茶山岭煤矿通风系统改造设计.doc

总 说 明

湖南省煤业集团街洞矿业有限公司茶山岭煤矿位于湖南省郴州市苏仙区栖风渡镇畔冲村。该矿开采街洞矿区茶塘井田内6、7煤层，局部开采8煤层，茶山岭煤矿于1961年由湖南省煤炭设计院设计。矿井建设工程是1962年2月26日由郴州专署重工业局上报省局立项，省煤炭局于1963年3月26日（63）煤计字558号文批准建设的。于1962年3月28日动工，1966年10月3日投产，建设工期为四月半，设计年生产能力为10万吨，原批准的核定年生产能力为10万吨。矿井生产到1993年由于矿井资源枯竭，省厅批准为关闭矿井，矿井靠复探复采、回收边角残煤维持生产，为了矿井持续发展，1984年委托白沙矿务局设计处设计了茶山岭新井，采用斜井多水平方式开拓。落底标高为-150ｍ水平。该新井于1985年9月26日破土动工兴建，1996年6月正式投产。2011年经省煤炭局核定矿井生产能力为18万吨/年。
矿井属煤与瓦斯突出矿井，自然倾向性等级:Ⅲ(不易自然)，煤尘无爆炸危险性。
矿井采用斜井开拓方式，现有茶改主井、原主斜井、原副斜井、茶新井和东风井等5个井口。茶改主井、原主斜井、原副斜井和茶新井为进风井，东风井为回风井筒。矿井采用抽出式通风方法，中央边界式通风方式，东风井安装有BD-Ⅱ-6-№17主扇通风机两台，一台运行，一台备用，配电机BF225M-6型，75 kw×2，380V两台。
目前生产采区为13、31、33和32采区，布置有五个回采工作面和八个掘进工作面生产。矿井采用走向短壁后退式水平分层开采的采煤方法。工作面采用爆破落煤，液压支柱支护，全部垮落法管理顶板。
在用的东风井主要通风线路长、部分线路年久失修且严重变形导致有效断面小，通风阻力大；随着开采深度的增加和矿井多水平多点采掘，呈现-70水平，-150水平和-300水平同时生产的特点，通风系统趋向复杂。为保证矿井安全生产，街洞矿业有限公司委托我院对茶山岭煤矿通风系统进行改造设计。
根据矿方提供的采掘工程平面图、供电系统图、现用通风设施设备及相关地质资料，我院对东风井进行了改造设计，并将原茶新井改造为西风井，形成分区式通风方式。本次改造针对矿井通风线路长，东风井井筒+105～+115m段、+115～+135m段、±0～+50m回风上山上平台、±0回风平巷、-95～-70m回风上山、33采区-250回风上山、13采区±0回风石门段部分回风巷年久失修、垮塌、变形严重，通风有效断面降低，本次设计拟对上述巷道进行扩刷，扩刷巷道总长度共496.0m，掘进体积3647.1m3；设计新掘-70西总回风平巷、-90回风上山、31-70风桥、-60回风平巷、西风井风硐、安全出口等，新掘巷道总长度共370.0m，掘进体积2658.2m3，，。
设计利用东风井现用的BD-Ⅱ-6-№17主扇通风机两台，每台风机配电机BF225M-6型，75 kw×2，380V两台。西风井新增两台FBCDZ-6-№15（HP）型对旋轴流式风机，每台风机配YBF2-315S-6 75kW 380V隔爆型电动机2台。
建设项目总造价: 307.50万元。其中：矿建工程费177.05万元，土建工程费15.77万元，设备及工器具购置费85.52万元，安装工程费6.37万元，工程建设其他费用22.78万元。
存在的问题与建议：
1、本次设计系按矿方委托设计内容进行的，矿方必须对东风井现有的供电线路及供配电设备根据《煤矿安全规程》的要求进行校核，满足要求后才能进行改造工程施工。
2、东风井通风设备需由生产厂家提供通风特性曲线图，根据设计的风量和阻力调整叶片的安装角度。

一、矿井基本情况

㈠　矿井概况
1、位置与交通
街洞矿业有限公司茶山岭煤矿位于湖南省郴州市苏仙区栖凤渡镇畔冲村，行政上隶属于栖凤渡镇管辖。地理座标 ：东 径 113°00′05″～ 113°01′18″ ， 北 纬 25°55′37″～25°56′42″。矿区东距京广铁路街洞东站4km，距京珠高速公路4km，有县级公路与之相接，西距107国道约1.5km，南距湖南省郴州市约16km。交通颇为方便（见交通位置图）。矿区面积2.2643km2。
交通便利（见交通位置图1—1—1）。

交通位置图 插图1—1—1

2、矿井开发沿革
茶山岭煤矿开采街洞矿区茶塘井田内6、7煤层，局部开采8煤层，茶山岭煤矿于1961年由湖南省煤炭设计院设计。矿井建设工程是1962年2月26日由郴州专署重工业局上报省局立项，省煤炭局于1963年3月26日（63）煤计字558号文批准建设的。于1962年3月28日动工，1966年10月3日投产，建设工期为四月半，设计年生产能力为10万吨，原批准的核定年生产能力为10万吨。矿井生产到1993年由于矿井资源枯竭，省厅批准为关闭矿井，矿井靠复探复采、回收边角残煤维持生产，为了矿井持续发展，1984年委托白沙矿务局设计处设计了茶山岭新井，采用斜井多水平方式开拓。落底标高为-150ｍ水平。该新井于1985年9月26日破土动工兴建，1996年6月正式投产。2011年经省煤炭局核定矿井生产能力为18万吨/年。从1973年至今，矿井两翼从+50m开采至-150m水平，到-300m水平，没有发生过煤与瓦斯突出。
㈡ 地质特征
1、地层
茶山岭煤矿范围内出露的地层由新到老有第四系、白垩系、侏罗系下统茅仙岭组、三叠系下统大冶组、二叠系上统大隆组、龙潭组、二叠系下统当冲组、现从上到下简述如下：
1）、第四系（Q）
主要分布在小溪两岸及山坡上和地形凹地带，前者多为冲积层，后者多为坡、残积层。厚0～20m。
2）、白垩系（K1）
分布于大邱铺，舒园一带。上部为紫红色粉砂岩夹薄层状砂砾岩，砾石成份为灰岩、硅质岩。砾石直径1至5cm，分选及滚圆度中等，泥质、粉砂质胶结。下部为砾岩，砾石成分为砂岩、灰岩、硅质岩，砾石直径1至7cm，铁质胶结，致密坚硬，与下伏地层呈不整合接触，厚0至412m。
3）、侏罗系下统茅仙岭组（J1m）
出露在矿井东边，由灰色、灰绿色、厚层状中粒和细粒砂岩、粉砂岩。泥岩组成，厚0～272m。
4）、二叠系上统龙潭组（P2l）
出露于矿井中部，形成区内南西～北东向山脉、地貌特征明显。为含煤地层，含煤12层，由新到老分别命名为1～12煤，其中6、7两层煤为主采煤层，8煤层局部可煤层，根据岩性及含煤性不同划分为上下两段，全层厚约582m。现将该地层特征分述如下：
1、龙潭组上段（P2l2）：总厚约271m，从1煤到7煤分八个层段。
2、龙潭组下段（P2l1）：与下伏地层壶天群组呈断层接触。故地层保存不全。分三层段。总厚约311（P2l2-2）。
5）、中上石炭统壶天群（C2+3）
分布在矿井西南端西边岭附近，岩性为灰白色及肉红色层状灰岩，厚度不详。
2、构造
茶山岭煤矿位于郴耒煤田复式褶皱群中的石里山向斜收敛部位东南端，地层走向北东，倾向北西的单斜构造，-70米标高以上地层倾角较大，局部地段直立、倒转，-70～-400段地层为倾斜至缓倾斜，一般为20°～30°。
　　1）褶皱
　　该区段地层倾角较缓，褶皱较为平缓，褶幅一般为3～15米，未对煤层的连续性产生破坏，从正在探采的33采区井巷工程所揭露的情况说明，背斜两翼煤层增厚，背斜轴部煤层变薄不同程度影响采煤工程布置，增加t煤掘进率。
　　2）、断层
　　（1）、F3走向断层：贯穿整个井田，走向北东35°倾向南东，倾角70～80°，落差大于200米，该断层未露出地表，被白垩系掩盖，因该断层落差大，阻止了6、7、8煤层向深部延伸，茶山岭 井田的深部边界。
　　（2）、F9倾向逆断层：走向长1.5公里以上，倾向东， 倾向70°～８０°，落差大于180米，地表大部分被白垩系地层掩盖，该断层切断6、7、8煤层，断层东翼煤层被抬高，其中6、7煤层被剥蚀。
（3）、F10倾向正断层：该断层与F9成“入”字形相交，走向长约700米，倾向东，倾角70°～８０°，落差约130米，切断8煤层，对8煤破坏严重。
3、煤系地层及可采煤层情况
茶山岭煤矿含煤11层，自上而下编号为1、2、3、4、5、6、7、8、10、11、11煤层。其中6、7煤为主要可采煤层，8煤层为局部可采煤层， 5煤为偶见可采煤层。本区段主要可采煤层6煤、7煤、8煤层的展布特征归纳如下：
　　6煤层：厚度0～17.55米，平均2.35米。煤层主要以“煤包”形态赋存，本区段可采煤包主要赋存于51线至F9断层之间，厚煤带主要集中在50线剖面附近。为不稳定煤层。
7煤层：厚0～7.20米，平均厚1.33米。煤层主要以“煤包”形态赋存，本区段内可采煤包主要赋存于50线附近。为不稳定煤层。
8煤层：厚0～11.47米，平均煤厚2.52米，本区段内煤层主要赋存于F9断层以东至剥蚀线之间，在该区内81煤层大部可采厚煤带主要集中在40线至47线之间。为极不稳定煤层。
4、煤 质
茶山岭煤矿61煤层、7煤层、8煤层原煤为中灰、低磷、低硫、中高发热量的无烟煤，经洗选后精煤为低灰、低磷、低硫、中高发热量的无烟煤，。
各煤层属高变质的无烟煤，适应于作动力用煤和民用煤。
5、开采技术条件
1）瓦斯、煤尘及自燃
⑴ 瓦 斯
根据湘煤行[2012]21号《关于2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，该矿为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为17.24m3/t，相对CO2涌出量为7.3m3/t，
⑵ 煤 尘
2011年街洞矿业公司委托湖南省煤检测检验中心对茶山岭矿井7、8煤层进行了煤尘爆炸性鉴定，鉴定结果以煤检字第（11773）号、煤检字第（11774）号检验报告行文，茶山岭煤矿为无煤尘爆炸性。
⑶ 自 燃
2011年街洞矿业公司委托湖南省煤检测检验中心对茶山岭矿井7、8煤层进行了煤尘爆炸性鉴定，鉴定结果以煤检字第（11773）号、煤检字第（11774）号检验报告行文，茶山岭煤矿为自然倾向性等级:Ⅲ(不易自然)。
6、水文地质
1）矿井主要充水因素分析
（1）、地形与地表水
茶山岭煤矿区内地形地势为低丘陵地貌，最大相对高差为100m左右。丘脊及沟谷主体大致呈南北向，地形坡度一般在20°左右。井田内没有大的河流和水库，仅有杨家小溪在井田深部边界流过，该小溪受大气降水影响，也接受地下水补给，流量一般为0.092～9.687m3/s。由于该溪流流经地段地面均为白垩系红层，且其位于井田深部（－200m以下）煤层不可采带之上，小溪距该矿约1000m水平距离，故对茶山岭煤矿影响甚微。
（2）、岩层的含水性
①、第四系（Q）：厚度0～20m，一般厚5m，为残积、坡积、洪积层等组成，其成份有主要为粘土、次为砂土、亚砂土等，粘土具可塑性能起隔水作用。
②、白垩系（K）：广泛分布于煤系地层周围，不整合复盖于下伏地层之上，厚度0～412m，上部为紫红色泥岩、砂质泥岩、砂岩，底部为1～2层砾岩组成，砾石成份为砂岩、硅质岩、石灰岩等，砂质、铁质胶结。本层浅部含裂隙水。
③、龙潭组上段（P2l2）：主要为砂岩、砂质泥岩、泥岩、粉砂岩和煤层等组成，厚度约271m。该层出露地表较宽，接受大气降水补给。由于人为的影响，在浅部有老窑积水，老窑水和天然泉流量为0.022～0.053 L/s，水质HCO3～K+Na～Ca～Mg水，水位标高+170～+230m。砂岩中含微弱裂隙承压水。地下水从浅至深有逐步减小的现象。
④、龙潭组下段（P2l1）：浅部灰色砂质泥岩、粉砂岩等组成，厚约280m。本层含微弱风化裂隙潜水，导水性差。
（3）、老窿对矿坑充水影响
茶山岭煤矿地表老窑到处可见，大部分是随采随弃。20世纪90年代虽有较多的老窑已采到+120m以上，因非法开采在2000年以前全部关闭。由于煤系地层渗透性小，易于在废弃老窑残巷中积水。补给来源主要为大气降水。
（4）、断层的含水性及导水性
茶山岭煤矿发现的断层有2条，即F9倾向逆断层、F10倾向正断层，两断层经多年的生产揭露情况分析，其含水性微弱，导水性差。位于矿井东翼，被发粘土为主的具有隔水作用的红层（K1）履盖。由于煤系地层本身含水微弱，又有红层加以履盖，因而断裂带水对矿坑充水甚微。
2）、矿井涌水量
茶山岭煤矿现生产水平在-150m水平以上，主采6、7煤层、8煤层。现排水水平为-150m水平，矿井涌水量的主要补给来源：一为大气降水渗入，二为老窑水的补给。茶山岭煤矿现实测矿井涌水量最小20m3/h小时，最大65m3/h小时，一般35m3/h。其中-70水平涌水量最小15m3/h小时，最大50m3/h小时，一般20m3/h，-70～-150段涌水量最小5m3/h小时，最大15m3/h小时，一般10m3/h，矿井涌水有由浅部向深部递减的趋势，预计-300水平的涌水量最小5m3/h小时，最大10m3/h小时，一般7m3/h。
综上所述，茶山岭煤矿煤系地层在红层的覆盖之下，且煤系地层出露在山脊之上。虽然有杨家小溪流经矿区，但位于矿区深部边界，距茶山岭煤矿约1000m左右，对矿井水充水影响甚微；断裂带水及导水性对矿井充水甚微，故茶山岭煤矿水文地质条件为简单型。
7、煤层顶底板
1）、6煤层：直接顶板为灰黑色砂质泥岩或粉砂岩，薄至中厚层状，一般为4～8米，随采随落，老顶一般为中细粒长石英砂岩，机械强度较高，比较稳定，属2～3级顶板。底板一般为细砂岩或粉砂岩，有时相变为砂质泥岩。
2）、7煤层直接顶板一般为砂质泥岩或粉砂岩、泥岩，厚约2～7m，有时相变为细砂岩，随采随落，老顶多为细砂岩或粉砂岩，比较硬，抗压强度中等，属2～3级顶板。底板一般为细砂岩或泥岩，遇水后易膨胀。
3）、8煤层：直接顶板一般为粉砂岩或泥岩，厚3～5米，老顶多为细砂岩与粉砂岩互层，有一定的稳定性，属2～3级顶板。底板一般为砂质泥岩，部分地段相变为砂质泥。
各煤层顶板遇水时澎张，使部分巷道断面缩小。巷道维修、返修工程量大，t煤增加成本，通风能力受阻。
综上所述，茶山岭煤矿直接顶板稳定性差，虽然管理难度较小，但生产巷井维修工作量较大，矿井工程地质条件为中等类型。
8、地温及冲击地压
据勘探资料，本井田地温梯度小于3℃，属于正常地温区。
根据《中国地震烈度区划图（1992）》，该区域地震烈度属五级，无需防震设计。

二、通风系统改造工程设计

㈠ 矿井现状
1、矿井开拓方式与水平划分
茶山岭煤矿采用斜井开拓方式，现有茶改主井、原主斜井、原副斜井、茶新井和东风井等5个井口。其中茶改主井井口标高+178.3m，落底标高-300.0m，倾角28°，担负矿井-150m、-300m水平提升运输及进风任务；原主斜井井口标高+175.5m，落底标高-67m，倾角30°，担负矿井-70m水平提升运输及进风任务；原副斜井井口标高+175.3m，落底标高-68.1m，倾角30°，担负矿井人员升降及进风任务；茶新井井口标高+178.2m，落底标高-150m，倾角25°，在-60m标高以下严重变形，己不能提升；东风井井口标高+204.0m，落底标高+54.5m，倾角35°，担负矿井生产时的回风任务。全矿井共划分为-70m、-150m、-300m、-400m四个水平开采，现生产水平为-70m、-150m、-300m。其中-70m、-150m水平将于2013年开采完毕。
2、开采现状
目前生产采区为13、31、32和33采区，布置有五个回采工作面和八个掘进工作面生产。矿井采用走向短壁后退式水平分层开采的采煤方法。工作面采用爆破落煤，液压支柱支护，全部垮落法管理顶板。
㈡ 矿井通风系统现状及存在的问题
1、 现 状
矿井采用中央边界式通风方式，抽出式通风方法，矿井东风井安装BD-Ⅱ-6-№17主扇通风机两台，一台运行，一台备用，每台风机配电机BF225M-6型，75 kw×2，380V两台。矿井负压1900Pa，矿井总进风量2680 m3/min，总回风量2760 m3/min。各采区及工作面都开拓有专用回风巷。井下掘进采用YDP-11kW局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒压入式通风，双风机双电源配备并实现了风电闭锁和瓦斯电闭锁。
2、 存在问题
1）、矿井总进风风量不足
由于阻力增加和气侯变化（冬季气候产生的自然风压与主扇负压共同作用克服矿井阻力,而夏季产生的自然风压成为主扇阻力）,导致风量不足，现在系统调风难度较大。
2）、通风网络复杂
矿井生产能力提高后，多水平多点采掘，呈现-70水平，-150水平和-300水平同时生产的特点，通风系统趋向复杂。一是矿井存在31、33和暗副斜井角联通风；二是矿井东风井筒由+50下降到±0，总回风线路增长， 32采区和31采区共用回风巷，由此导致网络系统相当复杂，增加了矿井风量分配难度。
3）、通风阻力增大
矿井通风方式属于中央边界式，生产之初投产快，单风井系统简单，便于管理。随着开采深度的增加，一方面通风线路增长，原进、回风巷断面变小，造成通风阻力增加。二方面调整通风系统的回风设置风阻，造成风量分配后阻力增大。现32采区进、回风能力只有280m3/min。
4）部分巷道变形严重
东风井井筒+105～+115m段、+115～+135m段、±0～+50m回风上山上平台、±0回风平巷、-95～-70m回风上山、33采区-250回风上山、13采区±0回风石门段巷道变形严重需要进行扩刷。
需要新掘-70西总回风平巷、-70运输平巷、-90回风上山、31-70风桥、-60回风平巷、西风井风硐等回风巷道。
㈢ 通风系统改造设计
矿井属煤与瓦斯突出矿井，生产时布置有3个采区5个回采工作面8个掘进工作面，针对矿井通风线路长、风阻大、采区分散等的问题，本次设计同时从减小风阻和新增回风井两个方面入手来解决通风系统存在的问题。
1、减少风阻
针对矿井通风线路长，东风井井筒+105～+115m段、+115～+135m段、±0～+50m回风上山上平台、±0回风平巷、-95～-70m回风上山、33采区-250回风上山、13采区±0回风石门段部分回风巷年久失修、垮塌、变形严重，通风有效断面降低，本次设计拟对上述巷道进行扩刷，扩刷巷道总长度共496.0m，掘进体积3647.1m3，；设计新掘-70西总回风平巷、-90回风上山、31-70风桥、-60回风平巷、西风井风硐、安全出口等，新掘巷道总长度共370.0m，掘进体积2658.2m3，。
通风系统改造井巷工程量见表2-3-1。
新掘或扩刷巷道断面见插图2-3-1～4。
安全出口断面见插图2-3-5，风井风硐及风井延伸段断面见插图2-3-6，风井布置图见插图2-3-7。
2、新增回风井
设计拟将原茶新井改造为西风井，担负31、32采区生产时的回风任务，利用原东风井为改造后的东风井，担负13、33采区生产时的回风任务。

42

通风系统改造井巷工程量表
表2-3-1
顺序
工程名称
煤岩
长度（米）
断面（平方米）
支护型式
体积（立方米）
水沟
硬度
表土
岩
煤
小计
净
掘进
型式
厚度

净
掘进
断面
(f)
巷道
基础
材料
(mm)

表土
岩
煤
小计
(m2)
一
新掘巷道

1
-70西总回风平巷
4～6

130.0

130.0
7.00
7.73
0.06
锚网喷
100

910.00

1012.70

1012.70
0.075
2
-90回风上山
4～6

50.0

50.0
3.87
4.42
0.06
锚网喷
100

193.50

224.00

224.00
0.075
3
31-70风桥
4～6

120.0

120.0
7.00
7.73
0.06
锚网喷
100

840.00

934.80

934.80
0.075
4
-60回风平巷
4～6

60.0

60.0
7.00
7.73
0.06
锚网喷
100

420.00

467.40

467.40
0.075
5
西风井风硐

10.0

10.0
4.18

0.18
浇注砼
300

41.80

19.30

6
西风井安全出口

7.0

7.0
2.98

0.21
浇注砼
300

20.86

13.09

7
西风井

13.0

13.0
4.18

0.18
浇注砼
300

54.34

25.09

8
西风井防爆门

1.0

1.0
5.70

0.60
浇注砼
400

5.70

7.09

小计

370.0

2405.3

2638.9

2658.2

二
扩刷巷道

1
风井井筒
4～6

60.0

60.0
4.20
1.89
0.06
锚网喷
100

252.00

117.00

117.00
0.075
2
±0～+50m回风上山上平台
4～6

120.0

120.0
4.20
1.29
0.06
锚网喷
100

504.00

162.00

162.00
0.075
3
±0m回风平巷
4～6

50.0

50.0
4.00
2.09
0.06
锚网喷
100

200.00

107.50

107.50
0.075
4
24采区-95～-70m回风上山
4～6

40.0

40.0
4.00
2.80
0.06
锚网喷
100

160.00

114.40

114.40
0.075
5
33采区-250～-195m回风上山
4～6

10.0

10.0
4.00
2.30
0.06
锚网喷
100

40.00

23.60

23.60
0.075
6
13采区±0回风石门
4～6

216.0

216.0
4.00
2.09
0.06
锚网喷
100

864.00

464.40

464.40
0.075
7
小计

496.0

2020.0

988.9

988.9

三
合计

866.0

4425.3

3627.8

3647.1

插图2-3-1

插图2-3-2

插图2-3-3

插图2-3-4

插图2-3-5 安全出口断面图

插图2-3-6 风井风硐及西风井延伸段断面图

插图2-3-7 风井井筒布置图

2、通风设备选型
1）风量计算
矿井相对瓦斯涌出量为17.24m3／t，按矿井核定生产能力18万t/a进行换算，则矿井绝对瓦斯涌出量为6.53 m3/min，矿井瓦斯抽采量为60万m3/a，即瓦斯抽采量为1.26 m3/min，由此可计算出生产过程中掘进和回采时瓦斯绝对涌出量为5.27 m3/min，掘进煤量按10%的计算，则回采工作面绝对瓦斯涌出量为4.743m3/min，设计以此作为风量计算依据。
矿井风量根据《煤矿安全规程》要求和矿井生产实际情况，按下式计算：
∑Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K
式中：　　∑Q——矿井需要的总风量，m3/s；
∑Q采——各回采工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q掘——各掘进工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q硐——各独立通风硐室所需风量之和，m3/s；
∑Q它——其它所需风量之和，m3/s；
K——矿井通风系数，取1.15。
⑴容易时期
①∑Q采计算
A、按瓦斯浓度计算：
∑Q采= 100×q采×Kc/60
式中： q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，q采＝4.743m3/min；
Kc——产量及瓦斯涌出量不均衡系数，取1.5。
∑Q采= 100×4.743×1.5/60=11.86m3/s
矿井共有5个回采工作面，分别为1382工作面、3172工作面、1376工作面、3384工作面、3271工作面。按回采工作面产量进行风量分配，则1382工作面、3172工作面风量均为1.96 m3/s，1376工作面、3384工作面、3271工作面风量均为2.65 m3/s。
B、按工作面温度计算
Q采=60·Vc·Sc·Ki
式中：Vc——回采工作面适宜风速，取1.0 m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面积，Sc=4.4m2；
Ki——工作面长度系数，取0.9。
Q采=60×1.0×4.4×0.9=237.6m3/min=3.96 m3/s 取Q采=4.0m3/s
矿井正常生产时有5个回采工作面，故∑Q采=5×4.0=20.0m3/s
C、按工作面同时作业人数计算
Q采=4N
式中： Q采—工作面实际需要风量， m3/min；
N—工作面最多人数，15人；
Q采=15×4=60 m3/min= 1m3/s
矿井正常生产时有5个回采工作面，故∑Q采=5×1=5m3/s。
D、按炸药量计算
Q采=25A
式中： Q采—工作面实际需要风量， m3/min；
A—一次爆破炸药最大用量，A=4Kg；
Q采=25×4=100 m3/min=1.7m3/s
矿井正常生产时有5个回采工作面，故∑Q采=5×1.7=8.5m3/s
e、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。即回采工作面风量应满足：
15×SC/60≤Q采≤240×SC/60
15×4.4/60≤Q采≤240×4.4/60
1.1≤Q采≤17.6
式中：　Q采—回采工作面实际需要风量，3.96m3/s
S—回采工作面断面积，S=4.4m2。
工作面风量符合《煤矿安全规程》规定。
综上，∑Q采根据上述计算取其中最大值，故∑Q采=20.0m3/s。
②∑Q掘的计算
根据采掘接替计划，矿井布置有8个掘进工作面，其中3个煤巷掘进工作面，5个岩巷掘进工作面。煤巷掘进工作面为：3271工作面回风顺槽、3171工作面回风顺槽、2381工作面进风顺槽；岩巷掘进工作面为：23采区-110回风石门、33采区-200回风平巷、33采区-300回风下山、-230m3581回风石门、-300东底板巷。其中-300东底板巷掘进工作面为串联通风，其它七个掘进工作面均为独立通风。
A、　按照瓦斯涌出量计算
Q掘= 100×q掘×K掘通
式中： Q掘—单个掘进工作面实际需要风量，m3/s ；
q掘—掘进工作面回风巷风流中瓦斯的绝对涌出量，q掘=0.527m3/min；
K掘通—瓦斯涌出不均均衡系数，取1.8。
则Q掘= 100×0.527×1.8=1.581 m3/s。
B、　按局部通风机实际吸风量计算需要风量
Q岩=Q扇×Ii+60×0.15S
Q煤=Q扇×Ii+60×0.25S
式中：Q岩——岩巷掘进工作面需风量，m3/min；
Q煤——煤巷掘进工作面需风量，m3/min；
Q扇——局部通风机实际吸风量，11kw局扇取200 m3/min,；
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
S——通风巷道掘进断面积，煤巷4.70m2；23采区-110回风石门、-230m3581回风石门和33采区-300回风下山掘进断面积为4.70 m2；33采区-200回风平巷掘进断面积为7.73 m2，和岩巷6.72 m2
Q煤=200×1+60×0.25×4.70=270.5m3/min = 4.50m3/s，取4.50m3/s
Q岩=200×1+60×0.15×4.70=242.3 m3/min = 4.04m3/s，取4.1m3/s
Q岩=200×1+60×0.15×7.73=269.57 m3/min = 4.49m3/s，取4.5m3/s
矿井通风容易时期布置7个独立回风的掘进工作面，其中3个煤巷掘进工作面，4个岩巷掘进工作面，则∑Q掘=3×4.6+3×4.1+1×4.5=30.6m3/s。
C、按掘进工作面同时作业人数计算
a）按作业人数计算
Q掘=4N
式中： Q掘—掘进工作面实际需要风量， m3/min；
N—工作面最多人数，5人；
Q掘=4×5=20 m3/min=0.33 m3/s
则∑Q掘=7×0.33=2.31 m3/s。
D、按炸药量计算
Q掘=25A
式中： Q掘—掘进工作面实际需要风量， m3/min；
A—一次爆破炸药最大用量，A=4Kg；
Q掘=25×4=100 m3/min=1.7 m3/s，则∑Q掘=7×1.7=11.9m3/s。
根据上述计算取其中最大值，故∑Q掘=31.4 m3/s。
⑶　∑Q硐
本矿井容易时期独立回风的硐室有：-150m变电所、-150m井下爆炸材料库、-70m机车充电硐室、33采区-250充电硐室，33采区-150变电所。硐室需风量按1.5 m3/s考虑，故∑Q硐=7.5m3/s。
故矿井容易时期总风量：∑Q容易=（20.0+30.6＋7.5）×1.15=66.815m3/s，取67.0m3/s，容易时期风量分配见表2-3-2。
容易时期风量分配
表2-3-2
序号
用风地点
计算需风量m3/s
配风指标m3/s
数量
小计m3/s
备注
1
1382工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
2
3172工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
3
1376工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
4
3384工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
5
3271工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
6
3271工作面回风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
7
3171工作面回风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
8
2381工作面进风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
9
23采区-110回风石门
4.1
4.7
1
4.7
风速符合要求
10
33采区-200回风平巷
4.5
5.2
1
5.2
风速符合要求
11
33采区-300回风下山
4.1
4.7
1
4.7
风速符合要求
12
-230m3581回风石门
4.1
4.7
1
4.7
风速符合要求
13
-150m变电所
1.5
1.8
1
1.8
风速符合要求
14
-150m井下爆炸材料库
1.5
1.9
1
1.9
风速符合要求
15
-70m机车充电硐室
1.5
1.9
1
1.9
风速符合要求
16
33采区-250充电硐室
1.5
1.9
1
1.9
风速符合要求
17
33采区-150变电所
1.5
1.8
1
1.8
风速符合要求
18
合计

67.0

⑵ 困难时期
矿井通风困难时期布置5个回采工作面、4个煤巷掘进工作面和3个岩巷掘进工作，独立回风的硐室有-150m变电所、-150m井下爆炸材料库、35采区绞车房、-300充电硐室， -300变电所。
采煤工作面需风量∑Q采=5×4.0=20.0m3/s。
掘进工作面需风量∑Q掘=4×4.6+3×4.1=30.7m3/s。
硐室需风量∑Q硐=5×1.5=7.5m3/s
故矿井通风困难时期所需风量∑Q困难=（20.0+30.7＋7.5）×1.15=66.93m3/s，取67.0m3/s，，困难时期风量分配见表2-3-3。

困难时期风量分配
表2-3-3
序号
用风地点
计算需风量m3/s
配风指标m3/s
数量
小计m3/s
备注
1
3785工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
2
3786工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
3
3581工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
4
4176工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
5
4385工作面
4.0
4.5
1
4.5
风速符合要求
6
3787工作面回风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
7
3788工作面回风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
8
4175工作面回风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
9
4386工作面进风顺槽
4.6
5.3
1
5.3
风速符合要求
10
37采区-275底板巷
4.1
4.7
1
4.7
风速符合要求
11
-275m3583回风石门
4.1
4.7
1
4.7
风速符合要求
12
43采区-400底板巷
4.1
4.7
1
4.7
风速符合要求
13
-150m变电所
1.5
1.8
1
1.8
风速符合要求
14
-150m井下爆炸材料库
1.5
1.9
1
1.9
风速符合要求
15
37采区绞车房
1.5
1.9
1
1.9
风速符合要求
16
-300充电硐室
1.5
1.8
1
1.8
风速符合要求
17
-300变电所
1.5
1.8
1
1.8
风速符合要求
18
合计

67.0

2）风量分配
风量分配见图C1110-171-1~2。
3）矿井风压与等积孔
（1）、矿井通风阻力计算

式中：h——井巷的通风阻力，Pa
α——井巷的摩擦阻力系数，kgf·S2/m4。
L——巷道长度，m
P——井巷周长，m
S——井巷的净断面积，m2
Q——井巷的通过风量，m3/s
东风井容易时期风量=31.8m3/s，容易时期通风阻力=1449.48Pa，困难时期风量=27.3m3/s，困难时期通风阻力=1318.26Pa；西风井容易