矿井通风系统设备选型.doc

矿井通风系统设备选型与经济概算
专业名称　　安全工程　
学生姓名　 　　　　
指导教师　 　　　　　　
安全工程系
这是我自己做的，想给大家说说我的感觉:最好自己来一遍，对自己绝对是一种锻炼，你会有不一样的收获。不懂的地方去问老师、同学,必须去图书馆查资料，你不明白的问题,图书馆有的是介绍，重点看看〈〈采矿工程设计手册>〉，上面介绍的很全面．祝你成功．
目录
第1章　矿井生产及通风安全概况·········································1
1.1 矿井煤层煤质及生产概况·······································1
（一）矿井煤层煤质概况···············································1
(二)矿井井型及开拓方式·············································2
1.2　矿井通风安全概况·············································3
第2章　采区通风系统··················································5
2.1　采区进回风上、下山的选择·····································5
2。2　采煤工作面进风巷与回风巷布置·································5
第3章　矿井需配风量的计算············································9
3。1 采煤工作面风质要求与风量计···································9
(一） 采煤工作面风质要求··········································9
（二） 回采工作面需风量计算·······································10
3。2 掘进工作面风质要求与风量计算·································12
(一）掘进工作面风质要求···········································12
(二）掘进工作面风量计算···········································13
3.3 独立通风硐室风量计算·········································14
(一）《煤矿安全规程》中有关规定···································14
(二）独立通风硐室需风量计算·······································15
（三）其他巷道所需风量计算·········································16
3。4 矿井总风量的计算·············································16
第4章 矿井通风总阻力计算············································17
4。1 井巷通风阻力计算·············································17
井巷通风阻力的计算原则···········································17
4。2 矿井总阻力的计算方法·········································17
（一）矿井阻力的计算　·············································17
(二）降低井巷摩擦阻力的意义和措施·································22
(三）矿井等积孔···················································23
第5章 矿井通风设备选择··············································25
5.1 矿井通风设备选择要求·········································25
5。2 矿井主要通风机选型···········································25
(一）风机风量·····················································25
(二）通风机风压···················································26
（三）通风机的型号与转速确定·······································27
附图:2K60－NO.24型（叶片数为16)矿用轴流式通风机的特性曲线
5.3 电动机的选择·················································27
(一)电动机种类及台数的选择·······································27
(二)电动机选型参数的计算·········································28
第6章 矿井通风费用概算与安全措施····································29
6。1 吨煤通风费用计算·············································29
6。2矿井安全生产技术措施··········································29
（一）矿井瓦斯·····················································29
（二)矿井火灾·····················································32
（三）矿井水灾防治·················································35
（四）粉尘防治·····················································36
总结与致谢·························································38
参考文献···························································39

第1章　矿井生产及通风安全概况
1.1 矿井煤层煤质及生产概况
（一） 矿井煤层煤质概况
该矿地处平原,地面标高+150m，井田走向长度5㎞,倾斜方向长度3。3㎞。井田上界以标高—165m为界，下界以标高—1020m为界,两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定,井田可采储量1.08亿吨。根据开采条件、煤炭供求状况及“规程”规定,确定此矿为年产150万吨大型矿井，服务年限为72年。井田内有两个开采煤层,为K1、K2，在井田范围内，煤层赋存稳定,煤层倾角15º，各煤层厚度，间距及顶底板岩性见综合柱状图1-1。
综合柱状图1—1
(二)　矿井井型及开拓方式
　矿井为立井多水平上下山开拓，第一水平标高—380m，倾斜长为825×2m，服务年限为27年,因走向较短,两翼各布置一个采区，工作面采用后退式开采。每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。每个区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面,工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀,截深0。6m，高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀,截深0.6m，东翼还另布置一个备用高档普采工作面.部分巷道的名称、长度等特征参数见表1-1，综采工作面装备的部分机电设备如表1—2.
部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数表1-1
编号
井巷名称
支护形式
断面（m2）
周长(m)
1
副井井筒
混凝土
35.8
21。90
2
井底车场及主石门
锚喷
14.2
10.4
3
井底运输大巷
锚喷
12。8
13。6
4
采区下部车场
锚喷
12。8
13。6
5
轨道上山
锚喷
10。1
12.0
6
运输机上山
锚喷
9.6
11.8
7
综采区段进风平巷
U型支架
9.6
12.9
8
综采区段回风平巷
U型支架
9。6
12.9
9
液压支架工作面

7。80
11.95
10
高档普采工作面区段进风平巷
钢轨支架
9。6
12。9
11
高档普采面区段回风平巷
钢轨支架
9.6
12.9
12
高档普采面
液压支柱
9.4
11。0
13
高档普采备用进风平巷
钢轨支架
9。6
12.0
14
区段平石门
锚喷
10。28
12。4
15
采区回风石门
锚喷
10.08
12。4
16
风井
混凝土
12.8
13.6
17
总回风平巷
锚喷
9。62
11。70
18
风硐
混凝土

综采工作面部分机电设备一览表1—2
序号
地点
机械设备名称
容量(千瓦)
1
工作面
MLS3—-170双滚筒采煤机
170
2
工作面
SGW-—250型溜子
125×2
3
下顺槽
S2Q——75型转载机
75
4
下顺槽
SD—-160运输机
150
5
工作面
KBY—-62矿用支架防爆重光灯
0。062×10
1。2　矿井通风安全概况
　　矿井通风系统基本状况
矿井拟采用两翼对角式通风.
矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前,由于技术革新，通风机的功率有了很大的提高,因此，常用的通风方式是抽出式和压入式两种，混合式通风应用较少.因此，通风方式从抽出式和压入式中选择一种。两者的技术比较见表1—3.
工作方法
优点
缺点
抽出式

应该自己去查查
应该自己去查查
压入式

应该自己去查查
应该自己去查查
综上所述，只有地面的小窑塌陷区分布较广且与井下采空区沟通或地形复杂且煤层埋藏较浅时,总回风道沟通、维护困难，煤层自然发火不严重时，才考虑用压入式通风机.结合矿井实际条件和目前经济、技术条件,确定矿井主要通风机的工作方式采用抽出式。
采区轨道上山均布置在K2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接,为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个下山掘进头。东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需要独立通风.井为箕斗井提煤用,井为罐笼井升降人员、材料、矸石,也作为进风井用，并设有梯子间。
除综采工作面采用4～6制工作制外，其他均采用3～8制工作。井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，绝对瓦斯涌出量为2.1—2。4m 3/min，高档普采工作面同时作业最多人数60人，绝对瓦斯涌出量为2.0—2.2m 3/min。掘进面均采用压入式通风方式，毛断面积可取6。1—6.4m2，掘进面同时作业最多人数为10人，绝对瓦斯涌出量为1.1-1.2m 3/min，一次爆破的炸药用量为6-8kg，爆破后的通风时间至少20min。
第2章　采区通风系统
2。1　采区进回风上、下山的选择
采区进回风上、下山,即轨道上、下山与运输上、下山的布置，考虑到下列因素民：
1、 第一水平服务时间为27年，时间较长;
2、 因第一水平采用上下山开拓，考虑到下山开采时的进回风，同时减少掘进及巷道维修费用；
3、 K1、K2煤层分别为2。4m、2.8m的中硬煤层，煤层倾角15º，层间距21.6m,因此可采用区段集中平巷布置方式；
4、 K2煤层的底板为稳定的细砂石，直接底板距K2煤层的间距大于8。2m；
5、煤层绝对瓦斯涌出量小，自然发火期长；
因此，可采用联合布置方式,将轨道上山与运输上山布置在K2底板的细砂石中；
倾角与煤层倾角一致，当煤层有起伏时，尽可能保持适当的固定坡度。轨道上山与运输上山的位置关系见图2—1
轨道上山与运输上山位置关系图2-1
（ 单位：m）
2.2　采煤工作面进风巷与回风巷布置
K1、K2煤层的绝对瓦斯涌出量综采面2.1～2.4m³/min，高档普采工作面为2.0～2。2m³/min,为低瓦斯煤层,且煤层赋存;煤层有自然发火危险,发火期为16～18个月,时间较长；煤尘有爆炸性，爆炸指数36%，开采期间应严格按照《煤矿安全规程》的有关规定采取降尘措施，降低煤尘爆炸危险性；综合考虑以上各因素后，采煤工作面采用一进一回的U型通风。
K1，K2煤层区段运输平巷与轨道上山、区段回风平巷与运输上山，均采用石门连接。相互关系见图2—2
图2—2（见议自己画画试试）
工作面上行通风和下行通风对采煤工作面影响重大,而上行通风与下行通风相比：（自己去查查对你有好处）
（1） 采煤工作面涌出的瓦斯，其自然流动方向和上行风向一致，在正常风速（0。5～0.8 m/s）下，瓦斯分层流动和局部积存的可能性很小;而下行通风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；
（2） 上行通风比下行通风工作面温度要高；
（3） 下行通风比上行通风所需机械风压大；
（4） 下行通风在起火地点瓦斯爆炸可能性比上行通风要大；
综合考虑后，工作面选用上行通风,大大降低了瓦斯爆炸的可能性。
工作面通风图2—3
附矿井通风容易、困难时期的通风图2—4和图2—5：
副井
主井
井底运输大巷
1
2
56
62
0
38
68
64
70
76
86
40
42
88
47
39
51
49
53
61
31
59
78
79
35
75
37
图2-5
第3章　矿井需配风量的计算
《煤矿安全规程》中有关规定：
矿井需风量应按下列要求分别计算并取其中的最大值：
1、 按井下同时工作的最多人数进行计算:每人每分钟供风量不得少于　　4m进行计算;
2、 生产矿井的需风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和
进行计算:即各地点的实际需风量应使风流中的瓦斯、CO2和其它有害气体的浓度、风速、温度等都必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。
矿井风量计算后，还应根据邻近矿井的实际配风量进行校核，必要时可进行适当的调整。
3.1　采煤工作面风质要求与风量计算
（一） 采煤工作面风质要求
1、 在采掘面进风流中,O2的浓度≥20%,CH4、CO2的浓度＜0。5%;
2、 在采掘面回风流中，CH4浓度＜1%，CO2浓度＜1。5％；
3、 井下空气中有害气体浓度不得超过下表3—1中的规定。
井巷空气中有害气体的允许浓度 表3-1
名称
安全标准
体积浓度，%
质量浓度，mg/m3
CO
≤0。0024
≤30?
SO2
≤0。0005
≤15
H2S
≤0。00066
≤10
NH3
≤0.004
≤30
4、 采掘工作面的风流温度≤26℃；
5、 井下有人工作地点和人行道空气中粉尘浓度应符合下表3—-2中的规
定.
井巷空气中粉尘的允许浓度 表3—2
粉尘种类
最高允许浓度，mg/m3
含游离SiO2＞10%的粉尘
2
含游离SiO2＜10％的水泥粉尘
6
含游离SiO2＜10%的粉尘
10
6、 每一工作地点,每人每分钟的新风供应量不小于4m3。
（二） 回采工作面需风量计算
1、按工作面CH4(或CO2）的实际涌出量计算：
Qc,i＝Ki·QCH4/(C0—C1） ,m³/min
式中：　QCH4——工作面绝对瓦斯涌出量（或CO2）的涌出量，m³/min；
其中QCH4＝qCH4·A，qCH4为相对瓦斯涌出量，m³/t，A为是日产煤量t/d
Ki——工作面中瓦斯(或CO2）的涌出不均衡系数；机采面可取1。3~1.45，炮采面可取1.35-1.50
C1，C0—-工作面进回风中瓦斯(或CO2)最高允许浓度,分别为0。5％(0.5％）和1％(1.5％）
　　则K1煤层需风量：（下面的都自己算算吧,就当是检验）
综采面：Qc＝K1·QCH4/（C0-C1）＝1.4×2.3/（1%—0。5％）
　　　　　　　＝644m³/min
高档普采面：Qc＝K2•QCH4/（C0—C1）＝1。3×2.1/（1%-0.5％）
　　　　　　　 ＝546m³/min
2、按工作面同时工作的最多人数时进行计算：
Qc, i＝4·N ，m³/min
式中:N——工作面的最多人数
代入计算有:
综采面:Qc，1＝4·N1＝4×40＝160m³/min
高档普采面：Qc，2＝4·N2＝4×60＝240m³/min
3、 按工作面允许风温进行计算：
QC,i＝60·v·S掘 ,m³/min
式中：　　v——工作面允许风速,m/s
S-—采煤工作面的平均断面积，m²（这个你自己必须搞明白）
这是K1煤层取：S综采＝3。68×2.4×0。7＝6.18m²
　S高普＝4。0×2。4×0.7＝6。72m²
K2煤层取：S综采＝3.68×2。8×0。7＝7。21m²　
S高普＝4.0×2.8×0.7＝7.84m²
《煤矿安全规程》规定工作面风温与理想风流速度间的对应关系见表3-3
工作风温与理想风速间的对应关系　表3-3
工作面温度，℃
工作面允许风速，m/s
＜15
0。3～0。5
15~18
0.5～0.8
18～20
0.8～1。0
20～23
1.0~1。5
23~26
1.5～1。8
代入有:
　　　　　　　K1煤层综采面：QC，max＝60×1。8×6.18＝667.14m³/min
高档普采面：QC，max＝60×1.8×6。72＝725.76m³/min
K2煤层综采面：QC，max＝60×1.8×7。21＝778.68m³/min
高档普采面：QC，max＝60×1。8×7。84＝846。72m³/min
4、 按工作面风速验算:
由以上可取采煤工作面的风量为：
　　　　Q综采＝778 m³/min，Q高普＝846 m³/min
根据风速验算条件:
15S〈Q采〈240S ,m³/min
K1煤层综采面：15×6.18＝92.7m³/min 〈Q采〈240×6。18＝1483.2m³/min
高档普采面：15×6.72＝100.8m³/min 〈Q采<240×6.72＝1612.8m³/min
　 K2煤层综采面：15×7。21＝108。15m³/min 〈Q采〈240×7.21＝1730。4 m³/min
高档普采面：15×7.84＝117。4m³/min 〈Q采〈240×7.84＝1881。6 m³/min
即采煤工作面所取风量符合风速验算要求。
5、备用工作面风量计算：
备用工作面亦应满足CH4、CO2、风温等规定计算风量,且最少不得低于同类型采煤工作面实际需要风量的50%，即
　　　　　　　Q备＝0。5Q高普＝0。5×846.7
＝423。36m³/min
所以，采煤工作面的总风量为：
　　　　　　　　　ΣQC＝2Q综采　+ 2Q高普　+Q备
＝2×778+2×846+423
　　　　　　　 　 ＝3671 m³/min
3。2 掘进工作面风质要求与风量计算
(一)掘进工作面风质要求
《矿山井巷工程施工及验收规范》中规定，掘进工作面的风量应符合下列规定：
1、 爆破后15min内能把工作面的炮烟排出；
2、 按掘进工作面同时工作的最多人数计算，每人每分钟新鲜空气量不应小于4m³；
3、 风速不得小于0.15m/s；
4、 混合式通风系统的压入式通风机，必须在炮烟全部排出工作面后方可停止运转。
《煤矿安全规程》第十七条规定:掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼，冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤）洒水和净化风流等综合防尘措施。
(二)掘进工作面风量计算
1、按排除瓦斯所需风量计算：
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，则：
Q掘 ＝100QCH4　Kg ，m³/min
式中： Q掘——掘进工作面实际需风量，m³/min
　　 　QCH4—-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m³/min
　　 　 Kg——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,掘进工作面的最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比.机掘工作面取1。5～2。0，炮掘工作面取1.8~2.0，这里取1.9
代入有：
　　　　　 Q掘 ＝100QCH4　Kg
＝100×1。2×1。9
　　　　　　 ＝228m³/min
2、按局部通风机吸风量计算:
　　　　　　 Q掘 ＝I·Qf·kf ，m³/min
式中：
　 I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台；取1台
Qf ——掘进工作面局部通风机额定风量,m³/min；这里选用JBT－61(14kw）型局部通风机,其额定风量为250m³/min
　　　 　　Qf ——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,进风巷中无瓦斯涌出取1。2,有瓦斯涌出取1。3；这里取1.2
那么有：
　　　　　　 Q掘 ＝1×250×1.2＝300m³/min
3、 按掘进工作面同时作业人数和炸药量所需风量计算：
每人每分钟供风量不得少于4 m³
　　　　　　 Q掘≥4N＝4×10
＝40m³/min
每千克炸药供风量不得少于25m³/min
　　　　　　 Q掘≥25A＝25×8
＝200m³/min
4、 按风速进行验算:
由以上可选取掘进工作面的用风量为：Q掘 ＝300m³/min,其需满足：
煤巷掘进最低风量：　Q煤掘〉15 S煤掘＝15×12。9
＝193。5 m³/min
岩巷掘进最低风量:　Q岩掘>9S岩掘＝9×12.0
＝108m³/min
Q掘 ＝300m³/min均符合要求。
所以，前期掘进工作面的总风量为：
　　　　　　　　　ΣQj＝4 Q煤掘＝4 Q掘
＝1200m³/min
后期掘进工作面的总风量为
ΣQj＝4 Q煤掘+Q岩掘＝5 Q掘
＝1500m³/min
3。3 独立通风硐室风量计算
(一）《煤矿安全规程》中有关规定
1、井下爆破材料库必须有单独的进风风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道中；
2、在多水平生产的矿井内，以及井下没有爆破材料库的矿井，可以设立井下发放爆破材料硐室.发放爆破材料硐室管理制度同井下爆破材料库，必须单独通风；
3、井下充电硐室必须用单独的新鲜风流通风，回风流可以引入采空区回风道中.井下充电硐室内风流中以及电机车充电硐室、局部积聚处的氢气浓度都不得超过0.5%；
4、井下机电硐室必须设在进风风流中；
5、机电硐室的空气温度不得超过30℃;否则应采取降温措施.
（二）独立通风硐室需风量计算
1、井下火药库：
可按每小时4次换气量计算：
式中：　　Qr——井下爆炸材料库需要风量，m³/min
V——井下爆炸材料库的体积,m³/min;包括联络巷道在内的火药库的空间总体积(m3)，一般按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m3/min；中小型火药库60～100m3/min,
　　　　　　　　这里取Qr＝100 m3/min。
2、井下蓄电池电机车库:
蓄电池电机车库一般包括充电硐室、变流硐室和机车修理间等三部分.
其供风量应主要考虑将充电硐室中产生的H2冲淡到安全允许浓度0。5%以下，并降低充电与变流硐室温度。通常取:
这里取Qd＝110m³/min；
3、井下绞车房供风量：
这里取Qj＝100 m³/min；
4、井下主水泵房供风量：
这里取Qs＝210 m³/min；
5、独立通风硐室总风量：
　　　　　　∑Qdj＝2·Qr+Qd+ 4·Qj+Qs
＝2×100+110+2×100+210
　＝720m³/min
（三）其他巷道所需风量计算
低瓦斯矿井中，通常按经验或习惯取值进行计算,也可按实有地点的实际配风要求进行累计计算。也可以公式计算：
　　　　　　　Qq＝133·kt·Qt
式中：　　　Qq--其它巷道用风量，m³/min
　　　　　　 kt—-其它巷道因瓦斯涌出不均匀备用风量系数,一般可1.1~1。3,这里取1。2
　　　　　 Qt——用风巷道的绝对瓦斯涌出量,m³/min
根据经验，这取200m³/min
3.4 矿井总风量的计算
矿井总风量按下式计算：
　　　　　　Qkj ＝Kkj·（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qqj）
式中：　　　Qkj ——矿井总进风量，m3/min；
　　　　　∑Qcj-—采煤工作需风量总和，m3/min;
∑Qjj——掘进工作面需风量总和，m3/min；
∑Qdj——独立硐室需风量总和，m3/min;
∑Qqj——其他巷道需风量总和,m3/min；
Kkj-—矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15～1.25。这是取1.20
通风容易总风量：
∑Qkj，前期 ＝Kkj·(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qqj）
　＝1.20×(3671+1200+720+200）
　　　　　　　　　　＝6949 m³/min
通风困难总风量：
∑Qkj，后期 ＝Kkj·（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qqj）
　＝1。20×(3671+1500+720+200）
　　　　　　　　　　＝7309 m³/min
第4章 矿井通风总阻力计算
4.1 井巷通风阻力计算
井巷通风阻力的计算原则
1、如果矿井的服务年限小于10~20年,可选择在达到设计产量以后的通风容易和通风困难两个时期内的最大(长)通风路线进行计算,得到，则可使所选通风机满足于通风容易和困难时期的要求。
2、如果矿井的服务年限为30～50年，则可只选择在达到设计产量后的15—25年内的通风容易和通风困难两个时期最大(长)通风路线进行计算，得到，可使所选通风机满足于该时期内的通风容易和困难时期的要求。
3、绘制矿井在通风容易与通风困难两个时期内的通风系统示意图和网络图.
4、考虑外部漏风的影响，风机风量与风井总回风量的关系为：
式中，风井没有提升任务时取1.05。
5、控制计算出的矿井总阻力不能超过350 mmH2O，否则,需要对某些局部巷道采取降低风阻的措施.
6、条件许可时，可以通过网络解算来计算矿井的总阻力.
4。2 矿井总阻力的计算方法
(一) 矿井阻力的计算　
1、井巷风阻是反映通风巷道几何特征的参数.当已知巷道的支护方式(）、断面积(S)、周长（U）、巷道长度（L)等参数时,可以进行计算:
2、利用阻力定律计算矿井或区域总风阻：
当已知总阻力h和总风量Q时,可以按阻力定律计算总风阻：
通风容易和通风困难时期每一段巷道阻力的计算如表4—1、4-2、4—3、4—4。因有外部漏风(指在防爆门和主要通风机附近的漏风），所以通过主要通风机装置的风量一定大于矿井所需的总风量。根据实际生产经验，风井无提升任务，外部漏风系数取1.05，即风硐风量为风井的1。05倍。
东翼容易时期通风阻力计算　表4—1
(你最好自己算算，会发现里面有很多问题，等着你想办法去解决）
序
号
井巷区
段序号
巷道
名称
支护
形式
α×104
NS2/m4
L/m
U/m
S/m2
S3/（m2)3
Rfr
NS2/m8
Q
m3/s
Q2
（m3/s）2
hfr
pa
v
m/s
1
0—1
副井井筒
混凝土
370
530
21。9
35.8
45882.7
0。0094
116
13456
126.5
3.2
2
1—2
井底车场及主石门
锚喷
85
200
10。4
14.2
2863。3
0.0062
110
12100
75。0
7。7
3
2-4
运输大巷
锚喷
85
1250
13。6
12。8
2097。2
0.0689
57
3249
223.9
4.5
4
4-6
轨道上山到变电所
锚喷
85
325
12
10.1
1030。3
0.0322
54
2916
93。9
5。3
5
6—10
轨道上山到掘进面
锚喷
85
150
12
10。1
1030。3
0。0149
52
2704
40。3
5.1
6
10—22
轨道上山到采煤面
锚喷
85
175
12
10.1
1030。3
0.0173
42
1764
30。5
4.2
7
22—24
区段进风石门
锚喷
85
145
12。4
10。28
1086.4
0。0141
27
729
10.3
2.6
8
24-28
综采进风平巷
U型支护
140
1260
12.9
9。6
884.7
0.2572
13
169
43。5
1.4
9
28-30
综采工作面
液压支架
320
150
11。95
7.8
474.6
0。1322
13
169
22.3
1。7
10
30-38
综采回风平巷
U型支护
140
1260
12。9
9。6
884。7
0.2572
13
169
43.5
1。4
11
38-40
采区回风石门
锚喷
85
220
12.4
10.08
1024.2
0。0226
27
729
16。5
2.7
12
40-42
总回风平巷
锚喷
85
200
11.7
9.62
890。3
0。0223
57
3249
72.5
5.9
13
40—86
风井
混凝土
33.3
315
13。6
12.8
2097。2
0.0068
57
3249
22。1
4.5
14
86-88
风硐
混凝土

30

0。0120
60
3600
43。2

合计

863。8

西翼容易时期通风阻力计算　表4—2
序
号
井巷区
段序号
巷道
名称
支护
形式
α×104
NS2/m4
L/m
U/m
S/m2
S3/(m2)3
Rfr
NS2/m8
Q
m3/s
Q2
（m3/s）2
hfr
pa
v
m/s
1
0-1
副井井筒
混凝土
370
530
21.9
35。8
45882.7
0.0094
116
13456
126。5
3。2
2
1—2
井底车场及主石门
锚喷
85
200
10。4
14。2
2863.3
0.0116
110
12100
140。4
7.7
3
2-3
运输大巷
锚喷
85
1250
13。6
12。8
2097。2
0.1256
53
2809
352。8
4。1
4
3-7
轨道上山到变电所
锚喷
85
325
12
10。1
1030。3
0。0322
50
2500
80。5
5.0
5
7—11
轨道上山到掘进面
锚喷
85
150
12
10。1
1030.3
0。0149
48
2304
34。3
4。8
6
11—19
轨道上山到采煤面
锚喷
85
175
12
10。1
1030。3
0.0173
38
1444
25.0
3。8
7
19-21
区段进风石门
锚喷
85
145
12。4
10.28
1086。4
0.0149
27
729
10.9
2.6
8
21-23
综采进风平巷
U型支护
140
1260
12。9
9.6
884.7
0。2572
13
169
43。5
1.4
9
23-25
综采工作面
液压支架
320
150
11。95
7.8
474.6
0。1209
13
169
20.4
1。7
10
25—31
综采回风平巷
U型支护
140
1260
12.9
9.6
884.7
0。2572
13
169
43.5
1。4
11
31-35
采区回风石门
锚喷
85
220
12.4
10.08
1024。2
0.0266
27
729
19.4
2。7
12
35—37
总回风平巷
锚喷
85
200
11.7
9。62
890.3
0。021
52
2704
56。8
5。4
13
35-75
风井
混凝土
33.3
315
13。6
12。8
2097.2
0.0143
52
2704
38。7
4。1
14
75—79
风硐
混凝土

30

0。012
55
3025
36。3

合计

1028.8

东翼困难时期通风阻力计算　表4—3
序
号
井巷区
段序号
巷道
名称
支护
形式
α×104
NS2/m4
L/m
U/m
S/m2
s3/(m2)3
Rfr
NS2/m8
Q
m3/s
Q2
(m3/s)2
hfr
pa
v
m/s
1
0—1
副井井筒
混凝土
370
530
21.9
35。8
45882。7
0.0094
122
14884
139。9
3.4
2
1—2
井底车场及主石门
锚喷
85
200
10.4
14。2
2863.3
0。0062
116
13456
83.4
8.2
3
2-56
运输大巷
锚喷
85
1250
13.6
12。8
2097.2
0.0689
61
3721
256.4
4。8
4
56—62
轨道下山
锚喷
85
650
12
10。1
1030。3
0.0644
57
3249
209。2
5。6
5
62-