双阳磷矿通风设计.doc

贵州开阳双阳磷矿有限公司矿井通风设计项目负责：审 核： 设 计：贵州创新矿冶工程开发有限责任公司二七年四月目 录一、概述2二、通风系统的选择15三、矿井需风量计算15四、风量分配18五、矿山通风阻力及等级孔18六、 矿井通风设备的选择20七、 矿井通风管理22八、 矿井通风经济概算30附 表：综合技术经济指标表附图：附图1：通风系统图； 附件：1. 贵州省国土资源厅2003年2月颁发的采矿许可证（副本）证号：5200000320006；2. 贵州开阳双阳磷矿有限公司提交的设计委托书；33贵州开阳双阳磷矿有限公司=一、概述（一）设计依据 1、设计依据(1) 贵州开阳双阳磷矿有限公司提供的设计委托书。(2) 贵州省国土资源厅2003年2月颁发的采矿许可证（副本）证号：5200000320006。(3) 开采方案设计。(4) 国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局令（第9号）非煤矿矿山企业安全生产许可证实施办法。(5) 金属非金属地下矿山安全规程(GBl64241996)。(6) 有色金属采矿设计规范YSJ01992。(7) 有色金属矿山井巷工程设计规范YSJ02193(试行)。(8) 爆破安全规程(GB67222003)。(9) 金属非金属矿山安全质量标准化企业考评办法及标准（安监总管一字200527号）。(10) 化工矿山地下开采设计规范。(11) 化工矿山安全规程。(12) 我公司设计人员到矿山现场实地收集的的资料。(二)交通位置及气候 矿区距金钟镇3公里（运距），距开阳县城城关镇17公里，距川黔线支线（小寨坝中心站）中心火车站运距约6km；矿区地理坐标为：东经10649071064955北纬270323270414，交通十分方便。本区属亚热带温和湿润气候区，据气象资料统计，最高气温 35.4C(7月份), 最低气温-10.1C ( 1月份),年平均气温10.615.3C。年平均降雨量1205.0mm，年平均蒸发量1385.1mm,年均无霜期270天,春夏季以东南风为主，秋冬季以西北风为主，平均风最大风速3.3310.67m/s，最大风速22m/s，气温总体具有冬无严寒,夏无酷署的特点。（三）矿山供电情况本矿电源引至当地变电所10kv，供地面用电变压器500kv.A一台，供井下用电的变压器250kv.A一台，下井电缆70m2一趟。（四）开采范围及开采规模1、开采范围贵州省国土资源厅2003年2月颁发的采矿许可证（副本）证号：5200000320006，该矿区本次开采设计范围由10个拐点坐标控制，开采深度 +1140m+660m标高。2、矿山规模 根据采矿许可证（副本）（证号：5200000320006）,矿山设计规模为15万吨/年。矿区范围拐点坐标表 表1-1拐点编号XY12995420363828202299571536383060329954843638335042996060363838425299582036384150629944803638303072994736363827268299533036383160929953803638309010299528036382990矿区面积：0.8275km2；开采深度由1140米至660米标高。 (五)矿床地质及构造特征1.地层矿区范围内主要出露第四系(Q)，寒武系下统清虚洞组（1q）、金顶山组（1j）、明心寺组（1m）震旦系上统灯影组(Zbdn)、陡山沱组(Zbd)，震旦系下统南沱组（Zann），现从新到老叙述如下：第四系（Q）主要为黄色、褐色、褐红色等砂土、亚砂土及粘土、亚粘土等残坡积物组成，常分布于地势低洼或缓坡地带，与下伏地层为角度不整合接触。厚031.49 m，平均厚7.00m。寒武系（）矿区出露寒武系中统及下统，分布于区内东侧。寒武系中统高台组及及石冷水组（2g+s）分布于矿区东部，呈带状分布；高台组主要由黄绿、灰色薄含粉砂白云质粘土岩及白云岩、粘土质白云岩。石冷水组由浅灰、灰色薄厚层微晶白云岩、粘土质泥晶白云岩，顶部为石英粉砂岩组成。矿区未见顶，厚大于160米。寒武系下统（1） 清虚洞组（1q）为深灰色厚层，中厚层细晶灰岩，泥灰岩，下部泥灰岩夹灰岩团块。矿段内出露不全，未见顶，常形成中低山溶蚀地貌。整合金顶山组（1j）上部为灰绿、黄灰色钙质页岩夹薄层粉砂岩及团块状灰岩，中上部为一层灰色，深灰色生物灰岩，鲕状灰岩与泥晶块状灰岩互层，灰岩厚4060米；中下部为灰绿色，灰色含云母细砂岩夹薄层细砂岩，底部为深灰色，灰色页岩；本层受断层破坏，出露不全，厚度大于203.10米；地形特征为陡坡或陡崖。整合明心寺组（1m）为灰绿，深灰色含粉砂质页岩，上部夹少量薄层细砂岩或粉砂岩条带，下部偶夹鲕状灰岩透镜体。矿段内受断层破坏，出露不全厚度大于194.18米，为缓坡侵蚀地形。整合牛蹄塘组（1n）为黑色炭质页（泥）岩，底部为深灰色，黑灰色硅质磷块岩（称上磷矿），厚01米左右，呈透镜状连续分布，厚度和品位不稳定。该层厚23.4463.16m，形成缓坡地形。假整合震旦系（Z）灯影组（Z2dn）:分五个岩性段，由于第一和第二岩性段在本矿段内间无稳定可供对比的分层标志，而两段厚度之和仅100.21147.66m作为一个岩性段也是适宜的，为了保持全矿区地层划分的统一性，将一段合并为一加二段。 第五段（Z2dn5）：灰色、黄灰色薄层硅质，泥质白云岩夹兰灰色页岩及黑色硅质岩透镜体，厚5.7220.23m。第四段（Z2dn4）：浅灰色厚层细晶白云岩，底部为一层厚0.501.50m的灰黑色中厚层花斑状白云岩（分层标志）。厚71.6993.84m。第三段（Z2dn3）：灰色、深灰色中厚层碎花状及条带状细晶白云岩，含薄壁相迭层石和核形石，底部为12层：厚0.301.28m的稳定深灰色，浅灰色内碎屑谷壳状白云岩（分层标志）。厚20.0928.36m。第一加第二段（Z2dn1+2）：上部浅灰色厚层，中厚层条带状，碎花状细晶白云岩，富含核形石和小型迭层石；中下部浅灰色厚层细晶白云岩，具晶洞构造，含层纹石；底部为0.31.5m厚的灰黄灰色中厚层鲕状细晶白云岩，同心园状的鲕粒粒径一般0.51mm，在岩石中分布均匀，该层在全矿段稳定，为良好的见矿标志层。厚84.10129.68m。假整合陡山沱组（Z1d）：上部：乳白色硅质岩，含磷砂砾岩，灰绿色含磷页岩，灰色微带蔷薇红色含锰白云岩，该层多为矿层直接顶板。厚0-7.35mm。 假整合中部：深灰、蓝灰色、茶色致密状、碎屑状、条带状磷块岩，中下部夹13层，单层厚210cm的灰绿色含磷页岩，厚度0.713.73 m， 平均厚 5.88m。 间断下部：灰绿色细至中粒石英砂岩，普遍含星点状自形晶黄铁矿颗粒。与下伏地层南沱组(Zann)为不整合或假整合接触，厚2.9713.84m，平均厚7.43m。间断南华系（Nh）南沱组(Nh2n)为紫红色页岩，偶夹灰绿色页岩，顶部为紫红色冰碛砾岩厚23m，本层在矿段范围 内未见底，出露厚度大于21m。2.构造矿区构造较发育，褶皱构造除洋水复背斜外，还发育有次级小褶曲构造。在所有构造中尤以断裂构造最为发育，它破坏了岩矿层连续性及完整性，使矿层被错切变薄和重复。发育于区内和近旁的断裂主要呈南北向、北北东向展布。其中主要有F41 、F103 、F21 和F66等，这四条断裂均为走向纵断层，F41和F103断层对磷矿层的出露和展布起控制作用。现将主要断层特征叙述如下：1) F41 逆断层：地表上在矿段外围西北部出露，在勘查内为隐伏断层,倾向100130，倾角35 60，其变化特征是南陡北缓，上部和深部较陡，垂直断距135320m，斜断距165500m。F41断层将磷矿层错切破坏，将磷矿层切割为下盘部份的矿称为下盘矿，断层上盘部份称上盘矿。下盘矿受断层的牵引产生挠曲和次级断裂，致使矿层空间形态复杂化。2）F103逆断层：属F41的分枝纵断层，地表上在矿区外围西北部出露，在矿段内为隐伏断层，地表上在E70线至E72线以南与F41断层重合为一条断层。F103断层产状，倾向120130，倾角3542。断层面较平直。垂直断距50100m。斜断距350400m。F103断层将矿区上盘矿错切分割为为两个矿体，即断层上盘磷矿为二号矿体，断层下盘磷矿为一号矿体。由于后期的近于南北向应力作用，F103断层面成为部分一号矿体的直接顶板和二号矿体的直接底板，使部分矿石产生角砾岩化。3）F21断层：地表上在矿区西北部出露，断层产状：倾向110130，倾角3038，垂直断距30m左右，斜断距60m左右。从区域资料分析，F21断层延伸较长，深部控制较少，推测将对将二矿体错切破坏，将二矿体深部造成成平距约350400米的无矿空白带。4）F66正断层：地表上在矿段西北部出露，本断层在地表露头明显，断层产状倾向120130，倾角60左右，有北陡南缓的规律。断层垂直断距180m，斜断距280m，矿区范围内未切割矿层。 (六) 矿体特征及矿石特征1.矿层产状与特征一矿体分布于F41断层上盘和F103断层下盘之间，在矿段内为隐伏矿体，北起矿区北边界，南止于E76勘探线附近，东边界线为F103断层与矿体的切线，西边界以矿界范围西边界为界。一矿体通过15个工程揭露，厚度极值1.029.38m，平均厚度3.13m，厚度变化系数98%。厚度变化属较稳定类型。二矿体分布于F103逆断层上盘、为隐伏矿体，矿层北、西、南为矿区范围为界，东部以F21断层切割矿层点为界。上盘矿二号矿体产状与地层一致，倾向110135度，倾角2435度，在1050m标高以上的部分矿体，由于受F103断层的牵引作用，矿层产状与F103一致，F103断层倾角比地层大，所以矿层有上（西）陡下（东）缓的特征，远离断层的矿层产状稳定，在2328度范围内变化。二矿体通过18个工程揭露，厚度极值0.708.43m，平均厚度4.45m，厚度变化系数56%。厚度变化属较稳定类型。下盘矿分布于F41断层下盘，在矿段内为隐伏矿体，北起矿区北边界，南止于E72勘探线附近，东边界线为F103断层与矿体的切线，西边界以矿界范围西边界为界。下盘矿产状与地层产状一致，倾向110140度，倾角21度，矿层深部因受F41断层逆推作用影响，形成一轴向与F41断层走向一致的宽缓牵引向斜（见剖面图E72勘探线）。二矿体通过9个工程揭露，厚度极值3.958.34m，平均厚度4.99m，厚度变化系数34%，属矿层厚度变化稳定型矿层。矿层产于震旦系下统陡山沱组上部含磷岩系中，矿层呈层状、似层状产出；因F41、F103、F21及F66断层将矿区磷矿层错切破坏为相对独立的三个矿体，据矿体与断层的相对位置将矿块命名为下盘矿、一矿体和二矿体。下盘矿分布于F41断层下盘，矿区范围内矿体长约3801007米，宽约0370米，保有资源/储量为158.0万吨,为小型规模；一矿体为分布于F41与F103逆断层之间的磷矿，矿区范围内矿体长约3801670米，宽约0480米，保有资源/储量为224.9万吨,为小型规模，二矿体为分布于F103断层上盘的磷矿，矿区范围内矿体长约3802160米，宽约5161086米，保有资源/储量为1039.4万吨,为中型规模。2.矿石质量矿石呈深灰色、灰色，体重2.87g/cm3。矿石具凝胶结构、内碎屑结构；矿石有致密块状构造、条带状构造及角砾状构造。3.矿物成份矿石矿物成份单一，以低碳氟磷灰石为主，次为碳磷灰石、磷灰石；脉石矿物主要有白云石、石英及水云母等。4.矿石的化学成份矿石化学组分有P2O5、MgO、F、SiO2。其中有益组分为P2O5，有害组分为MgO、F、SiO2。5有益成份P205：一矿体P205含量极值26.5331.95%，平均29.41%；二矿体P205含量极值27.0732.09%，平均29.86%；下盘矿P205含量极值31.1533.76%，平均32.59%。（七）矿床开采技术条件1.水文地质条件矿区位于洋水磷矿区南部的牛赶矿段北部，处于区域水文地质单元中处于补给区位置，灯影组白云岩为矿层主要充水含水层，分布在洋水背斜东、西两冀，面积约6平方公里；出露地势南高北低。洋水河是区内主要地表水体，在洋水背斜核部由南向北流动。灯影组地层为矿区主要充水含水层，呈环状分布于洋水背斜东、西两翼近核部地段，由南向北标高逐渐降低，厚200296m。水位埋深一般50200m，局部地段小于50m和200m，含水层富水性弱至中等。地下水化学类型为HCO3CaMg型。含水层为磷矿层直接顶板，对矿层充水影响较大。陡山沱组含磷岩系富水性较弱，对矿层充水基本无影响。位于矿区边缘，与磷矿层及主要充水含水层间隔有巨厚隔水层，对矿床充水无影响。隔水层为寒武系下统牛蹄塘、明心寺、金顶山组（1n-j）泥岩、页岩及砂岩，呈环状分布于洋水背斜两翼，厚636767m，为矿层主要充水含水层的上覆地层。板溪群清水江组（Ptbhbq）页岩、砂质板岩，南沱组页岩、泥岩，为陡山沱组含磷岩系下伏地层，厚度大而稳定。灯影组白云岩含水层地下水主要补给来源为大气降水。据牛赶冲矿段的水文地质资料反映，地下水动态季节性变化非常明显，雨季地下水位明显升高，泉、老硐等排水量增大，旱季地下水位下降，流量减少，甚至个别泉点干枯。灯影组含水层在接受大气降水补给后，地下水主要运移和赋存于溶蚀裂隙和小型管道中，因受地貌和构造的制约，地下水经洋水背斜两翼由南向北流动，至北倾伏端锰汞厂地段排入洋水河，也有小部分地下水流经背斜两翼冲沟时出露成泉而排入洋水河。水文地层边界条件：灯影组含水层之上和陡山沱组磷矿层之下均为巨厚隔水层，隔水性能良好，矿区南倾伏端以南E82线（W1线）至狼鸡岭一带为地下水分水岭，北倾伏端为排泄边界，这样完全隔绝了区域地下水和矿区地下水的水力联系，使矿区成为一完整、封闭、独立的水文地质单元。1）含、隔水层特征矿区内出露地层分析，区内相对含水层寒武系高台组及石冷水组、清虚洞组及震旦系灯影组白云岩；高台组及石冷水组、清虚洞组含水层与磷矿层之间有具厚的隔水层相隔，未来矿山开采磷矿层影响甚微，对磷矿层开采有影响含矿层仅震旦系灯影组含水层。分布在矿区外围西北部，呈北东-南西向延利出矿区，厚230250m，富水性弱至中等，水位埋深变化较大一般28.26286.41m。据牛赶冲矿段抽水试验资料，渗透系数K=0.009031.0659m/d（米/昼夜）；单位涌水量q=0.00940.8340L/sm（升/秒、米），地表灯影组出露泉点分布标高比较高，水动态不很稳定，泉水一般流量0.104.39l/s。综上所述，矿段主要充水含水层为灯影组白云岩，对矿床充水有较大影响，该含水层为不均一溶蚀裂隙含水层，地下水类型为溶蚀裂隙潜水。2）隔水层寒武系下统牛蹄塘组，明心寺组，金顶山组泥（页），粉砂岩，为灯影组含水层之盖层，在矿区内分布广，厚度大于400m，与灯影组地层呈假整合接触；板溪群清水江组，震旦系南沱组，陡山沱组页岩，砂岩，是磷矿层下伏地层，位于矿段西部，厚度大于200m。为良好的隔水层。矿区水文地质条件属简单的岩溶充水矿床。2.矿区工程地质特征(1)矿层的顶板主要为硅质岩、含锰白云岩、粘土岩。硅质岩厚05.91m，为矿层的直接顶板；含锰白云岩厚0.51 3.89 m，为矿层的直接或间接顶板，其稳固性能较好；粘土岩及含磷砂质砾岩呈透镜状产于含锰白云岩与角砾状白云岩之间，为矿层的间接顶板，厚01.12 m，遇水软化，崩解，易与上伏岩层脱离产生垮塌，稳固性能差。开采时对于粘土岩及含磷砂质砾岩出露地段要采取必要的处理措施，防止小规模垮塌或掉块现象。矿层底板：为灰绿色厚层状石英砂岩，坚硬，属较稳固岩层。矿段地形切割深，相对高差一般100200m，地貌为中山中低山山地地貌；地层岩性单一，地质构造较发育，岩溶不太发育，岩体结构以层状结构为主，岩石强度高，矿床为坚硬半坚硬层状矿床。矿层顶板中含有透镜状软弱夹层，坑道顶板局部地段易发生小规模失稳现象。矿段局部地段易发生矿山工程地质问题。矿段工程地质类型为简单偏中等型。环境地质条件矿区地形切割深，相对高差一般100200m，磷矿层顶板为巨厚层灯影组坚硬工程地质岩组，矿层底板为陡山沱和南沱组软弱工程地质岩组，故在矿区东部形成高约150米的灯影组陡崖，易形成崩塌、滑坡、地裂缝、地面塌陷等地质灾害。近年来双阳磷矿东侧的洋水河上流修筑公路或矿山及附近的采矿活动，导致地下水位下降，附近井泉干涸、水环境污染，发生滑坡、崩塌、流石流、地面塌陷、地裂缝等地质灾害。 (八)矿床开采1.储量及矿山服务年限矿区内地质储量为1297.3万t，设计利用储量991万t，可采储量734.25万t，按15万吨年计算，矿山服务年限40年；按50万吨年计算，矿山服务年限16.3年。2.开拓与采区布置 (1)矿山开采现状根据中化地质矿山总局贵州地质勘查院提交的地质报告和地矿部武汉劳动保护科学研究所提交的矿山现状安全评价报告、业主提交的采掘工程平面图、井上、下对照图等有关资料，矿山目前现有井筒：主平硐、回风平硐；1080m以上为采空，现采场和坑道布置在1080m以下。井下坑道无通风设施、设备，地面未安装主要通风机，井下未安装局部通风机，现采用自然通风，极不规范。原有生产设备有：7655凿岩机6台；142汽车（85kw）3台；MvF-4/7型空压机（电机功率22kw）4台。矿山采用平硐斜坡道联合开拓方案，井下采用142汽车运输。(2)主要井筒情况主平硐利用原1000平硐作为本次设计主平硐，井筒净断面：15.23m2，三心拱，锚喷网支护。维护加固现有井巷，封闭未利用井巷，作为矿石运输和进风用。回风平硐利用原有的1110水平平硐作为矿区南翼开拓的回风井和安全出口，解人员安全出口运输用，井筒净断面：15.23m2，三心拱，锚喷网支护。回风平硐作为本次设计的回风、和行人井筒。井筒特征表 表1-2井筒名称井口标高方位角()坡度（）XYZ主平硐29959323638283710003215回风平硐29956033638285411103125 (3)巷道断面情况：斜坡道断面：三心拱断面，宽4.2m，高3.6m， 净断面13.88m2，掘进断面15.81m2；一般采用锚网支护型式，若遇地质构造复杂地段、节理发育地段和破碎地段，则须喷射70100mm厚的混凝土加强支护。分段平巷断面：宽4.5m，高1.72.2m(低帮)， 净断面11.34m2，掘进断面11.34m2；一般采用锚网支护型式，若遇地质构造复杂地段、节理发育地段和破碎地段，则须喷射70-100mm厚的混凝土加强支护。回风上山、回风平巷、联络道：矩型断面，一般宽2.5m，高2.5m， 净断面6.25m2，掘进断面7.29m2；一般采用锚网支护型式，若遇地质构造复杂地段、节理发育地段和破碎地段，则须喷射70-100mm厚的混凝土加强支护。（九）采矿方法1.采矿方法的确定根据矿体赋存条件及开采技术条件，矿区范围内岩层的出露地层露头良好，均为硬质岩类工程地质岩组，岩石抗压强度高，抗风化力强，岩土工程地质良好，从总体上看是稳定的，在已有工程中均有出露，但矿层厚度不稳定。因此可选用分段法和留矿法两种方案，而由于该矿区矿脉厚度较小，所留设矿柱（或岩柱）不规则，其数量、形状、间距与尺寸要求比较灵活，针对本矿山而言分段采矿法较为适宜，资源回收率可达到75%左右。矿块参数为：走向长50m，中段垂高40m；分段高度:8-10m，漏斗间距5-7m，护巷矿柱尺寸55m；2.采场支护及顶板管理采场内留规则矿柱或长条形支撑顶板，矿房回采完毕后进行矿柱回收，让顶板自然垮落，释放应力，以达到顶板管理的目的，主要运输巷道和斜坡道须留设保安矿柱，保证生产安全。3.落矿及运输方式每个采场内配置3台7655凿岩机钻孔爆破法落矿；采场中采用铲车装矿，汽车在分段平巷中装矿经分段平巷、斜坡道、主平硐运至地面堆场或直接外销。（十）劳动组织一）劳动定员及劳动生产率1年工作制度矿山年工作天数330天，日工作制度“ 三、八” 制，每天三班作业。2全员效率根据矿山设计生产能力、开拓方式、采矿方法、机械化设备配置水平，确定矿山全员效率4.5t/工。二）劳动定员估算原则根据矿山设计生产能力、年工作日天数、全员效率，按照设计规范规定进行估算。劳动定员估算，按设计改革精神，并结合本矿山管理制度，只估算生产出勤人数，不考虑在藉系数。三)劳动定员估算结果经估算，矿山职工总人数为113人。劳动定员估算结果详见表1-3。劳动定员配备表表1-3序号人 员 类 别各班出勤人数一班二班三班合 计一生产工人383737113其中：井下工人30292988二地面工人55515三管理人员3339矿长1113通风工1113电工（兼排水工）1113生产人员合计383737113二、通风系统的选择一、通风系统的选择(一)通风方式的选择：根据矿床的开拓系统确定矿井的通风方式为中央并列式通风(详见通风系统图)。(二)通风方法的选择：抽出式。二、通风线路主平硐斜坡道分段平巷回采工作面回风平巷回风上山回风平硐。三、矿井需风量计算(一)矿井所需风量计算1.分别法根据矿井生产的特点，矿井所需风量为各工作面需要的最大风量与独立通风的硐室的风量总和。式中 Qt-矿井总风量，m3/s； Qs-回采工作面所需风量，m3/s； Qs-备用回采工作面所需的风量，m3/s； Qs=0.5 Qs ； Qd-掘进工作面所需风量，m3/s； Qr-硐室所需的风量，m3/s； k-矿井风量备用系，如果地段没有崩落区k=1.251.40；地表有崩落区k=1.351.50；(1)回采工作面风量计算 回采工作面爆破所需风量的计算回采工作面二个。回采工作面所面需风量为：式中 Q-巷道型回采工作面风量，m3/s；A-一次爆破的炸药量， kg；L0-采场长度的一半，m；S-回采工作面横断面面积，m2；t-通风时间，s； 回采工作面按排除粉尘所需的风量计算=0.510.8=5.4 m3/s； 式中 -回采工作面要求排尘风速，m/s，对于巷道型回采工作面，可取=0.15-0.5m/s(断面小且凿岩机多时取大值，反之取小值，但必须保证一个工作面的风量不能低于1m3/s，耙矿巷道取=0.5m/s；对于无底柱崩落采矿法的进路通风取=0.30.4m/s；其他巷道可取=0.25m/s； S-采场内作业地点的过风断面，m2； 所以，回采工作面所需风量取最大风量，Q=26 m3/s =12 m3/s(2)掘进工作面风量计算按排出炮烟计算风量式中 Q-压入式通风风量，m3/s；t-通风时间，1800s；A-一次爆破炸药消耗量，21.6kg；La-独头巷道长度，400m；S-巷道断面积，m2；按排尘风速计算风量=0.2510.8=2.7 m3/s； 式中 -排尘风速，一般取=0.15-0.25m/s； S-巷道断面，m2；根据以上计算，各掘进工作面所需风量取最值：4m3/s，矿山配备二个采准掘进工作面同时作业，因此掘进工作面所需风量为24=8m3/s。(3)硐室风量计算矿山井下硐室有：空压机硐室、水泵硐室，均布置在进风流巷道中，无需进行独立通风，不进行风量计算。本矿井所需的总风量Qt=1.3（12+8）=26m3/s。2.按最大班下井人数计算矿井风量 Q=4NK其中：4每人需风量 m3/min； N最大班下井人数，38人；K矿井通风系数，取1.25；计算得：Q=4381.25=190m3/min=3.2m3/s3.按井下汽车同时作业计算根据冶金矿山安全规程（井下部分）规定：有柴油机设备运行的矿井，所需风量按同时作业机台数每马力每分钟供风量立方米计算。有柴油设备运行的矿井，按同时作业机台数每千瓦每分钟供风量4m3计算。Q=4NW=4385=1020(m3/min)=17 (m3/s)其中：4每千瓦每分钟需风量，m3/min；N同时作业车辆数量，3台；W车辆功率，85kw；4.矿井总风量确定根据以上计算，取最大值，确定矿井总风量为26m3/s。四、风量分配根据以上计算，矿井总风量确定为26m3/s，按井下各作业点实际供风地点进行风量分配见表41。风量分配表 表41供风地点需风量（m3/s）回采工作面92掘进工作面42合计26五、矿山通风阻力及等级孔1根据上述各用风点风量分配及采区服务范围，计算出各采区阻力：通过计算：矿井困难时期h=101.9Pa，容易时期：h=72.2Pa；详见通风阻力计算表5-1，5-2； 2.等级孔计算计算公式：A=1.19Q/h0.5通风容易时期A=1.1926/72.20.5=3.64，为小阻力矿井。通风困难时期A=1.1926/101.90.5=3.06，为小阻力矿井。矿井通风困难时期表 表5-1序号巷道名称支护形式巷道长度(m)净断面(m2)净周长(m)摩擦系数 (N.s2/m4)风 阻 (N.s2/m8)风速(m/s)风量(m3/s)负压(pa)1主平硐(锚喷)69915.2 180.0120.0431.7126.028.892下山进风巷(锚喷)34015.2 180.0120.0211.7126.014.053分段平巷锚喷55415.2 180.0120.0340.599.02.744采 场锚喷908.010.80.0120.0231.139.01.855回风平巷锚喷55415.2 180.0120.0340.599.02.746回风上山锚喷51315.2 180.0120.0311.7126.021.207回风平硐锚喷29515.2 180.0120.0181.7126.012.198引风道砌 碹3015.2 180.0120.0021.7126.01.249小 计84.9 局部阻力16.98总阻力101.9 矿井通风容易时期表 表5-2序号巷道名称支护形式巷道长度(m)净断面(m2)净周长(m)摩擦系数 (N.s2/m4)风 阻 (N.s2/m8)风速(m/s)风量(m3/s)负压(pa)1主平硐 (锚喷)69915.2 180.0120.0431.7126.028.892上山进风巷 (锚喷)19215.2 180.0120.0121.7126.07.943分段平巷锚喷21815.2 180.0120.0130.599.01.084采 场锚喷508.010.80.0120.0131.139.01.035回风平巷锚喷21815.2 180.0120.0130.599.01.086回风上山锚喷16315.2 180.0120.0101.7126.06.747回风平硐锚喷29515.2 180.0120.0181.7126.012.198引风道砌碹3015.2 180.0120.0021.7126.01.249小 计60.2 局部阻力12.04总阻力72.2 六、 矿井通风设备的选择(一)矿井主要通风机选择1.扇风机的风量=1.126=28.6 m3/s1716m3/min 式中-扇风机装置的风量备用系数，一般取=1.1； Qt-矿井总风量，m3/s；2.扇风机的全压HtA、容易时期 =72.2+50+200+40 =362.2PaB、困难时期 =101.9+50+200+40 =391.9Pa 式中 -矿井总阻力，Pa； -自然风压，Pa； -扇风机装置阻力之和，一般，设计中取150200Pa； -风流流到大气的出口动压损失，Pa；3.电动机的功率选择A、容易时期B、困难时期式中 -电动机的功率，kw； k-电动机的备用系数，轴流式取k=1.11.2； -电动机效率，取0.90.95； -对应于通风困难时期的工况点的风压、风量、效率。4.主要通风机的选择根据上述计算风量及负压，选用KZT60型-A-11系列矿用轴流式二台，一台工作，一台备用，主要通风机技术参数见表6-1。KZT60型-A -11技术参数表 表6-1机号叶片安装角（。）风量（m3/min）风压（pa）效率（%）电动机功率（kw）设计值安装标志静压全压静压全压输出功率配套电机1148.6701761-904351-1638370-17258337.2737(二)局扇的选择计算(1)局扇供风量式中:-风筒漏风风量备用系数，查表计算得1.25；选择每节10m长的柔性风筒，直径为400mm。(2)局扇风压 式中 R-风筒阻力，N.s2/m8； S-风筒或局扇出口的面积，m2； g-重力加速度，m/s2； -空气重率，12.9N/m3； Qm-流经风筒的平均风量，m3/s； Qe-风机或风筒出口流出风量，m3/s； ,压入式时，=675Pa (3)根据以上计算的风量和风压选择YBT-11KW局部通风机3台，2台工作，备用1台。YBT-11KW局部通风机性能参数表表63型号叶轮级数风量全风压外形尺寸电动机功率额定电压额定电流效率风扇外径质量级m3/minPammmmKWVA%mm(kg)YBT-11KW2145-2252400-50059674511380/66021.8/12.670500180七、 矿井通风管理（一）矿井通风组织管理1. 矿山企业应建立健全各级领导安全生产责任制、职能机构安全生产责任制和岗位人员安全生产责任制。2. 矿山企业应建立健全安全活动日制度、安全目标管理制度、安全奖惩制度、安全技术审批制度、危险源监控和安全隐患排查制度、安全检查制度、安全教育培训制度、安全办公会议制度等，严格执行值班制和交接班制。3. 矿山企业应设置安全生产管理机构或配备专职安全生产管理人员。4. 专职安全生产管理人员，应由不低于中等专业学校毕业(或具有同等学历)、具有必要的安全生产专业知识和安全生产工作经验、从事矿山专业工作五年以上并能适应现场工作环境的人员担任。5. 矿山企业应认真执行