通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。 （一）计算原则
1、在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般，可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上(分最容易和最困难时期)，从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力(h阻易、h阻难)。如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出其中最大值。
如果矿井服务年限较长，则只计算头15～25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。
2、为了经济、合理、安全地使用主要通风机，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400Pa，有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。 （二）计算方法
沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：
h 摩=a·L·U·Q2/S3 (Pa)
式中：L、U、S——分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m2)； a——摩擦阻力系数，可查阅《煤矿通风与安全》一书的附录；
Q—— 各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷硐室所
需要的实际风量值再乘以K矿 (即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值，m3/s。
将以上计算结果填入附表6-4。 其总和为总摩擦阻力∑h摩，即是：
∑h摩 =h1-2+h 2-3+??+h-n-(n+1)(Pa )
式中：h1-2、h2-3、??为各段井巷之摩擦阻力，Pa。 因此，全矿总阻力为：
(1)通风容易时期的总阻力h阻易为：
h阻易=1.1∑h摩易=977.3*1.1=1097pa
(2)通风困难时期的总阻力h阻难为：
h阻难=1.1∑h摩难=1837*1.1=2020.8pa
式中：1.1——考虑到风路上有局部阻力的系数。
四、主要通风机选型
（一）自然风压的计算
矿井冬、夏季气温差别较大，使得空气密度也有所差别，致使矿井自然风压也气温变化而变化，因此需计算矿井自然风压。规定矿井冬、夏季空气密度如表6-2所示。
表6-2 矿井冬、夏季空气密度
季节 冬季 夏季
密度/kg/m3
进风 1.28 1.20
如图6-1所示，根据自然风压定义，以矿井最低水平作为计算的参考面，图所示系统的自然风压HN可用下式计算：
25回风 1.24 1.24
HN???1gdZ???2gdZ
03为了简化计算，一般采用测算出0-1-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值ρ用其分别代替上式的ρ1和ρ2，则上式可写为：
m1和ρm2，
HN?Zg(?m1??m2)
式中：g——重力加速度，m/s2；
Z——矿井最高点至最低水平间的距离，m；
?1、?2——分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气密度，kg/m3；
?m1、?m2——分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气平均密度，kg/m3。
根据上述计算原则可分别计算出矿井冬、夏季自然风压。 夏季： HN?Zg(?m1??m2)=640*9.8*（1.24-1.2）=250.88pa
冬季： HN?Zg(?m1??m2)=640*9.8*（1.28-1.24）=250.88pa （二）选择主要通风机
通常用主要通风机的个体特性曲线来选择主要通风机。要保证主要通风机在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主要通风机在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。
1、确定主要通风机的风量
通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿， 对于抽出式：
Q扇=(1.05～1.10)Q矿 (m3/s)
式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1. 05，有提升运输任务时取1.10。
对于压入式：
Q扇=(1.10～1.15)Q矿 (m3/s)
式中，通风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取1.10。 通风容易时期
Q扇=1.10Q矿 =1.05*51.72=54.3 (m3/s)
通风困难时期
Q扇=1.10Q矿 =1.05*66.6 =69.9 2、确定主要通风机的风压
分别求出通风容易和通风困难两个时期的主要通风机风压。
通常离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流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 h扇易＝h阻易十hd十hv一HN 困难时期 h扇难＝h阻难十hd十hv十HN 式中：
hd——通风机装置阻力，Pa。 hv——通风机出口动能损失，Pa。 轴流式通风机：
容易时期 h扇易＝h阻易十hd一HN = 1097.01+100-250.88=946.13pa 困难时期 h扇难＝h阻难十hd十HN = 2020.79+100+250.88=2371.67pa 式中：
hd——通风机装置阻力，100Pa。 2、选择主要通风机
根据求出的Q扇 、h扇难 、h扇易 两组数据，在主要通风机个体特性曲线图表(参看《通
风安全学》第四章及附录Ⅳ、附录Ⅴ)上选择合适的主要通风机。
3、求通风机的实际工况点
设计工况点不一定恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。
1）计算通风机的工作风阻
R易= h扇易/ Q扇2 R难= h扇难/ Q扇2
在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。 对轴流式主要通风机：容易时期应在安装角θ较小的情况工作，困难时期应在安装角 θ较大的情况下工作，其效率不低于0.6，如两组数据所确定的工作点不是刚好落在特性曲线上，应偏大一个调整级差(以2.5°为一个级差)确定主要通风机特性曲线。
对离心式主要通风机：容易时期应在转数较低的情况工作，困难时期应在转数较高的情况下工作，其效率亦不低于0.6。如两组数据所确定的工作点也不是刚好落在特性曲线上，应偏大一个调整转数级差确定主要通风机特性曲线，其工作点可采取增大主要通风机工作风阻的方法(用调节闸门增大阻力)确定。
选定主要通风机后，将两个时期的主要通风机型号、动轮直径、动轮叶片安装角度(指轴流式)、转数、风压、风量、效率、输入功率等数值，列出一览表，并绘出所选主要通风机的特性曲线及工作点。
表6-4 井巷通风总阻力计算表
项目 时 期 巷道 各段 序号 1~2 容易时期 2~3 3~4 …… …… 局部阻力 巷 道 名 称 支 架 形 式 α （NS2/m4） L (m) 净 断 面 U (m) S (m) 2R （NS2/m8） 风量Q（m3/s） h摩 (pa) V (m/s) 合计 1~2 困难时期 2~3 3~4 …… …… 局部阻力 合计
矿井通风课程设计
一、局部通风设计
选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径，计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风安全技术措施、装备。 （一）设计原则及步骤
1、设计原则
根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒出入口风量，计算风筒通风阻力，选择局部通风机。
局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则可归纳如下：
(1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件； (2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进； (3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机；
(4)压人式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型；
(5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台风机联合运行。 2、设计步骤
(1)确定局部通风系统，绘制掘进巷道局部通风系统布置图； (2)按通风方法和最大通风距离，选择风筒类型与直径； (3)计算风机风量和风筒出口风量；
(4)按掘进巷道通风长度变化．分阶段计算局部通风系统总阻力； (5)按计算所得局部通风机设计风量和风压，选择局部通风机； (6)按矿井灾害特点，选择配套安全技术装备。 3、掘进通风方法
掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法，局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法，它是由局部通风机和风筒（或风障）组成一体进行通风，按其工作方式可分为：
（1）压入式通风 （2）抽出式通风 （3）混合式通风
（二）掘进工作面所需风量计算及设计
根据《规程》规定：矿井必须采用局部通风措施
1、掘进工作面所需风量
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
Q掘?通风容易时期： Q掘
100QCH4K掘60100*2.75*2?9.17 m3/s ?60 m3/s
式中：Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/s；
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1.5~2.0；炮掘工作面取1.8~2.0。
2）按炸药使用量计算
Q掘?25A掘/60 m3/s Q掘?25*4.3/60?1.79 m3/s
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)按工作人员数量计算
Q掘?4N掘/60 m3/s Q掘?4*18/60?1.2 m3/s
式中：N掘——掘进工作面同时工作的最多人数，人。 4）按风速进行验算
岩巷掘进工作面的风量应满足：
0.15S掘?Q掘?4S掘
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
0.25S掘?Q掘?4S掘 2.125?Q掘?34
式中：S掘——掘进工作面巷道过风断面积，m2。 2、掘进面的设计 1）巷道断面
各个掘进头的断面由于巷道的用途、位置不完全相同，则其断面也不完全相同，对于运输顺槽其巷道断面一般较大，净断面一般在8.0m2左右，掘进断面为9.6m2左右。对于回风顺槽断面较小，净断面一般6.6m2左右，掘进断面一般7.8m2左右，其他各掘进头断面有其净断面确定。
2）支护形式
在上下顺槽内，巷道支护形式多采用工字钢或锚网支护，对于上下山及大巷、回风采用锚喷支护。
（三）掘进通风设备选择
1、风筒的选择 1）风筒的种类
掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，因此可选用直径为600㎜的胶布风筒。风筒特性如表5-4。
表5-4 风筒特性表
风筒类别 胶布风筒 胶布风筒
选用风筒要与局部通风机选型一并考虑，其原则是；
(1)风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求， (2)在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，立井凿井时，选用600-1000mm的铁风筒或玻璃钢风筒；通风长度在200m以内，宜选用直径为400mm的风筒，通风长度200-500m，宜选用直径500mm的风筒；通风长度500-l000m，宜选用直径800-l000mm的风筒。
2）风筒漏风
正常情况下，金属和透气性极小的塑料风筒的漏气主要是发生在接头处，胶皮风筒不仅接头而且全长的壁面和针眼都有漏风，所以风筒漏风量属连续的均匀的漏风。漏风使风筒和局部通风机连接端的风量Qf与风筒靠近工作面的风量Qh不等。因此应按始末端风量的几何平均值作为通过风筒的风量Q即：
风筒直径㎜ 1000 600 接头方式 双反边 双反边 百米风阻Ns2/m8 2 15.88 节长 30m 30m Q?QfQ m3/s
h显然Qf与Qh之差是风筒的漏风量Ql，它与风筒种类，接头数目，方法和质量以及风筒直径 ，风压有关，但更主要的是与风筒的维护和管理密切相关。反应风筒漏风程度的指标参数有三：
（1）风筒漏风率
风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数：
Le?（2）风筒有效风量
Qf?QhQl?100%??100%QfQf
掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数：
Qf?QlQhpe??100%??100%?(1?Le)?100%QfQf（3）风筒漏风备用系数 风筒有效风量率的倒数：
pq?QfQh?QfQf?Ql?11?pe1?Le
柔性风筒的pq值可用下式计算：
pq?11?nLei
pq?1=1.29
1?24*0.005
式中：n——接头数；
Lei——一个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02；反边连接时取0.005。 2、局部通风机的选择
1）、确定局部通风机的工作参数： （1）、局部通风机工作风量Qf
根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算局部通风机的工作风量。
Qf?pqQh
Qf?pqQ=1.29*9.17=11.8 m3/s
2）、局部通风机的工作风压hf
局部通风机风压用于克服风筒的通风阻力，由于风筒漏风，计算风筒通风阻力时，应按通风方式不同选用不同方法。
压入式通风时，设风筒出口动压损失为hv，则局部通风机的全压Ht为：
2QhHt?RfQfQh?hv?RfQfQh?0.811?4D
式中：Rf——压入式风筒的总风阻。
Ht?13.5*2*11.8*9.17?0.811*1.2*9.172?3003pa 抽出式通风时，设风筒的入口局部阻力系数
?e?0.5，则局部通风机静压H为：
s
2QhHs?RfQfQh?0.406?4D
3）、局部通风机选型：
根据需要的Qf、Ht、Hs值在各类局部通风机特性曲线上，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率高的局部通风机。
由于轴流式局部通风机具有体积小，便于安装、串联运转效率高等优点，而被广泛采用。
二、风量计算及风量分配
（一）矿井需风量计算
对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算：
一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需风量。
另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。
1、生产工作面、备用工作面
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
(1)、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计算公式为：
Qc?Qjb?Kcg?Kcc?Kcw
式中：Qc——采煤工作面需要风量，m3/s；
Qjb——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/s。
Qjb——工作面控顶距×工作面实际采高×70%(工作面有效断面积)×适宜风速（不小于1m/s）；
Kcg——回采工作面采高调整系数（见表5-1）； Kcc——回采工作面长度调整系数（见表5-2）； Kcw——回采工作面温度调整系数（见表5-3）。
表5-1 Kcg——回采工作面采高调整系数
采 高 系数(K采高)
表5-2 Kcc——回采工作面长度调整系数
回采工作面长度(m) 长度调整系数(K长)
表5-3 Kcw——回采工作面温度与对应风速调整系数
回采工作面空气温度（℃） <18 18～20 20～23 23～26 26～28 28～30
(2)、高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：
采煤工作面风速（m/s） 0.3～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 1.8～2.5 2.5～3.0 配风调整系数K温 0.90 1.00 1.00～1.10 1.10～1.25 1.25～1.4 1.4～1.6 80～150 1.0 150～200 1.0～1.3 >200 1.3～1.5 <2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 2.5～5.0及放顶煤面 1.5 Qc?100?qc?KCH4
式中：Qc——回采工作面实际需要风量，m3/s ；
qc——回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/s； KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，
日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
Qc?100*4.65*2?15.5 m3/s
(3)、按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见表5-3）
Qc?Vc?Sc （m3/s）
式中：Vc——采煤工作面风速，m/s；
Sc——采煤工作面的平均断面积，m2。
Qc?1.2*8.4?10.08 m3/s
(4)、按回采工作面同时作业人数 每人供风不小于4m3/min，则
Qc?4N （m3/s） 604*66?4.4 m3/s 60式中：N——采煤工作面同时工作人数。
Qc? (5)、按风速进行验算：
0.25S?Qc?4S （m3/s）
式中：S——工作面平均断面积，m2。 2.025?Qc?32.4 综上所述工作面用风量Qc取15.5 m3/s
(6)、备用工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。
备用工作面风量取采煤工作面的80% 。即：15.5*0.8=14.88 m3/s 2、掘进工作面所需风量
单个掘进工作面的需风量利用第一部分计算结果。
掘进工作面所需总风量，应按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算
3、硐室实际需要风量
硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即
?Q(m3/s)；
硐?Q火?Q充＋Q机＋Q采硐＋Q其它 m3s
式中：Q火——火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算，即Q火=4V/60=0.07V
V——井下爆炸材料库的体积，m3，包括联络巷道在内的火药库的空间总体积
(m3)，一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min；
Q充——充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不
得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min；
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风，选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。
Q机——大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即
Q机?860Wi(1?ui) m3s1.2?0.24?60??t
Wi ——机电硐室中运转的机电总功率，kW；
(1-μi )—— 机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数
值，空气压缩机房取0.20～0. 23；水泵房取0.02～0.04；
860——1kW/h的热当量数，千卡； μi ——机电设备效率；
Δt——机电硐室进回风流的气温差，℃； Q
m3/min ；
Q其它硐 ——其它硐室所需风量，根据具体情况供风。 取火药库需风量2 m/s，采区变电所1 m/s 绞车房1 m/s
3
3
3
采硐
—— 采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～80
?Q
4、矿井总风量
硐?Q火?Q机＋Q采硐?2?1?1?4 m3s
矿井总风量按下式计算
Qkj?(?Qcj??Qjj??Qdj??Qgj)Kkj
式中：Qkj ——矿井总进风量，m3/s；
∑Qcj ——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Qjj ——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；
∑Qdj ——独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/s；
∑Qgj——矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和，m3/s； Kkj ——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15～
1.25。
通风容易时期：
Qkj?(?Qcj??Qjj??Qdj??Qgj)Kkj?(11.8?15.5?4)*1.2?51.72
m3/s
通风困难时期：
Qkj?(?Qcj??Qjj??Qdj??Qgj)Kkj?(11.74*2?15.5?4?15.5*0.8)*1.2?66.6 m3/s
对上述 Qkj 中各项计算如上所述。 （二）风量分配与风速验算
当风量分配到各用风地点后，必须结合巷道断面情况进行风速验证，保证各条巷道的风速均在合理范围内。
各条井巷的供风量确定后，要按《规程》第101条规定的风速进行验算。
需绘制出矿井通风系统图与网络图，计算出每条巷道的通过风量，计算出每条巷道的风速，进行验算，验算结果可填入附表6-1中。如果某条井巷的风速不符合《规程》规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表。
附表6-1 巷道风速校验表
容易时期 困难时期 断面风量风速风量风速m2 m3/s m/s m3/s m/s 11.1 10.2 10.2 10.2 10.2 8.5 10.2 8.5 51.7 46.92 32.76 18.6 4.7 4.6 3.2 2.2 66.6 6 46.92 4.6 32.76 3.2 18.6 1.8 18.6 2.2 适宜风速m/s 4.5 4 4 4 4 3.5 4 3.5 允许风速m/s 最最小 大 0.25 0.25 0.25 0.25 0.25 0.25 0.25 8 6 6 6 6 6 6 6 序号 巷道名称 3--4 4--5 4--5 5--6 5--6 6--7 6--7 7--8 水平大巷 南五运输上山 南一运输上山 南五运输上山 南一运输上山 21051运输巷 南一运输上山 21011运输平巷 8--9 9--10 9--10 10--11 21051回风巷 回风石门 21011回风平巷 总回风巷 8.5 18.6 2.2 10.2 51.7 5.1 8.5 10.2 10.2 18.6 2.2 66.6 6.5 66.6 6.5 4.5 0.25 6 5.5 8 3.5 0.25 6 6 8 5.5 8 11--12 回风石门
《规程》规定的风速限定值见表6-1所示。
表6-1 风速限定值
井巷名称 无提升设备的风井和风硐 专为升降物料的井筒 风桥 升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷道 架线电机车巷道 运输机巷道、采区进、回风巷道 采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷 掘进中的岩巷 其它通风行人巷道 筒中的最高允许风速可按表中有关规定执行。 注2：无瓦斯涌出量的架线电机车巷道中的最低风速可低于1.0m/s，但不得低于0.5m/s。 注3：综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速可高于4m/s的规定值，但不得超过5m/s。 注4：专用排瓦斯巷道的风速不得低于0.5m/s，抽放瓦斯巷道的风速不应低于0.5m/s。
矿井下各类巷道的适宜风速一般为：阶段运输大巷：4.5~5.0m/s；轨道上(下)山、运输上(下)山：3.5~4.5m/s；回风上(下)山：4.5~5.5m/s；区段运输平巷(顺槽)：3.0~3.5m/s；区段回风平巷(回风顺槽)：4.5~5.5m/s；阶段回风大巷、总回风巷：5.5~6.5m/s。
最低允许风速(m/s) — — — — — 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15 最高允许风速(m/s) 15 12 10 8 8 8 6 4 4 — 注1：设有梯子间的井筒或修理中的井筒，风速不得超过8m/s，梯子间四周经封闭后，井三、矿井通风阻力计算
在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要
（三）选择电动机
1、根据通风容易和通风困难两个时期实际工况点计算主要通风机的输入功率，
N扇入易?Q扇'?h扇易'1000?扇易Q扇'?h扇难'1000?扇难
N扇入难?
式中：h扇易’、 h扇难’ 、Q扇’均为实际工况点的对应参数
η——风机效率，可在风机特性图上查得。
N扇入易?
Q扇'?h扇易'1000?扇易=
65*1355?119kw
1000*0.74N扇入难?Q扇'?h扇难'70*2350?203kw
1000*0.811000?扇难
2、由通风容易通风困难两个时期主要通风机输入功率，计算电动机的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。
当主要通风机的输入功率在通风容易时期为 N扇入易 与困难时期的N扇入难相差不大时，即N扇入易≥0.6N扇入难时，则两个时期都用一种较大功率的电动机。其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入分别用下式计算：
N电出?N扇入难?转( kW )
式中：η转 ——传动效率，直接传动时，η转 =1 ；
N电出?N扇入难?转?203( kW )
NN电入＝（1.10~1.15）电出?电 ( kW )
式中：1.10～1.15——电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取1.15，对于轴流式
主要通风机取1.10；
η电——电动机效率，一般取0.9～0.95，或在电动机的技术特征上查得。
N电入＝（1.10~1.15）N电出?电?1.10*203?248 ( kW ) 0.92、当主要通风机的输入功率 N扇入易 <0.6N扇入难时，则容易时期用功率较小的电动机，在适当时候换用功率较大的电动机。通风容易时期电动机的输出功率用比例中项式计算：
N电出易＝N扇入易?N扇入难( kW )
N电入易＝(1.10~1.15)N电出易?电( kW )
通风困难时期电动机的输出功率用下式计算：
N电出难?N扇入难?传( kW )
N电出难N电入难＝(1.10~1.15)?电
对于功率在400～500kW以上的主要通风机，宜选用同步电动机，用第一种计算方法计算。根据以上计算所得出的数据，在《电动机技术手册》上选用合适的电动机，并将电动机型号、转数、功率等技术特征列出一览表。
五、概算矿井通风费用及评价
1、吨煤的通风电费
吨煤的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，可用下公式计算：
E?D(If?Ia)T
式中：E——主要通风机年耗电量，元/t；
D——电价，元；
T——矿井年产量，t；
If——矿井主要通风机年耗电量；
Ia——矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量。
通风容易时期和困难时期共选一台电动机时：
If?Nemax?365?24?e?c?v?H
通风容易时期和困难时期共选两台电动机时：
If?(Nemax?Nemin)?365?242?e?c?v?H
式中：ηe ——主要通风机电动机效率，取0.90；
ηc——传动效率，直接传动时取1.0； ην——变压器的效率 取0.80； ηH ——电线的输出功率 取0.95。 2、矿井等积孔、总风阻
R矿易=h阻易/Q2扇 R矿难=h阻难/Q2扇
式中：R矿易、R矿难——容易时期和困难时间的全矿总风阻，Ns2/m8。
A矿易?1.19Q矿易h矿易Q矿难h矿难?1.19*51.72?1.87 109766.6?1.76 2020A矿难?1.19?1.19*式中： A矿易 、A矿难 ——容易时间、困难时期全矿通风等积孔，m2。 矿井通风难易程度评价见依据见表，根据这一分类等级结合前面的计算结果，可以评价矿井通风难易程度
等积孔（㎡） <1 1-2 >2 题目1
风阻 Ns/m >1.44 1.44-0.36 <0.36 28矿井通风阻力等级 矿井通风难易程度评价 大阻力矿 中阻力矿 小阻力矿 难 中 易 某煤矿井田范围走向长7.42km，倾斜宽0.66—1.47km，井田面积约8.53 km2。位于背斜南翼，为一般平缓的单斜构造，地层产状走向近东西向，倾向南，倾角10-25。，一般为16。左右。矿井生产能力为90万t/a。
矿井采用中央竖井，煤层分组采区上山布置的开拓方式，单翼对角式通风。矿井通风难易时期的系统示意图见后。井田设三个井筒：主井、副井、风井。地面标高+200m。全矿井划分为两个水平，第一水平标高－150m，第二水平标高－350m，回风水平标高+45～+50m。第一水平东西运输大巷布置在煤层的底板岩石中，距煤层30m，通过水平大巷开拓煤层的全部上山采区。矿井采用走向长壁开采方式。
该矿是高瓦斯矿井，瓦斯涌出量较大，为安全起见，用“品”字形布置三条上山。采用综合机械化放顶煤采煤。采煤工作面的平均净断面积7 m2，回采工作面温度一般在21°，回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量为4.65m3/min，三四班交接时人数最多66人；掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量2.75m3/min，掘进工作面同时工作的最多人数18人，一次爆破炸药用量4.3kg。
井巷通风总阻力计算表
项目 时 期 巷道 各段 序号 1~2 2~3 3~4 4~5 5~6 6~7 7~8 8~9 9~10 10~11 局部阻力 巷 道 名 称 副井 主石门 大巷 支护 形 式 砼 砌碹 锚喷 巷道参数 ??10 4 NS2/m4 L (m) 350 270 2000 141 170 1350 160 1350 30 245 U (m) S (m2) S 6(m) 3R 风量Q 28（NS/m） （m3/s） h摩 (pa) V (m/s) 18.84 28.26 12.79 11.1 12.79 11.1 12.26 10.2 12.6 10.2 11.20 8.5 10.93 8.1 11.20 8.5 12.26 10.2 15.70 19.6 容 易 时 期 南五运输上山 梯形工钢 南五运输上山 梯形工钢 21051运输巷 工字钢 采煤面 21051回风巷 回风石门 回风井 液压支架 工字钢 砌碹 砼 合计
项 目 时 期 巷道 各段 序号 1~2 2~3 3~4 4~5 5~6 巷 道 名 称 副井 主石门 大巷 南一运输上山 南一运输上山 南一运输上山 21011运输平巷 采煤面 21011回风平巷 总回风巷 回风石门 回风井 支护 形 式 砼 砌碹 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 梯形工钢 工字钢 液压支架 工字钢 锚喷 砌碹 砼 ??1024巷道参数 NS/m 4L (m) 350 270 650 125 160 170 1320 160 1320 2000 30 245 U (m) S (m) 2S 6(m) 3R （NS2/m8） 风量Q （m3/s） h摩 (pa) V (m/s) 18.84 28.26 12.79 11.1 12.79 11.1 12.26 10.2 12.6 12.6 11.20 10.93 11.20 10.2 10.2 8.5 7.0 8.5 困 难 时 期 6~7 7~8 8~9 9~10 10~11 11~12 12~13 局部阻力 12.26 10.2 12.26 10.2 15.70 19.6 合计
绞车房上部车场段51区回风平巷中部车场巷输平段运51区回上风山所电变运输山上区采道轨火药库上山
绞车房21011区段回风平巷上部车场21011区段运输平巷中部车场运输上山回风上山轨道上山变电所火药库
题目2：
某煤矿井田东西走向长约3 Km，南北倾向宽约1.7Km，井田面积约4.5519Km2，井田总体呈单斜构造，煤层倾角大部分小于15°，属缓倾斜煤层。顶板为黑色泥岩，致密而均一，底板为灰白色细—中粒砂岩，煤层厚度0.84～6.69米，平均5.9米，以镜煤、亮煤为主，含黄铁矿，煤层夹矸0～3层，倾角10°～14°。矿井煤层自燃发火期为1个月，自燃趋势较突出的是2月～3月。煤尘具有爆炸性，爆炸指数为40.3%。矿井属低瓦斯矿井。采深450m，设计生产能力为90万t/年。
矿井属于低瓦斯矿井，采用斜井单水平上下山开拓，矿井的采煤方法为走向长壁，采煤工艺为综采放顶煤。采用中央边界式通风方式。风井设在采区的边界。主、副井进风，风井回风。矿井通风难易时期的系统示意图见后。采区采用轨道上山、运输上山进风，专用回风巷回风。工作面采用U型后退式开采，采煤工作面风流流动形式是上行通风。综放面平均控顶距为3.96m，实际采高3.1 m，工作面面长150米，工作面温度20℃，回采工作面同时作业人数最多90人。矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为2.5 m3/min，掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量7.2kg，掘进工作面同时工作的最多人数40人。
容易时期
4242节点序号 1～2 2～3 3～4 4～5 5~6 6～7 7～8 8～9 9～10 10～11 局部阻力 合计
巷道名称 副井 井底车场 运输大巷 运输上山 运输上山 运输平巷 工作面 回风平巷 回风大巷 风井 支护形式 砌碹 锚喷 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 U型钢支护 液压支架 U型钢支护 锚喷 砌碹 α×10（NS/m） L(m) 782 1000 1500 850 850 750 150 750 1500 120 U(m) 13.576 13.576 13.576 12.264 12.264 12.829 13.155 12.829 12.264 13.079 S(m) 12.5 12.5 12.5 10.2 10.2 9.51 11.36 9.51 10.2 11.6 R（NS2/m8） 风量Q（m3/s） h摩(pa) V(m/s)
困难时期
4242节点序号 1～2 2～3 3～4 4～5 5~6 6～7 7～8 8～9 9～13 13～14 14-15 15-10 10-11 局部阻力 合计 巷道名称 副井 井底车场 运输大巷 运输上山 运输上山 运输平巷 工作面 回风平巷 专用回风下山 专用回风下山 专用回风上山 回风大巷 风井 支护形式 砌碹 锚喷 锚喷 梯形工钢 梯形工钢 U型钢支护 液压支架 U型钢支护 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 砌碹 α×10（NS/m） L(m) 782 1000 1500 850 850 750 150 750 440 410 850 850 120 U(m) 13.576 13.576 13.576 12.264 12.264 12.829 13.155 12.829 12.264 13.079 12.264 12.264 13.079 S(m) 12.5 12.5 12.5 10.2 10.2 9.51 10.0 9.51 10.2 10.2 10.2 10.2 11.6 R（NS2/m8） 风量Q（m3/s） h摩(pa) V(m/s) 1主斜井副斜井21 风井111011采区绞车房91回101风平巷14 1F平巷102回风11回风掘进面811作01工面1101运输平巷上山上山掘进面主变电所煤斜巷6上11运输山1311轨道1平巷102运输7采区变电所12用工1104备作面清理撒5采区炸药库水仓管子道2 3仓井底煤主排水硐室候车室及通道411采区煤仓
1副斜井主斜井21 11风井1015所主变电药库子道水仓管车区绞采11房井底煤采区炸清理撒煤斜巷2 3仓14区12采煤仓4硐室主排水候车室及通道轨道下山所变电区采16 采1204备面下山运输135掘进面巷平2运输17 1209风1201回平巷F86作1201工面1201运输平巷水仓7
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