安全工程毕业设计

内蒙古科技大学
本科生毕业设计说明书
题目：呼伦贝尔山金矿2号矿
安全设施设计
学生姓名：***
学号：**********
专业：安全工程
班级：2010-2班
指导教师：刘进才任玉辉
摘要
根据呼伦贝尔山金矿2号井的实际安全条件，结合现有的安全技术，对该铅锌矿进行了安全初步设计。

设计针对该矿容易发生的火灾、水灾等灾害做出危险性分析，并根据矿井实际条件设计出相应的安全预防设施，减少事故的发生。

设计针对矿井易发生的事故，设计出一套完整地安全系统，包括监控系统、人员定位系统、紧急避险系统等，其中每个系统从选型到安装布置都进行了详细说明，对各种灾害进行严密的监控，确保该矿安全高效的运行。

另外设计依据井田开拓方案，合理地设计了该矿的通风系统，计算出该矿井通风系统所需的风机以及其他通风设备。

同时设计对矿井的特殊环境，结合安全规范、条例，提出保护从业人员健康的建议，最大限度减少职业危害对职工的伤害。

最后对上述所有涉及安全的设施设备所需成本进行了概算，计算出每吨铅锌的安全成本。

关键词铅锌矿安全设施安全成本灾害
Abstract
According to the hulunbuir gold mine no. 2 well actual safety conditions, combined with the existing security technology, security of the lead-zinc deposit preliminary design. Design about the mine fire, flood disasters such as prone to make risk analysis, and according to the actual conditions of mine design corresponding safety prevention facilities, reduce the happening of the accident. Design for coal mine accident, design a set of complete security system, including monitoring system, personnel positioning system, emergency actions, etc., each of these systems were carried out from the selection to the installation details, close monitoring of all kinds of disasters, to ensure the safe and efficient operation of the mine.
Another design on the basis of field development plan, reasonable design of the mine ventilation system, calculated the fan and other ventilation equipment for the mine ventilation system. Design of the special environment of mine at the same time, combined with the safety codes, regulations, suggest to protect personnel health, minimize occupational hazards to the worker. Finally, all of the above relating to the safety facilities has carried on the budgetary estimate of the cost, to calculate the cost of security per tons of lead and zinc.
Keywords ：Lead-zinc mine Safety facilities Security cost Disasters
目录
摘要 (1)
目录 (3)
第一章矿井概况及安全条件 (6)
1.1矿井概况 (6)
1.1.1地理位置 (6)
1.1.2地形地貌 (7)
1.1.3气象地震 (7)
1.1.4周边矿井情况 (7)
1.1.5区域经济情况 (7)
1.1.6供水、供电、通讯情况 (7)
1.2基本安全条件 (8)
1.2.1矿井安全条件 (8)
1.2.2 其他安全条件 (11)
1.3 矿井设计概况 (11)
1.3.1 矿井开拓 (11)
1.3.2 储量、生产能力、服务年限 (11)
1.3.3 工作制度 (11)
1.3.4 主要生产系统简介 (11)
第二章矿井通风设计 (13)
2.1 矿井通风系统建立 (13)
2.1.1 矿井通风方式方法 (13)
2.1.2 主要进回风井位置选择 (13)
2.1.3 通风系统特点 (13)
2.2 矿井通风阻力计算 (14)
2.2.1 井巷支护 (14)
2.2.2 矿井阻力计算 (14)
2.3 通风设备选型 (19)
2.3.1 自然风压估算 (19)
2.3.2风机和电机的选择 (20)
2.3.3 井下通风设施布置 (22)
2.3.4通风管理的规章制度 (22)
第三章矿井防治水 (24)
3.1 地面防治水 (24)
3.1.1 气象条件 (24)
3.1.2 洪水防治 (24)
3.1.3 工业广场的防排水 (24)
3.2 井下防治水 (25)
3.2.1 水文地质条件 (25)
3.2.2主要水害分析 (25)
3.2.3 涌水量估计 (26)
3.2.4 排水设计 (26)
第四章矿井防灭火 (31)
4.1 矿井火灾的自然条件 (31)
4.1.1 自然发火倾向性 (31)
4.1.2 原有火区及火烧区 (31)
4.1.3 可能存在可燃物的地点 (31)
4.2 矿井火灾种类 (31)
4.2.1 明火火灾 (31)
4.3 矿井防火 (33)
4.4 矿井火灾预测及预报 (33)
4.4.1 CO的检测 (34)
4.4.2 预测预报方法 (34)
第五章矿山安全监测监控系统 (36)
5.1 安全监测监控系统主要内容选取 (36)
5.2 传感器的设计与选取 (37)
5.3 监测系统的布置 (41)
5.4系统信息的传输和管理 (42)
第六章安全避险的六大系统设计 (51)
6.1 设计的依据 (51)
6.2 六大系统的设计 (55)
6.2.1 压风自救、供水施救系统 (55)
6.2.2 监控系统 (58)
6.2.3 人员定位系统 (58)
6.2.4 通信系统 (59)
6.2.5 紧急避险系统 (60)
第七章职业危害防治 (65)
7.1 职业危害种类 (65)
7.2 职业危害的防治 (66)
第八章安全标准化建设 (68)
8.1 标准化建设使用的法律法规 (68)
8.2 标准化建设元素的策划 (69)
8.3 标准的融入 (72)
8.4 绩效考核 (76)
第九章安全设施投资概算 (80)
9.1 概算原则 (80)
9.2 投资概算 (80)
参考文献 (85)
附录Ⅰ (86)
附录Ⅱ (92)
致谢 (93)
第一章矿井概况及安全条件
1.1矿井概况
1.1.1地理位置
该系统位于根河市得耳布尔镇南西18km，尔布尔林场北西9km处，行政区划隶属根河市得耳布尔镇管辖。

矿区范围：东经：120°48′30″～120°56′30″，北纬：50°54′30″～50°59′00″；得耳布尔镇和根河市都有铁路线经过，与国家铁路干线绥芬河-满洲里铁路连接，可通往全国各地，根河市～额尔古纳市二级公路(S301省道)从得耳布尔镇南约40km处通过。

矿区到得耳布尔镇和根河市均有柏油或水泥公路相通，交通便利。

见矿区交通位置图1.1。

1.1 交通位置图
1.1.2地形地貌
矿区位处大兴安岭西麓，海拔标高一般为800～1230m，相对高差430m左右，属于高原区、浅切割的低中山区。

矿区山势总体上为北西高、南东低，山形大多阴坡较缓、阳坡较陡，坡度较大处可达15～30°。

1.1.3气象地震
该区属亚寒带大陆性气候，气温最大日温差可达20℃；每年12月份和1月份最冷，6、7两月份最暖；日最高气温38℃，最低气温-54℃；每年9月中旬至翌年5月上旬为冰冻期，夏秋两季多雾；初霜期为8月上旬，晚霜期为5月下旬，无霜期70～100天；地表为季节性冻土层，0.5～2.95m以下有永冻层，厚度为2～40m不等；年均降水量479.42mm，年均蒸发量749mm；以西北风为主，最大风速7.7m/s。

本区地震动峰值加速度为0.05(g)，对照烈度6°。

1.1.4周边矿井情况
矿区周围没有其他相邻矿井，矿区内只有本矿井，周围矿井情况较单一。

1.1.5区域经济情况
矿区周边有多家有关铅、锌深加工的大中型公司，且这些公司都和该公司有良好的合作关系，凭借多年的合作经验，该矿与多家公司组成了一条集生产与销售为一体的一条龙产业模式，是该矿出产的矿产品具有稳定的销售途径。

1.1.6供水、供电、通讯情况
现由根河市电厂及电网架设60kv，LGJ-70架空线路至得耳布尔山金矿业，线路全长约75.8km。

矿区设60kv变电所一座，安装两台主变，其中一台4000kva供本矿。

为了保障供电系统的安全，配备100KW柴油发电机。

1.2基本安全条件
1.2.1矿井安全条件
1.2.1.1地质
1）区域地质
本区大地构造位置处在额尔古纳加里东褶皱系-额尔古纳加里东褶皱带-五卡复背斜-伊勒呼里中断陷的南西端，得耳布干深断裂北西侧，南东与内蒙古～大兴安岭华力西中期褶皱系-大兴安岭华力西中期褶皱带-三河镇复向斜-尔布尔-黑山头中断陷相毗邻。

矿区位于得耳布干多金属成矿带的二道河子Ⅰ级铅锌银成矿远景区北部。

矿区内出露地层比较单一，主要为侏罗系上统塔木兰沟组角闪安山岩、安山质火山碎屑岩，此外还有零星分布的白音高老组粗面岩。

及第四系全新统现代松散堆积层。

侏罗系上统塔木兰沟组(J3tm)：在矿区内广泛分布，是本区出露地层的主体和近矿围岩，构成比利亚背斜，地层总体走向40～50°，北西、南东倾，倾角5～20°。

岩性以中性、中基性熔岩与中性火山碎屑岩互层为特征，矿区内主要岩性为角闪安山岩和安山质火山碎屑岩。

厚度大于557m。

侏罗系上统白音高老组(J3b)：出露于双顶山、绿荫山南部、比利亚背斜南东翼，不整合于塔木兰沟组角闪安山岩、安山质火山碎屑岩之上。

走向40～50°，倾向南东，倾角5～10°。

主要岩性为粗面岩，灰白色，多为斑状，斑晶多为红色长石及黑云母，基质粗糙常具流纹构造，偶见含有角闪安山岩类碎块。

厚度大于50m。

第四系(Q4)：主要由砂、砂砾石、粘土等组成，为一套冲洪积物，分布于矿区各沟谷低洼处。

厚度一般2～10m，最大厚度可达43m。

1.2.1.2 矿体
1）特征
近平行出露于1号矿带北侧100多m处，产在2号赋矿断裂构造带内。

17条勘探线，54个钻孔、6个浅井、49个探槽控制，勘查线间距40-60～110-130m，控制矿带最大宽度105m，延长2040m。

该矿带由2号主矿体及其8条从属矿体组成。

1.2.1.3 矿产品位
1.2.1.4 地质构造
褶皱构造表现为宽缓的火山穹窿构造—比利亚背斜，背斜轴由矿区中部通过，从双顶山以西呈北东向延入矿区，渐变成北北东向延至高包山顶南又渐变为北东向，经斧刃山南东延出区外。

由塔木兰沟组中基性火山岩和白音高老组杂色酸性火山碎屑岩组成，背斜轴部控制着矿区内燕山期与成矿有关小岩体的产出部位，并控制着矿化带的分布，其次级的小褶曲、揉皱构造等不发育。

断裂构造极为发育，大体分为以北东向、北西向、北西西向和近南北走向为代表的四组方向。

①北东走向断裂：矿区内见于双顶山和高包山附近，为成矿期以后得耳布干深断裂继承性活动的派生产物，未见其对矿体的明显破坏作用与影响。

②北西向横切断层：为得耳布干深断裂的次级断裂构造，横向截切比利亚背斜轴，控制矿区内矿带产出的空间位置，是本区的控岩、运矿构造。

③北西西向赋矿断裂构造带：这组断裂呈张扭或压扭性。

该组断裂是本区的主要赋岩容矿构造，全区共见24处，7处见铅锌矿化与蚀变，17处赋存工业矿体。

它不仅控制了石英斑岩的产状，而且也控制了铅锌矿(化)体的产状与规模。

断裂具有多期活动特点，并具明显的继承性。

④近南北向后期断裂：近南北向断裂包括北北西、北北东向断裂，该组断裂为成矿期后断裂，多数被后期安山玢岩岩墙、岩脉所充填，陡倾斜、延深大，对矿体起破坏作用，截切或错断了矿体。

但绝大多数仅仅只是切穿了矿体，除2号矿体外，总体上对矿体连续性的破坏程度不甚显著。

1.2.1.5 水文地质
1）区域水文
矿区位于大兴安岭山脉西缘部分，由海拉尔至三河镇（额尔古纳市）间大部分为准平原面，由三河镇至矿区间出现低中山及低山地形，矿区及其北部一带则比高加大，陡度稍增，最大比高约430m，海拔约在1230m。

矿区南部直距8km 是得尔布尔河，发源于矿区北东方向40km的山地中。

此河属于老年期河流，河谷宽1～1.5km，河床宽20～30m，一般流量为2.4m³/s。

水温为11.7～13.5℃，冬季水温较低在0.5℃左右。

水的化学成分为HCO3·SO4-Ca·Mg型水，矿化度0.2g/L，PH值为6.7。

与得尔布尔河近于垂直的支谷，均为季节性小河，如下比里亚谷河床宽2～4m，一般流量为0.70m³/s，洪水位标高为817.24m。

封冻期为10月至翌年5月。

河水的物理化学性质与得尔布尔河相同，但水温较低为0～
1.0℃。

除此河流外，尚有上、中比里亚谷，其性质相同，均分别流入得尔布尔河。

当地最低侵蚀基准面标高770m。

本区地表水系较发育。

区内森林覆盖率3
2.7%，余为草场、沼泽地、耕地等，植被类型多样。

年平均降水量479.42mm，并集中于6～9月份，占全年降水量的80%；年平均蒸发量750mm，大于年平均降水量。

矿区位于我国高纬度多年冻土范围内，存在大面积多年冻土。

矿区多年冻土在水平分布上与地形有关；在高包山及双顶山一带向阳坡与靠近山头的干燥地带多不存在冻土，而上、中、下比里亚谷与背阴坡地带均有冻土存在。

在垂直分布上亦如此，冻土厚度变化较大，向阳坡与靠近山头地带较薄，而其背阴坡与小沟谷地带冻土较厚，一般厚度为2～40m，在小的沟谷冻土厚度大于40m。

根据钻探与长期观测资料，本区多年冻土顶板深度为0.5～2.95m，底板深度为5～40.32m，在低洼地带更深一些，冻土厚度为2～40m。

冻土温度0～-1.5℃，在垂直剖面上正温度与负温度互层。

2）矿井水文
根据地下水的赋存规律及其水动力特征，将区内地下水划分为三个类型：松散岩类孔隙水、基岩风化裂隙水和基岩构造裂隙水。

⑴松散岩类孔隙水主要分布于各级河谷平原中，含水层岩性主要为砂砾石、砾卵石、含亚砂土砾卵石构成，多年冻土的发育程度直接影响含水层的厚度及补给、迳流及排泄条件，使含水层的富水性存在明显差异。

⑵基岩风化裂隙水由火山岩、花岗岩和变质岩类风化带与残坡积层构成，分为冻结层上风化裂隙水和冻结层下风化裂隙水，冻结层上风化裂隙水因受冻土控制，一般以下降泉形式排泄，冻结层下风化裂隙水因受冻结层控制，地下水具有承压性，一般在冻结层下富集，最终补给构造裂隙水。

⑶基岩构造裂隙水主要赋存于北西向及北北西向张性张扭性断裂构造带中，次为北东向及东西向压性断裂构造带内。

勘查中调查矿井一般正常涌水量为7.5m³/h，最大涌水量为9.5m³/h。

总之，该矿区矿体多处于分水岭地段，地下水补给较差，地表汇水面积不大，可通过地表径流排泄，矿体中裂隙水及构造水可通过排水设备解决。

水文地质类型划分为条件中等的Ⅱ—2型矿床。

1.2.2 其他安全条件
1.2.2.1 冲击地压
本地无冲击地压
1.3 矿井设计概况
1.3.1 矿井开拓
1) 开拓方式
该系统开拓方式为竖井、盲斜井联合开拓，共有6个中段，目前开采4个中段，即760中段、720中段、680中段、640中段。

每个中段有2个矿房在回采。

2）主要井巷工程特征
该系统开拓方式为竖井、盲斜井联合开拓，共有井口2个。

开采中段4个，分别为760中段、720中段、680中段、640中段。

竖井井口坐标（X：5644550.589，Y：560356.714，Z：870.49），井深110米，直通760中段，属双层罐笼提升井，井筒净断面为3.5×2.6米，罐道为木罐道，井口至井口下个别地段为钢木混合支护。

1号盲斜井延深到720中段，2号盲斜井延深到680中段，盲竖井延深到640中段。

1.3.2 储量、生产能力、服务年限
该系统为竖井-盲斜井联合开拓，采用浅孔留矿法回采铅、锌，生产能力为6万吨/年。

总矿量位30万吨，服务年限为5年。

1.3.3 工作制度
采用连续工作制，年工作330天，每天3班，每班8小时，职工实行双休日，工作254天。

1.3.4 主要生产系统简介
1）通风系统
通风方式为机械压入式。

新鲜风流由竖井进入，经阶段运输巷道、通风天井、联络道进入采场，再经通风天井进入回风巷道，污风由回风井排至地表。

主扇风机安装在主竖井附近的风机房。

配备FBCZ-6-No.17型风机1台，功率90Kw，额定风量15.7~44.7m³/s。

配备相同型号电机一台。

该风机反转可以达到反风效果。

主井进风量为42m³/s，风速为2.3 m/s，阶段运输巷道风速为1.9 m/s。

2）运输系统
主竖井属双层罐笼提升井，井筒净断面为3.5×2.6米，罐道为木罐道，井口至井口下个别地段为钢木混合支护。

中段运输采用蓄电池机车牵引0.5m³矿车运输，760中段矿石经竖井直接提升至地表，760以下中段矿石经盲竖井、盲斜井、主竖井提升至地表。

中段运输巷道断面为2m×2m的半圆拱断面。

3）供电系统
现由根河市电厂及电网架设60kv，LGJ-70架空线路至得耳布尔山金矿业，线路全长约75.8km。

矿区设60kv变电所一座，安装两台主变，其中一台4000kva 供本矿。

为了保障供电系统的安全，配备100KW柴油发电机。

4）排水系统
据水文地质报告，矿区的正常涌水量7.5m³/h，最大涌水量9.5m³/h。

在760中段、720中段、680中段、640中段分别设置80m³、60m³、40m³、20m³水仓，排水设备主要采用D80-30×3、MD85-45×4离心泵4台，管路2趟。

第二章矿井通风设计
2.1 矿井通风系统建立
2.1.1 矿井通风方式方法
通风方式为机械压入式。

新鲜风流由竖井进入，经阶段运输巷道、通风天井、联络道进入采场，再经通风天井进入回风巷道，污风由回风井排至地表。

主扇风机安装在竖井附近的风机房。

2.1.2 主要进回风井位置选择
由于矿体走向长度长，矿脉薄，倾向延伸大，按地下运输功最小的原则考虑将主平硐布置在矿体中间即在勘探线32线附近，再根据哀牢山为陡峻的山岭，把主平硐口布置在760m水平（高于金子河历年最高洪水位）便于布置工业场地，且主平硐口离选厂的位置近，地表运输功小。

故将主平硐垂直于矿体布置在32线，主平硐口布置在矿体上盘，与矿体相距1000m左右的金子河岸上。

盲斜井位置的确定主要考虑与主平硐的位置，尽量减少石门总长度，尽量满足地下运输工最小，且位于地表移动带外，且满足680m等深部各阶段水仓和水泵房的布置，故将盲斜井布置在矿体下盘外约80m处，盲斜井与矿体走向平行布置，盲斜井出口位于距矿体80m与勘探线30线相交处（主要开拓巷道的位置详见附图）。

2.1.3 通风系统特点
本次设计该矿采用两翼对角式通风系统，大竖井为进风井，回风井回风，具体风流线路是：大竖井→石门及车场（→盲斜井2→盲斜井1）→中段运输平巷→采场天井→凿岩工作面→采场天井→回风井。

该矿井选择机械压出式通风，主扇布置在主井地表风机房内。

对粉尘浓度大的作业地点及通风困难的独头掘进巷道、采场等，在利用主扇的基础上，可单独使用局扇进行局部通风。

1) 风路短，阻力小，通风网络尽量简单，风流容易控制，在主要行人运输巷道和工作点污风不串联。

2) 风量分配满足生产要求，漏风少。

3) 通风构筑物少，便于管理。

4) 通风动力消耗少，通风费用低。

2.2 矿井通风阻力计算
2.2.1 井巷支护 2.2.2 矿井阻力计算
（1） 回采工作面（包括备采）所需风量的计算
回采工作面的风量是根据不同的采矿方法，按爆破后排烟和凿岩出矿时排尘分别计算，然后取其较大值作为该回采工作面的风量。

① 按排除炮烟计算回采工作面需风量（巷道型作业面） hr N
q LS t
=
（式2-1） 式中 qhr 一采场排烟需风量，m ³/s ； L 一采场长度，m ； S 一采场过风断面积，㎡；
t 一爆破后排烟通风时间，对采场一般取1200~2400s ，对电耙道一般取300s ；
N —采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换系数，试验得N=10~12，建议取大值。

采场长度L 为50m ；采场过风断面积采场过风断面为1.15*2=2.3㎡；爆破后排烟通风时间取1200s ；采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换系数取12。

则：
312
50 2.3 1.15/1200
hr N q LS m s t =
=⨯⨯= (式2-2) ② 按排除粉尘风量确定回采工作面需风量
由前面采矿方法章节可知回采工作面布置2台凿岩机，采场断面为2.3㎡，可取1.30m ³/s 。

③ 按排尘风速计算回采工作面需风量
3,/Q Sv m s = （式2-3） 式中，S ——采场内作业地点的过风断面，㎡；
v ——回采工作面要求的排尘风速；巷道型（<12㎡）回采工作面， v=0.25~0.5m/s （s 较小且凿岩机多、作业面产尘大者及电耙道时取大值，
反之取小值但必须保证一个工作面的风量不能低于1m ³/s 。

采场内作业地点的过风断面为2.3㎡；断面较少，凿岩机2台，作业面产尘较大故回采工作面要求的排尘风速取0.4m/s,则Q=2.3*0.4=0.92m ³/s,又不能小于1m ³/s ，则Q 取1m ³/s 。

按以上三种方法计算回采工作面风量，比较取其大者，则回采工作面需风量为1.30m ³/s 。

备用回采工作面风量可采取简单密闭，故备采风量取回采工作面一半，取0.65m ³/s 。

（2） 掘进巷风量
矿井总体设计对掘进工作面的数量和分布，按最困难时期估算，沿脉大巷掘进按2个工作面计算，深部的盲斜井掘进工作面1个及风井掘进1个。

掘进工作面需风量按表9-5选取：沿脉巷道掘进断面为6.52㎡，则工作面需风量取1.8m ³/s ；盲斜井断面掘进为7.59㎡，则工作面需风量取2.1³/s ；风井掘进断面为4.91㎡，则工作面需风量1.5m ³/s 。

（3）服务性硐室通风所需风量
井下服务硐室有的要求独立风流通风，为此需要进行风量计算，以便确定矿井总风量。

① 井下炸药库要求独立的贯穿风流通风，其风量可取1~2m ³/s ，这里取1.5m ³/s 。

② 电机车库需要时可取1~1.5m ³/s ，这里取1m ³/s 。

③ 卷扬机硐室
0.0075j q N =∑ （式2-4）
式中 q —卷扬机硐室需风量，m ³/s ；
∑Nj—卷扬机电动规定额定功率之和，kW。

卷扬机电动机（1台）功率为190kW,则q=0.0075*190=1.43m³/s。

④水泵硐室所需风量，按下式计算：
=∑（式2-5）
0.0075
Q N
式中Q—水泵房硐室需风量，m³/s；
∑Nj—硐室内电动机规定额定功率之和，kW。

760m各阶段以下水泵硐室，共有2台功率为160kW的电动机，75kW、55kW、37kW各一台，则Q=0.0075（160*2+75+55+37）=3.7m³/s。

⑤电机车修理硐室风量取1.0m³/s。

⑥变电硐室需风量取1.5m³/s。

（4）全矿总需风量计算
表2.1 通风容易时期矿井总需风量计算表
表2.2 通风困难时期矿井总需风量计算表
矿井的总风量为各采掘工作面、需独立通风的硐室与其他需风量以及矿井漏风量之和，全矿总风量可按下式计算:
12()t s b r d Q k k Q Q Q Q =+++∑∑∑∑ (式2-6) 式中：Qt 一矿井总风量，m ³/s ；
Qs 一回采工作面(包括备用采场)所需风量，m ³/s ； Qb 一掘进工作面所需风量，m ³/s ；
Qd 一要求独立风流通风的硐室所需的风量，m ³/s ；
Qr 一其他工作面需风量，如装卸矿点锚喷支护工作面需风量等，m ³/s ；
k1一外部漏风系数； k2—内部漏风系数。

本设计矿山为比较容易控制漏风的矿井，外部漏风系数取 1.10，内部漏风系数取1.05。

则通风容易时期：31.1 1.0529.333.84/t Q m s =⨯⨯=。

通风困难时期：31.1 1.0531.135.9/t Q m s =⨯⨯=。

矿井阻力计算
矿井通风阻力包括摩擦阻力和局部阻力两部分，沿用一条最大风压路线法，分别计算通风容易时期和困难时期的总风压。

巷道的通风摩擦阻力（风压）由下式计算 22
3i i i i aPL h R q q S
==
(式2-7) 式中 i h —巷道通风摩擦阻力，Pa ； i R —巷道的摩擦风阻，28/Ns m ；
S —巷道的通风断面，2m ，平巷、竖井均为净断面，但竖井净断面包括井筒结构件，梯子间断面在内；
P —巷道通风断面的周边长度，m ；
L —巷道长度（指通过同一风量的相同断面和支护类型相同的巷道长度）；
i q —巷道的通过风量，3/m s ；
a —巷道的通风摩擦阻力系数，24/Ns m 。

表2.3 矿井摩擦阻力
由上表可知摩擦阻力i h =668.64pa
全矿的局部阻力可根据总摩擦力进行估算。

一般认为总局部阻力大致等于总摩擦力阻力的20%，hf=0.2hi 。

Ht=hf+hi=hi(1.0+0.2)=788.98pa
2.3 通风设备选型
2.3.1 自然风压估算
矿井自然风压可参考下式估算：
121000010000()10000
z H
H KB RT RT =- (式2-8)
式中 z H —矿井自然风压，Pa ； B —井口大气压力，Pa ；
K —修正系数，当100H m <时，K 1＝； 当100H m >时，K=1+H/10000；
H —井筒深度，取进、出风井筒的最大者，且进、出井底应按同一标高计。

R —干空气的气体常数，29.27R =；
12,T T —进、出风井的平均绝对温度。

进、出风井底按同一标高计，且进、出
风井口标高不同时，应取标高较大者为基准面，井口标高较低的一侧将基准 面以下地面空气柱与井筒空气的气温加权平均，K 。

矿井口大气压力B=1.01*105Pa ，深部开采风井井筒深度H=200m ，这样修正系数1 1.0510000
H
K =+
=，进风主平硐平均绝对温度1291T K =，回风井平均绝对温度2289.56T K =，将以上数据代入上式得：
121000010000()10000
z H
H KB RT RT =-=-12.39pa 自然风压为负数，表示矿井自然风压与主扇风压作用方向相反。

2.3.2风机和电机的选择
扇风机风量计算
扇风机风量用下式进行计算：
t
f Q Q ρ= (式2-9)
式中 Q f —矿井需要的总风量，m ³/s ； ρ-扇风机分量的备用系数，取ρ=1.155 代入有关数据计算得：
通风困难时期：Qf=1.155*35.9=41.46m ³/s 。

扇风机风压计算
扇风机风压用下式进行计算
r
n t f h H H H ++= (式2-10)
式中 Ht —矿井总阻力,Pa ；
Hn —自然风压，与扇风机风压方向相同为负，相反为正； hr —扇风机装置阻力，hr=0.21×Ht 。

代入数据计算得：
r
n t f h H H H ++==788.98+12.39+788.98*0.21=912.46pa
通风容易时期扇风机的阻力为746.65pa 通风困难时期扇风机的阻力为912.46pa 扇风机类型的选择
通风困难时期的最大风量为41.46m ³/s ，根据风机的工况点及风机的选型原则，参阅《矿井通风与空气调节》附表8.1、附图8.7，主扇风机选择：FBCZ-6No17，最困难时期运行效率：75%扇风机技术参数见下表2.3：
表2.3 扇风机技术参数
扇风机选型为：FBCZ-8-N17其静压特性曲线如下图：
图中点G1为通风困难时期工况点 图中点G2为通风容易时期工况点 扇风机功率计算
扇风机功率用下式进行计算
1000f f f f
H Q N η=
(式2-11)
式中 Nf —扇风机功率,kW ； Hf —扇风机风压，Pa ； Qf —通过扇风机的风量，m ³/s ；
f
η—风机效率，容易时期为65%，困难为75％。

代入数据计算得：
容易时期：Nf1=314.64*39.08/(1000*65%) =18.91kw 困难时期：Nf2=522.16*41.46/(1000*75%) =28.86kw
系列 机号 配用电动机型号
功率/Kw
风量范围/m3.s-1
FBCZ-6
17
YBF2-280S-6
90
15.7~47.7
电动机的选择
目前在金属矿山普遍推广使用的新型矿用风机，是以FB系列的风机与电机一体化的组合装置，故出厂时已配置有匹配的电动机，故FBCZ-6-N17主扇风机的配套电动机为YBF2-315L1-8。

2.3.3 井下通风设施布置
具体机站设置如下：
1）井下炸药库、破碎硐室通风
井下炸药库布置在720m风井附近，新鲜风流贯穿炸药库后从专用回风井回到680m水平。

皮带装矿系统、粉矿清理水平及矿石卸载站所需的新鲜风流由主井进入，经联络巷进入破碎硐室、皮带巷和粉矿回收巷，污风经除尘器净化后通过专用回风井流入回风水平。

2）通风构筑物
为了使风流按照生产需要的路线流动，同时避免短路漏风问题，结束作业的采场回风天井联巷应及时封闭, 结束的回采中段作为下中段回风水平，上部回风水平应封闭，具体设置见通风系统见图：AS2014AQ10-1。

3）反风措施
上述风机具有反转实现反风的能力，反风率大于60%，不需要修筑反风道。

2.3.4通风管理的规章制度
风机运行的好坏及通风构筑物的管理维护情况直接关系到通风系统的运行效果，随着矿井开采的不断变化通风系统应当进行调整及优化，对于本系统来说，需要做好以下几方面的工作：
⑴风机应保持良好运行状态、连续运转，应定期停机检查、紧固螺丝、加注润滑油等。

⑵对某些通风不畅的采场，应设置辅扇；对开拓巷道等的独头工作面采用局扇进行局部通风。

⑶通风构筑物维护管理的好坏，在很大程度上决定了矿井通风系统的完善和。