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1、 编号：XYTF04新疆拜城天辰矿业有限责任公司鑫源煤矿通风设计 编制单位：鑫源煤矿安通科编 制 人：鲁鹏智矿 长：唐忠林编制日期：2013年3月28日审批表通防签字： 2013年 月 日机电签字： 2013年 月 日生产签字： 2013年 月 日安全签字： 2013年 月 日总工签字： 2013年 月 日矿长签字： 2013年 月 日目 录一、编制依据.4二、矿井概况.4三、开采现状.9四、矿井通风系统11五、采掘工作面及硐室风量计算13六、矿井总风量、负压和等积孔26七、矿井主要通风机选择29八、供热风系统设计35九、矿井通风费用计算36十、矿井通风系统合理性、可靠性和抗灾能力分析37十一
2、、通风安全管理措施38鑫源煤矿通风设计一、编制依据（一）、法律法规1、中华人民共和国安全生产法；2、中华人民共和国煤炭法；3、煤矿安全规程；4、煤矿安全监察条例等一系列相关法律法规。（二）、其他1、新疆拜城天辰矿业有限公司鑫源煤矿生产地质报告；2、新疆拜城天辰矿业有限公司鑫源煤矿改扩建初步设计；3、新疆拜城天辰矿业有限公司鑫源煤矿改扩建安全专篇；4、鑫源煤矿采掘计划等。二、矿井概况1、交通位置 鑫源煤矿位于拜城县城东北45Km天山南麓，库拜盆地北缘的低山区，向南到拜城县的简易公路（48公里），在克孜尔乡与307省道相接，交通便捷；行政区划属于拜城县黑英山乡管辖；矿井地理坐标：东经821415、
3、北纬420709。2、地表水系矿区无常年性地表水体，降雨形成的短暂水流，汇集到低洼处或者随地形自然排泄。3、气象属内陆干旱气候，冬、夏两季较长，春、秋较短。冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差较大，历年平均气温7.4，年最高气温为37.4，年最低气温为-32，年平均降水量94.9mm，一次最大降水量发生在2002年7月23日，降水量达19.6mm，蒸发量达1538.2mm。全年日照达1564小时，无霜期为167天，每年的12月到翌年的3月为冰冻期，最大冻土深1m，春季多北风。7月中旬至下旬为雨季，有暴雨降落，造成山洪爆发。矿区及附近没有气象台站，与拜城县相比煤矿区降雨偏多，气温偏低。另外灾害性的天气有
4、风灾、冰雹和沙尘暴等。4、地震：矿区位于天山活动带附近，地震活动频繁，从1947年至今，在矿区附近曾发生过4次强烈地震，震中距煤矿区80200千米，震级6.257.25度，曾波及煤矿区，但对该矿未造成重大危害。按照自治区地震烈度区划分，该区属于7度烈度区。5、地形地貌：矿区地形总趋势为南、北高中部低、西高东低的槽状地形，区内沟谷不发育，仅有一条沿煤层走向的东西向较大冲沟，该沟谷只有雪融季节和降雨时才有水流，向东汇入梅斯布拉克河、向西汇入喀拉苏河。地形坡度一般在540之间，海拔高度2115-2200米，相对高差85米，属于中低山区地貌。6、地层：鑫源煤矿位于库-拜煤田拜城县东矿区的中部，中新生界
5、地层发育齐全，出露程度好，地层研究程度较高。1：矿区地层划分表 界系统群组段厚 度（m）新生界KZ第四系（Q）全新统（Q 4）50-300上更新统（Q 2）第三系（R）古始新统（E）库姆格列木群（E1 k）1999-3298中 生界M Z白垩系（K）上 统（K2）巴什基奇克组( K2 b )121.75-102.66下 统（K1）巴西改组 (K1b )383.53-340.32舒善沟组 (K1s )137.89-200.63亚格列木组(K1y )39.04-224.92侏罗系（J）上 统（J3）喀拉扎组 (J3k )84.95-182.17齐古组 (J3 q )167.26-252.37中 统
6、(J2 )恰克马克组(J2qk )87.89-215.00克孜努尔组(J2k )294.07-426下统(J1 )阳霞 组(J1y )434.16-649.62阿合组(J1a )上段(J1a2 )294.56-520.76下段(J1a1 )塔里奇克组(J1t )上段(J1t2 )148.58-281.84下段(J1t1 )三叠系（T）上统(T3)郝家沟组 (T3 h )266.85-457.35黄山街组(T3hs )300-400中统(T2 )克 拉 玛 依 组(T2 k )1607、构造：矿区为向南倾斜的单倾构造（与区域构造的方向一致），地层走向近东西向，地层倾向178-184，地层倾角在8
7、0-89 之间，为急倾斜地层，含煤地层及煤层沿走向、倾向角度变化不大，煤层产状较稳定，没有大的断层，仅在矿区中部发现一条小型平推断层，编号f1，该断层在煤矿区范围延伸300余米，断层面倾向东92左右，倾角85左右，平推断距21米，上盘（东）向北平移21米，梅斯布拉克煤矿四号井一、二水平东巷见该断层。该断层地表出露较好，根据侏罗系底板砂砾岩标志层和A3煤层底板砂岩、老底砂砾岩标志层平移断距可以直接量取。煤矿区没有岩浆侵入，构造类别属于第二类：“中等”构造类型。8、煤层：本矿区属于库-拜煤田拜城县东矿区，库-拜煤田将侏罗系塔里奇克组地层所含煤层称为A煤组，各煤组煤层按照自下而上的顺序编号，含煤13
8、层，编号为A31、A32、A41、A42、A43、 A43、A5、A6、A71、A72、A8、A9、A10、A11、A12、A13、A14、A15，（A1、A2煤层在本矿区不发育）, A41、A42 、A8、A10、A11、A12、A13、A14、A15八层煤在本煤矿区厚度小，一般在0.20-0.48米，属于不稳定、不可采煤层， A3、A5、A6、A7 、A9 煤层全区可采，各煤层特征如下：（1）、A3煤层：根据煤矿开采和钻孔资料，A3煤层厚度7.80-8.97米、平均厚度8.07米，含夹矸1层，岩性为粉砂岩,厚度0-3.00米,平均厚度0.64米,自西向东变薄在梅斯布拉克煤矿四号井立井处消失
9、，结构简单，煤层变异系数1.7%，可采系数1，煤层顶底板均为粉砂岩，属于全区可采的稳定煤层。（2）、A5煤层：根据煤矿开采和钻孔资料，A5煤层厚度1.80-2.20米、平均厚度1.93米，结构简单，煤层变异系数2.9%，可采系数1，煤层顶底板均为粉砂岩，属于全区可采的稳定煤层。（3）、A6煤层：根据煤矿开采和钻孔资料，A6煤层厚度1.50-2.80米、平均厚度2.17米，含夹矸1层，岩性为粉砂岩,厚度0-0.45米,平均厚度0.23米,结构简单，煤层变异系数11.2%，可采系数1，煤层顶板为 厚层状砾岩、含砾粗砂岩，底板均为粉砂岩，属于全区可采的稳定煤层。（4）、A7煤层：根据煤矿开采和钻孔资
10、料，A7煤层有益厚度4.18-4.50米、平均厚度4.40米，含夹矸1-2层，岩性为粉砂岩,厚度0.75-1.10米,平均厚度0.94米,结构简单-较简单，煤层变异系数2.0%，可采系数1，煤层顶底板均为粉砂岩，属于全区可采的稳定煤层。（5）、A9煤层：根据钻孔资料，A9煤层厚度2.92米，结构简单，煤层顶底板均为炭质泥岩，由于见煤点少，煤层的稳定性难以评述。（6）、煤矿区主要开采煤层A3、A5、A6、A7为全区可采的稳定煤层，结构简单-较简单，煤层沿走向、倾向厚度变化不大，有规律性,因此本矿区煤层的稳定型别属于第一型：“稳定”型。9、煤质指标(1)、水分含量均较低，原煤水分含量加权平均值为0
11、.43-1.49%。(2)、灰分产率： A9煤层14.92%，在10-15%之间，为低灰煤、A6煤层29.02%，在25-40%之间，为富灰煤、A3、A5、A7加权平均值为17.8122.81%，在15-25%之间，属中灰煤。(3)、挥发分产率：各煤层挥发分产率加权平均值在27.0630.74%，属高挥发分煤。（4）、发热量：各煤层发热量（Qb.daf）平均值比较接近,在32.6937.73MJ/kg，故均属于高发热量煤。10、煤类：矿区五层煤均属于中变质程度煤类，其中A3煤层煤质属于中灰、特低硫、低磷、高发热量焦煤，牌号为24-25JM焦煤；A5煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤，牌
12、号25JM-35号 1/3JM焦煤；A6煤层属于富灰、特低硫、特低磷、高发热量不粘煤-焦煤，牌号31BN-35号1/3JM；A7煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤，牌号25JM； A9煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发热量中粘煤，牌号33号1/2ZN中粘煤。11、煤的工业用途：矿区五层可采煤层均属于中变质程度的焦煤，A3煤层属于中灰、特低硫、低磷、高发热量焦煤、A5煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤、A6煤层属于富灰、特低硫、特低磷、高发热量不粘煤-1/3焦煤、A7煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量25焦煤、A9煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发热量33 1/2ZN中粘煤。
13、可以作为炼焦用煤和动力用煤。12、地温：目前尚未发现有地温异常现象。三、开采现状1、矿井开拓：矿井为斜井开拓，主井、风井通过井底车场、石门和煤层巷道与各采区和回风巷贯通，形成完整的井下通风、运输和提升等系统；分东西两翼开采，长度约为1.575公里。2、提升系统：主斜井采用矿车串车提升方式，主井提升机型号JK21.8/20，电动机型号JR1388，功率245KW，提升容器为1.0t矿车。3、通风系统（1）、矿井通风系统为中央并列式，通风方法为机械抽出式，由主斜井为进风井，副斜井为回风井。（2）、矿井主要通风机型号为FBCZ12，电动机功率37KW，共有两台，一台工作，另一台备用。4、排水系统（1
14、）、根据生产地质报告矿井正常涌水量为225m3/d，最大涌水量为257 m3/d。（2）、井下在+2050m水平建有主副水仓，水仓容量380 m3，水泵型号为D85-454三台离心泵，其中一台运转，一台备用，一台检修；排水管路型号为100mm无缝钢管。5、井下供电：由地面变电所10KV和柴油机发电功率的备用电源向井下变电所两回路供电，一路故障，另一回路保证全部负荷用电；井下低压配电采用矿用隔爆型配电设备，低压配电电缆选用MY395+125mm2矿用阻燃橡套电缆，向井下各用电地点供电。6、采煤方法：为伪斜柔性掩护支架炮采。7、煤层倾角:8089。8、瓦斯等级：根据新煤行管发【2012】109号批
15、复文件，绝对瓦斯涌出量1.56m3/min,相对瓦斯涌出量6.95m3/t；绝对二氧化碳涌出量1.37m3/min,相对二氧化碳涌出量6.11m3/t，为瓦斯矿井。9、各煤尘爆炸指数及自燃倾向性（1）、A3煤尘火焰长度200mm，具有爆炸性，属类不自燃煤。（2）、A5煤尘火焰长度100mm，具有爆炸性，属类不自燃煤。（3）、A7煤尘火焰长度100mm，具有爆炸性；属类不自燃煤。（4）、A9煤尘火焰长度100mm，具有爆炸性；属类不自燃煤。四、矿井通风系统（一）、通风巷道断面及支护形式1、主斜井：长度为225m，为砌碹支护， 断面6.1m2；2、风井：长度为220m，为砌碹支护，断面5.1m2；
16、3、+2050m水平井底车场：长度为68m，为锚喷支护，断面8.4m2；4、+2050m水平主运输石门：长度为140m，为锚喷支护， 断面6.1m2；5、水泵房和变电所：长度为20m，为锚喷支护， 断面6.6m2；6、管子道：长度为25m，锚喷支护， 断面3.5m2；7、充电硐室：长度为31m，为锚喷支护， 断面5.1m2；8、A7煤层轨道上山：长度为58m，为工字钢支护， 断面5.2m2；9、+2050m水平A7煤层东翼运输巷：长度为400m，为工字钢支护， 断面4.1m2；10、+2080m水平A7煤层东翼回风巷：长度为350m，为工字钢支护， 断面4.1m2；11、A7煤层采煤工作面：长
17、度为61m，为伪斜柔性掩护支架支护，断面3.2m2；12、小眼：垂高为30m，为木垛支护，断面1.44m2；13、+2080m水平主回风石门：长度为69m，为锚喷支护， 断面4.5m2；14、+2050m水平A3煤层西翼运输巷：长度为50m，为工字钢支护， 断面6.1m2；15、+2050m水平A3A9煤层西翼运输石门：长度为67m，为工字钢支护，断面5.3m2；16、+2080m水平A5A9煤层西翼回风石门：长度为61m，为锚网支护，断面4.8m2。17、+2050m水平A5煤层西翼运输巷：长度为184m，为工字钢支护，断面3.9m2。18、+2050m水平A9煤层东翼运输巷：长度为20m，
18、为工字钢支护，断面5.3m2；19、+2080m水平A9煤层东翼回风巷：长度为100m，为工字钢支护，断面4.4m2；20、+2080m水平A5煤层西翼回风巷：长度为140m，为工字钢支护，断面3.9m2；21、+2080m水平A7煤层西翼回风巷掘进工作面长度为370m，为工字钢支护，断面4.4m2；22、+2050m水平A7煤层西翼运输巷掘进工作面长度为370m，为工字钢支护，断面4.4m2；（二）、矿井主要用风地点通风路线1、东翼A7煤层采煤工作面：主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A7煤层东翼运输巷采煤工作面+2080m水平A7煤层东翼回风巷+208
19、0m水平A5A9煤层回风石门+2080m水平主回风石门风井地面。2、+2080m水平A7煤层西翼巷道掘进工作面：主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A3煤层西翼运输巷+2050m水平A3A9煤层运输石门+2050m水平A9煤层西翼运输巷+2080m水平A7煤层西翼巷道掘进工作面+2080m水平A5煤层西翼回风巷+2080m水平A5煤层西翼回风巷+2080m水平主回风石门风井地面。3、+2050m水平A7煤层西翼巷道掘进工作面：主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A3煤层西翼运输巷+2050m水平A3A9煤层运输石门+205
20、0m水平A7煤层西翼运输巷通风眼+2080m水平A7煤层西翼巷道+2080m水平A5煤层西翼回风巷+2080m水平A5煤层西翼回风巷+2080m水平主回风石门风井地面。4、西翼A5煤层准备工作面：主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A5煤层西翼运输巷开切眼+2080m水平A5煤层西翼回风巷+2080m水平A5煤层西翼回风巷+2080m水平主回风石门风井地面。5、水泵房和变电所：主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平水泵房和变电所管子道风井地面。6、充电硐室：主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平充电硐室风井地面。7、轨道上山：主斜井+2050
21、m水平井底车场+2050m水平运输石门+2050m水平A7煤层西翼运输巷轨道上山+2080水平回风石门风井地面。8、其他巷道：（1）A7煤仓:主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A7煤层东翼运输巷煤仓通风眼+2080m水平A7煤层东翼巷+2080m水平主回风石门风井地面。（2）+ A7煤层轨道上山:主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+ A7煤层轨道上山+2080m水平主回风石门风井地面。（3）+2050m水平A9煤层东翼巷道:主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A3-A9运输石门+2050m水平A9煤
22、层东翼巷道通风眼+2080m水平A9煤层东翼巷+2080m水平主回风石门风井地面。（4）+2050m水平A9煤层西翼巷道:主斜井+2050m水平井底车场+2050m水平主运输石门+2050m水平A3-A9运输石门+2050m水平A9煤层西翼巷道通风眼+2080m水平A9煤层西翼巷道+2080m水平主回风石门风井地面。五、采掘工作面及硐室风量计算（一）、采掘工作面、硐室及其它井巷风量计算原则1、采掘工作面及其回风流中CH4浓度不超过1%，各种有毒有害气体不得超过煤矿安全规程的规定。2、采掘工作面和其它用风地点风速不得低于0.25m/s,又不得超过4m/s, 使风速能有效冲淡及排出瓦斯等有毒有害气
23、体,又不引起矿尘飞扬。3、采掘工作面温度不得超过26，机电硐室温度不得超过30。4、每人每分钟不得少于4m3的供风量。（二）、全矿采煤工作面需风量计算1、按工作面同时工作的最多人数计算Q采人数=4NK=4121.25=60m3/min=1.0 m3/s式中:4每人每分钟应供给的最低风量为4m3/min；N采煤工作面同时工作的最多人数，取12人；K采煤工作面风量备用系数，取1.25。2、按瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量计算Q采CH4=100QCH4K=1001.561.7=265.2m3/min=4.42 m3/s式中：100巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。QCH4采煤工作面瓦斯绝对涌出量
24、；取1.56m3/min注：按照(2012)109号批文；K采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.7；3、按采煤工作面一次放炮最大装药量计算Q采炮=25A=252.4=60m3/min=1.0 m3/s式中：25每使用1公斤炸药的供风量，m3/min；A采煤工作面一次使用的放炮最大装药量，取2.4Kg。4、按工作面进风流温度计算 Q采温=60VS70%K长K高=601.0（3.43.0）2 70%0.91.0=121m3/min=2.02 m3/s式中：V工作面进风流温度取风速系数，m/s(从表2中选取1.0)；S工作面有效通风断面，按最大和最小控顶有效断面积的平均值,取3.2；K长工
25、作面长度系数取值(从表3中选取0.9)；K高工作面的高度系数取值(从表4中选取1.0)。2：采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度（0C）采煤工作面风速 (m/s)配风调整系数（ V温）180.30.80.918200.81.01.020231.01.51.01.123261.51.81.11.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.63：采煤工作面长度风量系数表工作面长度（m）5050 -100100 -150150-200200-250250-300长度调整系数（K）0.80.91.01.11.21.34:采煤工作面采高调整系数表采高（m）2.02.0
26、2.52.55.0系数（k）1.01.11.55、按采煤工作面最大风量取265.2m3/min6、按风速进行验算（1）、按最低风速验算采煤工作面最小风量Q低600.25S1=153.0=45m3/min（2)、按最高风速验算采煤工作面最大风量Q高604S2= 2403.0 =720m3/min7、经验算采煤工作面取265.2m3/min，实际配风270 m3/min，符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。所以全矿采煤工作面所需风量Q采=270 m3/min。（三）、全矿掘进工作面需风量计算1、+2080m水平A7煤层西翼回风巷掘进工作面需风量计算（1）、按工作面同时工作的最多人数计算Q掘
27、人数=4NK=461.25=30m3/min=0.5 m3/s式中:4每人每分钟应供给的最低风量为4m3/min；N工作面同时工作的最多人数，取6人；K工作面风量备用系数，取1.25。（2）、按瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量计算Q掘CH4=100CH4K=1001.561.3=202.8m3/min=3.38 m3/s式中：100巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的算数。CH4工作面瓦斯绝对涌出量，取1.56m3/min注：按照(2012)109号批文；K掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.3。（3）、按掘进工作面一次放炮最大装药量计算Q掘炸药=25A=257.8=195 m3/min=
28、3.25 m3/s式中：25每公斤炸药放炮所需要风量，m3/min；A掘进工作面一次放炮使用的最大装药量，取7.8Kg。（4）、按掘进工作面局部通风机吸风量计算Q局=Q吸IK=21011.2=252m3/min=4 .2m3/s式中：Q局掘进工作面局部通风机吸风量，m3/min；Q吸掘进工作面局部通风机额定风量（YBT-52型11kw局扇，风量130-240 m3/min），实测额定风量210m3/min, I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；（5）、按风速进行验算根据煤矿安全规程第一百零一条要求，掘进中的煤巷、半煤岩巷最低允许风速
29、0.25ms，最高允许风速为4m/s； 风速验算，604SQ600.25SS=工作面净断面积，6044.4252600.254.4105625266（6）、经上述验算，掘进工作面按局部通风机最大吸风量252m3/min，掘进工作面有效风量取210m3/min，符合煤矿安全规程第一百零一条的要求。2、+2050m水平A7煤层西翼运输巷掘进工作面需风量计算（1）、按工作面同时工作的最多人数计算Q掘人数=4NK=461.25=30m3/min=0.5 m3/s式中:4每人每分钟应供给的最低风量为4m3/min；N工作面同时工作的最多人数，取6人；K工作面风量备用系数，取1.25。（2）、按瓦斯(二氧
30、化碳)绝对涌出量计算Q掘CH4=100CH4K=1001.561.3=202.8m3/min=3.38 m3/s式中：100巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的算数。CH4工作面瓦斯绝对涌出量，取1.56m3/min注：按照(2012)109号批文；K掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.3。（3）、按掘进工作面一次放炮最大装药量计算Q掘炸药=25A=257.8=195 m3/min=3.25 m3/s式中：25每公斤炸药放炮所需要风量，m3/min；A掘进工作面一次放炮使用的最大装药量，取7.8Kg。（4）、按掘进工作面局部通风机吸风量计算Q局=Q吸IK=21011.2=252m3/
31、min=4 .2m3/s式中：Q局掘进工作面局部通风机吸风量，m3/min；Q吸掘进工作面局部通风机额定风量（YBT-52型11kw局扇，风量130-240 m3/min），实测额定风量210m3/min, I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；（5）、按风速进行验算根据煤矿安全规程第一百零一条要求，掘进中的煤巷、半煤岩巷最低允许风速0.25ms，最高允许风速为4m/s； 风速验算，604SQ600.25SS=工作面净断面积，6044.4252600.254.4105625266（6）、经上述验算，掘进工作面按局部通风机最大吸风量25
32、2m3/min，掘进工作面有效风量取210m3/min，符合煤矿安全规程第一百零一条的要求。所以全矿掘进工作面所需风量Q掘=Q掘1+ Q掘2=504 m3/min（四）、变电所和水泵房需风量计算1、Q硐=3600N/PC60t=36003000.04/1.21607=86 m3/min=1.43 m3/s式中: Q硐变电硐室和水泵房需要风量，m3/min；N变电硐室和水泵房中运转设备总功率，取300KW；硐室的发热系数，取0.04； P空气密度，取1.2Kg/m3；C空气的定压比热，取1KJ/Kg；t硐室进回风流的温度差，取70C。2、按变电所和水泵房最大风量取100m3/min。3、按风速进
33、行验算（1）、按最低风速验算变电所和水泵房最小风量Q低600.25S=156.699m3/min=1.65 m3/s（2）、按最高风速验算变电所和水泵房最大风量Q高604S=2406.61584m3/min=26.4 m3/s4、经验算变电所和水泵房取100 m3/min，符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。所以变电所及水泵房所需风量Q =100m3/min(五)、充电硐室需风量计算1、Q充=3600N/PC60t=36001500.04/1.21606=50m3/min=0.83 m3/s式中: Q充充电硐室需要风量，m3/min；N充电硐室中运转变压器总功率，取150KW；充电硐室
34、的发热系数，取0.04； P空气密度，取1.2Kg/m3； C空气的定压比热，取1KJ/Kg； t硐室进回风流的温度差，取60C。2、按充电硐室最大风量取80m3/min。3、按风速进行验算：按巷道断面为5.1计算（1）、按最低风速验算充电硐室最小风量Q低600.25S=155.177m3/min=1.28 m3/s（2）、按最高风速验算充电硐室最大风量Q高604S=2405.11224m3/min=20.4 m3/s4、经验算充电硐室取80 m3/min，符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。所以充电硐室所需风量Q =80m3/min（六）轨道上山绞车硐室需风量计算1、Q车=3600N
35、/PC60t=3600300.04/1.21601=60m3/min=1.0 m3/s式中: Q充绞车硐室需要风量，m3/min；N绞车硐室中运转变压器总功率,取30KW；绞车硐室的发热系数，取0.04； P空气密度，取1.2Kg/m3； C空气的定压比热，取1KJ/Kg；t硐室进回风流的温度差，取10C。2、按绞车硐室最大风量取80m3/min。3、按风速进行验算：按巷道断面为5.2计算（1）、按最低风速验算绞车硐室最小风量Q低600.25S=155.278m3/min（2）、按最高风速验算绞车硐室最大风量Q高604S=2405.21248m3/min4、经验算绞车硐室取80 m3/min，
36、符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。所以轨道上山绞车硐室所需风量Q =80m3/min（七）、井下消防材料库需风量计算因消防材料库布置在+2050m水平运输石门中，深度不超过2m，长度为11m，布置在进风的巷道中，故不作计算。（八）、乳化液泵站需风量计算 乳化液泵站布置在+2050m水平水仓入口中，深度为2.0m，长度为10m，在进风的巷道中，故不作计算，但加强安全监测监控。（九）、其他其他巷道1、+2050水平A7煤层东翼煤仓，断面为3.9m2，配风量Q1=60 m3/min根据煤矿安全规程的要求： 2403.9=604SQ1600.25S=153.9936m3/minQ158.5m
37、3/min所以+2050水平A7煤层煤仓Q1=60m3/min，符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。2、+2050水平A9煤层东翼运输巷，断面为5.3m2，配风量Q2=80m3/min根据煤矿安全规程的要求： 2405.3=604SQ2600.25S=155.31272m3/minQ279.5m3/min所以+2050水平A9煤层东翼运输巷Q2=80m3/min，符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。3、+2050水平A5煤层西翼运输巷，断面为4.1m2，配风量Q3=100m3/min根据煤矿安全规程的要求： 2404.1=604SQ3600.25S=154.1984m3/min
38、Q361.5m3/min所以+2050水平A5煤层西翼运输巷Q3=100m3/min，符合煤矿安全规程规定的风速，即Q低Q取Q高。所以其他巷道所需风量Q =Q1 +Q2 +Q3 =290m3/min（十一）、井下无其它独立通风硐室，有硐室的地点，深度不超过2m，宽度不少于1.5m。(十二)、矿井通风设施和装置按规定进行检查维护，使用灵活可靠。（十三）、按规程规定进行矿井测风、配风，使采掘工作面和各用风地点达到通风设计的风量值。（十四）、采掘工作面和各用风地点，采用风门、风窗和挡风墙等通风设施进行风量调节，使各用风地点的风速符合规程的要求。六、矿井总风量、负压和等积孔（一）、矿井总风量计算Q总=
39、Q采+ Q掘+Q硐+Q充+ Q绞+ Q辅巷 K=270+504+100+80+80+1601.21470m3/min按上述计算，矿井总风量取1470m3/min式中:Q采采煤工作面所需要风量之和，m3/min；Q掘 掘进工作面所需要风量之和，m3/min；Q硐变电所和水泵房所需要风量之和，m3/min；Q充充电硐室所需要风量之和，m3/min；Q绞轨道上山绞车硐室所需要风量之和，m3/min；Q辅巷其他其他巷道所需要风量之和，m3/min；K矿井通风内部漏风和配风不均匀等系数，取1.2.（二）、矿井风量分配1、主井进风：1470m3/min； 2、风井回风：1470m3/min； 3、变电所和
40、水泵房：100m3/min； 4、充电硐室：80m3/min； 5、A7煤层采煤工作面：270m3/min；6、+2050m水平A7煤层东翼运输巷： 450m3/min，7、+2080m水平A7煤层东翼回风巷道： 450m3/min，8、+2050m水平A9煤层东翼运输巷： 80m3/min9、+2050m水平A9煤层西翼运输巷： 80m3/min10、轨道上山绞车硐室：80m3/min；11、+2050m水平A5煤层西翼运输巷：100m3/min12、+2080m水平A5煤层西翼回风巷：100m3/min； 13、+2080m水平A7煤层西翼回风巷掘进工作面：吸风量252m3/min，工作面
41、有效风量210m3/min；14、+2050m水平A7煤层西翼运输巷掘进工作面：吸风量252m3/min，工作面有效风量210m3/min；（三）、矿井通风阻力计算表7：矿井通风容易时期负压计算序号巷 道 名 称支 护形 式摩擦阻力系 数（NS2/4）巷道长度（）巷道周长（m）巷道断面（）巷 道风 量(m3/min)巷道摩擦风阻（N.S2m8）巷道摩擦阻力（Pa）1主斜井碹0.000000422259.66.111600.0000039966.752风 井碹0.00000042208.45.111600.000005579.423+2050m井底车场锚喷0.00000166810.58.498
42、00.000001922.784+2050m主运输石门锚喷0.00000121409.66.19800.0000071058.915水泵房和变电所锚喷0.0008209.96.61000.0005509645.516管子道锚喷0.0003256.03.5800.00104956210.057充电硐室锚喷0.0006318.45.1800.0011778276.108A7煤层轨道上山工字钢0.0004588.65.2800.001418989.089+2050mA7煤层运输巷工字钢0.00000424709.66.14500.00008348810.8210+2080mA7煤层回风巷锚网0.000001684707.44.14500.00008477810.9811东翼A7采煤工作面掩护支架0.000012615.63.22700.00012509711.2612东翼A7小眼木垛0.0000430
