矿井矿井通风系统课程设计.doc

矿井通风系统设计 通风安全学课程设计安全B104班陈健 201010044414目 录一、 拟定矿井的开采范围和开采、开拓系统- 4 -1 矿区概述及井田地质特征- 5 -2 井田境界与储量- 12 -二、 拟定矿井通风系统- 18 -三、矿井总风量计算与分配- 19 -四、矿井通风总阻力计算- 25 -五、选择矿井通风设备- 30 -前 言矿井通风设计是学完通风安全学课程后进行，是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力，为毕业设计打下基础。1进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。2培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。3培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风。依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。设计中要求严格遵守和认真贯彻煤炭工业设计政策、煤矿安全规程、煤矿工业矿井设计规范以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。1、 拟定矿井的开采范围和开采、开拓系统摘要1煤层地质概况，矿区内只有一层煤可全区开采，煤层平均倾角10，相对瓦斯涌出量为13.84 m3/min,为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险。2井田范围，走向长度4.7km，倾向长度3.7km。 3矿井生产任务，年产量为0.9Mt，本井田内可采储量为1.821109t，服务年限为155.5a。4矿井开拓方式及采区划分，矿井采用立井多水平开拓。，单一煤层上山开采，大巷采用矿车运料、胶带输送机运煤。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为大全高一次全厚采煤法。矿井开拓系统如附图所示。主、副井布置在井田的中央，通过主要石门与东西向的运输大巷相连通。总回风巷布置在井田中央的上部边界，回风井分别布置在上山采区No.1、No.2的上部边界中央，形成中央并列式通风系统。5采区布置图如下、巷道布置图见矿井通风系统示意图、井巷尺寸见下表。1-1上山采区划分示意图1 矿区概述及井田地质特征1.1 井田概况1.1.1 地理位置和交通条件车集矿位于河南省永夏矿区东南部，行政区属于永城县茴村、高庄及候岭三个乡。地理坐标为：东经11630，北纬3357。图1-1 车集矿交通位置图井田中心西距永城县15km，北距陇海铁路夏邑车站77km，东距青（青龙山）阜（阜阳）铁路百善车站15km，东南距矿区规划铁路接轨点青町车站35km（直线距离），距矿区规划铁路客运站8.5km。通往徐州市及宿县的两条主干公路，分别从井田北部和南部通过，由新庄矿井至永城县的公路从工业广场门前穿过，交通非常方便。31.1.2 河流井田内地表水系不发育，仅有淮河支流沱河从井田南部由西向东流过，属季节性河流，最高洪水位标高+34.79m，年平均水位+30.39m。年平均流量23m3/s，最大流量380 m3/s。1.1.3 矿区气候条件本区属季风湿暖带，为半湿润半干燥的大陆性气候。年最大降雨量1518.6mm，年平均降雨量861mm，最大月降雨量792.8mm，最大日降雨量207mm。年平均气温14.4，日最低气温-23.4，日最高气温-41.5，年蒸发量1809.9mm。夏季多东南风，冬季多西北风，平均风速3.4m/s，最大风速20 m/s。降雪期和冰冻期为11月至翌年3月。冻土深度一般10cm左右，最大19cm。1.1.4 地震永城县属郯城芦江地震带影响范围，地震烈度小于6度。经河南省地质局建议，对于特别重要的工程和建筑物，可提高一度设防。1.1.5 水源电源井田内第三、第四系含水量比较丰富，可作为矿井供水水源。矿区内现有永城县电厂，装机容量1.5万kW，供本县工农业用电。在建的永城县140kV变电站，是由地方集资兴建的，经夏邑、虞城到商丘，主要供地方用电。矿区永久电源由商丘220kV变电站供给。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地形及煤系地层概述本井田位于淮河冲积平原北部，地面自然标高在+31+34m之间。地形微向东南倾斜，地势平坦。精查地质报告基本查明了井田的煤层赋存情况、构造情况、煤质以及水文地质条件。本井田属华北上古生界聚煤区，为新生界沉积物所掩盖。据钻孔揭露下伏地层由老至新有：中下奥陶统（O1-2）、中上石炭统（C2-3）及二叠系（P）。（柱状图见附图）。（1）中下奥陶统（O1-2）本地层主要由灰色厚层状石灰岩、砾状石灰岩、豹皮状石灰岩以及白云质灰岩所组成。灰岩主要特征是质纯而致密，具多组极为发育的裂隙，被方解石岩脉充填。在井田内只有少数钻孔揭露本地层，揭露最大厚度为117.6m。（2）石炭系（C）中石炭统本溪组（C2）：本组地层下部主要为灰色铝土质泥岩，厚度一般为6m。上部主要为深灰色灰色铝土质泥岩，灰色砂质泥岩以及一层不稳定的石灰岩，厚度620m，一般厚14m。上石炭统太原组（C3）：本组为一套典型的海陆交互沉积岩系。主要由1215层薄中厚石灰岩、泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩、砂岩以及45层薄煤线交互沉积而成，厚度130147m，一般137m。（3）二叠系（P）下二叠统山西组（P1）：本组主要由砂岩、砂质泥岩，泥岩以及13层煤（二煤组）所组成。厚度82120m，平均厚度96m。下二叠统下石盒子组（P2）：本组主要由深灰色灰色泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩、砂岩及46层煤（三煤组）组成，厚度4595m，平均厚度84m。上二叠统上石盒子组（P21）：本组地层厚约729m，主要由灰色砂质泥岩、铝土质泥岩、砂岩以及69层薄煤线交互而成。上二叠统石千峰组（P22）：本组地层主要由平顶山砂岩段，泥灰岩性和石膏钙核段组成，欢度为706m。井田内仅有少数几个钻孔揭露，此地层为不连续地层。（4）上第三系（N）：本地层属河湖相沉积中新统：本组厚度30145m，平均厚度101m。主要由米黄褐黄色中细砂岩、粉砂、粘土质砂及砂质粘土组成。上新统（N2）：本统厚3788m，平均厚70m。主要由砂质粘土夹褐黄细砂、粉砂及粘土质砂组成。（5）第四系更新统：本组厚度2248m，平均厚度33m。主要有粉细砂、粘土，局部为粘土。全新统：本组厚度1432m，平均厚度21m。上部为黄色粘土质砂为主，下部为土黄褐黄粉细砂。1.2.2 井田地质构造车集井田位于永夏复式背斜中段东翼，新生界覆盖层厚约180m，为全隐伏的单斜构造，走向为北北东，于永夏复式背斜轴向基本一致，总的构造明显受永夏复式背斜控制。井田内以近南北向、北北向和北东向的正断层为主。井田构造属于中等类型。1.2.3 井田水文地质（1）含水层、隔水层及其特征井田内主要有9个含水层组，4个隔水层组。其中，新生界4个含水层组，1个隔水层组；二叠系石盒子组1个含水层组，1个隔水层组；二叠系山西组1个含水层组，1个隔水层段；石炭系太原群2个含水层组，1个隔水层段；奥陶系中下统1个含水层组。第四系全新统松散孔隙潜水含水层：此层厚21m左右，砂岩较发育，单位涌水量0.1524.16710-3/s.m2，渗透系数0.65423.06m/d，水位受大气降水影响，属强含水层。第四系全新统松散孔隙承压水含水层：此层厚33m左右，中砂层厚21m，单位涌水量0.59410-3/s.m2，属中等含水层。上第三系上部松散孔隙承压水含水层：此层厚70m左右，单位涌水量0.1980.46810-3/s.m2，渗透系数为0.4760.87m/d，属中等含水层。新生界底部隔水层：此层厚31m左右，其中粘土层厚25m，可塑性好，分布广泛且稳定，为一良好隔水层。在16线以北变薄，起不到隔水作用。下石盒子组三煤组顶板砂岩裂隙承压水含水组：此组厚45m左右，含水层为中、细砂岩，单位涌水量0.0004310.039910-3/s.m2，渗透系数为0.006160.361m/d，属弱等含水层。山西组二2煤层顶板砂岩裂隙承压水含水组：此组厚52m左右，含水层为中、细砂岩，单位涌水量0.0003670.080410-3/s.m2，渗透系数为0.001720.0338m/d，属弱等含水层。石盒子与山西组间隔水层：下石盒子组三煤组顶板砂岩含水层 山西组二2煤层顶板砂岩含水层之间有厚38m的泥岩、砂质泥岩、铝土岩，且分布稳定，起到了良好的隔水作用。山西组与太原群间隔水段：二2煤层底板太原组之间有50m左右的细、粉砂岩和泥岩，岩石致密，为良好的隔水层。太原组上段灰岩岩溶裂隙承压水含水组：此组厚32m左右。全井田发育稳定，岩溶裂隙最为发育，单位涌水量0.1250.79310-3/s.m2，渗透系数为0.8014.904m/d，水量相对丰富，但不急条件不良，属中等含水层。太原组下段灰岩岩溶裂隙承压水含水组：此组厚24m左右。单位涌水量0.1211.21610-3/s.m2，渗透系数为0.7037.473m/d，水量大，属中等含水层。太原组上段与下段间隔水层段：太原组上段灰岩含水组与下段灰岩含水组之间主要由泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成，为良好的隔水层。奥陶系灰岩岩溶裂隙承压水含水组：此组厚度不详。单位涌水量0.008430.70410-3/s.m2，渗透系数为0.05611.878m/d，岩溶裂隙发育不均，富水性明显差异，属中等强含水层。（2）矿井涌水量地质报告中预计矿井涌水量：正常727m3/h 最大923m3/h（3）井田水文地质类型本井田主要开采下石盒子组三煤组和山西组二2煤层。三煤组以岩层裂隙水为主，水文地质条件简单；二2 煤以底板岩溶裂隙水为主，水文地质条件中等。1.3 井田煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质1）煤层的埋藏条件：本井田主要含煤地层为下二叠统山西组（含三煤）及下石盒子组（含煤46层）。两组地层平均总厚177m，含煤79层。煤层总平均厚度10.82m。主要可采煤层为二2、三22、三3、和三4煤层。煤层风氧化带深度，通过煤芯煤样化验、分析定为由基岩顶界向下垂深20m。2）走向、倾向及倾角：全井田煤系地层走向大致呈反“S”形展布，地层倾向南东，倾角一般为520。3）本井田内石炭系、二叠系均为含煤地层。各可采煤层具体埋藏特性如下：（1）二2煤层：位于山西组中下部，可采厚度为0.88.86m，平均厚度3.5m。煤层结构简单，仅有一层厚度小于0.41m的夹矸，煤层赋存稳定，煤层顶板多为砂质泥岩及中细砂岩，底板多为砂质泥岩及细砂岩。砂岩抗压强度3161063kg/cm2，泥岩抗压强度433612kg/cm2。（2）三22煤层：位于下石盒子组中部的三煤组中，可采厚度为0.83.13m，平均厚度1.6m。结构较简单，含夹矸12层，煤层比较赋存稳定，煤层顶板多为砂质泥岩及粉砂岩，底板多为炭质泥岩及砂质泥岩。砂质泥岩抗压强度222314kg/cm2。砂岩抗压强度312859kg/cm2。（3）三3煤层：位于下石盒子组中部的三煤组上部，可采厚度为0.83.16m，平均厚度1.62m。结构比较简单，为较稳定煤层，煤层顶板多为泥岩及砂质泥岩，底板多为砂质泥岩。泥岩抗压强度386kg/cm2。砂岩抗压强度498kg/cm2。（4）三4煤层：位于下石盒子组中部的三煤组顶部，可采厚度为0.80.99m，平均厚度0.94m。结构比较简单，为局部可采煤层，煤层顶板多为泥岩及砂质泥岩，底板多为砂质泥岩。具体车集矿可采煤层特征见表1-2。表1-2 车集煤矿可采煤层特征表煤层名称煤层厚度/m(最小-最大)/平均与下煤层间距/m稳定程度煤层结构顶板底板三4(0.8-0.99)/0.948不稳定泥岩夹矸01层泥岩及炭质泥岩砂质泥岩三3(0.8-3.16) /1.628-10比较稳定局部有1层泥岩夹矸泥岩及砂质泥岩砂质泥岩三22(0.8-3.13) /1.68-10比较稳定12层泥岩夹矸粉砂岩或砂质泥岩炭质泥岩或泥岩二2(0.8-8.86) /3.58比较稳定局部有1层泥岩夹矸粉沙岩局部石灰岩粉沙岩及沙岩1.3.2 煤层特征（1）煤的容重煤的实体容重二2煤1.6t/m3，三22、三3、和三4煤1.5 t/m3。（2）煤的工业分析及用途本井田各可采煤层均以高变质程度的年轻无烟煤为主，其次为天然焦，个别煤层有少量贫煤点。二2煤层发热量QDfr7400cal/g，QDfT8400 cal/g；灰分在1015之间。三22、三3煤层发热量QDfr6600 cal/g，QDfT83 cal/g；灰分在1525之间。各煤层含硫量均小于1，一般在0.40.7之间；磷含量一般在0.0003左右。属低中灰分、特低硫、特低磷、高发热量无烟煤。（3）瓦斯、煤尘及自燃瓦斯：井田内瓦斯含量不高。经向省煤炭厅汇报，认为“可能有瓦斯突出”的根据不足，确定设计按低瓦斯矿井考虑。煤尘：经鉴定，本井田设计开采二2煤为无烟煤，一般无煤尘爆炸危险。设计按无煤尘爆炸危险考虑。自燃：井田各煤层还原样燃点之差T一般均小于20，为不自燃煤层。2 井田境界与储量2.1 井田境界2.1.1 井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：（1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；（2）保证井田有合理尺寸；（3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；（4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2 井田境界根据以上划分原则以及永夏煤田的整体规划以及车集煤矿的实际情况，四周边界为：南：沱河为界；东：各煤层-1000m等高线为界；北：26勘探线；西：各煤层露头；矿井设计生产能力为0.9Mt/a，根据以上标准和开采技术水平确定井田南北走向长度约为2.2 矿井工业储量2.2.1 井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定本矿井设计中只对二2煤层进行开采设计， 本次储量计算，是在由精查地质报告提供的1：10000煤层底板等高图上计算的，储量计算结果可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为：Q=SM 式中： Q为井田工业储量，25026.78万t；S-煤层的倾斜面积，4469.0679*104m2；M煤层平均厚度，3.5；煤的容重，1.6则：Q =25026.78万t地质资源储量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和112b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部。矿井工业资源/储量按下式计算： Z g = Z111b + Z112b + Z2M11 + Z2M22 + Z333k式中Z g 矿井工业资源/储量；Z111b 探明的资源量中经济的基础储量；Z112b 探明的资源量中经济的基础储量；Z2M11 探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22 控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333 推断的资源量；K可信度系数，取0.70.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7 储量等级：原有的储量分类采用A、B、C、D等级分类标准，其中，A+B+C级储量为平衡表内储量，D级储量为远景储量。2.3 矿井可采2.3.1 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失 （1）工业广场保护煤柱；（2）井田边界煤柱损失；（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；（4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；（5）其它各种损失。2.3.2 各种煤柱损失计算（1）工业广场保护煤柱本矿井设计年生产能力为0.9Mt/a，按煤矿设计工业规范，占地面积指标应在（0.70.8）公顷/10万吨之间小井取大值，故取0.8。占地面积为240.819.2104m2。故设计工业广场的尺寸为400500m2的长方形，面积为：20104m2，尺寸为400500m2的长方形。工业广场位置处的煤层的平均倾角为7，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，其坐标为：该处表土层厚度为200m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井级保护，留围护带宽度为15m。本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1：表2-1 矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤 层 倾 角煤层厚度冲积层厚度冲积层移动角走向移动角下山移动角上山移动角mmm-71071020040707065.8由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：图2-1 工业广场保护煤柱示意图S=梯形面积=1/2(上宽下宽) 高=1/2(1376.691524.57) 1402.75=203.49104m2 则工业广场压煤为：Q1SMr/cos (2-1)203.487123253.51.6/ cos71150.68万t（2）井田边界煤柱损失根据煤矿安全规程规定，边界煤柱留设3050 m的边界煤柱，本设计留40m。由于本矿的露头有一层风氧化带，另外边界有大断层，所以可把此作为井田的边界煤柱。Q边=L*b*M*R= 28939.485 *40*3.5*1.6=648.24446万t（3）断层煤柱断层煤柱留设40m，本井田保留4条断层，其断层占煤量Q断则井田的边界断层煤柱为：Q断=（L1+L2+L3+L4）*b*M*R/ cos=(1260+1089+1130+598)*40*3.5*1.6/ cos7=365.29万t（4）村庄、公路保护煤柱井田范围内，有从新庄到永城的公路，考虑到采深较大，表土层较厚，公路等级不高，不留保护煤柱。村庄只有车集村不搬迁，要留设保护煤柱，留设方法与工业广场保护煤柱留设方法一样。因为车集村位置与所选的工业广场位置靠近，故将工业广场布置在紧挨车集村庄处工业广场保护煤柱与车集村庄保护煤柱合并。车集村庄面积为： S梯形面积=1/2(上宽下宽)高 (2-3)1/2(1361.881546.83) 1753.05254.95104m2 则车集村压煤为：Q4SMr/cos 2549557.032753.51.6/ cos71441.80万t车集村庄和工业广场重叠部分面积：（786.624+934.56）1402.75/2=120.72104m2重叠部分煤量为：Q0682.68万t（5）防水煤柱的留设由于基岩上面普遍发育着一层隔水性能良好的灰色及深灰色粘土、砂质粘土，厚约30m左右，隔水性能良好。而煤层露头的顶板岩性一般为砂质泥岩、泥岩或被风化了的砂质泥岩、泥岩，是矿井浅部开采的主要突水水源，因此，必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。导水断裂带的高度一般为： H=100m/（1.6m3.6）5.6 (2-4)m各开采煤层的厚度，m； 对于本矿则：H=1003.5/（1.63.53.6）5.6=39.35.6由于煤层露头处煤层倾角较小，完全按照垂高留设煤柱，则煤柱损失太大（近250m），结合矿井实际条件，留设防水煤柱的宽度为50m，即倾斜长度为50m。则上边界留设防隔水煤柱量=1512*50*3.5*1.6*2=84.7万t（6）河流煤柱井田内地表水系不发育，仅有淮河支流沱河从井田南部由西向东流过，属季节性河流，所以不留设煤柱。2.3.3 井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(QP) C (2-5)式中：Q矿井工业储量， P各种永久煤柱的储量之和， C采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80。薄煤层不低于0.85；设计开采的二2煤层属中厚煤层，采区回采率取为0.80。P 矿井煤柱煤量，万吨， P=Q边+Q断+Q广+村庄+Q防水 = + + 1150.68万t + =2263.15万t则计算可采储量为：Z=(QP) C=18210.904万t由此可得本矿井的可采储量为1.821108t。在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。井田实际采出储量用下式计算： Z实际=ZZ（K1）50%/K (2-6) 式中：Z实际 井田实际采出煤量，万t； Z矿井的可采储量，18210.904万t； K矿井储量备用系数，取1.3；由23式，得： Z实际=18210.904 18210.904（1.31）50%/1.3=16109.646万t即本设计矿井实际采出煤量为16109.646矿井工业储量及各水平储量见表2-2。表2-2 矿井储量统计表煤层名称水平序号工业储量/万t永久煤柱损失可采储量/万t工业广场和村庄/万t防水/万t断层/万t边界煤柱/万t合计/万t二2第一水平166841272.756.3243.3215.91788.212140.6第二水平8342636.328.4121.7432.11218.56070.4小计25026.781909.884.7365.29万t648.24446万t3006.7118210.9042、 拟定矿井通风系统矿井开拓采用立井开拓方式，矿井通风采用中央分列式通风方式。矿井主要进风井为位于井田中央的副井，总回风巷布置在井田上部边界，回风井布置在上山采区No.1、No.2上部边界中央，形成中央分列式通风系统。1 采区工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井进入井下，经井底车场、主要运输石门和主要运输大巷、采区下部车场、运输上山、区段运输顺槽、上层采煤工作面。清洗工作面后，污风经区段回风平巷、回风石门、主要回风巷道、回风井排入大气。2火药库通风系统：新鲜风流从地面经副井进入井下，经井底车场、主要运输石门、火药库、轨道上山、回风石门、主要回风巷道回风井排入大气。 3.掘进工作面通风系统：新鲜风流从地面经副井进入井下，经井底车场、主要运输石门、主要运输大巷、采区下部车场、运输上山、掘进工作面。清洗工作面后，污风流入轨道上山、回风石门、主要回风巷道、回风井排入大气。三、矿井总风量计算与分配（一）矿井需风量计算原则矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。1按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4 m3。2按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合规程的有关规定分别计算，取其最大值。（二）矿井需风量的计算方法矿井需风量按以下方法计算，并取其中最大值。1按进下同时工作的最多人数计算Q矿=4NK=41201.10=528m3/min式中Q矿矿井总需风量，m3/min N井下同时工作的最多人数，人； 4矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.201.25;采用对角式或区域式通风时，可取1.101.15。上述备用系数在矿井产量T0.90Mt/a时取大值。2按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算1）采煤工作面需风量计算采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：根据矿井总产量算出矿井每分钟产煤量为：1.71t，瓦斯绝对涌出量为：1.738=13.84 m3/minQ采=100Q瓦K瓦=10013.841.6=2214.4m3/min式中Q采采煤工作需要风量，m3/min； Q瓦采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；K瓦采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面炮采工作面可取1.42.0;水采工作面可取2.03.0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。（2）按工作面进风流温度计算；采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/采煤工作面风速/（m/s）1515181820202323260.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8采煤工作面的需风量按下式计算：Q采=60v采S采K采，m3/min=601.08.141.2=586.08 m3/min 式中v采采煤工作面适宜风速，m/s S采采煤工作面平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算； K采采煤工作面长度风最系数，按表2先取表3-2 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数505080801201201501501801800.80.91.01.11.21.301.40（3）按炸药使用量计算：Q采=25A采，m3/min=2510 =250 m3/min式中25每使用1kg炸药的供风量，m3/minA采采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg（4）按工作人员数量计算：Q采=4n采，m3/min=426=104 m3/min式中4每人每分钟供给的最低风量，m3/minn采采煤工作面同时工作的最多人数，人。（5）按风速验算：按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Q采600.25S采，m3/min =600.258.14=122.1m3/min按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Q采604S采，m3/min=6048.14=1953.6 m3/min2）掘进工作面需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100Q瓦K瓦 =1000.421.5=60 m3/min（2）按炸药量使用最计算：Q掘=25A掘，m3/min=2510=250 m3/min（3）按局部通风机吸风量计算：Q掘=Q通IK通，m3/min=20011.2=240 m3/min式中Q通掘进工作面局部通风机额定风量（表3），I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台：K通防止局部通风机吸循球风的风量备用系数，一般取1.21.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。表3-3 局部通风机额定风量Q通风机型号额定风量/（m3/min）JBT-51（5.5KW）JBT-52(11KW)JBT-61(14KW)JBT-62(28KW)150200250300（4）按工作人员数量计算：Q掘=4n掘，m3/min=410=40 m3/min（5）按风速进行验算；岩巷掘进工作面的风量应满足：600.15S掘Q掘604S掘 由上式得43.2 m3/minQ掘1152 m3/min煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：600.25S掘Q掘604S掘 =72 m3/minQ掘1152 m3/min根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。Q掘=250 m3/min72 m3/minQ掘1152 m3/min所以，Q掘=250 m3/min符合上述要求。3）硐室需风量各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。（1）井下爆破材料库按经验值计算，小型矿井一般80100m3/min，大型矿井一般100150m3/min。（2）充电硐室通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。（3）机电硐室采区小型机电硐室，可按经验值确定风量，一般为6080m3/min。表3-4 机电硐室发热系数表机电硐室名称发热系数（）空气压缩机房水泵房变电所、绞车房0.150.230.010.040.020.04（4）其它巷道需风量计算新建矿井，其他用风巷道的总风量难以计算时，也可按采煤，掘进，硐室的需风量总和的3%5%估算。（5）矿井总风量计算；=(2214.42+2504+285+82.5) 1.1=6375.9 m3/min。通过计算所得；矿井总风量为6375.9 m3/min3矿进总风量的分配1）分配原则 矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足规程的各项要求。2）分配的方法 首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合规程对风速的要求。四、矿井通风总阻力计算（一）矿井通风总阻力的计算原则1如果矿井服务年限不长（1020年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（3050年），只计算前1525年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。2通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。3矿井通风总阻力不应超过2940Pa4矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括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）矿井通风总阻力的计算方法沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入不敷出 风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即两个时期的摩擦阻力可按表4-1进行计算。表4-1 矿井通风（容易）时期井巷磨擦阻力计算表区段井巷名称断面形状支护形式/(Ns2/m4)L/mU/mS/m2S3/m6R/(Ns2/m8)Q/(m3/s)h摩/Pav/(m/s)Q2/(m6/s2)1-2副井圆形混凝土碹0.04532015.719.6384.160.03701493.649002-3车场绕道半圆拱料石碹0.00455012.1469.794.090.00370157.349003-4车场绕道半圆拱料石碹0.00457012.1469.794.090.00470217.349004-5主石门半圆拱料石碹0.00428012.935111210.00370166.449005-6煤层运输大巷半圆拱料石碹0.004256712.935111210.02336303.212966-7煤层运输大巷半圆拱料石碹0.004213512.935111210.123573.112257-8采区下部车场半圆拱锚喷0.00728510.8927.860.840.01435174.512258-9采区轨道上山梯形工字钢0.028550010.4426.339.690.595357185.512259-10采