义兴矿矿井通风系统设计.doc

目 录
前 言 3
第一章 矿井基本概况 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、矿井目前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 通风系统改造的必要性分析、论证 9
第三节 通风系统改造的重要手段 10
第四节 通风系统改造总体方案的选择 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的计算 14
一、矿井风量计算原则 14
二、矿井需风量的计算 14
第二节 通风系统改造后矿井通风阻力的计算 19
一、矿井通风总阻力计算原则 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 矿井通风设备的选择 35
第一节 重要通风机选型 35
一、设计依据 35
二、通风设备选型 35
第二节 矿井重要通风设备的配置规定 38
第五章 通风费用概算 40
第六章 矿井安全技术措施 43
第一节 粉尘灾害防治 43
一、防尘措施 43
二、防爆措施 43
三、隔爆措施 43
第二节 瓦斯灾害防治 44
第三节 防灭火 44
一、煤的自燃防止措施 44
二、外因火灾防治 44
第四节 矿井防治水 45
第五节 井下其它灾害防止 45
一、顶板灾害防治 45
二、机电运送事故防治 45

前 言
矿井通风是一个运用多种技术手段输送、调度空气在井下流动，维护矿井正常生产和劳动安全的动态过程。在生产期间其任务是运用通风动力，以最经济的方式，向井下各用风地点供应质优量足的新鲜空气，保证工作人员的呼吸，稀释并排除瓦斯、粉尘等各种有害物质，减少热害，给井下发明良好的劳动环境；在发生灾变时，能有效、及时地控制风向及风量，并与其它措施结合，防止灾害的扩大，最大限度地减少事故损失。
剖析历次煤矿重大灾害事故发生及扩大的因素，无不与矿井通风系统有着密切的关系。因此，建立一个既能满足平常生产需风，保证风向稳定、风质合格，在灾害时期又能保持通风设备运营可靠、稳定、能快速实现风流控制的通风系统是至关重要的。
本设计基于郑兴义兴（新密）煤矿的现状，本着为矿井的长期发展，提高矿井生产能力进行的矿井通风系统改造。总设计方案：维修扩大矿井东回风巷的断面，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，并通过矿井通风设施改造。通过风量、风阻等计算，选择出重要通风机以及配套的电机型号。通过各种论证，本设计可靠可行，提高矿井的抗灾能力，提高了矿井的经济效益。

郑兴义兴（新密）煤业有限公司
通风系统优化设计
第一章 矿井基本概况
第一节 矿井概况
一、 井田概况
1、交通位置及从属关系
本矿井位于河南省新密市西南约3.0km，在新密市城关镇东瓦店村境内，行政区划从属新密市城关镇东瓦店村管辖。区域上位于新密煤田米村—牛店勘探区王庄井田东段。本村有乡村公路与郑（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）铁路与京广铁路接轨。各乡镇及村庄间的简易公路纵横成网，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″
煤炭资源储量核查的矿井范围，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）煤业有限公司井田位于新密煤田米村—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。矿井通风方式为中央分列式，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。矿井目前为资源整合矿井。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煤层为本区重要开采对象，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个探煤点揭露的煤层可开采，无夹矸结构简朴，煤层走向106-110°，倾向220°，倾角6-9°，总体表现为单斜构造，属全区可采煤层。本矿区二1煤层稳定限度可定为较稳定煤层。
三、 瓦斯概况
郑兴义兴（新密）煤业有限公司重要开采二1煤层，据新密煤字[2023]119号文献、郑煤[2023]128号文献和实际测量，2023年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；2023年郑兴义兴（新密）煤业有限公司二1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）煤业有限公司等级鉴定批复表
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
鉴定
等级
批复
等级
绝对
涌出量
m3/min
相对
涌出量
m3/t
2023
0.21
2.19
低
低

新密煤字[2023]119号文献
2023
1.21
4.12
低
低
1.3
4.77
河南省工业和信息化厅
豫工信[2023]66号文献

四、水文概况
本矿区位于新密煤田中西部，地势呈缓坡状，西南高东北低，处在三面环山的箕形盆地之中，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灰岩为重要含水层，区内多被第四系所覆盖。
根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的裂隙承压充水矿床，在西南庙岭深部，则以地板金水为主的岩溶充水矿床，本区水文地质类型属第三类第二亚类第一型，即以地板进水为主的岩溶充水、水文地质条件简朴的矿床。
六、通风概况
矿井采用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、矿井目前通风及生产能力情况
矿井为独立的通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为全负压抽出式，即主、副井进风，风井回风。重要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。重要通风机扇叶角度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，井下正常布置一个回采工作面（已停），2个掘进工作面及三个独立通风峒室。随着矿井的开采，因矿井井下井巷断面小，东西回风巷、皮带下山个别段和其他巷道采用木支护，回风巷道拐弯多，导致矿井阻力大，通风尤显困难，给通风系统的稳定导致很大影响。
二、矿井生产能力发展前景
本次方案设计是为矿井的长期发展，提高矿井生产能力而进行的矿井通风系统改造。根据郑兴义兴（新密）煤业公司此后的发展规划，使矿井生产能力增大到15万吨/年以上。

第二节 通风系统改造的必要性分析、论证
通过对现有通风系统的分析，存在以下问题：
1、由于矿井通风线路长，控制风门多（达9组），巷道通风断面小（一般在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，致使矿井通风难易限度难。
2、井下采煤工作面的进回风布置在角联风路中，减少了矿井局部抗灾能力。
3、煤仓到上仓绕巷之间的巷道因通风问题有出现盲巷的危险。
4、现有井下重要进、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、目前矿井通风能力为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，必须对矿井的通风系统进行改造，从主线上解决矿井通风能力制约后期生产的问题。

第三节 通风系统改造的重要手段
总结国内外通风系统改造的方法、手段，归纳可分为三种：
1、改变矿井通风方法：既改变进、回风井筒的相对位置，从而，达成缩短通风线路、减少通风阻力、提高矿井风量的目的。
2、改变矿井的通风方法，即抽改压或压改抽，此方法多用于受周边老空影响严重且自燃发火严重的矿井。
3、改变矿井通风网络：即通过调整矿井重要通风机的有关参数或通风网络中分支的参数，如增阻调节、降阻调节、调整重要通风机扇叶角度、更换电机提高转速等，从而实现提高通风能力的目的。此方法为生产矿井通风系统调整的常用方法。

第四节 通风系统改造总体方案的选择
根据通风系统改造的基本手段，结合义兴煤矿的地表地理条件及井下现有通风系统的实际情况，经技术比较采用改变矿井通风网络的方法，对矿井通风系统进行改造。并提出以下方案：
总体方案：
为充足运用现有巷道，考虑矿井通风、运送等因素，经技术论证，最后拟定改造方案为：扩修矿井东回风大巷：由本来的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防止漏风，扩修皮带下山：由本来的小断面木支护变更为工字钢支护大断面，以及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、二部皮带巷及其他联巷。
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、后通风系统风路流程说明：
1、改造前：
（新鲜风流）主、副井→轨道运送巷→用风地点（乏风流）→皮带运送巷→西总回风巷。
2、改造后：
（新鲜风流）主、副井→轨道运送巷→用风地点（乏风流）→皮带运送巷→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的计算
一、矿井风量计算原则
矿井需风量，按下列规定分别计算，并采用其中最大值。
(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供应风量不得少于4m3。
(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
二、矿井需风量的计算
1、采煤工作面的需风量：
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的风量，m3/min；
q瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，工作面平均瓦斯涌出量按预测值1.13m3/min；
K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，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——采煤工作面的平均有效断面积，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——工作面同时工作的最多人数（按交接班时的最多人数计算为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—采煤工作面的平均有效断面积，m2。
Q采小≥15×5=75m3/min=1.25m3/s；
Q采大≤240×5=1200m3/min=20.0m3/s；
经验算，上述计算风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。
根据以上计算，考虑生产能力的不均衡性及初、后期上下组煤厚度变化导致的工作面面积不同，采煤工作面的配风量为：
Q采=6.75m3/s；
ΣQ采=6.75m3/s。
按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准，并参照《矿井通风能力核定办法》中采煤工作面基本配风标准，通过计算拟定：工作面配风量取405m3/min，全矿采煤工作面的需风量∑Q采=405m3/min。
2、掘进工作面的需风量：
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的风量，m3/min；
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，经计算为0.17m3/min；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，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的风量
Q掘=4×N/60，m3/s
式中：
N——掘进工作面同时工作的最多人数，（按交接班时的最多人数计算，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的风机台数，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；
按照煤层的瓦斯涌出量、工作面温度、人、风速等配风标准及局部通风的最大供风距离，己选用JBT52-2型局部通风机，满足掘进通风。投产后计划两个掘进，则全矿掘进工作面的需风量∑Q掘=2×243=486 m3/min。
3、独立通风硐室的需风量：
根据《规程》规定和本地区邻近生产矿井的实际情况，通过计
算，矿井独立通风硐室的需风量：
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、矿井配风系数的选取：
根据矿井通风系统改造后的通风系统情况，结合矿井内部风量分派的不均衡性及矿井内、外部的漏风，矿井配风系数k矿通选取1.15。
5、全矿井风量的拟定：
根据以上计算，按照公式
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的计算
一、矿井通风总阻力计算原则
1、矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa。
2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井(涉及扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10％计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15％计算。
二、矿井通风总阻力计算
按照矿井用风地点及通风网络的巷道情况，以能量方程为基础，按照矿井通风阻力定律、风量平衡定律、风压平衡定律，通过计算机自动分风解算，计算出矿井通风网络在不同条件下的各分支的参数（见矿井不同时期的风量分派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的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：
hfr =aLUQ2/S3
式中： hfr——巷道摩擦阻力；
L、U、S——分别是巷的长度、周长、净断面积；
Q——分派给井巷的风量；
α——各巷道的摩擦阻力系数。
2、局部阻力
风流通过井巷的一些局部地点，如弯曲、忽然增大或缩小、交叉等，使风流发生变化，形成极为紊乱等涡流，导致能量的损失。导致这种冲击或涡流的阻力称为局部阻力。这种阻力所产生的风压损失称为局部阻力损失。
井下产生局部阻力的地点随多，但一般只占矿井通风阻力的10％左右。在通风设计中，不在单独计算每一局部阻力的大小，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的需要或自然分派后，选择达成设计产量时，通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路，然后
分别计算两条风路中各段的通风阻力，分别累加后便的所要计算的阻力。
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----通过的风量，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布置上数量不变。所以，计算通风容易时期和困难时期矿井总阻力时的矿井总需风量相同，但由于通风系统内部巷道情况不同将直接影响矿井的总阻力，所以制定以下方案：
随着矿井通风系统优化后各，采区进回风巷的断面和支护方式基本不变；各区段回采，采面上下巷的断面在容易和困难时期的断面不变，支护为工字钢对棚支护，计算如下：

矿井通风容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
合计

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（涉及风道、风硐、反风设施等）
56

27
重要通风机（涉及电气部分）
450

28
工作量合计
1801.5

第三节 通风系统改造方案比较
优点：
1.充足运用现在的生产系统，使新掘巷道工程量较小。
3.优化后减少矿井通风距离，减少通风阻力，可以减少漏
风，提高矿井抗灾能力。
缺陷：
1.因在改造中需扩修东回风巷和皮带下山以及其他巷道工程量大。

2.井下风门承压大，易损坏，使通风设施的管理、维护难度增大。

第四章 矿井通风设备的选择
第一节 重要通风机选型
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
根据通风容易时期和困难时期的矿井风量、阻力，参照重要通风机的性能曲线，选择FBCDZ№14型重要通风机，通风机在通风时期的运营工况点为Q=25.79m3/s ,h=576.99Pa,θ=30º,η=63%；，选用电机功率为2×37 KW。根据矿井所需的风量和负压，通风机的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、主通风机运营工况
风量 25.79m3/s
负压 576.99Pa
效率 63%
叶片角 30º
轴功率 2×37kW

根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。
两套风机的切换方式是通过风门，配合与之配套的两台风机进行转换工作。

第二节 矿井重要通风设备的配置及规定
1、重要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须严格封闭严密，其外部漏风率在无提高设备时不得超过5%，有提高设备时不得超过15%；
2、重要通风机必须保持运转；
3、重要通风机必须装置两套同等能力的通风机，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，必须在10分钟内启动；
4、矿井不得采用局部通风机群作为重要通风机使用。在特殊情况下作临时用时，必须对重要通风机管理，制定措施，报省（区）煤炭局批准；
5、装有重要通风机的出风井口，应安装防爆门；
6、重要通风机至少每月由矿井机电部门检查一次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；
7、进风口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提高设施有一定的危害，必须设暖风装备；
8、回采工作面和掘进工作面都应独立回风，特殊情况下串联通风必须符合《煤矿安全规程》第117条有关规定；
9、完善矿井通风系统，合理分派风量，减少并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其量顺槽就近连通并及时加以密
闭，使采空区分别计算通风容易和通风困难两个时期的矿井自然
风压，附属装置阻力，重要通风机风量和风压。运用通风机特性曲线选择重要通风机。将选出的重要通风机技术特性列表，并绘出所选通风机特性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的重要经济指标。记录分析成本的构成，则是探求减少成本，提高经济效益不可少的基础资料。
吨煤通风成本重要涉及下列费用：
1、电费(W1)
吨煤的通风电费为重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,可用如下公式计算:
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——重要通风机年耗电量,
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的年耗电量;
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范围内选取；

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
每年的折旧费
备注
设备费
运送 安装费
总计
基本投资折旧费
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
2023
72800
10
7280
2023

3
局部通风机

4
202300
4000
3000
207000
10
20700
2400

4
电动机

4
1500
3500
3000
8000
10
800
200

吨煤的通风设备折旧费W2为
W2=G1+G2/T
=27.2/60
=0.45 元/吨
3、材料消花费用
涉及各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料费用，按照每年100万元。
W3=100/60
=2.5 元/吨
4、通风工作人员工资费用
矿井通风工作人员2023平均工资2023元，工作人数20人
则通风工作人员每年总工资
W4=A/T
=2023×20×12/T

=480000/600000
=0.8 元/吨
5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用.
专为通风服务的井巷工程按4000万计算，服务年限为2023，则每年按10%计算
W5=3000×10%/60
=5 元/吨
6、每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用.
通风仪表购置费和维修费用每年为10万元，则：
W6=10/60
=0.17元/吨
7、矿井每采一吨煤的通风总费用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 矿井安全技术措施
第一节 粉尘灾害防治
一、防尘措施
1、制定并执行综合防尘措施，防止煤尘飞扬。
2、建立防尘洒水系统，所有煤（岩）流转载点设洒水喷雾装置。
3、定期进行清扫和冲洗粉尘。
4、井下煤仓经常保持一定存煤，不得放空。
5、采煤工作面安设架间喷雾，掘进工作面采用湿式凿岩。
6、采掘面人员必须佩戴防尘口罩。
二、防爆措施
1、采用冲洗巷壁、喷雾、洒水等综合措施。
2、严格执行有关规定，杜绝明火发生。
3、消除放炮时产生的火焰。
4、井下电气均采用防爆设备，有效杜绝电器火源。
三、隔爆措施
为有效杜绝爆炸灾害的扩大，在采区下山、工作面顺槽等进、回风巷道设立水棚，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，同时按规定安设喷雾、水幕及隔爆水袋棚。

第二节 瓦斯灾害防治
1、根据矿井瓦斯鉴定资料，采区按低沼区管理，局部通风机
采用专用线路供电，实行风电、瓦斯闭锁，配备专职瓦检员，每班检查不少于二次。
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、班组长以上干部配备瓦斯便携仪，随时检查瓦斯情况。
4、施工中，遇老空、揭煤、过地质构造复杂带，必须执行专项瓦斯管理措施。

第三节 防灭火
一、煤的自燃防止措施
本矿井开采的己组、庚20煤层自燃发火期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火煤层。但仍应重视对采掘工作面高温点防范与治理。
二、外因火灾防治
1、井下机电硐室均采用不燃性材料支护（长度按平煤规定执行），并没有消防器材。变电所设防火门。
2、井下电器设备均采用防爆型，并没有“六大”保护，即“接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电”。
3、井下电缆均采用煤矿阻燃电缆。
4、加强各种电器设备的检查、维护、修理。
5、带式输送机采用阻燃胶带，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、巷道掘进必须坚持“有疑必探，先探后掘”原则。
2、工作面接近钻孔，严防钻孔导水。
3、根据采区涌水量及时超前设立水仓和排水设备。
4、生产过程中及时掌握邻近矿井的开采情况，严防导致危害。
5、生产期间加强对排水及防水设备的管理和维护。

第五节 井下其它灾害防止
一、顶板灾害防治
1、所有施工巷道，都必须有科学可靠的支护设计。
2、施工中，遇地质条件变化，及时补充措施。
3、严格执行敲帮问顶制度，严防围岩浮矸片落伤人。
4、施工巷道必须备有足够的抢险物料以备应急。
5、巷道维修，采老巷、过断层、压力区等，应有专项措施。
二、机电运送事故防治
1、采区提高设有声光信号，挡车器，防跑车装置。
2、为防止提高运送事故，生产中应采用速度限制，过载保护，仓满保护措施。
3、采区下山每隔40m设规避硐。
4、机电设备的安装，验收，使用，必须符合有关规定，严格遵照执行。