矿井通风设计毕业设计论文.doc

目 录
一 概述 ……………………………………………………………………………1
二 矿井通风系统选择 ……………………………………………………………1
（一）设计原则及步骤……………………………………………………………… 1
三 风量计算及风量分配 ………………………………………………………… 3
（一）矿井需风量计算……………………………………………………………… 3
（二）风量分配与风速验算………………………………………………………… 8
四 矿井通风阻力计算 ………………………………………………………… 10
(一)计算原则……………………………………………………………………10（二）计算方法 ……………………………………………………………………11
五 主要通风机选型 ……………………………………………………………12
(一)自然风压的计算 ……………………………………………………………12
（二）选择主要通风机 ……………………………………………………………13
（三）选择电动机 …………………………………………………………………15
六 概算矿井通风费用 …………………………………………………………16
七 矿井等积孔计算 …………………………………………………………17
参考文献 ……………………………………………………………………………18
附录一 矿井井巷通风总阻力附表 ……………………………………………… 19
附录二 困难时期通风网络图 …………………………………………………… 21
附录三 容易时期通风网络图 …………………………………………………… 22

一 概述
某煤矿井田范围走向长7.42km，倾斜宽0.66—1.47km，井田面积约8.53 km2。位于背斜南翼，为一般平缓的单斜构造，地层产状走向近东西向，倾向南，倾角10-25。，一般为16。左右。矿井生产能力为90万t/a。
矿井采用中央竖井，煤层分组采区上山布置的开拓方式，单翼对角式通风。矿井通风难易时期的系统示意图见后。井田设三个井筒：主井、副井、风井。地面标高+200m。全矿井划分为两个水平，第一水平标高－150m，第二水平标高－350m，回风水平标高+45～+50m。第一水平东西运输大巷布置在煤层的底板岩石中，距煤层30m，通过水平大巷开拓煤层的全部上山采区。矿井采用走向长壁开采方式。
该矿是高瓦斯矿井，瓦斯涌出量较大，为安全起见，用“品”字形布置三条上山。采用综合机械化放顶煤采煤。采煤工作面的平均断面积8.1 m2，回采工作面温度一般在21°，回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量为5.65m3/min，三四班交接时人数最多66人；掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量3.75m3/min，掘进工作面同时工作的最多人数18人，一次爆破炸药用量4.3kg。
二 矿井通风系统选择
选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径，计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风安全技术措施、装备。
（一）设计原则及步骤
1.设计原则
根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。
局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可归纳如下：
(1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；
(2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；
(3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机；
(4)压人式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；
(5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。 2.设计步骤
(1)确定局部通风系统，绘制掘进巷道局部通风系统布置图；
(2)按通风方法和最大通风距离，选择风筒类型与直径；
(3)计算风机风量和风筒出口风量；
(4)按掘进巷道通风长度变化．分阶段计算局部通风系统总阻力；
(5)按计算所得局部通风机设计风量和风压，选择局部通风机；
(6)按矿井灾害特点，选择配套安全技术装备。
3.掘进通风方法
掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，通风方式为：压入式通风
三、 风量计算及风量分配
（一）矿井需风量计算
对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算：
一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需风量。
另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。
1.生产工作面,备用工作面
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
由题可知：此矿井属高瓦斯矿井
(1)按高瓦斯矿井按照瓦斯(或二氧化碳))涌出量计算
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：

式中：Qc——回采工作面实际需要风量，m3/s ；
qc——回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/s；
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
此矿井采用综合机械化采煤,一般取1.2~1.6故取KCH4=1.5，由题目可知回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量为：
qc=5.65 m3/min =0.09
则 Qc=100×0.09×1.5=13.5
(2)按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见表3-1）
m3/s
式中：Vc——采煤工作面风速，m/s；
Sc——采煤工作面的平均断面积，m2。

表3-1 Kcw——回采工作面温度与对应风速调整系数
回采工作面空气温度（℃）
采煤工作面风速（m/s）
配风调整系数K温
<18
0.3～0.8
0.90
18～20
0.8～1.0
1.00
20～23
1.0～1.5
1.00～1.10
23～26
1.5～1.8
1.10～1.25
26～28
1.8～2.5
1.25～1.4
28～30
2.5～3.0
1.4～1.6
由题目可得采煤工作面的平均断面积Sc=8.1m2，温度一般在21℃左右，查表得Vc=1.0～1.5，取Vc=1.4m/s.
则 Qc=1.4×8.1×1.00=11.34
(3)按回采工作面同时作业人数
每人供风不小于4m3/min，即不小于0.07 m3/s则
（m3/s）
式中：N——采煤工作面同时工作人数。
由题目得N=66 则Qc=4×66／60=0.073 m3/s＞0.07 m3/s
(4)按炸药量计算需要风量：
每千克炸药供风不小25m3/min，即不小于0.42 m3/s则
（m3/s）
式中：A—一次爆破炸药最大用量，Kg。
由题目可知A=4.3㎏
则Qc=25×4.3／60=1.79 m3/s＞0.42 m3/s
(5) 按风速进行验算（《规程2001》第一百零一条）
按最低风速验算各个岩巷掘进工作面的最小风量：

各个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最小风量：

按最高风速验算各掘进工作面的最小风量：

式中 —第i个掘进巷道工作面巷道的净断面积，m2。
采煤工作面需风量取12.6时满足要求。
(6)备用工作面所需风量
备用工作面所需风量≥生产工作面需风量×50%
则备用工作面所需风量为6.30
2.掘进工作面所需风量
煤巷掘进工作面的风量，按下列因素分别计算，取最大值。
按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算
m³/s
式中：——掘进工作面实际需风量，m³/s；
——掘进工作面平均瓦斯涌出量，m³/s；
——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，机掘取1.5~2.0.
由题目知 =3.75m³/min，取1.7
则==10.62m³/s
（2）按工作人员数量计算
=4/60 m³/s
式中：——掘进工作面同时工作的最多人数，人。
由题目知掘进工作面同时工作的最多人数为18人
则 = m³/s
则 取最大值=11.3 m³/s
（4） 按风速进行验算：
掘进工作面的风量应满足：
m3/s
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
m3/s
式中：——掘进工作面平均断面积，S=8.5 m2。
则0.25×8.5=2.1＜11.25m3/s＜4×8.5=34 m3/s
则掘进工作面所需风量=11.23 m3/s
3.硐室实际需要风量
硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即

式中：Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=4V/60=0.07V (m3/s)；
V——井下爆炸材料库的体积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m3)，一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min；
取Q火=120 m3/min=2 m3/s
Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min；
取Q充=150 m3/min=2.5 m3/s
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。
Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计 算即

Wi ——机电硐室中运转的机电总功率，kW；
(1-μi )—— 机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0. 23；水泵房取0.02～0.04；
860——1kW/h的热当量数，千卡；
μi ——机电设备效率；
Δt——机电硐室进回风流的气温差，℃；
m3/min可取m3/s
Q采硐 —— 采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80 m3/min ；取Q采硐=72 m3/min,共有两个变电所和一个绞车房,则
∑Q采硐=1.2 m3/s
Q其它硐 ——其它硐室所需风量，根据具体情况供风。一般取80m3/min故取值1.3m3/s
则硐室实际需风量∑Q硐=2+2.5+1+1.2+1.3=8 m3/s
4.矿井总风量
矿井总风量按下式计算

式中：Qkj ——矿井总进风量，m3/s；
∑Qcj ——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；
∑Qjj ——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；
∑Qdj ——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；
∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s；
Kkj ——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15～1.25。取Kkj=1.18
则容易时期
Qkj=(12.6+11.3×2+8+1.3)×1.18=51.2m3/s
困难时期
Qkj=(12.6+6.3+11.3×2+8+1.3)×1.18=58.4m3/s

（二） 风量分配与风速验算
1.风量分配

表3-2 矿井各地点风量分配情况表
地点 风量m3/s
生产工作面 12.6
备用工作面 6.3
掘进工作面 11.3
火药库 2
充电硐室 2.5
机电硐室 1
采硐 1.2
其他硐室 1.3
2.风速验算
当风量分配到各用风地点后，必须结合巷道断面情况进行风速验证，保证各条巷道的风速均在合理范围内。
各条井巷的供风量确定后，要按《规程》第101条规定的风速进行验算。
需绘制出矿井通风系统图与网络图，计算出每条巷道的通过风量，计算出每条巷道的风速，进行验算，验算结果可填入附表3-3中。如果某条井巷的风速不符合《规程》规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表。

表3-3巷道风速校验表
巷道
各段
序号
巷道名称
断面m2
容易时期
困难时期
允许风速m/s
是否满足
风量m3/s
风速m/s
风量m3/s
风速m/s
最小
最大
1～2
副井
28.26
52
1.89
61
2.16

15
是
2～3
主石门
11.1
52
4.81
61
5.50

15
是
3～4
大巷
11.1
52
4.81
61
5.50
0.25
6
是
4～5
南五运输上山
10.2
32.7
3.34

0.25
6
是
5～6
南五运输上山
10.2
21.6
2.25

0.25
6
是
6～7
21051运输巷
8.5
21.6
2.71

0.25
6
是
易7～8
难8～9
采煤面
8.1
21.6
2.84
24.1
2.98
0.25
4
是
8～9
21051回风巷
8.5
21.6
2.71

|
8
是
4～5
南一运输上山
10.2

41.7
4.09
0.25
6
是
5～6
南一运输上山
10.2

30.4
2.98
0.25
6
是
6～7
南一运输上山
10.2

24.1
2.36
0.25
6
是
7～8
21011运输
平巷

8.5

24.1
2.84

0.25

6
是
9～10
21011回风
平巷

8.5

24.1
2.84

8
是
10～11
总回
风巷

10.2

51.2

5.24

58.4

5.98

8
是
易9～10
难11～12
回风
石门

10.2

51.2
5.24

58.4
5.98

15
是
易10～11
难12～13
回风井

19.6

51.2

2.72

58.4

3.11

15
是

《规程》规定的风速限定值见表3-4所示。

表3-4 风速限定值
井巷名称
最低允许风速(m/s)
最高允许风速(m/s)
无提升设备的风井和风硐
—
15
专为升降物料的井筒
—
12
风桥
—
10
升降人员和物料的井筒
—
8
主要进、回风巷道
—
8
架线电机车巷道
1.0
8
运输机巷道、采区进、回风巷道
0.25
6
采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷
0.25
4
掘进中的岩巷
0.15
4
其它通风行人巷道
0.15
—
注1：设有梯子间的井筒或修理中的井筒，风速不得超过8m/s，梯子间四周经封闭后，井筒中的最高允许风速可按表中有关规定执行。
注2：无瓦斯涌出量的架线电机车巷道中的最低风速可低于1.0m/s，但不得低于0.5m/s。
注3：综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速可高于4m/s的规定值，但不得超过5m/s。
注4：专用排瓦斯巷道的风速不得低于0.5m/s，抽放瓦斯巷道的风速不应低于0.5m/s。

四、 矿井通风阻力计算
在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。
（一）计算原则
1.在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般，可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上(分最容易和最困难时期)，从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力(h阻易、h阻难)。如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出其中最大值。
如果矿井服务年限较长，则只计算头15～25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。
2.为了经济、合理、安全地使用主要通风机，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400Pa，有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。
（二）计算方法
沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：h 摩=a·L·U·Q2/S3 (Pa)
式中：L、U、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m2)；
 a——摩擦阻力系数，可查阅《通风安全学》一书的附录；
Q—— 各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿 (即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值，m3/s。 
将以上计算结果填入附录一。
其总和为总摩擦阻力∑h摩，即是：
∑h摩 =h1-2+h 2-3+……+h-n-(n+1)(Pa )
式中：h1-2、h2-3、……为各段井巷之摩擦阻力，Pa。
则容易时期总摩擦阻力
∑h摩易=867.379pa
困难时期总摩擦阻力
∑h摩难=1429.311pa
因此，全矿总阻力为：
(1)通风容易时期的总阻力h阻易为：
h阻易=1.1∑h摩易
则h阻易=1.1×867.379=954.117a
(2)通风困难时期的总阻力h阻难为：
h阻难=1.15∑h摩难
则h阻难=1.15×1429.311=1643.708 pa
式中：1.1、1.15——考虑到风路上有局部阻力的系数。
将以上计算结果填入表4-1，4-2.
五、 主要通风机选型
（一）自然风压的计算
矿井冬、夏季气温差别较大，使得空气密度也有所差别，致使矿井自然风压也气温变化而变化，因此需计算矿井自然风压。规定矿井冬、夏季空气密度如表6-2所示。
表5-1 矿井冬、夏季空气密度
季节
密度/kg/m3
进风
回风
冬季
1.28
1.24
夏季
1.20
1.24

如图6-1所示，根据自然风压定义，以矿井最低水平作为计算的参考面，图所示系统的自然风压HN可用下式计算：

为了简化计算，一般采用测算出0-1-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值ρm1和ρm2，用其分别代替上式的ρ1和ρ2，则上式可写为：

式中：——重力加速度，m/s2；
Z——矿井最高点至最低水平间的距离，m；
、——分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气密度，kg/m3；
、——分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气平均密度，kg/m3。

根据上述计算原则可分别计算出矿井冬、夏季自然风压。
自然风压这里均取50pa,即HN=50pa.
（二）选择主要通风机
通常用主要通风机的个体特性曲线来选择主要通风机。要保证主要通风机在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主要通风机在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。
1.确定主要通风机的风量
对于抽出式：
Q扇=(1.05～1.10)Q矿 (m3/s)
式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。
则容易时期
Q扇=1.05×53.4=56.07m3/s
困难时期
Q扇=1.05×61=64.05 m3/s
对于压入式：
Q扇=(1.10～1.15)Q矿 m3/s
式中，通风井无提升运输任务时取1.10，有提升运输任务时取1.15。
2.确定主要通风机的风压
分别求出通风容易和通风困难两个时期的主要通风机风压。
通常离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此对抽出式通风矿井：
离心式通风机：
容易时期 h扇易＝h阻易十hd十hv一HN
困难时期 h扇难＝h阻难十hd十hv十HN
式中：
hd——通风机装置阻力，Pa。
hv——通风机出口动能损失，Pa。
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。通风机装置阻力hd取150pa
则轴流式能风机
容易时期h扇易＝954.117+150-50=1054.117pa
困难时期 h扇难＝1643.708+150-50=1743.708pa
（二）、选择主要通风机
根据求出的Q扇 、h扇难 、h扇易 两组数据，在主要通风机个体特性曲线图表(参看《通风安全学》)上选择合适的主要通风机。
观察ZK-60No.24通风机特性曲线图知，其可满足要求,在其风量坐标56.07和64.05 做Q轴垂线，在风压坐标954.117和1643.708点分别做Q轴平行线，分别Q轴垂线于两点，附图1 风机性能曲线图，此两个工况点均在合理工作范围内，故选ZK-60No.24通风机.
1.求通风机的实际工况点
设计工况点不一定恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。
计算通风机的工作风阻
R易= h扇易/ Q扇2
R难= h扇难/ Q扇2
则容易时期的工作风阻
R易=0.3035NS2/m8
困难时期的工作风阻
R难=0.4007 NS2/m8
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。
对轴流式主要通风机：容易时期应在安装角θ较小的情况工作，困难时期应在安装角 θ较大的情况下工作，其效率不低于0.6，如两组数据所确定的工作点不是刚好落在特性曲线上，应偏大一个调整级差(以2.5°为一个级差)确定主要通风机特性曲线。
对离心式主要通风机：容易时期应在转数较低的情况工作，困难时期应在转数较高的情况下工作，其效率亦不低于0.6。如两组数据所确定的工作点也不是刚好落在特性曲线上，应偏大一个调整转数级差确定主要通风机特性曲线，其工作点可采取增大主要通风机工作风阻的方法(用调节闸门增大阻力)确定。
选定主要通风机后，将两个时期的主要通风机型号、动轮直径、动轮叶片安装角度(指轴流式)、转数、风压、风量、效率、输入功率等数值，列出一览表，并绘出所选主要通风机的特性曲线及工作点。

项
目
时
期

动轮直径

动轮叶片安装角
转数

风压

风量

效率

输入功率

简单时期
2k-60-N0.24
24
20°
600
1243.51
64.16
78%
105.1kw
困难时期
2k-60-N0.24
24
25°
600
1857.14
68.05
80%

155.4kw
（三）选择电动机
1.由容易和困难两个时期实际工况点计算主要通风机的输入功率

式中：h扇易’、 h扇难’ 、Q扇’均为实际工况点的对应参数
η——风机效率，可在风机特性图上查得。
由风机特性曲线图可得h扇易’=1243.51a
h扇难’=1857.14pa
Q扇易’=64.16m3/s
Q扇难’=68.05 m3/s
则风机的实际工况点为(64.16.1243.51)(68.05.1857.14)
则容易时期和困难时期主要通风机的输入功率
N扇入易=64.16×1243.51/1000×78%=102.3kW
N扇入难=68.05×1857.14/1000×80%=158W
2.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。
应为 N扇入易 < 0.6N扇入难可选两台电动机，电动机的功率分别为：
初期
=
=91.78kW
后期
=
=206.1kW
其中： ke—电动机容量备用系数，一般取1.1—1.2；
—电动机效率，=0.9—0.94（大型电机取较高值）;
—传动效率，电动机与通风机直联时取1，皮带传动时取0.95。
六、概算矿井通风费用
根据通风电费计算吨煤通风成本。
（一）电费（W1）
吨煤的电费是主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量：
， 元/t
其中：E—主要通风机年耗电量，设计中用下式概算：
通风困难和容易时期共用一台电机时
， KW·h
选两台电动机时 ， KW·h；
=4380(91.78+206.1)/()
=1284136.12KW·h
EA—辅助通风机和局部通风机年耗电量，KW·h；
EA =245280KW·h
D—电价，元/ KW·h；
T—矿井年产量，t；
—变压器效率，可取0.95；
—电缆输电效率，取0.9—0.95。
故=（1284136.12+245280）1.2900000=2.04元/t
六、 矿井等积孔计算
R矿易=h阻易/Q2扇
R矿难=h阻难/Q2扇
式中：R矿易、R矿难——容易时期和困难时间的全矿总风阻，Ns2/m8。

式中： A矿易 、A矿难 ——容易时间、困难时期全矿通风等积孔，m2。
则容易时期 A矿易=1.19×64.16/=2.17m2
困难时期 A矿难=1.19×68.05/=1.88m2
矿井通风难易程度评价见依据见表，根据这一分类等级结合前面的计算结果，可以评价矿井通风难易程度

等积孔（㎡）
风阻 Ns2/m8
矿井通风阻力等级
矿井通风难易程度评价
<1
>1.44
大阻力矿
难
1-2
1.44-0.36
中阻力矿
中
>2
<0.36
小阻力矿
易

综上所述：本矿井在通风容易时期通风阻力等级为小阻力矿井，通风难易程度为易；在通风困难时期通风阻力等级为中等阻力矿井。

参考文献
[1] 胡卫民,高新春,鹿广礼.矿井通风与安全[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2008.
[2] 煤矿安全规程[M]. 北京: 中国法制出版社，2011.
[3] 电动机技术手册[M]. 北京: 中国矿业大学出版社, 2000.
[4] 国家煤炭安全监察局. 煤矿安全规程[M]. 北京：煤炭工业出版社，2006.
[5] 刘吉昌.煤矿施工设计基础[M].太原：山西人民出版社，1983 .
[6] 于海勇.放顶煤开采的基础理论[M]. 北京：煤炭工业出版社，1995.
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[8] 林在康，王斌等.采矿CAD开发及编程技术[M].徐州：中国矿业大学出版社,1998 .
[9] 贾咸丰，林在康等. 用Excel快速处理测量内业报表[J]. 煤矿开采，2005.12.
[10]中国煤炭建设协会主编.煤炭工业矿井设计规范GB50125-2005 [M]. 北京：中国计划出版社，2005.
[11] 张国枢. 通风安全学(第二版)[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2011.

23

表4-1 通风容易时期井巷通风总阻力计算表
巷道
各段
序号
巷
道
名
称
支护
形
式

NS2/m4
巷道参数
R
（NS2/m8）
风量Q
（m3/s）
h摩
(pa)
V
(m/s)
L
(m)
U
(m)
S
(m2)
S3
(m6)
1~2
副井
砼碹
405
350
18.84
28.26
22569.216
0.012
53.4
34.219
1.890
2~3
主石门
砌碹
37
270
12.79
11.1
1367.631
0.009
53.4
25.664
4.811
3~4
大巷
锚喷
55
2600
12.79
11.1
1367.631
0.134
53.4
382.109
4.811
4~5
南五运输上山
梯形工钢
120
141
12.26
10.2
1061.208
0.020
34.1
23.256
3.343
5~6
南五运输上山
梯形工钢
120
170
12.6
10.2
1061.208
0.024
23
12.696
2.255
6~7
21051运输巷
工字钢
130
1350
11.20
8.5
614.125
0.320
23
169.28
2.706
7~8
采煤面
液压支架
243
160
10.93
8.1
531.441
0.080
23
42.32
2.840
8~9
21051回风巷
工字钢
130
1350
11.20
8.5
614.125
0.320
23
169.28
2.706
9~10
回风石门
砌碹
39
30
12.26
10.2
1061.208
0.001
53.4
2.852
5.235
10~11
回风井
砼
38
245
15.70
19.6
7529.536
0.002
53.4
5.703
2.724
局部阻力

86.738

合计

6666

0.922

954.117

表4-2 通风困难时期井巷通风总阻力计算表
巷道
各段
序号
巷道名称
支护形式

NS2/m4
巷道参数
R
（NS2/m8）
风量Q
（m3/s）
h摩
(pa)
V
(m/s)
L
(m)
U
(m)
S
(m2)
S3
(m6)
1~2
副井
砼碹
405
350
18.84
28.26
22569.216
0.012
61
44.625
1.890
2~3
主石门
砌碹
43
270
12.79
11.1
1367.631
0.010
61
37.210
4.811
3~4
大巷
锚喷
62
650
12.79
11.1
1367.631
0.038
61
141.398
4.811
4~5
南一运输上山
梯形工钢
129
125
12.26
10.2
1061.208
0.019
41.7
33.039
3.343
5~6
南一运输上山
梯形工钢
120
160
12.6
10.2
1061.208
0.023
30.4
21.256
2.255
6~7
南一运输上山
梯形工钢
130
170
12.6
10.2
1061.208
0.026
24.1
15.101
2.706
7~8
21011运输平巷
工