××煤矿西采区通风系统改造设计

1、煤矿西采区通风系统改造设计煤矿西采区通风系统改造设计 公司公司矿生产技术部矿生产技术部 20092009 年年 1010 月月 2828 日日 矿井通风系统改造设计人员名单 设计人 设计负责人 通风负责人 技术负责人 机电负责人 生产技术部 总工程师 矿长 通风系统改造设计依据：通风系统改造设计依据： 煤矿安全规程 ，版煤炭工业出版社，2007 年 矿井通风与空气调节 ，中国矿业大学出版社，1990 年 煤矿安全工程设计煤炭工业出版社，1994 年 采矿工程设计手册煤炭工业出版社，2003 年 通风安全学 ，中国矿业大学出版社，2000 年 通风系统改造设计原则：通风系统改造设计原则： 按“以

2、风定产”原则，使改造后的通风系统能力与矿井生产能 力 相匹配 改造设计技术上合理可靠，风量充足，风流稳定、风速合理 以最少的投资，较少的工程量与材料消耗，获得最好的经济效 益 根据本公司的实际情况，尽可能选用先进技术和装备 改造后的系统安全可靠，防灾、抗灾能力强 目目 录录 第一节、矿井概况第一节、矿井概况.5 第二节、矿井通风系统现状及存在问题第二节、矿井通风系统现状及存在问题.6 一、通风系统现状.6 二、存在问题.6 第三节、矿井通风系统改造方案的选择第三节、矿井通风系统改造方案的选择.7 一、方案选择.7 二、方案设计的计算基础.7 第四节、矿井需风量计算及风速验算第四节、矿井需风量计

3、算及风速验算.9 一、需风量计算.9 二、风量分配及风速验算.15 第五节、矿井通风阻力计算第五节、矿井通风阻力计算.16 一、通风阻力计算.16 二、通风阻力分析.18 第六节、通风设备选择第六节、通风设备选择.19 一、工况点计算.19 二、电机功率计算.19 三、风硐改造.20 第七节、通风系统改造第七节、通风系统改造.21 一、生产巷道现状.21 二、巷道改造方案.21 第一节、矿井概况第一节、矿井概况 煤矿位于贵州省黔西南布依族、苗族自治州普安县楼下镇。地理坐标为： 东经 10454001045534，北纬 25224725 2440。 矿井形状为不规则形，面积 4.7993km。主

4、井口标高为1405.48m,副井标 高为1404.60m,风井标高为1446.54m，主平硐标高为1309.79m。本井田可 采煤层 4 层，即 17#、18#、19#、20#煤层。 矿井采用平硐、斜井开拓方式，原设计生产能力 30 万吨年，2009 年实际 产煤 36 万吨。目前共有两个采区，西采区地质构造简单，煤量大，2009 年产 出煤量 21 万吨。2010 年，西风井将担负年产 25 万吨以上产量的通风任务，需 供风量 4000 m3/min 左右。 煤矿煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上山开采， 采区式区段后退式，区段内后退式回采。采煤工作面采用走向长壁后退式采煤

5、法，采煤工艺为炮采、支护形式为 2.5m 单体液压支柱配合绞接顶梁、四对八梁 全断面支护；全部垮落法管理顶板。 第二节、矿井通风系统现状及存在问题第二节、矿井通风系统现状及存在问题 一、通风系统现状一、通风系统现状 煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，主、副，主平硐 井进风，东西采区风井回风。地面通风机房安设两台同型号离心式扇风机，一 台运转，一台备用。 西采区主扇型号为 BD-11NO14 型，功率为 255kw，数量 2 台（一台工作， 一台备用） ，额定风量 1200-2880m3/min、风压 10003100Pa。采区实际总进风 量 2024m3/min，负压 980Pa

6、。 东采区主扇型号为 FBCDZ 防爆对旋轴流式风机，数量 2 台（一台工作，一台 备用） ，配套电机 YBF225-4 主扇功率为 275kw，额定风量 1510-3100m3/min、 风压 13003300Pa。采区实际总进风量 2283m3/min，负压 1100Pa。 掘进工作面使用 FBDNo6/215kw 型，全矿共有局部扇风机八台（四台工作， 四台备用） ，电机功率为 215kw、风量为 330m3/min-500m3/min，风筒为 600mm 的矿用抗静电阻燃风筒,采用压入通风本矿井采用抽出式通风， 二、存在问题二、存在问题 煤矿原设计能力为 45 万吨年，但是实际生产能力

7、难以达到设计生产 能力，今年矿井对各个生产系统进行了一系列改造，矿井生产能力达 90 万吨 年。矿井通风系统虽进行了系列改造，但仍不能完全与矿井实际生产能力相匹 配，给通风安全管理带来隐患。主要存在以下几方面的问题： 1、按目前的采掘布局布置，西采区主要通风机的供风量已达到极限。日常 因供风量不足影响生产安全。 2、主要通风机严重老化，故障较多，运行不稳定，供风量不连续不可靠。 3、井下采场逐步向西采区转移，采区要布置 2 个采煤工作面和二个掘进工 作面，所需风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行的主要通风机难 以满足安全生产需要。 4、矿井主要通风巷道都布置地煤层中，变形严重，通风断面

8、小，阻力大， 风速超限，供风量不足。 第三节、矿井通风系统改造方案的选择第三节、矿井通风系统改造方案的选择 一、方案选择一、方案选择 煤矿原设计能力为 30 万吨，矿井初期主要开采首采区的 17#煤，现西 采区 17#煤层已回采结束，矿井东西采区近两年内也将结束，矿井今后的生产 主要集中在西采区开采。采区开始投产时采区主要进风巷道断面积为 5.68.02m2,主要回风巷道断面积为 6.9m2，并开采 17#煤层，通风距离短，通 风网络简单，测定通风阻力为 1205Pa,等积孔为 2.26m2，网络上属于通风容易 矿井。 目前矿井通风系统存在的问题主要为矿井总风量达到极限、主要通风机严 重老化，

9、故障较多，运行不稳定、通风系统将由生产系统的增加，所需的风量 增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行风机难以满足安全生产需要。 煤矿通风系统改造的目的在于提高矿井总风量，保证主要通风机安全运转， 使通风能力与生产能力相匹配。 鉴于以上对矿井通风网路、通风设备的分析，鉴于以上对矿井通风网路、通风设备的分析， 通风系统改造的方案为：更通风系统改造的方案为：更 换矿井主要通风机和巷道改造。换矿井主要通风机和巷道改造。 二、方案设计的计算基础二、方案设计的计算基础 煤矿通风系统改造的方案为更换主要通风机和巷道改造，今后采掘头 面个数及机电硐室数量基本稳定，但随采掘地点的变化，通风系统有较大变化。 因

10、此主要通风机选型，须从以下几方面作为选型计算的基础： （一）重新计算矿井需风量，合理配风，并以此来计算矿井通风阻力。 （二）随采掘布局的变化，矿井生产逐步转移到西采区，形成西采区通风 系统。生产系统增加，矿井配风量增加，通风路线延长、通风阻力增大，矿井 通风进入困难时期。因此应以通风路线最长、阻力最大的困难时期作为风机选 型的基础。 （三）根据矿井采掘计划，矿井需风量计算 1 个回采工作面、1 个备用工 作面，4 个掘进工作面、2 个独立通风的硐室作为风量计算基础。 1 个回采工作面为：1903 工作面。 1 个备用工作面：1904 工作面。 4 个掘进工作面：17#煤层和 19#煤层。 （四

11、）通风阻力计算 通风容易时期：通风容易时期：阻力计算以 1903 回采工作面为通风阻力计算路线。西采区 1 个回采工作面，2 个掘进工作面，留有 30m 的煤柱。 通风困难时期：通风困难时期：阻力计算以 1904 回采工作面和 1903 回采工作面作为通风 困难时期阻力计算路线。通风困难时期西采区 1 个回采工作面， 1 个备用面， 4 个掘进工作面，2 个硐室，按工作面的最长计算。 第四节、矿井需风量计算及风速验算第四节、矿井需风量计算及风速验算 一、需风量计算一、需风量计算 采煤工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡抽放以后的工作面瓦斯涌出 量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进

12、行计算后，取其中最 大值，并经风速验算。经分析和计算认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数 少，一般不超过 35 人，因此，影响工作面风量确定的主要原因是瓦斯涌出量和 风速。 （一）采煤工作面需风量计算 1、西 1903 工作面的配风量 （1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。 Q采 1=100q采Kc 式中： Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取 5.7m3 /min KC采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯 绝对涌出量的最大值与平均值之比；炮采工作面取 1.42.0，本矿取 1.8 Q采 1=100q采Kc=1005.71

13、.8=1026 m3/min （2）按工作面温度计算 Q采VcScKi 式中 Vc采煤工作面适宜风速，取 1.0m3/s； Sc采煤工作面平均有效断面，取 7.04m2； Ki工作面长度系数，取 1.0。 故 Q采17.041=422.4m3/min （3）按炸药使用量计算 Q采25Ac/60=0.417Ac 式中 Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取 18kg； 故 Q采0.41718=450m3/min （4）按工作面工作人员数量计算 Q采=4n=435=140m3/min=2.3 m3/s 式中：n采煤工作面同时工作的最多人数，35 人； 以上计算最大值 Q采=maxQ采 1

14、,Q采取 Q采=787.2m3/min=13.12m3/s 12 （5）按风速验算 0.25ScQ采4Sc， 则 0.25Sc0.257.041.76 (m3/s)Q采 4Sc47.0428.16m3/sQ采 故 Q采1026 m3/min =17.1m3/s 满足要求。 西采区 1903 工作面所需风量为 1026 m3/min， 2、西 1904 工作面的配风量 （1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。 Q采 1=100q采Kc 式中： Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取 4.6m3 /min KC采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数

15、，即该工作面瓦斯 绝对涌出量的最大值与平均值之比；炮采工作面取 1.42.0，本矿取 1.8 Q采 1=100q采Kc=1004.61.8=828 m3/min （2）按工作面温度计算 Q采VcScKi 式中 Vc采煤工作面适宜风速，取 1.0m3/s； Sc采煤工作面平均有效断面，取 7.04m2； Ki工作面长度系数，取 1.0。 故 Q采17.041=422.4m3/min 表 1 采煤工作面温度与风速对照表 采煤工作面空气温度 采煤工作面风速，V m/s 150.3-0.5 15-180.5-0.8 18-200.8-1.0 20-231.0-1.5 23-261.5-2.0 根据煤矿

16、地温梯度及季节变化情况，井下工作面温度一般在 1722 之间，对照上表，取工作面风速 V 采i=1.0m/s； S采 i第 i 个采煤工作面的平均断面积 m2； K采面调整系数； （3）按炸药使用量计算 Q采25Ac/60=0.417Ac 式中 Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取 18kg； 故 Q采0.41711.25=281m3/min （4）按工作面工作人员数量计算 Q采=4n=435=140m3/min=2.3 m3/s 式中：n采煤工作面同时工作的最多人数，35 人； 以上计算最大值 Q采=maxQ采 1,Q采取 Q采=787.2m3/min=13.12m3/s 12

17、（5）按风速验算 0.25ScQ采4Sc， 则 0.25Sc0.257.041.76 (m3/s)Q采 4Sc47.0428.16m3/sQ采 故 Q采13.8m3/s 满足要求。 西采区 1904 工作面所需风量为 828 m3/min， 各个独立通风的掘进工作面实际需风量,应按瓦斯或二氧化碳涌出量、 炸药用量、局部通风机实际吸风量、 风速和人数等规定要求分别进行计算,并 取其中最大值。 （二）采区掘进工作面需风量计算 1、西 1905 运输巷配风量计算 （1）按每班掘进工作面人数计算: Q掘=4nj=412=64m3/min=1.06 m3/s 3 式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数，

18、1 人； 经计算，掘进工作面风量为 1.06m3/s。 （2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q掘 1=100q瓦掘K掘通 式中： T-昼夜产量, 6.096m1.5t/m3=54.8t q绝瓦斯相对涌出量，1.26m3/t； K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值 应经过观察实测后取得；一般取 1.42.0；取 1.4 则：Q掘 1=100q掘Kd=1000.9454.8/(2460)1.4=343m3/min （3）按炸药使用量计算： Q掘=Ajb（tc） 2 式中：Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg； b每公斤炸药爆破后生成的当量 CO 的量，根据炸药有毒气

19、体国家 标准，取 b=0.1m3/kg； t通风时间，一般不少于 20min； c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的 CO 浓度，一般取 c=0.0024%； Q掘=25Aj=254.5=112.5m3/min （4）按局部通风机吸风量计算： Q掘 3= Q 局I9S=3751+96.08=382 m3/min Q掘局部通风机实际吸风量，该对旋式局部通风机 215K 额定风量 为 456295 m3/min，取 375 m3/min 进行计算， S安装局部通风机巷道断面 9为防止局部通风机吸循环风的风速 I局部通风机的台数 经计算，以上计算最大值 Q掘=maxQ掘 1,Q掘 1,Q掘 3，

20、则普通钻爆法掘进工 作面风量为 382m3/min。 （5）按风速验算： 根据煤矿安全规程规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足： 15SjQ掘240Sj 式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，7.04m2； 所以：Q掘156.08=91.2m3/min=1.52m3/s Q掘2406.08=1459.2m3/min=24.32m3/s 式中： SJ掘进工作面巷道过风断面为 6.08m2，经计算每个掘进工作面所 需风量为 343 m3/min。按风速验算满足要求。 2、西 1905 回风巷配风量计算 （1）按每班掘进工作面人数计算: Q掘=4nj=412=64m3/min=1.06 m3/s 3

21、 式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数，1 人； 经计算，掘进工作面风量为 1.06m3/s。 （2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q掘 1=100q瓦掘K掘通 式中： T昼夜产量, 6.096m1.5t/m3=54.8t q绝瓦斯相对涌出量，0.78m3/t； K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值 应经过观察实测后取得；一般取 1.42.0；取 1.6 则：Q掘 1=100q掘Kd=1000.7854.8/(2460)1.6=285m3/min （3）按炸药使用量计算： Q掘=Ajb（tc） 2 式中：Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg； b每公斤炸药爆破

22、后生成的当量 CO 的量，根据炸药有毒气体国家 标准，取 b=0.1m3/kg； t通风时间，一般不少于 20min； c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的 CO 浓度，一般取 c=0.0024%； Q掘=25Aj=254.5=112.5m3/min （4）按局部通风机吸风量计算： Q掘 3= Q 局I9S=3751+96.08=382 m3/min Q掘局部通风机实际吸风量，该对旋式局部通风机 215K 额定风量 为 456295 m3/min，取 375 m3/min 进行计算， S安装局部通风机巷道断面 9为防止局部通风机吸循环风的风速 I局部通风机的台数 经计算，以上计算最大值 Q

23、掘=maxQ掘 1,Q掘 1,Q掘 3，则普通钻爆法掘进工 作面风量为 382m3/min。 （5）按风速验算： 根据煤矿安全规程规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足： 15SjQ掘240Sj 式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，7.04m2； 所以：Q掘156.08=91.2m3/min=1.52m3/s Q掘2406.08=1459.2m3/min=24.32m3/s 式中： SJ掘进工作面巷道过风断面为 6.08m2，经计算每个掘进工作面所 需风量为 382 m3/min。按风速验算满足要求。 （三）硐室需要风量计算 各个独立通风的硐室实际需要风量，按照经验值风量： Q变电所=60-8

24、0, 取 70 m3/min Q其他 =40-60，取 50 m3/min Q硐Q变电所Q其他 702502 240 m3/min 4、其它巷道的需要风量(无) 5、矿井总需风量计算 矿井总需进风量的计算按下列要求分别进行计算,并必须采取其中的最大值。 (1)按井下同时工作的最多人数计算: Q矿需=4NK矿通 式中 N井下同时工作的最多人数,根据统计我矿同时入井最多人数为 421 人。 K矿通矿井通风系数,一般可取 1.21.25,我矿取 1.20。 Q矿需=4NK矿通 =44211.20 =2021m3/min (2)按采煤、掘进、硐室及其它用风地点设计需风量的总和计算: Q需=(Q采+Q掘

25、+Q硐+Q其它)K矿通,m3/min K矿通矿井通风系数，取 K矿通1.20 Q 需=(Q采+Q掘+Q峒+Q其它)K矿通, Q需=(Q采+Q掘+Q峒+Q其它)K矿通, 1.20 3382m3/min 矿井总需风量为 Q需3382m3/min，矿井通风方式为中央并列式，取外部漏 风系数 k通1.10， 则主要通风机通风量为 Q通 k通Q需 1.103382 3721m3/min 二、风量分配及风速验算二、风量分配及风速验算 矿井风量分配按采煤工作面、掘进工作面、硐室等用风地点的需风量逐点 分配，内部漏风按漏风系数均匀分配到各用风地点。 通风容易时期的阻力计算路线为：皮带

26、井、材料井190 皮带巷190 上山 1903 运输巷1904 工作面1903 回风巷190 回风上山272 回风巷西回 风井引风硐。此路线的风量分配及风速验算如表 3 通风困难时期的阻力计算路线为：皮带井、材料井190 皮带巷190 上山 1903 运输巷1904 工作面1903 回风巷190 回风上山272 回风巷西回 风井引风硐。 通过对矿井的采面和掘进面风量计算，为满足各工作点所需要的风量，完 善通风系统，必须要对各工作地点进行风量分配，即分配如下： 表 2 矿井作业地点所需分量分配表 地点配产工作面配风量 （m3/s） 通风断面m2 西1903采面19#煤层采面10267.04 西1

27、904采面19#煤层8287.04 西1905运输巷掘进面3825.4 西1904回风巷掘进面3435.4 配电室硐室1405.4 其他硐室1005.4 小计3721 第五节、矿井通风阻力计算第五节、矿井通风阻力计算 一、通风阻力计算一、通风阻力计算 风机选型应分别以矿井通风容易时期及通风困难时期的工况点为选择依据。 矿井通风容易时期及通风困难时期的通风阻力计算如表 5、表 6，并据此计算出 矿井通风最小阻力 H最小和最大阻 H最大，通风阻力计算公式如下： （一）矿井通风阻力计 摩擦阻力的计算： hf=RfQ2 pa 式中：hf井巷的摩擦阻力，pa； Rf井巷的摩擦风阻，K； Q井巷风量，m3

28、/s 其中：Rf=LU/S3 式中：井巷的摩擦阻力系数； L井巷的长度；m U井巷周边长度，m S井巷的断面积，m2 h=RQ2 R=LU/S3 1、现煤矿为通风容易时期阻力的计算，如图 3 所示。 表 3 矿井通风容易时期阻力计算 序 号 井巷名称 摩擦阻力 系数 a(N.S2/m4) 长度L(m)周长U(m) 净断面 S() 风量Q(m /s) 摩擦阻力 h(Pa) 风速 V(m/s) 1主斜井10.01523907.593.610.55107.332.9 2190皮带斜巷0.015215010.2045.009.081.3 3190运输上山0.016520010.204.511.4048

29、.002.5 41903运输顺槽0.01525010.203.211.2029.683.5 51903工作面0.01657010.20611.206.841.9 61903回风顺槽0.01525010.203.811.2017.722.9 7190回风上山0.01528010.20411.2024.312.8 8190回风石门0.00826010.20417.0022.664.3 9180回风上山0.015217010.20417.00119.024.3 10回风斜井0.01646010.203.619.00580.875.3 11引风道0.0162010.203.539.00115.7911

30、.1 总 计 总计17001081.31 162.20 1243.50 局部阻力按矿井阻力的15计算 总阻力h 2、局部阻力的计算 根据煤炭工业设计规范的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的 15%作为局部阻力，即： he=hf15% =1081.3 =162.2（式中：her井巷的局部阻力,pa） 通风阻力的计算 h=he+hf 式中：hf井巷的通风阻力，pa =1081.3162.2 =1243.5pa 3、等积孔的计算 A=1.1896Qh1/2 式中：A通风等积孔，m2 Q主扇风量 h井巷的通风阻力，pa 故 A=1.1896621851/2=2.01 所以容易时期的等级孔为 2.0

31、1。 2、现煤矿为通风困难时期阻力的计算，如图 4 所示。 表 4 西采区通风困难时期阻力计算 序 号 井巷名称 摩擦阻力 系数 a(N.S2/m4 ) 长度L(m)周长U(m) 净断面 S() 风量Q(m /s) 摩擦阻力 h(Pa) 风速 V(m/s) 1主斜井10.01523907.593.610.55107.332.9 2190皮带斜巷0.015215010.2045.009.081.3 3190运输上山0.016520010.204.511.4048.002.5 41903运输顺槽0.015248010.203.211.20284.893.5 51903工作面0.016512010.

32、20611.2011.731.9 61903回风顺槽0.015260010.203.811.20212.662.9 7190回风上山0.01528010.20411.2024.312.8 8190回风石门0.00826010.20417.0022.664.3 9180回风上山0.015217010.20417.00119.024.3 10回风斜井0.01646010.203.619.00580.875.3 11引风道0.0162010.203.539.00115.7911.1 总 计 总计27301610.00 241.50 1851.50 局部阻力按矿井阻力的15计算 总阻力h 2、局部阻力

33、的计算 根据煤炭工业设计规范的规定，局部阻力不单独计算，取摩擦阻力的 15%作为局部阻力，即： he=hf15% =1610.315% =241.5（式中：her井巷的局部阻力,pa） 通风阻力的计算 h=he+hf 式中：hf井巷的通风阻力，pa =1610.3241.5 =1851.9pa 3、等积孔的计算 A=1.1896Qh1/2 式中：A通风等积孔，m2 Q主扇风量 h井巷的通风阻力，pa 故 A=1.1896511851/2=1.41 所以容易时期的等级孔为 1.41 二、通风阻力分析二、通风阻力分析 根据以上计算，可知： （一）在矿井采掘头面及硐室数量相对稳定的情况下，随采掘布局

34、的变化， 矿井通风阻力变化较大。风机选型既要保持经济运行，又要满足矿井通风困难 时期的供风需要。 （二）在满足矿井需风量的前提下，无论是通风容易时期，还是通风困难 时期，风硐中的风速均超过允许风速。因此，在更换主要通风机的同时，应考 虑扩大风硐断面，进行巷道改造。 第六节、通风设备选择第六节、通风设备选择 一、工况点计算一、工况点计算 根据以上计算，风机工况点为： 工作风量 Q3721m3/min H静Hf+hd Hf-工作风压 hd-风机及附属装置阻力,一般取 150200Pa，我矿取 150Pa 通风容易时期的风机工况点为： Q3721m3/min62 m3/s H静小Hf+hd=1243

35、.5+150=1393.5Pa 通风困难时期的风机工况点为： Q3721m3/min62 m3/s H静小Hf+hd=1851+150=2001Pa 二、电机功率计算二、电机功率计算 西采区通风困难时期的风量为 3721 m3/min。 主扇的工作风压 根据我矿实际情况，自然风压对矿井风压影响较小，故不考虑自然通风的 影响。 困难时期西主扇风压 hfmax=2001Pa 主扇的工作风量 Qfmax=1.05Q难= 1.0551=53m3/s 式中：Q难为困难时期采区的实际需风量，单位 m3/s。 H为困难时期采区主扇工作风压，单位 pa。 1.05 为外部漏风系数 主扇的电机功率计算： Nc= （1.2Qh）（0.71000） 1.2电机储备系数 Nc扇风机的功率，KW H通风机的负压， Pa Q通风机的风量，m3/s 0.7风机实际效率 Nc= （1.2Qh）（0.71000） =（1.2531851）（0.71000） =171.4KW 经过以上计算，我矿作业地点所需要的风量，西采区为 3721 m3/min。选择 的主通风机型号：FBCDZ18A 型主扇 2 台(一台备用)。配备电机功率 290Kw,静压 7022650pa，风量 37681698=m3/min，满足设计风量要求。 三、风硐