矿井通风课程设计2.docx

矿井通风课程设计长平3#煤专业班级: 学 号: 姓 名: 指导教师: 矿井通风设计目录第一章 矿井概况1-1 矿井的地理位置1-2 煤田地质特征1-3 煤层特征第二章 矿井通风系统确定2-1 矿井通风方式确定2-2 矿井通风方法确定2-3 矿井通风网络第三章 矿井风量计算与分配3-1 矿井风量计算3-2 矿井风量分配3-3 风速验算第四章 矿井通风阻力及等积孔4-1 矿井通风阻力计算的原则4-2 矿井通风阻力计算第五章 矿井通风设备选型5-1 主要通风机选型 5-2 主要通风机附属装置布设附图 矿井通风网络图第一章、 长平三号煤基本概况1-1 矿井的地理位置长平矿井位于沁水煤田高平勘探区赵庄详查区南部，隶属高平市寺庄镇管辖，在山西省高平市寺庄镇境内，东南距高平市17km，北距长治市45km，距王台铺矿53km。太（原）焦（作）铁路和太（原）洛（阳）公路（207国道）由井田东侧南北穿过，公路和铁路基本平行，间距约400m。现有矿井工业场地位于太洛公路西侧约500m，北距太焦线赵庄车站3.3km，南距西阳村车站4.7km。井田内各乡镇公路四通八达，均可与干线公路相连，交通极为方便。1-2 煤田地质特征长平井田位于区域性南北向庄头正断层西侧下降盘一侧，基本呈一向西倾的缓斜单斜构造。井田内主要出露地层为上二叠统上石盒子组，西部部分出露石前峰组及刘家沟组。第四系广泛分布于山梁和沟谷。 地质构造井田区域构造位置处在我国东部新华夏系构造体系第三隆起带的中段，即太行山隆起褶带。太行山隆起褶带系西缓东陡的大型复背斜隆起。北段逐渐往北变曲，南段往南西乃至往西扭转，总体延伸方向为北2030东。它与其它隆起带和沉降带彼此平行，并呈雁行排列，而且这种排列关系不仅表现在一级构造带各段落主轴的排列方位上，其二、三、四级的隆起与拗陷、褶皱与断裂也往往形成这种雁行式的多字型排列。长平井田处于晋获褶断带南部西侧，沁水盆地南缘东西北东向断裂带的北东部。井田中的构造形态与区域构造密切相关。井田地层东部受晋获褶断带影响总体走向北北东，倾向北西西，倾角5-12度，在倾向上发育次一级的向背斜及断裂构造；井田西部受沁水盆地南缘东西向构造影响变为东西向，局部受构造应力作用变得弯曲。(见构造纲要图1-1-1)。现将井田内主要构造分述如下：1褶曲管寨向斜：位于井田东部，北起掘山村西，自窑沟村至申头村一线由北至南穿过井田。在管寨转向，轴向北北东北东，井田内延伸约5km。核部出露地层为上石盒子组下、中段地层，两翼倾角4-10。冯家村背斜：位于井田东部，与管寨向斜并行，北起掘山村西，自窑沟村西至釜山村延伸出区外。在冯家村转向，轴向北北东北东向，井田内延伸约5km。两翼倾角4-11。泮沟南向斜：位于井田中部，东起回沟村，自釜山水库西、东洼村北、金牛山、山头村北至范家岭村一线。在金牛山转向，轴向北东东西向，井田内延伸约7.1km。核部出露地层为上石盒子组上段及石千峰组上、下段地层，两翼倾角4-8。构造纲要示意图图1-1-1回沟背斜：与泮沟南向斜并行，东起回沟村西至泮沟村。轴向北北东向，井田内延伸约1.8km。核部出露上石盒子组上段地层，大部黄土覆盖，两翼倾角5-10。黑沟向斜：位于黑山至黑沟一线，轴向北西北北西向，井田内延伸长约1.6km。核部出露上石盒子组上段及石千峰组地层，两翼倾角510。黑沟背斜：位于下海则村东至黑沟一线，井田内延伸约1.8km。轴向东西北西，自黑山一带转向北西向。核部出露上石盒子组上段及石千峰组地层，两翼倾角610。黑虎山向斜：位于黑虎山一线，轴向东西向，井田内延伸约1.1km。核部出露石千峰组地层，两翼倾角712。明家沟向斜：位于井田北部边缘明家沟村至上海则一线，轴向北东东西向，全长约4km，井田仅延伸约1km。核部出露石千峰组及刘家沟组地层，两翼倾角911。2断层贾村东正断层位于井田东南部边缘，井田内延伸约1.2km。走向北东向，倾向北西，倾角75，落差10m。李家河正断层位于井田北部，西自下海则村北，向东延伸出井田外，井田内延伸约4.2km。走向东部为北东东向，西部为东西向，倾向北北西正北，倾角7075，落差2050m。由 2806孔、2605孔控制。两翼伴生有小断裂。西沟村北正断层位于井田西部，东自西沟村北，向西延伸出区外。井田延伸约3km。走向近东西向，倾向正北，倾角75，落差10m。安家村西断层位于井田西南部安家村西约1km处，井田内延伸0.6km。走向北东东向，倾向北北西，倾角75，落差15m。柳村南正断层位于井田北部边缘，区内延伸仅0.2km。走向近东西向，倾向近北，倾角7075，落差1520m。3陷落柱井田内仅见2个陷落柱(详见地形地质图)，其特征见下表。陷落柱位置形状最大宽度周边地层X1窑沟村西北650m近圆状60m上石盒子组中段X2范家岭东250m长椭圆状65m石千峰组上段4岩浆岩本井田无岩浆岩侵入。综上所述，井田内褶曲宽缓，大于30m断层稀少，本井田构造属简单类(类)1-3 煤层特征 1煤层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s）。山西组（P1s）地层厚45.2965.17m，平均55.21m。含煤16层，一般23层，由上而下编号的为1、2、3号。煤层总厚5.698.90m，平均6.84m，含煤系数平均为12.39%。1号煤层位于本组上部，是全区不可采的极不稳定煤层。2号煤位于本组中上部，局部可采，难以构成具有工业价值的可采区段。3号煤层位于本组下部，是全区主要可采的稳定煤层。太原组(C3t)地层厚度81.88105.96m，平均97.67m。含煤314层，一般68层。煤层总厚度5.1911.01m，平均8.09m。含煤系数平均8.28%。本组自上而下编号的煤层有5号、7号、8号、9号、10号、11号、13号、14号、15号和16号。其中全区主要可采的15号煤层位于本组下部一段，还有局部可采厚度不稳定的8号煤位于本组上部三段。其余煤层（如9、14、16号）虽见有零星可采点，但难以构成具有工业价值的可采区段。此外，在石炭系中统本溪组及二叠系下统下石盒子组底部均有极不稳定、不可采的薄煤层出现。本说明书只针对3号煤层3号煤层位于山西组下部，上距K8砂岩30.3046.07m，平均38.86m，下距K7砂岩5.6311.81m，平均8.97m，层位稳定。为全区可采煤层。煤层厚度4.606.35m，平均5.58m，含泥岩、炭质泥岩夹矸02层，以距顶板约0.50m左右和距底板约1.00m左右的两层较为稳定，厚度为0.100.30m。煤层直接顶板主要为砂质泥岩、泥岩、次为粉砂岩，局部为中、细砂岩。底板为黑色泥岩、砂质泥岩，深灰色粉砂岩。2. 煤层露头及风化带情况区内无煤层露头，3号煤层埋藏较深，未发现风、氧化现象。3煤质（1）物理性质、宏观煤岩类型及显微煤岩特征3号煤层为黑色、条痕为黑色，参差状-及贝壳状断口，玻璃-金刚光泽，内生裂隙较发育。以亮煤为主、暗煤次之，夹镜煤条带。细-中条带状结构，层状构造。属半亮-光亮型煤。3号煤层：显微组分镜质组以基质镜质体为主，均质镜质体次之，有部分碎屑体；丝质组多为氧化丝质体，火焚丝质体少见。有少量的粗粒体和碎屑体，组分界线不清。镜质组含量变化在75.393.1%之间，平均87.2%，惰质组含量6.924.7%，平均12.8%。3号煤层：显微组分镜质组以基质镜质体为主，均质镜质体次之，有部分碎屑体；丝质组多为氧化丝质体，火焚丝质体少见。有少量的粗粒体和碎屑体，组分界线不清。镜质组含量变化在75.393.1%之间，平均87.2%，惰质组含量6.924.7%，平均12.8%。井田内3号煤层镜质组最大反射率在2.3753.21%之间，根据镜质组最大反射率（Romax）值可知，其变质程度属于贫煤-无烟煤阶段。煤层情况一览表表1-1-1组段煤层号见煤点数可采点数厚度(m)层间距(m)层位稳定性厚度稳定性可采系数可采性最小-最大平 均最小-最大平 均层位比稳定性变异系数结构稳定性山西组1300.00-0.450.039极不稳定3.38简单极不稳定0不可采14.53-19.1617.00232210.30-3.020.94100稳定0.49简单较稳定63局部可采9.40-25.6920.68332324.60-6.355.58100稳定0.08简单稳定100全区可采15.98-18.1117.06太原组三段5500.00-0.400.1354较稳定1.33简单极不稳定0不可采9.80-12.6611.267400.00-0.400.1077较稳定1.58简单极不稳定0不可采4.75-10.308.8181270.00-2.851.2292稳定0.72简单不稳定54局部可采3.95-12.406.669910.00-0.800.3577较稳定0.80简单极不稳定8不可采4.75-11.207.4910720.00-1.000.3069较稳定1.22简单极不稳定15不可采1.30-2.751.67二段111200.00-0.750.4192稳定0.49简单较稳定0不可采11.25-21.5514.42131210.00-0.830.41100稳定0.53简单不稳定8不可采17.00-20.9918.84一段14420.00-0.850.2231不稳定1.61简单极不稳定15不可采0.67-1.901.241513132.20-5.754.18100稳定0.24简单稳定100全区可采2.24-14.687.8316320.00-1.910.2923极不稳定2.09简单极不稳定15不可采注：层位比=(见煤点数+泥炭点数)/总点数100%；85稳定；8550较稳定；5030不稳定；30极不稳定。变异系数（Cv）=S（标准差）/X（平均值）；0.75极不稳定。可采性=可采点/见煤点100%；90全区可采，4590局部可采；45不可采。其中长平三号煤层瓦斯绝对涌出量为46.8m3/min，属于高瓦斯矿井。矿井年开采天数300天，矿井设计产量1.2Mt/a,服务年限45-47年。回采工作面平均长度为200米，日推进度2.4米，煤的容量 t/m3,回采率为93%，工作面正常日产量为2002.45.581.40.932=工作面配置：二个回采工作面，二个顺槽掘进工作面井下同时工作的最多人数200人。井下回采工作面同时工作的最多人数为80人。掘进工作面同时工作的最多人数为20人。第二章 矿井通风系统的确定矿井通风系统是向矿井各作业点供给新鲜风流，排除污浊空气的进回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。矿井通风系统是矿井生产系统的重要组要部分，其设计合理与否对全矿井的安全生产及经济效益具有长期而重要的影响。矿井通风系统要求 （1） 每一矿井必须有完整的独立通风系统。（2） 进风口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体入侵的地方。（3） 箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。（4） 多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，个主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。（5） 每一个生产水平和每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。（6） 井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。2-1 矿井通风方式确定一、选择通风方案因素选择通风方式应根据矿井的实际情况，结合各种通风方式的特点及使用条件，并考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击程度、瓦斯等级（2）经济条件：井巷工程量、通风运行费用、设备装备费用二、矿井通风方式矿井通风方式是根据回风井的位置的不同，可分为中央并列式、中央边界式、两翼对角式、区域式、混合式等，各类型通风方式的优缺点比较如下：（1）中央并列式 优点：进、回风井均布置早中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小，矿井反风容易，便于管理。缺点：风流在井下的流动路线为折返式，风流路线长，阻力大，井底车场附近漏风大。工业广场受主通风机噪声影响和回风风流的污染大。适用条件：适用于煤层倾角大，埋藏浅，井田走向长度小于4km，瓦斯与自然发火都不严重的矿井。（2）中央边界式优点：通风阻力较小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染。缺点：风流在井下的流动线路为折返式，风流线路长，阻力较大。适用条件：适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井。（3）两翼对角式：优点：风流在井下的流动路线为直向式，风流路线短，阻力小，内部漏风小。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受主通风机噪声影响和回风风流的污染。缺点：井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投产较晚。适用条件：煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井。（4）混合式：优点：回风井数量较多，通风能力大，布置较灵活，适应性强。缺点：通风设备较多。适用条件：井田范围大，地质和地面地形复杂或产量大，瓦斯涌出量大的矿井。（5）区域式：优点：既可以改善通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工期，风流线路段，阻力小，漏风少，网络简单，风流易于控制，便于主要通风机的选择。缺点：通风设备多，管理分散。适用条件：井田面积大，储量丰富或瓦斯含量大的大型矿井。三、确定矿井通风方式由于本矿为高瓦斯矿井，煤层走向较大，倾角较小，考虑自然、经济等因素，本设计选用中央边界式。2-2 矿井通风方法确定矿井通风方法，即主扇的工作方法，按通风机的工作方式将矿井通风方法分为压入式、抽出式、压抽混合式三类。煤矿安全规程第一百二十一条规定：矿井必须采用机械通风。一、 矿井通风方法比较（1） 抽出式：优点：1、井下风流处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减小，比较安全。2、漏风量小，通风管理比较简单。3、与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难。缺点：当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减小。适用条件：是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对对瓦斯的管理，也适用于走向长，开采面积大的矿井。（2） 压入式优点：能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面。缺点：1、进风线路漏风大，管理困难，风阻大，风量调节困难。2、有第一水平的压入式过度到深部水平的抽出式有一定困难。3、通风机是井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。适用条件：低瓦斯狂的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法提高山上设置通风机，总回风巷无法连通或无法维护的条件下。（3） 混合式优点：可产生较大的通风，能适应大阻力矿井需要压力。缺点：通风管理困难。适用条件：一股新建矿井和高瓦斯矿井不易采用，只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。二、 矿井通风方法的确定根据本矿条件，本设计采用抽出式通风。2-3 矿井通风网络用图论的方法对矿井通风系统进行抽象描述，用线条表示井巷，用点表示井巷交汇点，用点线之间的连接关系表示矿井中风流的分和关系，由此得到的系统称为矿井通风网络，用直观的几何图形来表示矿井通风网络就得到矿井通风网络图。由于通风网络图能清楚地反映风流的方向和分和关系，并且是进行各种通风计算的基础，因此事矿井通风管理的一种重要图件。通风网络图一般满足如下原则：（1） 用风地点并排布置在网络图中部，进风节点位于其下边，回风节点在网络图的上部，风机出口节点在最上部；（2） 分支方向基本都应由上至下；（3） 分支间的交叉尽可能少；（4） 节点与节点之间应有一低的间距；（5） 网络图的轮廓形状基本为“椭圆”形。本设计矿井网络通风系统图及通风网络图见附图第三章 矿井风量计算与分配3-1 矿井风量计算（一） 矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。（1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3；（2）按采煤、掘进，硐室及其他实际需风量的总和进行计算。（二） 矿井需风量计算A、 按井下同时工作最多人数计算Qm=4Nk 式中:4- 每人每分钟最少供给风量 N- 井下同时工作的最多人数，人，本矿取200人 k- 风量备用系数，取1.2 则计算得：Qm=42001.2=960 B、 按采煤，掘进，硐室及其他实际需风量总和计算。1、 采煤工作面需风量计算:1） 按瓦斯涌出量计算：式中 回采工作面的需风量，； 回采工作面的绝对瓦斯涌出量，4； 回采工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系则计算得：=0.6348.61001.20.67=2461.69 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3-1的要求。表3-1-1采煤工作面进风流气温/采煤工作面风速/(m/s)1515-1818-2020-2323-260.3-0.50.5-0.80.8-1.01.0-1.51.5-1.8 采煤工作面的需要风量按下式计算： 式中 采煤工作面的风速，按其进风流温度从表3-1-1中选 取1.1； 采煤工作面有效通风断面，取最大和最小断面的平均值，20； 采煤工作面长度系数，按表3-2选取，取1.4 则计算得： Qwi=601.1201.42/60=616 表3-1-2采煤工作面长度/工作面长度系数1800.80.91.01.11.21.30-1.403) 按人数计算 式中 4每人每分钟应共给的最低风量，； 采煤工作面同时工作的最多人数，160人。 则 。4）按风速进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量： 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： 则可知回采工作面需风量 Qw= 2461.69 2、 掘进工作面需风量计算1) 按瓦斯涌出量计算 式中 掘进工作面的需风量，； 掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，； 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取1.5-2.0。本题取1.5。 则 2） 按局部通风机吸风量计算 式中 第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按下表3-2-1选取。取JBT-52型。 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2-1.3。 进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。表3-2-1风机型号额定风量/(m3/min)JBT-51(5.5kW)150JBT-52(11kW)200JBT-61(14kW)250JBT-62(28kW)300 则 3） 按工作人员数量计算 式中 4没人每分钟应共给的最低风量，； 第i个掘进工作面同时工作的最多人数，20人。 则 。4） 按风速进行验算按最小风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量： 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量： 按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量： 式中 掘进工作面巷道的断面积，12.4。 则掘进工作面风量 Qh= 1562.98 3、硐室需风量计算根据经验，各硐室需风量如下： 中央变电所：200 水泵房：80 采区变电所：100 炸药库:200 材料室：100 本设计共1个中央变电所，1个水泵房，1个采区变电所,1个材料室，还有1炸药库独立通风。 则硐室需风量： Qr=1002+200+200+80=680 4、准备工作面需风量 准备工作面需风量一般为采区需风量的50%到55%，此处取0.55计算，则Qc=2461.690.55=1353.93 5、其他需风量（按瓦斯涌出量计算） Qo=133Qgo Ko式中：Qgo其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量， Ko其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般取1.2至1.3，此处取1.25则计算得Qo=13348.60.050.671.25=270.67 6、矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算。 式中 采煤工作面和备用工作面所需风量之和，； 掘进工作面所需风量之和，； 硐室所需风量之和，； 矿井通风系数， 当采用压入式或中央并列式通风时， K=1.21.25 ；当采用中央分列式或混合式通风，K=1.151.20；当采用对角式或区域式通风时，K=1.101.15 ； 矿井年产量T0.9Mt时，取小值；T0.9 Mt时，取大值。取1.15。此处取1.2 则计算得： Qm=（ Qw + Qh + Qr + Qc+Qo）1.2=7595.12 3-2 矿井风量分配一、矿井风量分配原则 （1）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； （2）所有巷道都应分配一定的风流； （3）分配后的风量，应保证井下各处瓦斯季有害气体浓度、风速等满足规程的各项要求。二、矿井风量分配方法：首先按照采区布置图，对各采煤面、掘进工作面，独立回风硐室按其需风量配给风量，余下风量按采区产量分配到各采区，按比例分配到各用风地点，用以维护和保障行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，以使其符合规程对风速的要求。三、 矿井风量分配：（1） 按进风流主副立井1:10进风，则：主井：Q主=111Q总=1117595.12=690.47副井：Q副=1011Q总=10117595.12=6904.65（2） 轨道大巷，运输大巷风量。a. 进入轨道大巷的风量，供炸药库、带区变电所、材料库、回采工作面、备采工作面、掘进工作面使用，则轨道大巷总需风量： Q轨需= Q回采需 + Q备采需 + Q掘进需+ Q硐需 =2954.02+1875.58+1624.72+200+100+100=6854.32b.进入运输大巷的风量，供进风行人斜巷使用，则运输大巷总需风量： Q运需= Q行人斜巷需风7=507=350c.轨道大巷与运输大巷尾部剩余风量：Q剩= 12（Q总- Q中央变电所需- Q轨需- Q运需）= 127595.12-200-6854.32-350=95.4d.轨道大巷分配风量： Q轨 = Q轨需 + Q剩 =6854.32+95.4=6949.72运输大巷分配风量： Q运 = Q运需 + Q剩 =350+95.4=445.4 （3）按采煤工作面产量分配工作面风量： Q回采=1.22461.69=2954.02 Q备采=1.21353.93=1624.72 (4)风量分配情况：名称数量单个需风量总需风量回采工作面21477.012954.02掘进工作面11875.581875.58准备工作面2812.361624.72硐 室中央变电所1200200采区变电所1100100材料室1100100炸药库1200200水仓18080轨道/运输大巷剩余风量295.4190.8其他风量1270.67270.67总风量7595.123-3 风速验算一、各主要巷道、工作面风速计算：主井： V主=Q主A=690.4719.860=0.5812 m3s副井：V副=Q副A=6904.6520.560=5.6135 m3s运输大巷： V运=Q运A=445.415.260=0.4884m3s 轨道大巷：V轨=Q轨A=6949.7216.860=6.8946 m3s工作面进风顺槽：v进=Q进A=1477.0112.460=1.9852 m3s工作面：V工=Q工A=1477.012060=1.2308m3s 工作面回风顺槽：V回=Q回A=1477.0112.460=1.9852 m3s回风大巷：V总=Q总A=7404.321660=7.7128 m3s回风立井：V总=Q总A=7595.1220.560=6.1749 m3s风硐：V总=Q总A=7595.121660=7.9116 m3s二、井巷中允许风流速度如下表井巷名称最低允许风速m/s最高允许风速m/s主要进、回风巷8架线电动车巷道18运输机巷、采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.15经验算，井巷中的风流速度符合要求。 第四章 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2940P