1、毕业设计矿井通风设计第二章 矿井通风系统优化的可行性论证前 言煤炭是工业的粮食,我国一次能量消费结构中,煤炭占75%以上。我国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一,我国煤层的赋存条件多种多样,煤矿开采条件比较复杂,同时由于我国是个发展中国家,原有工业基础较为薄弱,从而决定了我国煤矿的建设方式、采煤方法和管理体制具有多层次、多类型的特点。煤炭开采技术随着煤层赋存条件的不同而有很大的差异，我国煤层赋存条件多种多样，目前国有重点煤矿缓斜，倾斜、急斜煤层可采煤层储量分别占86.3%、10.1%和3.6%，这些特点决定了我国采煤方法必然是多种多样的。因此采用合适的开采方，为国家节省人力、物力、财力是相当重要
2、。矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成部分，是保证矿井安全生产的重要一环。矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建矿井通风设计与生产矿井通风设计两种。对于新建矿井通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑矿井的长远发展。对于生产矿井通风设计，必须在调查研究的基础上，充分考虑矿井生产的特点和发展规划，尽量利用原有井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。设计必须贯彻和遵守党和国家的技术经济政策、规程、规范及相关规定。第一章 矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置平煤集团大庄矿位于平顶山市石龙区，韩梁矿区中部。
3、东距平顶山市64km，南距鲁山县、东北距宝丰县各约15km，见图1.1。其地理位置坐标为：东经11251181125342，北纬335120335329。主井口坐标：X=3749986.364，Y=38396588.768，Z=193.500。图1.1 平顶山煤田（矿区）平面图1.1.2 井田地质地层自下而上依次为：1、寒武系：出露于井田西南部，主要由灰黄色泥质灰岩、灰岩及白云质灰岩、白云岩等组成。2、石炭系上石炭统太原组：平均厚67.9m，为一套海陆交互相的含煤建造。主要由砂岩、砂质泥岩、砂泥质灰岩、及生物碎屑灰岩夹庚组煤组成。底部为鲕状泥岩。3、二叠系下二叠统山西组：由灰至灰黑色砂质泥岩、
4、泥岩、砂岩、紫红色斑块泥岩及己组煤组成，含煤一组2-5层，为本井田主要含煤地层，平均厚93.8m。下二叠统下石盒子组：整合于山西组之上，由灰色、灰白色砂岩、深灰色砂岩、砂质泥岩及丙、丁、戊煤组等组成，平均厚321.8m。上二叠统上石盒子组：整合于下石盒子组之上，由深灰色砂质泥岩、泥岩，灰绿色、肉红色及紫色砂岩，紫红色泥岩及甲、乙煤组组成，本组不含可采煤层，含每9-17层，平均厚311m。上二叠系石千峰组：本组下部为灰白色、厚层状中粒长石石英砂岩平顶山砂岩段，平均厚121m。上部为紫红或暗红色长石石英砂岩，平均厚127m。4、三叠系由红褐色或砖红色砂岩、粉砂岩组成，平均厚170m。5、第三系分布
5、于井田中南部，为灰白色泥灰岩，不整合于各系之上，岩溶发育，平均厚3.50m 。6、第四系有杂色粘土、黄土、卵石及钙质结核组成，平均厚50m。本井田属石炭、二叠系含煤系，含煤地层为太原组、山西组和上、下石盒子组，煤系总厚厚794.5m。区内老地层在湛河以南，含煤地层在湛河以北的沟谷中有零星出露。低山丘陵主要由二叠系石千蜂组砂岩和平顶山砂岩组成。其余均为第四系覆盖，露头稀少。根据1：5000的地质填图和钻探工程揭露，地层从老到新主要为：寒武系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。 石炭二叠系为区内含煤地层，可采和局部可采煤层为庚20、己16-17、己15、己14、戊9-10、戊8、丁5-6、和丙3等八
6、层，庚21为偶尔可采煤层，分别赋存于太原组、山西组和下石盒子组中。其中庚20、己16-17、己15、戊9-10、戊8、和丁5-6煤层为全区可采，庚21、己14和丙3煤层为局部可采。戊组煤：东以岩浆岩与煤层交接线（即C1403C1408点连线）为界，北以大庄断层上盘断煤交线（即C1408C1414点连线）为界，西界自北而南与马道矿东界（即C1414C1425点连线）、五七煤矿东界（即C1425C1430点连线）、青草岭逆断层下盘断煤交线（即C1430、C1431两点连线），南以双头山正断层上盘断煤交线（即C1431、C1432、C1401点连线）、泉上庄正断层上盘断煤交线（即C1401C1403
7、点连线）为界。己组煤：东以岩浆岩与煤层交接线（即B1413B1420点连线）为界，北以3752400纬线、谢河正断层下盘断煤交线（即B1420B1426点连线）与高庄井田分界，西界自北而南以38394200经线、留出山高矿广场煤柱、五七煤矿后以青草岭逆断层（即B1426、B1442点连线），南以双头山正断层、泉上庄正断层（即B1442B1413点连线）为界。系统组序号厚度（米）岩性特征二叠系下统下 石盒子组11.51(0.30-1.85)灰色砂岩210（4.68-12.9）粉砂岩32.8（2.10-3.05）己15煤485（76.42-108.12）深灰色细砂岩5 3.8（1.984.63）己
8、16-176 17.8 （25.240.6）砂质泥岩图1.2 综合柱状图1.1.3 企业经济性质平煤集团大庄矿为合法国有企业。1.2地理水文概况1.2.1 地形地貌本区属低山丘陵区，山脊宽缓圆滑、呈缓坡状起伏，坡度较缓，沟谷开阔，地势总体呈西部与东部高中间低、北高南低。海拔标高一般为200m左右，井田西部青草岭在矿区和井田地势比较高，山体走向北东至南西，海拔最高标高为+445.90，为地表分水岭，中东部石龙河河床最低，海拔标高+161.0m，相对高差284.90m。1.2.2 水文概况区内为低山丘陵地貌，受地形的影响，冲沟较发育。常年性地表水体发育，流经井田东部的石龙河，流向由北向南，经大庄、
9、竹茂村流出井田注入沙河，该河九十年代前为常年性河流，最大流量为33.13m3/s，最小流量为0.1676m3/s，由于受气候、煤炭开采抽放大量地下水及工农业生产、生活用水的大幅度增加，九十年代之后变为季节性河流，洪水期有水，井田内最高洪水位标高+188.17m，枯水期一般无水，主要排泄矿井与工业废水。1.3开采方法与顶底板条件1.3.1 开采方法大庄矿于1966年建井，1973年投产。开拓方式为三立井分水平盘曲式双翼开采，一水平分为三个采区（戊一、戊二、戊三），主采戊8、戊9-10煤层，该水平于1998年全部结束；二水平分为四个采区（己一、己二、己三与己四），主采己16-17煤层，其中，己一、
10、己二采区分别于2000和2001年结束。采煤方法采用走向长壁法。采煤工艺以炮采为主，兼有高档普采。顶板管理采用全岩垮落法。通风方式为压入式。（1）煤层倾角井田内煤层倾角为06，为近水平煤层，但局部地段煤层有较大起伏，个别地段倾角大于15，对矿井运输、排水等有一定影响。（2）煤层稳定性戊8煤层厚约3.10m，一般不含夹矸；戊9-10煤层厚约3.34m，普遍含一层以上夹矸，两者均属中厚煤层，间距3 m左右，均属不稳定性大部可采煤层，厚度变化不大，但煤层因受岩浆岩侵蚀破坏，造成局部地段不可采，对合理正常的工作面布置及采掘生产影响较大。己16-17煤层厚0.1013.40 m，平均厚约5.28 m。从
11、四个采区揭露情况，因煤层厚度变化较大，致使上分层开采后，下分层因煤层厚度不均或可采厚度不连续，给工作面布置及采掘生产造成一定的难度。庚20、庚21煤层，厚分别为01.93 m、01.49 m，平均厚分别为0.97 m、0.56 m，均属极不稳定薄煤层，可一次采全高。但由于厚度不稳定，回采难度较大。1.3.2 煤层顶底板特征（1）戊8、戊9-10煤层戊8煤层：直接顶板主要为砂质泥岩及细砂岩，厚118m，一般为6m。致密性脆、易冒落，放顶后成块状冒落，不易管理；老顶为中粒砂岩，厚517m较坚硬、且稳定，不易冒落。此外，在井田南部的戊二、戊三采区，戊8煤层大部分受岩浆岩侵蚀破坏，煤层直接顶板常为岩浆
12、岩所代替，放顶后不易冒落，形成大面积的空顶现象，给顶板管理带来较大困难。底板为戊9-10煤层顶板，局部见底鼓现象。主要可采煤层顶底板岩石物理力学性质。属中等稳定性顶底板。戊9-10煤层：顶板以泥岩及砂质泥岩为主，次为细中粒砂岩，厚0.55 m，一般厚3 m左右，其上为戊8煤层。井田内厚度由南至北变化规律明显，南部一般厚为0.8 m左右，北部一般厚4 m左右，西部戊二采区最厚达5 m以上。泥岩及砂质泥岩顶板，较疏松、易冒落，不易管理，在采掘过程中，常有冒顶事故发生。在井田南部部分地段，由于戊8煤层受岩浆岩侵蚀严重，采面回采后，岩浆岩不易冒落，形成大面积的空顶区，最大空顶距达10m以上，给顶底板管
13、理带来一定困难。底板主要为泥岩、炭质泥岩，次为粉砂岩及细中粒砂岩，厚0.110m，一般厚3m，其中泥岩较致密、块状结构，遇水浸易膨胀。属中等稳定性至不稳定性顶底板。（2）己16-17煤层顶板主要为泥岩、粉砂岩，次为砂质泥岩与细至中粒砂岩等。厚0.2010m ，一般为5 m 。岩石致密、坚硬、层理发育，岩性较稳定。局部有炭质泥岩伪顶，厚0.5 m，块状易碎，与煤混落，影响煤质。采掘过程中，遇砂质泥岩顶板时，顶板稳定性相对较差，易冒落，且有冒顶事故发生；顶板为砂岩地段，其稳定性好，易于管理，放顶后垮落高度一般为25m。煤层底板多为泥岩、粉砂岩，厚0.27 m，一般为3m。块状结构，受水浸后易膨胀，
14、在采掘生产过程中有底鼓现象。次外，煤层局部受岩浆岩侵蚀破坏，对生产有一定影响。属中等稳定性至不稳定性顶底板。（3）庚20、庚21煤层两煤层间距一般为5.5 m左右。庚20煤层，顶板主要为深灰色灰岩或泥岩，厚0.105.3m ，灰岩致密、块状结构、易脆、稳定性好。底板主要为灰岩，部分地段为泥岩，厚0.503.0 m，灰岩底板稳定性好，泥岩底板稳定性差，遇水易变软或膨胀。庚21煤层顶底板与庚20煤层相似，均属稳定至不稳定顶底板。1.4 区域水文地质1.4.1 地表水本区属暖温带大陆性季风气候，夏季炎热，冬季寒冷，降水较充足。年平均降雨量764 .28mm,最大1235.50mm(1964年110月
15、),最小为424.7mm（1966年）,降雨多集中在6、7、8三个月，约占年降水量的70%。地表水体有石龙河和捞饭店水库，石龙河为区内较大的季节性河流，由北而南流经矿区中部，枯水期主要排泄矿坑水、工业与生活废水，流量为0.1676m3/s；丰水期，暴雨时形成洪峰，最大流量为33.13m3/s，由于汇水面积有限，通常持续时间短，一般不超过12小时。捞饭店水库，位于井田东北部，南北长650m，东西宽100m，面积0.104km2，水库正常水位+210m，最大水深10m，正常蓄水量51.8万m3，超出部分水量由泄洪道泄入石龙河。由于矿区是以青草岭和岩浆岩体为主体组成的低山丘陵区，标高+160+466
16、m。相对高差达300 m。地势北高南低，东西高中间低，冲沟发育，地表径流与排泄条件良好。1.4.2 老空、老窑水韩梁矿区，由于煤层埋藏相对较浅，开采历史悠久，新中国成立之前，在其浅部已有众多的小窑存在，二十世纪五十年代，先后有大庄矿、高庄矿、梁洼矿、韩庄矿、荆家门矿、五七矿等大中型国有与地方煤矿建井投产，八十年代乡镇与个体煤矿开始大规模的建设与开采，致此，大小矿井累计达上千个。目前，荆家门矿、梁洼矿、韩庄矿及众多的小窑已停产报废，现生产矿井资源储量亦剩余有限，由此，矿区内报废矿井和废弃小窑采空区，业已形成了庞大的地下水储存空间，加之，原生产小煤矿越层、越界开采现象较普遍，井田边界煤柱、采区煤柱
17、和井巷煤柱多已遭破坏，导致老空、老窑水相互连通，构成统一含水体，受大气降水补给后，由高向低径流，在其低洼处形成大面积集水，对现生产矿井的安全构成严重威胁。1.4.3 小窑水本井田内分布大量的古窑和小窑。近年来新开发及已经停产的小窑达几百个。小窑老空区内多有积水，并由导水裂隙与地表水构成水力联系，常年接受大气降水和地表水的补给。小窑的越层开采，沟通了邻近含水层的水力联系，致使该地区水文地质条件日趋复杂化。小窑水成为本井田的主要水害。第二章 矿井通风系统优化的可行性论证2.1矿井通风优化的目的和意义在以下三个方面：（1）可以解决矿井通风困难问题，提高通风系统的稳定可靠性。（2）可以提高突出矿井的安
18、全性能，提高矿井的本质安全性，增加矿井抗风险的能力。（3）可以找到一条矿井通风系统升级改造的新路子，为其他类似矿井提供基础资料。2.2通风系统优化的必要性 随着矿井不断的开拓延伸，矿井自然条件和开采技术也在不断的发变化。主要表现在以下方面：（1）矿井瓦斯等级从低瓦斯矿井转变为高瓦斯矿井，由于矿井瓦斯等级提高，如何实现从一个突出瓦斯矿井到高瓦斯矿井再到低瓦斯矿井，使通风系统符合规程要求，建立专回系统，并确保矿井在防治煤与瓦斯突出方面提高安全性能，也是一个大的系统工程。早期的通风系统也不适合高瓦斯突出矿井的要求。矿井通风阻力不断增大，一方面矿井阻力增加造成矿井负压与主要通风机不匹配不适应；（2）另
19、一方面，矿井通风也变的十分困难，形成两个极端；一方面采区内部风量紧张，瓦斯不能够得到很好的释放，瓦斯经常处于临界状态，瓦斯超限次数增加，威胁安全生产，另一方面，采区总回风因为巷道断面小，风速超限。（3）随着矿井的机械化提高，对风量、温度的要求也越来越高，因此必须对通风系统进行改造。2.3矿井通风优化的紧迫性（1）随着主下山采区的强力开发，采煤方法和采煤工艺进一步先进，矿井不断向下延伸，瓦斯问题日益突出，系统的优化和风机的改造势在必行。（2）风井必须改造，保证风机安全可靠运行，只能增大供风能力才能满足矿井生产的需要。2.4通风系统优化的可行性（1）技术条件:对于通风系统改造，目前国家制定了一套可
20、以用来测定的技术标准。比如矿井通风阻力测定，网络结算，主扇性能鉴定等，在使用这些技术方面，本矿井也用比较成熟的经验。（2）现场条件：通过采取施工新巷道或者阔修原有巷道解决通风阻力和提高矿井安全性能的方法是目前国内采取的主要方法。2.5优化采用的原理本次优化采用通风安全技术中的阻力测定技术、网络结算技术、主扇性能鉴定技术等。所采用的原理为流体力学中有关流体方面的定理如伯努里方程、摩擦阻力定理、主要通风机特性曲线等。第三章 矿井通风系统选择3.1矿井通风系统优化方案的提出为了更好的施工和节约成本，提高本次优化的成效我们提出了两个方案下载我们对两个方案进行比较分析方案一：为了符合高瓦斯突出矿井的要求
21、，在矿井施工一会风井，使回风巷道增加到两条。方案二：更换主扇风机。3.1.1方案比较 经过对2个方案的对比，第一个方案工期较长，且耗资巨大，从经济方面和工期方面考虑都不太合理。而第二方案，在近期就可以实施，并基本满足了近阶段内矿井生产的需要，比较符合现场实际3.2 矿井通风的任务及作用风是供给井下人员呼吸，保障井下作业人员的身体健康和生命安全；是稀释和排除井下各种有害气体和矿尘，创造良好的工作环境和治理煤矿瓦斯、煤尘、火灾的基础。建立完整合理的矿井通风系统是矿井安全生产的基本保证，合理的矿井通风系统有利于排除矿井瓦斯、降低工作面的温度和防止煤炭自燃。目前，用通风方法排除井下瓦斯、粉尘和热量的平
22、均能力，估计为：排除全矿井瓦斯量的80%90%；排除回采工作面瓦斯量的70%80%；排除装有抑尘装置回采工作面的粉尘量的：20%30%；排除深井回采工作面热量的60%70%；供给矿井的新鲜空气的质量约为矿井采煤量的518倍。由此可见，矿井通风在煤矿生产过程中的地位，是矿井不可缺少的重要环节。风是煤矿井工开采的命脉，矿井通风技术是解决煤炭工业安全生产问题的基本措施之一。3.3矿井通风系统的选择3.3.1选择原则结合所确定的井田开拓、采区巷道布置、回采工艺，选择矿井通风系统。要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等原则。所设计的矿井服务年限超过2025年，则分前期和后期设计，后期只考虑通风
23、方案，不做详细设计。矿井通风系统要符合下列要求：1.每个矿井必须至少要有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口之间的距离不得少于30米。新建和改扩建矿井，如果采用中央式通风时，还要在井田边界附近设置安全出口；当井田一翼走向较长，矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时，必须掘出井田边界附近的安全出口。井下每一个水平到上一个水平和每个采区至少都必须有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连通。通到地面的2个安全出口和2个水平间的安全出口，都必须有便于行人的设施（台阶和梯子间等）。2.风井位置要在洪水位标高以上（大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井50年一遇），进风井口须避免污染空气进入，距有害
24、气体源的地点不得小于500米。井口工程地质及井筒施工地质条件简单，占地少、压煤少、交通方便、便于施工。3.箕斗提升井一般不应兼作进风井或出风井。如果井上、下装卸载装置和井塔有完善的封闭措施，其漏风不超过15%，并有可靠的防尘措施，箕斗井可以兼作出风井；若井筒中风速不超过6m/s，有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准，箕斗井可以兼作进风井。胶带输送机斜井一般不得兼作风井。如果胶带输送机斜井中的风速不超过4m/s，并有可靠的防尘措施和防火措施，可以兼作进风井；如果胶带输送机斜井中的风速不超过6m/s，并装有甲烷断电仪，可以兼做回风井。4.所有矿井都要采用机械通风，主要通风机必须安装在地面
25、。新建矿井不宜在同一井口选用几台主要通风机联合运转。5.不宜把两个可以独通风的矿井合并为一个通风系统；若有几个出风井，则自采区到各个出风井的风流需保持独立；各工作面的回风在进入采区回风道之前、各采区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通；下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开；在条件允许时，要尽量使总进风早分开，总回风晚汇合。6.采用分区式（多台主要通风机）通风时，为了保证联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主要通风机的回风流、（中央主要通风机）每一翼的回风流都必须严格隔开。7.尽可能降低通风阻力。尽量采用并联通风，并使主要并联风路的风压接近相等，以避
26、免过多的风量调节。尽可能利用旧巷道通风。8.尽可能避免设置大量风桥和风门或采用容易引起大量漏风的通风系统。9.井下爆炸材料库必须有单独的进风流，回风必须引进矿井主要回风道。井下充电硐室必须独立通风，回风风流应引入回风巷。依据矿井通风设计的条件，提出多个技术上可行的方案。首先根据矿井生产实际，选定2-3个技术上可行，且符合安全要求的方案进行经济比较，将最优方案确定为设计方案。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后，所确定的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复生产。3.3.2选择矿井主扇的工作方法1、抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停止运转时，井下的风
27、流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。2、压入式通风的特点是：在矿井主通风机的作用下，矿内空气处于高于当地大气压力的正压状态，当矿井与地面间存在漏风通道时，漏风从井内漏向地面。压入式通风矿井中，由于要在矿井的主要进风巷中安装风门，使运输、行人不便，漏风较大，通风管理工作较困难。同时当矿井主通风机因故停止运转时，井下风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，造成瓦斯积聚，对安全不利。因此，在瓦斯矿井中一般很少采用压入式通风。矿井浅部开采时，由于地表塌陷出现裂缝与井下沟通，为避免用抽出式通风
28、将塌陷区内的有害气体吸入井下，可在矿井开采第一水平时采用压入式通风，当开采下水平时再改为抽出式通风。此外，当矿井煤炭自然发火比较严重时，为避免将火区内的有毒有害气体抽到巷道中，有时也可采用压入式通风。 结合矿井实际情况，选择压入式通风。3.3.3选择矿井通风系统1、中央并列式优点：初期开拓工程量小，投资少，投产快；地面建筑集中，便于管理；两个井筒集中，便于开掘和井筒延深；井筒安全煤柱少，易于实现矿井反风。缺点：矿井通风路线是折返式，风路较长，阻力较大，特别是当井田走向很长时，边远采区与中央采区风阻相差悬殊，边远采区可能因此风量不足；由于进、回风井距离近，井底漏风较大，容易造成风流短路；安全出口
29、少，只有2个；工业广场受主要通风机噪声影响和回风风流的污染。适用条件：井田走向长度小于4km，煤层倾角大，埋藏深，瓦斯与自然发火都不严重的矿井。2、中央分列式优点：安全性好；通风阻力比中央并列式小，矿井内部漏风小，有利于瓦斯和自然发火的管理；工业广场不受主要通风机噪声的影响和回风流的污染。缺点：增加一个风井场地，占地和压煤较多；风流在井下的流动路线为折返式，风流路线长，通风阻力大。适用条件：井田走向长度小于4km，煤层倾角较小，埋藏浅，瓦斯与自然发火都比较严重的矿井。3两翼对角式优点：风流在井下的流动路线为直向式，风流路线短，通风阻力小；矿井内部漏风小；各采区间的风阻比较均衡，便于按需分风；矿
30、井总风压稳定，主要通风机的负载较稳定；安全出口多，抗灾能力强；工业广场不受回风污染和主要通风机噪声的危害。缺点：初期投资大，建井期长；管理分散；井筒安全煤柱压煤较多。适用条件：井田走向长度大于4km，需要风量大，煤易自燃，有煤与瓦斯突出的矿井。4分区对角式优点：各采区之间互不影响，便于风量调节；建井工期短；初期投资少，出煤快；安缺点：风井多，占地压煤多；主要通风机分散，管理复杂；风井与主要通风机服务范围小，接替频繁；矿井反风困难。适用条件：煤层埋藏浅或因煤层风化带和地表高低起伏较大，无法开凿浅部的总回风巷，在开采第一水平时，只能采用分区式。另外，井田走向长，多煤层开采的矿井或井田走向长、产量大
31、、需要风量大、煤易自燃，有煤与瓦斯突出的矿井也可采用这种通风方式。5区域式优点：既可以改善矿井的通风条件，又能利用风井准备采区，缩短建井工期；风流路线短，通风阻力小；漏风少，网络简单，风流易于控制，便于主要通风机的选择。 缺点：通风设备多，管理分散，管理难度大。适用条件：井田面积大、储量丰富或瓦斯含量大的大型矿井。6混合式优点：有利于矿井的分区分期建设，投资省，出煤快，效率高；回风井数目多，通风能力大；布置灵活，适应性强。 缺点：多台风机联合工作，通风网络复杂，管理难度大。适用条件：井田走向长度长，老矿井的改扩建和深部开采；多煤层多井筒的矿井；井田面积大、产量大、需要风量大或采用分区开拓的大型矿井。根据以上各通风方式的要求，参考实习矿井的通风方式，结合设计矿井的实际情况，选择中央并列式通风。第四章 矿井风量计算与分配4.1 风量计算矿井需风量的计算原则矿井需风量应按照“由里往外”的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出矿井总风量。矿井总风量按下式计算： Qkj =（Qcj+Qjj+Qdj +Qgj）Kkj式中：Qkj矿井总供风量，m3/min；
