通風課程設計手冊

1采區(qū)概況

本采區(qū)日勺基本狀況如表1-1所示。規(guī)定根據(jù)如下條件對該采區(qū)進行設計。

煤層數(shù)1層

煤層號8#

煤層厚度26m

煤層自然發(fā)火期4個月

煤層頂板砂巖

煤層瓦斯涌出量8.6m3/t

產(chǎn)量120萬t/a

表1-1采區(qū)概況

2采區(qū)煤炭儲量和服務年限計算

經(jīng)測算可得采區(qū)日勺基礎數(shù)據(jù)如下：

arctan|-430-(-450)]

⑴層傾角0=屬于近水平煤層

504=2.27°<8°

⑵采區(qū)走向長度1536nl

1406

⑶采區(qū)傾斜長度=1407m

cos2.27°

2.1采區(qū)工業(yè)儲量

ZG二采區(qū)走向長度X采區(qū)傾斜長度X煤層厚度X煤H勺容重

=1536X1407X26X1.35=75856435.2噸=7585.64萬噸

2.2采區(qū)煤柱損失量

根據(jù)《規(guī)程》規(guī)定，為了隔離采用，防止發(fā)生火災、水災和瓦斯涌出口勺影響，在

采區(qū)邊界留設的采區(qū)隔離煤柱10米；水平邊界留30米；井田邊界留設40米。本設

計留設采區(qū)上下左右邊界隔離煤柱均為10米；采用無煤柱開采方式，工作面之間不

留設煤柱；停采線距大巷水平距離為20米。

①邊界煤柱損失二采區(qū)左右邊界煤柱+采區(qū)上式邊界煤柱

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

=2051946噸=205.20萬噸

②停采界線內日勺保護煤柱損失=停采線長度X條帶長度X條帶數(shù)X煤層厚度X煤

的重率=20X(2X230+3X220+238)X26X1.35=953316噸=95.33萬噸

③P(總的煤柱損失)=邊界煤柱損失+停采界線內的保護煤柱損失

=205.20+95.33=281.53萬噸

2.3采區(qū)可采儲量

可采儲量是指工業(yè)儲量中實際也許采出日勺儲量。其計算式為：

ZR=ZG-P=7585.64-281.53=7304.11萬噸

2.4采區(qū)回采率

7304.11

c--x100%=———X100%^96.23%

ZG7585.64

采區(qū)服務年限T=恐/=公=43.4768年—43.5年

A-K120x"1J.4:

3采區(qū)狀況簡介

3.1采區(qū)基本狀況

本課程設計的采區(qū)，煤層數(shù)一層，煤層厚度為26m；煤層頂板是砂巖，煤的平均

容重為1.35/t.m%采區(qū)內煤層賦存穩(wěn)定，地質構造簡樸，無斷層；煤層的瓦斯涌出

量為8.6/m3.d,屬于低瓦斯礦井；煤層傾角為2.27。，屬于近水平煤層；煤層無自

然發(fā)火危險，自然發(fā)火期為4個月；無煤塵爆炸危險。

采區(qū)走向長度為1536nb傾斜長度為M07H；采區(qū)工業(yè)儲量為7585.61萬噸，開

采損失281.53萬噸，可采儲量7304.H萬噸；采區(qū)年生產(chǎn)能力設計為12。萬噸，設

計服務年限43.5年。

3.2采區(qū)巷道布置闡明

本設計日勺采區(qū)內，煤層數(shù)為一層，煤厚為26m。因此采用分層開采，分層間采用

下行開采次序，垮落法處理采空區(qū)。上分層鋪設人工假頂。

本采區(qū)采用盤區(qū)石門集中平巷聯(lián)合準備方式。盤區(qū)內單翼開采，采用走向長壁后

退式進行開采，工作面長度為220、230mo在盤區(qū)自運送大巷開掘盤區(qū)石門，在距煤

層底板10m左右布置軌道下山，在區(qū)段邊界處，煤層底板8m左右H勺巖層中布置區(qū)段

運送集中平巷和軌道集中平巷，在區(qū)段集中平巷內每隔350m分別開掘穿透煤層的進

風行人斜巷、回風運料斜巷和區(qū)段溜煤眼。在區(qū)段平巷內開掘第一分層運送平巷和回

風、運料平巷，至區(qū)段平巷后，沿煤層傾斜方向開掘開切眼，即可進行回采。

3.3采區(qū)內工作系統(tǒng)簡介

采區(qū)內H勺工作系統(tǒng)重要包括：

(1)運煤系統(tǒng)：

工作面一第一分層工作面運送平巷一溜煤眼-區(qū)段巖石運送集中平巷-煤倉一盤區(qū)

石門-運送大巷

高壓電纜由井底中央變電所，經(jīng)大巷、盤區(qū)運送石門、至采區(qū)變電所C經(jīng)降壓后

的低壓電，由低壓電纜分別引向回采和掘進工作面附近日勺配電點以及輸送磯、絞車房

等用電地點。

3.4巷道斷面選用

盤區(qū)運送大巷、盤區(qū)回風大巷、盤區(qū)石門、軌道下山采用拱形斷面，錨噴支護：

工作面運送巷道和回風巷道、區(qū)段巖石運送集中平巷、區(qū)段巖石軌道集中平巷采用梯

形斷面，工字梁支護。伴隨錨噴支護的推廣，采用拱形斷面拱部成形好，施工以便,

運用率高；梯形斷面可以使頂板暴露面積少，可減少頂壓，能承受較大的側壓。

其中，盤區(qū)石門采用帶式輸送機運送煤炭;工作面運送巷道采用帶式輸送機運送,

為單輸送機道；工作面回風巷道運用1.5t礦車運送材料和設備，為單軌巷道。巷道

斷面及其技術參數(shù)如下：

(1)采區(qū)運送、回風大巷、盤區(qū)石門、軌道下山

設計掘進斷面積16.2痛,凈斷面積14.2nA凈周長14.4m；設計掘進寬度B=4.8m,

高度H=3.9m,噴射厚度T=100mm；錨桿型式為鋼筋砂漿,外露長度50mm，排列方式

為矩形,間排距為800mln,錨深1600mm,錨桿直徑14nmi,巷道斷面圖如圖47。

圖4-1采區(qū)運送大巷巷道斷面圖

(2)回采工作面運送、分層回風巷及通風道、區(qū)段巖石運送集中平巷、區(qū)段巖石

軌道集中平巷

設計掘進斷面積10.8m2,凈斷面積10/凈周長13.4m；設計掘進底板寬度

B=4890nb頂板寬度B'=3990m,高度H=2435m；金屬支架采用GB700-65,1遣A5礦用工

字鋼，斷面設計如圖4-2所示。

i工

q作

面

運

輸

巷

道

工

作

面

回

風

巷

道

圖4-2工作面運送、回風巷道斷面圖

4回采工藝設計

4.1采煤措施日勺選擇

由于煤層傾角為2.27°,因而采用走向長壁采煤法，采用后退式開采。

采用走向長壁采煤法具有如下長處：

(1)巷道布置簡樸，巷道掘進和維護費用低、投產(chǎn)快；

(2)運送系統(tǒng)簡樸，占用設備少,運送費用低；

(3)回采巷道既可以沿煤層掘進,又可以保持固定方向，使采煤工作面長度保持等

長，減少了因工作面長度的變化給生產(chǎn)帶來的不利影響,非常有助于綜采；

(4)對某些地質條件的適應性較強。當煤層的地質構造，如傾斜和斜交斷層比較

發(fā)育時，布置傾斜長壁工作面可減少斷層對開采日勺影響，可保證工作面的有效推進長

度；當煤層頂板淋水較大或采空區(qū)采用注漿防火時，仰斜開采有助于疏干工作面,發(fā)明

良好的工作環(huán)境；

(5)技術經(jīng)濟效果比較明顯。國內外實踐表明，在工作面單產(chǎn)、巷道掘進率、采出

率、勞動生產(chǎn)串和噸煤成本等幾項指標方面,均有?明顯提高或改善。

4.2盤區(qū)開采次序與開采措施

本設計將煤層分為8層，每層煤3.2米厚。各分層間劃分為區(qū)段進行開采，按地理

位置自西向東依次編號為1、2、3、4、5、6,共同構成一種盤區(qū)。開采次序為：首先

進行第1區(qū)段，然后依序號向下開采。當開采上一工作面時，下一區(qū)段進行掘進作業(yè)。

開采作業(yè)后來，運用沿空掘巷方式保留上一工作面巷道。上一工作面開采結束后，再

移至下一區(qū)段開采。當?shù)谝环謱佣奸_采結束后，再去開采第二分層。層與層之間鋪設

金屬網(wǎng)做為人工假頂。

4.3采煤設備日勺選擇

根據(jù)煤層厚度、煤層傾角、工作面長度選擇成套日勺采煤設備。

采煤機型號MXA-300/4.5,液壓支架為ZY3400/24/45型掩護式支架，工作面刮

板輸送機為SGZ764/264A型，刮板轉載機型號為SZB-764/132工作面運送巷道用

SSJ-1000/2X160型伸縮帶式輸送機，破碎機型號為PEM1000X650Iio

(1)采煤機型號MXA-300/4.5,其重要參數(shù)如表5-1所示：

表5-1MXA-300/4.5采煤機參數(shù)表

采高(m)23-3.5滾筒中心距(mm)10326

適應煤質硬度

f=2?4機面高度(mm)1905

(kg/cm2)

傾角(°)5~25臥底量(mm)185

截深(mm)656電型號DMB-300s

滾筒直徑(m)2.0功率KW300

牽引方式液壓、雙牽引、無鏈動臺數(shù)(臺)1

牽引速度(m/min)0-8.5電壓(V)1140

鏈條規(guī)格齒銷機冷卻方式水冷

主油泵型式125EV-2XP1-V1300S變量泵噴霧滅塵方式內、外噴霧

油馬達型式125-EX-8XP1定量馬達控頂距(mm)2342

調高泵型式定量柱塞泉總量(t)48.3

輔助泵型式定量柱塞泵

(2)液壓支架，其重要參數(shù)如表5-2所示:

表5-2液壓支架參數(shù)表

型號ZYX3400/23/45ZY3600/25/50

型式大采高大傾角掩護式掩尹式

高度(m)

寬度(m)

中心距(m)L51.5

支初撐力(kN)26083092

工作阻力(kN)34003600

支護強度(MPa)0.58061

9架對底板比壓(MPa)1.34

適應煤層傾角(°)工35<25

降-移-升循環(huán)時間(s)28.5835.9

運送尺寸(長x寬X高)(m)5.47x1.43X2.36.12X1.43X2.5

重量⑴21.219.76

型式雙伸縮雙伸縮

缸徑/中缸內徑/柱徑(mm)230/180/220250/180/160

柱工作阻力/初撐力(kN)1700/1304180CI/I546

推移型式浮動活塞式浮動活塞式

千缸徑/行程(mm)150/750160/700

斤頂推力/拉力(kN)178.1/452.8178.8/452.6

平衡缸徑/行程(mm)150/415140/350

千工作阻力(活塞腔/缸腔)(kN)671.6/534646/408

斤頂每架數(shù)量(個)22

(3)工作面刮板輸送機，型號SGZ-764/264,其重要參數(shù)如表5-3所示:

表5-3SGZ-764/264刮板輸送機重要參數(shù)表

設計長度(m)200刮板鏈型式雙邊鏈

出廠長度(m)150刮板間距(mm)1032

運送能力(t/h)700與采煤機配套牽引方式有鏈

鏈速(m/s)1.12型號KBY550-132

適應傾角(°)無電功率(kW)2X132

動

液力偶合器型號轉速(r/min)1475

YL-500X'Q機

液力偶合器介質油電壓(V)1140

布置方式平行布置圓環(huán)鏈破斷負荷(KN)2598

中部槽規(guī)格(mm)

1500X764X222總量⑴166.62

(長X寬義高)

圓環(huán)鏈規(guī)格26X86-C減速器速比1：25.444

⑷刮板轉載機,型號SZB-764/132,其重要參數(shù)如表5-4所示:

表5-4SZB-764/132刮板轉載機重要參數(shù)表

出廠長度(in)29.7刮板鏈型式雙邊鏈

輸送能力(l/h)700型號KBY550-132

速度(m/s)1.34電功率(KW)132

與帶式輸送機有動

11.44轉速(r/min)1470

效重疊長度(m)機

爬坡角度(°)10電壓(V)1140

爬

爬坡長度(m)6.5規(guī)格(mm)22X86-C

坡回

性環(huán)

爬坡高度Cm)1.6破斷負荷(KN)>598

能鏈

偶合器型式YL-500X1Q刮板間距(mm)516

中部槽尺寸(mm)

1500X764X222質量(t)24.90

(長X寬義高)

(5)伸縮帶式輸送機，型號SSJ1000/2X160,其重要參數(shù)如表5-5所示:

表5-5SSJ10(X)/2X160伸縮帶式輸送機重要參數(shù)表

輸送量t/h1(X)0機尾搭接長度(m)12

輸送長度(m)1200機尾搭接處軌距(mm)1362

帶速(m/s)205機頭外形尺寸(寬X高)(mm)'2646X1705

傳動滾筒直徑(mm)630

托輻直徑(mm)108電型號YSB-90

輸類型阻燃輸送帶動功率(kW)160X2

送帶寬度(mm)1000機電壓(V)660

儲帶長度(m)100質量⑴120

(6)破碎機，型號PEM1000X650II,其重要參數(shù)如表5-6所示:

表5-6PEM1000X65()II破碎機重要參數(shù)表

構造特點鄂式配套轉載機型號SZB-764/132

過煤能力(t/h)7(X)外形尺寸(長X寬X高)(mm)3270X2260X1430

破碎能力(t/h)450型號JBY91-4/55

進料口寬度(mm)1000電動機功率(kW)55

進料口高度(mm)550電壓(V)1140

出料粒度(mm)40-370

4.4綜合機械化回采工藝

回采工作面循環(huán)作業(yè)：

(1)滾筒的轉向和位置

前端的滾筒沿頂板割煤，后端滾筒沿底板割煤。即“前頂后底”、“右順左逆”。

綜采面雙滾筒采煤機的割煤方式：來回一次割兩刀。如圖5-7所示：

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8/去g出出/左出/?出/左

圖5-7滾筒的轉向和位置示意圖

⑵割煤方式

考慮頂板管理、移架與進刀方式、端頭支護等原因，采用穿梭割煤，來回一次進

兩刀。

(3)綜采面采煤機日勺進刀方式：

工作面端部斜切割三角煤進刀。其過程如K：

①當采煤機割至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁,采煤機機身處尚留

有一段下部煤；

②調換滾筒位置,前滾筒降下、后滾筒升起并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁,直至

輸送機直線段為止。然后將輸送機移直；

③再調換兩個滾筒上下位置,重新返回割煤至輸送機機頭處；

④將三角煤割掉,煤壁割直后,再次調換上二滾筒,返程正常割煤。

⑷移架方式

支架的移架方式為單架依次次序式,又稱單架持續(xù)式。支架沿采煤機商引方向依

次前移,移動步距等二截深,支架移成一條直線,該方式操作簡?樸,輕易保證規(guī)格質量，

能適應不穩(wěn)定頂板,應用比較多。

⑸支護方式

針對綜采面割煤、移架、推移輸送機三個直要工序，采用及時支護方式。

采煤機割煤后,支架依次前移、支護頂板,輸送機隨移架逐段移向煤壁,推移步距

等于采煤機截深。推移輸送機后,在支架底座前端與輸送機之間富裕一種截深日勺寬度,

這樣工作空間大,有助于行人、運料和通風。

綜采工作面支護方式：ZZ4400/18/38型支撐掩護式液壓支架。

端頭支護方式：用DW35—180/100X型單體液壓支柱進行端頭支護。

超前支護方式：工作面運送巷超前20m加強支護，DW35—180/100X型單體液壓

支柱配合金屬錢接梁支護巷道的兩幫，柱距均為1叱回風巷超前20m加強維護，只

在巷道中間支設一排DW35—180/100X型單體液壓支柱。

生產(chǎn)班口勺重要工藝過程是：割煤、移架、推移輸送機。采煤機上下兩端斜切進刀

自開缺口；雙向割煤，來回一次割兩刀，移架滯后采煤機4-6川，輸送機滯后采煤機

10-15m推移綜采工作而中，沿工作面全長完畢采煤、移架、推溜三個重要工序后，

工作面就向前推進一種進度，完畢一種循環(huán)。

(6)工作面循環(huán)作業(yè)計算

采區(qū)的設計生產(chǎn)能力為120萬噸/年；

平均工作日產(chǎn)量為1202300/330=3636噸；

日推進量=--------------------------------------

工作面長度x分層厚度x煤的容重x回采率

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

滾筒截深為0.8米，進刀數(shù)=4.034-0.8=5.03弋5刀。

工作面采用三、八工作制，一采一準作業(yè)方式，每天進5刀；勞動組織形式為分

段作業(yè)形式。

4.5回采工作面循環(huán)作業(yè)圖表

回采工作面配置三個班進行開采，其中兩個開采班，一種檢修班。詳細回采工作

面循環(huán)作業(yè)怎樣進行如表5-8所示:

表5-8回采工作面循環(huán)作業(yè)圖表

曰B1.1.2.3.4.0.638.9JO”J勺aoai

困俐一■—蝌或FB-*/次楮*翦*—廠、/有/S

4.6勞動組織形式

勞動組織形式如表5-9所示:

表5-9勞動組織形式表

定員

序號工種合計

一班二班檢修班

1班長1113

2安全員1113

3采煤機司機224

4支架工66416

5清煤工448

6輸送機司機1126

7運料工44614

8端頭支護工44816

9機電維修工1146

合計24242674

4.7綜采工作面設備布置和剖面圖

圖5-2綜采工作面設備布置和剖面圖

1一采煤機；2一刮板輸送機；3—液壓支架；4一下端頭支架；5一上端頭支架；6—轉載機；7-

可伸縮膠帶輸送機；8—配電箱；9一乳化液泵站；10-設備列車；11一移動變電站；12—噴霧泵

站；13—液壓安全絞車；14一集中控制臺。

5掘進工藝

5.1掘進通風措施

掘進通風措施采用局扇通風。局扇通風按其工作方式可以分為壓入式、抽出式和

混合式三種。本設計采用壓入式，對于壓入式通風，由于局扇和啟動裝置都位于新鮮

風流中在瓦斯礦井運轉安全；風筒出口風流的）的有效射程長，排煙能力大，工作面日勺

通風時間短，并且可用柔性風筒。

5.2掘進通風設備日勺選擇

5.2.1風筒選擇

⑴選用KSS600-150型帶剛性圈的軟質阻燃風筒，直徑600mm,接頭措施：迅速

接頭軟帶，百米風阻30.2N?s7mK,一節(jié)10m,螺距150mm。

⑵風筒漏風計算

風筒漏風量

Q；=Q,-Q=4.1m/min

風筒百米漏風率

Qf-Q

Lel（X）廠'<2%

Qfx——

f100

Q

風筒有效風量率Er二-X100%=98%

Qf

風筒漏風備用系數(shù)〃=彳-二1.02

5.2.2局扇選擇

⑴確定局扇日勺工作參數(shù)

局扇工作風量Q廣材?Q=1.02X202.7=206.8m3/min

局扇工作風壓h.=R/,?Q,「=Rp?Q-y.Q=30.2X206.8/60X202.7/60=351.65Pa

⑵局扇選型

本設計選用軸流式局扇，它體積小，便于安裝和串聯(lián)運轉，效率高。

詳細選擇JBT?52型局扇,功率llkW,臺數(shù)1臺，轉數(shù)2900r/min,全風壓490-2352Pa,

風量145-225kWo

6通風量計算

6.1通風系統(tǒng)的選擇

回采工作面進風巷與回風巷H勺布置有U、Z、Y雙Z和W等形式。這些形式都是U

形的變形，是為了加大工作面長度、增長工作面供風量、改善工作面氣候條件，防止

采空區(qū)漏風和瓦斯涌出等目的而設計出來的。

Z形通風系統(tǒng)規(guī)定在采空區(qū)維護一條回風巷，工作面回風流經(jīng)回風巷時，采空區(qū)

的漏風可將其中H勺瓦斯排至回風道，但采空區(qū)卷道的維護量較大；Y形通風系統(tǒng)規(guī)定

工作面日勺上順槽沿采區(qū)一翼全長預先掘好，并且在回采期間一直維護，故采區(qū)巷道日勺

掘進和維護費用較大；在相似的地質條件下，W形工作面日勺供風量要比U、Y形增長

一倍，采面產(chǎn)量明顯提高，但巷道維護在采空區(qū)，漏風大，有效風量率低且易于自然

發(fā)火；U形后退式具有采空區(qū)漏風小的長處，但在工作面上隅角附近易于積存瓦斯，

影響工作面H勺安全生產(chǎn)。

綜上所述本設計采用U形后退式通風系統(tǒng)，此外運用導風設施（導風板、風簾等）

或運用采空區(qū)的風眼回風等來處理上隅角附近易于積存瓦斯問題。

6.2采區(qū)工作面瓦斯抽放

本礦井屬于高瓦斯礦井，開采厚煤層前應對其進行瓦斯抽放。

木設計采用煤層鉆孔抽放技術和采空區(qū)抽放技術對采煤工作面的瓦斯進行采前抽放

以使得工作面瓦斯到達規(guī)定，保證生產(chǎn)日勺安全進行。采用煤層鉆孔抽放技術和采空區(qū)

抽放技術對工作面的瓦斯抽放率到達50%0

采煤開始前抽放率不小于或等于這一數(shù)值時才可進行生產(chǎn)。

6.3風量計算

生產(chǎn)采區(qū)需要風量按各采煤、掘進工作面，嗣室及其他巷道等用風地點分別進行

計算。既有通風系統(tǒng)必須保證各用風地點穩(wěn)定可靠供風。

Q采區(qū)2(EQai+￡QM+￡Qd)XKvzm3/min

式中：EQ.U一一采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min;

一一掘進工作面實際需要風量的總和，mVmin;

——其他風量的總和，mVmin;

此一一采區(qū)風量備用系數(shù)，包括采區(qū)漏風和配風不均勻等原因，該值應從實測和記錄

中求得，一般可取1.2?L25,在此采區(qū)中近似為1.2。

6.3.1采煤工作面所需風量

每個回采工作面實際需要風量，應按瓦斯、二氧化碳涌出量工作面氣溫、風速和

人數(shù)等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。

⑴按采煤工作面瓦斯涌出量確定需要風量

絕對瓦斯涌出量q絕后3636.36X8.6?1440=21.72m：7min

絕對瓦斯涌出量q絕對=21.72m3/minx50%=10.86m3/min

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

式中：Q兼——采煤工作面需要風量，m7min

K不均衡一一回采工作面通風不均衡系數(shù)，常取1.2~2.1

⑵按工作面溫度選擇合適的風速計算：

Q；產(chǎn)60XV采XS采

式中：心——采煤工作面風速，m/s,工作面平均溫度20℃時，V采=1m/s；

S米一一采煤工作面日勺平均斷面積，門2。

2

使用掩護式支架時，S采=3(M-0.3)m,其中M為煤層開采厚度，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業(yè)人數(shù)計算需要風量：

選定作業(yè)2班采每班24人，一班檢修26人，交班時人數(shù)最多為50人。

Qai=4N=4X50=200mVmin

式中：N——工作面最多人數(shù)，

每人供風*4m7min

⑶風速進行驗算：

20.25X60XS采=0.25X60X8.7=130.5m7min

Q”W4X60XS對4X60X8.7=2088m：7min

式中：S采一一工作面平均斷面積，m2。

綜上所述取最大值，Q“尸1520m7m方

6.3.2掘進工作面所需風量

核算措施與回采工作面所需風量的計算措施基本相似。

⑴按照掘進面瓦斯涌出量計算：

綜掘,每月推進400nb每分鐘推進推0139m,S?=10.8m2

每分鐘掘進量=0.0139X10.8X1.35=0.2t/min

q絕對=0.2X8.6=1.72ml/min

QL產(chǎn)lOOXq絕對XK不均衡=100X1.72X1.8=309.6m3/niin^310m7min；

式中：QB一—單個掘進工作面需要風量，mVmin；

q絕對一一掘進工作面回風流中瓦斯的絕對涌出量，nMmin；

K極衡一一瓦斯涌出不均衡通風系數(shù)，一般可取1.5?2.0,本式中取1.8o

⑵按局部通風機實際吸風量計算需要風量：

選用FBDNo5.0/2X15kW高效對旋局扇，吸風量400m3/min

Qbi=Q??Ii=400m'/min。

式中：Q扇一一局部通風機實際吸風量；

li一一掘進工作面同步通風日勺局部通風機臺數(shù)，本設計中l(wèi)i=1臺。

⑵按掘進工作面同步作業(yè)人數(shù)計算需要風量：

Qbi=4N=4X15=60in7min

式中：N——掘進工作面最多人數(shù)。

⑷按風速進行驗算：

煤巷掘進最低風量QM20.25X60XS方0.25X60X10.8=162m3/min

式中：S振——掘進工作面的斷面，S弟=10.8

綜上所述，Qbi=400m7mino

6.3.3其他風量

井下充電室，應救其回風流中氫氣濃度不不小于0.5%計算風量。

機電洞室需要風量應根據(jù)不?樣胴室內設備日勺降溫規(guī)定進行配風。

選用銅室風量，須保證機電嗣室溫度不超過30C,其他碉室溫度不超過26℃。

采區(qū)變電所配風量：100mVmino

絞車房所配風量：100in7mino

無極繩絞車尾輪碉室：100【『/min

故其他風量的總和為￡Q尸100+100+100=BOOnMmin

33

風門漏風按1.2m'/min計算，5扇風門漏風6m/minoEQdi=6m/min

綜上所述：

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

式中取&=L2進行計算。

7風量分派

如圖所示通風系統(tǒng)流體網(wǎng)絡圖，根據(jù)流體網(wǎng)絡中總進風量等于總回風量進行風

量分派。每條分支的風量分派數(shù)據(jù)如表8-1所示:

表8-1風量分派表

分支始節(jié)點未節(jié)點巷道名稱風量m3/min

eO01運送大巷2671

el12運送大巷2121.2

e214車場繞道649.8

e334絞車房100

e423運送大巷100

e525盤區(qū)石門2023.2

e656盤區(qū)石門1621.2

e757進風斜巷400

c849軌道下山749.8

e91228盤區(qū)石門盡頭回風斜巷1.2

elO1714分層運送平巷0.2

ell711區(qū)段巖石運送集中平巷400

el23132變電所100

el389掘進回風斜巷400

el4108分層運送平巷400

el51110進風行人斜巷400

el61316區(qū)段巖石運送集中平巷150

el73132盤區(qū)石門1521.2

el8915軌道下山1149.6

el91528軌道下山1149.8

e202829軌道下山1151

e21621盤區(qū)石門1621.2

e221415掘進回風斜巷0.2

e231213進風斜巷1520

e241618區(qū)段巖石運送集中平巷1517.8

e251617進風行人斜巷1.2

e261719分層運送平巷1

e271819進風行人斜巷1.2

e281921分層運送平巷2.2

e291820區(qū)段巖石運送集中平巷1517.8

e302021進風行人斜巷1517.8

e312122工作面1520

e322223回風運料斜巷1517.6

e332325區(qū)段巖石運送集中平巷1517.6

e342224分層回風平巷2.4

e352527區(qū)段巖石運送集中平巷1518.8

e362425回風運料斜巷1.2

e37242G分層回風平巷1.2

e382627回風運料斜巷1.2

e392729區(qū)段巖石運送集中平巷1520

e402930回風大巷2671

30

圖8-1通風系統(tǒng)流體網(wǎng)絡圖

8局部風量計算

局部風量調整有三種措施：增長風阻的調整法，減少風阻日勺調整法和增長風壓日勺

調整法。本設計中采用增長風阻H勺調整法，在掘進工作面回風巷、變電所和絞車房處

設置調整風門，通過變化調整風門的開口面積來變化調整風門對風流所產(chǎn)生日勺阻力。

用下式計算調整風門的面積Sw：

QS

SR

Q+U.759s灰.

R一一調整風門口勺風阻，N-s7m%

由上可求，絞車房處調整風窗的面積:

100x)4.2

X2.01/772

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

變電所處調整風門的面積:

c_l(X)xl4.29QQ2

S'、？—/2s2.99/n

100+0.759x14.2x60xJo.3371

絞車房處調整風門的面積:

100x10

Sw3b3.09"，

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

即所需設置H勺調整風門H勺面積為10.32n)2。

9通風阻力計算

⑴摩擦風阻計算

a一摩擦阻力系數(shù)，通過查表取值;

L一巷道長度，m;

u一巷道周長，叫

s一巷道面積，武。

⑵通風阻力計算：

的=號在

Hlr一一摩擦阻力，Pa

由以上兩式求得各巷道的風阻和通風阻力詳見表10-1：

最大阻力路線為：

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

則: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

采區(qū)總阻力：h=hrXk

=751.38X1.1826.518Pa

式中，k考慮局部阻力附加系數(shù)，按經(jīng)驗取1.1—1.15,取1.1。

表10-1通風阻力計算表

分支節(jié)點巷道名稱風:ftm'/min長度/m凈面積/m2凈周長/m也力系數(shù)/NsVm'風阻/NsVm”阻力/Pa

eC0、1運送大巷267120.5514.214.40.008820.000911541.

el1、2運送大巷2121.218.4614.214.40.008820.000818841.

。21、4車場燒道649.831.3614.214.40.008820.0013910=0.

e33、4絞車房10067.5414.214.40.008820.002995c0.00832194

。42,3運送大巷10067.614.214.40.008820.002998560.

e52、5盤區(qū)石門2023.2917.214.214.40.008820.01068伏46.16854293

eG5,6盤區(qū)石門1621.2458.514.214.40.008820.0203378714.84827743

e75、7進風斜替40050.114.214.40.03910.009851720.

e84、9軌道下山749.81019.7514.214.40.00820.042053786.

盤區(qū)石「J盡頭回

o912、281.2240.471013.40.03260.105046914.20238E-05

風斜巷

elD17、14分層運送平巷0.2339.811013.40.0346330.15769977I.75222E-06

區(qū)段巖石運送集

ell7、11400159.41013.40.0346330.07397473.

中平巷

el231、32變電所10024.0914.214.40.0080.000969220.

el38、9掘進回風斜巷40049.58101.310.03910.002597690.1154530