矿井通风系统设计范本样本.doc

目 录
前 言 3
第一章 矿井基础概况 4
第一节 矿井概况 4
一、井田概况 4
二、煤层地质概况 4
三、瓦斯概况 5
四、水文概况 5
五、煤尘、煤炭自燃概况 5
六、通风概况 5
第二章 通风系统设计可行性论证 8
第一节 矿井通风系统优化背景 8
一、矿井现在通风及生产能力情况 8
二、矿井生产能力发展前景 8
第二节 通风系统改造必需性分析、论证 9
第三节 通风系统改造关键手段 10
第四节 通风系统改造总体方案选择 10
第三章 矿井通风参数计算 14
第一节 通风系统改造后矿井需要风量计算 14
一、矿井风量计算标准 14
二、矿井需风量计算 14
第二节 通风系统改造后矿井通风阻力计算 19
一、矿井通风总阻力计算标准 19
二、矿井通风总阻力计算 19
第三节 通风系统改造方案比较 33

第四章 矿井通风设备选择 35
第一节 关键通风机选型 35
一、设计依据 35
二、通风设备选型 35
第二节 矿井关键通风设备配置要求 38
第五章 通风费用概算 40
第六章 矿井安全技术方法 43
第一节 粉尘灾难防治 43
一、防尘方法 43
二、防爆方法 43
三、隔爆方法 43
第二节 瓦斯灾难防治 44
第三节 防灭火 44
一、煤自燃预防方法 44
二、外因火灾防治 44
第四节 矿井防治水 45
第五节 井下其它灾难预防 45
一、顶板灾难防治 45
二、机电运输事故防治 45

前 言
矿井通风是一个利用多个技术手段输送、调度空气在井下流动，维护矿井正常生产和劳动安全动态过程。在生产期间其任务是利用通风动力，以最经济方法，向井下各用风地点供给质优量足新鲜空气，确保工作人员呼吸，稀释并排除瓦斯、粉尘等多种有害物质，降低热害，给井下发明良好劳动环境；在发生灾变时，能有效、立即地控制风向及风量，并和其它方法结合，预防灾难扩大，最大程度地降低事故损失。
剖析历次煤矿重大灾难事故发生及扩大原因，无不和矿井通风系统有着亲密关系。所以，建立一个既能满足日常生产需风，确保风向稳定、风质合格，在灾难时期又能保持通风设备运行可靠、稳定、能快速实现风流控制通风系统是至关关键。
本设计基于郑兴义兴（新密）煤矿现实状况，本着为矿井长久发展，提升矿井生产能力进行矿井通风系统改造。总设计方案：维修扩大矿井东回风巷断面，回收矿井西回风巷，对皮带巷进行扩修增大通风断面减小阻力，并经过矿井通风设施改造。经过风量、风阻等计算，选择出关键通风机和配套电机型号。经过多种论证，本设计可靠可行，提升矿井抗灾能力，提升了矿井经济效益。

郑兴义兴（新密）煤业
通风系统优化设计
第一章 矿井基础概况
第一节 矿井概况
一、 井田概况
1、交通位置及隶属关系
本矿井在河南省新密市西南约3.0km，在新密市城关镇东瓦店村境内，行政区划隶属新密市城关镇东瓦店村管辖。区域上在新密煤田米村—牛店勘探区王庄井田东段。本村有乡村公路和郑（州）—（新）密公路相连，可至郑州、新郑、登封等地，矿区南部有新（密）—新（郑）铁路和京广铁路接轨。各乡镇及村庄间简易公路纵横成网，交通较为便利，交通位置示意图见图1-1。其地理坐标为：
东经：113°20′31.8″-113°21′24.4″
北纬：34°29′22.2″ - 34°29′51.8″
煤炭资源储量核查矿井范围，东西长约1360m，南北宽约940m，面积0.7751km2。其拐点坐标见表1-1。

表1-1 井田拐点坐标表

点号
平面坐标
X
Y
1
3819137
38439600
2
3818980
38439600
3
3818980
38439580
4
3818860
38439580
5
3818773
38439840
6
3818531
38439840
7
3818420
38439660
8
3818220
38493660
9
3818220
38440320
10
3818420
38440320
11
3818420
39440920
12
3818620
38440920
13
3818750
38440745
14
3819005
38440400

图1-2 交通位置示意图
1.2矿井生产能力
郑兴义兴（新密）煤业井田在新密煤田米村—牛店勘探区王庄井田东段，井田含煤地层为石炭系太原组和二叠系山西组、上下石河子组。矿井通风方法为中央分列式，通风方法为抽出式。矿井通风系统为主、副斜井进风，风井回风。
矿井生产能力15万t/a。矿井现在为资源整合矿井。矿井内有一个采煤工作面(即：二1煤层11041工作面）和一个掘进工作面（即：二1煤层11081工作面）。
二、 煤层地质概况
二1煤层为本区关键开采对象，区内一1煤层未揭露，区内仅有一个钻孔，二1煤层厚度为6.50米， 9个探煤点揭露煤层可开采，无夹矸结构简单，煤层走向106-110°，倾向220°，倾角6-9°，总体表现为单斜结构，属全区可采煤层。本矿区二1煤层稳定程度可定为较稳定煤层。
三、 瓦斯概况
郑兴义兴（新密）煤业关键开采二1煤层，据新密煤字[]119号文件、郑煤[]128号文件和实际测量，矿井瓦斯平均相对涌出量为2.19m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.21 m3/min，为低瓦斯矿井；郑兴义兴（新密）煤业二1煤层相对瓦斯涌出量为4.12 m3/t，绝对瓦斯涌出量为,1.21 m3/min、CO2相对涌出量为4.77 m3/t，绝对涌出量为1.3 m3/min，详见表1-2。

表1-3 郑兴义兴（新密）煤业等级判定批复表
年度
瓦 斯
二氧化碳
批复文号
绝对
涌出量
m3/min
相对
涌出量
m3/t
判定
等级
批复
等级
绝对
涌出量
m3/min
相对
涌出量
m3/t

0.21
2.19
低
低

新密煤字[]119号文件

1.21
4.12
低
低
1.3
4.77
河南省工业和信息化厅
豫工信[]66号文件

四、水文概况
本矿区在新密煤田中西部，地势呈缓坡状，西南高东北低，处于三面环山箕形盆地之中，矿区北、西部有奥陶系、寒武系灰岩等地层出露，区内以中奥陶系马家沟组石灰岩、太原组L1-4、L7-8灰岩为关键含水层，区内多被第四系所覆盖。
依据矿井调查资料和上述水文地质条件分析认为，矿区浅部是以顶板淋水为主裂隙承压充水矿床，在西南庙岭深部，则以地板金水为主岩溶充水矿床，本区水文地质类型属第三类第二亚类第一型，即以地板进水为主岩溶充水、水文地质条件简单矿床。
六、通风概况
矿井采取中央并列抽出式通风，主副井进风，风井回风。使用FBCDZ№14风机，满足矿井正常风量需求。

第二章 通风系统设计可行性论证
第一节 矿井通风系统优化背景
一、矿井现在通风及生产能力情况
矿井为独立通风系统，通风方法为中央并列式，通风方法为全负压抽出式，即主、副井进风，风井回风。关键通风机为两台同型号轴流式通风机，型号为FBDCZ№.14，配套电动机型号YBFe250M-6-37、功率为2×37Kw，额定转速980r/min。关键通风机扇叶角度300，工作风压1348pa,工作风量1 656m3/min，一台正常运转另一台检修备用。矿井总进风量1240.2m3/min,总排风量1480.8m3/min，通风阻力为576.99pa,矿井等积孔为1.02，矿井通风能力为15.2万吨/年。
矿井井下分东、西两翼分区通风，采区内为采区轨道下山进风、皮带下山回风，采煤工作面为U通风，掘进工作面为压入式通风，井下正常部署一个回采工作面（已停），2个掘进工作面及三个独立通风峒室。伴随矿井开采，因矿井井下井巷断面小，东西回风巷、皮带下山部分段和其它巷道采取木支护，回风巷道拐弯多，造成矿井阻力大，通风尤显困难，给通风系统稳定造成很大影响。
二、矿井生产能力发展前景
此次方案设计是为矿井长久发展，提升矿井生产能力而进行矿井通风系统改造。依据郑兴义兴（新密）煤业企业以后发展计划，使矿井生产能力增大到15万吨/年以上。

第二节 通风系统改造必需性分析、论证
经过对现有通风系统分析，存在以下问题：
1、因为矿井通风线路长，控制风门多（达9组），巷道通风断面小（通常在4m2 ~6 m2）之间，部分巷道存在木支护，矿井有效风量低，通风阻力大，致使矿井通风难易程度难。
2、井下采煤工作面进回风部署在角联风路中，降低了矿井局部抗灾能力。
3、煤仓到上仓绕巷之间巷道因通风问题有出现盲巷危险。
4、现有井下关键进、回风巷断面过小、回风巷道拐弯多，致使局部阻力加大，矿井阻力分布不合理，部分区域通风系统需调整。
5、现在矿井通风能力为15.2万吨/年，现属于隐患整改矿井，生产后矿井通风能力不能满足需要。
为此，必需对矿井通风系统进行改造，从根本上处理矿井通风能力制约后期生产问题。

第三节 通风系统改造关键手段
总结中国外通风系统改造方法、手段，归纳可分为三种：
1、改变矿井通风方法：既改变进、回风井筒相对位置，从而，达成缩短通风线路、降低通风阻力、提升矿井风量目标。
2、改变矿井通风方法，即抽改压或压改抽，此方法多用于受周围老空影响严重且自燃发怒严重矿井。
3、改变矿井通风网络：即经过调整矿井关键通风机相关参数或通风网络中分支参数，如增阻调整、降阻调整、调整关键通风机扇叶角度、更换电机提升转速等，从而实现提升通风能力目标。此方法为生产矿井通风系统调整常见方法。

第四节 通风系统改造总体方案选择
依据通风系统改造基础手段，结合义兴煤矿地表地理条件及井下现有通风系统实际情况，经技术比较采取改变矿井通风网络方法，对矿井通风系统进行改造。并提出以下方案：
总体方案：
为充足利用现有巷道，考虑矿井通风、运输等原因，经技术论证，最终确定改造方案为：扩修矿井东回风大巷：由原来4m2左右、木支护巷道现变为U型钢支护、净断面11m2，回收报废矿井西回风大巷并密闭预防漏风，扩修皮带下山：由原来小断面木支护变更为工字钢支护大断面，和部分巷道由弯变直新掘巷道。通风系统改造需新做巷道、改造巷道及通风设施
1、新掘巷道工程量：
煤仓绕巷、井下部分拐弯巷道。
2、改造巷道
付井底绕巷、东回风巷、一、二部皮带巷及其它联巷。
3、通风设施改造：
改造通风设施14处（其中建挡风墙4道，改建、新建风门3组）。
四、改造前、后通风系统风路步骤说明：
1、改造前：
（新鲜风流）主、副井→轨道运输巷→用风地点（乏风流）→皮带运输巷→西总回风巷。
2、改造后：
（新鲜风流）主、副井→轨道运输巷→用风地点（乏风流）→皮带运输巷→东总回风巷。

第三章 矿井通风参数计算
第一节 通风系统改造后矿井需要风量计算
一、矿井风量计算标准
矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。
(2)按采煤、掘进、硐室及其它实际需要风量总和进行计算。
二、矿井需风量计算
1、采煤工作面需风量：
①按瓦斯涌出量计算
Q采＝100×q瓦采×K采通，m3/min
式中：
Q采—采煤工作面实际需要风量，m3/min；
q瓦采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，工作面平均瓦斯涌出量按估计值1.13m3/min；
K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.4；
则Q采＝100×1.13×1.4＝158.2m3/min=2.64m3/s。
②按工作面温度计算
Q采=V采×S采×Ki，m3/s
式中：
V采——采煤工作面温度23-26℃适宜风速，m/s，取1.5；
S采——采煤工作面平全部有效断面积，5.0m2；
Ki——采煤工作面长度70-85米，取0.9。
Q采=1.5×5.0 ×0.9=6.75 m3/s；
③按人数计算实际需风量
Q采＞4×N/60，m3/s
式中：
N——工作面同时工作最多人数（按交接班时最多人数计算为40人）。
Q采＞4×40/60 =2.67m3/s；
④按风速进行验算
15×S采≤Q采≤240×S采
式中：
S采—采煤工作面平全部有效断面积，m2。
Q采小≥15×5=75m3/min=1.25m3/s；
Q采大≤240×5=1200m3/min=20.0m3/s；
经验算，上述计算风量均在许可最低风速和最高风速范围之内。
依据以上计算，考虑生产能力不均衡性及初、后期上下组煤厚度改变造成工作面面积不一样，采煤工作面配风量为：
Q采=6.75m3/s；
ΣQ采=6.75m3/s。
根据煤层瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准，并参考《矿井通风能力核定措施》中采煤工作面基础配风标准，经过计算确定：工作面配风量取405m3/min，全矿采煤工作面需风量∑Q采=405m3/min。
2、掘进工作面需风量：
①按瓦斯涌出量计算
Q掘＝100×q瓦掘×K掘通，m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q瓦掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，经计算为0.17m3/min；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.2
经计算煤巷掘进工作面需风量20.4m3/min。
②按人数计算掘进工作面实际需要风量
Q掘=4×N/60，m3/s
式中：
N——掘进工作面同时工作最多人数，（按交接班时最多人数计算，为20人）。
Q普掘=4×20/60=1 .4 m3/s。
④按局部通风机吸风量计算
Q掘= Qf×I＋15st
式中：
Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，180m3/min；
I——掘进工作面同时运转风机台数，1台；
st——局部通风机安设地点巷道断面面积，取4.2m²。
Q掘= 180×1+15×4.2=243m3/min=4.05 m3/s；
⑤按风速进行验算
15×S掘≤Q掘≤240×S掘
式中：
S掘——煤巷掘进工作面断面积，最大约为5.5m2；
Q掘小＜15×5.5=82.5m3/min=1.37m3/s；
Q掘大≤240×5.5=1320m3/min=22 m3/s；
根据煤层瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准及局部通风最大供风距离，己选择JBT52-2型局部通风机，满足掘进通风。投产后计划两个掘进，则全矿掘进工作面需风量∑Q掘=2×243=486 m3/min。
3、独立通风硐室需风量：
依据《规程》要求和当地域邻近生产矿井实际情况，经过计
算，矿井独立通风硐室需风量：
副井泵房 60m3/min；采区泵房60m3 /min；采面泵房60m3
/min；矿井正常生产时，采区有独立通风硐室3个，则全矿独立通风硐室需风量∑Q硐=60×2+62=180m3/min。
4、矿井配风系数选择：
依据矿井通风系统改造后通风系统情况，结合矿井内部风量分配不均衡性及矿井内、外部漏风，矿井配风系数k矿通选择1.15。
5、全矿井风量确实定：
依据以上计算，根据公式
Q矿=(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐)×k矿通
则Q矿＝(405＋486+180)×1.15=1231m3/min

第二节 通风系统改造后矿井通风阻力计算
一、矿井通风总阻力计算标准
1、矿井通风总阻力，不应超出2940 Pa。
2、矿井井巷局部阻力，新建矿井(包含扩建矿井独立通风扩建区)宜按井巷摩擦阻力10％计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力15％计算。
二、矿井通风总阻力计算
根据矿井用风地点及通风网络巷道情况，以能量方程为基础，根据矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律，经过计算机自动分风解算，计算出矿井通风网络在不一样条件下各分支参数（见矿井不一样时期风量分配情况见矿井分风解算结果）。
1.摩擦阻力
沿着上述两个时期通风阻力最大风路，分别用下式计算出各段风路井巷磨擦阻力：
hfr =aLUQ2/S3
式中： hfr——巷道摩擦阻力；
L、U、S——分别是巷长度、周长、净断面积；
Q——分配给井巷风量；
α——各巷道摩擦阻力系数。
2、局部阻力
风流经过井巷部分局部地点，如弯曲、忽然增大或缩小、交叉等，使风流发生改变，形成极为紊乱等涡流，造成能量损失。造成这种冲击或涡流阻力称为局部阻力。这种阻力所产生风压损失称为局部阻力损失。
井下产生局部阻力地点随多，但通常只占矿井通风阻力10％左右。在通风设计中，不在单独计算每一局部阻力大小，而是在算出矿井总摩擦阻力后，取其10％加入摩擦阻力中，即为矿井通风总阻力。
3、巷道通风总阻力计算方法
当风量按各个用风地点需要或自然分配后，选择达成设计产量时，通风最轻易和最困难两个时期通风阻力最大风路然后
分别计算两条风路中各段通风阻力，分别累加后便所要计算阻力。
计算公式:
=576.99Pa
式中：h----矿井通风阻力，毫米水银柱
a----井巷摩擦阻力系数，N*s2/m4
L----井巷长度，m
S----井巷净断面积，m2
P----井巷周长，m
Q----经过风量，m3/s
h局----局部阻力，pa
He----自然风压，pa
因矿井改造后在正常投入生产时，因矿井就一个采区在工作面部署上数量不变。所以，计算通风轻易时期和困难时期矿井总阻力时矿井总需风量相同，但因为通风系统内部巷道情况不一样将直接影响矿井总阻力，所以制订以下方案：
伴随矿井通风系统优化后各，采区进回风巷断面和支护方法基础不变；各区段回采，采面上下巷断面在轻易和困难时期断面不变，支护为工字钢对棚支护，计算以下：

矿井通风轻易时期分风解算结果表

井巷区段序号
井巷名称
支护形式
摩擦阻力系数
/N.s2.m-4
巷道长度/m
巷道断面积 /m2
断面周长U/m
断面立方/m6
井巷风阻
Rfr/N.s2.m-8
风量
Q/m3.s-1
风量平方
Q/m6.s-2
最小阻力
hmin/Pa
风速
v/m.s-1
1
2
3

4
5
6
7
8
9
10
11
12
14
1-2
付井
砼碹
0.5958
125
13.85
13.1892
2656.74
0.
11.4
174.24
48.04
0.95307
2-5
付井西巷
U型钢
0.015
100
9.6
12.0837
884.736
0.
11.4
174.24
2.66
1.375
5-6
轨道巷
工字钢
0.0134
120
7.5
11.3926
421.875
0.
20.9
436.81
18.96788
2.78667
6-7
轨道巷
工字钢
0.0134
140
7.5
11.3926
421.875
0.
19.2
368.64
18.67564
2.56
7-14
41下付巷
工字钢
0.015
99
5.9
10.1046
205.379
0.
7.2
51.84
3.787518
1.22034
14-15
采面
工字钢
0.099
60
3.38
7.64807
38.6145
1.
7.2
51.84
60.98921
2.13018
15-16
41上付巷
工字钢
0.015
30
5.9
10.1046
205.379

0.
7.2
51.84
1.147733
1.22034
16-17
皮带巷
工字钢
0.0209
70
7.5
11.3926
421.875
0.03950795
19.2
368.64
14.56421
2.56
17-18
皮带巷
工字钢
0.0209
60
7.5
11.3926
421.875
0.
20.9
436.81
14.79212
2.78667
18-19
皮带巷
工字钢
0.0209
220
7.5
11.3926
421.875
0.
20.9
436.81
54.23776
2.78667
19-20
回风巷
工型钢
0.0135
165
8.5
12.1284
614.125
0.
20.9
436.81
19.2157
2.45882
20-21
回风巷
U字钢
0.015
160
9.6
12.0837
884.736
0.
20.9
436.81
14.31826
2.17708
21-22
风井
全圆
0.0135
90
4
7.08802
64
0.
20.9
436.81
58.77785
5.225
累计

局部阻力

1473

576.99

矿井总阻力

分风解算巷道支护形式、断面及工程量说明表
序
号
巷道
名称
支护
形式
断面
形状
解算断面积（m3）

实际断面积（m3）

工程量
（米）
工作量
（万元）
备注
12

17

18

19

24

25

26
风井地面设施（包含风道、风硐、反风设施等）
56

27
关键通风机（包含电气部分）
450

28
工作量累计
1801.5

第三节 通风系统改造方案比较
优点：
1.充足利用现在生产系统，使新掘巷道工程量较小。
3.优化后降低矿井通风距离，降低通风阻力，能够降低漏
风，提升矿井抗灾能力。
缺点：
1.因在改造中需扩修东回风巷和皮带下山和其它巷道工程量大。

2.井下风门承压大，易损坏，使通风设施管理、维护难度增大。

第四章 矿井通风设备选择
第一节 关键通风机选型
一、设计依据
1、矿井所需风量
矿井所需风量为： 1231 m3/min =20.5 m3/s。
2、矿井所需负压
通风最大负压为：576.99Pa；
二、通风设备选型
依据通风轻易时期和困难时期矿井风量、阻力，参考关键通风机性能曲线，选择FBCDZ№14型关键通风机，通风机在通风时期运行工况点为Q=25.79m3/s ,h=576.99Pa,θ=30º,η=63%；，选择电机功率为2×37 KW。依据矿井所需风量和负压，通风机计算风量和风机负压分别为：
Ｑ＝S×V = 25.79 m3/s
h =Hs+Hn = hs2 – hv2 + Hn=576.99Pa
Hs----风机装置静压，Pa
Hn----矿井自然风压，Pa
hs2---风机房静压仪，读数为550Pa
hv2=-16.99Pa

三、主通风机运行工况
风量 25.79m3/s
负压 576.99Pa
效率 63%
叶片角 30º
轴功率 2×37kW

依据上述计算风量和负压，安装2台FBCDZ№14防爆对旋轴流式通风机，1台工作1台备用，每台风机配套YBFe250M-6-37系列2×37KW专用防爆电动机2台。
两套风机切换方法是经过风门，配合和之配套两台风机进行转换工作。

第二节 矿井关键通风设备配置及要求
1、关键通风机必需安装在地面，装有通风机井口必需严格封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超出5%，有提升设备时不得超出15%；
2、关键通风机必需保持运转；
3、关键通风机必需装置两套相同能力通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一台备用电动机。备用通风机、备用电动机、和配套通风机，必需在10分钟内开启；
4、矿井不得采取局部通风机群作为关键通风机使用。在特殊情况下作临时用时，必需对关键通风机管理，制订方法，报省（区）煤炭局同意；
5、装相关键通风机出风井口，应安装防爆门；
6、关键通风机最少每个月由矿井机电部门检验一次。改变通风机转数或风叶角度时，必需报矿总工程师同意；
7、进风口必需部署在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定危害，必需设暖风装备；
8、回采工作面和掘进工作面全部应独立回风，特殊情况下串联通风必需符合《煤矿安全规程》第117条相关要求；
9、完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以降低漏风，每个面回采结束，要将其量顺槽就近连通并立即加以密
闭，使采空区分别计算通风轻易和通风困难两个时期矿井自然
风压，隶属装置阻力，关键通风机风量和风压。利用通风机特征曲线选择关键通风机。将选出关键通风机技术特征列表，并绘出所选通风机特征曲线和工作风阻曲线，注明工况点

第五章 通风费用概算
吨煤通风成本是通风设计和管理关键经济指标。统计分析成本组成，则是探求降低成本，提升经济效益不可少基础资料。
吨煤通风成本关键包含下列费用：
1、电费(W1)
吨煤通风电费为关键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,可用以下公式计算:
E =74×24×365/ηv·ηw
=648240/0.95×0.9
=758175KWh
EA=22×24×365/ηv·ηw
=192720/0.95 ×0.9
=225403KWh
W1=（E+EA）×D/T
=(758175+225403) ×0.6/150000
=3.94元/吨
E——关键通风机年耗电量,
D——电价,元/KWh;
T——矿井年产量,吨;
ηv——变压器效率,可取0.95;
EA——局部通风机和辅助通风机年耗电量;
ηw——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.9—0.95范围内选择；

2、设备折旧费
通风成本计算表
序号
设备名称
计算单位
数量
单位成本
总成本
服务 年限
每十二个月折旧费
备注
设备费
运输 安装费
总计
基础投资折旧费
大修理折旧费
1
轴流式通风机

1
800000
1000
6000
807000
10
80700
5000

2
异步电动机

1
70000
800

72800
10
7280

3
局部通风机

4
00
4000
3000
207000
10
20700
2400

4
电动机

4
1500
3500
3000

8000
10
800
200

吨煤通风设备折旧费W2为
W2=G1+G2/T
=27.2/60
=0.45 元/吨
3、材料消花费用
包含多种通风构筑物材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤通风材料费用，根据每十二个月100万元。
W3=100/60
=2.5 元/吨
4、通风工作人职员资费用
矿井通风工作人员平均工资元，工作人数20人
则通风工作人员每十二个月总工资
W4=A/T
=×20×12/T

=480000/600000
=0.8 元/吨
5、专为通风服务井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤费用.
专为通风服务井巷工程按4000万计算，服务年限为，则每十二个月按10%计算
W5=3000×10%/60
=5 元/吨
6、每吨煤通风仪表购置费和维修费用.
通风仪表购置费和维修费用每十二个月为10万元，则：
W6=10/60
=0.17元/吨
7、矿井每采一吨煤通风总费用W为：
W=W1+W2+W3+W4+W5+W6
=3.94+0.45+2.5+0.8+5+0.17
=12.86元

第六章 矿井安全技术方法
第一节 粉尘灾难防治
一、防尘方法
1、制订并实施综合防尘方法，预防煤尘飞扬。
2、建立防尘洒水系统，全部煤（岩）流转载点设洒水喷雾装置。
3、定时进行清扫和冲洗粉尘。
4、井下煤仓常常保持一定存煤，不得放空。
5、采煤工作面安设架间喷雾，掘进工作面采取湿式凿岩。
6、采掘面人员必需佩戴防尘口罩。
二、防爆方法
1、采取冲洗巷壁、喷雾、洒水等综合方法。
2、严格实施相关要求，杜绝明火发生。
3、消除放炮时产生火焰。
4、井下电气均采取防爆设备，有效杜绝电器火源。
三、隔爆方法
为有效杜绝爆炸灾难扩大，在采区下山、工作面顺槽等进、回风巷道设置水棚，并完善防尘洒水管路，皮带巷每50m安设一个三通、轨道巷每100m安设一个三通，同时按要求安设喷雾、水幕及隔爆水袋棚。

第二节 瓦斯灾难防治
1、依据矿井瓦斯判定资料，采区按低沼区管理，局部通风机
采取专用线路供电，实施风电、瓦斯闭锁，配置专职瓦检员，每班检验不少于二次。
2、装备一套瓦斯监测系统（KJ4），随时对井下采掘工作面瓦斯及固定测风站风速进行监测。
3、放炮员、流动电钳工、班组长以上干部配置瓦斯便携仪，随时检验瓦斯情况。
4、施工中，遇老空、揭煤、过地质结构复杂带，必需实施专题瓦斯管理方法。

第三节 防灭火
一、煤自燃预防方法
本矿井开采己组、庚20煤层自燃发怒期6－12月，从矿井开采情况及周邻矿井开采资料显示，本煤层可定为无自燃发怒煤层。但仍应重视对采掘工作面高温点防范和治理。
二、外因火灾防治
1、井下机电硐室均采取不燃性材料支护（长度按平煤要求实施），并没有消防器材。变电所设防火门。
2、井下电器设备均采取防爆型，并没有“六大”保护，即“接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电”。
3、井下电缆均采取煤矿阻燃电缆。
4、加强多种电器设备检验、维护、修理。
5、带式输送机采取阻燃胶带，要有“”四大 保护，即“驱动
轮防滑、烟雾、温度、堆煤”并设有自动洒水和防胶带跑偏装置。

第四节 矿井防治水
1、巷道掘进必需坚持“有疑必探，先探后掘”标准。
2、工作面靠近钻孔，严防钻孔导水。
3、依据采区涌水量立即超前设置水仓和排水设备。
4、生产过程中立即掌握邻近矿井开采情况，严防造成危害。
5、生产期间加强对排水及防水设备管理和维护。

第五节 井下其它灾难预防
一、顶板灾难防治
1、全部施工巷道，全部必需有科学可靠支护设计。
2、施工中，遇地质条件改变，立即补充方法。
3、严格实施敲帮问顶制度，严防围岩浮矸片落伤人。
4、施工巷道必需备有足够抢险物料以备应急。
5、巷道维修，采老巷、过断层、压力区等，应有专题方法。
二、机电运输事故防治
1、采区提升设有声光信号，挡车器，防跑车装置。
2、为预防提升运输事故，生产中应采取速度限制，过载保护，仓满保护方法。
3、采区下山每隔40m设躲避硐。
4、机电设备安装，验收，使用，必需符合相关要求，严格遵照实施。