矿井通风设计.doc

第九章 矿井通风设计 一、教学内容 1、拟定矿井通风系统的原则和方法； 2、矿井总风量的计算和分配方法； 3、矿井通风总阻力的计算原则和方法； 4、选择矿井通风设备的原则和方法； 5、概算矿井通风费用； 6、介绍生产矿井通风设计相关知识； 二、重点难点 1、矿井总风量的计算和分配方法； 2、矿井通风总阻力的计算方法； 3、选择矿井通风设备的方法。 三、教学要求 1、了解矿井通风系统设计的原则、步骤和方法； 2、了解矿井通风费用计算方法； 3、了解生产矿井通风设计的相关知识； 4、掌握矿井风量计算与分配、总阻力计算、通风设备选型计算的知识。 矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要一环。矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建矿井通风设计与生产矿井通风设计两种。 新建矿井通风设计一般分为基建和生产两个时期，并分别进行设计。 矿井基建时期的通风多用局部通风机对独头巷道进行通风。当主要进、回风井筒贯通、主要通风机安装完毕后，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全风压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 矿井生产时期通风设计，根据矿井生产年限的长短而采用不同的方法。矿井服务年限不长时（约15至20年），只做一次通风设计。矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型、矿井所需风量、风压的变化等因素，分为两期进行通风设计，第一期为矿井生产初期（如第一水平 ），对该时期内通风容易和通风困难两种情况做详细的设计；第二期为矿井生产后期（如第二水平），该时期的通风设计只做一般原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，做出全面考虑，使确定的通风系统既可适应现时生产要求，又能照顾长远的生产发展与变化。 矿井通风设计的内容包括确定矿井通风系统；矿井总风量的计算和分配；矿井通风阻力计算；选择通风设备；概算矿井通风费用。 矿井通风设计的主要依据是矿区气象资料；井田地质地形；煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度等；煤层自然发火倾向，发火周期；煤尘爆炸危险性及爆炸指数；矿井设计生产能力及服务年限；矿井开拓方式及采区巷道布置，回采顺序、开采方法；矿井巷道断面图册；矿区电费等。 矿井通风设计应满足以下要求 1、 将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所，保证生产和创造良好的工作条件； 2、 通风系统简单、风流稳定、易于管理，具有抗灾能力； 3、 发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出； 4、 有符合规定的井下安全与环境监测系统或检测措施； 5、 系统的基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。 第一节 拟定矿井通风系统 拟定矿井通风系统主要是拟定进风井与回风井的布置方式，矿井风流路线，矿井主要通风机的工作方法，这是矿井通风设计的基础。 矿井通风系统应和矿井的开拓、开采设计一起考虑，并通过技术、经济比较之后确定。确定的通风系统，应符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。 一、拟定矿井通风系统的基本要求 1、每个矿井必须至少要有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30米。新建和改扩建矿井，如果采用中央式通风时，还要在井田边界附近设置安全出口；当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时，必须掘出井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和每个采区至少都必须有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通。通到地面的2个安全出口和2个水平间的安全出口，都必须有便于行人的设施（台阶和梯子间等）。 2、风井位置要在洪水位标高以上（大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井50年一遇），进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500米。井口工程地质及井筒施工地质条件简单，占地少、压煤少、交通方便、便于施工。 3、箕斗提升井一般不应兼作进风井或出风井。如果井上、下装卸载装置和井塔有完善的封闭措施，其漏风不超过15，并有可靠的防尘措施，箕斗井可以兼作出风井；若井筒中风速不超过6m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准，箕斗井可以兼作进风井。胶带输送机斜井一般不得兼作风井。如果胶带输送机斜井中的风速不超过4m/s，并有可靠的防尘措施和防火措施，可以兼作进风井；如果胶带输送机斜井中的风速不超过6m/s，并装有甲烷断电仪，可以兼做回风井。 4、所有矿井都要采用机械通风，主要通风机必须安装在地面。新建矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机联合运转。 5、不宜把两个可以独通风的矿井合并为一个通风系统；若有几个出风井，则自采区到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前、各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。 6、采用分区式（多台主要通风机）通风时，为了保证联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流、（中央主要通风机）每一翼的回风流都必须严格隔开。 7、尽可能降低通风阻力。尽量采用并联通风，并使主要并联风路的风压接近相等，以避免过多的风量调节。尽可能利用旧巷道通风。 8、尽可能避免设置大量风桥和风门或采用容易引起大量漏风的通风系统。 9、井下爆炸材料库必须有单独的进风流，回风必须引进矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风风流应引入回风巷。 二、确定矿井通风系统的方法 依据矿井通风设计的条件，提出多个技术上可行的方案。首先根据矿井生产实际，选定23个技术上可行，且符合安全要求的方案进行经济比较，将最优方案确定为设计方案。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后，所确定的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复生产。 第二节 计算和分配矿井总风量 一、矿井需风量的计算原则 矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它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4m3。 2、按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体浓度、风速以及温度等都符合煤矿安全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 矿井所需风量按以下方法计算，并取其中最大值。 （一）按井下同时工作的最多人数计算 Q矿4NK （9-1） 式中 Q矿矿井总供风量，m3/min； N井下同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟供风标准，m3/min； K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或区域式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥0.9Mt/a时取小值；T＜0.90Mt/a时取大值。 （二）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算 1、 采煤工作面需风量的计算 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 m3/min （9-2） 式中 -------采煤工作需要风量，m3/min ； -------采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min； ----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，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6；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9-1的要求 表9-1 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） ＜15 1518 1820 2023 2326 0.30.5 0.50.8 0.81.0 1.01.5 1.51.8 采煤工作面的需风量按9-3计算 m3/min （9-3） 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，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2； K采-------采煤工作面长度风量系数，按表9-2选取。 表9-2 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 ＜50 5080 80120 120150 150180 ＞180 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.301.40 （3）按炸药使用量计算 m3/min （9-4） 式中 25-----每使用1㎏炸药的供风量，m3/min A采------采煤工作面一次炸破使用的最大炸药量，㎏。 （4）按工作人员数量计算 m3/min （9-5） 式中 4-----每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； n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 （9-6） 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量 （9-7） 采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯（二氧化碳）、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50。 2、 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 m3/min （9-8） 式中 Q掘-----掘进工作面实际需风量，m3/min； Qch4------掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； K掘----掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.52.0；炮掘工作面取1.82.0。 2）按炸药使用量计算 m3/min （9-9） 式中 25------使用1㎏炸药的供风量，m3/min； A掘------掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量，㎏。 3）按局部通风机吸风量计算 m3/min （9-10） 式中 Q掘 -----掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min； Ι----掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台； K通 ------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，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9-3 局部通风机额定风量 风机型号 额定风量m3/min JBT51（5.5kW） JBT52（11 kW） JBT61（14 kW） JBT62（28 kW） 150 200 250 300 4按工作人员数量计算 m3/min （9-11） 式中 n掘-----掘进工作面同时工作的最多人数，人。 5）按风速进行验算 岩巷掘进工作面的风量应满足 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足 式中 ------掘进工作面巷道过风断面积，m2。 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）井下爆炸材料库 按库内空气每小时更换4次计算 m3/min （9-12） 式中 Q硐 炸破材料库供风量，m3/min； V炸破材料库总容积，m3。 2）充电硐室 按其回风流中氢气浓度小于0.5计算 m3/min （9-13） 式中 qH2 充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。 通常充电硐室的供风量不得小于100 m3/min。 3）机电硐室 按硐室中运行的机电设备发热量计算 m3/min （ 9-14） 式中 ∑W机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率（按全年中最大值计算），kW； θ机电硐室发热系数，可依据实测由机电硐室内机械设备运转时的实际发热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定，也可按表9-4选取。 ρ 空气密度，一般取ρ1.2㎏/ m3； Cp空气的定压比热，一般可取Cp1.000KJ/㎏k； △t机电硐室进、回风流的温度差，℃； 3600热功当量，1 Kwh3600 KJ。 表9-4 机电硐室发热系数（θ）表 机电硐室名称 发热系数（θ） 空气压缩机房 水泵房 变电所、绞车房 0.150.23 0.010.04 0.020.04 采区小型机电硐室，可按经验值确定风量。一般为6080 m3/min。 4、 其它巷道需风量计算 井下其它巷道的需风量，应根据巷道的瓦斯（二氧化碳）涌出量和风速分别计算，并取其中的最大值。 1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 m3/min （9-15） 式中 Q它其它巷道需风量，m3/min； Q它用风巷道的绝对瓦斯（二氧化碳）涌出量，m3/min； K它其它巷道因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般取k它1.11.3。 2）按最低风速验算 m3/min （9-16） 式中 S井巷净断面积，㎡。 新建矿井，其它用风巷总需风量难以计算时，也可按采煤、掘进、硐室的需风量总和的35估算。 5、 矿井总风量计算 矿井总进风量应按采煤、掘进、独立通风硐室及其它地点实际需风量的总和计算。 m3/min （9-17） 式中 ∑Q采采煤工作面、备用工作面需风量之和，m3/min； ∑Q掘掘进工作面需风量之和，m3/min； ∑Q硐独立通风硐室需风量之和，m3/min； ∑Q它其它用风地点需风量之和，m3/min； K 矿井通风系数。 当采用压入式或中央并列式通风时 K1.21.25 当采用中央分列式或混合式通风时 K1.151.20 当采用对角式或区域式通风时 K1.101.15 矿井年产量T≥0.9Mt时，取小值；T＜0.9 Mt时，取大值。 三、矿井总风量的分配 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、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。 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，使其符合煤矿安全规程对风速的要求。 第三节 计算矿井通风总阻力 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），只计算头1525年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出这两个时期的通风网路图。 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2940 Pa。 4、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 沿矿井通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路（入风井口到风硐之前），分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力 ， Pa （9-18） α值可以从附录一中查得，或选用相似矿井的实测数据。 将各段井巷的摩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 ， Pa （9-19） （1.11.15）∑， Pa （9-20） 两个时期的摩擦阻力可按表9-5进行计算。 表9-5 矿井通风容易（困难）时期井巷摩擦阻力计算表 节点序号 巷道名称 支护形式 α Ns2/m4 L （m） U m S m2 S3 m6 R Ns2/m8 Q m3/s Q2 m6/s2 h摩 （Pa） v m/s ① ② 有时用下式计算两个时期的矿井总风阻和总等积孔。 ， Ns2/m8 （9-21） ， Ns2/m8 （ 9-22） ， m2 （9-23） ， m2 （9-24） 第四节 选择矿井通风设备 一、选择矿井通风设备的基本要求 1、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作。 2、选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节能情况，分期选择电动机。 3、通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5ْ；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90。 4、进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。 二、主要通风机的选择 1、计算通风机的风量Q通 考虑到外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），主要通风机风量可用下式计算 m3/s （ 9-25） 式中 Q矿矿井总风量，m3/s ； k漏风损失系数。风井无提升任务时取1.1；箕斗井兼作回风井时取1.15；回风井兼做升降人员时取1.2。 2、计算通风机的风压H全（或H静） 通风机全压H全和矿井自然风压H自共同作用，克服矿井通风系统的总阻力h阻、风硐阻力h硐以及扩散器出口动能损失h扩。当自然风压与通风机风压同向时取“-”；反之取“”。即 ，pa （9-26） 风硐阻力一般不超过100200 Pa。 通常离心式风机提供的大多是全压曲线，而轴流式、对旋式通风机提供的大多是静压曲线。因此，对抽出式通风矿井 离心式通风机 容易时期 （ 9-27） 困难时期 （9-28） 轴流式（或对旋式）通风机 容易时期 （9-29） 困难时期 （9-30） 自然风压在容易时期取负值，困难时期取正值，是为了确保所选的通风机在这两个（极端）时期均有能力满足矿井通风要求。 对于压入式通风矿井，式（9-27）及（9-28）中的 h扩应改为出风井的出口动压。 3、 选择通风机 根据计算的矿井通风容易时期通风机的 Q通、 H静小（或 H全小）和困难时期通风机的Q通、H静大（或H全大），在通风机的个体特性图表（参见附录四、五、六）上选择合适的主要通风机。判别是否合适，要看上面两组数据所构成的两个时期的工作点，是否都在通风机个体特性曲线的合理工作范围内。 选定以后，即可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角（指轴流式或对旋式风机）、转速、风压、风量、效率和输入功率等技术系数，并列表整理。 4、 选择电动机 ⑴计算通风机输入功率 按通风容易和困难时期，分别计算通风机输入功率N电小、N电大 ， kW （9-31） ， kW （9-32） 或 ， kW （9-33） ， kW （9-34） 式中 、分别为通风机静压效率和全压效率； 、分别为矿井通风容易时期和困难时期通风机的输入功率。 ⑵选择电动机时， 当时，可选一台电动机，其功率为 初期 ， kW （9-35） 当时，选两台电动机，其功率分别为 初期 ， kW （9-36） 后期按式（9-35）计算。 式中 电动机容量备用系数， k电1.11.2； 电动机效率，η电0.92～0.94（大型电机取较高值）； 传动效率，电动机与通风机直联时η传1；皮带传动时η传0.95。 电动机功率在400～500 kW以上时，宜选用同步电动机。其优点是低负荷运转时，用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；缺点是这种电动机的购置和安装费较高。 第五节 概算矿井通风费用 矿井通风费用是通风设计和管理的重要经济指标，一般用吨煤通风成本，即矿井每采一吨煤的通风总费用表示。它包括吨煤通风电费和通风设备折旧费、材料消耗费、工作人员工资、专用通风巷道折旧与维护费、仪表购置与维修费等其它通风费用。 一、吨煤通风电费 吨煤通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量。可用下式计算 ， 元/t （ 9-37） 式中 Wo吨煤通风电费，元/t E主要通风机年耗电量， kWh/a； 通风容易时期和困难时期共选一台电动机时 ， kWh/a； 选两台电动机时 ， kWh/a ； 式中 EA局部通风机和辅助通风机的年耗电量 ，kWh/a； D电价 ，元/ kWh ； η变变压器效率，可取0.95； η缆电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，在0.900.95内选取。 二、其它吨煤通风费用 1、 设备折旧费 通风设备折旧费与设备数量、成本及服务年限有关，可用表9-6计算。 吨煤通风设备折旧费W1用下式计算 ， 元/t （9-38） 表9-6 通风成本计算表 序 号 设 备 名 称 计 算 单 位 数 量 单 位 成 本 总成本 服 务 年 限 每年的折旧费 备 注 设备费 运转及 安装费 总计 基本设资折旧费 （G1） 大修理折旧费 （G2） 2、 材料消耗费 吨煤通风材料消耗费W2按下式计算 ，元/t （9-39） 式中 C通风材料消耗总费用（包括各种通风构筑物的材料费、通风机和电动机润滑油料费等），元/a。 3、 通风工作人员工资费 吨煤通风工作人员工资费用W3按下式计算 ，元/t （9-40） 式中 A矿井通风工作人员每年工资总额，元/a。 4、 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费 折算至吨煤的费用为W4元/t。 5、 通风仪表购置费和维修费 吨煤通风仪表购置费和维修费为W5元/t。 吨煤通风成本（W）按下式计算 ， 元/t （9-41） 第六节 生产矿井通风设计 一、生产矿井通风设计的特点 生产矿井的通风设计，是指矿井新增开拓水平、采区等因素，导致原矿井通风系统不能满足生产需求而进行的通风设计。与新建矿井通风设计相比，它在设计内容、程序和方法等方面基本类似，但涉及范围较广，设计更复杂一些。 生产矿井通风设计要有全局思想。既要紧密联系矿井当前的生产与发展情况，又要保证新增区域施工和投产过程中的安全生产；既要挖掘现有通风系统的潜力，充分利用现有的通风井巷，又要使其和新建的通风井巷和新选的通风设备协调运转。 二、生产矿井通风设计的内容和步骤 1、确定矿井通风系统 生产矿井通风设计，由于设计条件各异，其通风系统的变化幅度也很不相同。例如，需要增加新采区，但瓦斯变化不大，增产任务不大时，矿井通风系统不会有太大的变化，也不致增开新风井。但如果新增的采区在边远地区或在较深的水平，而产量和瓦斯涌出量有较大的增加，现有通风能力不能满足时，或者因为井田重新划分、井型变化时，矿井通风系统往往发生较大的变化，可由原来的中央并列式变为中央边界式或对角式等等。因此，在确定通风系统时，要对原有通风系统和生产状况进行深入、细致的分析，合理调整，以便在原有条件下确定合理的通风系统。 2、 计算和分配矿井总风量 要充分利用原矿井风量计算和分配的成功经验，先计算各个用风地点的实际需风量（参见本章第二节），然后由里向外，推算进风路线上的风量和回风路线上的风量。 3、 计算矿井通风总阻力 在通风设计的服务年限内，选择矿井通风容易和通风困难两个时期的最大阻力路线，分别计算其通风阻力。对正在生产的区域，各风路的风阻值应采用实测数据，设计中的新区风路，可参考与老区相同风路的数据，也可按本章第三节所述的方法进行计算，新区每条风路作成后要实测其风阻值，为修改设计使用。 4、 局部风量调节 为保证新区从施工到投产过程中，新区和老区各用风地点风量的按需供给，新区和老区之间以及新、老区域内各风路之间，都要采取风量按需调节的措施（参见第六章），设计中至少要制定出通风困难时期的调节措施。 5、 主要通风机的调节和选择 原矿井主要通风机，如果能够适应设计要求，就只需要调整其工况点，并验算其电动机的能力。如果不能适应要求，就需新选通风机单独运转或与原有通风机联合运转。各台主要通风机在通风容易和通风困难两个时期的工况点，都要落在各主要通风机特性曲线的合理工作范围内。 6、 概算矿井通风费用 概算方法与本章第五节基本相同。 四、本章小结 本章介绍了新建矿井和生产矿井通风系统设计的相关知识，重点讲述了矿井总风量的计算和分配、总阻力的计算、矿井通风设备的选型计算等内容，简单介绍了矿井通风费用的计算方法。本章是对全书讲述的知识的全面总结和应用，非常主要。 五、复习思考题 思考题 9-1 矿井通风设计的依据和要求是什么 9-2 如何正确矿井通风系统 9-3 矿井需风量的计算原则和方法是什么 9-4 如何计算矿井通风总阻力 9-5 选择矿井主要通风机的要求有哪些 9-6 如何计算吨焊通风成本 9-7 生产矿井通风设计有什么特点 习 题 9-1 某矿井炮采工作面瓦斯绝对涌出量为2.8m/min，进风流中不含瓦斯；工作面采高2.0m，平均控顶距3.2m，温度21C；工作面最大班工作人数为22 人；该工作面一次起爆炸药为10kg；试计算该工作面的需风量为多少（Q461 m/min） 9-2 某矿井地质与开拓开采情况如下，试进行矿井通风设计 井田走向长8400m，倾角1518，相对瓦斯涌出量为11 m/t，煤尘具有爆炸危险性。矿井开拓开采情况如下 A、矿井生产能力与服务年限 矿井生产能力为0.9Mt/a,服务年限46a。 B、矿井开拓方式与采区划分 矿井采用立井单水平上下山分区式开拓。全矿井共划分12个采区，上山部分6个（见题图9-2），下山部分6个。上山部分服务年限25年，下山部分服务年限21年。矿井开拓系统如题图9-1所示。主、副井布置在井田的中央，通过主石门与东西向的运输大巷相连通。总回风巷布置在井田的上部边界，回风井分别布置在上山采区NO6上部边界中央，形成两翼对角式通风系统。 C、采煤方法 采区巷道布置如题图9-3所示。矿井有两个采区同时生产，共3个采煤工作面，其中两个生产，一个备用；采煤方法为走向长壁普通机械化采煤。工作面长150m，采高2.2m，采用全部垮落法管理顶板，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m；最大班工作人数26人；作业形式为两采一准。每个采区各有两个煤巷掘进工作面，采用打眼放炮破煤。 D、矿井工作制度 矿井年工作日300天，工作制度为“三八”作业。井下最大班工作人数120人。 E、井巷尺寸及支护情况见题表9-1。 题图9- 1 开拓系统示意图 题图9- 2 上山采区划分示意图 题图9- 3 巷道布置示意图 题表9-1 井巷尺寸及支护形式 区段 井巷名称 断面 形状 支护 形式 断面积（m） 长度（m） 备注 1-2 副井 圆形 混凝土碹 直径D5 320 双罐笼提升设有梯子间 2-3 车场绕道 半圆拱 料石碹 9.7 50 3-4 车场绕道 半圆拱 料石碹 9.7 70 4-5 主石门 半圆拱 料石碹 11.0 80 5-6 煤层运输大巷 半圆拱 料石碹 11.0 567 6-7 煤层运输大巷 半圆拱 料石碹 11.0 135 7-86-7 采区下部车场 半圆拱 锚喷 7.8 85 8-97-8 采区轨道上山 梯形 工字钢 6.3 500 9-108-13 采区轨道上山 梯形 工字钢 6.3 269 10-1113-14 下区段 回风平巷 梯形 工字钢 5.5 30 11-1214-15 联络巷 梯形 木支护 5.1 10 12-1320-21 15-16 区段运输平巷 梯形 工字钢 5.5 675 13-1421-22 16-17 采煤工作面 矩形 单体柱 铰接梁 采高2.2，最大控顶距4.2，最小控项距3.2 135 14-1522-24 17-18 区段回风平巷 工字钢 5.5 675 胶带输送机 （落地） 15-16 18-24 绕道 梯形 木支护 5.1 50 16-17 24-25 区段回风平巷 梯形 工字钢 5.5 30 17-18 25-26 运输上山 半圆 梯形 料石碹 工字钢 7.3 6.3 15 18-19 26-27 运输上山 半圆 梯形 料石 工字钢 7.3 6.3 15 19-20 27-28 矿井总回风巷 半圆拱 料石碹 7.8 2800 20-2128-29 风井 圆形 料石碹 D4 92 设有梯子间 -11 运输上山 梯形 工字钢 6.3 119 落地胶带输送机 11-12 运输上山 梯形 工字钢 6.3 10 落地胶带输送机 12-25 运输上山 梯形 工字钢 6.3 280 落地胶带输送机 37