矿井通风课程设计.docx

矿井通风课程设计设计大纲 矿井通风系统是矿井通风方法、通风方式和通风网络的总称。也就是说矿井以开掘出进、出井巷和具备一定通风动力设备，并在进出风井巷之间建有控制风流的设施，使矿井的进风流和回风流，均能按预定路线，通过采区和工作面及需要通风的地点或场所，并有效的排出各种有害气体。矿井通风系统，是否完善合理，这对整个矿井的通风和安全生产有着至关重要的作用。本设计中通过拟定矿井开采范围和开采、开拓系统，确定矿井通风系统。根据矿井生产要求，设计矿井通风系统，绘制通风系统图和通风网络图。然后进行矿井风量计算和风量分配。依据矿井生产部署，确定采掘工作面个数，依据工作面瓦斯涌出量、工作面气候条件、工作面同时作业的人数、局部通风机吸风量等因素计算采掘工作面用风量，并进行风速验算，确定采掘工作面风量，结合矿井通风系统进行矿井总风量计算，并根据矿井通风网络结构进行风量分配。参考教科书有关资料，确定各井巷的摩擦阻力系数。结合矿井设计资料提供的巷道长度、断面和风量，计算各井巷的风阻和通风阻力，再求算矿井通风阻力。根据设计矿井通风容易时期和困难时期的风量、通风阻力和自然风压等参数，确定主要通风机风量和风压，选择主要通风机，根据所选定的主要通风机特性曲线确定主要通风机工况点。 关键词：矿井通风、风量、风量分配、通风阻力- 27 - 目录1.矿井及采区概况- 1 -1.1矿井概况- 1 -1.2邻近煤矿开发状况- 1 -1.3煤层及煤质- 3 -1.3.1煤层- 3 -1.3.2煤质- 3 -1.4地层及地质构造- 4 -1.4.1地层- 4 -1.4.2构造- 4 -1.5其他开采技术条件- 6 -1.5.1瓦斯- 6 -1.5.2煤层自燃倾向性- 8 -1.5.3煤尘的爆炸危险性- 8 -1.6矿井开采- 9 -1.7采区布置- 10 -2.矿井及采区通风系统- 11 -2.1矿井通风系统的选择- 11 -2.2采区通风系统- 12 -2.2.1采区进回风上山的选择- 12 -3.采区及矿井所需风量的确定- 13 -3.1采煤工作面需风量的计算- 13 -3.2备用工作面所需风量的计算- 16 -3.3掘进工作面所需风量的计算- 16 -3.4采区硐室需风量计算- 18 -3.5其他用风巷道的需要风量- 18 -3.6采区总需风量计算- 19 -4.计算矿井通风总阻力- 20 -4.1矿井通风总阻力的计算原则- 20 -4.2计算两个时期的摩擦阻力- 20 -5.选择矿井通风设备- 22 -5.1矿井通风设备的要求：- 22 -5.2计算通风机风量Qf- 22 -5.3计算通风机风压- 22 -5.3.1确定矿井通风容易时期和困难时期的静风压- 23 -5.4初选通风机- 24 -5.5通风机的实际工况点- 24 -6.总结- 26 -参考资料- 27 -1.矿井及采区概况 1.1矿井概况保安煤业有限公司井田位于阳泉市西部，地面行政区划属山西省阳泉市和寿阳县所辖。地理坐标为东经11317131132232，北纬375147375324。本区交通条件较为便利。石太铁路从井田南部区外通过，由测石车站向东140km经阳泉至石家庄与京广、石德线相接，向西85km至太原与南北同蒲线相连，通往全国各地。在井田以南石太公路（307国道）和石太铁路平行通过，太旧高速公路从井田南部通过。1.2邻近煤矿开发状况本井田东邻阳泉煤业（集团）有限责任公司新景矿，北、西、南均无相邻矿井。阳泉煤业（集团）有限责任公司新景矿是由原阳泉矿务局三矿分离独立的新建煤矿。原阳泉矿务局三矿建于1950年5月，先后有5对矿井投入生产，即一号井、二号井、裕公井、竖井和新井（现为新景矿）。目前，新景矿采用斜、立井混合开拓，主井（1个）为斜井，副井（1个）为立井，进/回风井（4对）均为立井。其中主、副井口建在黄沙嘴，地面生产系统位于工业广场中部，布置有主井主提升机房、副井副提升机房及连廊、地面35KV变电所、空压机站及洗煤厂；进/回风立井共有4对：分别为芦湖南进/回风立井、芦湖北进/回风立井、佛洼进/回风立井、张家岩进/回风立井。井田采用上、下煤组分组开采，通风方式为分区式。井田划分为两个条带五个采区，即芦南一区、芦南二区、芦北区、北条带区、张家岩区。每个分区的煤层根据层间距、开采技术条件分成上、下两个煤组，即3、6、8 上、8、9号煤层为上煤组，12、13、15、15下号煤层为下煤组。分两个水平，第一水平为+525m，第二水平为+420m。主要运输大巷采用胶带运输机运输，辅助运输采用8t、10t架线式和蓄电池电机车牵引1t和1.5t矿车串车运输，采煤方法为走向长壁与倾斜长壁相结合开采，采煤工艺全部采用综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。设计生产能力一期为2.2Mt/a，二期为8.0Mt/a。 2003年新景矿原煤产量2.67Mt/a，2005年原煤产量突破5.0Mt/a，2006年实际生产原煤达6.06M/a。经过2008年度生产能力核定，生产能力核定为7.5Mt/a，2008年实际产量为4.8708Mt。目前，矿井正在第一水平（+525m水平）开采，同时开拓第二水平（+420m水平）。按照三个单一煤层综采队，一个厚煤层综采放顶煤队，掘进全部为机械化的模式组织生产。井田内现3号煤层芦南一区已采空，正在芦南二区、芦北区生产，共开采了36个工作面；8号煤层在芦南一区生产，共开采了2个工作面；15号煤层在丈八一区开采，共开采了8个采煤工作面。回采工作面均采用长壁式综采（综放），掘进工作面均采用综掘，机械化程度已达100%。开拓工作面采用炮掘，半机械化运输。井田四邻关系见图121。图121 井田四邻关系图1.3煤层及煤质1.3.1煤层（1）含煤地层井田内含煤地层有二叠系下统下石盒子组、山西组，石炭系上统太组原、下统本溪组。其中，下石盒子组、本溪组各含薄煤或煤线3层，不可采，无经济价值。山西组、太原组为井田主要含煤地层。山西组含煤6层，煤层编号自上而下为1、2、3、4、5、6号。3号煤层不稳定局部可采，6号煤层较稳定大部可采，其余不可采。太原组含煤10层，编号自上而下为 8、8下、9、11、12、13、13下、15、15下、16号。8、9、15煤稳定全区可采，15下不稳定局部可采。煤系地层总厚度170.33m，煤层总厚度14.08m，含煤系数8.23%。可采煤层总厚度10.65m，可采含煤系数为6.25%。（2）可采煤层本井田可采煤层有六层，其中山西组有两层，即3、6号煤层；太原组有四层，即8、9、15、15下号煤层。1.3.2煤质依照中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)，以浮煤干燥无灰基挥发分、氢含量为主要指标来划分煤类。本井田各煤层的挥发分为8.049.10%，氢含量为3.724.02%，属无烟煤。3号煤层为中灰-高灰、特低硫、特高热值煤；6号煤层为特低灰-高灰、特低硫-低硫、特高热值煤；8号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、高热值-特高热值煤；9号煤层为低灰-高灰、特低硫-低硫、高热值-特高热值煤；15号煤层为特低灰-中灰、中硫-高硫、特高热值煤；15下号煤层为低灰-高灰、特低硫-高硫、特高热值煤。井田内各煤层可作工业动力用煤，也可供民用。1.4地层及地质构造1.4.1地层井田位于沁水煤田北部阳泉国家规划区寿阳区东边缘。井田内煤系地层埋藏深度均大于500m，地表仅出露有二叠系上石盒子组及石千峰组地层。钻孔揭露井田地层从老至新有上马家沟组、峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、二叠系下统上石盒子组、下石盒子组、二叠系上统石千峰组、第四系中和上更新统、第四系全新统。1.4.2构造本井田位于沁水块坳的东北边缘，属沾尚-武乡-阳城北北东向褶带的最北端，受北部盂县坳缘翘起带及东部娘子关塬头坳缘翘起带的影响，井田构造以褶曲为主，总体地层向南倾斜。地层走向近东西，倾向南，倾向南西。井田内地层倾角平缓， 为512，断层稀少，有陷落柱发育。（1）褶曲井田内褶曲呈舒缓波状起伏，且幅度较小，受区域构造的影响，井田内由西向东，褶曲轴向由NNE向逐渐变到NENEE向，井田内背向斜相间排列，向西南收敛，往东北敞开。（2）断层井田内断层稀少，地表仅发现F19、F20两条断层。69孔揭露一正断层F27。经野外地质调查，上述两条断层，均为晓庄背斜的伴生构造，断层走向与褶曲轴向一致。断层F27仅69揭露，为正断层，走向北东16，倾向南东，倾角72，落差大于50m，F27断层延伸长度约5500m。据寿阳详查资料：6-9孔在孔深822.62838.12m处见到缺失本溪组底部铝质泥岩及奥灰顶部地层，落差大于10m，向北落差逐渐增大到50m以上，向上错断太原组及山西组以上地层。井田主要断层一览表表141断层编号性质走向倾向倾角长度（m）落差（m）控制方法查明程度备注F19逆NE25NW3049015地质填图查明错断上石盒子组地层F20正NE35NW7087025地质填图查明错断石千峰组地层F27正NE16NE72200050钻孔基本查明错断O2到山西组地层（3）陷落柱经野外地质调查，在井田内地表未发现柱状陷落。仅在部分钻孔中有所揭露。保1孔，在595.74m以下见到陷落柱。层位在K1以下，其特征为岩芯破碎、混杂，岩层倾角大小不一，1090，从全孔情况来看，从K8开始岩芯多处破碎，而且往下，破碎段增加。35孔从670m以下至孔底，岩芯破碎，但地层厚度及层位基本正常，无缺失现象，如粗、中粒砂岩等脆性岩，岩芯破碎，且岩层倾角杂乱无章大小不一，1060。由于井田东部处于地层走向由东西向转为北西向的转折部位，故构造较西部复杂，在井田东南部边界附近，地表有落差30m的正断层及逆断层，说明地层既受挤压，又有拉张的作用，钻孔中漏水现象严重（01孔），说明裂隙发育。对井田内目前尚未发现的隐伏状断层及陷落柱，应在以后的采掘过程中加以注意。总体上，井田构造简单。1.5其他开采技术条件1.5.1瓦斯（1）煤层瓦斯各煤层自然甲烷（CH4）成分平均在75.2893.55%之间；甲烷（CH4）含量平均在4.01916.331ml/g（可燃质），2号煤最高，3号煤最低，2、8、9号煤平均在10ml/g（可燃质）以上。以各采样点来看，保-1孔15下号煤甲（CH4）含量最低为1.803ml/g（可燃质），3孔9号煤甲烷（CH4）含量最高为26.402ml/g（可燃质）。从主要可采煤层8、15号煤瓦斯含量在平面上的变化情况看3号煤层瓦斯自然成分甲烷69.84%80.71%，甲烷含量3.6014.437ml/g，根据煤层瓦斯含量及垂直分带（矿井瓦斯防治，2002），主要为氮气甲烷带，局部为甲烷带。该次勘探所采46个瓦斯样中，共有18个点甲烷（CH4）含量达10ml/g（可燃质）以上。从单孔看，-3孔的8、9号煤CH4含量最高，分别为21.135和26.402ml/g（可燃质）。（2）矿井瓦斯涌出量预测根据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2010743号关于山西煤炭运销集团保安煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测的批复，预测15号煤层矿井最大相对瓦斯涌出量59.82m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为188.81m3/min，属于高瓦斯矿井。矿井瓦斯涌量预测结果见表152。矿井瓦斯涌出及预测汇总表表152 项目单位回采工作面掘进工作面矿井采空区矿井开采层邻近层采空区小计煤壁落煤小计相对涌出量(m3/t)9.9011.4221.3230.6839.88绝对涌出(m3/min)27.5031.7259.223.670.894.56125.87（3）煤与瓦斯突出通过发生的煤与瓦斯突出动力现象分析研究表明，保安矿配风巷、上仓皮带巷等掘进工作面于2007年1月2007年10月发生的3起瓦斯涌出异常动力现象为压出型突出，根据煤矿安全规程第一百七十六条规定，鉴定的8号、9号煤层为具有煤与瓦斯突出危险煤层，矿井即为突出矿井。2008年4月山西省煤炭工业局以晋煤安发【2008】369号文批复关于阳泉市保安煤矿煤与瓦斯突出鉴定。2009年7月煤科总院沈阳研究院对15号煤进行煤与瓦斯突出鉴定，见表125，鉴定结论：“15号煤层煤的破坏类型其破坏类型为类；瓦斯放散初速度P为17.71。煤的坚固性系数f为0.67，瓦斯压力P为1.31MPa，瓦斯含量为11.80m3/t。依据煤与瓦斯突出矿井鉴定规范和防治煤与瓦斯突出规定的规定鉴定保安煤业有限公司井田内+247.3m以上区域15号煤层为非突出煤层。”15号煤层突出鉴定的单项指标 表153煤层破坏类型瓦斯放散初速度P煤的坚固性系数f瓦斯压力（相对压力）P/MPa1517.71100.670.51.310.74未达到临界值超过临界值未达到临界值超过临界值15号煤层至2009年9月未发生动力现象，在至今揭露的15号煤各个掘进头，也未发现软分层。1.5.2煤层自燃倾向性1994年119队在井田进行勘查时，共采6、8、9、15号煤7个样品，从所做的燃点试验结果（表154）看：均为不易自燃煤。本次在井下采取8、9、15号煤层煤样，分别由山西省煤炭工业局综合测试中心和山西省煤炭地质研究所进行了煤的自燃倾向性测试：8号煤的挥发分（Vdaf）为10.28%，全硫（St，d）为1.20%，吸氧量为1.05cm3/g，自燃倾向性等级为类，为不易自燃煤层；9号煤的挥发分（Vdaf）为12.54%，全硫（St，d）为0.36%，吸氧量为0.84cm3/g，自燃倾向性等级为类，为不易自燃煤层。15号煤的挥发分（Vdaf）为8.43%，全硫（St，d）为1.67%，吸氧量为1.15cm3/g，自燃倾向性等级为类，为不易自燃煤层。主要煤层自燃倾向性鉴定结果表154煤层编号燃点 原样氧化还原T等级6385(1)381(1)390(1)9(1)不易自燃8383(2)380(2)389(2)9(2)不易自燃9383(1)380(1)390(1)10(1)不易自燃15386(3)381(3)391(3)10(3)不易自燃综上所述，各井田内6、8、9、15煤层均属不易自燃煤层。据原煤Vdaf和St，d数值可以确定，3、9号煤为不易自燃，6、8、15下号煤的很小部分为自燃，15号煤为不易自燃、自燃，二者大致接近。1.5.3煤尘的爆炸危险性相邻矿井阳泉矿务局各矿井均未发生过煤尘爆炸。1994年119队在井田进行勘查时所采样品试验结果如下表155，6、8、9、15号煤无爆炸性，与矿井资料相符，但3号煤层煤尘具有爆炸性。矿井主要煤层煤尘爆炸危险性试验结果表155煤层编号火焰长度Mm加岩粉量%有无爆炸性35(1)10(1)有6无(3)无(3)无8无(3)无(3)无9无(1)无(1)无15无(2)无(2)无本次在井下采取8、9、15号煤层煤样，分别由山西省煤炭工业局综合测试中心和山西省煤炭地质研究所进行了煤尘爆炸危险性测试：8号煤层火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为0，煤尘无爆炸危险性；9号煤层火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为0，煤尘无爆炸危险性。15号煤层火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为0，煤尘无爆炸危险性；综上所述，井田内3号煤层煤尘具有爆炸危险性，6、8、9、15号煤层煤尘无爆炸危险性。此外，抚顺分院对8、9号煤层进行鉴定，无煤尘爆炸危险性。2009年3月经山西省煤炭地质研究所鉴定，15号煤层无煤尘爆炸危险性。2009年7月煤科总院沈阳研究院鉴定，15号煤 层自燃倾向性为（类）不易自燃煤层；15号煤层为无煤尘爆炸性危险。1.6矿井开采保安煤矿批准井田面积14平方公里，地质储量1.866亿吨，可采储量1.02亿吨。主采8#、9#、15#煤层。批准生产能力为90万吨/年，矿井服务年限为84年。工业厂区占地面积为13公顷。煤种为优质无烟煤，可广泛用于电力、冶金、化工等行业。矿井从2005年5月正式开工建设，一期工程设计生产能力90万吨/年，年销售收入7亿元，创利税2.1亿元。到2012年二期工程达到生产能力150万吨/年,现达到生产能力210万吨/年。1.7采区布置本矿采区布置一个采煤工作面，一个备用工作面，四个掘进工作面，绞车房和变电所。2.矿井及采区通风系统2.1矿井通风系统的选择根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井前25年左右的矿井通风系统方案为：中央并列式和中央分列式。以下为二者的优缺点及适用条件。（1）中央并列式的使用条件：煤层倾角大、埋藏深，但走向长度不大(4km)，瓦斯、自然发火都不严重，在此条件下，采用中央并列式是比较合理的。尽管存在着风路较长，阻力较大，采空区的漏风较大的缺点，但对于瓦斯、自然发火不严重的矿井来说，这并不很重要。同时，由于产生的阻力较大，通风电力费较大，进风与出风两井筒之间的漏风较大，箕斗井回风时外部漏风较大等，这些缺点对走向不大的矿井来说也不是一个很大的问题。（2）中央分列式的适用条件：一般地说，这种通风方式适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大（4km），而且瓦斯，自然发火比较严重的新建矿井。与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，建井期限略长，有时初期投资稍大，但相差不悬殊。如果中央有两个井筒，以后在延深井筒、做深部通风的准备工作时，也就不会困难，这种方式由于多打一个直通地面的回风井，所以矿井的通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯，自然发火的管理工作是比较有利的，增加了一个安全出口，工业广场没有主要通风机的噪音影响，从回风系统铺设防尘洒水管路系统都比较方便。从经济角度看：并列式比分列式前期投入少，分列式的建井时间较长。采用并列式较好。从安全角度看：分列式与中央并列式相比，这种通风方式的安全性要好，而且多一个安全出口；而并列式存在漏风因素。但本矿井前期开采面积较小，通风阻力相差不大，通风方式受安全因素影响较小，所以二者都可以采用。从技术角度看：并列式比分列式好管理：从本井田形状来看，大部分煤都在工业广场西部，东部不值得再建一个风井，管理困难也浪费资源，所以采用并列式。两方案经经济、安全、技术三方面的比较后，本矿井决定采用中央并列式通风系统。2.2采区通风系统2.2.1采区进回风上山的选择 采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此采区通风系统就满足以下要求： 一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。 采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。 采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区和冒落区。（1）采区进回风上山的选择本矿前期全部采用带区开采，由于本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，所以设置三条水平大巷，皮带大巷与轨道大巷双进风还有一条专用回风水平大巷。（2）采煤工作面进风巷与回风巷的布置 工作面的回采顺序有前进式和后退式，前进式与后退式相比，回采时不用提前掘出回采巷道，可以边采边掘，但是回采巷道的上、下顺槽的维护费用多。并且新鲜风流首先通过采空区，漏风严重，且风流会带着采空区涌出的瓦斯进入工作面，容易使瓦斯超限。煤层本身具有自然发火危险，前进式通风使自然发火更加容易，增加通风管理难度，故考虑采用后退式回采顺序。（3）采煤工作面上行风与下行风的选择 由于本矿井的准备巷道是三条大巷带去开采，故采用U型通风，再加上本矿井的煤层倾角较小，并且本矿井属于瓦斯突出型矿井，因此采用上行通风方式。3.采区及矿井所需风量的确定3.1采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的风量应按下列因素分别计算，取其最大值（1）按瓦斯涌出量计算 Qwi100Qgwikgwi式中： qcgi第i个采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算； kcgi第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值； 100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。 Qcgi：采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为59.22m3/min，考虑60的抽采率，qcgi取59,2240=23.69 m3/min。 Kcgi：取1.2. Qwi10023.691.2=2842 m3/min（2）按工作人员数量验算 Qcfi4Ncfi（m3/min）式中： Ncfi第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4每人需风量，m3/min。 Ncfi：本设计中综采布置40人。 Qcfi440=160 m3/min（3）按工作面气温与风速的关系计算 Qcf=6070%VcfScfKchKcl（m3/min）式中： Vcf采煤工作面适宜风速，查表； Scf采煤工作面有效断面积，； Kch采煤工作面采高调整系数, 查表1； Kcl采煤工作面长度调整系数, 查表2； 70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。kcl采煤工作面长度调整系数表1 采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温采煤工作面风速（ms-1）201.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.0表2采煤工作面采高调整系数采高m2.02.02.52.5及放顶煤面系数（kch）1.01.11.2表3采煤工作面长度调整系数 采煤工作面长度m长度风量调整系数（kcl）150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.301.40 Qcf=6070%2.5161.21.2=2419.2 m/min（4）按煤矿安全规程规定的最低与最高风速验算： 验算最小风量： Qcfi3360 m/min 600.25Scbi（m/min） Scbi =lcbihcfi70%（） Qcfi600.255470=210 m/min 验算最大风量 Qcfi604.0Scsi（m/min） Scsi=lcsihcfi70%（） Qcfi6045470=3360 m/min 综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量 Qcfi605.0Scsi（m/min） Qcfi605.016=4800 m/min式中： Scbi第i个采煤工作面最大控顶有效断面积，； lcbi第i个采煤工作面最大控顶距, m； hcfi第i个采煤工作面实际采高, m； Scsi第i个采煤工作面最小控顶有效断面积，； lcsi第i个采煤工作面最小控顶距, m； 0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%有效通风断面系数； 4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s； 5.0综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后允许的最大风速，m/s。 综上：210 m/minQcfi3360 m/min（5）工作面所需风量的确定： 由上述计算可得采煤工作面Q采=2842 m3/min最大不得超过3360 m/min3.2备用工作面所需风量的计算 备用工作面的供风量，通常取其条件相似的生产工作面的需风量之半。当采煤工作面不富裕时，也可按工作面不聚积瓦斯为原则进行配风，但工作面风速不应小于025ms。 Q备=1421 m/min3.3掘进工作面所需风量的计算 每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按照瓦斯涌出量计算 Qhfi=100qhgikhgi（m/min）式中： qhgi第i个掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m/min，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算； khgi第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值； 100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。 Qcgi：掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为4.56m3/min，考虑60的抽采率， qcgi取4.5640=1.82 m3/min。 Qhfi=1001.821.2=218 m3/min（2）按局部通风机实际吸风量计算 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷 Qhfi=Qafi+600.25Shdi（m3/min）式中： Qafi第i个掘进工作面同时运转的局部通风机实际吸风量的总和，m3/min； 0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； Shdi局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，。 Qhfi=4218+600.2518=1142 m3/min（3）按工作人员数量验算 Qafi4Nhfi（m3/min）式中： Nhfi第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。 Qafi410=40 m3/min（4）按风速进行验算 验算最小风量，有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷 ： Qafi600.25Shfi（m3/min）式中： Shfi第i个掘进工作面巷道的净断面积，。 Qafi600.2513.5=202.5（m3/min）验算最大风量 Qafi604.0Shfi（m3/min）式中： Shfi第i个掘进工作面巷道的净断面积，。 Qafi604.013.5=3240 m3/min（5）掘进工作面所需风量的确定： 由上述计算可得掘进工作面Q掘=1142 m3/min最大不得超过3240 m/min3.4采区硐室需风量计算 机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风；采区小型机电硐室，按经验值确定需要风量或取6080 m3/min；选取硐室风量，应保证机电硐室温度不超过30，其他硐室温度不超过26。 本设计中，变电所及绞车房的需风量均取Q硐=80 m3/min。3.5其他用风巷道的需要风量 应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算 Qrli=133qrgikrgi（m3/min）式中： qrgi第i个其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； krgi第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.21.3； 133其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。 Qrli=1330.81.2=127.68 m3/min（2）按风速验算： 一般巷道 Qrli600.15Srci（m3/min）式中： Qrli第i个一般用风巷道实际需要风量，m3/min； Srci第i个一般用风巷道净断面积，； Qrli600.1513.5=121.5 m3/min（3）其他巷道所需风量的确定： 由上述计算可得其他巷道Q其它=127.68 m3/min3.6采区总需风量计算 Q矿（Q采+Q掘+Q硐+Q备Q其它）K矿通（m3/min） 式中： Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min； Q备备用工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q其它矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/min； K矿通矿井通风系数（抽出式K矿通取1.151.2，压入式K矿通取1.251.3）。矿井容易时期：Q矿容易（2842+1142+160+1421127.68）1.15=6546.58 m3/min矿井困难时期：Q矿困难（2842+1142+240+1421127.68）1.15=6638.58 m3/min4.计算矿井通风总阻力4.1矿井通风总阻力的计算原则（1）矿井通风设计的总阻力，不应超过2940Pa。（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。（3）矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期；最大时称为通风困难时期。（4）对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。4.2计算两个时期的摩擦阻力矿井通风总阻力：风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，称矿井总阻力。通风容易时期总阻力：通风困难时期总阻力： hf 按下式计算： ; 通风容易时期阻力计算表巷道名称长度(m)断面周长(m)断面积 (m2)摩擦阻力系数(kg/m3)风阻(kg/m7)风量(m3/s)风速 (m/s)通风阻力(Pa)副井52023.5645.450.03900.0055962.1148.10井底车场25015.8150.00960.00991207.69143.83运输大巷17017.8200.00800.0030603.0010.89区段运输平巷113014.714.90.02260.1134503.36283.72工作面27016180.03500.0369503.1392.29区段回风平巷120014.714.90.02260.1205503.36301.29回风大巷36017.8200.00800.00761206.00110.73回风石门3717.8200.00960.00061206.009.48回风井54520.4233.180.00360.00111203.6215.79=1016.13 Pa 1117.43 Pa 通风困难时期阻力计算表巷道名称长度(m)断面周长(m)断面积 (m2)摩擦阻力系数(kg/m3)风阻(kg/m7)风量(m3/s)风速 (m/s)通风阻力(Pa)副井52023.5645.450.03900.0055962.1148.10井底车场25015.8150.00960.0099120769143.83运输大巷2255.817.8200.00800.0401603.00144.55区段运输平巷1368.614.714.90.02260.1375503.36343.62工作面28316180.03500.0387503.1396.73区段回风平巷1210.614.714.90.02260.1216503.36303.95回风大巷2404.217.8200.00800.05141206.00739.49回风石门3717.8200.00960.00061206.009.48回风井54520.4233.180.00360.00111203.6215.79=1845.56 Pa 2030.15 Pa5.选择矿井通风设备5.1矿井通风设备的要求：（1）矿井必须装设两套同等能力的主通风设备。（2）选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。（3）风机能力应留有一定的余量。（4）进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。5.2计算通风机风量Qf式中：Qf主要通风机的工作风量，m3/s; Qm矿井需风量，m3/s；k漏风损失系数，风井不提升用时取1.1；箕斗井兼作回风用时取1.15； 回风回升降人员时取1.2。Qf =1.1120=132 m3/s本矿井容易困难时期此风量均能满足。5.3计算通风机风压经以上计算，本设计中的矿井在容易时期和困难时期的矿井所需风量变化不大，而风压变化大，所以选用轴流式通风机，所以以下都是按轴流式通风机来计算。5.3.1