通风系统设计1.docx
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通风系统设计1
二、矿井通风系统设计及建设情况
（一）、矿井通风系统设计情况
1、矿井开拓方式简介
矿井采用平硐多水平开拓方式，井筒数目为3个，即主平硐、中平硐（又称进风平硐）和回风平硐。
主平硐井口坐标：
x=3178551，y=36395939，标高+490m；
中平硐井口坐标：
x=3178143，y=36395984，标高+663m；
回风平硐井口坐标：
x=3178064，y=36396219，标高+853m。
。
+490水平主平硐掘进390m时，向上布置坡度23°集中轨道上山443m、22°集中行人上山465m在+663水平中平硐+866m落平并由上车场连通后，紧接上车场和绞车房又布置下车场向上掘23°采区轨道上山486m到+862m落平经采区上山上车场与+853水平总回风巷连通；＋663水平中平硐掘330m进风平硐在C1煤层底板95m处茅口灰岩中西转，沿岩层走向掘运输大巷170米与集中上山上车场连通后续掘130m设井下中央变电站和采区回风上山、180m设采区溜煤行上山及煤仓装车站，采区溜煤行人上山（坡度37°）上掘290m、采区回风上山（坡度36.7°）上掘323m在+853水平与回风平硐总回风巷连通；＋853水平回风平硐掘进36m时，在C1煤层底约40m处茅口灰岩中西转，沿岩层走向掘总回风巷945m，其中分别于780m、820m和945m与采区回风上山、采区溜煤行人上山和采区轨道上山上车场连通。
至此，矿井首期生产、运输、通风主系统构成，即可进行采区及回采工作面的准备、布置。
设计按距井口由近到远、由上到下的原则大致以采区轨道上山上车场为界，将车场以东由上到下依次划分为一、二、三采区，车场以西由上到下依次划分为四、五、六、七采区，其中三、七采区为主平硐下山开采，二、六采区开采主平硐～中平硐间资源，一、四、五采区开采中平硐以上～井田上边界即煤层露头线间资源。
由于本矿井田边界为+400～+1200，而首期井巷开拓范围仅为+490～+853（862），划定的一采区在矿井首期开拓系统的总回风巷以上尚有垂高近40米资源可采，为了避免资源浪费损失，从采区轨道上山上车场掘601区段运输石门沿C6煤层向东掘进601回采工作面运输巷至采区边界煤柱线，在＋853水平总回风巷中的采区溜煤行人上山和采区回风上山上口间上掘回风斜巷和601区段回风石门沿C6煤层向东掘进601回采工作面回风巷至采区边界煤柱线，经开切眼连通后，形成矿井首采的601回采工作面及其生产、运输、通风系统，即可投入试生产。
生产期间，一采区上山通过运输石门、斜巷与采面、掘进头巷道沟通；溜煤上山通过溜煤眼与运输石门相连；回风上山通过回风石门、回风斜巷与采面、掘进头巷道沟通，各自形成独立的通风、运输系统，进行下一接替回采工作面的掘进准备。
2、煤层开采技术条件
煤系地层中含C6、C1可采煤层2层，平均总厚3.56m，倾角一般60°。
C6煤层厚2～3m，一般2.45m，区内稳定可采。
C1煤层厚1.08～1.15m，一般1.11m，上距C6煤层20～35m，下距茅口灰岩顶界2～5m。
本次设计仅开采C6煤层，采用伪倾斜走向长壁后退时爆破落煤开采方式，采场采用伪倾斜柔性掩护支架支护，全部垮落法管理顶板，回采工作面原煤由搪瓷溜槽助溜，平巷人力矿车运输。
3、通风系统设计
矿井的通风系统包括：
通风方式、主要通风机工作方法、通风网路及通风设施。
开采一、二、三采区时进风井为主平硐、中平硐，回风井为回风平硐，通风方式为分列式；开采四、五、六、七采区时，进风井为四采区轨道上山、进风行人上山以及主平硐，回风井为四采区回风上山，通风方式为并列式。
风井口安设轴流式通风机负压通风。
通风方法是根据主要通风机的工作方法采用抽出式；
通风网路是由主平硐、进风平硐进风段；采、掘工作面等用风段；回风平硐回风段；由串并联形式组合而成，其中本矿的用风段为并联形式。
3.1、通风线路
初期首采工作面通风线路：
线路一：
新鲜风流→主平硐→集中轨道上山→集中轨道上山车场→一采区轨道上山→一采区上部车场→601区段运输石门→601运输顺槽→601工作面（新鲜风清洗工作面后成为乏风）→601回风顺槽→601回风斜巷→总回风斜巷→回风大巷→回风平硐→引风道→地面。
线路二：
新鲜风流→进风平硐→行人上山→人行斜巷→运输进风段→601区段运输石门→601运输顺槽→601工作面（新鲜风清洗工作面后成为乏风）→601回风顺槽→601回风斜巷→总回风斜巷→回风大巷→回风平硐→引风道→地面。
掘进工作面通风线路：
掘进头1即602运输顺槽：
新鲜风流→进风平硐→轨道上山→602运输石门→604回风顺槽→掘进头1运输斜巷→602运输顺槽→掘进头1（新鲜风清洗工作面后成为乏风）→602运输顺槽→掘进头1运输斜巷→→掘进头1回风石门→回风上山→总回风斜巷→回风大巷→回风平硐→引风道→地面。
掘进头2即602回风顺槽：
新鲜风流→进风平硐→行人上山→人行斜巷→运输进风段→601区段运输石门→掘进头2运输斜巷→602回风顺槽→掘进头2（新鲜风清洗工作面后成为乏风）→602回风顺槽→掘进头2回风石门→回风大巷→回风平硐→引风道→地面。
3.2、风井数目、功能、位置、范围及服务年限
进风井2个（主平硐和和平硐），回风井1个（回风平硐）。
主平硐主要担负煤炭、矸石、设备、材料等的运输任务，同时担任进风、排水及敷设管线和进出人员的任务；
中平硐主要负责进风及避灾时安全出口任务；
回风平硐专作回风和瓦斯抽排管道敷设之用。
三条平硐分列布置，主平硐井口位于+490m标高，中平硐井口位于+663m标高，回风平硐井口位于＋853m标高。
主平硐与中平硐之间的距离为410m，主平硐与回风平硐之间的距离为560m，中平硐与回风平硐之间的距离为250m。
主平硐为整个矿井服务，服务年限约24a；；中平硐、回风平硐为一、二、三采区服务，服务年限为10a。
井筒特征见表2-2-1。
表2-2-1井筒位置及特征表
井筒
名称
井口坐标
井口标高（m）
方位角（°）
坡度（°）
井筒长度（m）
断面（m2）
X
Y
净
掘
主平硐
3178551
36395939
+490
13
3‰
1000
6.4
8.5
进风平硐
3178143
36395984
+663
358
3‰
330
5.7
6.3
回风平硐
3178064
36396219
+853
6
3‰
36
6.1
6.6
3.3、采掘工作面及硐室通风
3.3.1．采掘工作面通风
1）回采工作面：
按照回采工作面进、回风巷的数量及位置，本矿采用U型通风方式；井下采煤工作面是利用矿井主要通风机造成的总风压进行通风，回采工作面设有独立的进回风系统。
2）掘进工作面：
采用局部通风机接风筒压入式通风。
掘进工作面设有独立的进回风巷道，没有出现串联通风。
本矿的掘进工作面为602运输、回风顺槽掘进头，均采用FBD№5.0/2×7.5型矿用防爆局部通风机和风筒组成一体进行通风，工作方式为压入式。
压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m。
本矿掘进头的局部通风机，分别安放在601运输石门和采区轨道上山内的新鲜风流中。
风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离LP不能超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR，可根据经验，煤巷不大于7m，一般不大于5m，岩巷不大于10m，一般不大于5～7m。
3.3.2．硐室的通风
本矿初期硐室有集中轨道上山、采区轨道上山绞车房和采区变电所。
集中、采区轨道上山绞车房采用通过式通风方式；采区变电所采用独立通风。
3.3.3.局部通风机的使用必须注意以下几点:
1）掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。
贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。
掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。
每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。
贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。
2）掘进巷道必须采用局部通风机通风。
煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式。
长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难。
可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。
3）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。
压入式局部能风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》之第一百零一条的有关规定，井巷中允许的风流速度见下表2-2-2。
表2-2-2井巷中允许的风流速度
井巷名称
允许风速（m/s）
最低
最高
无提升设备的风井和风硐
15
专为升降物料的井筒
12
升降人员和物料的井筒
8
主要进、回风巷
8
运输机巷、采区进、回风巷
0.25
6
采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷
0.25
4
掘进中的岩巷
0.15
4
其他通风人行巷道
0.15
4）必须采用抗静电、阻燃风筒。
风筒口到掘进工作面的距离以及局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。
5）采掘工作面的局部通风机应实现“双风机、双电源”，并应采用“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）供电和“两闭锁”（风、电及瓦斯、电闭锁），保证局部通风机可靠运转。
6）严禁3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。
不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
3.3.4.防止瓦斯积聚及井下通风管理必须注意以下几点:
1）矿井主要通风机采用双回路供电,一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。
2）建立测风制度，每10天进行一次全面测风。
对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。
3）使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。
恢复通风前，必须检查瓦斯。
只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
4）掘进工作面当瓦斯积存量大时，可采用风筒增阻排放法：
可用绳子把柔性风筒捆结，缩小其断面或在风机的吸风口用木板阻挡部分通风断面进行增阻，随着混入矿井主通风风流的瓦斯浓度的下降逐渐增大风筒断面，直到全断面通风。
5）通风系统或通风设施的破坏或异常（如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等），都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。
因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。
6）独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯应制定专门的排放瓦斯的措施。
一般可采用逐段通风排放法：
排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。
3.4、井下通风设施及构筑物布置
根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及《煤矿安全规程》要求，在必要位置设置相应的通风设施。
为保证各采、掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门、调节风门、密闭等构筑物。
矿井必须建立测风制度，每10天进行1次全面测风。
对采掘工作面和其他用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。
应根据测风结果采取措施，进行风量调节。
本矿在风井安全出口设置了两道连锁的正向风门和两道反向风门；其它地点若需要可只设两道正向风门或两道正向和一道反向风门；不用的联络巷道设置永久风墙或临时性挡风墙。
详见洋岩煤矿通风系统及网络图。
3.4.1．风门设计选用普通风门，风门设置应满足以下技术要求：
1）避免在弯道和缓倾斜巷道中设置风门；
2）风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m（一般以见实底为准）；
3）结构严密，漏风少，向关门方向缓倾斜80～85º；
4）风门应迎风流开启；
5）风门要求设置两道以上。
6）风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。
3.4.2．突出危险区设置防突风门时，必须遵守下列规定：
①
反向风门必须设在石门掘进工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统，如图所示；
②必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛可用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于O．2m，墙垛厚度不得小于O．8m。
门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm。
两道风门之间的距离不得小于4m；
③放炮时风门必须关闭，对通过内墙垛的风简，必须设有隔断装置。
放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时．必须把风门打开顶牢；
④反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应根据掘进工作面的通风系统和石门揭穿突出煤层时预计的突出强度确定。
3.4.3．需要调节风量的地方可安设调节风门（即是在风门上安设可以调节大小的风窗），其技术要求与风门相同。
本矿投产时，是在采区变电所、运输进风段各安设了一道调节风门，根据实际情况需要进行经常的测量，保证采区变电所通过5m3/s的风量，运输进风段通过3m3/s的风量，。
3.4.4．测风站要求：
1）须设在直线巷道中；
2）测风站本身长度不得小于4m，断面规则，附近至少有10～15m断面没有变化；
3）测风站不得设在风流汇合处附近；
4）测风站内不得有障碍。
3.4.5．煤巷掘进、石门揭煤突出危险区掘进工作面进风侧必须设两道牢固可靠的防突风门，以控制突出时瓦斯流入回风系统。
3.4.6．本矿井下原先开掘的巷道在新系统中报废不用，这时可采用永久性的挡风墙：
采用不燃性材料（如砖、料石、水泥等）建筑，墙上部厚≥0.45m，墙下部厚≥1.0m，墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤、片帮、冒顶；四周在煤中掏槽深度≥1.0m、在岩石中≥0.5m；墙面要严、抹平、刷白、不漏风。
密闭内有涌水时，应在墙上装设U形放水管，利用水封防止放水管漏风。
3.4.7．对于服务期限短的临时性挡风墙：
可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需鱼鳞式搭接，用黄泥、石灰抹面，无裂隙，不漏风；要设在帮顶良好处，四周在煤中掏槽深度≥0.5m、在岩石中≥0.3m；墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤；同时墙外要设置栅栏和警标。
3.4.8．防爆门要求：
1）为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置防爆门。
本矿引风道长度为25m。
防爆门至井筒内引风道的开口位置长15m，其距离比引风道的长度短10m，满足要求。
2）防爆门材质为铁皮门，厚度要保证在30mm以上；
3）回风平硐倾角16°，防爆门与巷道垂直布置，可依靠其自重封闭巷道，但同时应保证在爆炸性气体爆炸时能自动冲开防爆门；
4）主要和备用通风机的2条引风道与回风井之间的夹角满足30°～45°，引风道内要设置两道风闸式风门，主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并固定好。
5）防爆门每6个月检查维修一次；
6）矿井主要通风机设有反风装置，当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风，为防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出，故安全出口中的风门要采用两道连锁的双向风门。
7）根据矿井反风要求，必要地点设置常开风门。
8）主要通风机停止运转期间，对由1台主要通风机担负全矿通风的矿井，必须打开井口防爆门和有关风门，利用自然风压通风；对由多台主要通风机联合通风的矿井，必须正确控制风流，防止风流紊乱。
3.4.9．矿井内的风门、局部通风机的压送风筒、测风站、风墙及密闭等所有通风设施，应建立每天三班的巡回检查制度。
并有可靠的检测、监控设备，保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。
4、通风设备及反风
4.1、矿井风量，负压和通风设备的选型
设计计算了矿井通风容易、困难时期的风量和矿井阻力。
（计算及选型过程见5、6）
4.1.1．容易时期风量、阻力计算
矿井风量：
Q=30m3/s矿井风压：
h易=964.6Pa。
4.1.2．困难时期风量、阻力
矿井风量：
Q=30m3/s矿井风压：
h难=1202.27Pa。
4.1.3．容易时期风机参数计算
矿井风量：
Qk=31.5m3/s；矿井阻力：
h易=1039.1Pa。
4.1.4．困难时期风机参数计算
矿井风量：
Qk=31.5m3/s；矿井阻力：
h难=1380.1Pa。
设计推荐FBCDZ-6-15A型防爆对旋轴流式风机两台，一台运行，一台备用。
风机配套电机功率2×37KW，风量范围16～40m³/s,风压范围98～1746Pa。
4.2、通风机设置及要求
1）主要通风机必须装置两套同等能力的风机（包括电动机），其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动。
2）矿井主要通风机要有两路直接由变电所馈出的供电线路，线路上不分接任何负荷。
3）新安装的主要通风机投入使用前，进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年进行一次性能测定。
4）按风机规格处理好安装场地，场地要有足够的空间，能使抽出的风能顺畅地排入大气。
用于安装的地面须经硬化平整处理。
5）风机的安装使用必须符合“煤矿安全规程”的有关规定。
风机安装在煤矿风井风硐（即引风道）出口，以保证隔流腔换气管通大气，回风平硐口必须安装防爆门。
6）安装前必须检查风机是否有损坏或变形，并及时进行处理。
7）根据煤矿通风需要，调整一、二级风机的叶片安装角，并检查各部位螺栓的松紧程度和叶顶和保护环的间隙（间隙不得小于2.5mm）。
叶片调整时，须打开轮毂盖板，松开叶柄上的双螺母即可进行。
叶片必须对号入座，调整后的叶片角度必须一致，然后紧固螺栓，按标记上好盖板，盘车应轻松无卡滞现象。
8）安装和检修中，盖板、叶片不得任意调换。
检查叶片时用硬刷清除掉叶片上的煤尘，用手摇动叶片看叶柄有无松动。
叶片因腐蚀有小孔时必须更换，更换后的叶轮应进行静平衡。
9）风机集流器法兰与风井出风口联接处必须密封，并保证电机隔流腔换气管位于新鲜空气中，清理风机周围杂物。
10）按规定接地，并检查控制设备及保护装置，使之达到要求。
经过长途运输或长期搁置不用的电机，在使用前必须测量定子绝缘电阻（绝缘电阻不得小于0.5MΩ），经检查合格后方可接通电源，试运行10分钟，若无异声即可投入正常运行。
运行中要经常观察电压、电流，如不正常应立即停机检查。
检修电动机时须认真保护防爆面和隔流腔的密封胶垫，一旦损坏应进行更换。
11）新安装的风机运行一小时后，应停机检查各部坚固件是否松动和所有焊缝有无开裂，当确认无问题后，再投入运行。
风机必须经常运转，因故停机应打开防爆门，再重新使用时，应先开风机，当确认回风井中瓦斯浓度不超过0.75%时才关闭防爆门。
4.3、反风方式、反风系统及设施
矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。
在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。
这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。
反风必须能在10min内改变巷道中的风流方向。
当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。
反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习，矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。
主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。
根据矿井反风要求，本矿在风井安全出口设置了两道连锁的正向风门和两道反向风门，目的是保证矿井反风时，使风流方向与正常时期正好相反，这样不会出现风流短路现象。
另外，引风道中设置一道滑移式风闸，主要通风机运行时，主要通风机引风道风闸全打开并固定好，备用通风机引风道风闸则关闭并固定好。
当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风。
4.4、井筒安全装备及设施
主平硐主要担负煤炭、矸石、设备、材料等的运输任务，同时担任进风、排水及敷设管线和进出人员的任务。
主平硐总长约1000m左右，已形成390m，坡度3‰，净断面6.4m2，掘进断面8.5m2。
采用砌碹支护，平硐内铺设600mm轨距22kg/m钢轨、混凝土轨枕。
进风平硐主要负责进风及避灾时的安全出口任务。
进风平硐长330m，坡度3‰，净断面5.7m2，掘进断面6.3m2。
采用喷浆支护（位于茅口灰岩），局部破碎段采用锚网喷支护，已铺设轨道。
回风平硐作专用回风之用。
回风平硐掘进断面6.6m2，净断面6.1m2，采用喷浆支护，表土层段采用砌碹支护。
巷道长36m，坡度3‰，以6°方位角沿岩层掘进，距C1煤层40m处与煤层平行方向掘回风大巷。
5、矿井风量、阻力及等积孔
5.1、矿井瓦斯涌出量
根据本章第一节按AQ标准预测矿井最大瓦斯涌出量为27.657m3/t，通风计算暂取28m3/t，绝对瓦斯涌出量为10.16m3/min。
5.2、瓦斯涌出来源分析
矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和采空区，根据本矿巷道布置分析，区段垂高27m，回采巷道相距较近，且回采巷道的掘进超前于工作面回采，本设计采掘比为1：
2，因此在掘时将有大量瓦斯释放，根据经验取掘进面瓦斯涌出量占矿井瓦斯涌出量的30%，工作面瓦斯涌出量占70%考虑。
以下容易时期设计取值如下：
该矿按有煤与瓦斯突出危险性矿井设计，设计建立地面永久性瓦斯抽放站，本矿为近距离煤层，采用顺层抽放本煤层瓦斯、邻近层抽放上下煤层瓦斯、掘前预抽等高负压以及工作面回风巷顶板钻场低负压抽采空区裂隙带瓦斯等措施，瓦斯抽放率按40%考虑，因此本设计按绝对瓦斯涌出量10.16×（1-40%）=6.1m3/min（其中采面4.269m3/min，掘进面1.83m3/min）计算矿井风量。
矿井在正常生产后需测定瓦斯涌出量，根据抽放后的涌出量对所选风机进行校核以满足矿井通风需要。
注：
本设计的瓦斯抽采率不得低于风量计算时所取值。
5.3、风量计算
5.3.1、按井下同时工作最多人数计算
Q1=4NK=4×50×1.2=240m3/min
式中：
N－井下同时工作的最多人数，人；
4－按井下每人每分钟4m3的单位风量计算矿井总风量。
K－矿井内部漏风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。
采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15-1.2。
上述备用系数在大于90万吨时取小值；小于90万吨时取大值，因此取1.2。
5.3.2、按各用风地点的实际需风量计算（由内到外的计算方法）
5.3.2.1、回采工作面所需风量的计算
（1）按沼气涌出量计算
Qa1=Ka·qa/（1/100-C1）=1.6×4.269/0.01=683.03m3/min
式中：
qa－回采工作面沼气的绝对涌出量，m3/min；
Ka－回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.2～1.6，对于炮采工作面Ka为1.4～2.0
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