风机的作用下，矿内空气处于低于当地大气压的负压状态，当矿井与地面存在漏风通道时，漏风从地面漏入井内。抽出式通风矿井在主要进风巷无需安设风门，便于运输、行人和通风管理。在瓦斯矿井采用抽出式通风，若主要通风机因故停止运转，井下风流压力提高，在短时间内可以防止瓦斯从采空区涌出，比较安全。
（2）、本矿井主要通风机为对旋式，其型号是BDNo18。对旋式通风机也是一种轴流式通风机，和传统轴流式通风机相比较，具有高效率、高风压、大风量、性能好、高效区宽、噪声低、运行方式多、安装检修方便等优点。为了安全，所选通风机的工作风压不应大于最大风压的0.9倍。本矿井容易、困难时期东翼和西翼的通风机的工作风压分别为1234.16、1273.1、1012.9、1017.69Pa,均小于最大风压的0.9倍，因此比较安全。为了经济，主要通风机的效率不应低于0.6.本矿井容易、困难时期东翼和西翼的通风机的效率风别为0.79、0.794、0.75、0.75，均大于0.6，符合经济条件。
（3）、主要通风机的个体特性曲线图和实际工况点对应的功率、效率参数见附图。
河南理工大学
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《矿井通风》 课程设计
目录
第一章 矿井概况„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„3 第二章 矿井通风系统„„„„„„„„„„„„„„„„„„6 第三章 矿井总风量计算与分配„„„„„„„„„„„„„„7
第一节 矿井矿井需风量计算原则 „„„„„„„„„„„„„„7
第二节 需风量计算方法 „„„„„„„„„„„„„„„„„8
第三节 矿井总风量的分配 „„„„„„„„„„„„„„„„12
第四章 矿井通风阻力计算 „„„„„„„„„„„„„„„12 第一节 矿井通风总阻力计算的原则 „„„„„„„„„„„„„‥12
第二节 矿井通风总阻力计算的方法 „„„„„„„„„„„„„‥13 第三节 绘制矿井通风网络图 „„„„„„„„„„„„„„„‥25
第五章 选择矿井通风设备 „„„„„„„„„„‥„„„‥25 第一节 选第二节 主要通风机的选择 „„„„„„„„„„„„„‥25
第四节 第二节 主要通风机的选择 „„„„„„„„„„„„„„ 26 第五节 第三节 选择电动机„„„„„„„„„„„„„„„„‥28 第六节通风耗电费用概算 第七节矿井通风系统评述
„„„„„„„„„„„„„„‥29 „„„„„„„„„„„„„„‥30
第一章 矿井概况
一、矿井通风设计
矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要一环，矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。
1、矿井设计的主要依据：矿区气候资料、井田地质地形、煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度、煤层自然发火倾向、发火周期、煤尘爆炸危险性及爆炸指数、矿井设计生产能力及服务年限、矿井开拓方式及采区布置、回采顺序、开采方法等。
2、矿井通风设计应满足一下要求：
（1）、将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所，保证生产和创造良好的工作条件。
（2）、通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力。 （3）、发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出。 （4）、有符合规定的井下安全环境监测系统或检测措施。 （5）、系统的基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。 二、矿井基本情况介绍 1、煤层地质概况
该煤层为单一煤层，倾角25°，煤层厚度为4m，相对瓦斯涌出量为13m3∕t，煤尘具有爆炸危险。 2、井田范围
井田走向长7200m，采用双翼开采，每翼长3600m，现设计第一水平开采深度为240m。
3、矿井生产任务
矿井设计年产量为0.6Mt，属于中型矿井，矿井第一服务年限为23a。 4、矿井开拓与开采
该矿井采用竖井主要石门开拓，在底板开围岩平巷，其开拓系统如图1所示。拟采用两翼对角式通风，在7、8两采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图2.采区巷道布置见图3.全矿井有两个采区同时生产，分上、下分层开采，共有4个采煤工作面，1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进，采用4台局部通风机通风，不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38，温度t＝20°,瓦斯绝对涌出量为3.2m3/min.掘进工作面最多人数为15人，瓦斯绝对涌出量为1.2m3/min，放炮落煤，一次爆破最大炸药量为2.4kg。有一个大型火药库，需要独立回风。
5、井巷尺寸及其支付情况 区段 1~2 2~3 3~4 4~5 5~6 6~7
井巷名称 副井
断面积 m2 9.5 9.5 7.0 7.0 7.0
巷长
井巷特征及支护情况
m
两个罐笼，有梯子间，风井直径D=5m
240 120 80 450 135 135
主要运输石门 三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 主要运输石门 三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 主要运输巷 运输机上山 运输机上山
三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 梯形水泥棚 梯形水泥棚
7~8 8~9 9~10 10~11 11~12 12~13 13~14 14~15 15~16 16~17
运输机顺槽 联络眼 上分层顺槽 采煤工作面 上分层顺槽 联络眼 回风顺槽 回风石门 主要回风道 回风井
梯形木支架d=22cm，Δ=2 梯形木支架d=18cm，Δ=4 梯形木支架d=22cm，Δ=2
采高2m控顶距2~4m，单体液压，机采
梯形木支架d=22cm，Δ=2 梯形木支架d=18cm，Δ=4 梯形木支架d=22cm，Δ=2 梯形水泥棚
三心拱，混凝土碹，壁面抹浆 混凝土碹（不平滑），风井直径D=4m
420 30 80 110 80 30 420 30 2700 70
4.8 4.0 4.8 6.0 4.8 4.0 4.8 7.5 7.5
图1 开拓系统图
图2 采区布置图
图3 巷道布置图
第二章 通风系统
矿井通风系统是矿井进、回风井在井田的布置方式，主要通风机及其工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。《规程》规定：矿井必须有完整的独立通风系统，必须按实际风量核定矿产量。
1、矿井采用竖井主要石门开拓，在底板开围岩平巷即水平运输大巷，其开拓系统如图1所示。根据矿井开拓开采设计，采用两翼对角式通风。矿井主要进风井为主井和副井，位于井田中央附近。在7、8采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图2。矿井主要通风机采用抽出式通风。全矿井有两个采区同时生产，分上、
下层开采其方法为机采，共有4个采煤工作面，1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进，采用4台局部通风机通风，不与采煤工作面串联，采用放炮落煤的掘进方式。井下火药库实行独立回风。
2、主要工作面及火药库通风系统
（1）、采区工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷（4~5）、采区下部车场（5）、运输上山（5~6、6~7）、区段运输顺槽（7~8）、上层采煤工作面（10~11）。清洗工作面后，污风经区段回风平巷（13~14）、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
（2）。备用工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷（4~5）、采区下部车场（5）、运输上山（5~6、6~7）、区段运输顺槽（7~8）、上层采煤工作面（10~11）。清洗工作面后，污风经区段回风平巷（13~14）、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
（3）火药库通风系统：
新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3)、火药库、轨道上山、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
（4）、掘进工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井（1~2）进入井下，经井底车场(2)、主要运输石门(2~3、3~4)、主要运输大巷（4~5）、采区下部车场（5）、运输上山（5~6）、掘进工作面。清洗工作面后，污风流入轨道上山、回风石门（14~15）、主要回风巷道（15~16）回风井（16~17）排入大气。
3、矿井通风系统示意图见图纸
第三章 矿井总风量计算与分配
一、矿井需风量计算原则
矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定备用风量系数后，计算出矿井总风量。 (1) 按该用风地点同时工作的做多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。 (2) 按该用风地点风流中瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都
符合《规程》的有关规定分别计算，取其最大值。 二、矿井需风量计算方法
1、 按井下同时工作的最多人数计算 Q矿=4NK
=4³380³1.10 =1672m3/min =27.87m3/s 式中 Q矿—矿井总需风量，m3/s
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，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时。可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥0.9Mt/a时取小值；T＜0.90Mt/a时取大值。综合上述K取1.10 。 2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
Ⅰ、采煤工作面需风量的计算
(1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q采=100Q瓦K瓦 =100³3.2³1.4 =448m3/min =7.47m3/s 式中 Q采—采煤工作面需风量，m3/s；
Q瓦—采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，3.2m3/min；
K瓦—采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用系数，即工作面绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.2～1.6；炮采工作面可取1.4～2.0；水采工作面可取2.0～3.0。综合上述K瓦取1.4。 (2)、按工作面进风流温度计算
采煤工作面进风流气温t=20℃对应采煤工作面风速为1.0m/s。采煤工作面的需风量按下式计算：
Q采=60V采S采K采 =60³1.0³6³1 =360m3/min =6m3/s
式中 V采—采煤工作面适宜风速，为1.0m/s；
S采—采煤工作面平均有效断面积，m2，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算,为6m2；
K采—采煤工作面长度风量系数，由采煤工作面长度决定。采煤工作面长度为
110米，所以工作面长度风量系数为1.0； (3)、按工作面同时工作的最多人数计算 Q采=4n采 =4³38 =152m3/min =2.53m3/s
式中 4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min n采—采煤工作面同时工作的最多人数； (4)、按风速验算：
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量： Q采≥60³0.25S采 ≥90m3/min ≥1.5m3/s
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： Q采≤60³4S采 ≤60³4³6 ≤1440m3/min ≤24m3/s
综合上述采煤工作面的需风量取7.47m3/s。备用工作面需风量取3.74m3/s。采煤工作面、备用工作面需风量之和为 Q采=4³7.47＋3.74=33.62m3/s Ⅱ、掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，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： Q掘=100Q瓦K掘 =100³1.2³1.9 =228m3/min =3.8m3/s
式中 Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min
Q瓦—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min
K掘—掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.5～2.0；炮掘工作面取1.8～2.0。因为这些工作面为炮掘，所以取1.9。 （2）、按掘进工作面同时工作最多人数计算： Q掘=4n掘 =4³15 =60m3/min =1m3/s
式中 n掘—掘进工作面同时工作的最多人数，人 （3）、按炸药使用量计算： Q掘=25A掘 =25³2.4 =60m3/min
3
=1m3/s
式中 25—使用1kg炸药的供风量，m3/min
A掘—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg （4）、按局部通风机吸风量计算： Q掘=Q通IK通 =150³1³1.3 =195 m3/min =3.25 m3/s
式中 Q掘—掘井工作面局部通风机额定风量，m3/min。（本矿井局部通风机为BKJ66-11No3.6其额定风量为150 m3/min，功率为2.5kW） I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；
K通—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.本矿取1.3。
（5）、按风速进行验算：
因为这些掘进工作面是按煤巷掘进，所以应满足： 60³0.25³S掘≤Q掘≤60³4³S掘 72≤Q掘≤1152m3/min 1.2≤Q掘≤19.2m3/s
综合上述掘进工作面需风量取3.8m3/s。掘进工作面需风量之和为 Q掘=3.8³4=15.2m3/s。 Ⅲ、硐室需风量
各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。 （1）、井下爆炸材料库
通常大型火药库的供风量为100～150m3/min,中小型为60～100m3/min。该矿
井为大型火药库取120m3/min即2m3/s。 （3）、机电硐室
采区小型机电硐室的需风量，可按经验值确定风量。一般为60～80m3/min。采区绞车房可按经验值30～80给定，本矿井取60m3/min。大型变电所可按经验值60～90m3/min给定，小型变电所可按30～60m3/min给定，采区变电所取60m3/min。机电硐事需风量Q机硐=2³60+2³60m3/min=240m3/min即4m3/s Ⅳ、因为没有进行瓦斯抽放，所以其他巷道的需风量不考虑。 Ⅴ、矿井总风量计算：
矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其他地点实际需风量的总和计算。 Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他）²K =(33.62+15.2+2+4)³1.15 =63.05m3/s
式中 ∑Q采—采煤工作面、备用工作面需风量之和 ∑Q掘—掘进工作面需风量之和 ∑Q硐—独立通风硐室需风量之和 ∑Q其他—其他用风地点需风量之和
K—矿井通风系数。采用对角式通风时，K=1.10～1.15，取K=1.15。 三、矿井总风量的分配 1、分配原则
矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。
2、分配的方法
首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、洞室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其他用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《规程》对风速的要求。 (1)、 其具体方法如下：
Q余=Q总-∑Q掘-∑Q硐室 =63.05-15.2-6 =41.85m3/s
井下有4个采煤工作面，1个备用工作面，备用工作面的需风量为采煤工作面的一半，所以Q采=Q余/4.5=9.3m3/s。 （2）、其风量具体分配见通风系统图。
第四章
一、 矿井通风总阻力计算的原则
矿井通风总阻力计算
（1）、如果矿井服务年限不长(10～20年)，选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30～50年），只计算前15～25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出两个时期的通风网络图。 （2）、通风容易和困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定的应选几条可能最大的路线进行计算比较。 （3）、矿井通风总阻力不应超过2940Pa 。
（4）、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）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。 二、矿井通风总阻力的计算方法
矿井通风总阻力是指风流由进风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。
对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应该按每台主要通风机所服务的系统分别计算。 通风路线的确定：
（1）、容易时期的最大风阻风路：
东翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风容易时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
西翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风容易时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
（2）、困难时期的最大风阻风路：
东翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风困难时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
西翼：副井→主要运输石门→主要运输巷→运输机上山→运输机顺槽→联络眼→上分层顺槽→采煤工作面→上分层顺槽→联络眼→回风顺槽→回风石门→主要回风道→回风井
对应于矿井通风困难时期通风系统图用序号表示为1→2→3→4→5→6→7→8→9→10→11→12→13→14→15→16
（3）、计算方法：
沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力： h摩=
aLUS3
=Q2,Pa
式中：Hf――巷道摩擦阻力，Pa.
α――巷道摩擦阻力系数，Ns2/m4 L――井巷长度，m.
Q――通过井巷的风量，m3/s U――井巷净断面周长，m. S――井巷净断面积，S2
a值可以从表中查得，或选用相似矿井的实测数据。
将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即
h阻难=(1.1～1.15)∑h摩难,Pa h阻易=(1.1～1.15)∑h摩易,Pa 其计算表格如下：
矿井通风容易时期东翼井巷摩擦阻力计算表
矿井通风容易时期西翼井巷摩擦阻力计算表
矿井困难时期西翼井巷摩擦阻力计算表
矿井通风困难时期东翼井巷摩擦阻力计算
等积孔：
根据计算，本矿井两翼在容易和困难时期，其通风难易程度都在中等以上。
三、矿井通风网络图（见附图）
第五章 选择矿井通风设备
一、选择矿井通风设备的基本要求
(1)、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。
（2）、选择的通风设备应能满足第一个开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期间及节能情况，分期选择
电动机。
（3）、通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角应逼允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。
（4）、进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。 二、主要通风机的选择 1、计算通风机的风量Q1
考虑到外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），主要通风机风量可用下式计算：
Qf＝K³Q
式中：Qf――主扇工作风量；m3/S Q――矿井所需风量m3/S
K—漏风系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼作升降人员时取1.2.该矿井回风井无提升任务所以取为1.1。 容易时期：东翼Qf＝1.10³Q＝1.10³32.85＝ 36.135m3/s 西翼Qf＝1.10³Q＝1.10³28.2＝31.02 m3/s 困难时期：东翼Qf＝1.10³Q＝1.10³32.85＝36.135 m3/s 西翼Qf＝1.10³Q＝1.10³28.2＝31.02 m3/s 2、计算通风机的风压H通全(或H通静)
因为轴流式通风机提供的大多是静压曲线，本矿选用轴流式通风机，所以只计算H通静。通风机的静压和自然风压都来克服矿井通风总阻力和风硐阻力。 H通静±H自= h阻+h硐
风硐阻力一般不超过100Pa～200Pa,本矿井取150Pa。
因为本矿井开采深度在400m以内且进回风井高度相差不大，所以不用考虑自然风压。因此对于抽出式通风矿井：
轴流式通风机：
容易时期 H通静小=h阻易+h硐 东翼：H通静小=882.78+150 =1032.78 Pa 西翼：H通静小=678.8+150 =828.8 Pa 困能时期 H通静大=h阻难+h硐 东翼：H通静大=938.52+150 =1088.52 Pa 西翼：H通静大=686+150 =836 Pa
3、计算通风机的工作风阻
因为选择抽出方式所以用静压特性曲线：
R通小＝H通静小/Q2f R通大＝H通静大/Q2f
容易时期：
东 R1＝H通静小/Q2f＝1032.78/36.1352＝0.791 Ns2/m4 西 R2＝H通静小/Q2f＝828.8/31.22＝0.851 Ns2/m4 困难时期：
东 R3＝Hsd max/Q2f＝1088.52/36.1352＝0.837 Ns2/m4 西 R4＝Hsd max/Q2f＝836/31.22＝ 0.86Ns2/m4
2)确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲
线，与风压曲线的交点即为实际工况点。
风机工况点特性曲线(见附图)参数见表一、表二： 表一
通风机个体特性曲线图（见附图）与两个时期的矿井阻力曲线图（见附图）。
3.选择通风机
根据计算的矿井通风容易时期Q1、H通静小（或H通静大）和困难时期Q1、H通静小（或H通静大），在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。
4.选择电动机
⑴根据矿井通风容易和困难时期主要通风机的输入功率（P通小和P通大）计算出电动机的输出功率Neo。
东 P通小 ＝H通静小³Qf/1000ηs
＝1032.78³36.135/(1000³0.75) ＝49.76 Kw
P通大 ＝H通静大³Qf/1000
ηs ＝1088.52³36.135/(1000³0.75) ＝52.44 Kw
西 P通小 ＝H通静小³Q f/1000ηs
＝828.8³31.02/(1000³0.794) ＝32.78Kw
P通大＝H通静大³Qf/1000ηs ＝836³31.02/(1000³0.791) ＝ 32.8Kw
⑵ 电动机的台数及种类
当P通小≥0.6 P通大时，可选一台电动机，电动机功率为
Pηeηtr) ① 电=P通大∙ke/(
当P通小＜0.6 P通大时，可选两台电动机，电动机功率为
初期 P电小=P通小∙P通大∙ke/(ηeηtr) 后期按①式计算
式中ke――电动机容量备用系数，ke＝1.1～1.2；
ηe――电动机效率，ηe＝0.9～0.95（大型电机取较高值）；
ηtr――传动效率，电动机与通风机直联时ηtr＝1，皮带传动时ηtr＝0.95。 东翼 P通小≥0.6 P通大所以选择一台电动机，电动机的功率为 P电=P通大∙ke/(ηeηtr)
=52.44³1.2/（0.9³1） =69.92 Kw
西翼 P通小≥0.6 P通大所以选择一台电动机，电动机的功率为 P电=P通大∙ke/(ηeηtr)
=32.8³1.2/（0.9³1） =43.73 Kw 电动机型号参数见表一：
第六章 通风耗电费用概算
（1）、主要通风机的耗电量
E=365²24²P电动机/（K电²η变²η缆） 式中 E—主要通风机的耗电量, kW²h P电动机 —主要通风机的电动机的功率，kW K电—电动机容量备用系数，K电＝1.1～1.2； η变—变压器效率，可取0.95
η缆—电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在
0.90～0.95内选取。本矿选0.9。
东翼 E2=8760³75/（1.2³0.95³0.9） =640351 kW²h
西翼 E4=8760³55/（1.2³0.95³0.9） =469591 kW²h
(2)、局部通风机的耗电量
E1=4²365²24²P电动机 =8760³2.5³4 =87600 kW²h
P电动机 —局部通风机的电动机的功率，(3)、通风总耗电量
E总= E4+ E1+ E2 =640351+469591+87600 =1197542 kW²h （4）、吨煤通风耗电量 E3= E总/T
=1197542 /600000 =2 kW²h
式中 T—矿井年产量，t (5)、吨煤通风耗电成本
kW
W= E3²D =2³1 =2元
式中 D—电价，1元/（kW²h）
第七章 矿井通风系统评述
1、系统的合理性：
合理的矿井通风系统是利用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点提供足量的新鲜空气，提供适宜的温度、湿度，保持良好的气候条件，以保证井下作业人员的生命安全和改善劳动环境的需要，采取符合实际的矿井通风方式、矿井通风方法和矿井通风网络。并且要求在发生灾害时，能及时而有效地控制风向及风量，并配合其它措施，将事故控制在一定范围内，防止灾害的进一步扩大。
本矿井采用两翼对角式的通风方式，其优点是：风流在井下的流动线路是直向式，比较稳定，风流线路短，阻力小。内部漏风少中。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害。但井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚。
本矿井各采区都设置两条上山即运输机上山及轨道上山。采用运输上山进风、轨道上山回风的通风方式。这种通风的特点是运煤设备处在新风内，比较安全。但风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机上山设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门。
由于本矿井的准备巷道是二条上山，故只能采用U型通风，其回采工作面的顺序为后退式。所以回采工作面为U型后退式通风方式，其主要优点是结构简单，巷
道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。缺点是在工作面上隅角附近瓦斯易超限，工作面进、回风巷要提前掘进，掘进工作量大。为了减少在上隅角产生瓦斯积聚，采煤工作面采用上行通风。
2、阻力分布的合理性： （1）、矿井阻力分布的合理性：
矿井进风段、用风段和回风段阻力及其比例见下表:
表一：矿井通风容易时期西翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
表二：矿井通风容易时期东翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
表三：矿井通风困难时期西翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
表四：矿井通风困难时期东翼进风段、用风段和回风段阻力及其比例
综合上述表格，本矿井通风容易和困难时期两翼的总阻力都比较小，符合《规程》规定。且阻力在进风段、用风段和回风段分布比较合理。
矿井通风容易和困难时期两翼采区的阻力分布比较均匀且稳定。当风量和风阻发生变化时，可以用风窗、风门等通风设施进行调节，使阻力达到相对稳定。
3、主要通风机工作的安全性、经济性：
（1）、主要通风机的工作方式有抽出式、压入式和压抽混合式，本矿井主要通风机的工作方式为抽出式。抽出式是当前常用的通风方式，适应性强。其特点是：在矿井主要通风机的作用下，矿内空气处于低于当地大气压的负压状态，当矿井与地面存在漏风通道时，漏风从地面漏入井内。抽出式通风矿井在主要进风巷无需安设风门，便于运输、行人和通风管理。在瓦斯矿井采用抽出式通风，若主要通风机因故停止运转，井下风流压力提高，在短时间内可以防止瓦斯从采空区涌出，比较安全。
（2）、本矿井主要通风机为对旋式，其型号是BDNo18。对旋式通风机也是一种轴流式通风机，和传统轴流式通风机相比较，具有高效率、高风压、大风量、性能好、高效区宽、噪声低、运行方式多、安装检修方便等优点。为了安全，所选通风机的工作风压不应大于最大风压的0.9倍。本矿井容易、困难时期东翼和西翼的通风机的工作风压分别为1234.16、1273.1、1012.9、1017.69Pa,均小于最大风压的0.9倍，因此比较安全。为了经济，主要通风机的效率不应低于0.6.本矿井容易、困难时期东翼和西翼的通风机的效率风别为0.79、0.794、0.75、0.75，均大于0.6，符合经济条件。
（3）、主要通风机的个体特性曲线图和实际工况点对应的功率、效率参数见附图。