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一、井下局部通风机 目前，我国煤矿用局部通风机生产企业90家，主要分布在重庆、山东、山西、河南、江苏、湖南、江西等19个省(区、市)。技术力量、设备条件、管理水平、执行标准状况和经营思路各不相同，产品质量、技术性能差异较大。产品质量、性能指标和技术水平不容乐观。JBT、YBT系列单级轴流式局部通风机是我国20世纪50、60年代引进前苏联的产品，体积小、价格低，但噪音大，全压效率低，风压偏低。其全压效率约60%～73%左右，噪声103～111dB(A)，有的甚至达到l27dB(A)。风机效率低，造成了能源的严重浪费。噪声主要集中在中、高频率范围，刺耳的尖叫声严重影响了工人的正常作业和身心健康，并且掩盖了一定距离内行车声、机械运转声和信号电铃声，易引起伤亡事故。 近两年，个别企业与高校或科研院所合作，对YBT产品进行了技术改造，在小型号上改善了风机叶型和加装了消音器，取得了较好的效果。但大部分产品不符合现代生产环境的要求，属于应该被淘汰的产品。 斜流式(也称：昆流式)局部通风机是20世纪90年代初期发展起来的新型 风机，具有空气轴向流动、高效运行区域宽、噪音小等优点。但风压偏低，在效率指标上形同虚设，生产工艺、技术还不成熟，目前国内生产企业约有4家，规格型号和使用量较少，未形成批量和系列化生产。 对旋式局部通风机是20世纪80年代末、90年代初研制并迅速发展、推广 的一种局部通风机。目前机号有N0至N0等；装机功率有lkW×2至75kW×2等；工作方式有压入式、抽出式和压抽式等；叶片材料有钢叶、铜叶片、铝合金铸造叶片和塑料叶片等。 对旋式局部通风机一般由容量相同的隔爆电动机驱动，两个风叶轮采用不同的叶片数，一级叶轮的叶片安装角大于二级叶轮的叶片安装角。二级叶片还兼备普通轴流式风机中的静叶功能。测试证明：对旋式局部通风机的通风效率比前置静叶型两级普通轴流式通风机高约8%～10%， 比后置静叶型高约4%～5%；具备良好的逆风性能，逆向风量可达60%～70%。 目前，对旋式局部通风机均采用了外包复式消声器结构，有效地降低了噪 声。实验证明：噪声频率越高，吸声系数越高。在125Hz～500Hz时，吸声系数只 有3～5左右，在1000Hz以上吸声系数可达8以上，4000Hz时可达95。 近年来，部分高校和科研院所对矿用通风机技术进行了深入的研究，先进的理论、计算方法和结构优化等得到较好地应用，促进了矿用通风机产品行业技术水平的提高。 小型煤矿用抽出式轴流通风机产品的质量状况。20世纪80年代末、90年代初，新疆煤炭工业学校和山西省运城地区矿山节能防爆风机厂分别推出了外 置电动机型和内置电动机型小主扇，在小型煤矿很快得到推广、应用，并迅速发展成型号、规格齐全的系列产品。 电动机内置型小主扇为目前常用的一种机型，电动机安装在隔流腔内，与流道内的气流完全隔离，并有孔道与大气相通，以保证隔流腔中的电动机在新鲜风流中启动和运行。小主扇动叶轮大部分安装在通风机出气口侧(即叶轮后置式)， 结构较为合理，隔流腔处于流道中气流的负压区域，对小主扇安全性有利，也便于调整叶片安装角度。 目前，我国小主扇生产企业约40家。近年来，部分国内高校和科研院所对小主扇进行了较为深入的研究，在通风机涉及和提高产品性能方面取得了较大的进展。新的涉及理论、设计方法及加工方式被部分企业接受和应用，小主扇风量、压力及效率有明显提高。二、井下轻合金材料 由于轻合金材料质量轻、塑性好，经过适当的工艺处理后，能达到很高的强度，而且有机械加工容易，耐腐蚀等优良特性。所以，随着科学技术的进步和煤矿生产机械化程度的提高，轻合金材料在矿井中的应用越来越广泛，如煤矿井下支柱、提升、通风设备及携带式仪表、工具等。但轻合金材料与其他钢质材料冲击摩擦产生火花，很容易点燃可燃性气体，引起爆炸事故。如1986年9月28日，徐州矿务局庞庄煤矿-370m水平的718掘进面，因相装机钢丝摩擦产生火花引起煤尘爆炸事故，死亡26人，重伤2人，殃及巷道1509米。l987年12月，安徽省某矿角联巷道中发生一起特大爆炸事故，死亡45人，重伤4人，轻伤6人，经济损失199万元。其原因是小绞车运行时，手闸和绳轮之间摩擦火花引起沼气爆炸。国外轻合金材料摩擦、冲击产生火花引燃沼气爆炸事故也比较多。如1950年，英国诺克切斯矿用铝合金外壳的煤电钻掉到钢支架上引起沼气爆炸。爆炸危险环境中机械摩擦火花的危险性已引起煤矿安全部门的高度重视。 世界上许多国家，如英国、德国、前苏联、日本、波兰、捷克等，很早就对机械摩擦火花及轻合金在矿井中应用的安全性进行了较系统的研究，并建立了相应的试验装置，制定了检验规则。美国主要研究采煤机截隔火花安全性及预防措 施，Ralla冶金研究中心的DHDesy 等人设计建造了模拟通风机叶片与机壳摩擦火花工况，对金属材料火花点燃沼气的安全性进行研究。在20世纪80年代初对轻合金摩擦火花的研究，重点是对煤矿井下常用的轻合金，并建立了先进的实验室，制定了JISC-0901 标准和JISM-7002通用规则。 20世纪80年代中期，我国也开始对金属材料摩擦火花安全性方面的研究。当时建立的高速冲击、自由落锤冲击和旋转摩擦3个试验装置和相应的检测 、控制系统，是目前国内惟一的金属材料摩擦火花安全性研究和试验检测系统。 国外井下矿用工具 、设备材料基本都作摩擦火花试验，国内一般只注重设 备用材料作火花试验，在工具用材料的火花试验方面没有建立相应的实验及标 准。随着我国煤矿开采深度的加大，开采强度的不断增强，井下工作的危险性越来越大，对井下火源的控制力度也必须增强，对材料摩擦火花的研究和实验也应更加深入。瓦斯及突出灾害的研究一、瓦斯灾害 煤矿瓦斯事故发生的原因是多方面的，影响因素众多。有的原因具有潜在 性、突发性，而事故本身具有破坏性和灾难性。但煤矿瓦斯灾害事故的发生也有其一般的规律，只有掌握了灾害发生、发展的规律性，才能有效地避免事故的发生和发展。煤矿灾害事故发生的原因，除了与矿井本身的自然条件、开采工艺、管理水平、安全意识及员工素质等有很大关系外，技术装备水平仍然是极为关键的因素。煤矿井下工作场所是动态变化的，影响灾害发生的因素也是变化的。现有监测技术仅仅是监测部分安全参数，不能做到实时预测分析和监控，难以预先得知瓦斯灾害事故可能发生的地点及波及区间，也难以预先制定和执行有效预防灾害的措施，使得瓦斯灾害事故难以显著下降，灾害危害程度难以有效控制，灾害事故原因难以调查清楚。 我国所有煤矿均为瓦斯矿井。大中型煤矿中，高瓦斯矿井占34%， 瓦斯突出矿井占77%。小型煤矿中，高瓦斯矿井占15%左右。随着开采深度的不断增加，机械化程度的不断提高，开采强度的不断增强，瓦斯涌出量还会进一步增大，瓦斯灾害的治理越来越成为煤矿灾害防治的重点。 传统的矿井瓦斯管理主要是由管理人员凭主观意识和经验进行工作。这种 管理模式，由于受管理人员的知识 、经验和责任心的限制，很难适应矿井瓦斯灾害事故的复杂多变条件，这也是瓦斯灾害事故多发的原因之一。实现现代化管理，用科学方法管理矿井瓦斯，应建立矿井瓦斯灾害事故数据库、知识库和专家系统，对矿井瓦斯灾害进行科学预测，以便掌握矿井瓦斯动态，正确识别和评价瓦斯事故灾情，及时提出抗灾对策。 我国在瓦斯防治方面提出：加强煤矿瓦斯的基础理论研究，掌握瓦斯灾害 事故发生的机理及其演化过程，在瓦斯防灾、抗灾和救灾的理论和技术难题上取得巨大突破，为煤矿瓦斯治理的全面好转提供理论和技术基础；建立和健全完善的煤矿安全科技创新体系和科技服务体系，研究矿井瓦斯事故发生、救灾的有效技术，并制定科技成果的推广和转化机制；建立和健全完善的煤矿安全监察技术支撑体系，借鉴外国的经验，在各省内部实现监察联网。监察人员每次执法都现场无线上网，并存入省局服务器，便于全省统一调度和指挥监察。二、煤与瓦斯突出灾害 随着我国煤矿开采深度的加大，开采强度的不断增强，煤与瓦斯突出的危险性也在增加，突出危险区域也在扩大，部分原无突出危险的煤矿也开始出现突出现象，部分未划分为突出矿井的煤矿也不得不按突出煤矿管理。我国煤与瓦斯突出危险矿井数目和突出强度、频度 将随着开采深度的延深、开采强度的增大而逐渐增多，危险性随煤层厚度的增大而增大。 研究和统计表明，突出煤层中真正具有突出危险的区域只占煤层总面积的 20%～30%。突出危险预测预报的最大意义在于找出和划分煤层突出危险性区域，节省防突费用，使防治措施更据针对性。我国从20世纪70年代开始研究煤层突出危险性区域预测，国家“七五”期间重点研究了综合指标预测技术。按照我国目前的开采速度和进度，煤与瓦斯突出将是煤炭行业将要面临的一个重大课题。如何有效地预防和控制突出，也将是下一步减少煤矿事故的一项重要内容。国家应该在此领域投入充足的力量去研究相关理论，并开发有效产品，在这种危险来临之前，找出解决问题的有效办法和手段。粉尘灾害的研究 目前，煤矿井下劳动条件差、尘毒 危害严重的局面尚未根本扭转，煤尘爆炸事故不断发生，尘肺病人逐年增加，严重危害工人生命健康，直接影响安全生产。一、煤尘爆炸 我国多数煤矿所产生的粉尘具有爆炸性。据统计，我国国有煤矿中90%的矿井的煤尘具有爆炸的危险。对单一煤尘来说，其爆炸下限浓度为30mg/m3～50mg/m3， 上限浓度为1000mg /m3～2000 mg/m3 时，爆炸力最强的浓度为300g/m3～500g/m3时。煤尘爆炸的引爆温度一般为650℃～990℃。粒度越小，单位煤尘质量的表面积越大，越容易产生爆炸。发生爆炸时，粒度小于1mm的煤尘都能参与爆炸，但爆炸的主体是小于75μm的煤尘。井下空气中如果有沼气和煤尘同时存在，能增加沼气、煤尘爆炸的危险性，并能相互降低各自爆炸的下限浓度。当存在有沼气，且浓度达到 5%时，空气中的煤尘浓度只要达到lg/m3时，就可能发生爆炸。正常空气中的氧含量为9%， 在井下作业环境空气中由于其他气体的混合，氧含量降低，则影响煤尘的着火温度，使着火温度升高，当氧含量低于17%时，煤尘就不会发生爆炸。 煤尘爆炸可放出大量热能，爆炸火焰温度可高达2000℃甚至更高，产生破坏性很强的高温。在发生爆炸的地点，可能连续发生第二次爆炸，造成更大的灾 害。煤尘爆炸时，爆源l0m～30m内的破坏程度较轻，即爆源附近的破坏力较弱，离爆源较远处爆炸压力较高，破坏力强。煤尘爆炸传播时，冲击波传播的速度大于火焰传播速度。这样，巷道中沉积的煤尘先被冲击波扬起，随即被到达的火焰点燃发生爆炸，且不断向远处蔓延。煤尘爆炸气体中含有大量CO和CO2爆炸区空气中CO的含量可高达8%， 这是造成人员死亡的主要原因之瓦斯煤尘爆炸的控制技术分为预防爆炸发生技术和抑制爆炸传播技术两个方面。预防爆炸发生的方法主要是采取措施控制瓦斯积聚、煤尘的产生或飞扬以及火源的产生：抑制瓦斯煤尘爆炸传播的方法主要是采取措施将已发生的瓦斯煤尘爆炸限制在一定区域，尽量控制灾害损失。其措施主要是设置被动式隔爆装置和自动抑爆装置。被动式隔爆装置是借助于爆炸冲击波的作用来喷洒消焰剂，而本身无喷洒动力源：自动抑爆装置是利用传感器探测爆炸信号，触发自带的动力源喷洒消焰剂，形成抑制带。 被动式隔爆装置最早采用撒布岩粉和设置普通岩粉棚，虽然防止爆炸传播 效果较好，但岩粉暴露在潮湿空气中，极易受潮而失去消焰剂功效，且频繁更换 岩粉的工作量较大，因此我国煤矿现在几乎已不采用这两种方法。但国外仍有些国家还普遍使用。在20世纪90年代，煤科总院重庆分院开发的隔爆水槽(脆 性) 和隔爆水袋，以水作为消焰剂，方便了煤矿安装和使用，在全国得到了广泛推广应用，其中隔爆水袋的使用最为普遍。 矿井瓦斯煤尘爆炸灾害绝大多数是由于局部瓦斯燃烧或爆炸引起沉积煤尘 飞扬参与爆炸传播造成的，因此，在爆炸初期的抑制相当重要。二、煤矿尘肺 煤矿尘肺有3种：砂肺，即长期吸入游历SO2含量较高的岩尘，所发生的尘肺，其发病工龄较短，砂肺病变的进展较快，掘进工砂肺的患病率较高；煤肺，即长期在高浓度的煤尘环境里工作，所发生的尘肺，其发病、患病率都很低，发病工龄一般较长，尘肺病变的进展缓慢，发展成为严重三期者为数极少，该病主要发生在采煤工作面的工人中；煤砂肺，即长期接触两种粉尘的工人所患上的坐肺，该病主要发生在既进行掘进、又从事采煤的工人中。 尘肺患病除与粉尘的性质有关外，还与粉尘的浓度直接相关。工作面的粉尘浓度越高，吸入并沉积到肺内的粉尘量也越大，掌握工人工作环境的粉尘浓度及工人接尘时间，可以大致估算接尘工人肺内的粉尘沉积量。5Og煤尘在肺内可能会导致尘肺，12g岩坐在肺内足以形成较严重的砂肺病变。 据卫生部统计，2002年底，中国尘肺病累计病例达到万人，其中仍然存活者 44万多人。2002年，全国共报尘肺病患者12448例，其中煤矿系统的尘肺病例占 6%(仅为原国有重点煤矿病例数，不包括地方煤矿和乡镇煤矿)。每年尘肺病造成的直接经济损失达80亿元人民币。2003年，全国产煤4亿吨，其中地方煤矿和乡镇煤矿占9亿吨，占一半多。专家认为，全国估计有120多万尘肺病患者，这意味着每1000个中国人中就有一个尘肺病患者。 随着国家改革开放的深入，国际上通行的职业健康体系也逐步在我国得到 推广。职业病的危害也日益被广大从业者、社会、政府所重视。在各个工作现场都采用了减少粉尘产生、降尘、排尘、 除尘、个体防尘等措施，相信我国煤矿尘肺病患者会越来越少。 
前 言 通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定 矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。 第一章 矿井通风设计的内容与要求 矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。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。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。 矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。 第一节 矿井基建时期的通风 矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。 第二节 矿井生产时期的通风 矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况： （1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。 （2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，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，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 矿井通风设计所需要的基础资料如下： 矿井地形地质图；矿岩游离二氧化硅（矽）、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量；煤岩自然发火倾向性；煤尘爆炸性；矿区气候条件，包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等；矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性；矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形；矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法；产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及备用工作面个数；同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布；同时爆破的最多炸药量；同时工作的最多人数等。 第三节 矿井通风设计的内容 （1）确定矿井通风系统 （2）矿井通风计算和风量分配 （3）矿井通风阻力计算 （4）选择通风设备 （5）概算矿井通风费用 此外，根据不同地区或矿井的特殊条件，还需警醒矿井空气温度调节的计算（具体内容见第八章） 第四节 矿井通风设计的要求 （1）将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和创造良好的劳动条件； （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）有符合规定的井下环境及安全检测系统或检测措施； （5）通风系统的基建投资省，营运费用低，综合经济效益好。 第二章 优选矿井通风系统 第一节 矿井通风系统的要求 （1）每一矿井必须有完整的独立通风系统。 （2）进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。 （3）箕斗提升井或装有胶带运送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做进风井使用，必须采取措施，满足安全的需要。 （4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。 （5）每一个生产水平和每一采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。 （6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。 （7）井下充电室必须用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。 第二节 确定矿井通风系统 根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。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选择的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复正常生产。 第三章 矿井风量计算 第一节 矿井风量计算原则 矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。 （1） 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟共计风量不得少于4m³； （2） 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。 第二节 矿井需风量的计算 采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取得最大值。 1） 按瓦斯涌出量计算 Qwi=100 Qgwi Kgwi 式中 Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m³/min Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m³/min Kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=2～6；炮采工作面取Kgwi=4～0；水采工作面取Kgwi=0～0。 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7-4-1的要求。 表7-4-1 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-1 <15 15~18 18~20 20~23 23~26 3~5 5～8 8～0 0～5 5～8 采煤工作面的需要风量计算： Qwi=60 Vwi Swi Kwi 式中 Vwi——第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表7-4-1中选取，m/s； Swi——第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2 Kwi——第i个工作面的长度系数，可按表7-4-2选取。 表7-4-2 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Kwi <15 50～80 80～120 120~150 150~180 >180 8 9 0 1 2 30~40 3) 按使用炸药量计算 Qwi=25×Awi 式中 25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min； Awi——第i个工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg； 4） 按工作人员数量计算 Qwi=4×nwi 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。 5） 按风速进行验算 按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量： Qwi≥60×25×Swi 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： Qwi≤60×25×Swi 采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面也按上述要求，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%。 掘进工作面需风量的计算 煤巷、半煤岩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） 按瓦斯涌出量计算 Qhi=100×Qghi×Kghi 式中 Qhi——第i个掘进工作面的需风量，m3/min； Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min； Kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取5～0。 2） 按炸药量计算 Qhi=25×Ahi 式中 25——使用1kg炸药的供风量，m3/min； Ahi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。 3） 按局部通风机吸风量计算 Qhi= ∑Qhfi×Khfi 式中 ∑Qhfi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表7-4-3选取。 Khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取2～3。进风巷道中无瓦斯涌出时取2，有瓦斯涌出时去3。 表7-4-3 各种局部通风机的额定风量 风机型号 额定风量/ m3•min-1 JBT-51(5KW) JBT-52(11KW) JBT-61(14KW) JBT-62(28KW) 150 200 250 300 4)按工作人员数量计算 Qhi=4×nhi 式中nhi ——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。 5）按风速进行验算 按最小风速验算，各个岩巷绝境工作面最小风量： Qhi≥ 60×15×Shi 各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量： Qhi≥ 60×25×Sdi 按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量： Qhi≤ 60×4×Shi 式中Shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。 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进行计算： 1） 机电硐室 发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量分别进行计算： Qri= 3600×∑N×θ ρ×Cp×60×Δt 式中Qhi——第i个机电硐室的需风量，m3/min； ∑N—机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率，kw； θ—机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定，也可按表7-4-4选取； ρ—空气密度，一般取2kg/ m3； Cp—空气的定压比热，一般可取1kJ/（kg•K）； Δt—机电硐室进、回风流的温度差，℃。 表7-4-4机电硐室发热系数（θ）表 机电硐室名称 发热系数 空气压缩机房 20~23 水泵房 01~03 变电所、绞车房 02~04 采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量： Qri=60~80 m3/min 2） 爆破材料库 Qri=4×V/60 式中 V—库房容积，m3 但大型爆破材料库不得小于100 m3/min，中小型爆破材料库不得小于60 m3/min。 3） 充电硐室 按其回风流中氢气浓度小于5%计算 Qri=200×qrhi 式中qrhi ——第i个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。 其他用风巷道的需风量计算机 各个其他巷道的需风量，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 Qoi=133×Qgoi×kgoi 式中Qgoi——第i个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量，m3/min； koi ——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取kgoi=2~ 2） 按最低风速验算 Qoi≥ 60×15×Soi 式中Soi——第i个其他井巷净断面积，m2。 矿井总风量计算 矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算： Qm=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot）×km 式中∑Qwt—— 采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min； ∑Qht—— 掘进工作面所需风量之和，m3/min； ∑Qrt—— 硐室所需风量之和，m3/min； ∑Qot—— 其他用风地点所需风量之和，m3/min。 km—— 矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可取15~25。 第四章 矿井通风总阻力计算 第一节 矿井通风总阻力计算原则 （1）矿井通风总阻力，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。 第二节 矿井通风总阻力计算 矿井通风总阻力是指风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。 对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。 在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要，而且主要通风机有较高的运转效率，需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排，对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析，当根据风量和巷道参数（断面、长度等）直接判定出最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力，当不能直接判定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较，然后确定该时期的矿井总阻力。 在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时称为通风困难时期。对于通风容易和困难时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总压力。 为便于计算和查验，可用表7-4-5的格式，沿着通风容易和困难时期的风流路线，依次计算各段摩擦阻力hft，然后分别计算得出容易和困难时期的总摩擦阻力hfe和hfd，再乘以1（扩建矿井乘以15）后，得两个时期的矿井总压力hme和hmd。 通风容易时期总阻力 hme=（1～15）hfe 通风困难时期总阻力 hmd=（1～15）hfd 上面两式中hf按下式计算： hf= hfi 式中 hfi= Qi2 第五章 矿井通风设备的选择 第一节 矿井通风设备是指主要通风机和电动机。 （1） 矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。 （2） 选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。 （3） 通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5°；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、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。 第二节 主要通风机的选择 （1）计算通风机风量Qf 由于外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），风机风量Qf大于矿井风量Qm Qf=k Qm 式中 Qf—— 主要通风机的工作风量，m3/s； Qm——矿井需风量，m3/s； K——漏风损失系数，风井不做提升用时取1，箕斗井做回风用时取15；回风并兼做升降人员时取2。 （2）计算通风机风压 通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力hd及扩散器出口动能损失Hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”；自然风压与通风机负压作用反向时取“+”。根据提供的通风机性能曲线，由下式求出通风机风压： Htd=hm+hd+Hvd±HN 通产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 Htd min=hm+hd+Hvd±HN 困难时期 Htd max=hm+hd+Hvd±HN 表7-4-5 矿井通风阻力计算表 时期 节点序号 巷道名称 支护形式 a/ Ns2m-4 L/M U/M S/m2 S3/s6 R/ Ns2m-8 Q/ m3s-1 Q2/ m6s-2 hfi /pa V/ ms-1 容易时期 hfi=∑hfi= pa 困难时期 hfi=∑hfi= pa 轴流式通风机： 容易时期 Htd min=hm+hd-HN 困难时期 Htd max=hm+hd+HN 通风容易时期为使自然风压与通风机风压作用相同时，通风机有较高的效率，故从通风系统阻力中减去自然风压HN；通风困难时期，为使自然风压与通风机风压作用反向时，通风机能力满足，故通风系统阻力中加上自然风压HN。 （3）初选通风机 根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsd min（或Htd max）和矿井通风困难时期通风机的Qf、Hsd max（或Htd max）在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。 （4）求通风机的实际工况点 因为根据Qf、Hsd max（或Htd max）和Qf、Hsd min（或Htd max）确定的工况点，即设计工况点不一点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 用静压特性曲线时： Ssd min= Ssd max= 用全压特性曲线时： RTd min= STd max= 2）确定通风机的实际工况点 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。 （5） 确定通风机的型号和转速 根据各台通风机的工况参数（Qf、Hsd、η、N）对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定满足矿井通风要求，技术先进、效率高和运转费用低的通风机的型号和转速。 （6）电动机选择 1）通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax。 Nmin= Qf Hsd min/1000ηs Nmax= Qf Hsd max/1000ηs 或Nmin= Qf Htd min/1000ηt Nmax= Qf Htd max/1000ηt 式中ηt、ηs分别为通风机全压效率和静压效率； 2）电动机的台数和种类 当Nmin≥6Nmax时，可选一台电动机，电动机功率为 Ne=Nmax•ke/（ηeηtr） 当Nmin<6Nmax时，可选两台电动机，其功率分别为 初期 Nemin= •ke/（ηeηtr） 后期按Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）计算。 式中 ke——电动机容量备用系数，ke=1～2 ηe——电动机效率，ηe=9～94（大型电动机取较高值） ηtr——传动效率，电动机与通风机直联时ηtr=1，皮带传动时ηtr=95。 电动机功率在400～500kw以上时，宜选用同步电动机。其优点是在低负荷运转时，可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。 第六章 概算矿井通风费用 吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本提高经济效益不可少的基础资料。 吨煤通风成本主要包括下列费用： 电费（W1） 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，可用如下公式计算： W1=（E+EA）×D/T 式中 E——主要通风机年耗电量，设计中用下式计算： 通风容易时期和困难时期共选一台电动机时， E=8760（Nemin+ Nemax）/（keηvηw） 选两台电动机时 E=4380（Nemin+ Nemax）/（keηvηw） 式中 D——电价，元/kw•h T——矿井年产量，t； EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量； ηv——变压器效率，可取95 ηw——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在9～95范围内选取。 设备折旧费 通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关可用表7-4-6计算。 吨煤的通风设备折旧费W2为 W2=（G1+G2）/T 表7-4-6通风成本计算表 序 号 设备名称 计算单位 数量 总成本 总计 服 务 年 限 基本投资折旧费 大修理折旧费 备注 单位成本 设备费 运输及安装费 材料消耗费用 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，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费W3为： W3=C/T 式中 C——材料消耗总费用，元/a。 通风工作人员工资费用 矿井通风工作人员，每年工资总额为A（元），则一吨煤的工资费用W4为 W4= A/T 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W5。 每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用W6 矿井每采一吨煤的通风总费用W为 W= W1 +W2+ W3+ W4+ W5+ W6矿井 结束语 三年的学习已近尾声，我通过三年来的系统学习，使我掌握了坚实的基础理论和系统的专门知识，也使我的业务水平有了很大的提高，而着一切，都是归功于辽源职业技术学院的各位老师的深切教诲与热情鼓励在即将毕业之际，我要感谢三年来的所有教育我，关心我的老师们，是他们在我学习期间给了我最有力的帮助和鼓励，使我能顺利的完成学业，对此，我表示衷心地感谢!本课题是我在我的导师刘温暖教授的悉心指导下完成的半年多来，刘教授多次询问课题进程，帮助我开拓研究思路刘教授以其严谨求实的治学态度，高度的敬业精神，孜孜以求的工作作风和大胆创新的进去精神给我树立了榜样在此向刘教授致以诚挚的谢意和崇高的敬意。 参考文献 (1)矿井通风与安全 作 者： 何廷山 2009 (2)煤矿开采技术专业及专业群教材 作者 喻晓峰 刘其志
