通风课程设计手册

1采区概况

本采区日勺基本状况如表1-1所示。规定根据如下条件对该采区进行设计。

煤层数1层

煤层号8#

煤层厚度26m

煤层自然发火期4个月

煤层顶板砂岩

煤层瓦斯涌出量8.6m3/t

产量120万t/a

表1-1采区概况

2采区煤炭储量和服务年限计算

经测算可得采区日勺基础数据如下：

arctan|-430-(-450)]

⑴层倾角0=属于近水平煤层

504=2.27°<8°

⑵采区走向长度1536nl

1406

⑶采区倾斜长度=1407m

cos2.27°

2.1采区工业储量

ZG二采区走向长度X采区倾斜长度X煤层厚度X煤H勺容重

=1536X1407X26X1.35=75856435.2吨=7585.64万吨

2.2采区煤柱损失量

根据《规程》规定，为了隔离采用，防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出口勺影响，在

采区边界留设的采区隔离煤柱10米；水平边界留30米；井田边界留设40米。本设

计留设采区上下左右边界隔离煤柱均为10米；采用无煤柱开采方式，工作面之间不

留设煤柱；停采线距大巷水平距离为20米。

①边界煤柱损失二采区左右边界煤柱+采区上式边界煤柱

=[10X1407X2+10X(1536-20)X2]X26X1.35

=2051946吨=205.20万吨

②停采界线内日勺保护煤柱损失=停采线长度X条带长度X条带数X煤层厚度X煤

的重率=20X(2X230+3X220+238)X26X1.35=953316吨=95.33万吨

③P(总的煤柱损失)=边界煤柱损失+停采界线内的保护煤柱损失

=205.20+95.33=281.53万吨

2.3采区可采储量

可采储量是指工业储量中实际也许采出日勺储量。其计算式为：

ZR=ZG-P=7585.64-281.53=7304.11万吨

2.4采区回采率

7304.11

c--x100%=———X100%^96.23%

ZG7585.64

采区服务年限T=恐/=公=43.4768年—43.5年

A-K120x"1J.4:

3采区状况简介

3.1采区基本状况

本课程设计的采区，煤层数一层，煤层厚度为26m；煤层顶板是砂岩，煤的平均

容重为1.35/t.m%采区内煤层赋存稳定，地质构造简朴，无断层；煤层的瓦斯涌出

量为8.6/m3.d,属于低瓦斯矿井；煤层倾角为2.27。，属于近水平煤层；煤层无自

然发火危险，自然发火期为4个月；无煤尘爆炸危险。

采区走向长度为1536nb倾斜长度为M07H；采区工业储量为7585.61万吨，开

采损失281.53万吨，可采储量7304.H万吨；采区年生产能力设计为12。万吨，设

计服务年限43.5年。

3.2采区巷道布置阐明

本设计日勺采区内，煤层数为一层，煤厚为26m。因此采用分层开采，分层间采用

下行开采次序，垮落法处理采空区。上分层铺设人工假顶。

本采区采用盘区石门集中平巷联合准备方式。盘区内单翼开采，采用走向长壁后

退式进行开采，工作面长度为220、230mo在盘区自运送大巷开掘盘区石门，在距煤

层底板10m左右布置轨道下山，在区段边界处，煤层底板8m左右H勺岩层中布置区段

运送集中平巷和轨道集中平巷，在区段集中平巷内每隔350m分别开掘穿透煤层的进

风行人斜巷、回风运料斜巷和区段溜煤眼。在区段平巷内开掘第一分层运送平巷和回

风、运料平巷，至区段平巷后，沿煤层倾斜方向开掘开切眼，即可进行回采。

3.3采区内工作系统简介

采区内H勺工作系统重要包括：

(1)运煤系统：

工作面一第一分层工作面运送平巷一溜煤眼-区段岩石运送集中平巷-煤仓一盘区

石门-运送大巷

高压电缆由井底中央变电所，经大巷、盘区运送石门、至采区变电所C经降压后

的低压电，由低压电缆分别引向回采和掘进工作面附近日勺配电点以及输送矶、绞车房

等用电地点。

3.4巷道断面选用

盘区运送大巷、盘区回风大巷、盘区石门、轨道下山采用拱形断面，锚喷支护：

工作面运送巷道和回风巷道、区段岩石运送集中平巷、区段岩石轨道集中平巷采用梯

形断面，工字梁支护。伴随锚喷支护的推广，采用拱形断面拱部成形好，施工以便,

运用率高；梯形断面可以使顶板暴露面积少，可减少顶压，能承受较大的侧压。

其中，盘区石门采用带式输送机运送煤炭;工作面运送巷道采用带式输送机运送,

为单输送机道；工作面回风巷道运用1.5t矿车运送材料和设备，为单轨巷道。巷道

断面及其技术参数如下：

(1)采区运送、回风大巷、盘区石门、轨道下山

设计掘进断面积16.2痛,净断面积14.2nA净周长14.4m；设计掘进宽度B=4.8m,

高度H=3.9m,喷射厚度T=100mm；锚杆型式为钢筋砂浆,外露长度50mm，排列方式

为矩形,间排距为800mln,锚深1600mm,锚杆直径14nmi,巷道断面图如图47。

图4-1采区运送大巷巷道断面图

(2)回采工作面运送、分层回风巷及通风道、区段岩石运送集中平巷、区段岩石

轨道集中平巷

设计掘进断面积10.8m2,净断面积10/净周长13.4m；设计掘进底板宽度

B=4890nb顶板宽度B'=3990m,高度H=2435m；金属支架采用GB700-65,1遣A5矿用工

字钢，断面设计如图4-2所示。

i工

q作

面

运

输

巷

道

工

作

面

回

风

巷

道

图4-2工作面运送、回风巷道断面图

4回采工艺设计

4.1采煤措施日勺选择

由于煤层倾角为2.27°,因而采用走向长壁采煤法，采用后退式开采。

采用走向长壁采煤法具有如下长处：

(1)巷道布置简朴，巷道掘进和维护费用低、投产快；

(2)运送系统简朴，占用设备少,运送费用低；

(3)回采巷道既可以沿煤层掘进,又可以保持固定方向，使采煤工作面长度保持等

长，减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响,非常有助于综采；

(4)对某些地质条件的适应性较强。当煤层的地质构造，如倾斜和斜交断层比较

发育时，布置倾斜长壁工作面可减少断层对开采日勺影响，可保证工作面的有效推进长

度；当煤层顶板淋水较大或采空区采用注浆防火时，仰斜开采有助于疏干工作面,发明

良好的工作环境；

(5)技术经济效果比较明显。国内外实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出

率、劳动生产串和吨煤成本等几项指标方面,均有•明显提高或改善。

4.2盘区开采次序与开采措施

本设计将煤层分为8层，每层煤3.2米厚。各分层间划分为区段进行开采，按地理

位置自西向东依次编号为1、2、3、4、5、6,共同构成一种盘区。开采次序为：首先

进行第1区段，然后依序号向下开采。当开采上一工作面时，下一区段进行掘进作业。

开采作业后来，运用沿空掘巷方式保留上一工作面巷道。上一工作面开采结束后，再

移至下一区段开采。当第一分层都开采结束后，再去开采第二分层。层与层之间铺设

金属网做为人工假顶。

4.3采煤设备日勺选择

根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择成套日勺采煤设备。

采煤机型号MXA-300/4.5,液压支架为ZY3400/24/45型掩护式支架，工作面刮

板输送机为SGZ764/264A型，刮板转载机型号为SZB-764/132工作面运送巷道用

SSJ-1000/2X160型伸缩带式输送机，破碎机型号为PEM1000X650Iio

(1)采煤机型号MXA-300/4.5,其重要参数如表5-1所示：

表5-1MXA-300/4.5采煤机参数表

采高(m)23-3.5滚筒中心距(mm)10326

适应煤质硬度

f=2〜4机面高度(mm)1905

(kg/cm2)

倾角(°)5~25卧底量(mm)185

截深(mm)656电型号DMB-300s

滚筒直径(m)2.0功率KW300

牵引方式液压、双牵引、无链动台数(台)1

牵引速度(m/min)0-8.5电压(V)1140

链条规格齿销机冷却方式水冷

主油泵型式125EV-2XP1-V1300S变量泵喷雾灭尘方式内、外喷雾

油马达型式125-EX-8XP1定量马达控顶距(mm)2342

调高泵型式定量柱塞泉总量(t)48.3

辅助泵型式定量柱塞泵

(2)液压支架，其重要参数如表5-2所示:

表5-2液压支架参数表

型号ZYX3400/23/45ZY3600/25/50

型式大采高大倾角掩护式掩尹式

高度(m)

宽度(m)

中心距(m)L51.5

支初撑力(kN)26083092

工作阻力(kN)34003600

支护强度(MPa)0.58061

9架对底板比压(MPa)1.34

适应煤层倾角(°)工35<25

降-移-升循环时间(s)28.5835.9

运送尺寸(长x宽X高)(m)5.47x1.43X2.36.12X1.43X2.5

重量⑴21.219.76

型式双伸缩双伸缩

缸径/中缸内径/柱径(mm)230/180/220250/180/160

柱工作阻力/初撑力(kN)1700/1304180CI/I546

推移型式浮动活塞式浮动活塞式

千缸径/行程(mm)150/750160/700

斤顶推力/拉力(kN)178.1/452.8178.8/452.6

平衡缸径/行程(mm)150/415140/350

千工作阻力(活塞腔/缸腔)(kN)671.6/534646/408

斤顶每架数量(个)22

(3)工作面刮板输送机，型号SGZ-764/264,其重要参数如表5-3所示:

表5-3SGZ-764/264刮板输送机重要参数表

设计长度(m)200刮板链型式双边链

出厂长度(m)150刮板间距(mm)1032

运送能力(t/h)700与采煤机配套牵引方式有链

链速(m/s)1.12型号KBY550-132

适应倾角(°)无电功率(kW)2X132

动

液力偶合器型号转速(r/min)1475

YL-500X'Q机

液力偶合器介质油电压(V)1140

布置方式平行布置圆环链破断负荷(KN)2598

中部槽规格(mm)

1500X764X222总量⑴166.62

(长X宽义高)

圆环链规格26X86-C减速器速比1：25.444

⑷刮板转载机,型号SZB-764/132,其重要参数如表5-4所示:

表5-4SZB-764/132刮板转载机重要参数表

出厂长度(in)29.7刮板链型式双边链

输送能力(l/h)700型号KBY550-132

速度(m/s)1.34电功率(KW)132

与带式输送机有动

11.44转速(r/min)1470

效重叠长度(m)机

爬坡角度(°)10电压(V)1140

爬

爬坡长度(m)6.5规格(mm)22X86-C

坡回

性环

爬坡高度Cm)1.6破断负荷(KN)>598

能链

偶合器型式YL-500X1Q刮板间距(mm)516

中部槽尺寸(mm)

1500X764X222质量(t)24.90

(长X宽义高)

(5)伸缩带式输送机，型号SSJ1000/2X160,其重要参数如表5-5所示:

表5-5SSJ10(X)/2X160伸缩带式输送机重要参数表

输送量t/h1(X)0机尾搭接长度(m)12

输送长度(m)1200机尾搭接处轨距(mm)1362

带速(m/s)205机头外形尺寸(宽X高)(mm)'2646X1705

传动滚筒直径(mm)630

托辐直径(mm)108电型号YSB-90

输类型阻燃输送带动功率(kW)160X2

送带宽度(mm)1000机电压(V)660

储带长度(m)100质量⑴120

(6)破碎机，型号PEM1000X650II,其重要参数如表5-6所示:

表5-6PEM1000X65()II破碎机重要参数表

构造特点鄂式配套转载机型号SZB-764/132

过煤能力(t/h)7(X)外形尺寸(长X宽X高)(mm)3270X2260X1430

破碎能力(t/h)450型号JBY91-4/55

进料口宽度(mm)1000电动机功率(kW)55

进料口高度(mm)550电压(V)1140

出料粒度(mm)40-370

4.4综合机械化回采工艺

回采工作面循环作业：

(1)滚筒的转向和位置

前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。即“前顶后底”、“右顺左逆”。

综采面双滚筒采煤机的割煤方式：来回一次割两刀。如图5-7所示：

,।{It}

8/去g出出/左出/»出/左

图5-7滚筒的转向和位置示意图

⑵割煤方式

考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等原因，采用穿梭割煤，来回一次进

两刀。

(3)综采面采煤机日勺进刀方式：

工作面端部斜切割三角煤进刀。其过程如K：

①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留

有一段下部煤；

②调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至

输送机直线段为止。然后将输送机移直；

③再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处；

④将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上二滚筒,返程正常割煤。

⑷移架方式

支架的移架方式为单架依次次序式,又称单架持续式。支架沿采煤机商引方向依

次前移,移动步距等二截深,支架移成一条直线,该方式操作简・朴,轻易保证规格质量，

能适应不稳定顶板,应用比较多。

⑸支护方式

针对综采面割煤、移架、推移输送机三个直要工序，采用及时支护方式。

采煤机割煤后,支架依次前移、支护顶板,输送机随移架逐段移向煤壁,推移步距

等于采煤机截深。推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一种截深日勺宽度,

这样工作空间大,有助于行人、运料和通风。

综采工作面支护方式：ZZ4400/18/38型支撑掩护式液压支架。

端头支护方式：用DW35—180/100X型单体液压支柱进行端头支护。

超前支护方式：工作面运送巷超前20m加强支护，DW35—180/100X型单体液压

支柱配合金属钱接梁支护巷道的两帮，柱距均为1叱回风巷超前20m加强维护，只

在巷道中间支设一排DW35—180/100X型单体液压支柱。

生产班口勺重要工艺过程是：割煤、移架、推移输送机。采煤机上下两端斜切进刀

自开缺口；双向割煤，来回一次割两刀，移架滞后采煤机4-6川，输送机滞后采煤机

10-15m推移综采工作而中，沿工作面全长完毕采煤、移架、推溜三个重要工序后，

工作面就向前推进一种进度，完毕一种循环。

(6)工作面循环作业计算

采区的设计生产能力为120万吨/年；

平均工作日产量为1202300/330=3636吨；

日推进量=--------------------------------------

工作面长度x分层厚度x煤的容重x回采率

=36364-(220X3.2X1.35X0,95)=4.03

滚筒截深为0.8米，进刀数=4.034-0.8=5.03弋5刀。

工作面采用三、八工作制，一采一准作业方式，每天进5刀；劳动组织形式为分

段作业形式。

4.5回采工作面循环作业图表

回采工作面配置三个班进行开采，其中两个开采班，一种检修班。详细回采工作

面循环作业怎样进行如表5-8所示:

表5-8回采工作面循环作业图表

曰B1.1.2.3.4.0.638.9JO”J勺aoai

困俐一■—蝌或FB-*/次楮*翦*—厂、/有/S

4.6劳动组织形式

劳动组织形式如表5-9所示:

表5-9劳动组织形式表

定员

序号工种合计

一班二班检修班

1班长1113

2安全员1113

3采煤机司机224

4支架工66416

5清煤工448

6输送机司机1126

7运料工44614

8端头支护工44816

9机电维修工1146

合计24242674

4.7综采工作面设备布置和剖面图

图5-2综采工作面设备布置和剖面图

1一采煤机；2一刮板输送机；3—液压支架；4一下端头支架；5一上端头支架；6—转载机；7-

可伸缩胶带输送机；8—配电箱；9一乳化液泵站；10-设备列车；11一移动变电站；12—喷雾泵

站；13—液压安全绞车；14一集中控制台。

5掘进工艺

5.1掘进通风措施

掘进通风措施采用局扇通风。局扇通风按其工作方式可以分为压入式、抽出式和

混合式三种。本设计采用压入式，对于压入式通风，由于局扇和启动装置都位于新鲜

风流中在瓦斯矿井运转安全；风筒出口风流的）的有效射程长，排烟能力大，工作面日勺

通风时间短，并且可用柔性风筒。

5.2掘进通风设备日勺选择

5.2.1风筒选择

⑴选用KSS600-150型带刚性圈的软质阻燃风筒，直径600mm,接头措施：迅速

接头软带，百米风阻30.2N•s7mK,一节10m,螺距150mm。

⑵风筒漏风计算

风筒漏风量

Q；=Q,-Q=4.1m/min

风筒百米漏风率

Qf-Q

Lel（X）厂'<2%

Qfx——

f100

Q

风筒有效风量率Er二-X100%=98%

Qf

风筒漏风备用系数〃=彳-二1.02

5.2.2局扇选择

⑴确定局扇日勺工作参数

局扇工作风量Q广材・Q=1.02X202.7=206.8m3/min

局扇工作风压h.=R/,・Q,「=Rp•Q-y.Q=30.2X206.8/60X202.7/60=351.65Pa

⑵局扇选型

本设计选用轴流式局扇，它体积小，便于安装和串联运转，效率高。

详细选择JBT・52型局扇,功率llkW,台数1台，转数2900r/min,全风压490-2352Pa,

风量145-225kWo

6通风量计算

6.1通风系统的选择

回采工作面进风巷与回风巷H勺布置有U、Z、Y双Z和W等形式。这些形式都是U

形的变形，是为了加大工作面长度、增长工作面供风量、改善工作面气候条件，防止

采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。

Z形通风系统规定在采空区维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区

的漏风可将其中H勺瓦斯排至回风道，但采空区卷道的维护量较大；Y形通风系统规定

工作面日勺上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，并且在回采期间一直维护，故采区巷道日勺

掘进和维护费用较大；在相似的地质条件下，W形工作面日勺供风量要比U、Y形增长

一倍，采面产量明显提高，但巷道维护在采空区，漏风大，有效风量率低且易于自然

发火；U形后退式具有采空区漏风小的长处，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，

影响工作面H勺安全生产。

综上所述本设计采用U形后退式通风系统，此外运用导风设施（导风板、风帘等）

或运用采空区的风眼回风等来处理上隅角附近易于积存瓦斯问题。

6.2采区工作面瓦斯抽放

本矿井属于高瓦斯矿井，开采厚煤层前应对其进行瓦斯抽放。

木设计采用煤层钻孔抽放技术和采空区抽放技术对采煤工作面的瓦斯进行采前抽放

以使得工作面瓦斯到达规定，保证生产日勺安全进行。采用煤层钻孔抽放技术和采空区

抽放技术对工作面的瓦斯抽放率到达50%0

采煤开始前抽放率不小于或等于这一数值时才可进行生产。

6.3风量计算

生产采区需要风量按各采煤、掘进工作面，嗣室及其他巷道等用风地点分别进行

计算。既有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。

Q采区2(EQai+£QM+£Qd)XKvzm3/min

式中：EQ.U一一采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;

一一掘进工作面实际需要风量的总和，mVmin;

——其他风量的总和，mVmin;

此一一采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等原因，该值应从实测和记录

中求得，一般可取1.2〜L25,在此采区中近似为1.2。

6.3.1采煤工作面所需风量

每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量工作面气温、风速和

人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

⑴按采煤工作面瓦斯涌出量确定需要风量

绝对瓦斯涌出量q绝后3636.36X8.6・1440=21.72m：7min

绝对瓦斯涌出量q绝对=21.72m3/minx50%=10.86m3/min

Q.,F100q绝对XK不均衡=100X10.86X1.4=1520m7min

式中：Q兼——采煤工作面需要风量，m7min

K不均衡一一回采工作面通风不均衡系数，常取1.2~2.1

⑵按工作面温度选择合适的风速计算：

Q；产60XV采XS采

式中：心——采煤工作面风速，m/s,工作面平均温度20℃时，V采=1m/s；

S米一一采煤工作面日勺平均断面积，门2。

2

使用掩护式支架时，S采=3(M-0.3)m,其中M为煤层开采厚度，m0

S采=3X(3.2-0.3)=8.7/2

Q.尸60XV采XS采=60X1X8.7=522mVrnin

⑶按回采工作面同步作业人数计算需要风量：

选定作业2班采每班24人，一班检修26人，交班时人数最多为50人。

Qai=4N=4X50=200mVmin

式中：N——工作面最多人数，

每人供风*4m7min

⑶风速进行验算：

20.25X60XS采=0.25X60X8.7=130.5m7min

Q”W4X60XS对4X60X8.7=2088m：7min

式中：S采一一工作面平均断面积，m2。

综上所述取最大值，Q“尸1520m7m方

6.3.2掘进工作面所需风量

核算措施与回采工作面所需风量的计算措施基本相似。

⑴按照掘进面瓦斯涌出量计算：

综掘,每月推进400nb每分钟推进推0139m,S»=10.8m2

每分钟掘进量=0.0139X10.8X1.35=0.2t/min

q绝对=0.2X8.6=1.72ml/min

QL产lOOXq绝对XK不均衡=100X1.72X1.8=309.6m3/niin^310m7min；

式中：QB一—单个掘进工作面需要风量，mVmin；

q绝对一一掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，nMmin；

K极衡一一瓦斯涌出不均衡通风系数，一般可取1.5〜2.0,本式中取1.8o

⑵按局部通风机实际吸风量计算需要风量：

选用FBDNo5.0/2X15kW高效对旋局扇，吸风量400m3/min

Qbi=Q«•Ii=400m'/min。

式中：Q扇一一局部通风机实际吸风量；

li一一掘进工作面同步通风日勺局部通风机台数，本设计中li=1台。

⑵按掘进工作面同步作业人数计算需要风量：

Qbi=4N=4X15=60in7min

式中：N——掘进工作面最多人数。

⑷按风速进行验算：

煤巷掘进最低风量QM20.25X60XS方0.25X60X10.8=162m3/min

式中：S振——掘进工作面的断面，S弟=10.8

综上所述，Qbi=400m7mino

6.3.3其他风量

井下充电室，应救其回风流中氢气浓度不不小于0.5%计算风量。

机电洞室需要风量应根据不•样胴室内设备日勺降温规定进行配风。

选用铜室风量，须保证机电嗣室温度不超过30C,其他碉室温度不超过26℃。

采区变电所配风量：100mVmino

绞车房所配风量：100in7mino

无极绳绞车尾轮碉室：100【『/min

故其他风量的总和为£Q尸100+100+100=BOOnMmin

33

风门漏风按1.2m'/min计算，5扇风门漏风6m/minoEQdi=6m/min

综上所述：

Q雌2(EQai+EQhl+EQci+ZQrii)义人尸(1520+400+300+6)X1.2=267lm7min

式中取&=L2进行计算。

7风量分派

如图所示通风系统流体网络图，根据流体网络中总进风量等于总回风量进行风

量分派。每条分支的风量分派数据如表8-1所示:

表8-1风量分派表

分支始节点未节点巷道名称风量m3/min

eO01运送大巷2671

el12运送大巷2121.2

e214车场绕道649.8

e334绞车房100

e423运送大巷100

e525盘区石门2023.2

e656盘区石门1621.2

e757进风斜巷400

c849轨道下山749.8

e91228盘区石门尽头回风斜巷1.2

elO1714分层运送平巷0.2

ell711区段岩石运送集中平巷400

el23132变电所100

el389掘进回风斜巷400

el4108分层运送平巷400

el51110进风行人斜巷400

el61316区段岩石运送集中平巷150

el73132盘区石门1521.2

el8915轨道下山1149.6

el91528轨道下山1149.8

e202829轨道下山1151

e21621盘区石门1621.2

e221415掘进回风斜巷0.2

e231213进风斜巷1520

e241618区段岩石运送集中平巷1517.8

e251617进风行人斜巷1.2

e261719分层运送平巷1

e271819进风行人斜巷1.2

e281921分层运送平巷2.2

e291820区段岩石运送集中平巷1517.8

e302021进风行人斜巷1517.8

e312122工作面1520

e322223回风运料斜巷1517.6

e332325区段岩石运送集中平巷1517.6

e342224分层回风平巷2.4

e352527区段岩石运送集中平巷1518.8

e362425回风运料斜巷1.2

e37242G分层回风平巷1.2

e382627回风运料斜巷1.2

e392729区段岩石运送集中平巷1520

e402930回风大巷2671

30

图8-1通风系统流体网络图

8局部风量计算

局部风量调整有三种措施：增长风阻的调整法，减少风阻日勺调整法和增长风压日勺

调整法。本设计中采用增长风阻H勺调整法，在掘进工作面回风巷、变电所和绞车房处

设置调整风门，通过变化调整风门的开口面积来变化调整风门对风流所产生日勺阻力。

用下式计算调整风门的面积Sw：

QS

SR

Q+U.759s灰.

R一一调整风门口勺风阻，N-s7m%

由上可求，绞车房处调整风窗的面积:

100x)4.2

X2.01/772

s*100X14.2+0.759x14.2xCOxJ0.8768

变电所处调整风门的面积:

c_l(X)xl4.29QQ2

S'、？—/2s2.99/n

100+0.759x14.2x60xJo.3371

绞车房处调整风门的面积:

100x10

Sw3b3.09"，

1(X)4-0.759x1()7869.07()4

即所需设置H勺调整风门H勺面积为10.32n)2。

9通风阻力计算

⑴摩擦风阻计算

a一摩擦阻力系数，通过查表取值;

L一巷道长度，m;

u一巷道周长，叫

s一巷道面积，武。

⑵通风阻力计算：

的=号在

Hlr一一摩擦阻力，Pa

由以上两式求得各巷道的风阻和通风阻力详见表10-1：

最大阻力路线为：

e0-el-e2-e6-e21-el7-e41-e23-el6-e24-e29-e30-e31-e32-e33-e35-e39-e40

则:hr=l.81+1.02+0.16+14.85+3.27+0.67+1.49+16.84+0.45+105.31+103.89+75.68+

115.97+62.21+96.63+98.22+39.37+13.54=751.38Pa

采区总阻力：h=hrXk

=751.38X1.1826.518Pa

式中，k考虑局部阻力附加系数，按经验取1.1—1.15,取1.1。

表10-1通风阻力计算表

分支节点巷道名称风:ftm'/min长度/m净面积/m2净周长/m也力系数/NsVm'风阻/NsVm”阻力/Pa

eC0、1运送大巷267120.5514.214.40.008820.000911541.

el1、2运送大巷2121.218.4614.214.40.008820.000818841.

。21、4车场烧道649.831.3614.214.40.008820.0013910=0.

e33、4绞车房10067.5414.214.40.008820.002995c0.00832194

。42,3运送大巷10067.614.214.40.008820.002998560.

e52、5盘区石门2023.2917.214.214.40.008820.01068伏46.16854293

eG5,6盘区石门1621.2458.514.214.40.008820.0203378714.84827743

e75、7进风斜替40050.114.214.40.03910.009851720.

e84、9轨道下山749.81019.7514.214.40.00820.042053786.

盘区石「J尽头回

o912、281.2240.471013.40.03260.105046914.20238E-05

风斜巷

elD17、14分层运送平巷0.2339.811013.40.0346330.15769977I.75222E-06

区段岩石运送集

ell7、11400159.41013.40.0346330.07397473.

中平巷

el231、32变电所10024.0914.214.40.0080.000969220.

el38、9掘进回风斜巷40049.58101.310.03910.002597690.1154530