【《某井田开拓的矿井通风及安全分析案例》8600字】

1.某井田开拓的矿井通风及安全分析案例目录TOC\o"1-3"\h\u7550某井田开拓的矿井通风及安全分析案例 1242941.1矿井通风系统选择 1315251.1.1矿井概况 1131661.1.2矿井通风系统的基本要求 261951.1.3矿井通风方式的确定 2253341.1.4主要通风机工作方式选择 3290981.1.5带区通风系统的要求 4107561.1.6工作面通风方式的选择 4325771.1.7回采工作面进回风巷道的布置 5167941.2采煤工作面实际需要风量 6157591.2.4硐室需风量 995101.2.5其它巷道所需风量 9119541.2.6矿井总风量计算 964101.2.7风量分配 10115811.3矿井通风总阻力计算 13323541.3.1矿井通风总阻力计算原则 1329181.3.2确定矿井通风容易和困难时期 1397091.3.3矿井最大阻力路线 1322521.3.4矿井通风阻力计算 1690281.3.5矿井通风总阻力 18151841.3.6两个时期的矿井总风阻和总等积孔 18273311.4选择矿井通风设备 19112211.4.1选择主要通风机 1961001.4.2电动机选型 221.1矿井通风系统选择1.1.1矿井概况东周窑矿井设计生产能力为150万t/a。井田内可采煤层为3号煤层，煤层厚5m，赋存稳定，煤层倾角3°，为近水平煤层。井田南北最长3.097km，东西最宽8.816km，面积为21.5平方千米，煤层均为无烟煤，煤层无自燃发火倾向。相对瓦斯涌出量大约为13.29～14.60m3/t，属高瓦斯煤层。正常涌水量为266m3/h左右。整体看来，本矿煤层地质条件简单，适合机械化采煤，矿井采用倾斜长壁综采放顶煤开采。本矿设计生产能力为150万t/a，服务年限59a。全区可采煤层一层，即4号煤层，煤层平均厚度5m，倾角为2°~8°，平均3°，属于近水平煤层。矿井设计生产能力按年工作日330d计算，矿井工作制度实行“四六制”。井下同时作业的最多人数为300人，综采面同时工作最多人数70人。1.1.2矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。1.1.3矿井通风方式的确定选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表7-1。表7-1通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多。通风阻力较小，内部漏风小，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比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好。通风路线短，阻力小。缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大。建井期限略长，有时初期投资稍大。建井期限略长，有时初期投资稍大。井筒数目多基建费用多。适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重。煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重。煤层走向较大（超过4km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井。煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道。本矿属于高瓦斯矿井，考虑到井田范围比较大，考虑初期投资、经济效益以及单翼大巷长度较长后期回风困难等因素。在开采前期采取中央并列式通风，用风井回风，后期采用中央分列式通风，在井田边界开设风井，利用边界风井回风。1.1.4主要通风机工作方式选择煤矿主要通风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主要通风机的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。综上所述，一般地说，在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低瓦斯矿井等条件下，采用压入式通风是比较合适的，否则不宜采用压入式通风。而矿井生产能力大，且周围小煤窑较少，采用抽出式通风比较安全，漏风小。因此，确定该矿井采用抽出式通风。1.1.5带区通风系统的要求（1）带区通风总要求：a.能够有效地控制带区内风流方向、风量大小和风质；b.漏风少；c.风流的稳定性高；d.有利于排放瓦斯，防止煤尘自燃和防尘；e.有较好的气候条件；f.安全经济技术合理。（2）带区通风的基本要求：a.每个带区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；b.工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；c.煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；d.回采工作面的风速不得低于1m/s；e.工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1％；f.必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；g.要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；h.机电硐室必须在进度风流中；i.采空区必须要及时封闭；j.要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。本设计矿井采用带区布置，辅助运输大巷进风，回风大巷回风，工作面准备巷道中，工作面辅助运输顺槽进风，工作面煤炭运输顺槽回风。1.1.6工作面通风方式的选择工作面通风有上行风和下行风之分，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：（1）上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；（2）上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；（3）上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；（4）上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；（5）下行风运输设备在回风巷运转安全性差；（6）下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；（7）下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。本矿井采用带区式布置，工作面倾角较小，不存在上行与下行通风的说法。1.1.7回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关。目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形，各种形式的优缺点及使用条件如下（由于工作面为后退式开采，故各种通风形式只考虑后退式）：“U”型通风：在区内后退式回采中，这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点，但风流线路长，变化大，工作面上隅角易积聚瓦斯，工作面进风巷一次掘进，维护工作量大。这种通风方式，如果瓦斯不太大，工作面通风能满足要求，即可采用。如果瓦斯较大，可以采用“U+L”。“Y”型通风：当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯。对于综合采工作面，上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备，可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量，这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面，但需要边界准备专用回风上山，增加了巷道掘进、维护费用。“W”型通风：当采用对拉工作面时，可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式。采用此种方式有利于满足上下工作面同采，实现集中生产需要。这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道；若上下端平巷进风，在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境；同时，易于稀释工作面瓦斯，使上隅角瓦斯不易积聚，排放炮烟、煤尘速度快。“Z”型通风：回风巷为沿空巷，可以提高煤炭回采率；巷道采准工作量小；采区内进风总长基本不变，有利于稳定风阻；无上偶角瓦斯积聚问题，但是回风巷常出现沼气超限的情况；同时也需要在边界准备专用回风上山，增加了行道的维护和掘进费用。“H”型通风：工作面风量大，有利于进一步稀释瓦斯。这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留，维护、掘进工程量大，故较少采用。对照以上工作面通风系统形式，结合本矿井的地质条件、巷道布置和通风能力确定定采用“U+L”型后退式通风方式。1.2采煤工作面实际需要风量每个采煤工作面实际需要风量应按沼气(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。按瓦斯、二氧化碳涌出量计算根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超过1％。取4.38m3/min（根据地质说明书，瓦斯j绝对涌出量取最大14.6m3/min。据经验估计，工作面正常回采时，回风巷瓦斯涌出量约占整个工作面30%）Q采回i=100×Q采回i×K采回i （9-1）式中：Q采回i——第i个回采工作面回风巷实际需风量，m³/min；Q采回i——第i个工作面回采时，指在回风巷风流中瓦斯中的平均绝对涌出量，大约取Qgw=4.38m³/min；K采回i——第i个回采工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取Kgwi＝1.5。则：瓦斯绝对涌出量：Qwi=100×4.38×1.5=657m³/min按工作面尾巷风流中瓦斯的浓度不超过2.5％的要求计算：Qaw=qCH4i×KCH4i/2.5％（9-2）式中：Q采尾i——第i个回采工作面尾巷需要风量m³/minqCH4i——第i个回采工作面尾巷风排瓦斯绝对涌出量，取：10.22m³/mi（根据地质说明书，瓦斯绝对涌出量取最大14.60m³/min。据经验工作面正常回采时，尾巷瓦斯涌出量占整个工作面70%）KCH4i——第i个回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数取1.5（据经验工作面正常回采时数据）则：Qaw=10.22×1.5/2.5％=613(m³/min)工作面实际风量：Qai=Qah+Qaw=657+613=1270(m³/min)工作面实际所需风量1270m³/min。（2）按工作面气温与风速的关系计算采煤工作面应有良好的劳动气候条件，温度和风速应符合下列要求，见表7-2。表7-2工作面适宜气候条件工作面温度(℃)<1515～1818～2020～2323～26工作面风速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8Qai=60×Vai×Sai×Kai（9-3）式中：Qai——工作面配风量，m³/min；Vai——第i个回采工作面风速，进风流温度20-23℃，取V采i=1.5m/s；Kai——第i个回采工作面长度系数，取1.3。Sai——回采工作面平均有效断面，按最大、最小有效断面的平均值计算。最大和最小控顶距分别为5.4m、4.8m，平均为5.1m。采高为3m，所以S采i＝(5.4+4.8)×3/2=15.3m2。Qai=60×1.5×15.3×1.3=1790.1(m³/min)（3）按人数计算按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。Qai=4×Ni （9-4）式中：4——每人每分钟供给的最低风量，m³/min；Ni——第i个工作面同时工作的最多人数，取70人。Qwi=4×70=280(m³/min)由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：Qai=1790.1(m³/min)（4）按风速进行验算根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。Qmin≥0.25×60×Sai（m³/min） （9-5）Qmax≤4×60×Sai（m³/min） （9-6）229.5m³/min≤1790.1m3/min≤3672m³/min由风速验算可知，Qwi＝1790.1m3/min符合风速要求。1.2.1备用面需风量的计算按下式计算：Q备=0.5Qai(m³/min)。（9-7）式中：Q备——备用工作面所需风量，m³/min。所以：备用工作面所需风量为：Q备=0.5×1790.1=895（m³/min）1.2.2掘进工作面需风量（1）煤巷掘进工作面a.煤巷掘进工作面需要风量按下式计算。Qh煤=60×vh×Sh煤×Kt （9-8）式中：Qh煤——煤巷掘进工作面需要风量，m³/min；vh——掘进工作面风速，取0.25m/s；Sh煤——煤巷掘进巷道断面，15m2；Kt——掘进工作面温度调整系数，取1.15。Qh煤=60×0.25×15×1.15×259m³/minb.计算出煤巷掘进工作面需要风量后，按瓦斯、二氧化碳涌出量和人数等规定分别进行验算。1）按瓦斯、二氧化碳涌出量计算Qh煤≥100×Qgh×Kgh （9-9）式中：Qgh——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，3.2m³/min；Kgh——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。Qh煤≥100×3.2×1.5=480m³/min；2）按工作面最多人数计算Qh煤≥4×Nh煤 （9-10）式中：Nh煤——煤巷掘进工作面同时工作的最多人数，取70人。Qh煤≥4×70=280m³/min所以煤巷掘进面所需风量480m³/min符合要求（2）岩巷掘进工作面a.岩巷掘进工作面需要风量按下式计算：Qh岩=60×vh×Sh岩×Kt（9-11）式中：Qh岩——岩巷掘进工作面需要风量，m³/min；Sh岩——岩巷掘进巷道断面，18.2m2。Qh岩＝60×0.25×18.2×1.15＝313.95m³/minb.按炸药量验算Qh岩＝25×Ah （9-12）式中：25——使用1kg炸药的供风量，m³/min；Ah——岩巷掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，以本矿大巷断面为标准，炸药消耗量为96kg/100m2，所以一次爆破用量为96×25.7/100＝24.7kg。Qh岩＝25×24.7=617m³/min所以岩巷掘进面所需风量为617m³/min。（3）全矿掘进工作面所需风量全矿容易时期共有煤巷掘进面两个，岩巷掘进面三个，困难时期共有煤巷掘进面3个，岩巷掘进面三个所以：Q掘容易=2×Q掘煤×2×Q掘岩（9-13）Q掘容易＝2194m³/minQ掘困难=3×Q掘煤×2×Q掘岩（9-14）Q掘困难＝2674m³/min1.2.4硐室需风量根据大同矿区硐室通风标准的经验数据，各种硐室需要的风量如下：硐室名需风量机电硐室120充电硐室150中央变电所150火药库180合计6001.2.5其它巷道所需风量ΣQ其它的大小和分配主要根据矿井开采的具体条件，瓦斯涌出量情况，维护巷道的数量和每条巷道的维护风量及允许的最低风速等因素。主要包括人行道和一些维护巷道的风量供给。在机械化程度较高的矿井，ΣQ其它按（ΣQ采+ΣQ备+ΣQ掘+ΣQ硐）的5%下限考虑配风。则：ΣQ其它=（1790+895+2194+600）×5%=273m³/min1.2.6矿井总风量计算(1)根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：由下式计算：∑Q=K×[∑Q采+∑Q备+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它]（9-10）式中：∑Q——矿井总风量，m³/min； K——风量备用系数，取K=1.2； ∑Q采——工作面所需风量，m³/min； ∑Q备——备采面所需风量，m³/min； ∑Q掘——掘进面所需风量，m³/min； ∑Q硐——硐室所需风量，m³/min； ∑Q其它——其它巷道所需风量，m³/min；则：∑Qmin=1.2×(1790+895+2194+600+273)=6903.6（m³/min）∑Qmax=1.2×(1790+895+2674+600+273)=7478.6（m³/min）(2)根据矿井人数计算，按下式计算：Q=4×N×K（9-11）式中：N—井下同时工作的做多人数，取N=300人；K—风量备用系数，取K=1.5；则： Q=4×N×K=4×300×1.5=1800（m³/min）两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为6903.6m³/min，在矿井通风困难时期为7478.6m3/min。1.2.7风量分配(1)配风的原则和方法考虑到井下的漏风和煤层及岩层的氧化等因素引起的风量损失，结合本矿的实际条件，在井下配风和风量调节过程中需要做到风量满足安全生产的实际需要，因此根据东周窑矿区的经验和地质特征，配风系数取1.2。根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下顺槽的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。①综放工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧顺槽风量为：Q进1=1790×1.2=2148m³/min②准备工作面：Q备=895×1.2=1074m³/min③掘进面：Q连掘=2194×1.2=2632.8m³/min（通风容易时期）；Q连掘=2674×1.2=3208.8m³/min（通风困难时期）；④充电硐室：Q充=150×1.2=180m³/min⑤机电硐室：Q机＝120×1.2＝144m³/min⑥中央变电所：Q中央＝150×1.2＝180m³/min⑦火药库：Q火=180×1.2=216m³/min⑧其它巷道：Q其它=273×1.2=321.6m³/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕，井巷风速验算结果见表9.5。序号巷道名称风量断面积风速校核（m3/s）（m2）（m/s）1副斜井115.118.86.12<8m/s，满足要求2井底车场115.124.264.74<8m/s，满足要求3辅助运输大巷101.422.44.79<8m/s，满足要求4工作面辅运斜巷35.814.012.56<8m/s，满足要求5工作面29.8161.86<4m/s，满足要求6工作面输送机运输斜巷24.914.011.77<4m/s，满足要求7工作面瓦斯排放巷14.914.011.06<4m/s，满足要求8回风大巷101.411.76.07<8m/s，满足要求序号巷道名称风量断面积风速校核（m3/s）（m2）（m/s）1副斜井124.618.86.63<8m/s，满足要求2井底车场124.624.265.56<8m/s，满足要求3辅助运输大巷114.622.45.11<8m/s，满足要求4工作面辅运斜巷35.814.012.56<8m/s，满足要求5工作面29.8161.86<4m/s，满足要求6工作面输送机运输斜巷24.914.011.77<4m/s，满足要求7工作面瓦斯排放巷14.914.011.06<4m/s，满足要求8回风大巷114.611.76.47<8m/s，满足要求9回风井114.633.73.40<15m/s，满足要求1.3矿井通风总阻力计算1.3.1矿井通风总阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。（2）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。1.3.2确定矿井通风容易和困难时期本矿井前期采用中央并列式通风，后期时由于单翼采区长度过长，采用中央分列式通风。根据《煤炭安全生产规程》的要求，只需将头15-25年的开采范围作为服务范围，对于服务范围之外的通风系统，设计中只作粗略考虑。通风容易时期为首采3202带区第一个达产工作面布置完成时。在第一带区和第二带区比较中，由于大巷单翼长度较长，距进风井的距离更长，通风路线长，因此开采一带区最东侧分带为通风困难时期。1.3.3矿井最大阻力路线（1）通风容易时期地面→1→2→3→4→5→6和7→8→中央风井13→地面（2）通风困难时期地面→1→2→3→4→5→6和7→8→11→边界风井9→地面图7-2通风容易时期网络图图7-4通风困难时期网络图1.3.4矿井通风阻力计算沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式计算出各段风路井巷的磨擦阻力：hfr=a×L×U×Q2×S3（9-13）式中：hfr——巷道摩檫阻力；L、U、S——分别是巷的长度、周长、净断面积；Q——分配给井巷的风量；α——各巷道的摩擦阻力系数。矿井巷道支护形式及对应的井巷摩擦阻力系数а值见表9-7，表9-8。表7-7矿井通风容易时期阻力表表7-8矿井通风困难时期阻力表经计算可得：表7-9风路总摩擦阻力容易时期困难时期阻力(Pa)553.51301.71.3.5矿井通风总阻力容易时期通风总阻力： hrfmin＝1.2×∑hrfmin（9-13）困难时期通风总阻力： hrmax＝1.15×∑hrfmax（9-14）式中：1.2、1.15——为考虑风路上有局部阻力的系数；∑hrfmin、∑hrfmax——矿井通风困难和容易时期的阻力之和。hrmin＝1.2×664.2＝791.04Pa（<2940Pa）hrmax＝1.15×1497＝1721.55Pa（<2940Pa）矿井通风总风阻见表9-8。表7-10矿井通风总阻力时期容易时期困难时期总阻力(Pa)791.041721.551.3.6两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： R=hr/Qf2（9-15）矿井通风等积孔计算公式： A=1.1917/R0.5（9-16）式中：R——矿井风阻，N·S2/m8；hr——矿井总阻力，Pa；Qf——矿井总风量，m3/s；A——矿井等积孔，m2。容易时期：总风阻为：R＝hrmin/Qfmin2＝791.4/（6903.6/60）2＝0.0602N·S2/m8总等积孔：Armin＝1.1917/R0.5＝4.86m2困难时期:总风阻为：R＝hrmax/Qfmax2＝1721.55/（7478.6/60）2＝0.1108N·S2/m8总等积孔：Armax＝1.1917/R0.5＝3.58m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-9：表7-11矿井等积孔时期容易时期困难时期等积孔(m2)4.863.58由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，总风阻均小于0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。1.4选择矿井通风设备1.4.1选择主要通风机根据前面计算，用风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。（1）自然风压由〈〈煤矿设计规范〉〉可知：矿井进、出风井井口的标高差在150m以下，井深均小于400m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多，故设计中不计算自然风压，即：hn=0。（2）主要通风机工作风压a.该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压hrsmin=hrmin-hn+h风硐（9-17）式中：hrsmin——通风容易时期矿井通风总阻力，791.04PaPa；hn——容易时期帮助通风的自然风压，hn=0Pa；h风硐——风峒的通风阻力，通常为20～50取50Pa。hrsmin＝791.04Pa＋50＝841.04Pab.通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压：hrsmax=hrmax-hn+h风硐 （9-18）式中：hrsmax——表示通风困难时期矿井通风总阻力，1721.55Pa；hn夏——表示困难时期反对通风的自然风压，hn=0Pah风