2 当矿区内开采矿体较多而相距较远时，或矿体走向很长，风阻很大时，宜采用分区通风系统。
3 通风网络和通风系统比较复杂的矿井应采用多级机站通风系统。
4 通风网络应设置风门、调节风门、风墙等必需的通风构筑物，使风流有序流动，减少漏风和短路。
5 在通风线路上，凡停止使用的井巷、采空区硐口等必须予以封闭。
6 通风井巷的断面设计，其风速除满足安全规程的有关规定外，还应从经济风速加以考虑，应进行工程量和能耗比较，以经济效益（能耗）确定断面大小。
7 新建矿井的通风机应采用高效节能风机，其工况点效率应不低于65%。矿井通风系统有效风量率，应不低于60%。
8 矿井主通风机和辅助通风机的叶片角度应该可以调整。
9 固定叶片角度的主通风机和辅助通风机应采用交流变频调速电动机或者直流电动机驱动。 10 风筒应吊挂平直、牢固、接头严密，避免车碰和炮崩，并应经常维护，以减少漏风，降低阻力。
11 通风构筑物（风门、风桥、风窗、挡风墙等）应由专人负责检查、维修、保持完好状态。 12 应绘制全矿通风系统图，并标明用风位置、风流方向、风量、风机和通风构筑物位置、空区、老硐、崩落区位置等。 2.2.7 矿井防排水节能措施
1 矿山设计应采取有效的防水和治水措施，采用堵、截、引等方法减少流入矿井的水量，对于采后地表陷落的矿山或露天开采转入地下开采的矿山应采用截流排水措施。
2 采用平硐溜井开拓的矿山应采用自流排水方式，必要时可开凿专用排水巷道。
3 矿井排水系统采用分段接力排水还是采用集中排水方式，需进行技术经济比较，其中能源消耗是比较的主要内容。在经济效益相近条件下，优先选用分段接力排水方式。
4 涌水量大，水文地质条件复杂，含水带位于开采矿床上部的矿井，应设置中段截流巷道分段集水后排出地表。
5 水文地质和岩石条件较好的矿山，可采用设置高位水仓、潜没式泵站的压力注水方式向泵腔注水；有条件时宜采用无底阀排水。
6 应考虑设备排水能力与排水管路直径的匹配，最大排水速度不应超过2.5m/s。 2.2.8 压缩空气系统节能措施
1 空压机站应靠近压气设备使用点，一般宜设在副井井口；用气点距离较远时应设分区空压机
5
站或井下空压机站。用气地点分散，用气量不大时，可采用移动式空压机。
2 压气管直径选择合理，压气管网总压降应不大于空压机站额定压力的12%或者0.1MPa。 3 同时开动的压气设备数量应与同时开动的凿岩机能力相匹配，避免压力过低或空转。 4 使用高压凿岩设备应在压缩空气系统中设增压器。 5 独立作业点可设移动式空压机。 6 应选用能耗低的空气压缩机。 2.2.9 坑内破碎节能措施
1 当采场出矿块度大，采用箕斗提升时，应设坑内破碎设施。 2 采用新型高效破碎设备。
3 破碎前后的矿仓应有足够的容积储存矿石，破碎设备尽量满负荷运行。 4 破碎机应尽量采用振动设备均匀给矿。给矿设备应采用变频调速控制给料量。 2.2.10 充填系统节能措施
1 充填站位置宜设在矿体开采中心地带，尽可能减小充填倍线。 2 尽量采用尾砂充填和废石充填方式。少用或不用水砂充填方式。 3 采用废石充填时，应建立坑内废石充填系统，争取废石不出坑。 4 采用尾砂充填时，应采用高浓度充填，创造条件尽可能实现自流输送。
5 需要采用泵送充填时，在保证充填工艺和充填体性能的前提下，尽量降低充填料浆浓度，减小充填管路输送阻力。
6 采用混凝土充填时，充填骨料应靠自重，通过井筒或钻孔下放到井下，在井下制成混凝土。 7 设计泵送充填系统时应考虑充填料浆的流量与充填管路直径的匹配，在充填料浆不沉淀的前提下，适当加大管路直径，降低管路阻力。
2.3 能耗指标
2.3.1 露天矿开采综合能耗指标
露天矿开采综合能耗指标按下式计算：
P=P0×K1×K2×K3×K4+D （2.3.1）
式中：P ——露天矿单位矿石综合能耗（kg标准煤/t矿）；
P0——露天矿单位矿石基准综合能耗（kg标准煤/t矿），见表2.3.1-1；
K1——露天矿剥采比系数，见表2.3.1-2； K2——露天矿深度系数，见表2.3.1-3；
6
K3——露天矿运输系数，见表2.3.1-4； K4——露天矿开拓方式系数，见表2.3.1-5；
D ——排水单位能耗，（kg标准煤/t矿）按设计选取。
表2.3.1-1 露天开采基准（可比）综合能耗指标P0
指标 设计规模 大型 中型 小型 P0 kg标准煤/t矿（kW·h/t矿） 一级 0.95 (7.73) 1.25 (10.17) 1.63 (13.26) 二级 1.05 (8.54) 1.35 (10.98) 1.75 (14.24) 三级 1.15 (9.36) 1.50 (12.21) 1.95 (15.87) 注：（1）表中基准能耗值是剥采比为1时的指标值。 （2）电折算成标准煤：1kW·h=0.1229kgbm。（1kgbm=8.1367 kW·h）。
表2.3.1-2 露天矿剥采比系数K1
露天矿剥采比 K1 0.5 0.75 1 1 2 1.5 3 2 4 2.5 5 3 6 3.5 注：（1）表中剥采比指生产平均剥采比。
（2）K1计算方法为露天矿剥采比加1之和除以2。
表2.3.1-3 露天矿深度系数K2
类型 深度（m） H≤100 大型 100＜H≤200 200＜H≤300 H≤50 中小型 50＜H≤100 100＜H≤200 注：露天矿矿石和废石的运距与深度有关。
表2.3.1-4 露天矿运输系数K3
运距（km） 机车+汽车运距L≤4 汽车运距L≤2 机车+汽车运距4＜L≤6 汽车运距2＜L≤3 7
K2 0.85 1 1.2 0.9 1 1.5 K3 0.7 1 机车+汽车运距6＜L≤8 汽车运距3＜L≤4 1.3 注：运输作业能耗在露天矿采矿能耗中比重很大，特别是汽车运输，根据几个露天矿统计，运输能耗比重为60～70%（按现行能源换算系数，1kg柴油=1.4571kgbm，1kgbm=8.1367kW?h）,因此运输距离对能耗的增加比重较大。
表2.3.1-5 露天矿开拓运输方式系数K4
开拓运输方式 公路汽车 平硐溜井下设电机车 平硐溜井下设汽车 皮带 2.3.2 地下开采综合能耗指标
地下开采综合能耗指标用下式计算：
P=P0×K1×K2×K3×K4×K5+D （2.3.2）
式中：P ——地下开采综合能耗指标（kg标准煤/t矿）；
K4 1 0.7 0.8 0.6 P0——基准（可比）能耗（kg标准煤/t
矿
），见表2.3.2-1；
K1——采矿方法系数，见表2.3.2-2； K2——开采深度系数，见表2.3.2-3； K3——坑内运输系数，见表2.3.2-4； K4——地质复杂系数，见表2.3.2-5； K5——通风难度系数，见表2.3.2-6； D ——排水设计能耗，kg标准煤/t矿。
表2.3.2-1 地下开采基准（可比）综合能耗指标P0
指标 设计规模 P0 kg标准煤/t矿（kW·h/t矿） 一级 1.84（15） 2.21（18） 2.70（22） 二级 2.21（18） 2.70（22） 3.20（26） 三级 2.70（22） 3.20（26） 3.81（31） 大型 中型 小型
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