1、矿井通风与安全课程设计矿井通风与安全课程设计 姓 名: 刘 兵 班 级:10级安全工程本科(2)班 学 号:12121002015 指导教师: 辛 程 鹏 完成时间:2013年7月17日 资源与安全工程学院目 录第一章 矿井通风系统的拟定1概述1一、矿井通风系统1二、通风系统的基本要求1第二章 局部通风设计4(一)设计原则及掘进通风方法的选择41、设计原则42、掘进通风方法的选择4(二)掘进工作面所需风量计算及设计51、掘进工作面所需风量51)、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算52)、按炸药使用量计算53)、按工作人员数量计算54)、按风速进行验算62、掘进面的设计61)、巷道断面62)、支护形式
2、6(三)掘进通风设备选择61、风筒的选择61)、风筒的种类62)、风筒漏风7(1)、风筒漏风备用系数7(2)、风筒有效风量72、局部通风机的选择7(1)、局部通风机工作风量Qf8(2)、局部通风机的工作风压hf8(3)、局部通风机选型:8第三章 风量计算及风量分配9(一)矿井需风量计算91、生产工作面、备用工作面9(1)、按气象条件或瓦斯涌出量进行计算9(2)、按工作面温度选择适宜的风速进行计算10(4)、按回采工作面同时作业人数11(4)、按风速进行验算:11(5)、备用工作面风量11备用工作面不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。112、掘进工作面所需风量113、硐室实际需要风量114、
3、矿井总风量12(二)风量分配与风速验算13风量分配15(1)容易时期15(2)困难时期15第四章 矿井通风阻力计算17(一)计算原则17(二)计算方法17第五章 主要通风机选型22(一)自然风压22(二)选择主要通风机231、确定主要通风机的风量232、确定主要通风机的风压233、求通风机的实际工况点24(三)选择电动机25第六章 概算矿井通风费用及评价271、吨煤的通风电费272、矿井等积孔、总风阻27第七章 矿井通风安全措施建议29参考文献:312第一章 矿井通风系统的拟定概述一、矿井通风系统矿井通风系统是矿井通风方式、通风方法和通风网络的总称。矿井通风系统是由通风机和通风网络两部分组成。
4、1、风流由入风井口进入矿井后,经过井下各用风场所,然后进入回风井,由回风井排出矿井,风流所经过的整个路线称为矿井通风系统。矿井通风系统是由向井下各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路和通风动力以及通风控制设施等构成的工程体系。矿井通风系统与井下各作业地点相联系,对矿井通风安全状况具有全局性影响,是搞好矿井通风防尘的基础工程。2、无论新设计的矿井或生产矿井,都应把建立和完善矿井通风系统,作为搞好安全生产,保护矿工安全健康,提高劳动生产率的一项重要措施。矿井通风系统按服务范围分为统一通风和分区通风;按进风井与回风井在井田范围内的布局分为中央式、对角式和中央对角混合式;按主扇的工作方式分为压
5、入式、抽出式和压抽混合式。此外,阶段通风网络、采区通风网络和通风构筑物,也是通风系统的重要构成要素。防止漏风,提高有效风量率,是矿井通风系统管理的重要内容。3、矿井通风系统设计是矿井总体设计的一个重要组成部分,是保证矿井安全生产的重要组成部分。其基本任务就是结合矿井开拓和开采设计,建立一个安全、可靠技术先进、经济合理和便于管理的通风系统。二、通风系统的基本要求选择任何通风系统,都要求符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术可行、经济技术指标合理等总原则。就要适应以下基本要求: 1、每个矿井至少要有两个通到地面的安全出口,各个出口之间的安全距离不得小于30m。新建和改建的矿井,如果采用中央并列式通
6、风时,还要在井田边界附近设置安全出口,井下每一个水平到井上一水平和每个采区至少都有两个出口,并与通到地面的安全出口相连通,通到地面的安全出口和两个水平之间的出口都必须有便于人行的设施。2、进风井口要避免污风、尘土、炼焦气体、矸石燃烧等气体的侵入。进风井口距离产生烟尘、有害气体的地点不得小于500m;为防止进风井筒冬季结冰,需设暖风设备,矿井的总回风道不得作为主要人行道;矿井排到地面的回风流和主要通风机的噪音都不得造成公害,进风井与出风井的设置地点必须地层稳定,施工地质条件比较简单,占地少,而且要在当地历年来洪水位的最高标高以上。3、不宜把两个可以独立通风的矿井合并为一个通风系统;若有几个出风井
7、,则自采区流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。4、采用多台分区主要通风机时,为了保持联合运转的稳定性,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、中央主要通风机和每一翼的主要通风机的回风流都必须严格隔开。5、要充分注意降低通风费用。为此,主要风道的断面不宜过小,并做到壁面光滑,以降低摩擦阻力;主要风道的拐弯要缓慢,断面的变化要均匀,以降低局部阻力;要尽可能使每个采区的产量均衡,阻力接近,使自然
8、分配的风量基本上和按需分配的风量一致;尽可能减少通风构筑物。6、要符合采区通风和掘进通风的若干要求;要满足防治瓦斯、火、尘、水和高温对矿井通风系统的要求;还要有利于深水平或后期通风系统的发展变化。题目某煤矿井田东西走向长约3 Km,南北倾向宽约1.7Km,井田面积约4.5519Km2,井田总体呈单斜构造,煤层倾角大部分小于15,属缓倾斜煤层。顶板为黑色泥岩,致密而均一,底板为灰白色细中粒砂岩,煤层厚度0.846.12米,平均5.9米,以镜煤、亮煤为主,含黄铁矿,煤层夹矸03层,倾角1014。矿井煤层自燃发火期为1个月,自燃趋势较突出的是2月3月。煤尘具有爆炸性,爆炸指数为40.3%。矿井属低瓦
9、斯矿井。设计生产能力为90万t/年。矿井采用斜井单水平上下山开拓,矿井的采煤方法为走向长壁,采煤工艺为综采放顶煤。采用中央边界式通风方式。风井设在采区的边界。主、副井进风,风井回风。采区采用轨道上山、运输上山进风,专用回风巷回风。工作面采用U型后退式开采,采煤工作面风流流动形式是上行通风。综放面平均控顶距为3.96m,实际采高4.1 m,工作面面长150米,工作面温度20,回采工作面同时作业人数最多90人。矿井掘进工作面平均瓦斯涌出量为1.2 m3/min,掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量7.2kg,掘进工作面同时工作的最多人数40人。第二章 局部通风设计(一)设计原则及掘进通风方法的选择1
10、、设计原则根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺,确定合理的局部通风方法及其布置方式,选择风筒类型和直径,计算风筒出入口风量,计算风筒通风阻力,选择局部通风机。局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分,其新风取自矿井主风流,其污风又排入矿井主风流。其设计原则可归纳如下:(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
11、台或多台风机联合运行。2、掘进通风方法的选择掘进通风方法分为利用矿井内总风压通风和利用局部动力设备通风的方法,局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,它是由局部通风机和风筒(或风障)组成一体进行通风,按其工作方式可分为:(1)压入式通风(2)抽出式通风(3)混合式通风压入式通风新风经过风机,安全系数高,可用柔性风筒,柔性风筒重量轻,易于贮存和搬运,连接和悬吊也简单,胶布和人造革风筒防水性能好,是大多数矿井局部通风的选择,结合本设计故选择压入式通风。(二)掘进工作面所需风量计算及设计根据规程规定:矿井必须采用局部通风措施1、掘进工作面所需风量按下列因素分别计算,取其最大值。1)、按瓦斯(二氧
12、化碳)涌出量计算 m3/s (2-1)式中:Q掘掘进工作面实际需风量, m3/s ; 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量, m3/s ; K掘掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常,机掘工作面取1.52.0;炮掘工作面取1.82.0。此处取1.8所以:Q掘=1003.21.8=576(m3/min)2)、按炸药使用量计算 (m3/min) (2-2)式中:25使用1炸药的供风量,(m3/min); A掘掘进工作面一次炸破所用的最大炸药量,。所以:Q掘=257.2=180(m3/min)3)、按工作人员数量计算 (2-3)式中:N掘掘进
13、工作面同时工作的最多人数,所以: Q掘=440=160(m3/min) Q掘取其最大值: 576(m3/min) 根据上述计算,应选取所有风量中的最大值,故按排瓦斯所需风量为该掘进巷道的需风量,大小为576 m3/min。4)、按风速进行验算掘进工作面的最小风速:600.258.7=130.5(m3/min)掘进工作面的最大风速:6048.7=2088(m3/min)130.5(m3/min) 小于576(m3/min) 小于2088(m3/min)符合要求。2、掘进面的设计1)、巷道断面各个掘进头的断面由于巷道的用途、位置不完全相同,则其断面也不完全相同,对于运输顺槽其巷道断面一般较大,净断
14、面一般在8.0m2左右,掘进断面为9.6m2左右对于回风顺槽断面较小,净断面一般在6.6m2左右,掘进断面一般7.8m2左右,其他各掘进头断面由其净断面确定。此处掘进断面取8.7m2。2)、支护形式 在上下顺槽内,巷道支护形式采用工字钢支护(三)掘进通风设备选择1、风筒的选择1)、风筒的种类 掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻,易于贮存和搬运,连接和悬吊也简单,胶布和人造革风筒防水性能好,且柔性风筒适于压入式通风,本设计通风长度750米,因此可选用直径为1000的胶布风筒。风筒特性如表2-1。表2-1风筒类别风筒直径接头方式百米风阻Ns2/m8节长胶布风
15、筒400单反边131.3210m胶布风筒600双反边15.8830m2)、风筒漏风(1)、风筒漏风备用系数 柔性风筒的pq值用下式计算: (2-4)式中:n接头数;在这里n=75030=25 Lei一个接头的漏风率,插接时取0.010.02;反边连接时取0.005。在这里取0.005所以pq=1(1250.005)=1.14285所以 Qf= pqQh=1.14285576=658.28(m3/min)风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数: (2-5)所以:Ls=(658.28576)658.28=12.4%(2)、风筒有效风量 掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数: (2-6) 所以
16、ps=(112.4%)100%=87.6%通过风筒的风量Q即: (2-7) =617.77(m3/min) 2、局部通风机的选择 确定局部通风机的工作参数:(1)、局部通风机工作风量Qf根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况,用下式计算局部通风机的工作风量。 (2-8)既Qf= pqQh=1.14285617.77=706.02(m3/min)(2)、局部通风机的工作风压hf 压入式通风时,设风筒出口动压损失为hv,则局部通风机的全压Ht为 (2-9)式中:Rf压入式风筒的总风阻。 Rf=1.9750100=142.5所以Ht=142.5706.0260576600.8111.2(5766
17、0)20.64=16789.31(pa)(3)、局部通风机选型:根据需要的Qf、Ht、值在局部通风机特性曲线上,确定局部通风机的合理工作范围,选择长期运行效率高的局部通风机。查课本表638得选择的局部通风机为:BKJ6611NO5.0型 功率:15kw 转速:2950r/min,动轮直径:0.5m。第三章 风量计算及风量分配(一)矿井需风量计算对设计矿井的风量,可按两种情况分别计算:一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时,矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算,并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算,根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量,结合
18、矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量,再计算矿井需风量。另一种是依据邻近生产矿井的有关资料,按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是:矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求,使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合规程有关规定。创造良好的劳动环境,以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的,故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料,分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量,得出全矿井需风量,即“由里往外”计算方法。1、生产工作面、备用工作面每个回采工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及
19、工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。本设计矿井属低瓦斯矿井。(1)、按气象条件或瓦斯涌出量进行计算低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量(用瓦斯涌出量计算,采用高瓦斯计算公式)确定需要风量,其计算公式为: (3-1)式中:Qc采煤工作面需要风量,m3/s; Qjb不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/s。 Qjb工作面控顶距工作面实际采高工作面有效断面积适宜风速(不小于1m/s); Kcg回采工作面采高调整系数(见表3-1); Kcc回采工作面长度调整系数(见表3-2); Kcw回采工作面温度调整系数(见表3-3)。表3-1 Kcg回采工作面采高调整系数采 高2
20、00长度调整系数(K长)1.01.01.31.31.5表2-3 Kcw回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度()采煤工作面风速(m/s)配风调整系数K温180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6 代入公式得: (3-2) =3.964.111.4111 =22.73(m2/s)(2)、按工作面温度选择适宜的风速进行计算 (3-3) 式中:Vc采煤工作面风速,m/s;见表3-4 Sc采煤工作面的平均断面积,m2。所以: Qc=6013.9
21、64.1=974.1660=16.24(m3/s)表3-4采煤工作面风速回采工作面空气温度()采煤工作面风速(m/s)配风调整系数K温180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6(4)、按回采工作面同时作业人数每人供风不小于4m3/min,则 (3-4)式中:N采煤工作面同时工作人数.。此处为90人。所以:Qc=(490)60=6(m3/s)根据上述计算并取其中最大值即为22.73(m3/s)(4)、按风速进行验算:(m3/s) (3-5)式中:S工
22、作面平均断面积,m2此处为3.964.10.7=11.4所以:0.2511.4=2.85 411.4=45.6既符合(5)、备用工作面风量 备用工作面不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。所以备用工作面风量取22.7350%=11.37(m3/s)2、掘进工作面所需风量前面已经算过为9.6(m3/s)3、硐室实际需要风量硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算,即 (3-6)式中:Q火火药库实际需要风量,按每小时4次换气量计算,即Q火=4V/60=0.07V (m3/s); V井下爆炸材料库的体积,m3,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
23、,大型火药库供风100150m3/min;中小型火药库供风60100m3/min;这里取90m3/min既1.5 m3/s Q充充电硐室实际需要风量,应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算,但不得小于100m3/min,或按经验值给定100200m3/min,此处取150m3/min,即2.5m3/s;机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风,选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过30,其它硐室温度不超过26。Q机大型机电硐室实际需要风量,应按机电设备运转的发热量计算,即 (3-7)Wi 机电硐室中运转的机电总功率,kW;(1-i ) 机电硐室的发热系数,应根据实际考查的结果确定,
24、也可取下列数值,空气压缩机房取0.200. 23;水泵房取0.020.04;8601kW/h的热当量数,千卡;i 机电设备效率;t机电硐室进回风流的气温差,;Q采硐 采区绞车房或变电硐室实际需要风量,按经验供给风量6080 m3/min ;这里取70m3/min既1.17m3/s; Q其它硐 其它硐室所需风量,根据具体情况供风 既 (3-8) =1.5 m3/s+2.5m3/s+1.17m3/s =9.27(m3/s)4、矿井总风量矿井总风量按下式计算 (3-9) =(22.73+9.6+11.37+9.27) 1.20 = 63.564(m3/s)式中: Qkj 矿井总进风量,m3/s;Qc
25、j 采煤工作面实际需要风量总和,m3/s;Qjj 掘进工作面实际需要风量总和,m3/s;Qdj 独立通风的硐室实际需要风量总和,m3/s;Qgj矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和,m3/s;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1.151.25。矿井内部漏风量是:风门个数52%=10%;再加上井下其他挡风地点的漏风率,取5%;得到矿井内部漏风率10%+5%=15%。矿井内部漏风量为: Qkj漏风率=59.2515%=8.89 m3/s 平均每处漏风量为:8.89 5=1.778m3/s(二)风量分配与风速验算当风量分配到各用风地点后,必须结合巷道断面情况
26、进行风速验证,保证各条巷道的风速均在合理范围内。各条井巷的供风量确定后,要按规程第101条规定的风速进行验算。需绘制出矿井通风系统图与网络图,计算出每条巷道的通过风量,计算出每条巷道的风速,进行验算,验算结果可填入表3-5中。如果某条井巷的风速不符合规程规定,则必须进行调整,然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表。矿井下各类巷道的适宜风速一般为:阶段运输大巷:4.55.0m/s;轨道上(下)山、运输上(下)山:3.54.5m/s;回风上(下)山:4.55.5m/s;区段运输平巷(顺槽):3.03.5m/s;区段回风平巷(回风顺槽):4.55.5m/s;阶段回风大巷、总回风巷:5.56
27、.5m/s。表3-5巷道风速校验表巷道名称断面m2容易时期困难时期适宜风速m/s允许风速m/s备注风量m3/s风速m/s风量m3/s风速m/s最小最大副井12.559.254.7459.2512.58满足井底车场12.559.254.7459.2512.5满足运输大巷12.559.254.7459.2512.54.55.00.256满足运输上山4510.236.8683.6140.4243.9630.256满足运输上山5610.225.4982.5025.4982.500.256满足运输平巷679.5123.722.5023.722.4943.03.50.256满足工作面10.023.722.
28、3723.722.3720.254满足回风平巷9.5123.722.4923.722.4944.55.5|8满足回风大巷10.259.255.8159.255.815.56.58满足专用回风下山91310.236.8763.6154.55.50.256满足专用回风下山131410.253.4725.2424.55.50.256满足专用回风上山14-1510.259.255.814.55.50.256满足风井11.659.255.10859.255.10815满足规程规定的风速限定值见表3-6所示。表3-6风速限定值井巷名称最低允许风速(m/s)最高允许风速(m/s)无提升设备的风井和风硐15专
29、为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷道8架线电机车巷道1.08运输机巷道、采区进、回风巷道0.256采煤工作面,掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其它通风行人巷道0.15注1:设有梯子间的井筒或修理中的井筒,风速不得超过8m/s,梯子间四周经封闭后,井筒中的最高允许风速可按表中有关规定执行。注2:无瓦斯涌出量的架线电机车巷道中的最低风速可低于1.0m/s,但不得低于0.5m/s。注3:综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,其最大风速可高于4m/s的规定值,但不得超过5m/s。注4:专用排瓦斯巷道的风速不得低于0.5m/s,
30、抽放瓦斯巷道的风速不应低于0.5m/s。风量分配 (1)容易时期副井: 59.25m3/s井底车场: 59.25m3/s运输大巷: 59.25m3/s运输上山45: 59.25-(1.5+2.5+1.17)-1.7784-9.6=37.368m3/s运输上山56: 37.368-11.37=25.998m3/s运输平巷67: 25.998-1.778=24.22m3/s工作面: 24.22m3/s回风平巷: 24.22m3/s回风大巷: 59.25m3/s风井 : 59.25m3/s(2)困难时期副井 59.25m3/s井底车场 59.25m3/s运输大巷 59.25m3/s运输上山45 59
31、.25-(1.5+2.5+1.17)-1.7782-9.6=40.924m3/s运输上山56 40.924-1.7782-11.37=25.998m3/s运输平巷67 25.998-1.778=24.22m3/s工作面78 24.22m3/s回风平巷89 24.22m3/s专用回风下山913 24.22+1.7783+9.8=39.354m3/s专用回风下山1314 39.354+11.37+1.17+1.7782=55.45m3/s专用回风上山14-15 59.25m3/s回风大巷15-10 59.25m3/s风井10-11 59.25m3/s风量分配见附图()第四章 矿井通风阻力计算在主要
32、通风机整个服务期限内,矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转,在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力,前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力,后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力,同时还考虑到自然风压的作用。(一)计算原则1、在进行矿井通风总阻力计算时,不要计算每一条巷道的通风阻力,只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后,通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般,可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风
33、量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上(分最容易和最困难时期),从进风井口到回风井口逐段编号,对各段井巷进行阻力计算,然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力(h阻易、h阻难)。如果通风系统复杂,直观上难以判断哪条风路阻力最大时,则需选择几条风路,通过计算比较选出其中最大值。如果矿井服务年限较长,则只计算头1525a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。2、为了经济、合理、安全地使用主要通风机,应控制h阻难不太大,对大型矿井不超过4400Pa,有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。(二)计算方法沿着上述两个时期通风阻力最大的风路,分别用下式算出各区段井巷的摩擦 阻力:h 摩
34、=aLUQ2/S3 (Pa) (4-1)式中:L、U、S分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m2); a摩擦阻力系数,可查阅煤矿通风与安全一书的附录;Q 各井巷和硐室所通过的风量分配值,系根据前面所计算的各 井巷硐室所需要的实际风量值再乘以K矿 (即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值,m3/s。 将以上计算结果填入表(4-1)中。其总和为总摩擦阻力h摩,即是: h摩 =h1-2+h 2-3+h-n-(n+1)(Pa ) (4-2)式中:h1-2、h2-3、为各段井巷之摩擦阻力,Pa。因此,全矿总阻力为:(1)通风容易时期的总阻力h阻易为: h阻易=1.2h摩易 (4-
35、3) (2)通风困难时期的总阻力h阻难为: h阻难=1.15h摩难 (4-4) 式中:1.2、1.15考虑到风路上有局部阻力的系数。表(4-1)巷道各段序号巷道名称支架形式a净断面R (NS2/m8)风量Q(m3/s)h摩(Pa)(NS2/m4)L (m)U (m)S (m2)12副井砌碹0.0033378213.57612.50.0181005959.2563.543214123井底车场锚喷0.0039100013.57612.50.0271085659.2595.166215234运输大巷锚喷0.0077150013.57612.50.0802830359.25281.83840745运输
36、上山锚喷0.011585012.26410.20.1129661737.368157.74227656运输上山锚喷0.011585012.26410.20.1129661725.99873.353380867运输平巷U型钢支护0.013575012.8299.510.1505491924.2288.313420678工作面液压支架0.02315013.155100.0309581524.2218.160308989回风平巷U型钢支护0.022675012.8299.510.2528255524.22148.30959910回风大巷锚喷0.007585012.26410.20.013000339
37、59.25456.3847081011风井砌碹0.006712013.07911.60.0067368559.2523.6501021局部阻力210.97合计1406.4616212副井砌碹0.0033378213.57612.50.0181005959.2563.543214123井底车场锚喷0.0039100013.57612.50.0271085659.2595.166215234运输大巷锚喷0.0077150013.57612.50.0802830359.25281.83840745运输上山锚喷0.011585012.26410.20.1129661740.924189.1517915
38、6运输上山锚喷0.011585012.26410.20.1129661725.99873.353380867运输平巷U型钢支护0.013575012.8299.510.0150549224.2288.313420678工作面液压支架0.02315013.155100.045367524.2225.623075789回风平巷U型钢支护0.022675012.8299.510.2528255524.22148.309596913专用回风下山锚喷0.011544012.26410.20.0584766039.35490.56489891314专用回风下山锚喷0.011541013.07910.20.0581106555.450178.67295614-15专用回风上山锚喷0.011585012.26410.20.1129661759.25396.57450710月15日回风大
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