阳煤集团石港矿矿井通风系统设计

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1、太原理工大学继续教育学院太原理工大学继续教育学院毕毕业业设设计计说说明明书书毕业生姓名毕业生姓名：穆计科穆计科专业专业：安全工程安全工程学号学号：1042162403310421624033指导教师指导教师: :王旭宏王旭宏所属系（部）所属系（部）：采矿工程系采矿工程系二二一二年六月一二年六月阳煤集团石港矿矿井通风系统设计阳煤集团石港矿矿井通风系统设计穆计科穆计科二二一二年八月十日一二年八月十日 1目目 录录 前前 言言.3第一章第一章 矿井概况矿井概况.61.11.1 矿井基本概况矿井基本概况.61.21.2 井田境界及储量井田境界及储量.10第二章第二章 矿井开拓方式矿井开拓方式.102.

2、12.1 开拓方式开拓方式 .102.22.2 水平划分水平划分 .102.32.3 采区划分采区划分 .112.42.4 井下开拓巷道布置井下开拓巷道布置 .112.52.5 井筒特征井筒特征 .122.62.6 井底车场井底车场 .12第三章第三章 采区巷道布置采区巷道布置.133.13.1 采区巷道采区巷道布布置置.133.23.2 采煤方采煤方法法.163.33.3 巷道掘进巷道掘进.23第四章第四章 矿井风量计算矿井风量计算.264.14.1 瓦斯资源瓦斯资源.264.24.2 矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量.274.34.3 矿井瓦斯抽放效果矿井瓦斯抽放效果.284.44.4 矿井需

3、风量计算矿井需风量计算.30第五章第五章 矿井现有通风能力核定矿井现有通风能力核定.355.15.1 井巷概况井巷概况.355.25.2 矿井总进风能力核定矿井总进风能力核定.365.35.3 矿井回风系统回风能力核定矿井回风系统回风能力核定.365.45.4 主扇能力核定主扇能力核定.375.55.5 通风系统改造的必要性通风系统改造的必要性.37第六章第六章 通风系统改造方案通风系统改造方案.396.16.1 矿井通风系统改造方案矿井通风系统改造方案.396.26.2 方案比选方案比选.436.36.3 主要安全措施主要安全措施.45第七章第七章 通风设备选型通风设备选型.457.17.1

4、 通风设备概况通风设备概况.457.27.2 设计依据设计依据.467.47.4 通风设备选型计算通风设备选型计算.467.57.5 确定扇风机工况点确定扇风机工况点.487.67.6 电动机功率核算电动机功率核算.51 27.77.7 通风机其它附属设施通风机其它附属设施.51第八章第八章 结论与建议结论与建议.5111.111.1 结论结论.5111.211.2 建议建议.52专题部分专题部分.52参考文献参考文献.61结结 束束 语语.62 3前前 言言一、概述一、概述石港煤矿位于左权县城北 13Km 处，该矿井始建于 1958 年， 2003 年底阳煤集团决定兼并收购石港煤矿，成立石港

5、公司， 2004 年 8 月开始对矿井进行技术改造（150k t/a900k t/a），矿井 2007 年 9 月 19 日开始试生产。矿井为高瓦斯矿井，改造后采用斜井开拓，开采 15 号煤层，布置有三进一回共四个井筒，分别为混合提升斜井、运人斜井、瓦斯管路斜井、回风立井。矿井在井下施工过程中，于 2007 年 6 月发生一起瓦斯动力现象，致使矿井开采条件发生变化，被鉴定为煤与瓦斯突出矿井。由于近年石港公司井下开采条件的变化，矿井被鉴定为煤与瓦斯突出矿井，2010 年 11 月经河南理工大学预测，矿井绝对瓦斯量 185.27m3/min、相对瓦斯量 97.8m3/min，与 2009 年相对瓦

6、斯量 77.14m3/min 相比，增大了 26.8%。目前，石港煤矿现有主扇已经调到最大角度，总风量仅能达到 9600 m3/min，不能满足风量富余系数不得小于 1.5 倍的要求。经通风系统能力核定，必须对矿井通风系统进行改造。本设计针对石港公司通风系统进行了重点设计。二、设计依据二、设计依据1、2009 年 12 月山西地宝能源有限公司编制的山西石港煤业有限责任公司矿井地质报告；2、2010 年 10 月河南理工大学编制的山西石港煤业有限责任公司 15 号煤层煤与瓦斯突出危险性区域预测报告；3、2007、2008、2009 年度矿井瓦斯等级鉴定结果批复； 44、2010 年 7 月河南理

7、工大学编制的山西石港煤业有限责任公司 15 号煤层开采矿井瓦斯涌出量预测及晋煤瓦发20101662 号批复文件；5、矿方提供的有关现状资料；6、国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策等。三、设计指导思想三、设计指导思想在贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭工业规程、规范的前提下，并根据阳煤集团公司要求的，按 1.5 倍的通风富余系数计算矿井通风参数（风量、阻力、风速），对不能满足此要求的通风系统（设施、设备及井巷）进行改造。四、设计主要特点四、设计主要特点1、根据河南理工大学预测的 15 号煤层瓦斯涌出量最大值进行通风参数计算，计算结果作为通风系统改造的依据。2、对现有通风系统进行了能力核定

8、。五、主要技术经济指标五、主要技术经济指标1、矿井设计生产能力为 900k t/a；2、矿井全井田划分为两个采区，采用“一井一面”达产。采区采掘配备为：一个 15 号煤综采工作面（备用一个）、三个掘进工作面（备用两个）。矿井所需总风量 13200m3/min，矿井通风系统改造后容易时期通风阻力 H小=256mmH2o、困难时期通风阻力 H大=298mmH2o。3、通风系统改造新增回风立井井筒直径为 3.0m、深度 330m，井下回风联络巷 100m，井巷工期 4 个月，安装 1 个月，总工期 5 个月。4、新选用 FBCDZ-10-No33 型防爆对旋轴流式通风机 2 台，1 台工作，1 台备

9、用。 55、新建地面通风道 50m。六、问题及建议六、问题及建议1、建议进一步提高矿井瓦斯的抽采率，减少风排瓦斯量，从而降低矿井的总风量。2、进一步加强瓦斯预测工作，并按国家有关规定完善井下通风设施。3、通风系统改造工程实施与设备更换期间，矿方必须制定出安全可靠的措施。 6第第 1 1 章章 矿井概况矿井概况1.11.1 矿井基本概况矿井基本概况1.1.1 地理位置及交通1地理位置石港煤矿位于左权县城北 13km 处，行政区划属左权县寒王乡管辖。其地理坐标为北纬371010371211，东经11324351132637。2交通情况阳（泉）黎（城）干线公路 207 国道和阳（泉）涉（县）铁路均由

10、井田东界外附近通过，交通条件便利。井田距周围主要城镇的里程如下：北距阳泉 90km，南距涉县 87km，西距榆社 50km，东距邢台 82km。3地形、地势及河流井田位于太行山中段西麓，属中低山侵蚀地貌，地表经常年风化剥蚀，沟谷纵横、梁岭绵延，地形比较复杂。总的地势为北高南低，地形最高点位于井田中东部，标高为 1526.80m；最低点位于井田西南边缘丰垢河床，标高为1234.90m，地形最大相对高差 291.90m。井田内河流主要为丰垢河，位于井田西南边界处，由西北向东南流经井田西南部，属季节性河流，雨季水量略大，平时水量微小，属漳河水系。4气象及地震井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，属

11、温带大陆性气候，冬春干旱多风，夏秋温和多雨，全年夏短冬长。年平均气温 6.3，其中一月气温最低，平均为-9.2。极端最低气温-32.1（1971 年 1 月 22 日），7 月气温最高，平 7均为 19.3，极端最高气温 35（1981 年 5 月 18 日）。年平均降水量592.8mm，最大年降水量 1069mm（1963 年），最大日降水量 136.3mm（1963年 8 月 5 日）。雨季一般为 7、8 月份，占全年降水量的 50.5。年平均蒸发量1622.8mm，其中 47 月最大，最大年蒸发量 1874.1mm（1972 年），最低年蒸发量 1180.6mm（1964 年）。年主导风

12、向为西南风，冬季多西风，夏季多西南风，年平均风速为 2.2m/s。根据中华人民共和国国家标准中国地震动参数区划图GB18306 及建筑抗震设计规范GB50011-2010，本区建筑抗震设防烈度为 6 度，设计基本地震加速度值为 0.05g，设计地震分组为第三组。采煤生产建设中，矿井的提升、通风、供电、供水、通信和瓦斯排放系统，抗震设防类别应划为乙类设防类别。1.1.2 地质概况1、地质构造井田位于我国东部新华夏系构造体系第三隆起带中段的太行山隆褶带与沁水拗陷接壤部位。区域构造为北北东向的单斜。井田构造形态为走向北北东且向北西西缓倾的单倾构造，局部有次一级波状起伏。井田内地层倾角一般为 415，

13、井田东北部发育一个短轴向斜和一个短轴背斜，斜局部地段由于挠曲构造发育导致倾角增大达 30。区内挠曲构造发育，解释挠曲 22 个，挠曲密集发育带 3 条，发现 21 条正断层，19 个陷落柱，断层和陷落柱情况详见表 2-2、2-3，其中 F09断层为三维地震勘探控制，可靠程度为较可靠，但现亦由井下巷道揭露，揭露其位置、落差、走向、倾角与三维地震控制情况吻合，故本次将其可靠程度叙述为可靠。 8综上所述，井田内为单斜构造，地层倾角一般较小，井田东北部发育一个短轴向斜和一个短轴背斜，井田及其附近发育 21 条断层（其中仅 3 条断层落差大于 10m）和 19 个小陷落柱，井田构造简单属一类。井田内断层

14、共 21 条，落差大多较小，陷落柱规模也不大，从区域和井田来看，预计构造对煤层、煤质、水文地质及其它开采技术条件不会产生大的影响。2、可采煤层井田内可采煤层共 2 层，分别为 14、15 号煤层，其中 15 号煤层，全井田均达可采，是井田内主要可采煤层；14 号煤层由于硫份超标，暂不开采。（可采煤层特征见表）： 可采煤层特征表顶底板岩性时代煤层编号厚度（m） 最小-最大 平均层间距（m） 最小-最大 平均结构稳定性可采性顶板底板赋存部位140.63-1.16 0.84简单较稳定暂不开采泥 岩 石炭岩泥 岩 细砂岩太原组下部太原组155.93-8.22 7.184.53-12.15 6.55复杂

15、稳定全可采泥 岩 砂质泥岩粉砂岩泥 岩 铝质泥岩太原组下部15 号煤层：井田内施工钻孔 11 个，共有 10 个（除 SG-01H 外）钻孔穿过该煤层，煤矿井下亦揭露该煤层；煤层厚度大，全井田均达可采，可采性指数为 1。厚度5.93-8.22m，平均 7.18m，稳定煤层，属井田内主要可采煤层，结构复杂，含夹矸 1-3 层，夹矸岩性为炭质泥岩。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，底板岩性为泥岩、铝质泥岩。井田东南部，已大部分采空，采空范围约 1.22km2。 93、瓦斯、煤层自燃发火倾向性及煤尘爆炸危险性（1）瓦斯根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发20072030 号文件批复，石港煤矿2007 年

16、矿井瓦斯等级鉴测结果为：CH4绝对涌出量为 35.22m3/min，CH4相对涌出量为 366.19m3/t，CO2相对涌出量为 53.86m3/t，CO2绝对涌出量为5.18m3/min,批复等级为瓦斯突出矿井；根据阳煤通字20091034 号文件批复，石港煤矿 2008 年矿井瓦斯等级鉴测结果为：CH4绝对涌出量为145.55m3/min，CH4相对涌出量为 102.58m3/t，CO2相对涌出量为3.2734m3/t，CO2绝对涌出量为 6.24m3/min,批复等级为瓦斯突出矿井；2009 年矿井瓦斯等级鉴测结果为：CH4绝对涌出量为 160.70m3/min，CH4相对涌出量为77.

17、14m3/t，CO2相对涌出量为 2.16m3/t，CO2绝对涌出量为 4.5m3/min,批复等级为瓦斯突出矿井。（2）煤尘精查勘探中于 202、402 号孔采取了 15 号煤层煤芯煤样及石港煤矿煤层简选样做了煤尘爆炸性试验，试验结果表明 15 号煤层煤尘均具有爆炸性。（3）煤的自燃精查勘探施工中在 201、202、402 号孔煤芯煤样及石港煤矿简选样对14、15 号煤的自燃倾向性进行了试验，其试验结果为：14 号煤层吸氧量为1.38cm3/g，自燃等级为 I 类，自燃倾向性为容易自燃。15 号煤层吸氧量为1.20cm3/g，自燃等级为 III 类，属不易自燃煤层。 10此外该矿 2008

18、年 5 月 6 日采取 14 号煤层样委托河南省煤矿瓦斯与火灾防治重点实验室，进行了最短发火期试验，试验结果为：14 号自燃等级为 I 类，为容易自燃煤层，最短发火期 33 天。该矿 15 号煤层曾于 2000 年 5 月 14 日和 2007 年 12 月 26 日先后在工作面发生过自燃。综上，14 号煤层自燃等级为 I 类（容易自燃）II 类（自燃），15 号煤层自燃等级为 I 类（容易自燃）II 类（自燃）III 类（不易自燃）。1.21.2 井田境界及储量井田境界及储量1.2.1 井田境界井田走向长 3.6km，倾斜宽 3.0km，面积为 7.4712km2。1.2.2 资源储量、设计

19、生产能力和服务年限矿井 15 号煤层设计可采储量为 33600kt。矿井设计生产能力为 900kt/a。矿井服务年限为 26.7 年。第第 2 2 章章 矿井开拓方式矿井开拓方式矿井 2006 年 1 月开工建设，根据确定的矿井工业场地位置和施工现场实际揭露的可采煤层情况，15 号煤层的赋存情况与本矿井勘探地质报告基本相同，由于 2007 年底鉴定为煤与瓦斯突出矿井前，矿井近两年的建设时间内，矿井开拓格局已形成，井下主要巷道已施工完毕，井田开拓叙述如下：矿井现工业场地共三个，即：新区工业场地、旧区工业场地、风井工业场地。2.12.1 开拓方式开拓方式 11矿井开拓方式为斜井开拓，即在新区工业场

20、地内布置有混合提升斜井，担负矿井主提升、除人员运送之外的全部辅助提升任务；旧区工业场地内布置有运人斜井，担负矿井人员运送任务、兼进风井；瓦斯管路斜井铺设瓦斯抽放管路、兼进风井；风井工业场地内布置回风立井，担负矿井回风任务、兼安全出口。矿井安全出口符合煤矿安全规程第 18 条规定。2.22.2 水平划分水平划分15 号煤层开采时设置一个开采水平，水平标高为+913m。+913m 水平井底车场巷道及硐室均位于 15 号煤层底板下方的岩层中，符合煤矿安全规程有关规定。2.32.3 采区划分采区划分原设计全井田 15 号煤层共划分为一个采区，双翼布置回采工作面，回采工作面推进长度平均 1500m 左右

21、。在大巷掘进及地质补堪过程中，发现陷落柱、断层及挠曲构造频繁，适当缩短回采工作推进长度有利于回采工作面布置，故2008 年 5 月将全井田 15 号煤层划分为两个采区。由于之后探明的 F09 断层位于井底车场北侧，直接影响到将来二采区首采工作面布置，为避免在地质构造附近布置采掘工作面，又重新划定了采区边界线，即将采区边界线向东北平行移动 400m 左右。采区划分后，一采区倾斜长1517m，走向长 1850m，面积 2.8km2；二采区倾斜长 1390m，走向长 1578m, 面积 2.19km2。一采区北翼，倾斜长度 400m，此开采区域地质构造基本探明，适合先布置一个推进度较短的壁式回采工作

22、面，有利于矿方在变更采煤工艺后积累开采经验。采区开采顺序为：一采区、二采区。 122.42.4 井下开拓巷道布置井下开拓巷道布置在混合提升斜井井底布置井底车场，然后分别向西、向北布置三条一、二采区巷道，分别为轨道、胶带、回风巷。胶带巷通过井底煤仓与混合提升斜井相连，构成采区主运输系统；轨道巷与井底车场相连构成采区辅助运输系统；回风巷为专用回风巷，通过东、西回风大巷与回风立井相连。一采区三条准备巷道均沿 15 号煤层顶板布置，目前，三条准备巷已开掘至矿井西部边界，并构成通风系统。鉴于一采区三条煤层准备巷在开掘过程时采取了边掘边抽措施，巷道周围的瓦斯得到了一定的释放，巷道处于卸压区；巷道采用锚喷支

23、护，对巷道进行了封闭；采区内设置了避难所、反向风门、水仓、水泵房等安全防护设施，符合煤矿安全规程有关规定，故设计确定已形成的一采区准备巷可利用，并要求所有入井人员必须随身携带隔离式自救器。 后期开采时，二采区三条准备巷道均布置在 15 号煤层上方或下方岩层内。2.52.5 井筒特征井筒特征井筒名称特 征混合提升斜井瓦斯管路斜井回风立井运人斜井纬距（X）4119558411760441196504117639井田坐标（m）经距（Y）19714389197150681971435619715093井口 （Z口）+1335+1298+1340+1298标高（m）井口 （Z底）+913+1180+98

24、9+1180井筒方位角（度）36134134井筒倾角（度）25289020斜长（m）999280351300井筒净径、净宽（m）5.03.04.03.2 13净面积17.577.1312.577.24断面积( m2)掘进面积20.059.4116.629.86井筒装备大倾角胶带机轨道瓦斯管梯子间猴车2.62.6 井底车场井底车场井底车场采用平车场，车场内设有中央变电所、中央水泵房、水仓、管子道、消防材料库、信号室等硐室。混合提升斜井井底设有煤仓，煤仓形式为直立式普通圆形煤仓，煤仓净直径为 8.0m，垂深为 25m，煤仓的有效容量 750t；井底主要水仓设主仓、副仓，水仓有效容量为 1200m3

25、；井下爆炸材料库形式为壁槽式，可容纳火药 2500kg，雷管 5000 发，为独立通风硐室。第第 3 3 章章 采区巷道布置采区巷道布置3.13.1 采区巷道布置采区巷道布置3.1.1 移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置根据确定矿井开拓部署，结合设计生产能力和工作面装备水平，矿井采用“一井一面”达产。即矿井移交生产及达到设计产量时，在一采区 15 号煤上分层布置一个综采工作面。3.1.2 采区巷道布置一采区准备巷道共 3 条已形成：包括轨道巷、胶带巷及回风巷各一条，均沿 15 号煤顶板布置，巷道间距 30m。 14采区巷道沿煤层顶板布置，采用锚网喷支护，喷射混凝土厚度为 100mm。

26、巷道两侧布置回采工作面运输顺槽和回风顺槽，回采工作面采用后退式开采，顺槽采用锚网支护。 15轨道巷（沿 15# 煤顶板）胶带巷（沿 15# 煤顶板）17.86200mm182000mm10004800mm经纬网等级C20喷砼水 沟2002001515182000mm麻花头锚杆波纹钢带锚杆垫片15015024mm平铁托板4寸风管2寸水管风筒电缆1501508mm麻花头锚杆锚 索锚索垫片24016029mm44002204mm麻花头锚杆182000mmW钢带BHW-950-220-3-4200麻花头锚杆182000mm锚 索17.85200mm50015080mm水泥托板4寸风管2寸水管电缆100

27、1008mm球型托盘 16回风巷（沿 15# 煤顶板）3.1.3 回采工作面布置布置一个回采工作面生产，首采面为 15 号煤上分层的 15102 回采工作面，位于一采区北翼中部。回采工作面布置四条巷道，分别为运输顺槽、回风顺槽、内错瓦斯尾巷、走向高抽巷。运输顺槽、回风顺槽沿 15 号煤层顶板布置，内错瓦斯尾巷布置在 15 号煤层顶板上方 2m 处。走向高抽巷布置在 15 号煤层顶板上方 35m 左右。内错瓦斯尾巷与回风顺槽平距为 15m，走向高抽巷与回风顺槽平距为 30m。运输顺槽与轨道、胶带巷相连；回风顺槽与回风巷相连接，并与轨道巷相连接，回风顺槽与轨道巷之间设有两道正反双向风门，形成采区完

28、善的通风、运输、供电、排水系统。麻花头锚杆182000mmW钢带BHW-950-220-3-4200麻花头锚杆182000mm锚 索17.85200mm50015080mm水泥托板4寸风管2寸水管电缆1001008mm球型托盘 1715 号煤下分层回采工作面与上分层回采工作面上下重叠布置，共布置两条巷道，分别为运输顺槽、回风顺槽，通风方式为一进一回。3.1.4 采区生产系统1、采区运煤系统回采工作面可弯曲刮板输送机顺槽转载机破碎机顺槽胶带输送机采区胶带输送机井底煤仓混合提升斜井胶带地面。2、辅助运输系统混合提升斜井井底车场一采区轨道巷进、回风顺槽。3、通风系统混合提升斜井、运人斜井一采区胶带巷

29、、轨道巷运输顺槽综采工作面回风顺槽（内错尾巷）采区回风巷回风大巷回风立井地面。4、排水系统进、回风顺槽采区轨道巷（采区水仓）井底水仓混合提升斜井地面。一采区水仓位于采区西部最低处，水仓容量 100m3，采用接力方式阶段排水。采区排水设备：（1）排水泵所需排水能力按最大涌水： Q=42m3/h（2）所需扬程H采区=K（Hs+5.5)=169m（K 取 1.35）根据计算的流量和扬程，选用 DF46-307 型水泵两台，一台工作，一台备用。其主要技术参数：Q=46m3/h，H=210m，配套电机功率为 45kw。 183.23.2 采煤方法采煤方法3.2.1 主要可采煤层赋存状况15 号煤层倾角为

30、 7左右，地质构造相对简单，煤层赋存稳定， 15 号煤层平均厚度为 7.18m，属厚煤层，结构复杂，含夹矸 1-3 层，夹矸岩性为炭质泥岩。3.2.2 采煤方法本矿井为煤与瓦斯突出矿井，根据煤矿安全规程，严禁采用放顶煤开采，针对 15 号煤层赋存条件，适合于机械化开采，由于回采工作面采用液压支架对顶板进行支护，可靠性好，安全程度高。石港公司采用分层普通综采工艺。3.2.3 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型本设计采用一个综采工作面来保证矿井 900kt/a 的设计生产能力，回采工作面采用综合机械化采煤工艺，回采工作面采、装、运全部实现机械化。回采工作面设备详见下表。15 号煤层上分层综采工作

31、面主要设备配备表设备名称设备型号功率（kw）数量采煤机MG-571WD5711 台可弯曲刮板输送机SGZ-764/2642641 台转载机SZZ-764/1321321 台破碎机PCM-110 1101 台可伸缩胶带输SSJ1000/16023201 台 19送机液压支架ZZ4200/15/3268 架单体液压支柱DZ30-25/100140 根乳化液泵站WRB-200/31.51321 台喷雾泵站XPB250/5.5301 台煤层注水泵5D-2/150131 台回采工作面采煤和运煤设备进行设备选型如下。1、回采工作面采煤设备（1）回采工作面采高的选择设计按 15 号煤上分层煤厚 3.0m 左

32、右进行采煤设备选型。（2）采煤机截深的选择目前国内普遍采用的截深为 600800mm，考虑到本矿井设计生产能力及管理水平，设计选用采煤机截深为 600mm。（3）回采工作面长度的选择回采工作面长度可用下式计算： L12rQK NHB CK式中：L 回采工作面长度，（m）；Qr回采工作面日产量，15 号煤层回采工作面年产量为 900kt/a，按330d 计算，Qr2727t；Kl正常循环率取 0.85；K2截割有效系数，K20.9；N日循环次数，N=15；H回采工作面煤层厚度，H3.0m； 20B循环进尺，B0.6m；煤的容重，1.45 t/ m3；C回采工作面回采率，C95%。L2727/0.

33、85153.00.61.450.950.995.84（m）,取整数L=100m。(4) 采煤机计算割煤速度式中：Vcn (L30Lc)/(KcTdn Tc)Vc计算割煤速度，m/ min；n回采工作面日循环数，n15；L回采工作面长度，L100 m；Lc采煤机总长，Lc12.6 m；30进刀割煤长度，m；Kc采煤机平均日开机率，Kc0.6；Td回采工作面日生产时间，Td1080min；Tc采煤机进刀停顿时间，Tc3.5min。Vc15（1003012.6）/（0.61080153.5）2.96m/ min(5) 采煤机计算循环时间T(L30Lc)/ VcTc式中：T采煤机计算循环时间，min；

34、L回采工作面长度，L100 m；30进刀割煤长度，m；Lc采煤机总长，Lc12.6. m； 21Vc采煤机计算割煤速度,Vc=2.96m/ min；Tc采煤机进刀停顿时间，Tc3.5min；T (1003012.6)/ 2.963.543.16 min(6) 采煤机最大割煤速度VmaxK Vc式中：Vmax采煤机最大割煤速度，m/ min；K采煤机割煤不均均衡系数，取 1.2；Vc采煤机计算割煤速度，Vc =2.96m/ min。Vmax1.22.963.55m/ min(7) 采煤机最大生产能力Qmax60BKHVmaxQmax采煤机最大生产能力，t/h；B循环进尺，B0.6m；K截割有效系

35、数，K0.9H回采工作面煤层厚度，H3.0m；煤的容重，1.45 t/ m3；Vmax采煤机最大割煤速度，3.55m/ min。Qmax600.60.93.01.453.55500.34t/h(8) 采煤机计算装机功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率NQmaxHw式中： N采煤机计算装机功率，kW；Qmax采煤机最大生产能力，Qmax 500.34t/h；Hw采煤机能耗系数，Hw0.85 kW h/ t。 22N500.340.85425kW根据以上计算，充分考虑本井田 15 号煤层的硬度、夹矸及过构造等因素，设计选用 MG-571WD 型双滚筒采煤机，采高为 1.8-3.5m，电机功率为 57

36、1kW。2、回采工作面运煤设备：矿井投产后回采工作面综采设备可租赁阳煤集团现有的设备，根据阳煤集团综采设备配套现状，结合工作面生产能力要求，工作面运煤设备选用 SGB-764/264 型可弯曲刮板输送机，其主要技术特征如下：铺设长度：100m；小时运量：600t/h；链速：1.12m/s；电机型号：YSB132，功率为 2132Kw，电压：1140V；链破断力：610KN；外形尺寸：1500764234（长宽高 mm）；质量：160t。3、根据回采工作面运煤设备的运输能力，回采工作面运输顺槽运煤设备选用一部 SSJ1000/1602 型可伸缩胶带输送机，带宽为 1000mm，输送能力为1000

37、t/h，电机功率为 1602kW，一部最大输送长度为 1000m。4、转载机选用 SZZ-764/132 型转载机，电机功率为 132kW。3.2.4 回采工作面支架选型及顶板管理方式综采能否实现高产高效关键于架型选择是否合理。据地质报告，15 号煤上分层顶板主要为泥岩、砂质泥岩、石灰岩等，底为 15 号煤下层。根据生产经验和有关技术文件，选用支撑掩护式液压支架。1、回采工作面支护支架选型计算：支架承受的顶板压力，用下列公式计算。W=（68）hBLrcos式中： h采高，取 3. 0m； r岩石容重，取 2.5t/m3；B支护宽度，B=1.5m（液压支架中心距）； L从工作面煤壁到冒落顶板切断

38、处的长度，取 4.7m； 23 煤层倾角，取 7； 68顶板岩柱的重量，是采高的 68 倍。W15 号煤=83.02.51.54.7cos7=419 t；15 号煤层上分层厚度为 3.0m，属中厚煤层，本设计回采工作面选用ZZ4200/15/32 型支撑掩护式液压支架支护顶板，液压支架主要参数如下：初撑力：3770kN；工作阻力：4200kN(428t)；支撑强度： 0.72 MPa；泵站压力：30MPa；支撑高度：1.53.2 m；重量：12.724t；支架参数：长宽=51501430mm回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。矿井后期开采 15 号煤层下分层时，设计初步选定 ZY5000/16

39、/35 型支撑掩护式液压支架，支架参数：长宽=56001420mm；重量：15.432t；设计按此支架验算矿井提升绞车。2、回采工作面端头及超前支护选用 DZ28-25/100 型单体液压支柱配 HDC-4200型钢梁对回采工作面端头及超前进行维护。型钢梁采用“一梁三柱”支设，即每根型钢梁下至少支三根单体液压支柱。运输顺槽、回风顺槽超前工作面 20m 范围内支设两排帽柱。3.2.5 回采工作面日进度、年进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能以及设计生产能力等因素，确定回采工作面长度为 100m。回采工作面日循环次数 15 次，每个循环进度为 0.6 m，日循环进度15

40、0.6=9m，正常循环率按 85%考虑，则回采工作面年推进度按下式计算：年推进度日循环进度年工作日循环率采煤工作面年推进度=93300.85=2524.5(m) 243.2.6 采区及工作面回采率 15 号煤层分层后为中厚煤层，依据煤炭工业矿井设计规范，采区回采率取 80%，回采工作面回采率为 95%。3.2.7 矿井生产能力1、回采工作面生产能力计算：A采=lMLC式中：A采回采工作面生产能力，t/a；l回采工作面长度，取 100m；L工作面年推进度，2524.5m；M回采工作面采高，15 号煤为 3.0m；煤的容重，15 号煤为 1.45t/m3；C工作面回采率，15 号煤层取 0.95。

41、则回采工作面生产能力为A采=1003.02524.51.450.95=933kt/a2、掘进工作面掘进煤量计算掘进工作面掘进煤量按回采工作面产量的 3%计算，为A掘=93.30.03=28 kt/a3、矿井生产能力计算矿井总产量 A=933+28=961 kt/a本矿井采用“一井一面”模式，即以一个综采工作面达产。经计算，综采工作面产量加上掘进煤量完全满足矿井设计生产能力 900 kt/a 的要求。 达到设计生产能力时工作面特征表达到设计生产能力时工作面特征表回采工作面掘进工作面生产采区个数 装备采高（m）长度（m）年进度（m）年产量（kt）个数装备年掘进煤量矿井生产能力（kt/a） 25（k

42、t）15 号煤一采区1综采3. 0100252593332 个炮掘1 个综掘289613.33.3 巷道掘进巷道掘进3.3.1 巷道断面及支护形式现井下一采区准备巷已经形成，区内不再增设主要巷道。在二采区新掘的主要巷道布置须按防治煤与瓦斯突出规定第十六条规定执行，详见如下参数。新掘胶带巷、轨道巷、回风巷：巷道均采用拱形断面，布置在 15 号煤层顶板上方或底板下方岩层内，采用锚杆、锚索、钢带、金属网喷混凝土支护。采区新掘主要巷道断面特征表断面积（m2）序号巷道名称 煤岩别支护方式巷道净宽（mm）净掘进铺设设备1胶带巷岩锚喷420012.0412.88胶带2轨道巷岩锚喷440013.7614.75

43、轨道3回风巷岩锚喷440013.7614.75瓦斯管1、15 号煤上分层回采工作面进风顺槽：采用矩形断面，锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。巷道净宽为 4.2m，净高为 2.9m，净断面为 12.18m2，掘进断面为13.64m2。巷道沿 15 号煤层顶板掘进。回采工作面回风顺槽：采用矩形断面，锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。巷道净宽为 4.2m，净高为 2.9m，净断面为 12.18m2，掘进断面为13.64m2。巷道沿 15 号煤层顶板掘进。 26瓦斯尾巷：采用矩形断面，锚杆、钢带、金属网联合支护。巷道净宽为3.2m，净高为 2.5m，净断面为 8.0m2，掘进断面为 8.48m2。巷道

44、布置在 15 号煤层上方，巷道底板距 15 号煤层顶板 2m。走向高抽巷：采用矩形断面，锚杆支护。巷道净宽为 2.4m，净高为 2.0m，净断面为 4.8m2，掘进断面为 5.46m2。巷道布置在 15 号煤层上方，巷道底板距15 号煤层顶板 35m 左右。开切眼：采用矩形断面，锚索、钢带、金属网联合支护。巷道净宽为5.2m，净高为 3.0m，沿 15 号煤层顶板掘进。2、15 号煤下分层上分层开采时需铺设金属网假顶，下分层回采工作面进、回风顺槽采用拱型金属棚支护。3.3.2 掘进工作面个数及装备矿井达到设计生产能力时，共布置三个掘进工作面，即一个煤巷综掘工作面、一个煤巷普掘工作面、一个岩巷普

45、掘工作面。综掘工作面主要装备有：S-100 型综合掘进机、SJ-80 型可伸缩带式输送机、SGB-620/40T 型刮板输送机、FBD 系列对旋式局部扇风机等掘进设备。煤巷普掘工作面主要装备有：ZMS30 型手持式帮锚杆气动钻机、ZMZ3-17 型装煤机、SJ-80 型可伸缩带式输送机、SGB-620/40T 型刮板输送机、转子-V 型混凝土喷射机、FBD 系列对旋式局部扇风机等掘进设备。岩巷普掘工作面主要装备有：ZMS30 型手持式帮锚杆气动钻机、7655 型风钻、FBD 系列对旋式局部扇风机等掘进设备。3.3.3 矿井生产时采掘比例关系 27矿井正常生产时布置一个回采工作面，三个掘进工作面

46、，采掘比为 1：3。3.3.4 井巷总工程量本次设计一采区准备巷、采区避难所等硐室已形成，矿井初设变更中移交生产时仅剩余回采巷道未掘，其井巷总工程量为 2235m，其中岩巷为 875m，煤巷为 1360m。井巷工程量表序号巷道名称工程量(m)净断面（m2） 掘进断面（m2）围岩1回采工作面进风顺槽39512.1813.64煤巷2回采工作面回风顺槽42512.1813.64煤巷3回采工作面开切眼10015.0815.08煤巷4内错尾巷42588.48岩巷5走向高抽巷4504.85.46岩巷6联络巷20010.411.34煤巷7掘进耳状钻场4.85099煤巷合计2235第第 4 4 章章 矿井风量

47、计算矿井风量计算4.14.1 瓦斯资源瓦斯资源1、本矿井瓦斯赋存状况根据 20072009 年矿井瓦斯等级鉴定结果结果见下表。石港煤矿为煤与瓦斯突出矿井。瓦斯等级鉴定结果矿井名称年 份绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t)批复等级 28200735.22366.19突出矿井2008145.55102.58突出矿井石港煤矿2009160.7077.14突出矿井2、煤层瓦斯基本参数2010 年 11 月河南理工大学编制了山西石港煤业有限责任公司 15 号煤层开采矿井瓦斯涌出量预测报告资料。根据报告结论：15 号煤层瓦斯含量（W）具有随埋藏深度（H）增大而加大的整体趋势（R=78.22%）

48、，两者具有如下良好的线性统计规律, 15 号煤层瓦斯含量增长梯度为 3.34m3/t/100m。W=0.0334H-1.9505式中：W为煤层瓦斯含量，m3/t；H为煤层埋藏深度，m。山西石港煤业有限责任公司矿井 15 号煤层埋藏最大深度为 567m，则矿井15 号煤层最大瓦斯含量为：W=0.0334H-1.9505=17.0m3/t同时，根据煤炭科学研究总院抚顺分院 2006 年编制的石港煤矿煤层瓦斯基础参数测定及矿井瓦斯危险程度评价山西石港煤业有限责任公司矿井 15 号煤层瓦斯基本参数实测值如下：煤层瓦斯压力 0.281.78Mpa煤层瓦斯含量 10.2817.0m/t（平均 13.64m

49、/t）煤对瓦斯吸附常数 a41.378，b0.590煤层透气性系数 0.15m/Mpa2d（平均）百米钻孔瓦斯流量衰减系数 0.072d-1（平均） 29百米钻孔初始瓦斯流量 0.09m3/min100m采落煤残存瓦斯含量 2.79m/t（实测）4.24.2 矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量1、矿井瓦斯来源及涌出构成根据 2010 年 11 月河南理工大学编制的矿井瓦斯预测中结果：矿井瓦斯涌出量为 185.27m3/min，其中，回采工作面瓦斯涌出为 114.36m3/min，占全矿井瓦斯涌出的 61.73%；掘进工作面瓦斯涌出量为 14.30m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的 7.72%；采空区

50、瓦斯涌出量约为 56.61m3/min；占矿井总瓦斯涌出量的30.55%。2、回采工作面瓦斯来源及涌出构成回采工作面瓦斯主要由开采层、邻近层和围岩瓦斯涌出两部分组成。15 号煤回采工作面瓦斯涌出量为 114.36m3/min；其中，回采工作面邻近层瓦斯涌出量为 75.48m3/min，占回采工作面总瓦斯涌出量的 66.0%；开采层瓦斯涌出量为 38.88m3/min，占回采工作面总瓦斯涌出量的 34.0%。3、掘进工作面瓦斯涌出矿井共布置三个掘进面，掘进工作面瓦斯绝对涌出量最大为8.62m3/min（综掘煤巷）。15 号煤层瓦斯涌出量及构成比例汇总表回采工作面掘进工作面项 目矿井本煤层邻近层合

51、计合计采空区瓦斯涌出量(m3/min)185.2738.8875.48114.3614.3056.61构成比例(%)61.737.7230.554.34.3 矿井瓦斯抽放效果矿井瓦斯抽放效果 30石港煤矿矿井布置一个 15 号煤回采工作面，布置二个 15 号煤巷掘进工作面，矿井瓦斯抽放量预测如下:1 1、1515 号煤回采工作面瓦斯抽放量号煤回采工作面瓦斯抽放量1）15 号煤回采工作面本煤层瓦斯抽放量15 号煤回采工作面本煤层瓦斯抽放量按以下公式计算：Q抽 1=Kq0nL100式中：Q抽 1回采工作面本煤层瓦斯抽放量，m3/min；K瓦斯抽放影响效应系数， K=2.5；q0百米钻孔初始瓦斯流量

52、 ， 0.09m3/min100m 预抽钻孔数量.取 117 个。L预抽钻孔长度 90.m。Q抽 1=2.50.0911790100 =23.69m3/min2）15 号煤回采工作面邻近层瓦斯抽放量 15 号煤工作面邻近层抽放采用顶板走向高抽巷的抽放方法，根据邻近矿井的抽放瓦斯经验，其邻近层瓦斯抽出率可达 8090%，按 85%计算，15 号煤回采工作面邻近层瓦斯涌出量为 114.3638.88m3/min=75.48m3/min，邻近层瓦斯抽放量为：Q抽 2=75.48m/min85%=64.16m/min3）回采工作面瓦斯抽放量15 号煤回采工作面瓦斯抽放量为：Q抽 3=23.69+64.

53、16=87.85m/min2 2、1515 号煤掘进工作面瓦斯抽放量号煤掘进工作面瓦斯抽放量 3115 号煤掘进工作面采用预抽的方法抽放煤层瓦斯，根据我国煤矿瓦斯抽放实践，瓦斯量可按下式计算：Q抽 4=Kq3式中：Q抽 4掘进工作面瓦斯抽放量，m3/min；K瓦斯抽放影响效应系数， K=1.2m；q3掘进工作面预计煤壁瓦斯涌出量，取 6.81m3/min；4.78m/min 钻孔抽放瓦斯效率，取 =70%。Q抽 4=Kq3=1.26.8170%=5.72m/minQ抽 5=Kq3=1.24.7870%=4.02m/min3 3、矿井采空区瓦斯配抽量、矿井采空区瓦斯配抽量采用高抽巷抽放矿井采空区

54、瓦斯，根据阳泉地区经验抽放率为 40%，矿井采空区瓦斯涌出量约为 56.61m3/min；采空区瓦斯抽放量为：Q抽 6=56.61m3/min40%=22.64m/min4 4、矿井瓦斯抽放纯量、矿井瓦斯抽放纯量石港公司矿井按一个 15 号煤回采工作面（考虑预抽区域工作面，取系数1.2）；二个 15 号煤掘进工作面瓦斯抽放和矿井采空区瓦斯抽放，预计矿井瓦斯抽放总量为：Q 矿= 1.223.69+64.16+5.72+4.02+22.64=124.96m3/min5 5、矿井风排瓦斯量计算、矿井风排瓦斯量计算矿井风排瓦斯量为 185.27-124.96=60.31m3/min；回采工作面瓦斯风排

55、量最大为 26.51m3/min。4.44.4 矿井需风量计算矿井需风量计算 324.4.1 通风设计技术条件1、矿井设计生产能力90万 t/a，采用一井一面达产； 2、采掘配备：1：3，即配备 1 个回采工作面、3 个掘进工作面。其中即一个煤巷综掘工作面、一个煤巷普掘工作面、一个岩巷普掘工作面。（另外考虑备用一个回采面、备用两个掘进面）3、抽放后回采工作面瓦斯风排量最大为 26.51m3/min；掘进工作面风排量最大为： 2.9m3/min。4.4.2 矿井风量根据煤矿安全规程第 103 条规定，总风量计算如下：1 1、按井下同时工作的最多人数计算、按井下同时工作的最多人数计算Q总=4NK矿

56、通式中：Q总矿井总进风量，m3/min； N井下同时工作的最多人数，按 99 人； K矿通矿井通风系数，取 1.2则：Q总=4991.2475m3/min。2 2、按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和计算、按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和计算Q总(Q采Q掘Q硐+Q其它)K矿式中：Q总总进风量，m3/min；Q采回采工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min； 33Q其它除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需进行通风的风量总和，m3/min。K通风系数； K备=1.5；（1）回采工

57、作面需要风量A、按瓦斯涌出量计算根据前面对 15 号煤回采工作面瓦斯绝对涌出量预计，风排瓦斯量为26.51m3/min，其中：瓦斯尾巷配风量为 800m3/min，瓦斯浓度 2.5%时可排出瓦斯 8002.5%0.8=16m3/min，其余 26.51-1610.51m3/min 瓦斯经回风巷排出。Q回风=q绝100kc=10.511001.2=1261.2m3/min式中：q绝回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min kc回采工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面取1.2；Q15号=800+1261.2=2061.2m3/minB、按回采工作面同时工作的最多人数计算Q采=4N 式中：

58、Q总回采工作面总需风量，m3/min；N回采工作面的最多人数，按 40 人；Q采=440=160m3/minC、按回采工作面温度计算Q采=60VCSCKI式中： 34VC回采工作面适宜风速，取 1.5m/s；SC回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，9m2；KI工作面长度系数，取 1.2；Q采=601.591.2=972m3/min通过以上计算，回采工作面风量设计取最大值为 2061.2m3/min。D、回采工作面需要总风量：本矿布置 1 个综采工作面，考虑 1 个备用回采工作面，备用回采工作面风量在满足最低风速的前提下，取 1050m3/min；Q采=2061.21

59、10501=3111.2m3/min。（2）掘进工作面风量A、按掘进瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘K掘通式中：K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，掘进取 1.6；q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。15 号煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为 2.9m3/min（综掘与普掘设计取值一样）；掘进工作面 Q综掘=1002.91.6=464m3/min。B、按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q采=4N 式中：Q总掘进工作面总需风量，m3/min；N掘进工作面的最多人数，按 9 人；Q采=49=36m3/min 35C、按局部通风机实际吸风量计算根据上述计算，掘进工作面需风量为 464m3/

60、min，单巷掘进，最远掘进距离400m，采用直径 1000mm 的软风筒送风，局部通风机的吸风量按下式计算：Q扇吸=Q掘（1na%）式中：Q扇吸局部通风机的吸风量，m3/min；n风筒节数，取 10m 一节，则掘进 n=40 节；a%每节风筒的漏风系数，根据经验取 0.1%；则掘进局部通风机吸风量为 464（1400.1%）=483m3/min设计按上述计算结果进行局部通风机选型，掘进工作面选用 FBD 系列对旋轴流式局部通风机，其额定风量取 650m3/min，功率为 255kw。Q掘=KfQ扇式中：Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取 Kf=1.43。 Q扇局扇铭牌额定风量，掘进

61、选用 FBD-系列对旋局扇，该局扇额定风量为 650m3/min。则：Q掘进=1.43650=929.5m3/min。D、按风速进行验算按照煤矿安全规程规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面风速应满足：15SjQ掘头240Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2，取 10。Q掘头掘进头的实际风量。掘进工作面局部通风机按 650m3/min 的吸风量计算到工作面的风量为：650（1400.1%）=677m3/min； 36因此，所选局部通风机是合理的，按局部通风机实际吸风量计算掘进风量也是合理的。本矿布置 1 个综掘工作面、2 个普掘工作面，考虑到掘进工作面搬迁、巷道贯通以及防突预抽面通风等因素，按运

62、行 5 台局扇计算需风量。则掘进工作面需要风量为：Q掘=929.554647.5m3/min。（3）硐室需风量井下考虑一个爆炸材料发放硐室，需风量取 120m3/min。则：Q硐=1201=120m3/min。（4）其它需风量其它需风量主要包括生产接替期间提前准备出的掘进工作面用风等，设计按 900m3/min 考虑。（5）矿井总风量计算Q总=（3111.2+4647.5+120+900）1.50=13168m3/min。矿井总进风量取整 13200m3/min，即 220m3/s。3、风量分配将矿井总风量分配到井下各用风地点，具体配风见下表风量分配表 单位配风量总配风量序号用风地点个数（个）

63、m3/minm3/sm3/minm3/s1综采工作面1267044.5267044.52掘进面31500254500753爆炸材料发放硐室11502.51502.54备用回采面1135022.5135022.55备用掘进面21500253000506其它153025.5153025.57合 计13200220 37第第 5 5 章章 矿井现有通风能力核定矿井现有通风能力核定通风方案改造之前，先以矿井所需风量 13200m3/min 为基础，对移交采区15 号煤层开采时井巷通风能力进行核定。5.15.1 井巷概况井巷概况井巷断面特征表井巷断面特征表序 号井巷名称支架性质P(m)S(m2)1混合提

64、升斜井砼16.2517.572回风立井砼12.5612.563运人斜井料砌13.1911.964瓦斯管井料砌9.877.135井底车场锚喷15.4416.496瓦斯管巷锚喷11.27.87轨道大巷锚喷14.7613.118胶带大巷锚喷14.4012.609回风大巷锚喷14.4012.6010进风顺槽锚杆14.4012.3211回风顺槽锚杆13.6011.205.25.2 矿井总进风能力核定矿井总进风能力核定1、进风井筒石港公司现有三个进风井筒，分别为混合提升斜井、瓦斯管井和运人斜井，三个井筒净断面分别为：17.57m2、7.13m2、11.96m2，根据井筒允许的最大风速核算，进风井总通风能力

65、为：17.574+7.138+11.968=223m3/s=13380m3/min2、采区巷道进风巷 38采区进风巷共布置有两条，分别为采区轨道巷、胶带巷，断面分别为13.11m2 、12.60m2，根据采区进风巷允许的最大风速核算，采区进风巷总通风能力为：13.116+12.606=154.26m3/s=9255.6m3/min3、回采及掘进巷道根据回采工作面允许的 5m/s 最大风速核算，回采工作面的最大通风能力为2700m3/min，掘进工作面按满足局部通风机不产生循环风的要求进行计算。5.35.3 矿井回风系统回风能力核定矿井回风系统回风能力核定1、回风井筒石港公司现有一个回风立井，井

66、筒直径为 4.0m，井筒设封闭梯子间，风速按 15m/s 计算，则回风井最大通风能力为：223.140.915=188.4m3/s=10174m3/min2、回风石门及大巷矿井现有东、西回风大巷共两条回风大巷，断面均为 12.60m2，其最大通风能力为：12.6028=201.6m3/s=12096m3/min3、采区回风巷根据矿井的开拓部署，全矿井共划分为两个采区，分别为一采区和二采区，矿井生产在两采区内交替衔接，每个采区布置一条采区回风巷，断面为12.60m2，则采区回风巷最大通风能力为：12.606=75.6m3/s=4536m3/min5.45.4 主扇能力核定主扇能力核定矿井主扇运行参数见下表：项目红卫立井主扇 39主扇型号FBCDZ 型 No28电机功率 kw2560叶片角度（度）一级+45；二级+33风量 m3/min9579风压（Pa）2520通风阻力（Pa）2520电流（A）93.66等积孔（m2）5.2运行参数电压（V）6000生产厂家山西运城巨龙现主扇已经调到最大角度，总风量为 9600m3/min，通风富裕系数不能满足1.5 倍。5.55.5 通风系统改造的必要