矿井通风课程设计说明书(共41页).doc

精选优质文档-倾情为你奉上 中国矿业大学银川学院矿井通风课程设计（2015-2016年第一学期）课 程 矿井通风 题 目 采区通风设计 系 别 矿业工程系 专 业 安全工程 学 号 4 学生姓名 田康 指导教师 黄东辉 2015 年 12 月 28 日专心-专注-专业课程设计考核成绩评价表课程设计过程表现指导教师评语：成绩： 签名： 年 月 日课程设计评语：成绩： 签名： 年 月 日答辩评语：成绩： 签名： 年 月 日 平时表现课程设计答辩最终成绩（占 30%）（占 40%）（占 30 %）教研室主任签字 年 月 日说明：按百分制赋分，各项所占比重参考值分别为：30%、40%、30%。 摘 要关键词：矿井通风、局部阻力、U型通风、 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进和经济合理的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建与改建矿井通风设计。按照课程设计要求，本说明书只对新建矿井通风系统进行研究。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。 本设计书包括矿井采区通风、矿井掘进通风系统、矿井通风系统及通风风量分配与调节四个方面。前 言 矿井通风课程设计是安全工程（煤矿方向）专业本科学习期间一次重要的专业课程设计。 本学期我们完成了矿井通风课程的学习，结合前期所做的矿井采区设计、目前掌握的矿井通风、矿井安全知识以及对煤矿企业生产矿井现场实地考察之后，展开本次课程设计。经过指导老师的悉心指导，我们理论联系实际，图文相集合，将所学知识以设计的形式展现出来。 田康 2015年12月目录 1.采取概况1.1采区的位置、边界范围及地质条件概况1.1.1采区位置及其范围 本采区是某矿第一水平某采区为中，本采区位于井田边界，其中六采区已采。采取回风石门标高-50m，运输大巷标高-350m。煤层均煤层，且埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为6-12个月。 采区走向平均长度2020m，倾斜平均长度1020m，倾角平均为17°。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。采区生产能力90万吨每年。1.1.2 采区地质条件及煤层的赋存 采区只有一层煤，属于厚煤层。煤层无瓦斯突出，顶底板稳定。区内涌水较小，煤层埋藏稳定，构造简单。煤岩爆炸指数为34-70。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。走向、倾向、煤层变化情况及顶底板状况。见煤层特征表（1-1）： 表（1-1）煤层特征序号煤层名称煤层厚度（m）煤层间距（m）倾角围岩性质煤牌号硬度容重（t/m3）煤层结构及稳定性最小-最大平均可采厚度顶板底板平均1T14.54.5/17砂岩粉岩中1.3t/m3稳定1.1.3 采区的开采技术条件 采区标高分别为上部边界-50m，下部边界-350m，采煤方法走向长壁采煤法，采煤工艺为综采、运输大巷位于煤层底板岩石中，运输巷标高-350m，回风巷标高-50m，采区内的瓦斯含量小及煤层自然发火期为6-12个月，煤尘的爆炸指数为34%-70%。1.2 采区的储量、生产能力及服务年限1.2.1 采区储量 采区工业储量1205万t，可采储量859.05万t。1.2.2 生产工作制度 本矿井采用年工作 330 天，采煤工作面选用“三八”制每日三班，每班八小时作业，每班两个班采煤，一个班检修。1.2.3 采区的生产能力 井田的储量1205万t，煤层深藏稳定、构造简单，地质条件和开采技术等因素较好。设计生产能力为90万t/年。1.2.4 采区服务年限 采区的服务年限为10年。1.3 采区巷道布置及生产系统采区走向长2020m倾向长1020m，区段斜长160m，区段数目4个。设有两个采区上山，分别是运输上山和轨道上山，均设置在岩层中，用石门连接区段平巷。设有联络巷连接区段运输巷和区段辅助轨道运输巷。车场形式采用甩车场形式。本矿井采用单工作面单掘进面同时进行，掘进工作面掘进方法。掘进巷道宽3m，高3m。设计共八个工作面，工作面长233m。1.4 回采工艺本矿井煤层平均厚度为4.5m，综合经济效益、安全生产、准备维护等方面的考虑，故采用综合机械化采煤工艺。 （1）生产系统矿井采用中央并列式通风，新鲜风流自地面经副井进入运输大巷，经过采区下部车场石门送入轨道上山直至上部车场，经过区段辅助轨道运输平巷、联络巷、区段运输巷冲刷工作面后，污浊风流进入区段回风平巷至回风石门到达回风大巷后经风井升上地面排放入大气。本矿井采用矿山架空乘人索道（猴车）为出入矿井工作人员提供交通采区内无大的含水层和地下水，涌水量较小，巷道边侧挖设有排水槽，可将工作面作业排水及溢出地下水等沿排水顺槽排放至井底水仓。本矿井采用供电方式为移动变电站移动供电。所有供电设备均采用本安型设备。 （2）生产情况 掘进工作面配置EBZ200H型悬臂式掘进机，掘进机有效开拓平面面积为3.3×3.6m，最大掘进平面4.8×6m，并自带除尘及二运系统。掘进机后方铺设皮带输送机。以采区辅助轨道运输巷设置局部通风机及可伸缩风筒提供局部供风形成供风系统。采煤工作面配置MG900/2210-GWD型综合机械化采煤机（采高范围为3.2-6.25m）；以及ZY/6800/32/70D型单体液压支架。工作面使用SGZ-764/264型刮板输送机协同SZZ730/264型转载机和LPS-1000型破碎机运煤。使用无极绳绞车运料至工作面。工作面长度为233m，作业煤厚为4.5米，日产量2727.3t。双滚筒综合机械采煤机，往返一次进两刀。采用三八制作业，两采一准，三班设定人员分别为26人、26人、30人。考虑交接班，井下同时工作人员最多为56人。 （3）隐患防治该矿井工作面所配备采煤机自带喷水降尘装置，可在一定程度上减少作业过程中产生的矿尘，在此基础上，巷道内设置风幕集尘装置和积极调整工作面供风风量，进一步对矿尘进行控制。本矿井煤层自然发火期为6-12月，经鉴定为不易发火煤层，按照煤矿安全规程对火灾易发处设置消防桶、消防沙袋及防爆水槽等临时扑救装置，预先设定避火灾、瓦斯、煤尘灾害路线。矿井经鉴定为低瓦斯矿井，按照低瓦斯矿井防治措施进行防治。为提高安全生产水平，矿井每级生产单位对应制定安全生产规章制度，考核计划。并严格执行。2采区通风系统拟定2.1采区通风系统拟定的原则第一，坚持“安全第一”的方针，设计的采区通风系统必须保证安全可靠；第二，技术可行，确保技术的前瞻性，力求使用先进的技术；第三，经济合理，力争节约，应符合投资少、工期短、高效节能、利于环保、无污染、低噪音等要求。2.2 采区通风系统拟定的基本要求采区通风系统主要取决于采煤系统（采煤方法），但又能在一定程度上影响着采区的巷道布置系统。完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向，风量和风流质量；漏风少；风流的稳定性高，不易遭受破坏；有利于合理排放瓦斯，防止煤炭自燃，形成较好的气候条件和有利于控制、处理事故，并能使通风系统符合安全可靠、经济合理和技术可行的原则。其基本要求如下： （1）每一生产水平和采区都必须实行分区通风（独立通风），即把井下各个水平、各个采区以及各个采、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。（2）准备采区，必须在采区内构成通风系统后，方可开掘其它巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。采区进、回风道必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷，一段为回风巷。 （3）高瓦斯矿井、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。所谓专用回风巷指在采区巷道中，专门用于回风，不得用于运料、安设电气设备的巷道，在煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出区，专用回风巷还不得行人。 （4）采、掘工作面应实行独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的两个回采工作面、工作面总长度不超过400m，回采工作面和与之相连接的掘进工作面，掘进工作面和与之相邻的掘进工作面，布置独立通风有困难时，都可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过一次。在地质构造极为复杂或残采地区，回采工作面确需串联通风时，应采取安全措施，经上级主管部门批准，可以串联通风，但串联通风次数不得超过两次，三个回采工作面的总长度不得超过100m。所有的串联通风，在进入串联工作面的风流中，必须装有瓦斯自动检测报警装置。在此种风流中，瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过 0.5%，其它有害气体的浓度都应符合煤矿安全规程第 100 条的规定。开采有瓦斯喷出或有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，严禁任何 2 个工作面之间串联通风。（5）有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。（6）掘进工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷时，应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。回采工作面采用经过采空区和冒露区回风时，必须使水采工作面有足够的新鲜风流，保证水采工作面及其回风道的风流中的瓦斯和二氧化碳浓度，都符合煤矿安全规程关于瓦斯浓度的规定。 （7）采空区必须及时封闭。从巷道通至采空区的风眼，必须随着采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区相连接的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。（8）倾斜运输巷道，不应设置风门。如果必须设置风门时，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员，以及矿车碰撞风门的安全措施。开采突出煤层时，工作面回风侧不应设置风窗。（9）改变一个采区的通风系统时，应报矿总工程师批准。掘进巷道与其他巷道贯通时，在贯通相距15m时，地质测量部门必须向矿总工程师报告，并通知通风部门，通风部门事先必须做好调整风流的准备工作；贯通时，通风部门必须派干部在现场统一指挥；贯通后，必须立即调整通风系统，防止瓦斯积聚，并须待系统调整后的风流稳定，才可恢复工作。2.3 采区通风系统2.3.1 采区通风方式从生产角度出发，采区至少有两条上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两条上山即为采区内的进、回风巷道。有些大型矿井采区走向比较长，当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大时可以采用三条上山。另有一条专门的回风上山，供通风、行人之用。设置在其他两条上山的中间，运输上山和轨道上山均为进风巷道，主要是靠专用回风上山(巷)回风。采区通风方式的比较如表 2-1 所示：表2-1采取上山通风系统比较通风系统上山数目使用条件及优缺点 输送机上山进风，轨道上山回风2条1. 输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少，比较容易控制风流；2. 由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度较大，造成大量的煤尘飞扬；同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯，使进风流中的煤尘和瓦斯浓度增加；3. 输送机上山电气设备散热，使进风流温度增高；4. 轨道上山下部车场需安设风门，不易管理；轨道上山进风2条1. 轨道上山下部车场可不设风门、车辆通过方便；2. 上山绞车房便于得到新鲜风流；3. 进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；4. 当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门，不易管理，漏风大； 轨道上山、输送机上山进风，回风上山回风3条 采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段同时生产。是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的有点，但需增加一条上山，工程量较大。2.3.2 回采工作面通风方式（1）工作面通风方式U 型通风系统示意如图 2-1 所示。 （a） （b）图2-1 U型工作面通风方式a-后退式U型通风； b-前进式U型通风此两种采煤工作面通风系统有一条进风巷道和一条回风巷道。U 型后退式通风系统在我国使用比较普遍。其优点是结构简单，巷道施工维修量小，工作面采空区漏风小，风流稳定，易于管理等；缺点是上隅角瓦斯易超限、工作面进、回风巷要提前掘进，维护工作量大。可以在工作面上隅角安设导风设施或采用抽放瓦斯的措施，也可采取改变工作面通风系统来解决上隅角瓦斯易超限问题。U 型前进式通风系统的维护工作量小，不存在采掘工作面串联通风问题，在巷旁支护好、漏风不大时，有一定优越性。采用前进式 U 型通风系统的工作面的采空区瓦斯不涌向工作面，而是涌向回风平巷。综合经济，技术及安全方面综合考虑，本矿井工作面通风方式采用后退式U型通风。（2）采煤工作面风流流动形式回采工作面通风分为上行通风和下行通风。上行风与下行风是指风流方向与煤层倾斜的关系而言，当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿倾斜方向自下而上流动，为上行通风；当采煤工作面进风巷道水平高于回风巷道水平时，采煤工作面 的风流沿倾斜方向自上而下流动，为下行通风。同向、逆向指风流方向与煤炭运输方向之间 的关系而言，当风流方向与煤流方向一致时，为同向通风；反之，为逆向通风。（a）（b）图2-5 采煤工作面上行风和下行风（a）上行风；（b）下行风 上行通风的优点：风流排除瓦斯的效果好，洗刷能力强，因为瓦斯比空气轻（瓦斯密度为 0.554kg/m3），其自然流动方向和上行风的方向一致，在正常风速（0.5-0.8m/s）的情况下，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小； 采用上行风，其进风流与回风流产生的自然风压与机械风压相同，需要的机械风压偏小；运输巷机械设备处在新鲜风流中，安全性好。在瓦斯矿井中，采煤工作面及其回风道一般都采用上行通风。上行通风的缺点：风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬；煤炭在运输过程中不断放出的瓦斯，增加了采煤工作面的瓦斯浓度；采用上行通风时，必须要把矿井进风流引导到矿井最深处，然后再上行到工作面，所以进风路线长，尤其是在深井条件下受地点影响较大，运输巷内运输设备散发的热量被风流带入工作面，使工作面的气温增高；工作面采用上行通风时，上隅角容易引起瓦斯积聚，给现场瓦斯管理工作带来一定难度。 综合经济，技术及安全方面综合考虑，本矿井采用上行风作为工作面风流流动形式。2.4 采区和回采工作面通风方式的确定2.4.1 采区通风方式方案的选择（1）方案选择结合采区实际情况和自然灾害条件，采区通风方式提出两个方案以供选择。方案一：运输上山进风，轨道上山回风方案二：轨道上山进风，运输上山回风（2）方案比较 经济比较上山掘进、维修费用比较表 2-2 上山性质及掘进、维修费用比较表方案上山名称 煤岩类别（岩、煤、半煤岩）支护形式断面积（m2）长度（m2）掘进费用（万元）维修费用（万元）净掘方案轨道进风半煤岩锚网10121032825.6103.2运输回风半煤岩锚网1012982785.698.2方案轨道回风半煤岩锚网10121032825.6103.2运输进风半煤岩锚网1012982785.698.2安全设施设备费比较表 2-3 安全设施安设与费用比较表方案风门安设位置与数量瓦斯传感器安设位置与数量其他安全设施费用（万元）方案 风门安设：采区下部车场绕道2个，区段回风平巷1个，轨道上山1个共计4个；绞车房、行人斜巷共安设调节风窗2个 瓦斯传感器；上隅角1个，回风平巷距离采煤工作面10m处1个，汇风口2个。临时密闭4个3方案 风门2个，调节风窗1个；安设位置见采区通风系统平面图 瓦斯传感器；上隅角1个，回风巷距离采煤工作面10m处1个，汇风口处1个。临时密闭2个1.9 安全与技术方面比较表2-4 安全与技术比较表方案安全技术方案1.风流与运煤方向相反，风流与煤相对速度较大，煤尘较大，并且在煤在运输过程中不断涌出瓦斯，使风流中瓦斯浓度增加。1.风门少易控制风流；2.轨道上山下部车场没有风门，不易管理；3.输送机上山电机设备散热使风流温度升高；井下空气调节难度增加;方案1. 进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；2. 上山绞车房便于得到新鲜风流；1.轨道上山下部车场未设置风门，车辆通过方便； 通过以上安全、技术、经济方面的比较，采区通风方式利用方案二（轨道上山进风，运输上山回风）。2.4.2 回采工作面通风方式方案的选择（1）方案选择根据采区巷道布置和自然灾害条件，回采工作面通风方式提出两个方案以供选择。方案一：U型通风方案二：H型号通风（2） 回采工作面通风方式方案比较表 表2-5 回采工作面通风方式方案比较方案安全经济管理方案 在工作面上隅角采用抽放瓦斯的措施 巷道施工维修量小，工作面进、回风巷要提前掘巷，维护工作量大。 工作面采空区漏风小，风流稳定，易于管理。方案 在采空区的回风巷道中抽放瓦斯。 沿空护巷困难。 由于有附加巷道，可能影响通风的稳定性，管理复杂。 综上所述，从风流稳定、经济合理、技术先进、安全可靠等角度综合分析，最终确定采用U型后退式通风方式，工作面采用上行风风流流动形式。3采区风量计算与分配 煤矿的供风是保证井下工作人员正常劳动和安全生产的基本条件。在这里我们只计算设计（采、带）区的需风量。设计（采、带）区的需风量应依据煤矿安全规程和煤矿矿井风量计算方法的规定，按下列要求进行风量计算。3.1 采区风量计算对设计（采、带）区的风量，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，（采、带）区需风量应按设计中（采、带）区同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在设计中 吨煤瓦斯涌出量的计算，应根据在地质勘探时测定的煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算采区需风量。另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产（采、带）区的风量计算方法进行。其 原则是：（采、带）区的供风量应保证符合（采、带）区安全生产的要求，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 生产矿井实际资料，分别计算设计（采、带）区采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量， 得出整个（采、带）区的需风量。但该风量也要根据情况的不断变化随时进行调整。3.1.1 采煤工作面需风量的计算每个回采工作面实际需要风量，应按甲烷、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，回采工作面有串联通风时，应按其中一个回采工作面实际需要的最大风量计算。（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量按式(3-1)计算： Qfi=100×qgfi×kgf (3-1) （ 经测定本矿井工作面绝对瓦斯涌出量为2 m3/min ，不均衡系数kgf取值1.2。）式中 Qfi第 i 个采煤工作面实际需要风量，m3/min；qgfi第 i 个采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）平均绝对涌出量，m3/min。在生产矿井中，该值应从实测中求得；在设计矿井中可根据临近生产矿井条件相似的有关数据选取。kgf 第 i 个采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产时，在整个工作面开采期间，均匀间隔的选取不少于5个昼夜，进行观测，得出5个比值，取其最大值。通常根据采煤方法可按表3-1 选取：表 3-1 各种采煤工作面瓦斯涌出不均衡风量备用系数采煤方法Kgfi机采工作面炮采工作面水采工作面1.21.61.42.02.03.0（ 经测定本矿井绝对瓦斯涌出量为0.4 m3/min ，不均衡系数kgf取值1.2。）将实际数值代入上式： Qfi=100×2×1.2=240 (m3/min) （2）按工作面温度与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的气候条件，其气温与风速的关系应符合表 3-2 的规定：表 3-2 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）<1515181820202323260.30.50.50.80.81.01.01.51.51.8 采煤工作面的需要风量按式（3-2)计算： Qfi=60×vfi×Sfi （3-2） （本矿井设定采煤工作面温度为20，取值1.0。且矿井使用掩护式支架。）式中 vfi第i个采煤工作面的风速，按采煤工作面温度从表 3-2 中选取，m/s； Sfi 第i个采煤工作面的平均有效断面积，单位为m2。对于普采工作面可按最大和最小控顶距有效断面积的平均值计算；对于综采工作面可用下面近似式计算：使用支撑式支架时： Sfi=3.75（M-0.3）使用掩护式支架时： Sfi=3（M-0.3）。式中 M煤层开采厚度。将实际数值带入上式： Qfi =60×1.0×12.6=756 (m3/min) （3）按工作人员数量计算： Qfi=4´nfi （3-3） 式中 4以人数为计算单位的供风标准，是对每人每分钟供给 4m3 的规定风量。nfi 第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数。经上述 3种方法计算后，得出最大风量是756 m3/min。将实际数值带入上式： Qfi= 4´30=120 (m3/min)（5）按风速进行验算：根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为 0.25m/s、最高风速为 4m/s 的要求进行验算。即每个回采工作面的风量 Q fi 为按上述 4 种方法计算后的需风量的最大值： Qfi60´0.25Sfi （3-4） Qfi60´4Sfi （3-5）式中 Sfi 第 i 个采煤工作面的平均有效断面积，m2。备用工作面的需风量通常取为产量相同的生产采煤工作面的需风量的一半。当（采、带）区风量不富裕时，也可以按工作面不集聚瓦斯为原则配风，但工作面风速不应小于 15m/min（0.25m/s）。采煤工作面风量计算和验算后，必须明确最终确定的采煤工作面风量。 以上述计算结果可知Qfi（max）=756 (m3/min)将实际数值带入上式：Qfi（max）60´0.25´12.6=189 (m3/min) Qfi（max）60´4´12.6=3024 (m3/min) 验证结果正确3.1.2 掘进工作面需风量计算和回采工作面所需风量的计算方法基本相同，掘进工作面的需风量按下列因素分别计算，取其最大值：（1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算： Qdi=100´qgdi´kgdi （3-6）（经测定本矿井掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min）式中Qdi第 i 个掘进工作面的需风量，m3/min； qgdi第 i 个掘进工作面的平均绝对瓦斯（或二氧化碳）涌出量，m3/min。生产矿井中，该值应从实测中求得；在设计矿井中可根据条件相似的临近生产矿井有关数据中选取。kgdi第 i 个掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数，其含义和观察计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀系数相似。通常，机掘工作面取 kgdi1.52.0。将实际数值代入公式： Qdi =100´1.2´1.8=216 (m3/min) （2）按工作人员数量计算： Qdi=4´ndi （3-7）式中ndi第i个掘进面同时工作的最多人数； 4每人每分钟供风标准，m3/min。将实际数值代入公式： Qdi = 4´20=80 (m3/min) （3）按局部通风机吸风量计算： Qdi= Qdfi´Kdfi （3-8） （矿井配用NO5.0型局部通风机。）式中 Qdfi第 i 个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量之和， m3/min；Kdfi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。（各种局部通风机的额定风量可按下表 3-3 选取）表3-3 DBKJ型局部通风机额定风量风机型号额定风量（m3/min）NO3.5NO4NO4.5NO5.0NO6.0NO6.315376220113240160300180450250630260根据矿井实际情况，局部风机实际吸风量小于额定吸风量，局部风机实际吸风量供给掘进工作面的风量一般不超过 280m3/min。将实际数值代入公式： Qdi= 200´1.3=260 (m3/min)按照上述3种方法计算后，选用最大值即按局部通风机吸风量计算所得260 (m3/min)进行验算。（4）按风速进行验算： 每个岩巷掘进工作面的风量： Qdi 60´0.15´Sdi （3-9） 260 60´0.15´12.6=113.4 (m3/min) Qdi 60´0.25´Sdi （3-10） 26060´0.25´12.6=189 (m3/min) Qdi 60´4Sdi （3-11） 26060´4´12.6=3024 (m3/min)式中 Sdi第 i 个掘进工作面巷道的净断面积，本矿井掘进工作面净断面面积12.6m2。掘进工作面风量计算和验算后，可以确定掘进工作面需风量为 260 m3/min。3.1.3 硐室需风量计算各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别风量的确定，按照经验值，（采、带）区绞车房 Qmi=6080 m3/min。（采、带）区变电所 Qvi=6080 m3/min。本矿井采用移动变电站供电，故不计变电所所需风量。绞车房需风量定为70m3/min3.1.4 其他用风巷道的需风量计算其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算：采区内的其他用风巷道 Qgi=100´qghi´kghi （3-12）（经测定，本矿井其他巷道瓦斯绝对涌出量为0.2m3/min）Qgi（联络巷） 3´100´0.2´1.2=72 (m3/min)Qgi（上山） 2´100´0.2´1.2=48 (m3/min)Qgi（行人斜巷）2´100´0.2´1.2=48 (m3/min) Qgi（平巷）2´100´0.2´1.2=48 (m3/min)采区外的其他用风巷道 Qgi=133´qghi