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第一章矿井空气本章内容及重点:1.空气成分；2.矿井有害气体、来源及最高允许浓度；3.矿井气候条件。利用机械或自然通风动力，使地面空气进入井下，并在井巷中作定向和定量地流动，最后排出矿井的全过程称为矿井通风。目的、主要任务一供给人员呼吸，稀释和排除井下各种有毒、有害气体和矿尘，创造良好的矿内工作环境，保障井下作业人员的身体健康和劳动安全，首要任务是保证矿井空气的质量符合要求。第一节矿井空气成份定义：地面空气进入矿井以后即称为矿井空气。一、地面空气的组成地面空气是由干空气和水蒸汽组成的混合气体，亦称为湿空气。干空气是指完全不含有水蒸汽的空气，由氧、氮、二氧化碳、氮、敏和其它一些微量气体所组成的混合气体。干空气的组成成分表气体成分按体积计/%按质量计/%备注氧气（02）20.9623.32惰性稀有气体氨、氮气（N2）79.076.71家、氮、氮、等计二氧化碳（co2）0.040.06在氮气中湿空气中含有水蒸气，但其含量的变化会引起湿空气的物理性质和状态变化。二、矿井空气的主要成分及基本性质新鲜空气：井巷中用风地点以前、受污染程度较轻的进风巷道内的空气，污浊空气：通过用风地点以后、受污染程度较重的回风巷道内的空气，1.氧气（。2）氧气是维持人体正常生理机能所需要的气体。人体维持正常生命过程所需的氧气量，取决于人的体质、精神状态和劳动强度等。当空气中的氧气浓度降低时，人体就可能产生不良的生理反应，出现种种不舒适的症状，
1严重时可能导致缺氧死亡。人体输氧量与劳动强度的关系劳动强度呼吸空气量（L/min）氧气消耗量（L/min）休息6-150.2-0.4轻劳动20-250.6-1.0中度劳动30-401.2-2.6重劳动40-601.8-2.4极重劳动40-802.5-3.1矿井空气中氧气浓度降低的主要原因有：人员呼吸；煤岩和其他有机物的缓慢氧化；煤炭自燃；瓦斯、煤尘爆炸；此外，煤岩和生产过程中产生的各种有害气体，也使空气中的氧气浓度相对降低。1.二氧化碳（CO?）二氧化碳不助燃，也不能供人呼吸，略带酸臭味。二氧化碳比空气重（其比重为1.52）,在风速较小的巷道中底板附近浓度较大；在风速较大的巷道中，一般能与空气均匀地混合。矿井空气中二氧化碳的主要来源是：煤和有机物的氧化；人员呼吸；碳酸性岩石分解；炸药爆破；煤炭自燃；瓦斯、煤尘爆炸等。2.氮气（N。氮气是一种惰性气体，是新鲜空气中的主要成分。它本身无毒、不助燃，也不供呼吸。但空气中含氮量升高，则势必造成氧含量相对降低，从而也可能造成人员的窒息性伤害。正因为氮气具有的惰性，因此可将其用于井下防灭火和防止瓦斯爆炸。矿井空气中氮气主要来源是：井下爆破和生物的腐烂，有些煤岩层中也有氮气涌出。三、矿井空气主要成分的质量（浓度）标准采掘工作面进风流中的氧气浓度不得低于20%；二氧化碳浓度不得超过0.5%；总回风流中不得超过0.75%；当采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%或采区、采掘工作面回风道风流中二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停工处理。第二节矿井空气中的有害气体空气中常见有害气体：CO、NO2、SO2NH3H2o
2一、基本性性质1.一氧化碳(CO)一氧化碳是一种无色、无味、无臭的气体。相对密度为0.97,微溶于水，能与空气均匀地混合。一氧化碳能燃烧，当空气中一氧化碳浓度在13〜75%范围内时有爆炸的危险。主要危害：血红素是人体血液中携带氧气和排出二氧化碳的细胞。一氧化碳与人体血液中血红素的亲合力比氧大250〜300倍。一旦一氧化碳进入人体后，首先就与血液中的血红素相结合，因而减少了血红素与氧结合的机会，使血红素失去输氧的功能,从而造成人体血液“窒息”。0.08%,40分钟引起头痛眩晕和恶心，0.32%,5〜10分钟引起头痛、眩晕，30分钟引起昏迷，死亡。主要来源：爆破；矿井火灾；煤炭自燃以及煤尘瓦斯爆炸事故等。2.硫化氢(H2S)硫化氢无色、微甜、有浓烈的臭鸡蛋味，当空气中浓度达到0.0001%即可嗅到，但当浓度较高时，因嗅觉神经中毒麻痹，反而嗅不到。硫化氢相对密度为1.19,易溶于水，在常温、常压下一个体积的水可溶解2.5个体积的硫化氢，所以它可能积存于旧巷的积水中。硫化氢能燃烧，空气中硫化氢浓度为4.3〜45.5%时有爆炸危险。主要危害：硫化氢剧毒，有强烈的刺激作用；能阻碍生物氧化过程，使人体缺氧。当空气中硫化氢浓度较低时主要以腐蚀刺激作用为主，浓度较高时能引起人体迅速昏迷或死亡。0.005〜0.01%,1〜2小时后出现眼及呼吸道刺激，0.015〜0.02%。主要来源：有机物腐烂；含硫矿物的水解；矿物氧化和燃烧；从老空区和旧巷积水中放出。3.二氧化氮(NO2)二氧化氮是一种褐红色的气体，有强烈的刺激气味，相对密度为L59,易溶于水。主要危害：二氧化氮溶于水后生成腐蚀性很强的硝酸，对眼睛、呼吸道粘膜和肺部有强烈的刺激及腐蚀作用，二氧化氮中毒有潜伏期，中毒者指头出现黄色斑点，0.01%出现严重中毒。主要来源：井下爆破工作。4.二氧化硫(SO?)二氧化硫无色、有强烈的硫磺气味及酸味，空气中浓度达到0.0005%
3即可嗅到。其相对密度为2.22,易溶于水。主要危害：遇水后生成硫酸，对眼睛及呼吸系统粘膜有强烈的刺激作用，可引起喉炎和肺水肿。当浓度达到0.002%时，眼及呼吸器官即感到有强烈的刺激；浓度达0.05%时，短时间内即有致命危险。主要来源：含硫矿物的氧化与自燃；在含硫矿物中爆破以及从含硫矿层中涌出。1.氨气(N%)无色、有浓烈臭味的气体，相对密度为0.596,易溶于水，。空气浓度中达30%时有爆炸危险。主要危害：氨气对皮肤和呼吸道粘膜有刺激作用，可引起喉头水肿。主要来源：爆破工作，用水灭火等；部分岩层中也有氨气涌出。2.氢气(理)无色、无味、无毒，相对密度为0.07。氢气能自燃，其点燃温度比沼气低100〜200℃o主要危害：当空气中氢气浓度为4〜74%时有爆炸危险。主要来源:井下蓄电池充电时可放出氢气;有些中等变质的煤层中也有氢气涌出。二、矿井空气中有害气体的安全浓度标准矿井空气中有害气体对井下作业人员的生命安全危害极大，因此，《规程》对常见有害气体的安全标准做了明确的规定：矿井空气中有害气体的最高容许浓度有害气体名称符号最高容许浓度/%一氧化碳co0.0024氧化氮（折算成二氧化氮）no20.00025二氧化硫so20.0005硫化氢h2s0.00066氨nh30.004第三节矿井气候矿井气候：矿井空气的温度、湿度和流速三个参数的综合作用。这三个参数也称为矿井气候条件的三要素。
4一、矿井气候对人体热平衡的影响新陈代谢是人类生命活动的基本过程之一。人体散热主要是通过人体皮肤表面与外界的对流、辐射和汗液蒸发这三种基本形式进行的。对流散热取决于周围空气的温度和流速；辐射散热主要取决于环境温度；蒸发散热取决于周围空气的相对湿度和流速。人体热平衡关系式：qm-qw=qd+qz+qt+qchqm人体在新陈代谢中产热量，取决于人体活动量；qw——人体用于做功而消耗的热量，qm-qw人体排出的多余热量；qd——人体对流散热量，低于人体表面温度，为负，否则，为正；qz——汗液蒸发或呼出水蒸气所带出的热量；qf—人体与周围物体表面的辐谢散热量，可正，可负；qCh人体由热量转化而没有排出体外的能量；人体热平衡时"，qch=O；当外界环境影响人体热平衡时，人体温度升高qch>0,人体温度降低，qch<0矿井气候条件的三要素是影响人体热平衡的主要因素。空气温度：对人体对流散热起着主要作用。相对湿度：影响人体蒸发散热的效果。风速：影响人体的对流散热和蒸发散热的效果。对流换热强度随风速而增大。同时湿交换效果也随风速增大而加强。如有风的天气，凉衣服干得快。二、衡量矿井气候条件的指标L千球温度干球温度是我国现行的评价矿井气候条件的指标之一。特点：在一定程度上直接反映出矿井气候条件的好坏。指标比较简单，使用方便。但这个指标只反映了气温对矿井气候条件的影响，而没有反映出气候条件对人体热平衡的综合作用。2.湿球温度
5湿球温度这个指标可以反映空气温度和相对湿度对人体热平衡的影响，比干球温度要合理些。但这个指标仍没有反映风速对人体热平衡的影响。2.等效温度等效温度定义为湿空气的焰与比热的比值。它是一个以能量为基础来评价矿井气候条件的指标。3.同感温度同感温度（也称有效温度）是1923年由美国采暖工程师协会提出的。这个指标是通过实验，凭受试者对环境的感觉而得出的同感温度计算图。4.卡他度卡他度是1916年由英国L.希尔等人提出的。卡他度用卡他计测定。卡他度分为：干卡他度、湿卡他度干卡他度：反映了气温和风速对气候条件的影响，但没有反映空气湿度的影响。为了测出温度、湿度和风速三者的综合作用效果，Kd=41.868F/tW/m2湿卡他度（Kw）：是在卡他计贮液球上包裹上一层湿纱布时测得的卡他度，其实测和计算方法完全与干卡他度相同。三、矿井气候条件的安全标准我国现行评价矿井气候条件的指标是干球温度。1982年国务院颁布的《矿山安全条例》第53条规定，矿井空气最高容许干球温度为28C。第二章矿井空气流动的基本理论本章主要研究内容：1、空气的物理参数一T、P、①、jp；2、风流的能量与点压力--静压，静压能；动压、动能；位能：全压；抽出式和压入式相对静压、相对全压与动压的关系3、能量方程
6连续性方程；单位质量能量方程、单位体积能量方程4、能量方程在矿井中的应用--边界条件、压力坡度图本章的难点：点压力之间的关系能量方程及其在矿井中的应用第一节空气的主要物理参数一、温度温度是描述物体冷热状态的物理量。矿井表示气候条件的主要参数之一。热力学绝对温标的单位K,摄氏温标：T=273.15+t二、压力(压强)空气的压力也称为空气的静压，用符号P表示。压强在矿井通风中习惯称为压力。它是空气分子热运动对器壁碰撞的宏观表现。P=2/3n(l/2mv2)矿井常用压强单位：PaMpammHgmmH?。mmbarbaratm等。换算关系：(见P396)三、湿度表示空气中所含水蒸汽量的多少或潮湿程度。表示空气湿度的方法：绝对湿度、相对温度和含湿量三种。1.绝对湿度每立方米空气中所含水蒸汽的质量叫空气的绝对温度。其单位与密度单位相同(Kg/m3),其值等于水蒸汽在其分压力与温度下的密度。pv=Mv/V饱和空气：在一定的温度和压力下，单位体积空气所能容纳水蒸汽量是有极限的,超过这一一极限值，多余的水蒸汽就会凝结出来。这种含有极限值水蒸汽的湿空气叫饱和空气，这时水蒸气分压力叫饱和水蒸分压力，Ps)其所含的水蒸汽量叫饱和湿度Ps。2.相对湿度单位体积空气中实际含有的水蒸汽量(pv)与其同温度下的饱和水蒸汽含量(ps)之比称为空气的相对湿度。
7(p=Pv/Ps反映空气中所含水蒸汽量接近饱和的程度。①愈小空气愈干爆，(P=O为干空气；(P愈大空气愈潮湿，(p=l为饱和空气。温度下降，其相对湿度增大，冷却到(p=l时的温度称为露点露点:将不饱和空气冷却时，随着温度逐渐下降,相对湿度逐渐增大，当达到100%时，此时的温度称为露点。上例甲地、乙地的露点分别为多少？3.含湿量含有1kg干空气的湿空气中所含水蒸汽的质量(kg)称为空气的含湿量。d=pv/pd,pv= 8位：帕.秒，写作：Pa.So温度是影响流体粘性主要因素，气体，随温度升高而增大，液体而降低六、密度单位体积空气所具有的质量称为空气的密度，与P、t、湿度等有关。湿空气密度为干空气密度和水蒸汽密度之和，即：P=Pd.a+PV根据气体状态方程，可推出空气密度计算公式：p=0.003484多(1—037泮,)kg/m3式中：P为大气压，Psat为饱和水蒸汽压，单位：Pa； 9b.风流中任一点的静压各向同值，且垂直于作用面；c.风流静压的大小（可以用仪表测量）反映了单位体积风流所具有的能够对外作功的静压能的多少。如说风流的压力为Pa,则指风流In?具有101332J的静压能。（3）压力的两种测算基准（表示方法）根据压力的测算基准不同，压力可分为：绝对压力和相对压力。A、绝对压力：以真空为测算零点（比较基准）而测得的压力称之为绝对压力，用P表示。B、相对压力：以当地当时同标高的大气压力为测算基准（零点）测得的压力称之为相对压力，即通常所说的表压力，用h表示。风流的绝对压力（Pi）、相对压力（h）和与其对应的大气压（P0）三者之间的关系如下式所示：hi=Pi-Po 10Pi与hi比较:I、绝对静压总是为正，而相对静压有正负之分；II、同一断面上各点风流的绝对静压随高度的变化而变化，而相对静压与高度无关。山、Pi可能大于、等于或小于与该点同标高的大气压(Poi)。1.重力位能(1)重力位能的概念物体在地球重力场中因地球引力的作用，由于位置的不同而具有的一种能量叫重力位能，简称位能，用EpO表示。如果把质量为M(kg)的物体从某一基准面提高Z(m),就要对物体克服重力作功M.g.Z(J),物体因而获得同样数量(M.g.Z)的重力位能。即：Epo=M.g.Z重力位能是一种潜在的能量，它只有通过计算得其大小，而且是一个相对值实际工作中•般计算位能差。(2)位能计算重力位能的计算应有一个参照基准面。如下图1-2两断面之间的位能差：Epoi2=fPigdZi(3)位能与静压的关系当空气静止时(v=0),由空气静力学可知：各断面的机械能相等。设以2-2断面为基准面：1-1断面的总机械能E尸Eq+Pi2-2断面的总机械能E2=EpO2+P2由Ei=E2得：Epo1+P1=Epo2+P2由于Epo2=0(2-2断面为基准面)，Epoi=P12-g-Z12»所以：P2=Epoi+Pl=P12.g-Zi2+Pl 11说明：I、位能与静压能之间可以互相转化。II、在矿井通风中把某点的静压和位能之和称之为势能。(4)位能的特点a•位能是相对某一基准面而具有的能量，它随所选基准面的变化而变化。但位能差为定值。b.位能是一种潜在的能量，它在本处对外无力的效应，即不呈现压力，故不能象静压那样用仪表进行直接测量。c.位能和静压可以相互转化，在进行能量转化时遵循能量守恒定律。1.动能一动压(1)动能与动压的概念当空气流动时，除了位能和静压能外，还有空气定向运动的动能，用Ev表示,J/n?；其动能所转化显现的压力叫动压或称速压，用符号k表示，单位Pa。(2)动压的计算单位体积空气所具有的动能为：E、，i=pjXv2x0.5式中：pi一一I点的空气密度，Kg/m3；v一一I点的空气流速，m/SoEvi对外所呈现的动压hvi，其值相同。(3)动压的特点a.只有作定向流动的空气才具有动压，因此动压具有方向性。b.动压总是大于零。垂直流动方向的作用面所承受的动压最大(即流动方向上的动压真值)：当作用面与流动方向有夹角时，其感受到的动压值将小于动压真值。c.在同一流动断面上，由于风速分布的不均匀性，各点的风速不相等，所以其动压值不等。d.某断面动压即为该断面平均风速计算值。(4)全压风道中任一点风流，在其流动方向上同时存在静压和动压，两者之和称之为该点风流的全压，即:全压=静压+动压。 12由于静压有绝对和相对之分，故全压也有绝对和相对之分。A、绝对全压（PQRi=Pi+hviB、相对全压（尿）%i=hi+hvi=Pti—P°i说明：'A、相对全压有正负之分；B、无论正压通还是负压通风，Ri>Pi，hti>hio二、风流的点压力之间相互关系风流的点压力是指测点的单位体积（In?）空气所具有的压力。通风管道中流动的风流的点压力可分为：静压、动压和全压。风流中任一点i的动压、绝对静压和绝对全压的关系为：hVi=Pti-Pihvi、hi和hti三者之间的关系为：hti=hi+hvi。压入式通风（正压通风）：风流中任一点的相对全压恒为正。PtiandP,>Poihj>0,1>0且hti>hj压入式通风的实质是使风机出口风流的能量增加，即出口风流的绝对压力大于风机进口的压力。抽出式通风（负压通风）：风流中任一点的相对全压恒为负，对于抽出式通风由于1和乐为负，实际计算时取其绝对值进行计算。PtiandPi 13抽出式通风的实质是使风机出口风流的能量降低，即出口风流的绝对压力小于风机进口的压力。风流点压力间的关系例题2-2-1如图压入式通风风筒中某点i的hi=1000Pa,hvi=150Pa,风筒外与i点同标高的Poi=lO1332Pa,求：(1)i点的绝对静压Pi；(2)i点的相对全压hu；(3)i点的绝对静压汽。解：(1)Pi=POi+hi=101332+1000=102332Pa(4)hti=hi+hvi=1000+150=1150Pa(5)Pti=Poi+hti=Pi+hvi=101332.32+1150=Pa例题2-2,2如图抽出式通风风筒中某点i的hi=1000Pa,hvi=150Pa,风筒外与i点同标高的P()i=101332Pa,求：(1)i点的绝对静压H；(2)i点的相对全压1；(3)i点的绝对静压网。解：(1)Pi=Poi+hi=101332.5-1000=100332Pa(2)lhtil=lhil-hvi=1000-150=850Pahti=-850Q 14(2)Pti=POi+hti=101332.5-850=100482Pa三、风流点压力的测定L矿井主要压力测定仪器仪表（1）绝对压力测量：空盒气压计、精密气压计、水银气压计等。（介绍实物）（2）压差及相对压力测量：恒温气压计、“U”水柱计、补偿式微压计、倾斜单管压差计。（3）感压仪器：皮托管，承受和传递压力，+-测压。(3)力测定（1）绝对压力直接测量读数。（2）相对静压（以如图正压通风为例）（注意连接方法）：推导如图h=hj?以水柱计的等压面0'—0'为基准面,设：i点至基准面的高度为Z,胶皮管内的空气平均密度为pm，胶皮管外的空气平均密度为pm；与i点同标高的大气压Poi。则水柱计等压面。‘一0'两侧的受力分别为：水柱计左边等压面上受到的力：PS=Po+p水gh=Poi+pmg（z-h）+p*gh水柱计右边等压面上受到的力：P/,=Poi+pmgZ由等压面的定义有：PS=P右,即：P（）i+pm'g（z-h）+p水gh=Poi+pmgz若pm—Pm有：h=.一'xQ水一。m,既>>Pm-p 15（3）相对全压、动压测量测定连接如图（说明连接方法及水柱高度变化）（以上关系，实验室验证）第三节矿井通风中的能量方程当空气在井巷中流动时，将会受到通风阻力的作用，消耗其能量；为保证空气连续不断地流动，就必需有通风动力对空气作功，使得通风阻力和通风动力相平衡。一、空气流动连续性方程1i在矿井巷道中流动的风流是连续不断的介1I2质，充满它所流经的空间。在无点源或点汇存在时，根据质量守恒定律：对于稳定流，流入某空间的流体质量必然等于流出其的流体质量。如图井巷中风流从1断面流向2断面，作定常流动时，有：PiV]S1=p2V2S2Mi=const式中pi,P21、2断面上空气的平均密度，kg/m3；Vi,,V2一一1、2断面上空气的平均流速，m/s；Si、S21、2断面面积，m2o两种特例：(I)若S1=S2,则PlVI=p2V2；(II)若p1=p2,则V1S|=V2s2。对于不可压缩流体，通过任一断面的体积流量相等，即、=丫[5]=£：01151二、可压缩流体的能量方程 16能量方程表达了空气在流动过程中的压能、动能和位能的变化规律，是能量守恒和转换定律在矿井通风中的应用。(一)单位质量(1kg)流量的能量方程在井巷通风中，风流的能量由机械能(静压能、动压能、位能)和内能组成，常用1kg空气或In?空气所具有的能量表示。机械能：静压能、动压能和位能之和。内能：风流内部所具有的分子内动能与分子位能之和。空气的内能是空气状态参数的函数，即：u=f(T,P)o能量分析任一断面风流总机械能：压能+动能+位能任一断面风流总能量：压能+动能+位能+内能所以，对单位质量流体有：1-1断面总能量:旦+』—+g.Z]+U[Pi2■Pv22-2断面总能量：2■+&+g.Z?+U2Pi2假设：1kg空气由1断面流至2断面的过程中, 17Lr(J/kg):克服流动阻力消耗的能量；qR(J/kg):Lr部分转化的热量(这部分被消耗的能量将转化成热能仍存在于空气中)；q(J/kg)：外界传递给风流的热量(岩石、机电设备等)。根据能量守恒定律：pv2P,V，—L+寸+g.Z]+U[+[+*=-+-^-+g.Z2+u,+LrP\Zp21根据热力学第•定律，传给空气的热量(qR+q),•部分用于增加空气的内能,一部分使空气膨胀对外作功，即：2qR+q=u2—u,-I-JPdv2JVdP22=P2V2—P]V[=j'ci（F»v）=JPdv-+ 11式中：V为空气的比容，m3/kgo又因为：11]fydP=J——dP22Q上述三式整理得：2C\/22、Lr=-JvdP+寸—*+g(Z)-^2)rI22)即为：单位质量可压缩空气在无压源的井巷中流动时能量方程的一般形式。过程式中称为伯努力积分项，它反映了风流从1断面流至2断面的过程中的静压能变化，它与空气流动过程的状态密切相关。对于不同的状态过程，其积分结果是不同的。 18对于多变过程，过程指数为n,对伯努利积分进行积分计算，可得到：单位质量可压缩空气在无压源的井巷中流动时能量方程可写成如下一般形式。2、V22J+g(N]—^2)其中，过程指数n按下式计算:n_dlnP_AlnP_InPj—lnP2_InP]—lnP2dlnvAlnvlnv2—Inv,In夕]—lnp2有压源Lt在时，单位质量可压缩空气井巷中流动时能量方程可写成如下一般形式。令:ZT|+g(Z|—Z2)+L>式中，Pm表示1，2断面间按状态过程考虑的空气平均密度，得则单位质量流量的能量方程式又可写为:Lr二+g(Z]- 19( )单位体积(In?)流量的能量方程Lr=^^+因-13(乙—22)+^pmI22)我国矿井通风中习惯使用单位体积(In?)流体的能量方程。在考虑空气的可压缩性时，那么In?空气流动过程中的能量损失(hR,J/m3(Pa),即通风阻力)可<22\hR=PI-P2+.一；Ah+gPm(Z1-Z2)由1kg空气流动过程中的能量损失(LRJ/Kg)乘以按流动过程状态考虑计算的空气密度Pm，即：hR=LR.pm；则单位体积(In?)流量的能量方程的书写形式为：几点说明：1.In?空气在流动过程中的能量损失(通风阻力)等于两断面间的机械能差。2.gpm(Zt-Z2)是1、2断面的位能差。当1、2断面的标高差较大的情况下，该项数值在方程中往往占有很大的比重，必须准确测算。其中，关键是Pm的计算，及基准面的选取。Pm的测算原则：将1一2测段分为若干段，计算各测定断面的空气密度(测定P、t、⑺，求其几何平均值。基准面选取：取测段之间的最低标高作为基准面。例如：如图所示的通风系统，如要求1、2断面的位能差，基准面可选在2的位置。其位能差为：而要求1、3两断面的位能差，其基准面应选在0-0位置。其位能差为：巨po12==21EpOi3==Q’niogNio-Qz3ogN3o31、2两断面上的动能差A.在矿井通风中，因其动能差较小，故在实际应用时，式中可分别用各自断面 20上的密度代替计算其动能差。即上式写成:其中：PI.P2分别为1、2断面风流的平均气密度。B.动能系数：是断面实际总动能与用断面平均风速计算出的总动能的比。即:Kv因为能量方程式中的VI、V2分别为1、2断面上的平均风速。由于井巷断面上风速分布的不均匀性，用断面平均风速计算出来的断面总动能与断面实际总动能不等。需用动能系数Kv加以修正。在矿井条件下，Kv-一般为1.02〜1.05。由于动能差项很小,在应用能量方程时，可取取为1。因此，在进行了上述两项简化处理后，单位体积流体的能量方程可近似的写成:/\(V2V2)/\hR*(P1-P2)+yPi-yA+(gPm/,-gpm2ZJJ/m3hR^(Pl-P2)+^-yPl-^-P2^+(gPnilZl-gPm2Z2)+HtJ/m3(三)关于能量方程使用的几点说明1.能量方程的意义是，表示1kg(或悔3)空气由1断面流向2断面的过程中所消耗的能量(通风阻力)，等于流经1、2断面间空气总机械能(静压能、动压能和位能)的变化量。 211.风流流动必须是稳定流，即断面上的参数不随时间的变化而变化；所研究的始、末断面要选在缓变流场上。2.风流总是从总能量(机械能)大的地方流向总能量小的地方。在判断风流方向时，应用始末两断面上的总能量来进行，而不能只看其中的某一项。如不知风流方向，列能量方程时，应先假设风流方向，如果计算出的能量损失(通风阻力)为正，说明风流方向假设正确；如果为负，则风流方与假设相反。3.正确选择求位能时的基准面。4.在始、末断面间有压源时，压源的作用方向与风流的方向一致，压源为正，说明压源对风流做功；如果两者方向相反，压源为负，则压源成为通风阻力。5.应用能量方程时要注意各项单位的一致性。6.对于流动过程中流量发生变化，则按总能量守恒与转换定律列方程Ql^PlmZ|i+Pll=Q20mz2g+P2+/「2+03nlz3g+P3+才23卜Q2"hR|2+Q3-hR13例1在某一通风井巷中，测得1、2两断面的绝对静压分别为101324.7Pa和101858Pa,若S尸S2，两断面间的高差Zi-Z2=100米，巷道中Pmi2=1.2kg/m3,求：1、2两断面间的通风阻力，并判断风流方向。解：假设风流方向1-2,列能量方程：hRI2=(PI-P2)+^-yA--yP2^+(Zl-Z2)gPml2=(101324.7-101858)+0+100x9.81x1.2=643.9J/m3o由于阻力值为正，所以原假设风流方向正确，1—2。例2在进风上山中测得1、2两断面的有关参数，绝对静压P|=106657.6Pa,P2=101324.72Pa；标高差ZiZ=—400m：气温L=15℃,t2=20℃；空气的相对湿度(p1=70%,(p2=80%；断面平均风速vi=5.5m/s,V2=5m/s；求通风阻力Lr、Hro 22解：查饱和蒸汽表得；ti=15C时，Psi=1704Pa；t2=20℃时，PS2=2337Pa；P\=0.003484x106657.6/288.15'I0.378x0,7x1704^106657.6J=1.2841依//Pi0.003484x10132472x293.1510.378x0,8x2337101324.72=1.1958kg//n_lnP「l呜JnlO6657.6JnlO1324.72_072In/?,-lnp2lnl.2841-lnl.1958+g(Z]-Z2)0.72r106657.60.72-1Xl1.2841101324.721(5.52-521.1958)+[-2-+9.81x(-400)=382.26J/kg又Y二P「P2P「P2工[PL上[1消(、n-lU，pjE]n4 23=475.19J/m3或hR=LRxpm=382.26x1.23877=473.53J/m3o第四节能量方程在矿井通风中的应用一、水平风道的通风能量（压力）坡度线（-）能量（压力）坡度线的作法意义：掌握压力沿程变化情况；有利于通风管理。流程扩散器如图所示的通风机一水平风道系统，绘制能量（压力）坡度线。1.风流的边界条件入口断面处：风流入口断面处的绝对全压等于大气压（可用能量方程加以证明，对入口断面的内外侧列能量方程并忽略极小的入口流动损失），即：Ptin=P。，所以，htin=O,hin=—hvin；出口断面：风流出口断面处的绝对静压等于大气压（可用能量方程加以证明，对出口断面的内外侧列能量方程并忽略极小的出口流动损失），即：Pex=P。，以，hex=O，htex=hvex；2.作图步骤1）以纵坐标为压力（相对压力或绝对压力），横坐标为风流流程。2）根据边界条件确定起始点位置。 243）将各测点的相对静压和相对全压与其流程的关系描绘在坐标图中。4)最后将图上的同名参数点用直线或曲线连接起来，就得到所要绘制的能量(压力)坡度线。(-)能量(压力)坡度线的分析1.通风阻力与能量(压力)坡度线的关系由于风道是水平的，故各断面间无位能差，且大气压相等。由能量方程知，任意两断面间的通风阻力就等于两断面的全压差：Vj=(pi-pj)+(hvi-hJ=pti(•••Poi=Poj)a.抽出段求入口断面至i断面的通风阻力，由上式得：hRo-i=ht0-htj=_hu(hl0=0)即：入口至任意断面i的通风阻力(hRo-i)就等于该断面的相对全压(hti)的绝对值。求负压段任意两断面(i、j)的通风阻力：hRi-j=Pti-Ptjhti=P「Poi又hil=lhil-hvi代入上式得：Ptj=Poi—Ihjl—hvj同理：Ptj=Poi-Ihjl—hvj:.hfu~j=(Poi-1hil—hvi)-(Poi-1hjl-hVj)=lhjI—IhjI+hvi—hvj=141-1lI若1=hvj,hju〜j=Ihjl—IhjIb.压入段求任意断面i至出口的通风阻力，由上式得：hRi-io=htj—htio=hti—hv)o(hi0=0)即：压入段任意断面i至出口的通风阻力(hRZo)等于该断面的相对全压(hi)减去出口断面的动压(hio)。 25求正压段任意两断面(i>j)的通风阻力: 26同理可推导两断面之间的通风阻力为：hRi-j=hti-htj1.能量（压力）坡度线直观明了地表达了风流流动过程中的能量变化绝对全压（相对全压）沿程是逐渐减小的；绝对静压（相对静压）沿程分布是随动压的大小变化而变化。2.扩散器回收动能（相对静压为负值）所谓扩散器回收动能，就是在风流出口加设一段断面逐渐扩大的风道，使得出口风速变小，从而达到减小流入大气的风流动能。扩散器安设的是否合理，可用回收的动能值（△%）与扩散器自身的通风阻力（hR。相比较来确定，即：△hv=hvexhvex>hRd合理△h、=hvex-hvex 27••Pt5=Pt0-hR（）~5）Ht=Pt6—Pt5=hR6^io+Ptio—（Pt。—hR0-5）=hR6To+Po+hvio—（Po—hRo5）=hR6~io+hVio+hRo5H（=hRO-io+hvio通风机全压是用以克服风道通风阻力和出口动能损失。通风机用于克服风道阻力的那一部分能量叫通风机的静压H、。Hs=hRO-io,Ht=Hs+hvio两个特例：a）无正压通风段（6断面直接通大气）通风机全压仍为：Ht=Pt6-Pt5"."Pt5=Pt0—hR0~5；Pt6=Po+hv6•♦Ht=hRO〜5+hv6b）无负压通风段（5断面直接通大气）VPt6=hR6-lo+PtlO>PtlO=Po+hvlO；Pt5=Po.*.Ht=hR6~io+hvio无论通风机作何种压都是用于克服风道的抽出式通风方式压入式通风方式通风阻力和出口动能损失；其中通风机静压用于克服风道的通风阻力。二、通风系统风流能量（压力）坡度线（-）通风系统风流能量（压力）坡度线绘制矿井通风系统的能量（压力）坡度线（一般用绝对压力）的方法：是沿风流流程布设若干测点，测出各点的绝对静压、风速、温度、湿度、标高等参数，计算出各点的动压、位能和总能量；然后在压力（纵坐标）——风流流程（横坐标）坐标图上描出各测点，将同名参数点用折线连接起来，即是所要绘制的通风系统风流能量（压力）坡度线。 28以下图所示简化通风系统为例，说明矿井通风系统中有高度变化的风流路线上能量（压力）坡度线的画法。作图步骤：1.确定基准面。-一般地，以最低水平（如2-3）为基准面。2.测算出各断面的总压能（包括静压、动压和相对基准面的位能）。3.选择坐标系和适当的比例。以压能为纵坐标，风流流程为横坐标，把各断面的静压、动压和位能描在坐标系中，即得1、2、3、4断面的总能量。4.把各断面的同名参数点用折线连接起来，即得1一2—3—4流程上的压力坡度线。（二）矿井通风系统能量（压力）坡度线的分析1.能量（压力）坡度线（a-b-c-d）清楚地反映了风流在流动过程中，沿程各断面上全能量与通风阻力hR之间的关系。全能量沿程逐渐下降，从入风口至某断面的通风阻力就等于该断面上全能量的下降值（如bob）,任意两断面间的通风阻力等于这两个断面全能量下降值的差。2.绝对全压和绝对静压坡度线的坡度线变化有起伏（如1〜2段风流由上向下流动，位能逐渐减小，静压逐渐增大；在3〜4段其压力坡度线变化正好相反，静压逐渐减小，位能逐渐增大）。说明，静压和位能之间可以相互转化。3.1、4断面的位能差（Epo「Epo4）叫做自然风压（Hn）。Hn和通风机全压（Ht洪同克服矿井通风阻力和出口动能损失。Hn+HKc!?〜e)=(do〜d)+(di~d?)4.能量（压力）坡度线可以清楚的看到风流沿程各种能量的变化情况。特别是 29在复杂通风网络中，利用能量（压力）坡度线可以直观地比较任意两点间的能量大小,判断风流方向。这对分析研究局部系统的均压防灭火和控制瓦斯涌出是有力的工具。例2如图2-4-4所示的同采工作面简化系统，风流从进风上山经绕道1分为二路；一路流经1-2—3-4（2—3为工作面I）；另路流经1-5-6-4（5—6为工作面H）o两路风流在回风巷汇合后进入回风上山。如果某一工作面或其采空区出现有害气体是否会影响另一工作面？解：要回答这一问题，可以借助压力坡度线来进行分析。为了绘制压力坡度线，必须对该局部系统进行有关的测定。根据系统特点，沿风流流经的两条路线分别布置测点,测算出各点的总压能。根据测算的结果即可绘出压力坡度线见图2-4-5。由压力坡度线可见，1—2—3—4线路上各点风流的全能量大于1—5—6—4线路上各对应点风流的全能量。所以工作面I通过其采空区向工作面II漏风，如果工作面I或其采空区发生火灾时其有害气体将会流向工作面II,影响工作面II的安全生产。第三章井巷通风阻力本章重点和难点：摩擦阻力和局部阻力产生的原因和测算当空气沿井巷运动时，由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力，它是造成风流能量损失的原因。井巷通风阻力可分为两类：摩擦阻力（也称为沿程阻力）和局部阻力。第一节井巷断面上风速分布一、风流流态1.管道流同一流体在同一管道中流动时，不同的流速，会形成不同的流动状态。当流速较低时，流体质点互不混杂，沿着与管轴平行的方向作层状运动，称为层流（或滞流）。当流速较大时，流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化，成为互相混杂的紊乱流动，称为紊流(或湍流)。 30(1)雷诺数一ReR=^~eY式中：平均流速v、管道直径d和流体的运动粘性系数丫。在实际工程计算中，为简便起见，通常以上=2300作为管道流动流态的判定准数,即：ES2300层流，&>2300紊流(2)当量直径对于非圆形断面的井巷,Re数中的管道直径d应以井巷断面的当量直径de来表示:,，Sde=4~-U因此，非圆形断面井巷的雷诺数可用下式表示：u=cA对于不同形状的井巷断面，其周长U与断面积S的关系，可用下式表示：式中：。一断面形状系数：梯形。=4.16；三心拱C=3.85；半圆拱C=3.90。(举例见P38)1.孔隙介质流在采空区和煤层等多孔介质中风流的流态判别准数为：式中：K—冒落带渗流系数，m2；/一滤流带粗糙度系数，m。层流，RS0.25；紊流，4>2.5；过渡流0.25 31内，流速V,总是围绕着某一平均值上下波动。(3)巷道风速分布由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响，井巷断面上风速分布是不均匀的。层流边层：在贴近壁面处仍存在层流运动薄层，即层流边层。其厚度d随及增加而变薄，它的存在对流动阻力、传热和传质过程有较大影响。在层流边层以外，从巷壁向巷道轴心方向，风速逐渐增大，呈抛物线分布。平均风速：丫=曰匕ds式中：巷道通过风量Q。则：Q=VxSS风速分布系数：断面上平均风速V与最大风速Umax的比值称为风速分布系数(速度场系数)，用K,,表示：小巷壁愈光滑，降值愈大，即断面上风速分布愈均匀。砌磴巷道，&，=0.8〜0.86；木棚支护巷道，=0.68〜0.82；无支护巷道，茶,=0.740.8lo 32第二节摩擦风阻与阻力一、摩擦阻力风流在井巷中作沿程流动时，由于流体层间的摩擦和流体与井巷壁面之间的摩擦所形成的阻力称为摩擦阻力（也叫沿程阻力）。由流体力学可知，无论层流还是紊流，以风流压能损失来反映的摩擦阻力可用下式来计算：（Pa）T2hf=A,一•p—1d2X一无因次系数，即摩擦阻力系数，通过实验求得。d——圆形风管直径，非圆形管用当量直径；1.尼古拉兹实验实际流体在流动过程中，沿程能量损失一方面（内因）取决于粘滞力和惯性力的比值，用雷诺数Re来衡量；另一方面（外因）是固体壁面对流体流动的阻碍作用，故沿程能量损失又与管道长度、断面形状及大小、壁面粗糙度有关。其中壁面粗糙度的影响通由值来反映。1932〜1933年间，尼古拉兹把经过筛分、粒径为£的砂粒均匀粘贴于管壁。砂粒的直径£就是管壁凸起的高度，称为绝对糙度；绝对糙度£与管道半径r的比值£/r称为相对糙度。以水作为流动介质、对相对糙度分别为1/15、1/30.6、1/60、1/126、1/256、1/507六种不同的管道进行试验研究。对实验数据进行分析整理，在对数坐标纸上画出入与Re的关系曲线，如图321所示。（见40页）结论分析：I区——层流区。当ReV2320（即lgReV3.36）时，不论管道粗糙度如何，其实验结果都集中分布于直线I上。这表明，与相对糙度£/i■无关，只与出有关，且入=64/Re 33与相对粗糙度无关II区——过渡流区。23203?空4000(即3.36WlgReW3.6),在此区间内，不同相对糙度的管内流体的流态由层流转变为紊流。所有的实验点儿乎都集中在线段II上。九随及增大而增大，与相对糙度无明显关系。川区一水力光滑管区。在此区段内，管内流动虽然都已处于紊流状态(Re>4000),但在一定的雷诺数下，当层流边层的厚度3大于管道的绝对糙度£(称为水力光滑管)时，其实验点均集中在直线III上，表明2与e仍然无关，而只与Re有关。随着他的增大，相对糙度大的管道，实验点在较低Re时就偏离直线IH,而相对糙度小的管道要在Re较大时才偏离直线III。IV区——紊流过渡区。即图中IV所示区段。在这个区段内，各种不同相对糙度的实验点各自分散呈一波状曲线，％值既与及有关，也与Hr有关。V区——水力粗糙管区。在该区段，Re值较大，管内液流的层流边层已变得极薄,有£>>3,砂粒凸起高度几乎全暴露在紊流核心中，故Re对九值的影响极小，略去不计,相对糙度成为人的唯一影响因素。故在该区段，入与及无关，而只与相对糙度有关。摩擦阻力与流速平方成正比，故称为阻力平方区，尼古拉兹公式：1.74+21g-1.层流摩擦阻力当流体在圆形管道中作层流流动时,732hf=,2Vcl从理论上可以导出摩擦阻力计算式:%=64ReLv2•Pd2可得圆管层流时的沿程阻力系数:64Re 34，古拉兹实验所得到的层流时2与Re的关系，与理论分析得到的关系完全相同,理论与实验的正确性得到相互的验证。层流摩擦阻力和平均流速的一次方成正比。1.紊流摩擦阻力对于紊流运动，X=f(Re,e/r),关系比较复杂。用当量直径de=4S/U代替d,代入ApLU2A-pLUv8S阻力通式，则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式:S3二、摩擦阻力系数与摩擦风阻1.摩擦阻力系数a矿井中大多数通风井巷风流的Re值已进入阻力平方区，入值只与相对糙度有关,对于儿何尺寸和支护已定型的井巷，相对糙度一定，贝队可视为定值；在标准状态下空气密度p=L2kg/m3。zl•pct=8对上式，令：a称为摩擦阻力系数，单位为kg/n?或N.s2/m4o则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式写为:hf=a^Q-标准摩擦阻力系数:通过大量实验和实测所得的、在标准状态(©=1.2kg/m3)条件下的井巷的摩擦阻力系数，即所谓标准值即值，当井巷中空气密度/#L2kg/n?时，其a值应按下式修正： 35PL21.摩擦风阻与对于已给定的井巷，L、U、S都为已知数，故可把上式中的a、L、U、S归结为一个参数即：aLURf=aS3"称为巷道的摩擦风阻，其单位为：kg/m7或N.s2/m8。工程单位:kgf.s2/m8.或写成:kgo1N.s2/m8=9.8kgRf=f(p,£,S,U,L)。在正常条件下当某一段井巷中的空气密度p一般变化不大时,可将R/看作是反映井巷几何特征的参数。则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式写为：3=勺此式就是完全紊流(进入阻力平方区)下的摩擦阻力定律。三、井巷摩擦阻力计算方法新建矿井：查表得a。-a-Rf—»hf生产矿井：hf—Rf—a一ao四、生产矿井一段巷道阻力测定1.压差计法用压差计法测定通风阻力的实质是测量风流两点间的势能差和动压差，计算出两测点间的通阻力。 3611r=（P]—P?）+干湿球温度，即可计算出它们的值。第一项和第三项之和称为势能差，需通过实际测其中：右侧的第二项为动压差,通过测定1、2两断面的风速、大气压、定。1）布置方式及连接方法2）阻力计算压差计"+”感受的压力：々+Q〉g（4+Z2）压差计“一”感受的压力：尸2+。二2之2故压差计所示测值:力=6+8”湛(4+Z2)~(P2+02mgz2)P加亿1+Z)-PiJi-p"Z12且与1、2断面间巷道中空气平均密度相等，则:h-p^+Z\iPmg式中:Z12为1、2断面高差，〃值即为1、2两断面压能与位能和的差值。根据能量方程，则1、2巷道段的通风阻力以12为:J।2X-^2无曰2="十三丫1鼻-丫之把压差计放在1、2断面之间，测值是否变化？ 371.气压计法（原理、方法）由能量方程：hR12=（P1-P2）+（P1v1~/2-p2V2?/2）+Pm12gzi2用精密气压计分另测得1,2断面的静压P1,P2用干湿球温度计测得tihL'Q',和①i，S，进而计算pi.p2 38用风表测定1,2断面的风速V1,V2。Pml2为1，2断面的平均密度，若高差不大，就用算术平均值，若高差大，则有加权平均值；Z121»2断面高差，从采掘工程平面图查得。可用逐点测定法，一台仪器在井底车场监视大气压变化，然后对上式进行修正。hR12=（Pl-P2）+AP12（+（P1V广/2-p2V22/2）+Pm12gzi2例题3-3某设计巷道为梯形断面，S=8m2,L=1000m,采用工字钢棚支护，支架截面高度d（）=14cm,纵口径/=5,计划通过风量Q=1200m3/min,预计巷道中空气密度p=1.25kg/m\求该段巷道的通风阻力。解：根据所给的如/、S值，由附录4附表4-4查得：ao=284.2xlO_4xO.88=O.O25Ns2/m4则：巷道实际摩擦阻力系数1QCa=%'=0.025x--=0.026距2/01.21.2巷道摩擦风阻aLUS3aL4.6\[s-F-0.026x1000x11.7783=0.598^52/m8巷道摩擦阻力hf=RfQ2=0.598=239.2PaI60J第三节局部风阻与阻力由于井巷断面、方向变化以及分岔或汇合等原因，使均匀流动在局部地区受到影响而破坏，从而引起风流速度场分布变化和产生涡流等，造成风流的能量损失，这种阻力称为局部阻力。由于局部阻力所产生风流速度场分布的变化比较复杂性，对局部阻力的计算一般采用经验公式。 39一、局部阻力及其计算和摩擦阻力类似，局部阻力加一般也用动压的倍数来表示:式中：一局部阻力系数，无因次。层流於计算局部阻力，关键是局部阻力系数确定，因v=Q/S,当自确定后，便可用几种常见的局部阻力产生的类型：1.突变紊流通过突变部分时，由于惯性作用，出现主流与边壁脱离的现象，在主流与边壁之间形成涡漩区，从而增加能量损失。2.渐变主要是由于沿流动方向出现减速增压现象，在边壁附近产生涡漩。因为Vhvp,压差的作用方向与流动方向相反，使边壁附近，流速本来就小，趋于0,在这些地方主流与边壁面脱离，出现与主流相反的流动，面涡漩。3.转弯处 40流体质点在转弯处受到离心力作用，在外侧出现减速增压，出现涡漩。1.分岔与会合上述的综合。...局部阻力的产生主要是与涡漩区有关，涡漩区愈大，能量损失愈多，局部阻力愈大。二、局部阻力系数和局部风阻(-)局部阻力系数4紊流局部阻力系数广般主要取决于局部阻力物的形状，而边壁的粗糙程度为次要因素。L突然扩大式中：vi、也——分别为小断面和大断面的平均流速，m/s；Si、S2分别为小断面和大断面的面积，m；pm——空气平均密度，kg/m3o对于粗糙度较大的井巷，可进行修正2.突然缩小 41对应于小断面的动压,^值可按下式计算:2.逐渐扩大逐渐扩大的局部阻力比突然扩大小得多，其能量损失可认为由摩擦损失和扩张损失两部分组成。当。V20。时，渐扩段的局部阻力系数西用下式求算：psin—、//2式中a一风道的摩擦阻力系数，Ns2/m4；n风道大、小断面积之比，即$2/S）；&一扩张角。3.转弯巷道转弯时的局部阻力系数（考虑巷道粗糙程度）可按下式计算：当巷高与巷宽之比”/。=0.2〜1.0时，¥=Go+28a)?―-P0.35+0.65—b_当〃/b=l〜2.5时?=[Go+28a）£]尸式中：盘一假定边壁完全光滑时，90。转弯的局部阻力系数，其值见表3-3-1；a——巷道的摩擦阻力系数，N.sW；P——巷道转弯角度影响系数，见表3-3-2。4.风流分叉与汇合 421）风流分叉典型的分叉巷道如图所示，1〜2段的局部阻力加I-2和1〜3段的局部阻力M~3分别用下式计算：阳-2=Ka与(片一2匕2cos%+田)h..^=Ka—(v,2-2v.v,cos0,+v3)11-Ja2\i।JJ3)2）风流汇合如图所示，1〜3段和2〜3段的局部阻力加~3、加~3分别按下式计算:例1-3=Kag（v,2-2V3卬十月）Zz,2~3=Ka'^'(“2—2V3 43h=RQ2,Pao对于特定井巷，R为定值。用纵坐标表示通风阻力（或压力），横坐标表示通过风量，当风阻为R时，则每一风量Qi值，便有一阻力％值与之对应，根据坐标点（Qi,h）即可画出--条抛物线。这条曲线就叫该井巷的阻力特性曲线。风阻R越大，曲线越陡。二、矿井总风阻从入风井口到主要通风机入口，把顺序连接的各段井巷的通风阻力累加起来，就得到矿井通风总阻力以小这就是井巷通风阻力的叠加原则。已知矿井通风总阻力以，”和矿井总风量Q,即可求得矿井总风阻：心是反映矿井通风难易程度的一个指标。尺”越大，矿井通风越困难；三、矿井等积孔我国常用矿井等积孔作为衡量矿井通风难易程度的指标。假定在无限空间有一薄壁，在薄壁上开--面积为A（n?）的孔口。当孔口通过的风量等于矿井风量，而且孔口两侧的风压差等于矿井通风阻力时，则孔口面积A称为该矿井的等积孔。设风流从III,且无能量损失，则有：r=P+二月,222得：风流收缩处断面面积42与孔口面积A之比称为收缩系数夕，由水力学可知，一般9=0.65,故42=0.654。则也=QZ42=Q/0.65A,代入上式后并整理得：P\-「2=勺迟=,V2=/〃）〃」,“取p=1.2kg/m3,则:0.657(2/ 44A=1.19————由此可见，A是凡”的函数，故可以表示矿井通风的难易程度。当A>2,容易；A=1-2,中等；AV1困难。例题3-7某矿井为中央式通风系统，测得矿井通风总阻力/?R,”=2800Pa,矿井总风量Q=70n?/s,求矿井总风阻尺„和等积孑L4,评价其通风难易程度。解：R=hR/Q2=28OO/7O2=O.571Mv2/m8A=1.19/7^7=1.19/>0.571=1.57卅对照表3-4-1可知，该矿通风难易程度属中等。1.对于多风机工作的矿井，应根据各主要通风机工作系统的通风阻力和风量，分别计算各主要通风机所担负系统的等积孔，进行分析评价。2.必须指出，表3-4-1所列衡量矿井通风难易程度的等积孔值，是1873年缪尔格(Murgue)根据当时的生产情况提出的⑶，一直沿用至今。由于现代的矿井规模、开采方法、机械化程度和通风机能力等较以前已有很大的发展和提高，表中的数据对小型矿井还有一定的参考价值，对大型矿井或多风机通风系统的矿井，衡量通风难易程度的指标还有待研究。第五节降低矿井通风阻力措施降低矿井通风阻力，对保证矿井安全生产和提高经济效益都具有重要意义。一、降低井巷摩擦阻力措施 451.减小摩擦阻力系数a。2.保证有足够大的井巷断面。在其它参数不变时，井巷断面扩大33%,R/值可减少50%。3.选用周长较小的井巷。在井巷断面相同的条件下，圆形断面的周长最小，拱形断面次之，矩形、梯形断面的周长较大。4.减少巷道长度。5.避免巷道内风量过于集中。二、降低局部阻力措施局部阻力与j值成正比，与断面的平方成反比。因此，为降低局部阻力，应尽量避免井巷断面的突然扩大或突然缩小，断面大小悬殊的井巷，其连接处断面应逐渐变化。尽可能避免井巷直角转弯或大于90。的转弯，主要巷道内不得随意停放车辆、堆积木料等。要加强矿井总回风道的维护和管理，对冒顶、片帮和积水处要及时处理。第四章通风动力本章重点与难点1、自然风压的产生、计算、利用与控制2、轴流式和离心式主要通风机特性3、主要通风机的联合运转4、主要通风机的合理工作范围欲使空气在矿井中源源不断地流动，就必须克服空气沿井巷流动时所受到的阻力。这种克服通风阻力的能量或压力叫通风动力。由第二章可知，通风机风压和自然风压均是矿井通风的动力。本章将对这两种压力对矿井通风的作用、影响因素、特性进行分析研究，以便合理地使用通风动力，从而使矿井通风达到技术先进、经济合理，安全可靠。第一节自然风压一、自然风压及其形成和计算自然风压与自然通风图4-1-1为一个 46简化的矿井通风系统，2-3为水平巷道，0-5为通过系统最高点的水平线。如果把地表大气视为断面无限大，风阻为零的假想风路，则通风系统可视为--个闭合的回路。在冬季，由于空气柱0-1-2比5-4-3的平均温度较低，平均空气密度较大，导致两空气柱作用在2-3水平面上的重力不等。其重力之差就是该系统的自然风压。它使空气源源不断地从井口1流入，从井口5流出。在夏季时，若空气柱5-4-3比0-1-2温度低，平均密度大，则系统产生的自然风压方向与冬季相反。地面空气从井口5流入，从井口1流出。这种由自然因素作用而形成的通风叫自然通风。图4—1一1简化矿井通风系统由上述例子可见，在一个有高差的闭合回路中，只要两侧有高差巷道中空气的温度或密度不等，则该回路就会产生自然风压。根据自然风压定义，图4—1—1所示系统的自一然风压旦N.可用下式计算：“N=f夕igdZ-]夕2gdz4-1-1式中：Z—矿井最高点至最低水平间的距离，m；g—重力加速度，m/s2；pi、P2—分别为0-1-2和543井巷中dZ段空气密度，kg/m3o由于空气密度受多种因素影响，与高度Z成复杂的函数关系。因此利用式4-2-1计算自然风压较为困难。为了简化计算，一般采用测算出0-1-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值Pml和Pm2，用其分别代替式4—1―1中的Pi和P2，则（44-D可写为:HN=Zg（夕,“1-夕,”2）4-1-2二、自然风压的影响因素及变化规律自然风压影响因素由式4-1/可见，自然风压的影响因素可用下式表示：HN=f[pZ）=j\p（T,P,R,（p）Z]4-1-3影响自然风压的决定性因素是两侧空气柱的密度差，而影响空气密度又由温度T、大气压力P、气体常数R和相对湿度9等因素影响。L矿井某一回路中两侧空气柱的温差是影响Hn的主要因素。 47影响气温差的主要因素是地面入风气温和风流与围岩的热交换。其影响程度随矿井的开拓方式、采深、山区浅井，自然风压大小和方向受地面气温影响较为明显；一年四季，甚至昼夜之间都有明显变化。由于风流与围岩的热交换作用使机械通风的回风井中-•年四季中气温变化不大，而地面进风井中气温则随季节变化，两者综合作用的结果，导致一年中自然风压发生周期性的变化。图4-1-2曲线1所示为某机械通风浅井自然风压变化规律示意图。对于深井，其自然风压受围岩热交换影响比浅井显著，•处四季的变化较小,有的可能不会出现负的自然风压，如图4-1-2曲线2所示。地形和地理位置的不同而有所不同。大陆性气候的图4-1-22.空气成分和湿度影响空气的密度，因而对自然风压也有一定影响，但影响较小。3.井深。由式4-1-2可见，当两侧空气柱温差一定时，自然风压与矿井或回路最高与最低点（水平）间的高差Z成正比。4.主要通风机工作对自然风压的大小和方向也有一定影响。因为矿井主要通风机工作决定了主风流的方向，加之风流与围岩的热交换，使冬季回风井气温高于进风井,在进风井周围形成了冷却带以后，即使风机停转或通风系统改变，这两个井筒之间在一定时期内仍有一定的气温差，从而仍有一定的自然风压起作用。有时甚至会干扰通风系统改变后的正常通风工作，这在建井时期表现尤其明显。如淮南潘一矿及浙江长广••号井在建井期间改变通风系统时都曾遇到这个问题。三、自然风压的控制和利用自然风压既是矿井通风的动力，也可能是事故的肇因。因此，研究自然风压的捽制和利用具有重要意义。1.新设计矿井在选择开拓方案、拟定通风系统时，应充分考虑利用地形和当地气候特点，使在全年大部分时间内自然风压作用的方向与机械通风风压的方向一致，以便利用自然风压。例如，在山区要尽量增大进、回风井井口的高差；进风井井口布置在背阳处等。2 48.根据自然风压的变化规律，应适时调整主要通风机的工况点，使其既能满足矿井通风需要，又可节约电能。例如在冬季自然风压帮助机械通风时，可采用减小叶片角度或转速方法降低机械风压。1.在多井口通风的山区，尤其在高瓦斯矿井，要掌握自然风压的变化规律，防止因自然风压作用造成某些巷道无风或反向而发生事故。图4-l-3a是四川某矿因自然风压使风流反向示意图。该矿为抽出式通风，风机型号为BY-2-N°28,冬季AB平碉和BD立井进风，QAB=2OOOm3/min,夏季平碉自然风压作用方向与主要通风机相反，平嗣风流反向，出风量Q=3OOm3/min,反向风流把平嗣某处涌出的瓦斯带至嗣口的给煤机附近，因电火花引起瓦斯爆炸。下面就此例分析平碉AB风流反向的条件及其预防措施。如图4-l-3b所示，对出风井来说夏季存在两个系统自然风压。图4—1—3自然风压使风流反向示意图ABBCEFA系统的自然风压为Hna=Zg（夕酢一夕“）DBBCED系统的自然风压为HNn=Zg{pcB-小）式中：PCB，.、PAF和PBE分别为CB'、AF和BE空气柱的平均密度，kg/m3.自然风压与主要通风机作用方向相反，相当于在平碉口A和进风立井口D各安装一台抽风机（向外）。设AB风流停滞，对回路ABDEFA和ABB'CEFA可分别列出压力平衡方程：hna-hnd=rdq2Hs-Hna=RcQ°4-1-6式中：氐一风机静压，Pa；Q—DBBC风路风量，m3/S;Rd、Rc—分别为DB和BBC分支风阻，N-S2/m8o方程组4-1-6中两式相除，得Hna-Hnd_Rd“s-HnaRc4-1-7 49此即AB段风流停滞条件式。当上式变为:Hna~~Hnd、Rd>Hs-H网Rc4-1-8则AB段风流反向。根据式4-1-8,可采用下列措施防止AB段风流反向:（1）加大⑵大JHsJ③L在A某安装风机向巷道压风?一为了防止风流反向，必须做好调查研究和现场实测工作，掌握矿井通风系统和各回路的自然风压和风阻，以便在适当的时候采取相应的措施。~4.在建井时期，要注意因地制宜和因时制宜利用自然风压通风，如在表土施工阶段可利用自然通风；在主副井与风井贯通之后，有时也可利用自然通风；有条件时还可利用钻孔构成回路，形成自然风压，解决局部地区通风问题。5.利用自然风压做好非常时期通风。一旦主要通风机因故遭受破坏时，便可利用自然风压进行通风。这在矿井制定事故预防和处理计划时应予以考虑。第二节通风机的类型及构造矿井通风的主要动力是通风机。通风机是矿井的“肺脏其日夜不停地运转，加之其功率大，因此其能耗很大。据统计，全国部属煤矿主要通机平均电耗约占矿井电耗的16%o所以合理地选择和使用通风机，不仅关系到矿井的安全生产和职工的身体健康，而且对矿井的主要技术经济指标也有一定影响。矿用通风机按其服务范围可分为三种：1.主要通风机，服务于全矿或矿井的某一翼（部分）；2.辅助通风机，服务于矿井网络的某一分支（采区或工作面），帮助主要通风机通风，以保证该分支风量；3.局部通风机，服务于独头掘进井巷道等局部地区。按通风机的构造和工作原理可分为离心式通风机和轴流式通风机两种。一、离心式通风机的构造和工作原理风机构造。离心式通风机一般由进风口、工作轮（叶轮）、螺形机壳和前导器等部分组成。图4-2-1是G4-73-11 50型离心式通风机的构造。工作轮是对空气做功的部件,由呈双曲线型的前盘、呈平板状的后盘和夹在两者之间的轮毂以及固定在轮毂上的叶片组成。风流沿叶片间流道流动，在流道出口处，风流相对速度W2的方向与圆周速 51度U2的反方向夹角称为叶片出口构造角，以。2表示。根据出口构造角。2的大小，离心式通风机可分为前倾式（的>90°）、径向式（02=90。）和后倾式（％<90。）三种，如图4-2-2o再不同，通风机的性能也不同。矿用离心式通风机多为后倾式。图4-2-1离心式通风机图4-2-2叶片出口构造角与风流速度图进风口有单吸和双吸两种。在相同的条件下双吸风机叶（动）轮宽度是单吸风机的两倍。在进风口与叶（动）轮之间装有前导器（有些通风机无前导器），使进入叶（动）轮的气流发生预旋绕，以达到调节性能之目的。工作原理。当电机通过传动装置带动叶轮旋转时，叶片流道间的空气随叶片旋转而旋转，获得离心力。经叶端被抛出叶轮，进入机壳。在机壳内速度逐渐减小，压力升高，然后经扩散器排出。与此同时，在叶片入口（叶根）形成较低的压力（低于进风口压力），于是，进风口的风流便在此压差的作用下流入叶道，自叶根流入，在叶端流出，如此源源不断，形成连续的流动。常用型号。目前我国煤矿使用的离心式通风机主要有G4-73、4-73型和K4-73型等。这些品种通风机具有规格齐全、效率高和噪声低等特点。型号参数的含义举例说明如下：G4—Z代表通风机的用途，K表示犷田福风机.c代夫甜风利I表示通风机在最高效率点时全压系数10倍化整表示通风机比转速（nJ化整1125Dp示传动方式通双机叶（25dm）-■计序号（1—示第•次设计）莅示进风口数,1为单吸。为双吸说明：（1）比转数ns是反映通风机Q、H和n等之间关系的综合特性参数。勺=〃给。式中Q、H分别表示全压效率最高时的流量和压力。相似通风机的比转数相同。 52（2）离心式通风机的传动方式有六种：A表示无轴承电机直联传动；B表示悬臂支承皮带轮在中间；C表示悬臂支承皮带轮在轴承外侧；D表示悬臂支承联轴器传动；E表示双支承皮带轮在外侧；F表示双支承联轴器传动。二、轴流式通风机的构造和工作原理如图4-2-3,轴流式通风机主要由进风口、叶轮、整流器、风筒、扩散（芯筒）器和传动部件等部分组成。图4-2-3轴流式通风机进风口是由集流器与疏流罩构成断面逐渐缩小的进风通道，使进入叶轮的风流均匀，以减小阻力，提高效率。叶轮是由固定在轴上的轮毂和以一定角度安装其上的叶片组成。叶片的形状为中空梯形，横断面为翼形。沿高度方向可做成扭曲形，以消除和减小径向流动。叶轮的作用是增加空气的全压。叶轮有一级和二级两种。二级叶轮产生的风压是一级两倍。整流器安装在每级叶轮之后，为固定轮。其作用是整直由叶片流出的旋转气流，减小动能和涡流损失。环形扩散（芯筒）器是使从整流器流出的气流逐渐扩大到全断面，部分动压转化为静压。工作原理。在轴流式通风机中，风流流动的特点是，当叶（动）轮转动时，气流沿等半径的圆柱面旋绕流出。用与机轴同心、半径为R的圆柱面切割叶（动）轮叶片，并将此切割面展开成平面，就得到了由翼剖面排列而成的翼栅。如图4-2-4。在叶片迎风侧作一外切线称为弦线。弦线与叶（动）轮旋转方向（u）的夹角称为叶片安装角，以。表示。叶（动）轮上叶片的安装角可根据需要在规定范围内调整，但必需保持一致。当叶（动）轮旋转时，翼栅即以圆周速度u移动。处于叶片迎面的气流受挤压，静压增加；与此同时，叶片背的气体静压降低，翼栅受压差作用，但受轴承限制，不能向前运动，于是叶片迎面的高压气流由叶道出口流出，翼背的低压区"吸弓I”叶道入口侧的气体流入，形成穿过翼栅的连续气流。常用型号。我国煤矿在用的轴流式通风机有1K58、2K58、GAF和BD或BDK 53（对旋式）等系列轴流式通风机。在用的60年代产品70B2。轴流式通风机型号的一般含义是：1K—58—4JM225表示表示叶轮级数,1表示单级，2表示双级「表示用途，K表示矿川，T表示通用-1通风机叶轮直径（25dm）表示匿计序号表示通风机轮毂比058化整B防爆型-T对旋纳峋।表示用途，K为矿用DK658限4T叶轮直径（24dm）电机为8极（740r/min）,仑毂比0.65的100倍化整对旋式轴流风机的特点是，一级叶轮和二级叶轮直接对接，旋转方向相反；机翼形叶片的扭曲方向也相反，两级叶片安装角•般相差3。；电机为防爆型安装在主风筒中的密闭罩内，与通风机流道中的含瓦斯气流隔离，密闭罩中有扁管与大气相通，以达到散热目的。此种通风机可进行反转反风。第三节通风机附属装置矿山使用的通风机，除了主机之外尚有一些附属装置。主机和附属装置总称为通风机装置。附属装置的设计和施工质量，对通风机工作风阻、外部漏风以其工作效率均有一定影响。因此，附属装置的设计和施工质量应予以充分重视。一、风洞风胴是连接风机和井筒的一-段巷道。由于其通过风量大、内外压差较大，应尽量降低其风阻，并减少漏风。在风胴的设计和施工中应注意下列问题：断面适当增大，使其风速W10m/s,最大不超过15m/s；转弯平缓，应成圆弧形；风井与风洞的连接处应精心设计，风碉的长度应尽量缩短，并减少局部阻力：风碉直线部分要有一定的坡度，以利流水；风雨应安装测定风流压力的测压管。施工时应使其壁面光滑，各类风门要严密，使漏风量小。二、扩散器（扩散塔）无论是抽出式还是压入式通风，无论是离心式通风机还是轴流式通风机，在风机的出口都外接一定长度、断面逐渐扩大的构筑物一扩散器。其作用是降低出口速压以提高风机静压。小型离心式通风机的扩散器由金属板焊接而成，扩散器的扩散角（敞角）a不宜过大，以阻止脱流，一般为8〜10。；出口处断面与入口处断面之比约为3〜 544o扩散器四面张角的大小应视风流从叶片出口的绝对速度方向而定。大型的离心式通风机和大中型的轴流式通风机的外接扩散器，一般用砖和混凝土砌筑。其各部分尺寸应根据风机类型、结构、尺寸和空气动学特性等具体情况而定，总的原则是，扩散器的阻力小，出口动压小并无回流。（可参考有关标准设计）三、防爆门（防爆井盖）出风井的上口，必须安装防爆设施，在斜井井口安设防爆门，在立井井口安设防爆井盖。其作用是，当井下一旦发生瓦斯或煤尘爆炸时，受高压气浪的冲击作用，自动打开，以保护主要通风机免受毁坏；在正常情况下它是气密的，以防止风流短路。图4-3-1所示为不提升的通风立井井口的钟形防爆井盖。井盖1用钢板焊接而成，其下端放入凹槽2中，槽中盛油密封（不结冰地区用水封），槽深与负压相适应；在其四周用四条钢丝绳绕过滑轮3用重锤4配重；井口壁四周还应装设一定数量的压脚5,在反风时用以压住井盖，防止掀起造成风流短路。装有提升设备的井筒设井盖门，一般为铁木结构。与门框接合处要加严密的胶皮垫层。防爆门（井盖）应设计合理，结构严密、维护良好、动作可靠。图4-3-1立井井口防爆盖示意图1.防爆井盖2.密封液槽3.滑轮4.平衡重锤5.压角6.风胴四、反风装置和功能反风装置是用来使井下风流反向的一种设施，以防止进风系统发生火灾时产生的有害气体进入作业区；有时为了适应救护工作也需要进行反风。反风方法因风机的类型和结构不同而异。目前的反风方法主要有：设专用反风道反风；利用备用风机作反风道反风；风机反转反风和调节动叶安装角反风。1.设专用反风道反风图4-3-2为轴流式通风机作抽出式通风时利用反风道反风的示意图。反风时，风门1、5、7打开，新鲜风流由风门1经反风门7进入风胴7,由通风机3排出，然后经反风门5进入反风绕道6,再返回风胴送入井下。正常通通风时，风门1、7、5均处于水平位置，井下的污浊风流经风肺I直接进入通风机，然后经扩散器4排到大气中。图4-3-2轴流式通风机作抽出式通风时利用专用反风道反风示意图图4-3-3为离心式通风机作抽出式通风时利用反风道反风的示意图。通风机正常工作时反风门1和2在实线位置。反风时，风门1提起，风门2放下，风流自反风门2进入通风机，再从反风门1进入反风道3,经风井流入井下。 551.轴流式通风机反转反风调换电动机电源的任意两项接线，使电动机改变转向，从而改变通风机叶（动）轮的旋转方向，使井下风流反向。此种方法基建费较小，反风方便。但反风量较小。3.利用备用风机的风道反风（无地道反风）。如图4-3-4所示，当两台轴流式通风机并排布置时，工作风机（正转）可利用另一台备用风机的风道作为“反风道''进行反风。图中II号风机正常通风时，分风风门4、入风门6、7和反风门9处于实线位置。反风时风机停转，将分风风门4、反风门91,%［拉到虚线位置，然后开启入风门6、7,压紧入风门6、7,再妄动启动II号风机，便可实现反风。图4-3-4轴流式风机无地道反风4.调整动叶安装角进行反风。对于动叶可同时转动的轴流式通风机，只要把所有叶片同时偏转一定角度（大约120°）,不必改变叶（动）轮转向就可以实现矿井风流反向，如图4-3-5。我国上海鼓风机厂生产GAF型风机，结构上具有这种性能。国外此种风机较多。图4-3-5调整动叶安装角反风反风装置应满足下列要求：定期进行检修，确保反风装置处于良好状态；动作灵敏可靠，能在lOmin内改变巷道中风流方向；结构要严密，漏风少；反风量不应小于正常风量的40%；每年至少进行一次反风演习。第四节通风机的实际特性曲线一、通风机的工作参数表示通风机性能的主要参数是风压H、风量Q、风机轴功率N、效率n和转速n笺"vj*O（-）风机（实际）流量Q风机的实际流量一般是指实际时间内通过风机入口空气的体积，亦称体积流量（无特殊说明时均指在标准状态下），单位为或加3/s。（二）风机（实际）全压Hf与静压Hs通风机的全压H是通风机对空气作功,消耗于每1m3空气的能量（N-m/n?或Pa）,其值为风机出口风流的全压与入口风流全压之差。在忽略自然风压时，出用以克服通风管网阻力hR和风机出口动能损失人,即Ht=hR+hv4-4-1 56克服管网通风阻力的风压称为通风机的静压Hs，PaHs=hR=RQ24-4-2因此：Ht=Hs+hv4-4-3（三）通风机的功率通风机的输出功率（又称空气功率）以全压计算时称全压功率N”用下式计算:Nt=HtQxlO'34-5-4用风机静压计算输出功率，称为静压功率Ns，即Ns=HsQxlO34-4-5因此，风机的轴功率，即通风机的输入功率N（kW）或NNsHSQZ10007.14-4-7式中：鼻、下分别为风机折全压和静压效率。设电动机的效率为T|m,传动效率为6时，电动机的输入功率为Nm,则A,NH,Q/V-=100°〃％〃"’4-4-8二、通风系统主要参数关系和风机房水柱计（压差计）示值含义掌握矿井主要通风机与通风系统参数之间关系，对于矿井通风的科学管理至关重要。为了指示主要通风机运转以及通风系统的状况，在风洞中靠近风机入口、风流稳定断面上安装测静压探头，通过胶管与风机房中水柱计或压差计（仪）相连接，测得所在断面上风流的相对静压h。7I4%在离心式通风机测压探头应安装在立闸门的外侧。水柱计或压差计的示值与通风机压力和矿井阻力之间存在什么关系？它对于通风管理有什么实际意义？下面就此进行讨论。8.抽出式通风1）水柱（压差）计示值与矿井通风阻力和风机静压之间关系如图4-4-1,水柱计示值为4断面相对静压h4,h4（负压）=P4-P（）4（P4为4断面绝对压力，Pg为与4断面同标高的大气压力）。 57图441沿风流方向，对1、4两断面列伯努力方程：hRI4=（Pl+hvi+pn,i2gZ]2）-（P4+hv4+pm34g^34）式中：/ir〃一1至4断面通风阻力，Pa;巳、一分别为1,4断面压力，Pa；力v/、—分别为1、4断面动压，Pa；Z/2、Zj4—分别为12、34段高差，m；Pm/2、P，”34—分别为12、34段空气柱空气密度平均值，kg/m3；因风流入口断面全压P〃等于大气压力P。/,即P/+hv/=Pll=P0l,又因1与4断面同标高，故1断面的同标高大气压Poi•与4断面外大气压P（）4相等。又Pm12gzi2-pm34gz34=Hn，故上式可写为：hK14=P（）4-P4-hv4+HNl/?4l-hv4+〃N即：+4-4-9根据通风机静压与矿井阻力之间的关系可得Hs+Hn=\h4\—hv4=ht44-4-10式4-4-9和式4-4-10,反映了风机房水柱计测值h4与矿井通风系统阻力、通风机静压及自然风压之间的关系。通常卜4数值不大，某一段时间内变化较小，Hn随季节变化，一般矿井，其值不大，因此，IIU基本上反映了矿井通风阻力大小和通风机静压大小。如果矿井的主要进回风道发生冒顶堵塞，则水柱计读数增大；如果捽制通风系统的主要风门开启。风流短路，则水柱计读数减小，因此，它是通风管理的重耍监测手段。2)风机房水柱计示值与全压H1之间关系。与上述类似地对4、5断面(扩散器出口)列伯努力方程，便可得水柱计示值与全压之间关系Ht=1*1-A“+hRd+hv5即：l/2^l=///4~/iv4-hR(j-hv54-4-11 58式中：hRd扩散器阻力，Pa;hv5力散器出口动压，Pa；根据式4-4-11可得“产力R/2+hn(i+hv4Ht+Hn=hr[4+h/id+h\，54-4-127.压入式通风的系统如图4-4-2,对1、2两断面列伯努力方程得:hR12=(Pl+hvl+pmlgZi)-(P2+hv2+pm2gz2)因风井出口风流静压等于大气压，即P2=P()2；1、2断面同标高，其同标高的大气压相等，即Po「P()2，故：Pi-Pi=Pi-P()i=h]又PmlgZj-pm2gz2=Hn，故上式可写为：hR12=hl+hvi-hv2+HN所以风机房水柱计值hi=hRi2+hv2/vi-Hn又Ht=Pt|-Ptr=Pti-Po=Pi+hvi-Po=hi+hviHt+HN=hR12+hv24-4-13由式4-4-12和式4-4-13可见，无论何种通风方式，通风动力都是克服风道的阻力和出口动能损失，不过抽出式通风的动能损失在扩散器出口，而压入式通风时出口动能损失在出风井口，两者数值上可能不等，但物理意义相同。 59图4-4-2三、通风机的个体特性曲线当风机以某一转速、在风阻R的管网上工作时、可测算出一组工作参数风压H、风量Q、功率N、和效率中这就是该风机在管网风阻为R时的工况点。改变管网的风阻，便可得到另一组相应的工作参数，通过多次改变管网风阻，可得到一系列工况参数。将这些参数对应描绘在以Q为横坐标，以H、N和n为纵坐标的直角坐标系上，并用光滑曲线分别把同名参数点连结起来，即得H—Q、N-Q和n—Q曲线，这组曲线称为通风机在该转速条件下的个体特性曲线。有时为了使用方便，仅采用风机静压特性曲线(Hs-Q)。为了减少风机的出口动压损失，抽出式通风时主要通机的出口均外接扩散器。通常把外接扩散器看作通风机的组成部分，总称之为通风机装置。通风机装置的全压Ht为扩散器出口与风机入口风流的全压之差，与风机的全压H1之关系为Hid=H,-hd4-4-14式中：hj扩散器阻力。通风机装置静压Hsd因扩散器的结构形式和规格不同而有变化，严格地说"，一(e+龟/)4-4-15式中：hvd扩散器出口动压。比较式4一4—10与式4一4—15可见，只有当hd+hvd 60安装扩散器后回收的动压相对于风机全压来说很小，所以通常并不把通风机特性和通风机装置特性严加区别。通风机厂提供的特性曲线往往是根据模型试验资料换算绘制的，一般是未考虑外接扩散器。而且有的厂方提供全压特性曲线，有的提供静压特性曲线，读者应能根据具体条件掌握它们的换算关系。图4—4—4和图4—4—5分别为轴流式和离心式通风机的个体特性曲线示例。轴流式通风机的风压特性曲线一般都有马鞍形驼峰存在。而且同一台通风机的驼峰区随叶片装置角度的增大而增大。驼峰点D以右的特性曲线为单调下降区段，是稳定工作段；点D以左是不稳定工作段，风机在该段工作，有时会引起风机风量、风压和电动机功率的急剧波动，甚至机体发生震动，发出不正常噪音，产生所谓喘振（或飞动）现象，严重时会破坏风机。离心式通风机风压曲线驼峰不明显，且随叶片后倾角度增大逐渐减小，其风压曲线工作段较轴流式通风机平缓；当管网风阻作相同量的变化时,其风量变化比轴流式通风机要大。离心式通风机的轴功率N又随Q增加而增大，只有在接近风流短路时功率才略有下降。因而，为了保证安全启动，避免因启动负荷过大而烧坏电机，离心式通风机在启动时应将风嗣中的闸门全闭，待其达到正常转速后再将闸门逐渐打开。当供风量超过需风量过大时，常常利用闸门加阻来减少工作风量，以节省电能。轴流式通风机的叶片装置角不太大时，在稳定工作段内，功率N随Q增加而减小。所以轴流式通风机应在风阻最小时启动，以减少启动负荷。 61图5-4-4轴流式个体特性曲线图5-4-5离心式通风机个体特性曲线在产品样本中，大、中型矿井轴流式通风机给出的大多是静压特性曲线；而离心式通风机大多是全压特性曲线。对于叶片安装角度可调的轴流式通风机的特性曲线，通常以图4-7-2的形式给出，H-Q曲线只画出最大风压点右边单调下降部分，且把不同安装角度的特性曲线画在同一坐标上，效率曲线是以等效率曲线的形式给出。四、无因次系数与类型特性曲线目前风机种类较多，同一系列的产品有许多不同的叶轮直径，同一直径的产品又有不同的转速。如果仅仅用个体特性曲线表示各种通风机性能，就显得过于复杂。还有，在设计大型风机时，首先必须进行模型实验。那么模型和实物之间应保持什么关系？如何把模型的性能参数换算成实物的性能参数？这些问题都要进行讨论。（一）无因次系数L通风机的相似条件两个通风机相似是指气体在风机内流动过程相似，或者说它们之间在任一对应点的同名物理量之比保持常数，这些常数叫相似常数或比例系数。同一系列风机在相应工况点的流动是彼此相似的，几何相似是风机相似的必要条件，动力相似则是相似风机的充要条件，满足动力相似的条件是雷诺数Re（=-）和欧拉数Eu=（空）分vpu别相等。同系列风机在相似的工况点符合动力相似的充要条件。2.无因次系数(1)压力系数百同系列风机在相似工况点的全压和静压系数均为••常数。可用下式表示：H-H—,T=H,4-4-16pu-pu- 62或4=3=常数时4-4-17式中：瓦和n,叫全压系数和静压系数。7F为压力系数，u为圆周速度。(2)流量系数0由几何相似和运动相似可以推得44-4-18式中：D、u、一分别表示两台相似风机的叶论外缘直径、圆周速度，同系列风机的流量系数相等。(3)功率系数万风机轴功率计算公式N=谧-中的H和Q分别用式4-4-17和式4-4-18代入得10007VHQ-m就==N=常数4-4-194同系列风机在相似工况点的效率相等，功率系数万为常数。0、万、4三个参数都不含有因次，因此叫无因次系数。(~)类型特性曲线0、百、齐和n可用相似风机的模型试验获得，根据风机模型的几何尺寸、实验条件及实验时所得的工况参数Q、H、N和年利用式4-4-17、4-4-18和4-4-19计算出该系列风机的0、万、齐和n。然后以0为横坐标，以百、齐和n为纵坐标，绘出百-Q、A-0和T0曲线，此曲线即为该系列风机的类型特性曲线，亦叫通风机的无因次特性曲线和抽象特性曲线。图4-4-6和力图4-4-7分别为4-72-11和G4-73-11型离心式通风机的类型曲线，2K60型类型风机的类型曲线如图4-7-2(a)、(b)所示。可根据类型曲线和风机直径、转速换算得到个体特性曲线。需要指出的是,对于同一系列风机，当儿何尺寸(D)相差较大时，在加工和制造过程中很难保证流道表面相对粗糙度、叶片厚度以及机壳间隙等参数完全相似，为了避免因尺寸相差较大而造成误差，所以有些风机(4-72-11系列)的类型曲线有多条，可按不同直径尺寸而选用。 63图4——6图4~4—7五、比例定律与通用特性曲线1.比例定律由式4417、4418和4419可见，同类型风机在相似工况点的无因次系数2、石、N和n是相等的。它们的压力H、流量Q和功率N与其转速n、尺寸D和空气密度p成-定比例关系，这种比例关系叫比例定律。将转速u=nDn/60代入式4-4-17,4-4-18和4-4-19得”=0.00274P£)2〃2万Q=0.041N=1.127x10]pD，YR对于1、2两个相似风机而言，口=02、万1=^2、而1=^2,所以其压力、风量和功率之间关系为：H]_0.0027403232^J](2YYH2~0.00274p2D22n22/T-p2V£>2JInJ4420Qi_0.04108。•%.Jr]'n,02~0.04108D23n2'n2442,N\=L127pQ/〃「匹=包,⑶[但丫Nz\A21p2D25n23N2p2I£)2Jln2J4-4-22各种情况下相似风机的换算公式如表4-4-1所示。由比例定律知，同类型同直径风机的转速变化时，其相似工况点在等风阻曲线上变化。 64表4-4-1两台相似风机H、Q、和N的换算D%*D、*n2工PiA=D2nx=n2PiPiR=。2wn2P\=PiR工。2Hi=n2P\=P?小力换算M_P]_"2Pi2幺=2"2PlH2ln2>2Hi2风量换算.匏3〃2Q\~Qi002〃2*3功率换算=•N2P2)-0kn2y3M=£lN?P?^2 652)3K=k^2>5效率换算m=n2例题某矿使用主要通风机为4-72-11N220B离心式通风机，其特性曲线如图4-4-7所示，图上给出三种不同转速n的H「Q曲线，四条等效率曲线。转速为m=630r/min,风机工作风阻R=0.0547x9.81=0.53657N.s2/m8,工况点为M()(Q=58m3/s,Ht=1805Pa),后来，风阻变为R'=0.7932N.s2/nA矿风量减小不能满足生产要求，拟采用调整转速方法保持风量Q=58m3/s,求转速调至多少？解：因管网风阻已变，故应先将新风阻R'=0.7932N.s2/n?的曲线绘制在图中，得其与nt=630r/min曲线的交点为M|,其风量Qi=51.5m3/so在此风阻下风量增至Q2=58m%的转速由，可按下式求得：n2=niQ2/Qi=630x58/51.5=710r/min即转速应调至n2=710r/min,可满足供风要求。图4-4-84-72=ll>20B离心式通风机特性曲线2.通用特性曲线为了便于使用，根据比例定律，把一个系列产品的性能参数，如压力H、风量Q、和转速n、直径D、功率N和效率9等相互关系同画在一个坐标图上，这种曲线叫通用特性曲线。图4-7-3为G4-73系列离心式通风机的对数坐标曲线，在对数坐标图中，风阻R曲线为直线，与Q轴夹角为63.。,与机号线平行，大大简化了作风阻曲线的步骤。 66第五节通风机工况点及其经济运行一、工况点的确定方法所谓工况点，即是风机在某一特定转速和工作风阻条件下的工作参数，如Q、H、N和n等，一般是指H和Q两参数。已知通风机的特性曲线，设矿井自然风压忽略不计，则可用下列方法求风机工况点。1.图解法当管网上只有一台通风机工作时，只要在风机风压特性（H-Q）曲线的坐标上,按相同比例作出工作管网的风阻曲线，与风压曲线的交点之坐标值，即为通风机的工作风压和风量。通过交点作Q轴垂线，与N-Q和n-Q曲线相交，交点的纵坐标即为风机的轴功率n和效率不图解法的理论依据是:风机风压特性曲线的函数式为H=f（Q）,管网风阻特性（或称阻力特性）曲线函数式是h=RQ2,风机风压H是用以克服阻力h,所以H=h,因此两曲线的交点，即两方程的联立解。可见图解法的前提是风压与其所克服的阻力相对应。以抽出式通风矿井（安有外接扩散器）为例，如已知通风机装置静压特性曲线Hs-Q,则对应地要用矿井系统总风阻Rs（包括风嗣风阻）作风阻特性曲线，求工况点。若使用厂家提供的不加外接扩散器的静压特性曲线Hs-Q，则要考虑安装扩散器所回收的风机出口动能的影响，此时所用的风阻Rs应小于Rm，即Rm-R、d）4-5-1式中：氏一相当于风机出口动能损失的风阻，Sv风机出口断面，即外接力.散器入口断面;心一扩散器风阻;Rvd——相当于扩散器出口动能损失的风阻，25VdSvd为扩散器出口断面。若使用通风机全压特性曲线Ht-Q,则需用全压风阻Rt作曲线，且%=&+&+R、.d4-5-2若使用通风机装置全压特性曲线H’d-Q,则装置全压风阻应为R’d，且 67R[d=Rm+Rvd4-5-3应当指出，在一定条件下运行时，不论是否安装外接扩散器，通风机全压特性曲线是唯一的，而通风机装置的全压和静压特性曲线则因所安扩散器的规格、质量而有所变化。1.解方程法随着电子计算机的应用，复杂的数学计算已成为可能。风机的风压曲线可用下面多项式拟合H=a0+atQ+a2Q2+aiQ-4-5-4式中：aI、a2,a3—曲线拟合系数。曲线的多项式次数根据计算精度要求确定，一般取3,精度要求较高时也可取5。在风机风压特性曲线的工作段上选取i个有代表性的工况点（H、Qi）,一般取i=6o通常用最小二乘法求方程中各项系数，也可将已知的Hi、Qi值代入上式，即得含i个未知数的线性方程，解此联立线性方程组，即得风压特性曲线方程中的各项拟合系数。对于某一特定矿井，可列出通风阻力方程h=RQ，4-5-5式中：R为通风机工作管网风阻，可根据上述方法确定。解式4-5-4、4-5-5两联立方程，即可得到风机工况点。如果矿井自然风压不能忽略，用图解法求工况点的方法见本章第六节中通风机的自然风压串联工作。若井口漏风较大，通风系统因外部漏风通道并联而风阻减小，此时应算出考虑外部漏风后的矿井系统总风阻，然后按上述方法求工况点。二、通风机工况点的合理工作范围为使通风机安全、经济地运转，它在整个服务期内的工况点必须在合理的范围之 68内。从经济的角度出发，通风机的运转效率不应低于60%；从安全方面来考虑，其工况点必须位于驼峰点的右下侧、单调下降的直线段上。由于轴流式通风机的性能曲线存在马鞍形区段，为了防止矿井风阻偶尔增加等原因，使工况点进入不稳定区，一般限定实际工作风压不得超过最高风压的90%,即HsV0.9HSmax。轴流式通风机的工作范围如图4-5-1的阴影部分所示。上限为最大风压0.9倍的连线，下限为9=0.6的等效曲线图4-5-1轴流式通风机的合理工作范围一通风机叶（动）轮的转速不应超过额定转速。分析主要通风机的工况点合理与否，应使用实测的风机装置特性曲线。因厂方提供之曲线-一般与实际不符，应用时会得出错误的结论。三、主要通风机工况点调节在煤矿中，通风机的工况点常因采掘工作面的增减和转移、瓦斯涌出量等自然条件变化和风机本身性能变化（如磨损）而改变。为了保证矿井的按需供风和风机经济运行，需要适时地进行工况点调节。实质上，工况点调节就是供风量的调节。由于风机的工况点是由风机和风阻两者的特性曲线决定的，所以，欲调节工况点只需改变两者之一或同时改变即可。据此，工点调节方法主要有：1.改变风阻特性曲线当风机特性曲线不变时，改变其工作风阻，工况点沿风机特性曲线移动。 69到一定效果。这种调节措施的优点是，主要通风机的运转费用经济，但有时工程费用较大。（2）当地面外部漏风较大时，可以采取堵塞地面的外部漏风措施。这样做，通风机的风量虽然因其工作风阻增大而减小，但矿井风量却会因有效风量率的提高而增大。这种方法实施简单，经济效益较好，但调节幅度不大。2）减风调节。当矿井风量过大时，应进行减风调节。其方法有：（1）增阻调节。对于离心式通风机可利用风碉中闸门增阻（减小其开度）。这种方法实施较简单,但因无故增阻而增加附加能量损耗。调节时间不宜过长，只能作为权宜之计。（2）对于轴流式通风机，当其N-Q曲线在工作段具有单调下降特点时，因种种原因不能实施低转速和减少叶片安装角度。时，可以用增大外部漏风的方法，来减小矿井风量。这种方法比增阻调节要经济，但调节幅度较小。1.改变风机特性曲线这种调节方法的特点是矿井总风阻不变，改变风机特性，工况点沿风阻特性曲线移动。调节方法有：1）轴流风机可采用改变叶安装角度达到增减风量的目的。但要注意的是，防止因增大叶片安装角度而导致进入不稳定区运行。对于有些轴流式通风机还可以改变叶片数改变风机的特性。图4-7-2a和图4-7-2b分别为2K60型风机不同叶片数的特性曲线。改变叶片数时，应按说明书规定进行。对于能力过大的双级叶（动）轮风机，还可以减少叶（动）轮级数，减少供风。目前，有些从国外进口的风机能够在风机运转时，自动调节叶片安装角。如淮南矿务局潘-矿和谢桥矿从德国进口的GVI轴流式通风机，自带状态监测和控制计算机。只需向计算机输入要求的风机工作风量，计算机就能自动选择并调节到合适的叶片安装角。2）装有前导器的离心式通风机，可以改变前导器叶片转角进行风量调节。风流经过前导器叶片后发生一定预旋，能在很小或没有冲角的情况下进入风机。 70前导叶片角由0。变到90。时，风压曲线降低，风机效率也有所降低。但调节幅度不大（70%以上）时，比增阻调节经济。图447是G4-73风机调节范围在0〜60。时的类型特性曲线。3）改变风机转速。无论是轴流式通风机还是离心式通风机都可采用。调节的理论依据是相似定律，即4-5-6（1）改变电机转速。可采用可控硅串级调速；更换合适转速的电动机和采用变速电机（此种电机价格贵）等方法。（2）利用传动装置调速。如，利用液压联轴器调速。其原理是，改变联轴器工作室内的液体量来调节风机转速；利用皮带轮传动的风机可以更换不同直径的皮带轮，改变传动比。这种方法只适用于小型离心式通风机。调节转速没有额外的能量损耗，对风机的效率影响不大，因此是一种较经济的调节方法，当调节期长，调节幅度较大时应优先考虑。但要注意，增大转速时可能会使风机震动增加，噪音增大、轴承温度升高和发生电动机超载等问题。调节方法的选择，取决于调节期长短、调节幅度、投资大小和实施的难易程度。调节之前应拟定多种方案，经过技术和经济比较后择优选用。选用时，还要考虑实施的可能性。有时，可以考虑采用综合措施。第六节通风机的联合运转在煤矿生产和建设时期，通风系统的阻力是经常变化的。当管网的阻力变大到使一台风机不能保证按需供风时，就有必要利用二台或二台以上风机进行联合工作，以达到增加风量的目的。两台或两台以上风机同在一个管网上工作叫通风机联合工作。两台风机联合工作与一台风机单独工作有所不同。如果不能掌握风机联合工作的特点和技术，将会事与愿违，后果不良，甚至可能损坏风机。因此，分析通风机联合运转的特点、效果、稳定性和合理性是十分必要的。 71风机联合工作可分为串联和并联两大类。下面就两种联合工作的特点进行分析。一、风机串联工作-台风机的进风口直接或通过一段巷道（或管道）联结到另一台风机的出风口上同时运转，称为风机串联工作。风机串联工作的特点是,通过管网的总风量等于每台风机的风量（没有漏风）。两台风机的工作风压之和等于所克服管网的阻力。即h=HS|+Hs2Q=Qi=Q2式中h为管网的总阻力，Hsi、Hs2分别为1、2两台风机的工作静压；Q为管网的总风量，Qi、Q2分别为1、2两台风机的风量。1.风压特性曲线不同风机串联工作分析串联风机的等效特性曲线。如图4-6-1所示，两台不同型号风机FI和F2的特性曲线分别为I、II。两台风机串联的等效合成曲线I+H按风量相等风压相加原理求得。即在两台风机的风量范围内，作若干条风量坐标的垂线（等风量线），在等风量线上将两台风机的的风压相加，得该风量下串联等效风机的风压（点），将各等效风机的风压点联起来，即可得到风机串联工作时等效合成特性曲线I+II。图4—6—1风机的实际工点。在风阻为R的管网上风机串联工作时，各风机的实际工况点按下述方法求得：在等效风机特性曲线1+II上作管网风阻特性曲线R,两者交点为Mo,过Mo作横坐标垂线，分别与曲线I和H相交于Mj和Mg此两点即是两风机的实际工况点。为了衡量串联工作的效果，可用等效风机产生的风量Q与能力较大风机的F2单独工作产生风量Q”之差表示。由图4-6-1可见，当工况点位于合成特性曲线与能力较风机F2性能曲线II交点A（通常称为临界工况点）的左上方（如M0）时，△0=0-。II>0,则表示串联有效；当工况点M，与A点重合（即管网风阻R'通过A点）时，AQ=Q5-Qn=0,则串联无增风;当工况点M”位于A 72点右下方（即管网风阻为R”）时，AQ=Q,-Qn<0,则串联不但不能增风,反而有害，即小风机成为大风机的阻力。这种情况下串联显然是不合理的。通过A点的风阻为临界风阻，其值大小取决于两风机的特性曲线。欲将两台风压曲线不同的风机串联工作时，事先应将两风机所决定的临界风阻R'与管网风阻R进行比较，当R' 73联工作较好；串联合成特性曲线与工作风阻曲线相匹配，才会有较好的增风效果。串联工作的任务是增加风压，用于克服管网过大阻力，保证按需供风。1.风机与自然风压串联工作1）自然风压特性自然风压特性是指自然风压与风量之间的关系。在机械通风矿井中，冬季自然风压随风量增大略有增大；夏季，若自然风压为负时，其绝对值亦将随风量增大而增大。风机停止工作时自然风压依然存在。故一般用平等Q轴的直线表示自然风压的特性。如图4-6-3中II和II'分别表示正和负的自然风压特性。2）自然风压对风机工况点影响在机械通风矿井中自然风压对机械风压的影响，类似于两台风机串联工作。如图4-6-3,矿井风阻曲线为R,风机特性曲线为I,自然风压特性曲线为n,按风量相等风压相加原则，可得到正负自然风压与风机风压的合成特性曲线I+H和I+11'。厢R与其交点分别为Mi和M「，据此可得通风机的实际工况点为M和由此可见，当自然风压为正时，机械风压与自然风压共同作用克服矿井通风阻力，使风量增加；当自然风压为负时，成为矿井通风阻力。图4-6-3二、通风机并联工作如图4-6-4,两台风机的进风口直接或通过一段巷道连结在一起工作叫通风机并联。风机并联有集中并联和对角并联之分。图a为集中并联，图b叫对角并联。图4—6-^1图4—6—5（-）集中并联理论上，两台风机的进风口（或出风口）可视为连接在同一点。所以两风机的装置静压相等，等于管网阻力；两风机的风量流过同一条巷道，故通过巷道的风量等于 74两台风机风量之和。即h=Hsl=Hs2Q=Q1+Q2式中符号同前。1.风压特性曲线不同风机并联工作1）风机并联工作的特点和工况分析如图4-6-5所小，两台不同型号风机Fi和F2的特性曲线分别为I、II。两台风机并联后的等效合成曲线in可按风压相等风量相加原理求得。即在两台风机的风压范围内，作若干条等风压线（压力坐标轴的垂线），在等风压线上把两台风机的风量相加，得该风压下并联等效风机的风量（点），将等效风机的各个风量点连起来，即可得到风机并联工作时等效合成特性曲线山。风机并联后在风阻为R的管网上工作，R与等效风机的特性曲线III的交点M,过M作纵坐标轴垂线，分别与曲线I和II相交于n和m2,此两点即是F|和F2两风机的实际工况点。并联工作的效果，也可用并联等效风机产生的风量Q与能力较大风机的F1单独工作产生风量Qi之差来分析。由图4-6-5可见，当AQ=QQ>0,即工况点M位于合成特性曲线与大风机曲线的交点A右侧时，则并联有效；当管网风阻R，（称为临界风阻）通过A点时，AQ=0,则并联增风无效；当管网风阻R”>R，时，工况点M”位于A点左侧时，AQ<0,即小风机反向进风，则并联不但不能增风，反而有害。此外，由于轴流式通风机的特性曲线存在马鞍形区段，因而合成特性曲线在小风量时比较复杂，当管网风阻R较大时，风机可能出现不稳定工作。2.风压特性曲线相同风机并联工作图4-6-6所示的两台特性曲线I（II）相同的风机R和F2并联工作。III为其合成特性曲线，R为管网风阻。M和M，为并联的工况点和单独工作的工况点。由M作 75图4-6-6（-）对角并联工况分析如图4-6-4b所示的对角并联通风系统中，两台不同型号风机F,和F2的特性曲线分别为I、II,各自单独工作的管网分别为OA（风阻为K）和OB（风阻为R2）,公共风路OC（风阻为即），女图4-6-7。为了分析对角并联系统的工况点，先将两台风机移至O点。方法是，按等风量条件下把风机Fi的风压与风路OA的的阻力相减的原则，求风机E为风路OA服务后的剩余特性曲线I即作若干条等风量线，在等风量线上将风机R的风压减去风路OA的的阻力，得风机F,服务风路OA后的剩余风压点，将各剩余风压点连起来即得剩余特性曲线I按相同方法，在等风量条件下，把风机F2的风压与风路OB的阻力相减得到风机F2为风路OB服务后的剩余特性曲线H'。这样就变成了等效风机F「和F9集中并联于O点，为公共风路OC服务（如图4-6-7b）o按风压相等风量相加原理求得等效风机F「和F2’集中并联的特性曲线III,它与风路OC的风阻Ro曲线交点Mo，由此可得OC风路的风量Qo。过M（）作Q轴平行线与特性曲线I'和II'分别相交于M［，和Mi/点。再过M1'和Mi「点作Q轴垂线与曲线I和II相交于Mi和Mn，此即在两台风机的实际工况点，其风量分别为Qi和Q2。显然Qo=Qi+Q2。HQ2m 76图4—6—7由图可见，每台风机的实际工况点M［和Mu，既取决于各自风路的风阻，又取决于公共风路的风阻。当各分支风路的风阻一定时，公共段风阻增大，两台风机的工况点上移；当公共段风阻一定时，某一分支的风阻增大，则该系统的工况点上移，另一系统风机的工况点下移；反之亦然。这说明两台风机的工况点是相互影响的。因此,采用轴流式通风机作并联通风的矿井，要注意防止因•个系统的风阻减小引起另一系统的风机压增加，进入不稳定区工作。三、并联与串联工作的比较图4-6-8的中两台型号相同离心式通风机的风压特性曲线为I,两者串联和并联工作的特性曲线分别为n和m,N--Q为其功率特性曲线，R］、R2和R3为大小不同的三条管网风阻特性曲线。当风阻为R2时，正好通过II、in两曲线的交点B。若并联则风机的实际工况点为Mi，而串联则实际工况点为M2。显然在这种情况下，串联和并联工作增风效果相同。但从消耗能量(功率)的角度来看，并联的功率为Np，而串联的功率为Ns，显然N2>N”故采用并联是合理的。当风机的工作风阻为R”并联运行时工况点A的风量比串联运行工况点F时大，而每台风机实际功率反而小，故采用并联较合理。当风机的工作风阻为R3,并联运行时工况点E,串联运行工况点为C,则串联比并联增风效果好。对于轴流式通风机则可根据其压力和功率特性曲线进行作类似分析。图4-6-8应该指出的是，选择联合运行方案时，不仅要考虑管网风阻对工况点影响，还要考虑运转效率和轴功率大小。在保证增风或按需供风后应选择能耗较小的方案。综上所述，可得如下结论：(1)并联适用于管网风阻较小，但因风机能力小导致风量不足的情况;（2）风压相同的风机并联运行较好；（3）轴流式通风机并联作业时，若风阻过大则可能出现不稳定运行。所以，使用轴流式通风机并联工作时，除要考虑并联效果外，还要进行稳定性分析。第七节矿井通风设备选型* 77矿井通风设备选型的主要任务是，根据通风设计参数在已有的风机系列产品中，选择适合风机型号、转速和与之相匹配的电机。所选的风机必需具有安全可靠，技术先进、经济技术指标良好等优点。根据“煤炭工业设计规范”等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列要求：1.风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。2.当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。3.风机的通风能力应留有一定富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5。；风机的转速不大于额定值90%。4.考虑风量调节时，应尽量避免使用风碉闸门调节。5.正常情况下，主要通风机不采用联合运转。选型必备的基础资料有：通风机的工作方式（是抽出式还是压入式）；矿井瓦斯等级；矿井不同时期的风量；通风机服务年限内的最大阻力和最小阻力以及风井是否作为提升用等。通风机选型按下列步骤进行：一、计算风机工作风量Qf、最大和最小静压（抽流式）Hsmk"加"-或全压（离心式）乩娘。*、f^tmin5二、初选风机根据Qf、Hsmax、H’min（或Htmax、Htmin）在新型高效风机特性曲线上用直观法筛选出满足风量和风压要求的若干个通风机。三、求风机的实际工点因为根据Qf、Hsmax、Hsmin（或Htmax、Htmin）确定的工况点即设计工况点不一定恰好在所选择风机的特性曲线上，所以风机选择后必须确定实际工况点。1.计算风机的工作风阻用静压特性曲线时，最大静压工作风阻按下式计算TJD_''smax'\smax一八204-7-42.同理可算出最小工作静风阻Rsmin.。用全压特性曲线时，根据风机的最大和最小工作全压计算出最大和最小全压工作风阻R’max和Rmin。在风机特性曲线上作工作风阻曲线，与风压特性曲线的交点即为实际工况点。四、确定风机的型号和转速根据实际工况点所确定的各个风机的轴功率大小，并考虑对风机调节性能的要求，进行经济、技术比较，最后确定风机的型号和转速。 78五、电机选择1.根据最后选择风机的实际工况点（H、Q、和r（）按下式计算所匹配电机的功率:N—皿11"max长mmax—i八八八10007»7,rN.min=7^3；Km1000〃•/475式中：Nmmax（NmminA通风阻力最大（最小）时期所配电机功率，kW;Qfmax（Qfmin）—通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，n?/s；Hmax（HminA风机实际最大（最小）工作风压，Pa；n-通风机工作效率（用全压时为5,用静压时为小），%；T|tr--传动效率，直联传动时T|t=l，皮带传动时T]tr=0.95〜0.9,联轴器传动时ntr=0.98；Km—电机容量备用系数，Km=l.l-1.2o2.电机种类及台数选择当电机功率Nmmax>500kW时，宜选用同步电机，其功率为Nmmax，其优点是在低负荷运转时，可用来改善电网功率因数，缺点是初期投资大，采用异步电机时，当NmmiJN1nm1aN66可选一台电机，功率为Nmmax；当N,"min/N,"max<06时选两台电机，后期电机功率为Nmmax，初期电机功率可按下式计算:4-7-6根据计算的Nmmax和Nm和通风机要求的转数，在电机设备手册上选用合适的电机。例题某矿为抽出式通风，高瓦斯矿井，矿井需风量为Qm=400m3/s,矿井投产后20年内最大和最小通风阻力分别为hmax=2551Pa和hmin=1668Pa,阻力最大和最小时自然风压分别为Hn°p=49Pa和Hmin=147Pa,风井不作提升用，试选矿井主要通风机和主要电机。解1、计算主要通风机的工作风量Qf=KQm=40xl.l5=46m3/s=16,56xl04m3/h；3.计算风机工作风压取通风机装置各部分阻力4?=196Pa,风机装置动压h、，d=49PaHSmax=hmax+Ah+HNOP=255\+}96+49=2196Pan=/imin+d/i+//^5=1668+196-147+49=1717Pa； 791.通风机的全压H,max=hmax+Ah+hvd+HNOp=2551+196+49+49=2845PaHlmai=hmin+Ah+hvd+HNAS=1668+96+49-147=1766Pa2.根据设计工况点初选风机1）在4-72-11型离心式通风机性能曲线（图4-7-1）风量坐标Q=46m3/s点，作Q轴垂线，在风压坐标Ht=1766Pa和Ht=2845Pa点作Q轴平行线，三条线段分别相交于M1和M2两点，由图可见，能使两个时期工况点都在合理工作范围内的风机只有JVb20风机。2）在G4-73-11型离心式通风机性能曲线（图4-7-3）风量坐标Q=16.56x104mS/h点，作Q轴垂线，在风压坐标Ht=1766Pa和Ht=2845Pa点作Q轴平行线，三条线段分别相交于M2和Mi两点，由图可见，能使两个时期要求的风机只有N*20较好。3）观察2K-60系列轴流式通风机性能曲线（图4-7-2）可知，N*18号风机基本可满足要求，在其风量坐标Q=46n?/s点，作Q轴垂线，在风压坐标H（=1766Pa和Ht=2845Pa点作Q轴平行线，三条线段分别相交于M1和M2两点，由图可见，此两个工况点均在合理工作范围内，故初选N48（Z=7,Z=7）风机。图4-7-14-72-11型离心式通风机性能曲线图4-7-22K-60轴流式通风机性能曲线J^18,n=985r/min；Me24,n=750r/min；用28,n=600r/min；图4-7-3G4-73-11型离心式通风机性能曲线3.求风机的实际工况点1）计算风机的工作风阻（1）离心式通风机的工作风阻Rtmax=Htmax/Qf2=2845/462=1.3445N.s2/m8Rtmin=Htmin/Qf2=1766/462=0.8346N.s2/m8（2）轴流式通风机工作风阻Rsmax=Hsmax/Qf2=2796/462=1.32IN.sWRsmin=Hsmin/Qf2=1766/462=0.8114N.s2/m82）根据风机的工作风阻，分别在初选的三台风机上作风阻曲线。由作图所得的三个初选风机的实际工况点M「和M2’的坐标列入表4—7—1中。由表可见，从电耗大小考虑，2K60和4—72—11较小，从可调性上看，2K60风机较好，且可反转反风，故选择2K60—Nd8风机。表4-7-1 80风机型号实际风压Pa实际风量m3/s效率%轴功率kW备注大小大小大小大小2K60-用182976171747470.780.70164.9111.2风压大时。=27。，小时。=21。4-72-1烧202992212947.850.20.920.93154.5115.0风压大时n=710r/min,n=630r/min,G4-73-11^203159178548.346.7240.0115.0风压大时n=710r/min,n=630r/min,（未考虑前导器调节）第五章矿井通风网络中风量分配与调节本章主要内容及重点和难点1、风量分配基本定律一三大定律2、网络图及网络特性1）简单网络2）角联及复杂网络3、网络的动态分析4、矿井风量调节5、计算机解算复杂网络矿井通风系统是由纵横交错的井巷构成的一个复杂系统。用图论的方法对通风系统进行抽象描述，把通风系统变成一个由线、点及其属性组成的系统，称为通风网络,第一节风量分配基本规律一、矿井通风网络与网络图（-）矿井通风网络通风网络图：用直观的儿何图形来表示通风网络。1.分支（边、弧）表示--段通风井巷的有向线段，线段的方向代表井巷中的风流方向。每条分支可有•个编号，称为分支号。2.节点（结点、顶点 81是两条或两条以上分支的交点。1.路（通路、道路）由若干条方向相同的分支首尾相连而成的线路。如图中，1一2—5、1—2—4—6和1—3—6等均是通路。2.回路由两条或两条以上分支首尾相连形成的闭合线路称为回路。如图，2—4—3、2-5-6-3和1—3—6—73.树指任意两节点间至少存在一条通路但不含回路的一类特殊图。由于这类图的几何形状与树相似，故得名。树中的分支称为树枝。包含通风网络的全部节点的树称为其生成树，简称树。(二)矿井通风网络图特点：1)通风网络图只反映风流方向及节点与分支间的相互关系，节点位置与分支线的形状可以任意改变。2)能清楚地反映风流的方向和分合关系，并且是进行各种通风计算的基础，因此是矿井通风管理的一种重要图件。网络图两种类型：一种是与通风系统图形状基本一致的网络图，如图5-1-3所示;另一种是曲线形状的网络图，如图5-1-4所示。但一般常用曲线网络图。绘制步骤：(1)节点编号在通风系统图上给井巷的交汇点标上特定的节点号。(2)绘制草图在图纸上画出节点符号，并用单线条(直线或弧线)连接有风流连通的节点。(3)图形整理按照正确、美观的原则对网络图进行修改。通风网络图的绘制原则：(1)用风地点并排布置在网络图中部，进风节点位于其下边；回风节点在网络图的上部，风机出口节点在最上部；(2)分支方向基本都应由下至上；(3)分支间的交叉尽可能少；(4)网络图总的形状基本为“椭圆”形。(5)合并节点，某些距离较近、阻力很小的儿个节点，可简化为一个节点。 82(6)并分支，并联分支可合并为一条分支。二、网络中风流流动的基本定律1.风量平衡定律风量平衡定律是指在稳态通风条件下，单位时间流入某节点的空气质量等于流出 83该节点的空气质量;或者说,流入与流出某节点的各分支的质量流量的代数和等于零,即若不考虑风流密度的变化，则流入与流出某节点的各分支的体积流量（风量）的代数和等于零，即：Z2=o如图a,节点4处的风量平衡方程为：Q\-4+d-4+。3—4—2—5—。4—6=。1将上述节点扩展为无源回路，则上述风量平衡定律依然成立。如图b所示，回路2-4-5-7-2的各邻接分支的风量满足如下关系：Ql-2~。3-4-Qs-6~07-8=。2.阻力定律对于任一分支或整个网路系统，均遵守：%=儿=&Q：3.能量平衡定律假设：一般地，回路中分支风流方向为顺时针时，其阻力取“+”，逆时针时,其阻力取“一”。1）无动力源（HnHf）通风网路图的任一回路中，无动力源时，各分支阻力的代数和为零，即： 84如图，对回路2-3-4-6中有:2）有动力源为6一既3—44一%2=°设风机风压为，自然风压”N。如图，对回路1-2—3—4-5-1中有:Hf+HN=hRl+hR2+hR3+hR4+hR5一般表达式为:"/土"n=2生，即：能量平衡定律是指在任一闭合回路中，各分支的通风阻力代数和等于该回路中自然风压与通风机风压的代数和。第二节简单网络特性一、串联风路由两条或两条以上分支彼此首尾相连，中间没有风流分汇点的线路称为串联风路。如图5-2-1所示，由1,2,3,4,5五条分支组成串联风路。（-）串联风路特性1.总风量等于各分支的风量，即Ms=Mi=M2=...=Mn当各分支的空气密度相等时,Qs=Ql=Q2=.=Qn+%=支％1=12.总风压（阻力）等于各分风压（阻力）之和4=用+%+风压（阻力）之和，即：3.总风阻等于各分支风阻之和，即：R-q：=/l.++...+hncccGc—J&+R2+……么/=1 851.串联风路等积孔与各分支等积孔间的关系(~)串联风路等效阻力特性曲线的绘制根据以上串联风路的特性，可以绘制串联风路等效阻力特性曲线。方法:1.首先在h-Q坐标图上分别作出串联风路1、2的阻力特性曲线Ri、R2;2.根据串联风路“风量相等，阻力叠加”的原则，作平行于人轴的若干条等风量线，在等风量线上将1、2分支阻力％、h2叠加,得到串联风路的等效阻力特性曲线上的点；3.将所有等风量线上的点联成曲线R3,即为串联风路的等效阻力特性曲线。二、并联风网由两条或两条以上具有相同始节点和末节点的分支所组成的通风网络，称为并联风网。如图所示并联风网由5条分支并联而成。(二)并联风路特性：1.总风量等于各分支的风量之和，即=7VZ1+2++7VZn=>:Mf.i=\当各分支的空气密度相等时，2.总风压等于各分支风压，即 86<2v=+a?++a“=0:a,Z=1“s=h\=%==%注意：当各分支的位能差不相等，或分支中存在风机等通风动力时，并联分支的阻力并不相等。1.并联风网总风阻与各分支风阻的关系4=^sQsQs=Q,+Q2+-+Qn-1—=_1_I1|_-J1—国网…⑸2.并联风网等积孔等于各分支等积孔之和，即A=詈=1.19(++*+…+±)a=a+&++a3.并联风网的风量分配若已知并联风网的总风量,在不考虑其它通风动力及风流密度变化时，可由下式=Zzs 87计算出分支i的风量。Qi= 88RiQ：=RQ；0--Qs।反阿才去+…+?t）（二）并联风路等效阻力特性曲线的绘制根据以上并联风路的特性，可以绘制并联风路等效阻力特性曲线。方法：1.首先在人一Q坐标图上分别作出并联风路1、2的阻力特性曲线Ri、R2；.tilRIR2RHR2-f•-J-/i(r'里।一>Q2.根据并联风路“风压（阻力）相等，风量叠加”的原则，作平行于。轴的若干条等风压线，在等风压线上将1、2分支阻力％、h2叠加，得到并联风路的等效阻力特性曲线上的点；3.将所有等风压线上的点联成曲线R3,即为并联风路的等效阻力特性曲线。三、串联风路与并联风网的比较在任何一个矿井通风网络中，都同时存在串联与并联风网。在矿井的进、回风风路多为串联风路，而采区内部多为并联风网。并联风网的优点：1、从提高工作地点的空气质量及安全性出发，采用并联风网具有明显的优点。2、在同样的分支风阻条件下，分支并联时的总风阻小于串联时的总风阻。例如：若R|=R2=0.04kg/m7,串联：Rs,=Ri+R2=0.08kg/m7并联： 89Rsi：Rsl=8:1即在相同风量情况下，串联的能耗为并联的8倍。四、角联风网（-）几个概念角联风网：是指内部存在角联分支的网络。角联分支（对角分支）：是指位于风网的任意两条有向通路之间、且不与两通路的公共节点相连的分支，如图。简单角联风网：仅有一条角联分支的风网。复杂角联风网：含有两条或两条以上角联分支的风网。（二）角联分支风向判别原则：分支的风向取决于其始、末节点间的压能值。风流由能位高的节点流向能位低的节点；当两点能位相同时，风流停滞；当始节点能位低于末节点时，风流反向。判别式（以简单角联为例）：1.分支5中无风■:Qs=0Qi=Q?,Q2=Q4由风压平衡定律：hi=112,h3=h4由阻力定律：两式相比得：衣2区4 901.当分支5中风向由2f3R2Q；>^\Qk=居i尺2尺3Q：_（。3+。5产节点②的压能高于节点③，则hR2>hR1即:同理，hR3>hR4>R.Qj-vg"=一空一一Q—<。3+«3344J以—（。5+。2产（Q2+Q5）02&/送,（Q3+Q59,修r'/vK.=—-——3.分支5中的风向由3f2同理可得：刍,qK①>1R3R4R2R3•••改变角联分支两侧的边缘分支的风阻就可以改变角联分支的风向。对图示简单角联风网，可推导出如下角联分支风流方向判别式:f>b分支5中风向由3f2：长=旦邑4=1,分支5中风流停滞；次2及3V1,分支5中风向由2一3。 91第三节通风网络动态特性分析一、井巷风阻变化引起风流变化的规律1.变阻分支本身的风量与风压变化规律当某分支风阻增大时，该分支的风量减小、风压增大；当风阻减小时，该分支的风量增大、风压降低。2.变阻分支对其它分支风量与风压的影响规律1）当某分支风阻增大时，包含该分支的所有通路上的其它分支的风量减小，风压亦减小；与该分支并联的通路上的分支的风量增大，风压亦增大；当风阻减小时与此相反。2）对于一进一出的子网络，若外部分支调阻引起其流入（流出）风量变化，其内部各分支的风量变化趋势相同。3）风网内，某分支风阻变化时，各分支风量、风压的变化幅度，以本分支为最大，邻近分支次之，离该分支越远的分支变化越小。 924）风网内，不同类型的分支风阻变化引起的风量变化幅度和影响范围是不同的。-一般地说，主干巷道变阻引起的风量变化幅度和影响范围大，末支巷道变阻引起的风量变化幅度和影响范围小。5）风网内某分支增阻时，增阻分支风量减小值比其并联分支风量增加值大；某分支减阻时，减阻分支风量增加值比其并联分支风量减小值大。1.巷道密闭与贯通对风流的影响巷道密闭相当于该分支的风阻增大至8,故本分支风量减少到趋近于0；对其它分支的影响规律与分支增阻相同。巷道贯通时要修改网络图，即在网络图中增加贯通后的分支。风流方向取决于巷道两端点间压能差；对其它分支的影响规律与分支减阻相同。二、风流稳定性分析（一）稳定性的基本概念稳定性是指当系统受到外界瞬时干扰，系统状态偏离了平衡状态后，系统状态自动回复到该平衡状态的能力。按照这种稳定性的概念，除非在主要通风机不稳定运行（工作在轴流式风机风压特性曲线的驼峰区）等特殊情况下，矿井通风系统一般都是稳定的。通风管理中所说的风流稳定性，一般是指井巷中风流方向发生变化或风量大小变化超过允许范围的现象；且多指风流方向发生变化的现象。（二）影响风流稳定性的因素1.风网结构对风流稳定性的影响仅由串、并联组成的风网，其稳定性强；角联风网，其对角分支的风流易出现不稳定。2.风阻变化对风流稳定性的影响在角联风网中，边缘分支的风阻变化可能引起角联分支风流改变。在实际生产矿井，大多数采掘工作面都是在角联分支中。应采取安装调节风门的措施，保证风流的稳定性。3.通风风动力变化对风流稳定性的影响矿井风网内主要通风机、辅助通风机数量和性能的变化，不仅会引起风机所在巷道的风量变化，而且会使风网内其他分支风量也发生变化，并影响风网内其他风机的工况点。 93具体如下：1）单主要通风机风网，当主要通风机性能发生变化时，风网内各分支风量按主要通风机风量变化的趋势和比率而变化。2）多主要通风机风网内，当某主要通风机性能发生变化时，整个风网内各分支风量不按比例变化。3）多主要通风机风网内，即使风网结构和分支风阻不变，当某主要通风机性能发生变化时，由于风网总风量和各主要通风机风量配置发生了变化，因此，各主要通风机的工作风阻与风网总风阻也有所变化。4）风网内，某巷道安设辅助通风机后，不仅该巷道本身风流发生变化，其他巷道风流也变化。当某辅助通风机风量增大时，辅助通风机所在巷道风量增加，包含辅助通风机在内的闭合同路中，与辅助通风机风向一致的各巷风量增加，与其风向相反的各巷风量减小。当辅助通风机风压过高或风量过大时，可引起其并联分支风量不足、停风、甚至反向。引起并联分支风流反向的条件是辅助通风机风量大于回路的总风量或辅助通风机风压大于回路内其同向分支的风压损失。5）自然风压引起的风流变化，与辅助通风机相似。第四节矿井风量调节随着生产的发展和变化，工作面的推进和更替，巷道风阻、网络结构及所需的风量均在不断变化，要求及时进行风量调节。从调节设施来看，有通风机、射流器、风窗、风幕和增加并联井巷或扩大通风断面等。按其调节的范围，可分为局部风量调节与矿井总风量调节。从通风能量的角度看，可分为增能调节、耗能调节和节能调节。一、局部风量调节局部风量调节是指在采区内部各工作面间，采区之间或生产水平之间的风量调节。调节方法：增阻法、减阻法及辅助通风机调节法。 94（-）增阻调节法增阻调节法是在通过在巷道中安设调节风窗等设施，增大巷道中的局部阻力，从而降低与该巷道处于同•通路中的风量，或增大与其关联的通路上的风量。增阻调节是--种耗能调节法。主要措施：（1）调节风窗；（2）临时风帘；（3）空气幕调节装置等。使用最多的是调节风窗。风窗调节法原理分析如图1,2分支风阻分别为R]和R2,风量分别为QiQ。则两分支的阻力为：h产R|Q-h2=R2Q2、且h|=h2若分支2风量不足。可在1分支中设置调节窗。设调节风窗产生局部风阻为△心△R=R?^2—R]2C,21v（R1+AR）Q1，2=R2Q2'2但增阻后，并联系统总风阻增大。使Q'VQ,由于Q’未知，实际计算过程中，假设Q'=Q。已知，4R后，可计算调节风窗面积。使用条件：增阻分支风量有富余。特点：增阻调节法具有简单、方便、易行、见效快等优点；但增阻调节法会增加矿井总风阻，减少总风量。调节风窗开口面积计算：当Sc/S<=0.5时，QS0.6512+0.845^/7^S0-65+O.84S当Sc/S>=0.5时, 95ScQ+0.7595^/7^1+0.7595^/^QS式中：Sc—调行风窗的断面积，m2；S—巷道的断面积，m-；Q—通达风量，m3/s；hc—调节风窗阻力，Pa；&—调节风窗的风阻，N-s2/m8；Rc=hc/Q2o（二）减阻调节法减阻调节法是在通过在巷道中采取降阻措施，降低巷道的通风阻力，从而增大与该巷道处于同一通路中的风量，或减小与其关联的通路上的风量。主要措施：（1）扩大巷道断面；（2）降低摩擦阻力系数；（3）清除巷道中的局部阻力物；（4）采用并联风路；（5）缩短风流路线的总长度等。特点：可以降低矿井总风阻，并增加矿井总风量；但降阻措施的工程量和投资一般都较大，施工工期较长，所以一般在对矿井通风系统进行较大的改造时采用。（三）增能调节法增能调节法主耍是采用辅助通风机等增加通风能量的方法，增加局部地点的风量。主要措施：（1）辅助通风机调节法。（2）利用自然风压调节法。特点：增能调节法的施工相对比较方便，不须降低矿井总风阻，增加矿井总风量，同时可以减少矿井主通风机能耗。但采用辅助通风机调节时设备投资较大，辅助通风机的能耗较大，且辅助通风机的安全管理工作比较复杂，安全性较差。二、矿井总风量的调节当矿井（或一翼）总风量不足或过剩时，需调节总风量，也就是调整主通风机的工况点。采取的措施是：改变主通风机的工作特性，或改变矿井风网的总风阻。（-）改变主通风机工作特性改变主通风机的叶轮转速、轴流式风机叶片安装角度和离心式风机前导器叶片角度等，可以改变通风机的风压特性，从而达到调节风机所在系统总风量的目的。（二）改变矿井总风阻值 96L风嗣闸门调节法如果在风机风胴内安设调节闸门，通过改变闸门的开口大小可以改变风机的总工作风阻，从而可调节风机的工作风量。2.降低矿井总风阻当矿井总风量不足时，如果能降低矿井总风阻，则不仅可增大矿井总风量，而且可以降低矿井总阻力。第五节应用计算机解算复杂通风网络目的：已知风网各分支风阻和主通风机的特性，求算主要通风机的工况点，各分支的风量和风向，以便验算各用风地点的风量和风整速是否符合规程要求。原理：依据风量平衡定律、风压平衡定律、阻力定律方法：回路法假设风网中每一回路内各分支的风向和风量开始，逐渐修正风量,使之满足风压平衡定律。节点法：假设风网中每一回路内各分支节点压力值开始，逐渐修正压力分布，使之满足风量平衡定律。一、改进的斯考德-恒斯雷试算法一一回路法回路风量：把风流在风网中的流动看成是在一些互不重复的独立的闭合回路中各有一定的风量在循环，这种风量称为回路风量。如图：回路：ABDEF(风量qi)、BCDB(q2)^DCED(q3)独立分支：只属于一个回路的分支。反之，为非独立分支。且满足：独立分支(M)风压逐渐趋于平衡，这样各分支风量逐渐接真实值。回路风量修正值(△、)： 97WQ.I 98回路中各分支阻力代数和，当分支流向与回路流向一致时，取“+”，反之取“一”。当回路中有Hf和Hn时：2汇的2I—区i=l故分支风量为:Qi=Qi士*Q第六章局部通风本章主要内容1、局部通风方法--压入式、抽出式、混合式、可控循环风，全风通风，2、掘进工作面需风量计算--压入式、抽出式、混合式、按瓦斯、粉尘、炸药等3、局部通风装备一风筒--种类、阻力、漏风、安装；局部通风机--性能、联合运行4、局部通风系统设计--原则、步骤5、掘进安全技术装备系列化利用局部通风机或主要通风机产生的风压对井下独头巷道进行通风的方法称为局部通风（又称掘进通风）。第一节局部通风方法一、局部通风机通风利用局部通风机作动力，通过风筒导风的通风方法称局部通风机通风，它是目前局部通风最主要的方法。常用通风方式：压入、抽出和混合式。1.压入式布置方式: 99L一一气流贴着巷壁射出风筒后，由于卷吸作用，射流断面逐渐扩张，直至射流的断面达到最大值，此段称为扩张段；L一一射流断面逐渐减少，直到为零，此段称收缩段。Ls一一从风筒出口至射流反向的最远距离(即扩张段和收缩段总长)称射流有效射程。在巷道条件下，一般有："=(4〜5)7?式中：s一巷道断面,n?。特点：(1)局扇及电器设备布置在新鲜风流中；(2)有效射程远，工作面风速大，排烟效果好；(3)可使用柔性风筒，使用方便；(4)由于P内〉P外，风筒漏风对巷道排污有一定作用。要求：(DGUVCU，避免产生循环风；(2)局扇入口与掘进巷道距离大于10m；(3)风筒出口至工作面距离小于Ls。2.抽出式布置方式：有效吸程L:风筒吸口吸入空气的作用范围。在巷道边界条件下，其一般计算式为：4=1,57?式中：S——巷道断面，m2o特点：(1)新鲜风流沿巷道进入工作面，劳动条件好;（2）污风通过风机；（3）有效吸程小，延长通风时间，排烟效果不好; 100（4）不通使用柔性风筒。2.压入式和抽出式通风的比较：1）压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机不具备防爆性能，则是非常危险的。2）压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果。然而，抽出式通风有效吸程小，掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。与压入式通风相比，抽出式风量小，工作面排污风所需时间长、速度慢。3）压入式通风时,掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走,而用抽出式通风时,巷道壁面涌出的瓦斯随风流向工作面，安全性较差。4）抽出式通风时,新鲜风流沿巷道进向工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好;而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，当掘进巷道越长，排污风速度越慢，受污染时间越久。5）压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输，而抽出式通风的风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。3.混合式通风混合式通风是压入式和抽出式两种通风方式的联合运用，按局部通风机和风筒的抽出式主风筒排出。其中抽出式风筒须用刚性风筒或带刚性骨架的可伸缩风筒，若采用柔性风筒，则 101可将抽出式局部通风机移至风筒入风口，改为压出式，由里向外排出污风(如图b)。2)长压短抽(前抽后压)工作方式：新鲜风流经压入式长风筒送入工作面，工作面污风经抽出式通风除尘系统净化,被净化后的风流沿巷道排出。混合式通风的主要特点：a、通风是大断面长距离岩巷掘进通风的较好方式；b、主要缺点是降低了压入式与抽出式两列风筒重叠段巷道内的风量，当掘进巷道断面大时,风速就更小,则此段巷道顶板附近易形成瓦斯层状积聚。2.可控循环通风当局部通风机的吸入风量大于全风压供给设置通风机巷道的风量时，则部分由局部用风地点排出的污浊风流，会再次经局部通风机送往用风地点，故称其为循环风。循环通风方式：循环通风分为掺有适量外界新风的循环通风和不掺有外界新风的循环通风。前者即为可控制循环通风，也称为开路循环通风；后者称为闭路循环通风。在煤矿掘进通风中当使用闭路循环系统时，因既无任何出口，也无法除去这些气体，在封闭的循环区域中的污染物浓度必然会越来越大。因此，《规程》严禁采用循环通风。可控循环局部通风优点：(1)采用混合式可控循环通风时，掘进巷道风流循环区内侧的风速较高，避免了瓦斯层状积聚，同时也降低了等效温度，改善了掘进巷道中的气候条件。(2)当在局部通风机前配置除尘器时，可降低矿尘浓度。(3)在供给掘进工作面相同风量条件下，可降低通风能耗。缺点： 102(1)由于流经局部通风机的风流中含有一定浓度的瓦斯与粉尘，因此，必须研制 103新型防爆除尘风机。（2）循环风流通过运转风机的加热,再返回掘进工作面，使风温上升。（3）当工作面附近发生火灾时，烟流会返回掘进工作面，故安全性差，抗灾能力弱，灾变时有循环风流通过的风机应立即进行控制,停止循环通风，恢复常规通风。二、矿井全风压通风全风压通风是利用矿井主要通风机的风压，借助导风设施把主导风流的新鲜空气引入掘进工作面。其通风量取决于可利用的风压和风路风阻。按其导风设施不同可分为：1.风筒导风在巷道内设置挡风墙截断主导风流，用风筒把新鲜空气引入掘进工作面，污浊空气从独头掘进巷道中排出。。特点：此种方法辅助工程量小，风筒安装、拆卸比较方便，通常用于需风量不大的短巷掘进通风中。2.平行巷道导风在掘进主巷的同时，在附近与其平行掘一条配风巷，每隔定距离在主、配巷间开掘联络巷，形成贯穿风流，当新的联络巷沟通后，旧联络巷即封闭。两条平行巷道的独头部分可用风嶂或风筒导风，巷道的其余部分用主巷进风，配巷回风。特点：此方法常用于煤巷掘进，尤其是厚煤层的采区巷道掘进中，当运输、通风等需要开掘双巷时。此法也常用于解决长巷掘进独头通风的困难。3.钻孔导风离地表或邻近水平较近处掘进长巷反眼或上山时，可用钻孔提前沟通掘进巷道，以便形成贯穿风流。 104这种通风方法曾被应用于煤层上山的掘进通风，取得了良好的排瓦斯效果。1.风嶂导风在巷道内设置纵向风嶂，把风嶂上游--侧的新风引入掘进工作面，清洗后的污风从风嶂下游一侧排出。这种导风方法，构筑和拆除风嶂的工程量大。适用于短距离或无其它好方法可用时采用。三、引射器通风利用引射器产生的通风负压,通过风筒导风的通风方法称引射器通风。引射器通风一般都采用压入式。优点：无电气设备，无噪音;还具有降温、降尘作用;在煤与瓦斯突出严重的煤层掘进时,用它代替局部通风机通风，设备简单，安全性较高。缺点：风压低、风量小、效率低，并存在巷道积水问题。第二节掘进工作面需风量计算一、排除炮烟所需风量1.压入式通风前苏联B.H.沃洛宁公式，当风筒出口到工作面的距离L*〈L=(4〜5)时，工作面所需风量或风筒出口的风量应为：Z79、1/30,465AbS2[3即不广，2.抽出式通风 1051.混合式通风 106在长抽短压混合式布置时，为防止循环风和维持风筒重叠段巷道内具有最低的排尘或稀释瓦斯风速，则抽出式风筒的吸风量应大于压入式风筒出口风量，即Gc=(1.2〜1.25)2*式中Qpc按压入式风量计算。二、排除瓦斯所需风量在有瓦斯涌出的巷道掘进工作面内，其所需风量应保证巷道内任何地点瓦斯浓度不超限，其值可按下式计算：Qhg三、排除矿尘所需风量风流的排尘风量可按下式计算：Qhd二lOOKqQq一G-GGGp-G,四、按风速验算风量岩巷按最低风速0.15m/s或风量QN9s(m'/min);半煤岩巷和煤巷按不能形成瓦斯层的最低风速0.25m/s或Q>15S(nf/min);验算 107第三节局部通风装备局部通风装备是由局部通风动力设备、风筒及其附属装置组成。一、风筒风筒是最常见的导风装置。对风筒的基本要求是漏风小、风阻小、重量轻、拆装简便。1.风筒种类风筒按其材料力学性质可分为刚性和柔性两种。刚性风筒是用金属板或玻璃钢材制成。玻璃钢风筒比金属风筒轻便、抗酸、碱腐蚀性强、摩擦阻力系数小。柔性风筒是应用更广泛的一种风筒，通常用橡胶、塑料制成。其最大优点是轻便,可伸缩、拆装运搬方便。2.风筒接头刚性风筒一般采用法兰盘连接方式。柔性风筒的接头方式仃插接、单反边接头、双反边接头、活三环多反边接头、罗圈接头等多种形式。3.风筒的阻力 108计算公式参见第三章。摩擦阻力系数和局部阻力系数选取见书P122页1.风筒漏风刚性风筒风筒的漏风，主要发生在接头处，柔性风筒不仅接头而且全长的壁面和缝合针眼都有漏风，故风筒漏风属连续的均匀漏风。因此，应用始末端风量的儿何平均值作为风筒的风量Q,即：Q=-2Qh式中局部通风机风量Qa与风筒出口风量@不等，Qa与Q,之差就是风筒的漏风量Q”1）漏风率风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数称为风筒漏风率Jo77,=X100%=da-X1d,L虽能反映风筒的漏风情况，但不能作为对比指标。故常用百米漏风率5⑼表示:。u（x）=Qi/LX100式中L为风简长度。2）有效风量率掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数称为有效风量率小。Pal=宜xlOO%=一°，x100%=（1一〃）x100%QaQa3）漏风系数风筒有效风量率的倒数称为风筒漏风系数P.。金属风筒的“值可按下式计算：Pq=11+#与7^）式中：K——相当于直径为1m的金属风筒每个接头的漏风率。D——风筒直径,m; 109n——风筒接头数，个；L风筒全长,m。Ro——每米长风筒的风阻,N-s2/m8;柔性风筒的“值：式中：n——接头数；电——个接头的漏风率。三、局部通风机井下局部地点通风所用的通风机称为局部通风机。要求：体积小、风压高、效率高、噪声低、性能可调、坚固防爆。1.局部通风机的种类和性能目前我国煤矿大部分仍延用六十年代研制的JBT系列轴流式局部通风机。具有低效率、低风量风压、高噪声。近年来，我国已研制开发了一些新产品，如沈阳鼓风机厂研制的BKJ66T1,对旋风机等。2.局部通风机联合工作(1)局部通风机串联间隔串联广「中」二L(2)局部通风机并联当风筒风阻不大，用一台局部通风机供风不足时，可采用。凤兄间31过远 110第四节局部通风系统设计一、局部通风系统的设计原则(1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；(2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进。(3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机。(4)压入式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型。(5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。二、局部通风设计步骤(1)确定局部通风系统，绘制掘进巷道局部通风系统布置图。(2)按通风方法和最大通风距离，选择风筒类型与直径；(3)计算风机风量和风筒出口风量； 111(4)按掘进巷道通风长度变化，分阶段计算局部通风系统总阻力(5)按计算所得局部通风机设计风量和风压，选择局部通风机；(6)按矿井灾害特点，选择配套安全技术装备。第五节掘进安全技术装备系列化一、掘进工作面产生事故的原因：(1)掘进工作面是最先揭露煤层，它破坏了煤层中的瓦斯静平衡状态，使大量瓦斯从煤壁和顶板向巷道内涌入。当穿地质构造带时，瓦斯涌出也会增大，因此，在掘进工作面易形成瓦斯积聚超限。(2)掘进工作面是依靠局部通风机进行独头巷道通风的，其可靠性差，容易发生无计划突然停电停风，形成瓦斯积聚。(3)掘进巷道断面有限、空间狭窄，打眼放炮、机掘落煤、装煤运输等各生产环节均不断地产生大量煤尘，若防尘效果不良，就会潜伏煤尘爆炸危险。(4)掘进巷道可燃物集中，有风筒、电缆等，另外，机电设备多，容易发生机电事故和违章放炮，从而形成多种火源，导致瓦斯煤尘爆炸，造成火灾。因此，掘进安全技术装备系列化,对于保证掘进工作面通风安全可靠性具有重要意义。 112掘进安全技术装备系列化是在治理瓦斯、煤尘、火灾等灾害的实践中不断发展起来的多种安全技术装备，是预防与治理相结合的防止掘进工作面瓦斯、煤尘爆炸与火灾等灾害的行之有效的综合性安全措施。包括如下内容：二、保证局部通风机稳定可靠运转1.双风机、双电源、自动换机和风筒自动倒风装置正常通风时由专用开关供电，使局部通风机运转通风;一旦常用局部通风机因故障停机时，电源开关自动切换，备用风机即刻启动，继续供风，从而保证了局部通风机的连续运转。由于双风机共用一•趟主风筒，风机要实现自动倒台，则连接两风机的风筒也必须能够自动倒风。风筒自动倒风装置有以下两种结构：1)短节倒风如图6-5-1(a)所示，将连接常用风机风筒一端的半圆与连接备用风机风筒一端的半周胶粘、缝合在一起(其长度为风简直径的「2倍)，套入共用风筒，并对接头部进行粘联防漏风处理，即可投入使用。常用风机运转时，由于风机风压作用，连接常用风机的风筒被吹开，将与此并联的备用风机风筒紧压在双层风筒段内，关闭了备用风机风筒。若常用风机停转，备用风机启动，则连接常用风机的风筒被紧压在双层风简段内，关闭了常用风机风筒。从而达到自动倒风换流的目的。2)切换片倒风如图6-5T(b)所示，在连接常用风机的风筒与连接备用风机的风简之间平面夹粘一片长度等于风简直径1，5〜3・0倍、宽度大于1/风筒周长的倒风切换片，将其嵌套在共用风简内并胶粘在一起，经防漏风处理后便可投入使用。常用风机运行时,由于风机风压作用，倒风切换片将连接备用风机的风简关闭。若常用风机停机，备用风机启动，则倒风切换片又将连接常用风机的风筒关闭，从而达到自动倒风换流的目的。2.''三专二闭锁”装置三专”是指专用变压器、专用开关、专用电缆，"两闭锁"则指风、电闭锁和瓦斯、电闭锁。其功能是:只有在局部通风机正常供风、掘进巷道内的瓦斯浓度不超过规定限值时，方能向巷道内机电设备供电；当局部通风机停转时， 113自动切断所控机电设备的电源；当瓦斯浓度超过规定限值时，系统能自动切断瓦斯传感器控制范围内的电源，而局部通风机仍可照常运转。若局部通风机停转、停风区内瓦斯浓度超过规定限值时，局部通风机便自行闭锁，重新恢复通风时，要人工复电，先送风，当瓦斯浓度降到安全容许值以下时才能送电。从而提高了局部通风机连续运转供风的安全可靠性。1.局部通风机遥讯装置其作用是监视局部通风机开停运行状态。高瓦斯和突出矿井所用的局部通风机要安设载波遥迅器，以便实时监视其运转情况。2.积极推行使用局部通风机消声装置其作用是降低局部通风机机体内部气流冲击产生的噪声。三、加强瓦斯检查和监测(1)安设瓦斯自动报警断电装置，实现瓦斯遥测。当掘进巷道中瓦斯浓度达到现时，通过低浓度瓦斯传感器自动报警;瓦斯浓度达到＞5%时，通过瓦斯断电仪自动断电。高瓦斯和突出矿井要装备瓦斯断电仪或瓦斯遥测仪，对炮掘工作面迎头5m内和巷道冒顶处瓦斯积聚地点要设置便携式瓦斯检测报警仪，班组长下井时也要随身携带这种仪表，以便随时检查可疑地点的瓦斯浓度。(2)放炮员配备瓦斯检测器，坚持"一炮三检''在掘进作业的装药前、放炮前和放炮后都要认真检查放炮地点附近的瓦斯。(3)实行专职瓦斯检查员随时检查瓦斯制度。四、综合防尘措施掘进巷道的矿尘来源，当用钻眼爆破法掘进时，主要产生于钻眼、爆破、装岩工序，其中以凿岩产尘量最高；当用综掘机掘进时，切割和装载工序以及综掘机整个工作期间，矿尘产生量都很大。因此，要做到湿式煤电钻打眼，爆破使用水炮泥，综掘机内外喷雾。要有完善的洒水除尘和灭火两用的供水系统，实现放炮喷雾、装煤岩洒水和转载点喷雾，安设喷雾水幕净化风流，定期用预设软管冲刷清洁巷道。从而达到减少矿尘的飞扬各堆积。五、防火防爆安全措施机电设备严格采用防爆型及安全火花型;局部通风机、装岩机和煤电钻都要采用综合保护装置1移动式和手持式电气设备必须使用专用的不延燃性橡胶电缆;照明、通讯、信号和控制专用导线必须用橡套电缆。高瓦斯及突出矿井要使用乳化炸药，逐步推广屏蔽电缆和阻燃抗静电风简。六、隔爆与自救措施 114设置安全可靠的隔爆设施，所有人员必须携带自救器。煤与瓦斯突出矿井的煤巷掘进，应安设防瓦斯逆流灾害设施，如防突反向风门、风筒和水沟防逆风装置以及压风急救袋和避难碉室，并安装直通地面调度室的电话。实施掘进安全技术装备系列化的矿井，提高了矿井防灾和抗灾能力，降低了矿尘浓度与噪声，改善了掘进工作面的作业环境。第七章矿井通风系统与通风设计本章主要内容1.矿井通风系统--类型、适应条件、主要通风机工作方式、安装地点、通风系统的选择2.采区通风--基本要求、进回风上山选择、采煤工作面通风系统3.通风构筑物及漏风--风门、风桥、密闭、导风板；矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少漏风措施4.矿井通风设计--内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择5.可控循环通风第一节矿井通风系统矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路、通风动力和通风控制设施的总称。一、矿井通风系统的类型及其适用条件按进、回井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。L中央式进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中「[IW央并列式和中央边界式（中央分列式）。 1152.对角式1）两翼对角式进风井大致位于井田走向的中央，两rJy个回风井位于井田边界的两翼（沿倾斜方****HI向的浅部），称为两翼对角式，如果只有11——I一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。2）分区对角式进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。3.区域式在井田的每一个生产区域开凿进、回风井，分别构成独立的通风系统。如图。4.混合式由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。二、主要通风机的工作方式与安装地点主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。1.抽出式主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。2.压入式主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。3.压抽混合式 116在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设•风机作抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。三、矿井通风系统的选择根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。因此，矿井初期宜优先采用。有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区对角式通风；当井田面积较大时，初期可采用中央通风，逐步过渡为对角式或分区对角式。矿井通风方法一般采用抽出式。当地形复杂、露头发育老窑多、采用多风井通风有利时,可采用压入式通风。第二节采区通风系统采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，包括：采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。一、采区通风系统的基本要求L每…个采区，都必须布置回风道，实行分区通风。2.采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。3.煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准。4.采煤和掘进工作面的进风和何风，都不得经过采空区或冒落区。二、采区进风上山与回风上山的选择上（下）山至少要有两条；对生产能力大的采区可有3条或4条上山。1.轨道上山进风，运输机上山回风。2.运输机上山进风、轨道上山回风比较： 117轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，输送机上山进风，运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。三、采煤工作面上行风与下行风上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷1.下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。1.上行风比下行风工作面的气温要高。2.下行风比上行风所需要的机械风压要大;3.下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。四、工作面通风系统LU型与Z型通风系统2.Y型、W型及双Z型通风系统3.H型通风系统 118第三节通风构筑物及漏风矿井通风系统网路中适当位置安设的隔断、引导和控制风流的设施和装置，以保证风流按生产需要流动。这些设施和装置，统称为通风构筑物。一、通风构筑物分为两大类：•类是通过风流的通风构筑物，如主要通风机风胴、反风装置、风桥、导风板和调节风窗；另…类是隔断风流的通风构筑物，如井口密闭、挡风墙、风普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应构筑自动风门。设置风门的要求：(1)每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5m。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道；(2)风门能自动关闭；通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置；风门不能同时敞开(包括反风门)；(3)门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°； 119（4）风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m,严密不漏风；墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝、重缝和空缝；（5）风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严；风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。2.风桥当通风系统中进风道与回风道需水平交叉时，为使进风与回风互相隔开需要构筑风桥。按其结构不同可分为三种。1）绕道式风桥开凿在岩石里，最坚固耐用，漏风少。2）混凝土风桥结构紧凑，比较坚固。3）铁筒风桥可在次要风路中使用。3.密闭设置在需隔断风流、也不需要通车行人的巷道中。密密闭是隔断风流的构筑物。闭的结构随服务年限的不同而分为两类：D临时密闭，常用木板、木段等修筑，并用黄泥、石灰抹面。2）永久密闭，常用料石、砖、水泥等不燃性材料修筑。4.导风板在矿井中应用以下几种导风板。1）引风导风板；2）降阻导风板；3）汇流导风板二、漏风及有效风量1.矿井漏风及其危害性 120有效风量：矿井中流至各用风地点，起到通风作用的风量。漏风：未经用风地点而经过采空区、地表塌陷区、通风构筑物和煤柱裂隙等通道直接流（渗）入回风道或排出地表的风量。漏风的危害：使工作面和用风地点的有效风量减少，气候和卫生条件恶化，增加无益的电能消耗，并可导致煤炭自燃等事故。减少漏风、提高有效风量是通风管理部门的基本任务。1.漏风的分类及原因1）漏风的分类矿井漏风按其地点可分为：（1）外部漏风（或称井口漏风）泛指地表附近如箕斗井井口，地面主通风机附近的井口、防爆盖、反风门、调节闸门等处的漏风。（2）内部漏风（或称井下漏风）是指井下各种通风构筑物的漏风、采空区以及碎裂的煤柱的漏风。2）漏风的原因当有漏风通路存在，并在其两端有压差时，就可产生漏风。漏风风流通过孔隙的流态，视孔隙情况和漏风大小而异。2.矿井漏风率及有效风量率1）矿井有效风量Qe是指风流通过井下各工作地点实际风量总和。2）矿井有效风量率矿井有效风量率是矿井有效风量Qe与各台主要通风机风量总和之比。矿井有效风量率应不低于85%。3）矿井外部漏风量由主要通风机装置及其风井附近地表漏失的风量总和。（可用各台主要通风机风量的总和减去矿井总回（或进）风量）4）矿井外部漏风率矿井外部漏风量QL与各台主要通风机风量总和之比。矿井主要通风机装置外部漏风率无提升设备时不得超过5%,有提升设备时不得超过15%。 1211.减少漏风、提高有效风量漏风风量与漏风通道两端的压差成正比，和漏风风阻的大小成反比。应增加地面主要通风机的风胴、反风道及附近的风门的气密性，以减少漏风。第四节矿井通风设计一、矿井通风设计的内容与要求L矿井通风设计的内容•确定矿井通风系统；•矿井风量计算和风量分配；•矿井通风阻力计算；•选择通风设备；•概算矿井通风费用。2.矿井通风设计的要求•将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件；•通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；•发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；•有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施；•通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。二、优选矿井通风系统1.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输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。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。5）每一个生产水平和每•采区，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。 1227）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。1.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。三、矿井风量计算（-）矿井风量计算原则矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。（1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3；（2）按采煤、掘进、碉室及其他实际需要风量的总和进行计算。（二）矿井需风量的计算1.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，取其最大值。（1）按瓦斯涌出量计算：=lOOxxk式中：Qwi第i个采煤工作面需要风量，m3/minQg»i第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/minkgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2〜1.6炮采工作面取kgwi=1.4〜2.0,水采工作面取kgwi=2.0〜3.0（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采煤工作面进风流气温℃采煤工作面风速m/s<150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-1.8算。其气温与风速应符合表中的要求： 123采煤工作面的需要风量按下式计算：②,=60x匕,xS卬小,式中：％,一第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表中取；rn/s,Sm.l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。3）按使用炸药量计算：Qwi=25xA.wiQwi=4x4）按工作人员数量计算：式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/minnwi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，60x0.25x5^.Qwi<60x4xSwi按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：1.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式中：Qhi第i个掘进工作面的需风量，m3/minQghi第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量；m3/minkghi—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1.5~2.0oQm=25xAhi（2）按炸药量计算 124式中：25使用1kg炸药的供风量，m'/min;Ahi一第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg（3）按局部通风机吸风量计算Qhi=2LQhfixkhfi式中：khfi—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2〜1.3；进风巷道中无瓦斯涌出时取L2,有瓦斯涌出时取1.3。Qhi=4Xnhi（4）按工作人员数量计算式：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，各个岩巷掘进工作面最小风量：Qhi>60x0.15xShi各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量；Qhl<60x4X5按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：Qhi260x0.25xS忖式中：跖一第i个掘进工作面巷道的净断面积，m21.胴室需风量计算独立通风胴室的供风量，应根据不同类型的嗣室分别进行计算:(1)机电嗣室发热量大的机电洞室，按胴室中运行的机电设备发热量进行计算：式中：Qri——第个机电嗣室的需风3600x2^^x6)量，m3/minQri=-~—pxcpx6()xAr——机电嗣室中运转的电动机 125(变压器)总功率，KW0——机电碉室的发热系数，P——空气密度，一般取1.25kg/m3cp——空气的定压比热，一般可取IKJ/kgkAt——机电胴室进、回风流的温度差，°C采区变电所及变电洞室，可按经验值确定需风量Qri=60~80m3/min(2)爆破材料库Qri=4*V/60式中v——库房空积，m3(3)充电胴室按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算Qri=200*qrhi式中qrh.——第个充电嗣室在充电时产生的氢气量，m3/mino5.矿井总风量计算矿井的总进风量，应按采煤、掘进、碉室及其他地点实际需要风量的总和：Qin=(Z0wr+ZQ")xkm式中：——采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；EQhl——掘进工作面所需风量之和，m3/min；E©/——碉室所需风量之和，m3/min；km一矿井通风系统(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)备用系数宜取1.157.25。四、矿井通风总阻力计算(-)矿井通风总阻力计算原则1.矿井通风设的总阻力，不应超过2940Pa。2.矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。(二)矿井通风总阻力计算 126矿井通风总阻力：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。对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力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。当根据风量和巷道参数直接判定最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力；当不能直接判定时，应选几条可能是最大的路线进行计算比较，然后定出该时期的矿井总阻力。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亦称为通风困难时期。对于通风困难和容易时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及洞室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。计算方法：沿着风流总阻力最大路线，依次计算各段摩擦阻力hf,然后分别累计得出容易和困难时期的总摩擦阻力hft和hpa通风容易时期总阻力：hm]=h^+he=hf\+(0.1~0.15)Ay|hm2=力管+4=力〃+(°1~0/物/2通风困难时期总阻力:J、,OCiljUi-2hf”力hfi=~~「Qiz=lsihf按下式计算：式中五、矿井通风设备的选择矿井通风设备是指主要通风机和电动机。（-）矿井通风设备的要求：1.矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套作备用。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。 1271.风机能力应留有一定的余量。2.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。（二）主要通风机的选择1.计算通风机风量QfQf=gm式中：Qf——主要通风机的工作风量，m3/s;Qm矿井需风量，m*/s；k——漏风损失系数，风井不提升用时取1.1；箕斗井兼作回砚用时取1.15；回风回升降人员时取1.2。2.计算通风机风压离心式通风机（提供的大多是全压曲线）： 128，fdmin=%n+*4+hvj-HN"rdmax=+b+^vd+”N=容易时期困难时期轴流式通风机（提供的大多是静压曲线）：sdmin—+为d—NHsdmax=+%+"N容易时期困难时期hm一一通风系统的总阻力；hd一—通风机附属装置（风碉和扩散器）的阻力；hvd一—扩散器出口动能损失；Hn一一自然风压，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1.初选通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的0、凡而加（或“碗加）和矿井通风困难通风机的0、风而s（或耳而皿）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0、凤加加（或“.加）和0、（或确定的工况点，但设计工况点不一定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。步骤：1）计算通风机的工作风阻用静压特性曲线时：Rwnin^sdmax-QfH’13dmax~qFRfdninRfdITHXHsninQfTTid】TBX~o¥ 129用全压特性曲线时：2）确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线上作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.确定通风的型号和转速根据通风机的工况参数（Qf、Hsd、n、N）对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定通风机的型号和转速。6.电动机选择（1）通风机的输入功率按通风容易和困难时期，分别计算风所需的输入功率Nmin，NmaxoNminQfHsdmin1OOO77s.'maxQfHsdmax1000人"minQfHtdmin1OOO77s"maxQfHtdmax10007/s.（2）电动机的台数及种类Ne=Nmax（/（%%r）Mmi产，心小Max（仙e%r）当2”加20.62,皿时，可选一台电动机，电动机功率为：当N"""V0.6N"w时，选二台电动机，其功率分别为：初期：后期按选一台电机公式计算。ne：电机效率，Qtr：传动效率。六、概算矿井通风费用 130吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。吨煤通风成本主要包括下列费用：1.电费（W。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=（巨+巨人）XD/TE——主要通风机年耗电量，D——电价，元/KWh；T——矿井年产量，吨；nv——变压器效率，可取0.95；Ea——局部通风机和辅助通风机的年耗电量；nw电缆输电效率2.设备折旧费3.材料消耗费用4.通风工作人员工资费用5.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。6.采每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用。第五节可控循环通风概述可控循环通风是由英国学者S.J.LEACH和A.SLACK研究提出，七十年初在英国开始应用。之后，包括中国在内的许多国家也相继对可控循环通风进行了研究和应用。定义：在低瓦斯矿中，当采掘工作面位于矿井的边远地区，原有通风系统不能保证按需供风，而该地区的回风的风质又比较好时，可以在局部通风系统的进、回风之间安置通风设备、设施和监控设备，对回风进行合理循环控制加以再利用，以增加用风地点的实际风量。此种通风方法称为可控循环风。循环率: 131第八章矿井空气调节概论矿井空气调节是改善矿内气候条件的主要技术措施之」其主要内容包括两方面：-是对冬季寒冷地区，当井筒入风温度低于2c时，对井口空气进行预热；二是对高温矿井用风地点进行风温调节，以达到《规程》规定的标准。第一节井口空气加热本节主要介绍井口空气加热设计的一般方法及步骤。一、井口空气加热方式井口一般采用空气加热器对冷空气进行加热，其加热方式有两种。1.井口房不密闭的加热方式当井口房不宜密闭时，被加热的空气需设置专用的通风机送入井筒或井口房。这种方式按冷、热风混合的地点不同，又分以下三种情况：（1）冷、热风在井筒内混合如图8TT所不。（2）冷、热风在井口房内混合如图8T-2所示。（3）冷、热风在井口房和井筒内同时混合其布置方式如图8-1-3所示。以上三种方式相比较，第一种方式冷、热风混合效果较好，通风机噪声对井口房的影响相对较小，但井口房风速大、风温低，井口作业人员的工作条件差，而且井筒热风口对面井壁、上部罐座和罐顶保险装置有冻冰危险；第二种方式井口房工作条件有所改善，上部罐座和罐顶保险装置冻冰危险减少，但冷、热风的混合效果不如前者,而且井口房内风速较大，尤其是通风机的噪声对井口的通讯信号影响较大；第三种方式综合了前两种的优点，而避免了其缺点，但管理较为复杂。 1321—通风机房：2一上气加热室；3—仝气加热器；1—通风机房；2—仝气加热室；4—通风机；5—热风道；6—井筒3—空气加热器；4—通风机；5—井筒图8-1-31—通风机房；2—空气加热室；3—空气加热器；4—通风机；5―热风道；6—井筒。1.井口房密闭的加热方式当井口房有条件密闭时，热风可依靠矿井主要通风机的负压作用而进入井口房和井筒，而不需设置专用的通风机送风。采用这种方式，大多是在井口房内直接设置空气加热器，让冷、热风在井口房内进行混合。对于大型矿井，当井筒进风量较大时，为了使井口房风速不超限，可在井口房外建立冷风塔和冷风道，让一部分冷风先经过冷风道直接进入井筒，使冷、热风即在井口房混合又在井筒内混合。采用这种方式时，应注意防止冷风道与井筒联接处结冰。井口房不密闭与井口房密闭这两种井口空气加热方式相比，其优缺点见表8TT。 133表8T-1井口空气加热方式的优缺点比较表井口空气加热方式优点缺点1.井口房不要求密闭；1.井口房风速大、风温低，井口作业井口房2.可建立独立的空气加热室，布置人员工作条件差：不密闭较为灵活：2.通风机运行噪声对井口房通讯有影时3.在相同风量下，所需空气加热器响；的片数少。3.设备投资大，管理复杂。井口房密闭时1.井口房工作条件好；2.不需设置专用通风机，设备投资少。1.井口房密闭增加矿井通风阻力；2.井口房漏风管理较为麻烦。二、空气加热量的计算1.计算参数的确定(1)室外冷风计算温度的确定。井口空气防冻加热的室外冷风计算温度，通常按下述原则确定：立井和斜井采用历年极端最低温度的平均值；平碉采用历年极端最低温度平均值与采暖室外计算温度二者的平均值。(2)空气加热器出口热风温度的确定。通过空气加热器后的热风温度，根据井口空气加热方式按表8T-2确定。表8-1-2空气加热器后热风温度的确定送风地点热风温度CC)送风地点热风温度(℃)立井井筒60〜70正压进入井口房20〜30斜井或平40〜50负压进入井口10〜20房2.空气加热量的计算井口空气加热量包括基本加热量和附加热损失两部分，其中附加热损失包括热风道、通风机壳及井口房外围护结构的热损失等。基本加热量即为加热冷风所需的热量,在设计中，•般附加热损失可不单独计算，总加热量可按基本加热量乘以一个系数求得。即总加热量0,可按公式(8T-1)计算：Q=aMCp(th-t,)>KW(8-1-1)式中M一井筒进风量，Kg/s；a—热量损失系数，井口房不密闭时a=1.05〜1.10,密闭时a=1.10〜1.15； 1343—冷、热风混合后空气温度，可取2C；L一室外冷风温度，C；Cp一空气定压比热,Cp=1.01KJ/(Kg•K)o三、空气加热器的选择计算1.基本计算公式(1)通过空气加热器的风量A/,=a-M—~~—,Kg/s(8-1-3)z/1o式中Nt—通过空气加热器的风量，Kg/s；%一加热后加热器出口热风温度，℃,按表8-1-2选取；其余符号意义同前。(2)空气加热器能够供给的热量Q=kSAtp,KW(8-1-4)式中Q—空气加热器能够供给的热量，KW；K—空气加热器的传热系数，KW/(m'•K)；S—空气加热器的散热面积，m2；△t“一热媒与空气间的平均温差，C。当热媒为蒸汽时：△t,J=t-(t1+th0)/2,℃(8-1-5)当热媒为热水时：△tp=(twi+tw2)/2-(t0+th(>)/2,℃(8-1-6)式中t、一饱和蒸汽温度，℃；%、5—热水供水和回水温度，℃；其余符号意义同前。空气加热器常用的在不同压力下的饱和蒸汽温度，见表8-1-3。表8T-3不同压力下的饱和蒸汽温度蒸汽压力(KPa)〈3098196245294343392饱和蒸汽温度CC)100119.6132.8138.2142.9147.21512.选择计算步骤 135空气加热器的选择计算可按下述方法和步骤进行：(1)初选加热器的型号初选加热器的型号首先应假定通过空气加热器的质量流速(vP)',一•般井口房不密闭时(vp)'可选4〜8Kg/m2.s,井口房密闭时(vp)'可选2〜4Kg/m；s。然后按下式求出加热器所需的有效通风截面积S'：S'=M1/(vp)/,m2(8-1-7)在加热器的型号初步选定之后，即可根据加热器实际的有效通风截面积，算出实际的(vp)值。(2)计算加热器的传热系数表8-1-4中列举了部分国产空气加热器传热系数的实验公式，供学习时参考，更详细的资料请查阅有关手册。如果有的产品在整理传热系数实验公式时，用的不是质量流速(vp),而是迎面风速Vy,则应根据加热器有效截面积与迎风面积之比a值(a称为有效截面系数)，使用关系式vy=6咆，由vp求出外后，再计算传热系数。P如果热媒为热水，则在传热系数的计算公式中还要用到管内水流速1。加热器管内水流速可按下式计算：M,C(/r0—/.)(8-1-8)=——IN"m/式中％—加热器管内水的实际流速，m/s；S.一空气加热器热媒通过的截面积，m2；C一水的比热,C=4.1868KJ/Kg•Ko其余符号意义同前。(3)计算所需的空气加热器面积和加热器台数空气加热器所需的加热面积可按下式计算：(8-1-9)式中符号意义同前。 136计算出所需加热面积后，可根据每台加热器的实际加热面积确定所需加热器的排数和台数。(4)检查空气加热器的富余系数，•般取1.15〜1.25O(5)计算空气加热器的空气阻力△1],计算公式见表8-1-4。(6)计算空气加热器管内水阻力△!!,计算公式也见表8-1-4。表8-1-4部分国产空气加热器的传热系数和阻力计算公式表加热器型号热媒传热系数空气阻力△热水阻力Ah(KPa)K(W/m2•K)H(Pa)5、6、10D14.6(vp严1.76(vp),9MD型：5、6、10Z14.6(vp严1.47(vp)19815.2V,1'96SRZ型5、6、10X蒸汽14.5(vp严320.88(vp)212Z,X型:7D14.3(vp严2.06(vp)"715.2V/%7Z14.6(vp严2.94(vp严7X15.l(vp)057'1.37(vp严7BXA/2蒸汽15.2(vp)0501.71(vp)167SRL型BX15.l(vp)0-433.03(vp)162A/316.5(vp)0-241.5(vp)'58BXA/2热水14.5(vp)0292.9(vp)IMBXA/3注：vp空气质量流速,Kg/m：s；V,水流速，m/so第二节矿井主要热源及其散热量要进行矿井空调设计，首先就必须了解引起矿井高温热害的主要影响因素。能引起矿井气温值升高的环境因素统称为矿井热源。本节将重点讨论这些矿井主要热源及其散热量的计算方法。一、井巷围岩传热1.围岩原始温度的测算围岩原始温度是指井巷周围未被通风冷却的原始岩层温度。在许多深矿井中，围岩原始温度高，往往是造成矿井高温的主要原因。由于在地表大气和大地热流场的共同作用下，岩层原始温度沿垂直方向上大致可划分为三个层带。在地表浅部由于受地表大气的影响，岩层原始温度随地表大气温度的变化而呈周期性地变化，这一层带称为变温带。随着深度的增加，岩层原始温度受地表大气的影响逐渐减弱，而受大地热流场的影响逐渐增强，当到达某一深度处时，二 137者趋于平衡，岩温常年基本保持不变，这一层带称为恒温带，恒温带的温度约比当地年平均气温高1〜2C。在恒温带以下，由于受大地热流场的影响，在一定的区域范围内，岩层原始温度随深度的增加而增加，大致呈线性的变化规律，这一层带称为增温带。在增温带内，岩层原始温度随深度的变化规律可用地温率或地温梯度来表示。地温率是指恒温带以下岩层温度每增加1℃,所增加的垂直深度，即：Z-Zgr=,m/℃(8-2-1)lr地温梯度是指恒温带以下，垂直深度每增加100m时，原始岩温的升高值，它与地温率之间的关系为：Gr=100/gr,℃/100m(8-2-2)式中&一地温率，m/℃；G,一地温梯度，C/100m；Z。、Z-叵温带深度和岩层温度测算处的深度，m；trf)、tr恒温带温度和岩层原始温度，°C。若已知gr或&及Z。、5,则对式(8-2-1)、式(8-2-2)进行变形后，即可计算出深度为Zm的原岩温度表8-2-1列出的我国部分矿区恒温带参数和地温率数值，仅供参考。表8-2T我国部分矿区恒温带参数矿区名称恒温带深度Zo(m)恒温带温度tyoCC)地温率gr(m/℃)辽宁抚顺25〜3010.530山东枣庄4017.045平顶山矿区2517.231〜21罗河铁矿区2518.959〜25安徽淮南潘集2516.833.7辽宁北票台吉2710.640〜37广西合山2023.140浙江长广3118.944湖北黄石3118.843.3-39.81.围岩与风流间传热量井巷围岩与风流间的传热是一个复杂的不稳定传热过程。井巷开掘后，随着时间的推移，围岩被冷却的范围逐渐扩大，其所向风流传递的热量逐渐减少；而且在传热过程中由于井巷表面水分蒸发或凝结，还伴随着传质过程发生。为简化研究，目前常 138将这些复杂的影响因素都归结到传热系数中去讨论。因此，井巷围岩与风流间的传热量可按下式来计算：Qr=K.UL(tra-t),KW(8-2-5)式中Q,一井巷围岩传热量，KW；K,一围岩与风流间的不稳定换热系数，KW/(m2-℃)；U一井巷周长，D1;L一井巷长度，m；tra—平均原始岩温，℃;t一井巷中平均风温，°C。围岩与风流间的不稳定传热系数K,是指井巷围岩深部未被冷却的岩体与空气间温差为时，单位时间内从每巷道壁面上向空气放出(或吸收)的热量。它是围岩的热物理性质、井巷形状尺寸、通风强度及通风时间等的函数。由于不稳定传热系数的解析解相当复杂，在矿井空调设计中大多采用简化公式或统计公式计算。限于教材篇幅，此处不再赘述。应用时，请参阅有关专著或手册。二、机电设备放热在现代矿井中，由于机械化水平不断提高，尤其是采掘工作面的装机容量急剧增大，机电设备放热已成为这些矿井中不容忽视的主要热源。1.采掘设备放热采掘设备运转所消耗的电能最终都将转化为热能，其中大部分将被采掘工作面风流所吸收。风流所吸收的热能中小部分能引起风流的温升，其中大部分转化成汽化潜热引起熔增。采掘设备运转放热一般可按下式计算：Q=WN,KW(8-2-6)式中Q,一风流所吸收的热量，KW；甲一采掘设备运转放热中风流的吸热比例系数；W值可通过实测统计来确定。N一采掘设备实耗功率，KWo2.其它电动设备放热 139电动设备放热量一般可按下式计算：Q,=(1-Ht)nmN,KW(8-2-7)式中Q,一电动设备放热量，KW；N—电动机的额定功率，KW；L-提升设备的机械效率，非提升设备或下放物料L=0;储一电动机的综合效率，包括负荷率、每日运转时间和电动机效率等因素。三、运输中煤炭及肝石的放热在以运输机巷作为进风巷的采区通风系统中，运输中煤炭及肝石的放热是…种比较重要的热源。运输中煤炭及研石的放热量一般可用下式近似计算：Qk=mCmAt,KW(8-2-8)式中Qk一运输中煤炭或砰石的放热量，KW；m一煤炭或肝石的运输量，Kg/s；&一煤炭或肝石的比热，KJ/(Kg•℃)；△t一煤炭或肝石与空气温差，可由实测确定，也可用下式估算：Z=0.0024L°8(/r-?B.m),℃(8-2-9)式中L一运输距离，m；t,一运输中煤炭或砰石的平均温度，•般较回采工作面的原始岩温低4〜8C；运输巷道中风流的平均湿球温度，C。四、矿物及其它有机物的氧化放热井下矿物及其它有机物的氧化放热是一个十分复杂的过程，很难将它与其它热源分离开来单独计算，现•般采用下式估算：Qo=q0V0JSUL,KW(8210)式中Qo一氧化放热量，KW；V一巷道中平均风速，m/s；q0—V=lm/s时单位面积氧化放热量，KW/m2；在无实测资料时，可取3〜4.6X103KW/m2o其余符号意义同前。五、人员放热 140在人员比较集中的采掘工作面，人员放热对工作面的气候条件也有一定的影响。人员放热与劳动强度和个人体质有关，现一般按下式进行计算:Qwo=nq,KW(8-2-11)式中Q"一人员放热量，KWn一工作面总人数；q—每人发热量，一般参考以下数据取值：静止状态时取0.09〜0.12KW；轻度体力劳动时取0.2kw；中等体力劳动时取0.275kw；繁重体力劳动时取0.47kw。六、热水放热井下热水放热主要取决于水温、水量和排水方式。当采用有盖水沟或管道排水时,其传热量可按下式计算：Qw=KwS(tw-t),KW(8-2-12)式中Q.一热水传热量，KW；K,一水沟盖板或管道的传热系数，KW/(m2-℃)；S—水与空气间的传热面积。水沟排水:S=B,L,m2；管道排水:S=nD?L,m2；B,一水沟宽度，m；D?一管道外径，m；L—水沟长度，m；t,一水沟或管道中水的平均温度，C；t一巷道中风流的平均温度，℃o水沟盖板的传热系数可按下式确定：Kw=i/(±+l+_L),KW/(m2•℃)(8-2-13)ajXa2管道传热系数可按下式确定：Kw=i/(_^_+^Linll+-L),KW/(m2•℃)(8-2-14)aid,2入山a2式中a।一水与水沟盖板或管道内壁的对流换热系数，KW/(m2-℃)；a2—水沟盖板或管道外壁与巷道空气的对流换热系数，KW/(m2-℃)；S一盖板厚度，m； 141入一盖板或管壁材料的导热系数，KW/(m-℃)；Di一管道内径，m；D2一管道外径，mo第三节矿井风流热湿计算矿井风流热湿计算是矿井空调设计的基础，是采取合理的空调技术措施的依据。一般计算的范围是从井筒入风口至采掘工作面的回风口，可与第五章第五节所述的矿井通风网路解算联合进行。本节主要依据矿井风流热湿交换的基本原理，着重阐述矿井风流热湿计算的基本方法及其应用。一、地表大气状态参数的确定在矿井空调设计中，地表大气状态参数一般按下述原则确定：地表大气的温度采用历年最热月月平均温度的平均值；地表大气的相对湿度采用历年最热月月平均相对湿度的平均值；地表大气的含湿量采用历年最热月月平均含湿量的平均值。这些数值均可从当地气象台、站的气象统计资料中获得。二、井筒风流的热交换和风温计算研究表明，在井筒通过风量较大的情况下，井筒围岩对风流的热状态影响较小，决定井筒风流热状态的主要因素是地表大气条件和风流在井筒内的加湿压缩过程。根据热力学第一定律，井筒风流的热平衡方程式为：Cp«2-h)+Y(d2-d|)=g(Z|-Z2)(8—3-1)式中0一空气的定压质量比热，KJ/(Kg•℃)；丫一水蒸汽的汽化潜热，Kg/KJ；3、t2一井口、井底的风温，C；小、dz一井口、井底风流的含湿量，g/Kg；Zi>Z2一井口、井底的标高，m。在一定的大气压力下，风流的含湿量与风温呈近似的线性关系：d=622幽士项，g/Kg(8-3-2)P-Pm式中 142t—风流温度，C；P一大气压力，Pa； 143b、£'、Pl与风温有关的常数，由表8-3-1确定。A=622hP-Pm贝lj：d=A(p(t+£')(8-3-3)将式(8-3-3)代入式(8-3-1)可解得:(1+Ei(pi)ti+F(1+E2(P2)(8-3-4)其中组合参数(只是为了简化公式而设的，没有任何物理意义):E,=2.4876A1；E2=2.4876A2A.=622b/(P,-PB)；A2=622b/(P2-Pn)；F=(ZI-Z2)/102.5-(E2(p2-E,(p1)o式(8-3-4)即为井底风温计算式。式中PcP?一井口、井底的大气压力，对于井底大气压力可近似按式(8-3-5)推算：P2=Pi+gP(Z-Z2),Pa(8-3-5)gP一压力梯度，其值为11.3〜12.6,Pa/m；井口、井底空气的相对湿度，％。风温/℃b£，Pm井下地面1〜1061.9789.3241016.12734.1611〜1750.27419.9791459.011053.3617〜23144.305-3.7702108.051522.0823〜29197.838-8.9883028.412187.8529〜35268.328-14.2884281.273105.5535〜45393.015-22.9586497.054692.24 144(8-3-6)孙射心一i)+MJ。-&)=[KrU(tr-t)+K,U,KxUx(t-tx)+KwBw(tw-t)]L+EQm式中临一风流的质量流量，Kg/s；K,一风流与围岩间的不稳定换热系数，KW/(m2-℃)；U一巷道周长，m；3—原始岩温，℃；K,、L一分别为热、冷管道的传热系数，KW/(m2-℃)；U,、U一分别为热、冷管道的周长，m；3、，一分别为热、冷管道内流体的平均温度，℃；(一巷道中水沟盖板的传热系数，KW/(m2-℃)；B,一水沟宽度，m；t,一水沟中水的平均温度，°C；EQ.一巷道中各种绝对热源的放热量之和，KW；L一巷道的长度，m„式(8-3-6)通过变换整理可改写成：(8-3-7)(R+E(P2)t,=(R+E 145(R+E%)四、采掘工作面风流热交换与风温计算1.采煤工作面风流通过采煤工作面时的热平衡方程式可表示为：Mhcp(t2-tl)+Mbr(d2-dJ=KrUL(tr-t)+(Qk+ZQm)(8-3-10)式中Qk一运输中煤炭放热量，KW；其余符合意义同前。将式(8-2-6)和式(8-3-3)代入式(8-3-10),经整理即可得出采煤工作面末端的风温计算式，其形式和式(8-3-9)完全一样，只是其中的组合参数略有不同。对于采煤工作面：zKrUL+6.67x3dM&广-2.33x10-。"L°$F=E\(pcMbCpA式中m一每小时煤炭运输量，m=-,t/h；TA一工作面日产量，t；T—每日运煤时数，ho当要求采煤工作面出口风温不超过《规程》规定时，其入口风温可按下式确定：(7?+即2%一此一尸,C(8-3-11)R+E(p「N2.掘进工作面风流在掘进工作面的热交换主要是通过风筒进行的，其热交换过程一般可视为等湿加热过程。现以如图8-3T所示的压入式通风为例进行讨论。 146图8-3-1(1)局部通风机出口风温确定风流通过局部通风机后，其出口风温一般可按下式确定：t—to+Kb工，℃(8-3-12)Mbi式中Kb一局部通风机放热系数，可取0.55〜0.7；to一局部通风机入口处巷道中的风温；。C；此一局部通风机额定功率，KW；Mbl一局部通风机的吸风量,Kg/So⑵风筒出口风温的确定：根据热平衡方程式，风流通过风筒时，其出口风温可按下式确定:t_2N0b+(1-Nt)ti+0.O1(Z]-Z2)℃1+Nt其中：Nt=一咕一(K+l)MbiCp对于单层风筒：格KW/m2-℃(8-3-14)aia2对于隔热风筒:Kt=(」-+1-5•+3In2尸，KW/m2•℃(8-3-15) 147a2a।D।2九D2式中tb一风筒外平均风温，°C；Zi一风筒入口处标高，m；Z2一风筒出口处标高，m；K.一风筒的传热系数，KW/(m2«℃)；St一风筒的传热面积，m2；P一风筒的有效风量率，p=-1,2；Mb2一风筒出口的有效风量，Kg/s；ai一风筒外对流换热系数，KW/(m2•℃)；aj=0.006(1+1.47ijo.6615V/+D产)(8316)a2一风筒内对流换热系数，KW/m2-℃；a2=0.00712D^o25vS75(8-3T7)Di一隔热风筒外径，m；D2一风筒内径，m；\一隔热层的导热系数，KW/m,℃；Vb一巷道中平均风速；Vb=0.4167(K+l)Mb,/S,m/s(8-3-18)匕一风筒内平均风速；Vm=0.5308(K+l)Mbi/D^,m/s(8-3-19)S一掘进巷道的断面积，m2o(3)掘进头风温确定风流从风筒口射出后，与掘进头近区围岩发生热交换，根据热平衡方程式，掘进头风温可按下式确定：t3=-L[(l+E(p2-M)t2+2Mtr+F],℃(8-3-20)R其中：M=ZK=3s3；Z=(2KMb,Cp)-1;R=1+M+E(p3;F=ZZQm3-EA 148S3—掘进头近区围岩散热面积，m2；£Q*-掘进头近区局部热源散热量之和，KWO其余符号意义同前。KW/m2•℃掘进头近区围岩不稳定换热系数可按下式确定:(8-3-21)其中：①=[1+1.77闹;R3=Jr/3+R：；Ro=0.564石；Fro二号。Ro式中入一岩石的导热系数，KW/m•°C；a一岩石的导温系数，m7h；T3一掘进头平均通风时间，h；L一掘进头近区长度，mo五、矿井风流湿交换当矿井风流流经潮湿的井巷壁面时，由于井巷表面水分的蒸发或凝结，将产生矿井风流的湿交换。根据湿交换理论，经推导可得出井巷壁面水分蒸发量的计算公式为:aPKg/s(8-3-22)YP。式中a—井巷壁面与风流的对流换热系数；a=2.728xiO-3EmV«-8,KW/m2•℃(8-3-23)丫一水蒸气的汽化潜热，2500KJ/Kg；t一巷道中风流的平均温度，℃；七一巷道中风流的平均湿球温度，℃；U一巷道周长，m；L一巷道长度，m；P—风流的压力，Pa；P。一标准大气压力，101325Pa；Vh一巷道中平均风速，m/s； 149晨一巷道壁面粗糙度系数，光滑壁面£.=1;主要运输大巷e.=1.00-1.65；运输平巷久=1.65〜2.5；工作面£.=2.5〜3.1。由湿交换引起潜热交换，其潜热交换量为：PQq=WmaxY=，KW(8-3-24)式中符号意义同前。必须指出：公式(8-3-22)是在井巷壁面完全潮湿的条件下导出的，所以由该式计算出的是井巷壁面理论水分蒸发量。实际上，由于井巷壁面的潮湿程度不同，其湿交换量也有所不同，故在实际应用中应乘以一个考虑井巷壁面潮湿程度的系数，称为井巷壁面潮湿度系数，其定义为：井巷壁面实际的水分蒸发量与理论水分蒸发量的比值,用f表示，即：该值可通过实验或实测得到。求得井巷壁面的潮湿度系数后，即可求得风流通过该段井巷时的含湿量增量：Ad=fWmax(8-3-26)Mb由含湿量增量，即可求得该段井巷末端风流的含湿量和相对湿度：d2=d1+Ad(8-3-27)(p2=^xlOO%(8-3-28)Ps式中pv—水蒸气分压力，可用下式计算：上电Pa(8-3-29)622+d2Ps一饱和水蒸气分压力，可用下式计算：Ps=610.6expC7t2,pa(8-3-30)237.3+t2本节介绍了矿井风流热湿计算的基本公式，根据这些公式即可逐段地计算出井巷末端风流的温度和相对湿度。第四节矿井降温的一般技术措施 150当矿井气候值超过标准而出现热害时，就必须采取降温措施加以改善。矿井降温的一般技术措施是指除了矿井空调技术外，其他各种用于调节和改善矿井气候条件的措施。它主要包括：通风降温、隔热疏导、个体防护等，本节仅介绍其中几种主要措施。一、通风降温加强通风是矿井降温的主要技术途径。通风降温的主要措施就是加大矿井风量和选择合理的矿井通风系统。1.加大风量实践证明，在•定的条件下（如原风量较小），增加风量是高温矿井最经济的降温手段之一。加大风量不仅可以排出热量、降低风温，而且还可以有效地改善人体的散热条件，增加人体舒适感。所以在高温矿井采用通风降温是矿井降温的基本措施之O但增风降温并不总是有效的。当风量增加到一定程度时，增风降温的效果就会减弱。同时增风降温还受到井巷断面和通风机能力等各种因素的制约，有一定的应用范围。2.选择合理的矿井通风系统从降温角度出发，确定矿井通风系统时，一般应考虑下列原则：（1）尽可能减少进风路线的长度（2）尽量避免煤流与风流反向运行（3）回采工作面采用下行风二、隔热疏导所谓隔热疏导就是采取各种有效措施将矿井热源与风流隔离开来，或将热流直接引入矿井回风流中，避免矿井热源对风流的直接加热，从而达到矿井降温的目的。隔热疏导的措施主要有：1.巷道隔热2.管道和水沟隔热3.井下发热量大的大型机电碉室应独立回风三、个体防护 151对个别气候条件恶劣的地点，由于技术或经济上的原因，如不能采取其他降温措施时，对矿工进行个体防护也是一种有效的方法。矿工个体防护的主要措施就是让矿工穿戴轻便、冷却背心或冷却帽，其作用是防止环境热对流和热辐射对人体的侵害；同时使人体自身的产热量传给冷却服或冷却帽中的冷媒。国外••些国家已研制出了许多种适合井下使用的矿工冷却服和冷却帽，例如南非加尔德-来特公司研制生产的•种干冰冷却背心，干冰用量为4Kg,冷却功率为106〜80W,冷却时间可达6〜8h。再如由原西德米塔尔公司生产一种冰水冷却背心，其用冰量为5Kg,没有冷媒循环系统和运动部件，在冷却功率为220W的条件下，持续工作时间可达2.5h以上。近年国内一些科研单位也研制出了同类产品，在煤矿井下试用也取得较好效果。除了上述措施之外，还有其它一些措施诸如煤层注水预冷煤体、在进风巷道放置冰块、利用调热圈巷道进风等都可起到•定的降温作用。由于矿井的高温原因各不相同，热害程度也轻重不一。因此，在作矿井降温设计时，应对具体问题作具体分析，要因地制宜、有针对性地采取降温措施，才能受到良好效果。第五节矿井空调系统设计简介当采用一般的矿井降温措施，不能有效地解决采掘工作面的高温问题时，就必须采用矿井空调技术。所谓矿井空调技术就是应用各种空气热湿处理手段，来调节和改善井下作业地点的气候条件，使之达到规定标准的一门综合性技术。本节将简单介绍矿井空调系统设计的基本原理和•般方法。一、矿井空调系统设计的依据矿井空调系统设计的主要依据是行业法规(如《煤矿安全规程》等)和上级主管部门的书面批示。此外还必须收集下列资料或数据：(1)矿区常年气候条件，如地表大气的月平均温度、月平均相对湿度和大气压力寺；(2)矿井各生产水平的地温资料和等地温线图；(3)矿井设计生产能力、服务年限、开拓方式、采区布置和年度计划等；(4)采掘工程平(剖)面图、通风系统图和通风网路图；(5)矿井通风系统阻力测定与分析数据，如井巷通风阻力、风阻、风量等；(6)井巷所穿过各岩层的岩石热物理性质，如导热系数、导温系数、比热和密度(7)矿井水温和水量。二、设计的主要内容与步骤 152矿井空调系统设计是一项非常复杂的工作，其主要设计内容和步骤如下：(1)矿井热源调查与分析，查明矿井高温的主要原因及热害程度，并对矿井空调系统设计的必要性作出评价；(2)根据实测或预测的风温，确定采掘工作面的合理配风量，并计算出采掘工作面的需冷量，做到风量与冷量的最优匹配，以减少矿井空调系统的负荷；(3)根据采掘工作面的需冷量、已采取的一般矿井降温措施及生产的发展情况，确定全矿井所需的制冷量，并报请有关部门核准；(4)根据矿井具体条件，拟定矿井空调系统方案，包括制冷站位置、供冷排热方式、管道布置、风流冷却地点的选择等，并进行技术经济比较，确定最佳方案；(5)根据拟定的矿井空调系统方案，进行供冷、排热设计，并进行设备选型；(6)进行制冷机站(碉室)的土建设计，选取合理的布置方式；(7)制冷机站(胴室)内自动监控与安全防护设施的设计，制定设备运行、维护的管理机制；(8)概算矿井空调的吨煤成本和其它经济性指标。上述设计内容非常广泛，它涉及到采矿、通风、空调、制冷、土建等相关学科。设计中即要注意采用先进的技术和设备，又不能忽视实际经验，更要适合当前我国的技术经济条件和可能的发展趋势，只有这样才能做好一个大型的矿井空调系统设计。三、矿井空调系统的基本类型1.地面集中式空调系统它将制冷站设置在地面，冷凝热也在地面排放，而在井下设置高低压换热器将一次高压冷冻水转换成二次低压冷冻水，最后在用风地点上用空冷器冷却风流。其结构如图8-5-2所示。这种空调系统还可有另外两种形式，一种是集中冷却矿井总进风，这种形式，在用风地点上空调效果不好，而且经济性较差；另一种是在用风地点上采用高压空冷器，这种形式安全性较差。实际上后两种形式在深井中都不可采用。 1538图8-5T矿井空调系统结构模式1—制冷站；2—冷水泵；3—冷水管；4一局部通风机；5—空冷器;6一风筒：7一冷却水泵：8一冷却水管；9一冷却塔。图8-5-2地面集中空调系统1—压缩机：2—蒸发机：3—冷凝器：4—节流阀；5、15—水池；6、7、14—水泵；8—冷却塔；9—冷却水管；10一热交换器；11、13、17—冷水管；12—高低压换热器；16、18一空冷器。1.井下集中式空调系统井下集中式空调系统如按冷凝热排放地点不同来分，又有两种不同的布置形式：一是制冷站设置在井下，并利用井下回风流排热，如图8-5-3所示。这种布置形式具有系统比较简单，冷量调节方便，供冷管道短，无高压冷水系统等优点，我国孙村煤矿曾采用这种布置方式。但由于井下回风量有限，当矿井需冷量较大时，井下有限的回风量就无法将制冷机排出的冷凝热全部带走,致使冷凝热排放困难，冷凝温度上升,制冷机效率降低，制约了矿井制冷能力的提高，所以这种布置形式只适用于需冷量不太大的矿井；二是制冷站设置在井下，但冷凝热在地面排放，如图8-5-4所示。这种布置形式虽可提高冷凝热的排放能力，但需在冷却水系统增设一个高低压换热器，系统比较复杂。 154图8-5-3制冷站设在井下，井下排除冷凝热1—压缩机；2—蒸发机；3—冷凝器；4—节流阀；5—水池：6—冷水泵;7一冷却水泵；9—冷却塔；10—空冷器。图8-5-4制冷站设在井下，地面排除冷凝热1—压缩机；2—蒸发机：3—冷凝器；4—节流阀；5、11—冷水泵；6、9、12—冷水管；7一冷水池；8、10—空冷器；13—高低压换热器；14—冷却水管；15—冷却水泵；16—冷却塔；17—换热器。1.井上、下联合式空调系统这种布置形式是在地面、井下同时设置制冷站，冷凝热在地面集中排放，如图8-5-5所示。它实际上相当于两级制冷，井下制冷机的冷凝热是借助于地面制冷机冷 155水系统冷却。图8-5-5井上、下联合式空调系统1〜4—制冷机；5—空气预冷器；6—高低压换热器：7〜9—空冷器；10—冷却塔。上述三种集中式矿井空调系统相比，在技术上的优缺点见表8-5T,设计时究竟采用何种型式应根据矿井的具体条件而定。表8-5T矿井集中式空调系统技术比较表制冷站位置优点缺点地面1.厂房施工、设备安装、维护、管理方使；2.可用一般型的制冷设备，安全可靠；3.冷凝热排放方便：4.冷量便于调节；5.无需在井下开凿大断面嗣室；6.冬季可用天然冷源。1.高压载冷剂处理困难；2.供冷管道长，冷损大；3.需在井筒中安装大直径管道；4.空调系统复杂。井下1.供冷管道短，冷损小；2.无高压冷水系统：3.可利用矿井水或回风流排热；4.供冷系统简单，冷量调节方便；1.井下要开凿大断面的洞室；2.对制冷设备要求严格；3.设备安装、管理和维护不方便；联合1.可提高一次载冷剂回水温度，减少冷损：2.可利用一次载冷剂将井下制冷机的冷凝热带到地面排放。1.系统复杂；2.设备分散，不便管理。 156此外，对不具备建立集中式空调系统条件的矿井，在个别热害严重的地点也可采用局部移动式空调机组。四、制冷站负荷的确定和制冷设备的选择参见有关设计手册
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