安全工程-金河矿通风系统研究论文

本科论文摘要本文研究的金河煤矿位于盘县西北白果镇小寨村。采矿区是根据采矿许可证确定的。目前的矿场从东到西长约1.55km，从南到北宽约1.64km，面积约1.1444km2。本研究主要用于金河煤矿的通风系统研究。煤层结构简单，稳定性较强。该矿的绝对瓦斯排放为3.80m3/min，这是一个高瓦斯矿。该区域的煤尘具有爆炸性。矿井通风方式采用中央平行式，通风方式为机械抽排式。本文从理论和实践的角度分析了金河煤矿的各种通风参数，并通过对金河煤矿规模和矿区参数进行了分析，确定了金河煤矿的通风系统。通过计算金河煤矿通风每个工作面的要求，确定每个工作面的空气分布；金河煤矿分两个阶段的通风阻力研究与计算：易通风和难通风；风扇类型和电动机由数据参数确定，例如风扇模型必须产生的风量和风压；概算了矿井通风成本。关键词：矿业通风；煤矿安全；通风系统AbstractTheJinheCoalMinestudiedinthispaperislocatedinXiaozhaiVillage，BaiguoTown，northwestofPanCounty.Theminingareaisdeterminedaccordingtothemininglicense.Thecurrentmineisabout1.55kmlongfromeasttowest，1.64kmwidefromsouthtonorthand1.1444km2inarea.ThisresearchismainlyusedfortheventilationsystemresearchofJinheCoalMine.Thecoalseamhassimplestructureandstrongstability.Theabsolutegasemissionofthismineis3.80m3/min，whichisahighgasmine.Coaldustinthisareaisexplosive.Themineventilationmodeadoptscentralparalleltype，ThispaperanalyzesvariousventilationparametersofJinheCoalMinefromtheperspectiveoftheoryandpractice，anddeterminestheventilationsystemofJinheCoalMinebyanalyzingthescaleandminingareaparametersofJinheCoalMine.BycalculatingtheventilationrequirementsofeachworkingfaceinJinheCoalMine，theairdistributionofeachworkingfaceisdetermined[6].ResearchandcalculationofventilationresistanceinJinheCoalMineintwostages：easyventilationanddifficultventilation；Fantypeandmotoraredeterminedbydataparameters，suchasairvolumeandairpressurethatthefanmodelmustgenerate；Estimatethemineventilationcost.Keywords：Miningventilation；coalminesafety；ventilationsystem目录第1章矿井概况 11.1矿井的地理位置 11.2矿井的地层和地质构造 11.2.1矿井的地层 11.2.2地质构造 21.3煤层及煤质 21.3.1煤层 2第2章通风系统选择研究 52.1通风系统选择 52.1.1通风方式类型 52.1.2通风方法的类型 62.1.3金河煤矿通风系统的选择 62.2建造位置的选取 72.3通风路线 7第3章矿井风量的计算和矿井风量的分配 93.1矿井所需风量的计算方法 93.1.1按照矿井井下同时工作的最多人数的数量来计算 93.1.2按照采煤（矿）、掘进、硐室及其他地点实际需要风量总和计算 93.2矿井风量分配 13第4章通风阻力计算 154.1矿井通风总阻力计算 15第5章主要通风机选型 185.1选型方案的详细计算 185.1.1通风机必须产生风量 185.1.2通风机必须产生的风压 185.2选择通风机型号和台数 185.2.1选择通风机型号 18第6章概算矿井通风费用 216.1吨煤的通风电费 216.2通风设备的折旧费 216.3井巷工程的折旧费和维修费 216.4相关器材的购置费和维修费 226.5通风工作人员工资费用 22第7章结论 23参考文献 24致谢 25附录一中文译文 26附录二外文原文第1章矿井概况1.1矿井的地理位置金河煤矿位于盘县西北部的柏果镇小寨村境内，距盘县城关乡25公里，距柏果火车站4.0公里，交通更便捷。生产规模0.45Mt/a，矿区边界用10个拐点描绘，形状为不规则多边形。从北至南矿区最大长度约1.64km，从东至西矿区最大宽度约1.55km，面积1.1444km2。1.2矿井的地层和地质构造1.2.1矿井的地层（1）矿井的井田地层表1-2地层特征表地层代号厚度（m）岩性特征系统组段第四系Q0～15残积、坡积及冲积物。三叠系下统飞仙关组第二段T1f2150～170上部以暗紫色粉砂岩为主，夹粉砂岩薄层，中部以暗紫色粉砂岩为主，夹灰绿色细砂岩和紫色泥岩薄层，下部为紫色泥岩，夹紫色粉砂岩薄层，以含大量蠕虫状方解石为特征。第一段T1f1140～160上部为暗绿色粉砂岩，夹细砂岩及紫色粉砂质泥岩薄层，中部为暗绿色粉砂岩、细砂岩互层，夹少许暗紫色粉砂岩薄层及条带，下部为浅灰、绿灰色薄层粉砂质泥岩。二叠系上统龙潭组P3L200～230由灰一深灰色粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成，为含煤地层。二叠系上统峨眉山玄武岩组P3β不详上部为灰绿色、紫色凝炭岩；下部为暗灰色、灰褐色玄武岩。1.2.2地质构造矿区位于盘关向斜西侧的北端，它已经形成了褶皱和断层，并且基本上显示了西北复杂构造的构造分布和南东比较简单的构造分布。没有新的结构活动或地震活动迹象。主要结构包括大田坝向斜、毛寨背斜及F21、F23、F24。该地区的断层和褶皱严重损坏了煤层。1.3煤层及煤质1.3.1煤层（1）含煤地层该矿位于盘县煤田盘溪煤田大田坝井田。含煤地层为上二叠统龙潭组，其暴露于矿区西边缘和东北边缘的外部，厚度为200-230m。含煤地层一般具有向斜构造，东，北和西分别趋向于西南偏南，倾角变化很大，东为18-45°，东为13-65°。北部，西部18-60°，中间通常为19°。含煤地层约有45个含煤层，总厚度为5.38-44.09m，平均总厚度为36.21m，含煤系数为16.84％。共16层。煤层数厚度为5.15〜36.23m，平均总厚度为19.27m。从西向东，煤系砂岩增加，含煤性变差，煤层聚结，并急剧消失，但有些煤层变厚。（2）煤层特征各可采煤层特征详见表1-4。表1-4可采煤层特征表序号煤层编号煤层厚度层间距(m)煤层结构煤层可采性结构复杂程度煤层稳定性煤层容重最小～最大平均最小～最大平均夹石(层)夹石总厚(m)120.30-2.651.491-30.07-0.76大部可采较稳定1.479.00-35.820.8326上0.78-2.281.211-20.06-0.44全区可采较稳定1.446.23-24.5710.8637上0.29—1.730.710-10-0.48局部可采不稳定1.422.50-11.507.20续表1-4可采煤层特征表序号煤层编号煤层厚度层间距(m)煤层结构煤层可采性结构复杂程度煤层稳定性煤层容重最小～最大最小～最大夹石夹石总厚5100.29-2.911.321.50-18.699.250-20-0.45全区可采较稳定1.4111.5-27.5018.236120.60-3.882.200-20-0.47全区可采稳定1.375.00-20.1210.19714下0.43-0.990.731-20.06-0.60大部可采不稳定1.466.00-26.1414.92816上0.60-2.631.321-30.05-0.57全区可采较稳定1.436.00-20.0012.7890.6-2.631.320-80-1.84全区可采较稳定1.394.00-18.5014.85101820-0.990.650-10-0.48局部可采不稳定1.394.00-12.007.2311190.19-1.831.320-20-0.43全区可采较稳定1.5113.5-24.6318.851223上0.24-1.340.890-20-0.56大部可采较稳定1.424.50-7.505.501323下0-1.320.780-20-0.44局部可采不稳定1.425.50-11.508.1814240-3.141.220-10-0.37局部可采不稳定1.452.00-7.003.8115250-1.330.790-20-0.42局部可采不稳定1.4525.5-40.031.931630上0-2.190.970-20-0.32大部可采较稳定1.45（3）煤层的顶底板的条件矿区煤层顶板的岩性是为变化的，其中有粉砂质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥灰岩、石灰岩、细砂岩等。大部分煤层顶板有伪顶泥岩，底板有泥岩，这些泥岩厚度一般为0.1～0.5m左右，局部达1.52m，容易风化崩解，部分遇水泥化，造成有些巷道变形、底鼓、支架钻低、支架支柱失稳、顶板垮塌、冒落等。第2章通风系统选择研究2.1通风系统选择2.1.1通风方式类型根据矿井进风井、回风井的布置类型的不同，矿井通风方式可以分为以下三种基本类型[1]：（1）中央式通风表2-1中央式通风类型定义分类优缺点适用条件中央式通风矿井的进风井和回风井大致位于井田走向的中央中央并列式通风进风井和回风井都布置在井田的中央，进风井与通风井相隔很近（一般相距30-50米）初期投资少，采区生产集中，便于管理；节省回风井工业场地，占地少，压煤少；进风井、回风井之间路较长，风阻较大，漏风较多。工业场地有噪声影响。适用于煤层倾角较大、走向不长、投产初期暂未设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井。中央分列式进风井布置在矿区井田中央位置，而回风井则布置在矿区井田上部边界沿走向的中央。进风井与回风井相隔一定距离。比中央并列式通风的安全可靠性强；矿井通风阻力较小，内部漏风较小，有利于瓦斯、自然发火的管理；工业场所没有噪音影响；增加一个回风井场地，压煤多。适用于煤层倾角较小、走向长度不大的矿井。（2）对角式通风：表2-2对角式通风类型定义分类优缺点适用条件对角式通风进风井位于井田中央位置，回风井位于井田浅部走向两翼边界开采区的中央。两翼对角式通风方式进风井布置在矿区井田中央，两个回风井分别布置在矿区井田两翼上部[2]。初期投资大、建井期较长；增加两个回风井场地，压煤多；矿井通风阻力小，风路短，漏风小；工业场地没有噪声影响；比中央式通风的安全可靠性强。适用于煤层走向较长、井田面积大、产量较高的矿井。分区对角式通风方式矿区井田的各个开采区上部都布置回风井，不开设主要的回风井[3]。初期投资大，建井期较长；增加若干个回风井场地，压煤多；工业场地没有噪声影响；矿井通风阻力小，风路短，漏风小。矿区通风安全可靠性强。适用于矿井走向长、多煤层开采、高温、高瓦斯、有瓦斯喷出和有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的矿井。2.1.2通风方法的类型根据主要通风机的工作方式不同，矿井通风方法分为以下三种：表2-3矿井通风方法矿井通风方法适用条件压入式通风将矿井主要通风机安设在地面，向矿井用压风方式供风，使整个通风系统在压入式主要通风机作用下，形成高于当地大气压的正压通风[4]。抽出式通风将矿井主要通风机安设在地面，对矿井向外抽出空气，使进风侧处于低负压的通风方法。抽压混合式通风将地面新鲜空气由压入式主要通风机送往井下，污风由抽出式主要通风机排出井外。2.1.3金河煤矿通风系统的选择根据金河煤矿其井田的从北到南的最大长度约为1.64公里，从东到西的最大宽度约为1.55公里。矿井走向长度不大的特点应采用中央式通风方式；根据煤层倾角较大的特点，应采用中央并列式通风方式。因为金河煤矿属于瓦斯煤矿，井田地形不复杂，所以矿井应采用机械抽出式的通风方法，可以在短时间排出瓦斯气体，提高井下作业安全。通过主斜井、副斜井、进风行人斜井来进行进风，通过回风斜井来进行回风。2.2建造位置的选取根据金河煤矿提供的采掘工程平面图等资料，矿井采用斜井开拓，布置有主斜井、副斜井、进风行人斜井、回风斜井四个井筒。主斜井井口坐标为：X=2873839.142，Y=35449216.422，Z=+1603.5m，倾角25°，穿层布置，落平至＋1442m标高，落平后布置上部车场及联络巷与回风斜井连通。回风斜井井口坐标为：X=2873874.045，Y=35449212.812，Z=+1606.5m，倾角25°，穿层布置，落平至＋1442m标高，落平后布置总回风石门及联络巷与主斜井连通。进风行人斜井井口坐标为：X=2872814.715，Y=35450087.279，Z=+1526.46m，倾角23°，穿层布置，落平后经联络巷与副斜井连通。副斜井井口坐标为：X=2872830.159，Y=35450108.694，Z=+1526.46m，倾角23°，穿过煤层落平在30上煤层底板岩层中，落平后布置联络巷与进风行人斜井连通，布置井底水泵房和水仓。然后利用采区上山、+1442联络巷与回风斜井、主斜井联通形成通风系统。2.3通风路线表2-4通风路线表工作面通风路线采煤工作面通风线路新鲜风流→主斜井→井底车场→上部车场→+1442-+1240m轨道上山/+1442-+1240m运输上山→运输石门→运输大巷→采煤工作面→回风大巷→回风斜巷→回风石门→回风斜井→地面。新鲜风流→副斜井/进风行人斜井→集中运输巷→+1442-+1240m轨道上山/+1442-+1240m运输上山→运输石门→运输大巷→采煤工作面→回风大巷→回风斜巷→回风石门→回风斜井→地面。续表2-4通风路线表工作面通风路线掘进工作面通风线路新鲜风流→主斜井→井底车场→上部车场→+1442-+1240m轨道上山/+1442-+1240m运输上山→运输石门→局部通风机→掘进工作面→运输大巷→回风斜巷→回风石门→回风斜井→地面。新鲜风流→副斜井/进风行人斜井→集中运输巷→+1442-+1240m轨道上山/+1442-+1240m运输上山→运输石门→局部通风机→掘进工作面→运输大巷→回风斜巷→回风石门→回风斜井→地面。新鲜风流→主斜井→井底车场→局部通风机→掘进工作面→运输大巷→回风斜巷→回风石门→+1442-+1240m回风上山→回风斜井→地面。第3章矿井风量的计算和矿井风量的分配3.1矿井所需风量的计算方法3.1.1按照矿井井下同时工作的最多人数的数量来计算 Qm=4N式中：N--井下同时工作的最大人数，生产规模0.45Mt/a，宜取60人Km--矿井通风系数，取K=1.25则：Q表3-1矿井单班作业人数生产能力K（万t/a）灾害严重矿井（人）其他矿井（人）K≤30≤100≤8030<K≤60≤200≤10060≤K<120≤300≤180120≤K<180≤400≤200180≤K<300≤600≤280300≤K<500≤800≤400K≥500≤850≤4503.1.2按照采煤（矿）、掘进、硐室及其他地点实际需要风量总和计算 Q=（ΣQ式中：∑Q采—采煤工作面需风量；∑Q掘—掘进工作面需风量；∑Q硐—独立硐室需风量∑Q它—其它行人、维修巷道需风量，m3/min[5]；K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，取1.20。（1）采煤工作面需风量计算；按照CH4或者CO2 Q采1=式中：Q采1—采煤工作同需要风量，m3KZ—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，机采工作面取1.2～1.6Qz—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3根据贵州省能源局文件关于盘县煤炭局《关于2012年度盘县地方煤矿瓦斯等级鉴定报告送审的报告》的批复，黔能源煤炭【2012】392号，矿井2012年度矿井瓦斯绝对涌出量为3.80m3/min，鉴定结果为高瓦斯矿井。根据金河矿采煤工作面绝对瓦斯涌出量3.80m3/min，采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数取1.2，得：Q按照工作面进风流温度计算。 Q采2=60式中：ν0—采煤工作面的风速，按表3-2中值选取，m/sS0—采煤工作面的有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，mK0—采煤工作面的长度系数，按表3-3表3-2采煤（矿）工作面温度和风速对应采煤（矿）工作面进风流温度/℃采煤（矿）工作面适宜风速m/s<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.5表3-3采煤（矿）工作面长度风量系数表采煤（矿）工作面长度/m工作面长度风量系数K0<150.850-800.980-1201.0120-1501.1150-1801.2Q按照炸药的使用量计算。按照1kg炸药供风量为25m³/min计算。 Q采3=式中：A采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg；Q采3=25ⅹ10=250m3/min；按采煤工作面同时作业人数计算。每个人每分钟的供风量不大于4m³。 Q采4=4N式中：N—采煤工作面同时工作的最多人数，30人。Q采4=4×20=按风速进行验算按采煤工作面的最小风速不小于0.25m/s来验算最小风量： Qn≥60×0.25×S0 3-按采煤工作面的最高风速不高于4m/s来验算最大风量： Qn≤60×4×S式中：S0—采煤工作面巷道过风断面，m60×0.25×8.1≤Q121.5≤经验算，所配风量符合要求。采煤工作面取以上计算风量的最大值，即为951.6m3/min。（2）掘进工作面所需风量按照CH4或者CO Q掘1=式中：Q掘1—掘进工作同需要风量，m3KZ—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，掘进工作面取1.2～3.6Qz—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，mQ按照炸药的使用量计算。按照1kg炸药供风量为25m³/min计算。 Q掘2=式中：A—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg；Q按掘进工作面同时作业人数计算。每个人每分钟的供风量不大于4m³。 Q掘3=4式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，人。Q按局部通风机吸风量来计算。 Q掘4=式中：N1—Q1—掘进工作面局部通风机的吸风量，一般取局部通风机的额定风量，mK1—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3Q按风速进行验算按岩巷掘进工作面的最低风速不小于0.15m/s来验算最小风量； Q掘n≥60×0.15×按煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风速不小于0.25m/s来验算最小风量： Q掘n≥60×0.25×S1按掘进工作面的最高风速不高于4m/s来验算最大风量： Q掘n≤60×4×式中：S1—掘进工作面的断面积，m60×0.25×12.2≤183≤经验算，所配风量符合要求。掘进工作面取以上计算风量的最大值，即为912m3/min。（3）硐室所需风量计算矿井井下机电硐室采取独立通风。 Q硐=3600×∑W×θ式中：Q硐——主变电所供风量，m3/min；3600——热功当量，1kW·h=3600kJ；∑W——变电所中电器总功率按照最大450kW计算，水泵房总功率按照最大400kW计算，绞车房总功率按照最大500kW计算；θ——机电硐室发热系数，取0.02；p——空气密度，取1.2kg/m3；Cp——空气的定压气热，取1.0006kJ/kg·K；Δt——硐室进回风温差，本矿变电所进回风温按，6℃计算。经计算：变电所所需风量为74.95m3/min；水泵房所需风量为66.63m3/min；绞车房所需风量为83.28m3/min，Q硐（4）井下其它巷道需要风量计算： Q它=Q（5）矿井实际需要风量： Q=Q容易时期：Q=951.6+912+224.86+62.65困难时期：Q=951.6+3.2矿井风量分配根据以上计算，我矿现有工作面和用风地点需风量如下：采煤工作面容易时期计划需风量631.8m3/min，按照1.2的矿井富余系数计算，配风951.6ⅹ1.2=1141.92m3/min；困难时期计划需风量947.7m3/min，按照1.2的矿井富余系数计算，配风1427.4ⅹ1.2=1712.88m3/min；掘进工作面计划需风量912m3/min，按照矿井富余系数计算，配风912ⅹ1.2=1094.4m3/min；机电硐室计划需风量224.86m3/min，按照1.2的矿井富余系数计算，配风224.86ⅹ1.2=269.832m3/min；井下其他巷道计划需风量53.06m3/min，按照1.2的矿井富余系数计算，配风53.06ⅹ1.2=63.672m3/min；通过以上参数选取和各地点实际风量计算，容易时期以上各处合计计划需风量2151.11m3/min，按照1.2的矿井富余系数计算，配风2581.33m3/min；困难时期以上各处合计计划需风量2626.91m3/min，按照1.2的矿井富余系数计算，配风3152.29m3/min。第4章通风阻力计算4.1矿井通风总阻力计算利用公式算出各个区段的摩擦阻力。 hfr=式中：L—各个区段井巷的长度，m；U—各个区段井巷断面积的周边长度，m；S—各个区段井巷的断面积，m2；Q—分配给各个井巷的风量，m2α—根据各个井巷的支架形式在摩擦阻力系数表格中查得的摩擦阻力系数。这个表中所列的数值α是当空气密度为1.2kg/m3时的数值。表4-1井巷通风阻力计算表各巷区段序号井巷名称支架形式断面形式α/N∙L/mU/mS/mR/N∙Q/mhfrν/m1主斜井砌碹半圆拱形0.004938213.0211.50.039926.911.59532.342井底车场砌碹半圆拱形0.00494511.719.30.0039191.15882.043上部车场砌碹半圆拱形0.00493011.719.30.003929.41.69883.164轨道上山金属支架梯形0.0082028.935.410.099816.424.51263.045副斜井砌碹半圆拱形0.004973112.7911.10.039957.1109.21635.146进风行人斜井砌碹半圆拱形0.00497339.4160.07837.28.11151.727集中运输巷砌碹半圆拱形0.00493409.265.820.0783107.82561.728轨道上山金属支架梯形0.0082028.935.410.0998716.424.51263.049运输上山金属支架梯形0.0082028.715.1410.0998715.625.20963.0410运输大巷砌碹半圆拱形0.0049728.504.90.026313.44.57692.73续表4-1井巷通风阻力计算表各巷区段序号井巷名称支架形式断面形式α/N∙L/mU/mS/mR/N∙Q/mhfrν/m12回风大巷砌碹半圆拱形0.00491868.975.450.15634.91.21260.913回风斜巷金属支架梯形0.0081868.824.410.153142.44840.9114掘进工作面木支柱矩形0.0328084.350.08039.924.38562.27315运输大巷砌碹半圆拱形0.00493409.265.820.0783107.82561.7216回风斜巷金属支架梯形0.008408.824.410.032850.82271.1317回风石门砌碹半圆拱形0.004910514.5814.410.032816.30.66611.1318回风斜井砌碹半圆拱形0.004937014.9215.10.158786.458.64945.7219回风上山砌碹半圆拱形0.00497814.5814.410.069196.117.19906.6720回风斜井砌碹半圆拱形0.004910314.9215.10.158786.416.32675.72通风容易时期所选的风路摩擦阻力总和为：hfrmin=109.2163+8.1115+7.8256+24.5126+25.2096+0.0440+4.5769+4.1279+1.2126+2.4484+24.3856+7.8256+0.6661+58.6494=278.8121通风困难时期所选的风路摩擦阻力总和为：hfrmax=11.5953+1.1588+1.6988+24.5126+109.2163+8.1115+7.8256+24.5126+25.2096+4.5769+4.1279+1.2126+2.4484+24.3856+7.8256+0.8227+0.6661+58.6494+17.1990+16.3267=754.0158通风容易时期的矿井通风阻力为： hmin=1.20hmin=1.20ⅹ278.8121=334.575通风困难时期的矿井通风阻力为： hmax=1.15hmax=1.15ⅹ754.0158=867.118通风容易时期的矿井总风阻为： RminR通风困难时期的矿井总风阻为： RmaxR通风容易时期的矿井总等积孔： Amin=1.1896Q/hAmin通风困难时期的矿井总等积孔： AmaxA第5章主要通风机选型5.1选型方案的详细计算5.1.1通风机必须产生风量通风容易时期：Q1通风困难时期：Q25.1.2通风机必须产生的风压如果知道风扇的静压特性，则需要风扇产生的静压：通风容易时期： Hsmin通风困难时期： Hsmax式中：hmin—通风容易时期矿井的负压（矿井通风阻力），Pahmax—通风困难时期矿井的负压，PaΔh—在通风设备中，风道和风扇以外的辅助设备中的风压损失。取280；hN—矿井的自然风压，（根据“科马洛夫”经验公式） hN式中：P0—当地大气压，Pa（当地海拔+1240m，大气压强为650mmHgH—矿井的开采深度，（本矿的矿井开采深度为382m）；T1—矿井进风侧平均温度，取275KT2—矿井回风侧平均温度，取281KR—矿井干空气常数j/kg.K，取287；h通风容易时期： H通风困难时期： H5.2选择通风机型号和台数5.2.1选择通风机型号（1）选择通风机型号的原则：选择轴流风扇时，在最大负压和风量下使用的叶片安装角度应比最大安装角度小5°；使用离心风扇时，使用的速度应比最大速度小10％。选择的通风机应该满足第一水平下通风容易和通风困难这两个时期的负压变化以及下一个通风要求水平都应适当考虑在内。当负压变化太大时，应分阶段选择匹配的电动机。首次安装的电动机的使用寿命不应少于10a。在一个矿井井筒中应该尽量采用单独一台风机工作的制度，当通风的确有困难时，可以采用两台风机并联的方法，两台风机最好采用同一类型同一型号的风机。选择使用的风扇应具有足够的调节范围，以在使用寿命内满足工业应用领域的要求。（2）通风机的选择首先根据Q1、Q2、Hsmin、Hsmax在风机特性曲线上初选能满足要求且通风机效率不小于经过比较，根据矿井总阻力和矿井总风量，确定矿井各时期均采用2台FBCDZ-8-№23B型防爆对旋式轴流通风机作矿井主要通风机。其中一台运行，一台备用。（3）通风机的工况点通风网路阻力系数通风容易时期：R1=H通风困难时期：R2通风网路性能曲线方程通风容易时期：H1'通风困难时期：H风机运行工况点参数见表5-1表5-1风机运行工况点参数表项目风量负压叶片安装角度效率容易时期M64.8705.67540°/32°60%困难时期M67.31238.21845°/37°70%（4）主要通风机电机运行功率计算轴功率计算：通风容易时期：Nϕ1=Q通风困难时期：Nϕ2式中：机械传动效率ηc取0.98电动机功率的计算：通风容易时期功率：Nc1=KN通风困难时期功率：Nc2式中：电机能力备用系数K取1.25根据上述计算，通风容易时期、通风困难时期每台风机配备YBFh450S1-8第6章概算矿井通风费用6.1吨煤的通风电费每吨煤的电力成本是地下主要通风机和辅助通风机的年电力消耗。本地呼吸机的年度电费之和除以年产量如下： W1=E+I×D/T式中：D—电价，元/（Kw·h）；T—矿井年产量；I—辅助使用的通风机和局部通风机每年的耗电量，kW·h/s；E—主要通风机每年的耗电量，设计用以下公式概算； E=4380N式中：N1—N2—通风困难时期的通风机的通风功率ηd—电动机的效率，可在电动机技术特征表中查得，一般取0.9~0.95ηb—变压器的效率，一般取0.8ηL—电网效率，一般取0.95ηt—传动效率，直接传动时取1.0，间接传动时取0.95E=4380W6.2通风设备的折旧费吨煤的通风设备折旧费W2 W2式中：G1—设备基本投资折旧费，元/aG2—设备维修费，元/aW6.3井巷工程的折旧费和维修费巷道造价250万元；每年维修费50万