××煤礦西采區通風係統改造設計
×××公司××礦生產技術部
2009年10月28日
礦井通風係統改造設計人員名單
設計人
設計負責人
通風負責人
技術負責人
機電負責人
生產技術部
總工程師
礦長
通風係統改造設計依據：
《煤礦安全規程》，版煤炭工業出版社，2007年
《礦井通風與空氣調節》，中國礦業大學出版社，1990年
《煤礦安全工程設計》煤炭工業出版社，1994年
《采礦工程設計手冊》煤炭工業出版社，2003年
《通風安全學》，中國礦業大學出版社，2000年
通風係統改造設計原則：
按“以風定產”原則，使改造後的通風係統能力與礦井生產能力
相匹配
改造設計技術上合理可靠，風量充足，風流穩定、風速合理
以最少的投資，較少的工程量與材料消耗，獲得最好的經濟效益
根據本公司的實際情況，盡可能選用先進技術和裝備
改造後的係統安全可靠，防災、抗災能力強
目 錄
第一節、礦井概況 5
第二節、礦井通風係統現狀及存在問題 6
一、通風係統現狀 6
二、存在問題 6
第三節、礦井通風係統改造方案的選擇 7
一、方案選擇 7
二、方案設計的計算基礎 7
第四節、礦井需風量計算及風速驗算 9
一、需風量計算 9
二、風量分配及風速驗算 15
第五節、礦井通風阻力計算 16
一、通風阻力計算 16
二、通風阻力分析 18
第六節、通風設備選擇 19
一、工況點計算 19
二、電機功率計算 19
三、風硐改造 20
第七節、通風係統改造 21
一、生產巷道現狀 21
二、巷道改造方案 21
第一節、礦井概況
××煤礦位於貴州省黔西南布依族、苗族自治州普安縣樓下鎮。地理坐標為：東經104°54′00″——104°55′34″，北緯25°22′47″——25°24′40″。
礦井形狀為不規則形，麵積4.7993km。主井口標高為＋1405.48m,副井標高為＋1404.60m,風井標高為＋1446.54m，主平硐標高為＋1309.79m。本井田可采煤層4層，即17#、18#、19#、20#煤層。
礦井采用平硐、斜井開拓方式，原設計生產能力30萬噸／年，2009年實際產煤36萬噸。目前共有兩個采區，西采區地質構造簡單，煤量大，2009年產出煤量21萬噸。2010年，西風井將擔負年產25萬噸以上產量的通風任務，需供風量4000 m3/min左右。
××煤礦煤層開采順序先上後下，近距離煤層群分組聯合布置，上山開采，采區式區段後退式，區段內後退式回采。采煤工作麵采用走向長壁後退式采煤法，采煤工藝為炮采、支護形式為2.5m單體液壓支柱配合絞接頂梁、四對八梁全斷麵支護；全部垮落法管理頂板。
礦井通風係統現狀及存在問題
一、通風係統現狀
×煤礦礦井通風方式為中央並列式，通風方法為抽出式，主、副，主平硐井進風，東西采區風井回風。地麵通風機房安設兩台同型號離心式扇風機，一台運轉，一台備用。
西采區主扇型號為BD-11NO14型，功率為2×55kw，數量2台（一台工作，一台備用），額定風量1200-2880m3/min、風壓1000—3100Pa。采區實際總進風量2024m3/min，負壓980Pa。
東采區主扇型號為FBCDZ防爆對旋軸流式風機，數量2台（一台工作，一台備用），配套電機YBF225-4主扇功率為2×75kw，額定風量1510-3100m3/min、風壓1300—3300Pa。采區實際總進風量2283m3/min，負壓1100Pa。
掘進工作麵使用FBDNo6/2×15kw型，全礦共有局部扇風機八台（四台工作，四台備用），電機功率為2×15kw、風量為330m3/min-500m3/min，風筒為Ф600mm的礦用抗靜電阻燃風筒,采用壓入通風本礦井采用抽出式通風，
二、存在問題
××煤礦原設計能力為45萬噸／年，但是實際生產能力難以達到設計生產能力，今年礦井對各個生產係統進行了一係列改造，礦井生產能力達90萬噸／年。礦井通風係統雖進行了係列改造，但仍不能完全與礦井實際生產能力相匹配，給通風安全管理帶來隱患。主要存在以下幾方麵的問題：
1、按目前的采掘布局布置，西采區主要通風機的供風量已達到極限。日常因供風量不足影響生產安全。
2、主要通風機嚴重老化，故障較多，運行不穩定，供風量不連續不可靠。
3、井下采場逐步向西采區轉移，采區要布置2個采煤工作麵和二個掘進工作麵，所需風量增加，通風距離增大，通風阻力增大，現運行的主要通風機難以滿足安全生產需要。
4、礦井主要通風巷道都布置地煤層中，變形嚴重，通風斷麵小，阻力大，風速超限，供風量不足。
第三節、礦井通風係統改造方案的選擇
一、方案選擇
××煤礦原設計能力為30萬噸，礦井初期主要開采首采區的17#煤，現西采區17#煤層已回采結束，礦井東西采區近兩年內也將結束，礦井今後的生產主要集中在西采區開采。采區開始投產時采區主要進風巷道斷麵積為5.6－8.02m2,主要回風巷道斷麵積為6.9m2，並開采17#煤層，通風距離短，通風網絡簡單，測定通風阻力為1205Pa,等積孔為2.26m2，網絡上屬於通風容易礦井。
目前礦井通風係統存在的問題主要為礦井總風量達到極限、主要通風機嚴重老化，故障較多，運行不穩定、通風係統將由生產係統的增加，所需的風量增加，通風距離增大，通風阻力增大，現運行風機難以滿足安全生產需要。××煤礦通風係統改造的目的在於提高礦井總風量，保證主要通風機安全運轉，使通風能力與生產能力相匹配。
鑒於以上對礦井通風網路、通風設備的分析， 通風係統改造的方案為：更換礦井主要通風機和巷道改造。
二、方案設計的計算基礎
××煤礦通風係統改造的方案為更換主要通風機和巷道改造，今後采掘頭麵個數及機電硐室數量基本穩定，但隨采掘地點的變化，通風係統有較大變化。因此主要通風機選型，須從以下幾方麵作為選型計算的基礎：
（一）重新計算礦井需風量，合理配風，並以此來計算礦井通風阻力。
（二）隨采掘布局的變化，礦井生產逐步轉移到西采區，形成西采區通風係統。生產係統增加，礦井配風量增加，通風路線延長、通風阻力增大，礦井通風進入困難時期。因此應以通風路線最長、阻力最大的困難時期作為風機選型的基礎。
（三）根據礦井采掘計劃，礦井需風量計算1個回采工作麵、1個備用工作麵，4個掘進工作麵、2個獨立通風的硐室作為風量計算基礎。
1個回采工作麵為：1903工作麵。
1個備用工作麵：1904工作麵。
4個掘進工作麵：17#煤層和19#煤層。
（四）通風阻力計算
通風容易時期：阻力計算以1903回采工作麵為通風阻力計算路線。西采區1個回采工作麵，2個掘進工作麵，留有30m的煤柱。
通風困難時期：阻力計算以1904回采工作麵和1903回采工作麵作為通風困難時期阻力計算路線。通風困難時期西采區1個回采工作麵， 1個備用麵，4個掘進工作麵，2個硐室，按工作麵的最長計算。
第四節、礦井需風量計算及風速驗算
一、需風量計算
采煤工作麵的實際需要風量，應按稀釋和衝淡抽放以後的工作麵瓦斯湧出量要求，並考慮工作麵氣溫、風速以及人數等因素分別進行計算後，取其中最大值，並經風速驗算。經分析和計算認為，本礦井地溫不高，炮采工作麵人數少，一般不超過35人，因此，影響工作麵風量確定的主要原因是瓦斯湧出量和風速。
（一）采煤工作麵需風量計算
1、西1903工作麵的配風量
（1）按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算。
Q采1=100×q采×Kc
式中： Q采—采煤工作麵實際需要的風量，m3/s；
q瓦采—采煤工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min；取5.7m3 /min
KC—采煤工作麵瓦斯湧出不均衡的備用風量係數，即該工作麵瓦斯絕對湧出量的最大值與平均值之比；炮采工作麵取1.4～2.0，本礦取1.8
Q采1=100×q采×Kc=100×5.7×1.8=1026 m3/min
（2）按工作麵溫度計算
Q采＝Vc·Sc·Ki
式中 Vc—采煤工作麵適宜風速，取1.0m3/s；
Sc—采煤工作麵平均有效斷麵，取7.04m2；
Ki—工作麵長度係數，取1.0。
故 Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min
（3）按炸藥使用量計算
Q采＝25Ac/60=0.417Ac
式中 Ac：采煤工作麵采煤工作麵一次使用最大炸藥量，取18kg；
故 Q采＝0.417×18=450m3/min
（4）按工作麵工作人員數量計算
Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3 m3/s
式中：n—采煤工作麵同時工作的最多人數，35人；
以上計算最大值Q采=max{Q采1,Q采}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s
（5）按風速驗算
0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，
則 0.25×Sc＝0.25×7.04＝1.76 (m3/s)＜Q采
4×Sc＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采
故 Q采＝1026 m3/min =17.1m3/s滿足要求。
西采區1903工作麵所需風量為1026 m3/min，
2、西1904工作麵的配風量
（1）按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算。
Q采1=100×q采×Kc
式中： Q采—采煤工作麵實際需要的風量，m3/s；
q瓦采—采煤工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min；取4.6m3 /min
KC—采煤工作麵瓦斯湧出不均衡的備用風量係數，即該工作麵瓦斯絕對湧出量的最大值與平均值之比；炮采工作麵取1.4～2.0，本礦取1.8
Q采1=100×q采×Kc=100×4.6×1.8=828 m3/min
（2）按工作麵溫度計算
Q采＝Vc·Sc·Ki
式中 Vc—采煤工作麵適宜風速，取1.0m3/s；
Sc—采煤工作麵平均有效斷麵，取7.04m2；
Ki—工作麵長度係數，取1.0。
故 Q采＝1×7.04×1=422.4m3/min
表1 采煤工作麵溫度與風速對照表
根據××煤礦地溫梯度及季節變化情況，井下工作麵溫度一般在17—22℃之間，對照上表，取工作麵風速V采i=1.0m/s；
S采i—第i個采煤工作麵的平均斷麵積 m2；
K—采麵調整係數；
（3）按炸藥使用量計算
Q采＝25Ac/60=0.417Ac
式中 Ac：采煤工作麵采煤工作麵一次使用最大炸藥量，取18kg；
故 Q采＝0.417×11.25=281m3/min
（4）按工作麵工作人員數量計算
Q采=4n=4×35=140m3/min=2.3 m3/s
式中：n—采煤工作麵同時工作的最多人數，35人；
以上計算最大值Q采=max{Q采1,Q采}取Q采=787.2m3/min=13.12m3/s
（5）按風速驗算
0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，
則 0.25×Sc＝0.25×7.04＝1.76 (m3/s)＜Q采
4×Sc＝4×7.04＝28.16m3/s＞Q采
故 Q采＝13.8m3/s滿足要求。
西采區1904工作麵所需風量為828 m3/min，
各個獨立通風的掘進工作麵實際需風量,應按瓦斯或二氧化碳湧出量、炸藥用量、局部通風機實際吸風量、 風速和人數等規定要求分別進行計算,並取其中最大值。
（二）采區掘進工作麵需風量計算
1、西1905運輸巷配風量計算
（1）按每班掘進工作麵人數計算:
Q掘=4×nj=4×12=64m3/min=1.06 m3/s
式中：nj—掘進工作麵同時工作的最多人數，1人；
經計算，掘進工作麵風量為1.06m3/s。
（2）按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算
Q掘1=100×q瓦掘·K掘通
式中： T----晝夜產量, 6.09㎡×6m×1.5t/m3=54.8t
q絕—瓦斯相對湧出量，1.26m3/t；
K掘通—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡的備用風量係數，該數值應經過觀察實測後取得；一般取1.4～2.0；取1.4
則：Q掘1=100×q掘×Kd=100×0.94×54.8/(24×60)×1.4=343m3/min
（3）按炸藥使用量計算：
Q掘=Aj·b／（t·c）
式中：Aj—掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，4.5kg；
b—每公斤炸藥爆破後生成的當量CO的量，根據炸藥有毒氣體國家標準，取b=0.1m3/kg；
t—通風時間，一般不少於20min；
c—爆破經通風後，允許工人進入工作麵工作的CO濃度，一般取c=0.0024%；
Q掘=25Aj=25×4.5=112.5m3/min
（4）按局部通風機吸風量計算：
Q掘3= Q局×I＋9×S=375×1+9×6.08=382 m3/min
Q掘—局部通風機實際吸風量，該對旋式局部通風機2×15K額定風量為456～295 m3/min，取375 m3/min進行計算，
S—安裝局部通風機巷道斷麵
9—為防止局部通風機吸循環風的風速
I—局部通風機的台數
經計算，以上計算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘1,Q掘3}，則普通鑽爆法掘進工作麵風量為382m3/min。
（5）按風速驗算：
根據《煤礦安全規程》規定煤巷、半煤岩巷掘進工作麵的風量應滿足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中：Sj—掘進工作麵巷道過風斷麵，7.04m2；
所以：Q掘≥15×6.08=91.2m3/min=1.52m3/s
Q掘≤240×6.08=1459.2m3/min=24.32m3/s
式中： SJ—掘進工作麵巷道過風斷麵為6.08m2，經計算每個掘進工作麵所需風量為343 m3/min。按風速驗算滿足要求。
2、西1905回風巷配風量計算
（1）按每班掘進工作麵人數計算:
Q掘=4×nj=4×12=64m3/min=1.06 m3/s
式中：nj—掘進工作麵同時工作的最多人數，1人；
經計算，掘進工作麵風量為1.06m3/s。
（2）按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算
Q掘1=100×q瓦掘·K掘通
式中： T—晝夜產量, 6.09㎡×6m×1.5t/m3=54.8t
q絕—瓦斯相對湧出量，0.78m3/t；
K掘通—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡的備用風量係數，該數值應經過觀察實測後取得；一般取1.4～2.0；取1.6
則：Q掘1=100×q掘×Kd=100×0.78×54.8/(24×60)×1.6=285m3/min
（3）按炸藥使用量計算：
Q掘=Aj·b／（t·c）
式中：Aj—掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，4.5kg；
b—每公斤炸藥爆破後生成的當量CO的量，根據炸藥有毒氣體國家標準，取b=0.1m3/kg；
t—通風時間，一般不少於20min；
c—爆破經通風後，允許工人進入工作麵工作的CO濃度，一般取c=0.0024%；
Q掘=25Aj=25×4.5=112.5m3/min
（4）按局部通風機吸風量計算：
Q掘3= Q局×I＋9×S=375×1+9×6.08=382 m3/min
Q掘—局部通風機實際吸風量，該對旋式局部通風機2×15K額定風量為456～295 m3/min，取375 m3/min進行計算，
S—安裝局部通風機巷道斷麵
9—為防止局部通風機吸循環風的風速
I—局部通風機的台數
經計算，以上計算最大值Q掘=max{Q掘1,Q掘1,Q掘3}，則普通鑽爆法掘進工作麵風量為382m3/min。
（5）按風速驗算：
根據《煤礦安全規程》規定煤巷、半煤岩巷掘進工作麵的風量應滿足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中：Sj—掘進工作麵巷道過風斷麵，7.04m2；
所以：Q掘≥15×6.08=91.2m3/min=1.52m3/s
Q掘≤240×6.08=1459.2m3/min=24.32m3/s
式中： SJ—掘進工作麵巷道過風斷麵為6.08m2，經計算每個掘進工作麵所需風量為382 m3/min。按風速驗算滿足要求。
（三）硐室需要風量計算
各個獨立通風的硐室實際需要風量，按照經驗值風量：
Q變電所=60-80, 取70 m3/min
Q其他 =40-60，取50 m3/min
Q硐＝Q變電所＋Q其他
＝70×2＋50×2
＝240 m3/min
4、其它巷道的需要風量(無)
5、礦井總需風量計算
礦井總需進風量的計算按下列要求分別進行計算,並必須采取其中的最大值。
(1)按井下同時工作的最多人數計算:
Q礦需=4×N×K礦通
式中 N—井下同時工作的最多人數,根據統計我礦同時入井最多人數為421人。
K礦通—礦井通風係數,一般可取1.2—1.25,我礦取1.20。
Q礦需=4×N×K礦通
=4×421×1.20
=2021m3/min
(2)按采煤、掘進、硐室及其它用風地點設計需風量的總和計算:
Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K礦通,m3/min
K礦通—礦井通風係數，取 K礦通＝1.20
Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K礦通,
Q需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K礦通,
＝（1854＋725＋240＋0）×1.20
＝3382m3/min
礦井總需風量為Q需＝3382m3/min，礦井通風方式為中央並列式，取外部漏風係數k通＝1.10，
則主要通風機通風量為Q通 ＝k通×Q需
＝1.10×3382
＝3721m3/min
二、風量分配及風速驗算
礦井風量分配按采煤工作麵、掘進工作麵、硐室等用風地點的需風量逐點分配，內部漏風按漏風係數均勻分配到各用風地點。
通風容易時期的阻力計算路線為：皮帶井、材料井→190皮帶巷→190上山→1903運輸巷→1904工作麵→1903回風巷→190回風上山→272回風巷→西回風井→引風硐。此路線的風量分配及風速驗算如表3
通風困難時期的阻力計算路線為：皮帶井、材料井→190皮帶巷→190上山→1903運輸巷→1904工作麵→1903回風巷→190回風上山→272回風巷→西回風井→引風硐。
通過對礦井的采麵和掘進麵風量計算，為滿足各工作點所需要的風量，完善通風係統，必須要對各工作地點進行風量分配，即分配如下：
表 2 礦井作業地點所需分量分配表
第五節、礦井通風阻力計算
一、通風阻力計算
風機選型應分別以礦井通風容易時期及通風困難時期的工況點為選擇依據。礦井通風容易時期及通風困難時期的通風阻力計算如表5、表6，並據此計算出礦井通風最小阻力H最小和最大阻H最大，通風阻力計算公式如下：
（一）礦井通風阻力計
摩擦阻力的計算：
hf=RfQ2 pa
式中：hf——井巷的摩擦阻力，pa；
Rf——井巷的摩擦風阻，Kη；
Q——井巷風量，m3/s
其中：Rf=αLU/S3
式中：α——井巷的摩擦阻力係數；
L——井巷的長度；m
U——井巷周邊長度，m
S——井巷的斷麵積，m2
h=RQ2
R=αLU/S3
1、現××煤礦為通風容易時期阻力的計算，如圖3所示。
表3 礦井通風容易時期阻力計算
2、局部阻力的計算
根據《煤炭工業設計規範》的規定，局部阻力不單獨計算，取摩擦阻力的15%作為局部阻力，即：
he=hf×15%
=1081.3
=162.2（式中：her——井巷的局部阻力,pa）
通風阻力的計算
h=he+hf
式中：hf——井巷的通風阻力，pa
=1081.3＋162.2
=1243.5pa
3、等積孔的計算
A=1.1896Q÷h1/2
式中：A——通風等積孔，m2
Q——主扇風量
h——井巷的通風阻力，pa
故A=1.1896×62÷1851/2=2.01
所以容易時期的等級孔為2.01。
2、現××煤礦為通風困難時期阻力的計算，如圖4所示。
表4 西采區通風困難時期阻力計算
2、局部阻力的計算
根據《煤炭工業設計規範》的規定，局部阻力不單獨計算，取摩擦阻力的15%作為局部阻力，即：
he=hf×15%
=1610.3×15%
=241.5（式中：her——井巷的局部阻力,pa）
通風阻力的計算
h=he+hf
式中：hf——井巷的通風阻力，pa
=1610.3＋241.5
=1851.9pa
3、等積孔的計算
A=1.1896Q÷h1/2
式中：A——通風等積孔，m2
Q——主扇風量
h——井巷的通風阻力，pa
故A=1.1896×51÷1851/2=1.41
所以容易時期的等級孔為1.41
二、通風阻力分析
根據以上計算，可知：
（一）在礦井采掘頭麵及硐室數量相對穩定的情況下，隨采掘布局的變化，礦井通風阻力變化較大。風機選型既要保持經濟運行，又要滿足礦井通風困難時期的供風需要。
（二）在滿足礦井需風量的前提下，無論是通風容易時期，還是通風困難時期，風硐中的風速均超過允許風速。因此，在更換主要通風機的同時，應考慮擴大風硐斷麵，進行巷道改造。
第六節、通風設備選擇
一、工況點計算
根據以上計算，風機工況點為：
工作風量Q＝3721m3/min
H靜＝Hf+hd
Hf--工作風壓
hd---風機及附屬裝置阻力,一般取150—200Pa，我礦取150Pa
通風容易時期的風機工況點為：
Q＝3721m3/min＝62 m3/s
H靜小＝Hf+hd=1243.5+150=1393.5Pa
通風困難時期的風機工況點為：
Q＝3721m3/min＝62 m3/s
H靜小＝Hf+hd=1851+150=2001Pa
二、電機功率計算
西采區通風困難時期的風量為3721 m3/min。
主扇的工作風壓
根據我礦實際情況，自然風壓對礦井風壓影響較小，故不考慮自然通風的影響。
困難時期西主扇風壓hfmax=2001Pa
主扇的工作風量
Qfmax=1.05Q難= 1.05×51=53m3/s
式中：Q—難為困難時期采區的實際需風量，單位m3/s。
H—為困難時期采區主扇工作風壓，單位pa。
1.05為外部漏風係數
主扇的電機功率計算：
Nc= （1.2×Q×h）÷（0.7×1000）
1.2——電機儲備係數
Nc——扇風機的功率，KW
H——通風機的負壓， Pa
Q——通風機的風量，m3/s
0.7——風機實際效率
Nc= （1.2×Q×h）÷（0.7×1000）
=（1.2×53×1851）÷（0.7×1000）
=171.4KW
經過以上計算，我礦作業地點所需要的風量，西采區為3721 m3/min。選擇的主通風機型號：FBCDZ№18A型主扇2台(一台備用)。配備電機功率2×90Kw,靜壓702～2650pa，風量3768～1698=m3/min，滿足設計風量要求。
三、風硐改造
××煤礦原引風硐斷麵積為4.0m2,主要通風機更換後，礦井排風量增加。風硐風速為v=15.5m/s，考慮到引風硐主體結構及對生產的影響，可進行地表引風硐改造來解決風硐風速超限的問題，擴大風硐斷麵為5.4m2。改造後引風硐風速為：v=11.5m3/s。
第七節、通風係統改造
一、生產巷道現狀
××煤礦生產係統的主要巷道均布置在煤層中，受礦山壓力的影響巷道幾乎變形，巷道斷麵小於設計斷麵，通風阻力大，影響礦井的通風係統，製約礦井的安全生產。現西采區17#煤層已經開采完，工作麵布置轉移到了19#煤層，通風路線和阻力較大，礦井總風量小，再也不能滿足現階段的生產布局，影響生產。
二、巷道改造方案
存在以上問題，並按照《煤礦安全規程》規定和現各巷道的風量，確定每條巷道的允許風速，如下表所示。
1、西總回砌牆拱處高為1.75m，高2.25m，斷麵為3m2，改造後巷道斷麵不小於6m2。架棚段巷道高為2.0m，寬為1.8m，斷麵為3.6m，改造後巷道斷麵不小於6.05m2；（擴幫、拉底、架棚）工程量為20m
2、總回交叉處巷道需擴幫，直角修成圓角，巷道彎道大的需改造成直巷道，現272回風上山巷道斷麵不足4m2，巷道後必須達到6.05m2。工程量為78m。
3、190回風上山段現斷麵為4.3，必須進行巷修，斷麵不小於6.05m2。工程量為90m。
4、1903與1904交叉處需進行擴幫，直角修圓角。
5、1903運輸巷、回風巷斷麵不足5 m2，必須拉底擴幫不小於5.6 m2。工程量為380m。
6、1904運輸巷、回風巷斷麵不足5 m2，必須拉底擴幫不小於5.6 m2。工程量為390m。
7、材料上山與1904運輸巷交叉段，現高度為1.3m，斷麵為2.99 m2，必須巷道達到6 m2。
8、190運輸運輸上山部分巷道斷麵隻有3.6m2，巷修斷麵達到6 m2，工程量為250m。
第八節、通風係統優化改造結果
一、效果分析
1、改造前後主要參數對比
項目 改造前 改造後 增加 備注
風機名稱
最大通風能力(m3/min)
最大工作負壓(pa)
電機名稱
電機功率
礦井年生產能力(萬t/年)
二、效果分析
西采區從2004年3月投入運行至今，通風能力達到2600m3/min，工作負壓為3000pa，與預期效果相符，風機性能與性能測定曲線基本一致，礦井通風能力滿足30萬t/年生產的要求，獲得了預期效果。
通過改造，西采區，各采掘工作麵風量增加，風速加大，特別是工作麵風量由 m3/min 增加到 m3/min，改善了作業環境，提高了生產率。
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