煤矿通风设计

×××××煤矿
矿井通风设计（2013年）
矿长；×××
设计编写；××××
编写日期； 2013年3月3日
目录
第一章井田概况 (3)
第二章矿井通风系统 (9)
第三章、矿井风量计算 (11)
第四章、矿井风量、风压及等积孔 (15)
第五章、反风方式、反风系统及设施 (19)
第六章、供热风系统设计 (20)
第七章、矿井通风费用计算 (22)
第八章、矿井通风系统的合理性可靠性和抗灾能力分析 (24)
第九章、附图 (26)
前言
为了贯彻执行国家的安全生产方针，保障煤矿职工的安全和健康，保证生产建设的正常进行，达到以风定产的要求，让井下各工作面以及其它地点的风量按需分配，特制定本通风设计。

本通风设计主要是根据《中华人民共和国矿山安全法》和2011年版《煤矿安全规程》等有关条款而制定，参考新疆天发工贸有限责任公司第一煤矿《初步设计安全专篇》、《新疆天发公司第一煤矿2011年瓦斯等级报告》二书。

本设计在编写过程中，力求使用专业术语，简明扼要，紧密结合工作实际，对通风设施的设置、管理、各工作面所需风量的配备和安全保证措施都做了明确的规定和要求。

本设计经审批签字后，煤矿要认真组织有关人员学习本设计有关规定，在生产中严格按设计操作，如有变更，必须及时修改或补充说明。

编者
2013年3月
第一章井田概况
一、矿井交通及气候情
（一）矿井概况
1．交通位置
××××××煤矿位于乌鲁木齐市以东八道湾与碱沟之间的九道湾中部。

行政区划属乌鲁木齐市水磨沟区管辖。

井田地理坐标：东经87°41′46″～87°42′36″
北纬43°51′35″～43°53′10″
井田西距乌鲁木齐市16㎞，北距米泉市15㎞，均有沥青公路相通，交通极为便利。

（二）自然地理
井田属博格达山北麓之山前丘陵地带，地形总体上是东高西低，北高南低，海拔最高处+772ｍ，最低处+668ｍ，相对高差84ｍ，主要为现代冲沟中的线性侵蚀，堆积地形，区内基本上为第四系亚砂土所覆盖，只有在塌陷坑中和北部边缘的半坡上可见零星基岩出露。

区内无长年性地表水体，只有在每年的洪雨季节时，地表的冲沟内才有流水现象。

本区属大陆性干旱至半干旱气候，冬季寒冷，夏季酷热，历年来最高气温极值为+41.7℃，最低气温极值为-29．7℃且昼夜温差较大，年降水量184．5—337．3㎜，而蒸发量则高达1931—2497．4毫米，是降水量的近9倍，每年11月开始冻结，翌年3月解冻，冻土深度在100—130㎝之间，区内一般风力不大，最大风速18ｍ／ｓ，风向主要为东南或西北。

据自治区地震局资料，该井田属7度烈度区。

（三）矿区地质特征
1．地层
区域内出露地层有上古生界二叠系，中生界三叠系﹑侏罗系﹑白垩系及新生界第三系和第四系。

中侏罗统西山窖组﹝J2ｘ﹞
本组地层为井田内主要含煤地层，岩性一般由灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩组成，含泥岩、岩质泥岩及煤层，局部夹灰—灰白色中砂岩、粗砂岩。

地层厚865．10ｍ，含2—46号煤层﹝组﹞，井田内出露的主要为中侏罗统西山窖组下段﹝J2ｘ¹﹞及中侏罗统西山窖组中段﹝J2ｘ2﹞
中侏罗统西山窖组下段﹝J2ｘ¹﹞
以会—深灰色细砂岩、粉砂岩为主，含炭质泥岩及煤层，其岩性静田内无明显变化，厚度由于受F2断层影响，有较为明显的变化，呈现自西向东变薄的趋势，本段地层含煤4层﹝组﹞，即：45号、43号、42号及41号煤层，由于受F2断层影响，井田内地层出露不全，实际控制厚度195—220ｍ，平均207.5ｍ，本段地层按沉积旋回和煤层组合自下而上可分为三个部分。

从西山窖组底界到45号煤层顶界，含较稳定的45号煤层，下部及中部多为灰—深灰色细砂岩、粉砂岩和泥岩，45号煤层属较稳定的复杂结构特厚煤层，全区可采，井田内被F2断层切割，厚度变化明显。

从45号煤层顶到42号煤层顶，本部分岩性仍以细碎硝岩、泥岩及煤层为主，含43号和42号煤层，由于受F1及F7-3断层影响，厚度也呈不规律的变化。

从42号煤层顶到41号煤层顶，岩性以深灰色粉砂岩为主，含细砂岩及泥岩，很少见层理，偶含菱铁矿结核，含41号煤。

中侏罗统西山窖组﹝J2ｘ２﹞
与下段相比较，沉积环境和岩相变化不大，所以岩性和含煤性亦大体相似，其不同点在于小规模的振荡运动较为频繁，滨湖相—泥沼相交替出现，从而构成本段特点是含煤层数多，煤层相对较薄，但层位、厚度、间距较稳定。

本段地层厚198.20ｍ。

井田位于北天山褶皱北缘，准格尔坳陷区南部之次一级坳陷乌鲁木齐山前坳陷的七道湾背斜和八道湾向斜中，其包括北天山褶皱带的博格多复背斜西部，柴窝堡中一新生代凹陷西北部以及乌鲁木齐山前坳陷三个二级构造单元。

在本井田内褶皱为七道湾背斜北翼，由于受碗窖沟断层﹝F2﹞切割，上盘
构成单斜构造﹝北单斜。

﹞主要断层有碗窖沟断层﹝F
2﹞及F
２
派生断层f1、f7
—3、f7—2，其总体构造线方向为北东东向，与北天山褶皱带展布方向基本一致。

2．构造
﹝1﹞褶皱
北单斜为井田内的基本构造形态，原为七道湾背斜北翼，由于受碗窑沟断层（F2）切割，上盘构成单斜构造，地层走向北东，倾角一般62°～85°，走向上5线及9线处，地层倾角89°，近乎直立。

7线附近地层较缓，一般为62°～74°，倾向上，浅部地层陡，深部地层较缓。

此构造已有钻孔控制，构造形态已查明。

（2）断层
井田内断层主要为碗窑沟逆冲断层及其次级派生断层，F1正断层，F7—3﹑F7—2逆断层，现分述如下：
碗窑沟逆冲断层（F2）位于井田南部从东到西贯穿全区，是井田内规模最大，破坏性最强的断裂，它直接影响到井田内基本构造形态的形成，其北以七道湾背斜北翼为主体的部分称为北单斜。

其走向长21公里，西部走向55°，东部70°，呈向北突出的弧形，倾向北西，倾角76°～86°。

井田内各线均有钻孔控制，形态基本表明。

该断层主要破坏45号煤层，其次是43号煤层，由于F2断层倾角和地层倾角相近，且均系高角度，致使F2断层对45号煤层及43号煤层造成破坏作用，煤层重复，缺失现象时有发生，给地质工作和煤矿生产带来较大困难，另外断层上盘煤层直接倾覆于第四系强含水带之上，构成碗窑沟构造强含水带，给煤层开采造成严重威胁。

该断层落差大于300米，西延至乌鲁木齐河消失，向东到三工河于妖魔山断层相交。

F2正断层位于井田南部，走向49°—69°，倾向南东，倾角76°—88°，属正断层，井田内主要切割41—43号煤层，走向长6公里，贯穿整个井田，落差70—244米，由西向东落差增大，9线最大，有7个钻孔控制，形态基本表明。

F
逆断层位于井田中部，5—7线间，为逆冲断层，走向62°，倾向北西，7—2
倾角75°—85°，走向长2公里，落差80—230米，切割30—38号煤层，有4
个钻孔控制。

逆断层位于井田中部，7线以东，为北西倾斜的逆冲断层，走向53°F
7—3
—62°，倾角65°—82°，走向长6公里，落差110—120米，切割32—42号
煤层，有15个钻孔控制，被F1断层切割，为隐伏断层。

（四）煤层及煤质
1﹑煤层
井田范围含煤地层为侏罗系中统西山窑组中段（J2X2)和下段（J2X1）至
F
断层上盘的一部分地层。

根据勘探线的控制情况。

地层总厚（控制厚度）平2
均为405.7米，最大为410米，控制煤层共计十二层，依次为25、26、27、28、
31、34-36、37-39、41、42、43-1、43-2+3及45号煤层。

煤层总厚平均为128.65
米；井田含煤系数（煤层总厚与地层总厚之比）31.71%。

42号煤层：全区共有8个点控制，煤层可采厚度平均为5.04米，上距41
号煤层16.6-21.5米；平均为18.53米，煤层在井田范围内全部可采，由于受
断层影响，煤层由西向东至7线附近厚度在3.24-8.45米之间，平均4.65 F
7-3
米，煤层结构简单，含夹矸0-3层，其岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩和炭质泥岩。

顶板岩性为粉砂岩、炭质泥岩以及泥质粉砂岩，底板岩性为粉砂岩炭质泥岩，
煤层变异系数R=38.08%，为较稳定厚煤层。

43-1号煤层：全区共有12个点控制，煤层可采厚度平均为6.68米，上距
42号煤层17.0-30.08米，平均为24.41米，煤层在井田范围内全部可采，受
F1断层影响，其上盘煤层由西向东厚度在5.96-9.98米之间波动，在中部厚度
变至3.41米，由浅到深，厚度变化不大，只是在向东受F1切割，其下盘煤层
除中部由浅至深厚度变薄外，其余范围，厚度变化保持在5.73m－7.75m之间。

煤层结构简单－复杂，含夹矸0－5层，岩性以粉沙岩、、泥质粉沙岩为主，顶、
底板岩性一般为粉沙岩、细砂岩等，局部为炭质泥岩、泥岩煤层变异系数
r=28.98%。

属较稳定的厚煤层。

43-2+3号煤层：井田范围内共有10个控制点，煤层可采厚度平均为20.91m。

上据43-1号煤0.99m-32.61m，平均7.29m，煤层在井田范围全区可采。

受f
1断层影响，其断层上盘煤层由西向东厚度在12.47m-26.57m之间波动，有浅到深具变薄趋似，其断层下盘，在井田西部煤层厚度有浅变深变厚，中部、东部由浅到深变薄，总体上由西向东煤厚具变薄趋势，仅在7线浅部煤层最厚。

煤层结构简单－复杂，含加矸0－13层，除井田中不夹矸厚度变薄外，其西部、东部均较厚，岩性主要为粉砂岩。

局部为泥质粉砂岩。

顶、底板岩性一般为粉砂岩、炭质泥岩，煤层变异ｒ=33.47%，属较稳定特厚煤层。

四、井田面积及范围
面积0.8034Km2。

开采上下限标高+734m—+400m。

矿区拐点座标：
S1 X 4863600 Y 29553496
S2 X 4864400 Y 29554900
S3 X 4864400 Y 29555155
S4 X 4864125 Y 29555264
S5 X 4863255 Y 29553870 矿井现有地质储量B+C级1310.18万t，其中B级储量226.79万t，C级储量1083.39万t。

五、矿井开采情况
⑴、矿井开拓方式
矿井开拓方式为立井阶段石门开拓，现有主、副立井，矿井生产水平为+522m。

主立井担负矿井主要提升任务，副立井担负矿井人员上下、运送材料、矸石提升任务，一号回风立井为矿井总回风井兼作第一安全出口，井筒中铺设有行人梯子间。

二号风立井为矿井第三个进风井兼作第二安全出口，井筒中铺设有行人梯子间。

但二号风井暂时停用。

目前井田划分为单翼采区，通风方式为分区式。

通风方法为机械抽出式，地面主要通风机型号：FBCZ-6- N O15，电机型号：YBFEZ80S-6/45Kw （2）、开采技术条件
我矿经新疆煤炭科学研究所2011年12月进行的瓦斯等级鉴定，测得瓦斯
绝对涌出量
绝对涌出量1.82m3/min，瓦斯相对涌出量为0.41m3/t，CO
2
相对涌出量为3.63 m3/t，为低瓦斯井，各煤层煤尘均具有爆0.83m3/min，CO
2
炸危险性，煤层属易自燃煤层，自燃倾向性为Ⅱ级（自燃）。

（3）、矿井开采现状
矿井采用立井开拓，主立井为箕斗立井，副立井为罐笼提升井，东翼一号风井位于主井东75m处，二号风井位于主井东480m处，二号风井因通风行人巷垮塌已停用，现在正在+522水平掘进通风巷与二号风井连通。

现矿井设计开采水平为一个水平，即+522m水平，以主副井为中央，分东、西翼采区。

目前开采东翼一采区；43-2+3号煤层F1断层下盘的522水平段。

开拓东翼一采区的43-2+3号煤层F1断层上盘的+522水平段。

⑷、矿井生产系统：
（1）、矿井通风系统
矿井采用分区式通风，由主、副井，一号风井回风，通风方法为机械抽出式。

主要通风机采用轴流式风机，一台工作，一台备用。

每台风机功率45KW，供风量1300～2900m3/min。

（2）、矿井防灭火系统
矿井防灭火主要措施有采后封闭、氮气防灭火、地面回填堵漏等。

PSA碳分子筛制氮机型号：QTD300/97，产气量300N m3/h，浓度97%以上；功率：125Kw，敷设一趟D50钢管作为输氮管路。

（3）、矿井防尘系统
利用地面高位水池水，分别敷设有一趟φ100-80毫米和φ50-24毫米无缝钢管管路至井下各采掘工作面、井底车场。

（4）、提升运输系统
采煤工作面由工作面顺槽，通过运输采用胶带输送机和刮板输送机将原煤输送到溜煤眼。

到＋522水平集中运输巷在采用胶带输送机运送至井筒煤仓，然后再通过箕斗提升至地面。

（5）、主排水系统
矿井选用离心式主排水泵型号：MD85-67×5，三台，Q=85 m3/h H=325m，660v电动机三台，配套电机型号：YB315M-2/132KW。

正常涌水时，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水量时两台同时工作，一台备用。

（6）、供电系统
地面10KV变电所，经高压配电柜进行负荷分配后分别向井下中央变电所供电，供电电压等级为10KV。

10KV高压电源进入井下中央变电所后，经变低压为660V并经中央变电所低压馈电进入工作面移动变电站，然后进行负荷分配后送至各用电地点。

（7）、通讯系统
矿井内部设生产调度程控电话交换机型号为：TCL交换机AF-424，共24门，作为井上下生产调度通信用，调度总机设在矿调度室；
（8）、安全监控系统
矿井装备一套KJ95型安全监控系统，监控矿井安全生产及工作面各类气体。

第二章矿井通风系统
一、进、回风井
矿井的进风井为主立井、副立井。

主立井采用砼砌碹，井筒断面为圆形，井筒D=2m，净断面积为3.14m2，井口标高：727.213m，总计井深235m。

副立井采用砼砌碹支护，井筒断面为圆形，井筒D=3.4m，净断面积为9.07m2，井口标高：731.29 m，井深225m。

二号风井为矿井进风井，圆形断面，井筒D=2.0m，净断面为3.14m2。

暂时停用。

一号风井为回风井，圆形断面，井筒D=2.0m，净断面为3.14m2。

二、通风方式
分区式通风。

三、通风方法
机械抽出式。

四、矿井通风线路及通风网络
（1）、+522m水平43-2+3煤层F1断层下盘轻放工作面：
主、副立井、→+522m水平主、副井底车场→运输大巷→43-2+3号煤层运输巷→轻放工作面→回风顺槽→+522水平双轨巷→轨道上山→+562回风石门→562至+580水平回风上山→＋580水平→一号回风立井→地面。

（2）+522m水平41#煤层掘进工作面：
主、副立井、→+522m水平主、副井底车场→运输大巷→局部通风机→41#煤层掘进巷→+522水平回风石门→轨道上山→+562回风石门→562至+580水平回风上山→＋580水平→一号回风立井→地面。

（3）+522m至+500m水平轨道下山掘进工作面：
主、副立井、→+522m水平主、副井底车场→运输大巷→局部通风机→轨道下山掘进巷→+522水平回风石门→轨道上山→+562回风石门→562至+580
水平回风上山→＋580水平→一号回风立井→地面。

通风网络及通风系统图见附图。

五、通风设施
（1）、+634m水平进风绕道处设置两道正、反向风门。

（2）、+572m水平原集中运输巷（单轨车场）与通向+580水平上山处前后设置两道正、反向调节风门；
（3）、+522水平至+562水平安全出口下口设置两道正、反向调节风门；（4）、+522水平轨道下山绞车硐室设置两道正、反向调节风门；
（5）、+542m水平运输石门安全出口处设置两道正、反向调节风门；
（6）、+522水平运输大巷在43-2+3#煤层运输、回风顺槽口子之间设置2组共4道正反向风门；
（7）、+522水平43-2+3#煤层1号煤门设置一道挡风墙；
（8）、+522水平43-2+3#煤层采区机电硐室设置两道正、反向调节风门；（9）、+522水平43-2+3#煤层采区材料硐室设置两道正、反向调节风门；（10）、+522m水平主立井清理斜巷上部排矸平巷处设置一道正向调节风门；
等等
（7）、风井口设置防爆盖
（8）、主扇：地面主要通风机型号FBCZ-6NO15，电动机型号：YBFEZ80S-6/45Kw。

第三章、矿井风量计算
一、矿井风量计算
（一）矿井总进风量：
1、按井下同时工作的最多人数计算矿井总进风量：
Q矿进=4·N·K矿通m3/min；
式中：N——井下同时工作的最多人数
K矿通——矿井通风系数；取1.25
Q
矿进
=4×45×1.25=225m3/min
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：
Q
矿进=（ΣQ
采+
ΣQ
掘
+ΣQ
硐
+ΣQ
其它
）×K
矿通
m3/min
式中：
ΣQ
采——
采煤工作面实际需风量总和，m3/min
ΣQ
掘——
掘进工作面实际需风量总和， m3/min；
ΣQ
硐——
硐室实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ
其它——
矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min。

⑴、采煤工作面风量：
1、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
①按瓦斯涌出量计算
回采工作面回风流中瓦斯的浓度不超过0.75%的要求计算：
Q采＝q瓦采×K采/c
式中：q瓦采—回采工作面绝对瓦斯涌出量，m³/min；
K采—采面瓦斯涌出不均衡通风系数。

通常机采工作面取1.2～1.6；炮采工作面取1.4～2.0； K采=1.5。

c—回采工作面正常生产时工作面及回风流中允许的最大瓦斯浓度， c取0.75%。

根据兵团发改委对我矿2009年《矿井瓦斯等级鉴定结果》的批复，矿井绝对瓦斯涌出量为0.41m³/min，且相对瓦斯涌出量为1.82m³/t，属低瓦斯矿井。

则：Q采＝q瓦采×K采/c＝0.41×1.5/0.75%＝82 m³/min
②按二氧化碳涌出量计算
回采工作面回风流中二氧化碳的浓度不超过1%的要求计算：
Q采=q采×KCO2/c
式中：Q采—回采工作面实际需要风量，m³/min
q采—回采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均涌出量m³/min。

Kco2—通常机采工作面取1.2～1.6；炮采工作面取1.4～2.0；水采工作面取2.0～3.0， Kco2=1.5。

c—回采工作面正常生产时工作面及回风流中允许的最大二氧化碳浓度， c 取1%。

根据兵团发改委对我矿2011年《矿井瓦斯等级鉴定结果》的批复，二氧化碳绝对涌出量为0.83 m³/min，二氧化碳相对涌出量为3.63m3/t。

则：Q采=q采×KCO2/c＝0.83×1.5/1%＝124.5 m³/min
2、按工作面进风流温度计算需风量
采煤工作面应有良好的气候条件，其气温与风速的关系应符合下表的要求：工作面空气温度与风速对应表
长壁工作面实际需要风量，按下式计算：
Q采＝60×V采×S采×K采
式中：Q采—采煤工作面需要风量，m³/min；
V采—采煤工作面适宜的风速，v=1.0m/s；
S采—采煤工作面的平均面积，s=7.4㎡
平均断面积可按最大和最小控顶时有效断面的平均值计算； K 长— 采煤工作面长度风量系数，按下表取：
采煤工作面的最长长度为35m ，故K=0.8 Q 采=60×1.0×7.4×0.8=355.2 m ³/min 3、回采工作面同时作业人数计算需要风量 每人供风≮4 m ³/min Q 采>4N （m3/min ）
式中：4—每人每分钟应供给的最低风量，m ³/min ； N —采煤工作面最多人数，N=20人 则： Q 采>4×20=80 m ³/min 4、按炸药量计算：
Q 采=pi
A ×25
其中25-----以炸药量为计算单位的供风标准，m3/min.kg;
pi A
-----第i 个回采工作面一次爆破所需的最大炸药量，取12kg;
Q 采=pi
A ×25=25×12=300 m ³/min 5、按风速进行验算
根据 《规程》，采煤工作面最低风速为0.25 m/s ，最高风速为4 m/s 按最低风速验算，采煤工作面的最低风量：
Q 采≥0.25×60×S 采 式中 S 采—工作面平均断面积，取7.4㎡ Q 采≥0.25×60×7.4＝111 m ³/min ；
按最高风速验算，采煤工作面的最高风量：
Q采i≤4×60×S采
Q采≤1776 m³/min
所以采煤工作面的风量应在111 - 1776 m³/min之间，
因此工作面的实际需风量为：Q采=355.2 m³/min
根据上述计算和验算，采煤工作面需要风量取最大值Q采=355.2 m³/min，取360 m³/min，即6 m³/s。

生产以后根据实际情况再做调整。

⑵、掘进工作面所需风量
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通，m3/min
式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；
q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.501m3/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取K=2。

Q掘=100×0.501×2=100m3/min
2、按二氧化碳涌出量计算:
Q掘=100×qCO2掘×K掘通/1.5, m3/min
式中:
Q采掘进工作面实际需要的风量, m3/min；
qCO2掘——掘进工作面的二氧化碳绝对涌出量,0.925 m3/min；
K掘通——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取2。

Q掘=100×0.925×2/1.5=123 m3/min
3、按人数计算掘进工作面实际需要的风量：
Q掘=4×N，m3/min
式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数
Q掘=4×8=32 m3/min
4、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量：
Q掘=25×A，m3/min
式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量， kg
Q掘=25×6=150 m3/min
5、按风速进行验算：
15×S煤掘≤Q煤掘≤240×S煤掘
式中：S煤掘——煤巷掘进工作面的断面积，5.5m2
82.5m3/min≤Q煤掘≤1320 m3/min
综合考虑，取Q煤掘为150 m3/min，即2.5m3/s; Q岩掘也为2.5 m3/s。

⑶、硐室
1、本矿井下独立通风硐室一个即炸药雷管临时储存点用风量均按1 m3/s 考虑。

2、其它地点的用风量按1 m3/s考虑。

3、矿井通风系数取1.2，其他需要的风量取1 m3/s，则矿井总需风量为：
Q=1.2×（6+2.5+2.5+1+1）=16.25 m3/s，取15.6 m3/s。

【4】、按矿井总风量对矿井生产能力验算：
A=330×15.6×60/（1.25×1.45）=170.4×10 ³t﹥90kt
综上所述矿井总需风量取15.6m ³/s方可满足矿井开展一采两掘安全生产要求。

及936m ³/min，取整940 m ³/min。

第四章、矿井风量、风压及等积孔
一、矿井总风量
Q
矿进=（ΣQ
采+
ΣQ
掘
+ΣQ
硐
+ΣQ
其它
）×K
矿通
m3/min
式中：
ΣQ
采—
采煤+522m水平43-2+3号煤层F1下盘采煤工作面实际需风量总和，m3/s；
ΣQ
掘——
+522至+500水平轨道下山掘进工作面实际需风量总和， m3/s；
ΣQ
掘——
+522水平41号煤层掘进工作面实际需风量总和， m3/s；
ΣQ
硐——
硐室实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ
其它——
矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。

K
矿通——
矿井通风系数取1.25
Q
矿进
=1.2×（6+2.5+2.5+1+1）
= 15.6m3/s，
取15.6 m3/s，即936 m3/min。

取整940m3/min。

二、矿井风量分配
三、矿井通风负压及等积孔
1、矿井通风总阻力计算：
根据矿井开拓方式，本设计对本水平通风困难时期进行负压计算：H=9.8*a*p*L*Q²/VS³Pa
式中： a---井巷通风阻力实数 m
p---巷道断面净周长 m
L---巷道长度 m
V—风速 m/s
S---巷道断面积 m²
Q---通过巷道的风量m³/s
通过计算：矿井初期通风负压H初=233.45（Pa）
矿井初期通风负压H后=248.25（Pa）
17
18
2、等积孔的计算
等积孔按下式计算：
A=0.38Q/√（H/9.8）
=0.38*15.7/√（233.45/9.8）
=5.966/4.88
=1.22（m²）
经计算矿井通风负压初期为233.45Pa，等积孔1.79㎡；通风负压后期为248.25Pa，等积孔1.74㎡。

矿井通风难易程度均属中等。

A值在1～2之间，说明本矿通风比较容易。

3、主要通风机参数比对
我矿选用2台地面主要通风机：FBCZ-6- N O15，电机型号：YBFEZ80S-6/45Kw。

风量在 1300m3/min-2900m3/min之间，风压100Pa-700Pa，均大于矿井核定风量。

完全能够满足生产需要。

4、局扇风机选型
局部扇风机改用对旋式，型号为BDJ-NO5/11，5.5×2型，风筒直径ф600mm。

掘进工作面局扇设计采用由井下中央配电室专线供电线路，中央配电室01、02号开关柜采用带有选择性漏电保护装置，以保证局扇的正常供电运转。

5、对于矿井是否采取瓦斯抽放问题
由于矿井经测定属于低瓦斯矿井另外生产地质报告未提供煤层瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯储量、瓦斯梯度、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等参数。

同时，根据矿井现有情况看，以通风方式完全可以稀释矿井瓦斯，可暂不考虑抽放。

第五章、反风方式、反风系统及设施
反风方式：全矿性反风。

反风方法：采用主扇风机反转实现反风，区域及局部反风通过井下通风设施来实现，可以满足全矿井、回采工作面局部反风要求。

反风设施：主要包括防爆盖、井上下各处正反风门。

第六章、供热风系统设计
为经济、合理、有效的调整冬季入井风量的温度，满足矿井生产，改善气候条件，对矿用热风炉是否能满足供热风要求进行计算。

一、矿井所需热量计算
（1）总计需要加热的风量
Q
主热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
） K
式中：Q
主热
——需要加热的风量
V——矿井总进风量1380m3/min
t
m
——矿井冷热混合后温度2℃
t
o
——当地冬季最低气温，-20℃
CP——等压比热平均取1.01kj/(kg-℃)
P
m
——热风与冷风混合后密度，tm=2℃时，为1.284kg/m3 K ——热量备用系数，取1.1
Q
主热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
） K
=60×1380×1.01×1.284×[2-（-20）]×1.1 =2126091.37kj/h
（2126091.37kj/h）÷4.186
=507905.25卡/h
≈50.8万大卡/h
（2）主井需要加热的风量
Q
副热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
) K
式中：Q
主热
——需要加热的风量
V——矿井总进风量240 m3/min
t
m
——矿井冷热混合后温度2℃
t
o
——当地冬季最低气温，-20℃
CP——等压比热平均取1.01kj/(kg-℃)
P
m
——热风与冷风混合后密度，tm=2℃时，为1.284kg/m3 K ——热量备用系数，取1.1
Q
副热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
） K
=60×240×1.01×1.284×[2-（-20）]×1.1 =369755.02kj/h
（369755.02kj/h）÷4.186
=88331.34卡/h
≈8.83万大卡/h
（3）副井需要加热的风量
Q
副热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
) K
式中：Q
主热
——需要加热的风量
V——矿井总进风量841 m3/min
t
m
——矿井冷热混合后温度2℃
t
o
——当地冬季最低气温，-20℃
CP——等压比热平均取1.01kj/(kg-℃)
P
m
——热风与冷风混合后密度，tm=2℃时，为1.284kg/m3 K ——热量备用系数，取1.1
Q
副热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
） K
=60×841×1.01×1.284×[2-（-20）]×1.1 =1295683.22kj/h
（1295683.22kj/h）÷4.186
=309527.76卡/h
≈30.95万大卡/h
（4）2号进风井需要加热的风量
Q
副热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
) K
式中：Q
主热
——需要加热的风量
V——矿井总进风量300 m3/min
t
m
——矿井冷热混合后温度2℃
t
o
——当地冬季最低气温，-20℃
CP——等压比热平均取1.01kj/(kg-℃)
P
m
——热风与冷风混合后密度，tm=2℃时，为1.284kg/m3 K ——热量备用系数，取1.1
Q
副热=60V C
P
P
m
（t
m
-t
o
） K
=60×300×1.01×1.284×[2-（-20）]×1.1
=462193.78kj/h
（462193.78kj/h）÷4.186
=110414.19卡/h
≈11.04万大卡/h
：1大卡＝4.186千焦（KJ） 1MJ＝1000KJ＝1000000J
1万大卡＝41.86兆焦（MJ）≌42兆焦（MJ）
主副立井和2号进风井总计加热的风量所需要：
8.83万大卡/h +30.95万大卡/h+11.04=50.82万大卡/h
二、供热风系统
设计在地面安装8台8Q蒸汽暖风机，Q型暖风机是以蒸汽为热媒的暖风机，本产品由翅片管加热器、出风口百页及轴流风机组成。

8Q蒸汽暖风机供热风量每台为10157 m3/h，噪音85.5Dba。

完全可以满足矿井供暖风的需要。

我矿在距主副立井口80m处热风炉房，用两趟φ100钢管管道从热风炉房接到主副井井口暖风机房,通过热风炉风机向井下供暖风。

第七章、矿井通风费用计算
吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标，吨煤通风费用主要包括下列费用。

1、电费（Ce）
吨煤的通风电费为主扇年耗电费及井下局扇年耗电费之和除以年产量。

主扇年耗电费
Ce
1=365×24DNe/η
v
η
e
式中：D——为电价，0.6元/度。