通风课程设计说明书

辽宁工程技术大学课程设计（说明书）11 采区概况本采区的基本情况如表 1-1 所示。要求根据以下条件对该采区进行设计。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的基础数据如下：1 层倾角 =2.278属于近水平煤层504)(3arctn2 采区走向长度 1536m采区倾斜长度 =1407m27.cos162.1 采区工业储量ZG=采区走向长度采区倾斜长度煤层厚度煤的容重3575856435.2 吨=7585.64 万吨2.2 采区煤柱损失量根据规程规定，为了隔离采取，防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出的影响，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。边界煤柱损失=采区左右边界煤柱+采区上下边界煤柱煤层数 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辽宁工程技术大学课程设计（说明书）2=1014072+10(1536-20)2261.35=2051946 吨=205.20 万吨停采界限内的保护煤柱损失停采线长度条带长度条带数煤层厚度煤的重率20（2230+3220+238）261.35=953316 吨=95.33 万吨P（总的煤柱损失）=边界煤柱损失+停采界限内的保护煤柱损失=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可能采出的储量。其计算式为：Zk=ZG-P=7585.64-281.53=7304.11 万吨2.4 采区回采率100= 10096.23GKZC64.75831采区服务年限 = =43.4768 年43.5 年KAZT.12733 采区情况介绍3.1 采区基本情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-3；采区内煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层；煤层的瓦斯涌出量为 8.6/m3.t-1，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 1536m，倾斜长度为 1407m；采区工业储量为 7585.64 万吨，开采损失 281.53 万吨，可采储量 7304.11 万吨；采区年生产能力设计为 120 万吨，设计服务年限 43.5 年。3.2 采区巷道布置说明本设计的采区内，煤层数为一层，煤厚为 26m。所以采用分层开采，分层间采用下行开采顺序，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、230m。在盘区自运输大巷开掘盘区石门，在辽宁工程技术大学课程设计（说明书）3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 左右的岩层中布置区段运输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输平巷和回风、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 采区内工作系统介绍采区内的工作系统主要包括：(1)运煤系统：工作面第一分层工作面运输平巷溜煤眼-区段岩石运输集中平巷-煤仓-盘区石门-运输大巷(2)通风系统：回采通风系统：新鲜风流采区运输大巷盘区石门进风斜巷区段岩石运输集中平巷进风行人斜巷-第一分层工作面运输平巷第一分层工作面第一分层工作面运输平巷回风运料斜巷-区段岩石轨道集中运输平巷-盘区回风大巷浊风排出；掘进通风系统：新鲜风流采区运输大巷盘区石门进风斜巷区段岩石运输集中平巷进风行人斜巷-第一分层下一工作面运输平巷掘进工作面第一分层下一掘进回风斜巷轨道下山盘区回风大巷-浊风排出。(3)材料及设备运输系统：回采面：盘区运输大巷车场绕道-轨道下山-区段岩石轨道集中运输平巷-回风运料斜巷-第一分层工作面运输平巷-工作面掘进面：盘区运输大巷车场绕道-轨道下山-区段岩石轨道集中运输平巷-回风运料斜巷-第一分层下一工作面运输平巷掘进工作面。(4)排矸系统：掘进巷道时所出的煤和矸石分层工作面回风平巷-区段岩石轨道-回风运料斜巷-区段岩石轨道集中运输平巷-轨道下山-车场绕道-盘区运输大巷(5)排水系统：在盘区石门、轨道下山等各条巷道中布置水槽，使水依靠自重在水槽中流动，最终流入水仓。辽宁工程技术大学课程设计（说明书）4(6)供电系统高压电缆由井底中央变电所，经大巷、盘区运输石门、至采区变电所。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的配电点以及输送机、绞车房等用电地点。3.4 巷道断面选取盘区运输大巷、盘区回风大巷、盘区石门、轨道下山采用拱形断面，锚喷支护；工作面运输巷道和回风巷道、区段岩石运输集中平巷、区段岩石轨道集中平巷采用梯形断面，工字梁支护。随着锚喷支护的推广，采用拱形断面拱部成形好，施工方便，利用率高；梯形断面能够使顶板暴露面积少，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输煤炭；工作面运输巷道采用带式输送机运输，为单输送机道；工作面回风巷道利用 1.5t 矿车运输材料和设备，为单轨巷道。巷道断面及其技术参数如下：(1)采区运输、回风大巷、盘区石门、轨道下山设计掘进断面积 16.2 m2，净断面积 14.2 m2，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 800mm，锚深 1600mm，锚杆直径 14mm，巷道断面图如图4-1。图 4-1 采区运输大巷巷道断面图(2)回采工作面运输、分层回风巷及通风道、区段岩石运输集中平巷、区段岩石轨道集中平巷设计掘进断面积 10.8 m2，净断面积 10 m2，净周长 13.4m；设计掘进底板宽度辽宁工程技术大学课程设计（说明书）5B=4890m，顶板宽度 B =3990m,高度 H=2435m；金属支架采用 GB700-65，11#A5 矿用工字钢，断面设计如图 4-2 所示。BB39015480152230H52 B3901548390B250H31工作面运输巷道 工作面回风巷道BB39015480152230H52 B3901548390250H315工作面运输巷道 工作面回风巷道图 4-2 工作面运输、回风巷道断面图4 回采工艺设计4.1 采煤方法的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以下优点:(1)巷道布置简单,巷道掘进和维护费用低、投产快；(2)运输系统简单,占用设备少,运输费用低；(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,非常有利于综采；(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的影响,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,仰斜开采有利于疏干工作面,创辽宁工程技术大学课程设计（说明书）6造良好的工作环境；(5)技术经济效果比较显著。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,都有显著提高或改善。4.2 盘区开采顺序与开采方法本设计将煤层分为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，共同组成一个盘区。开采顺序为：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。开采作业以后，利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 采煤设备的选择根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择成套的采煤设备。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 工作面运输巷道用SSJ-1000/2160 型伸缩带式输送机，破碎机型号为 PEM1000650。 （1） 采煤机型号 MXA-300/4.5，其主要参数如表 5-1 所示：表 5-1 MXA-300/4.5 采煤机参数表采高(m) 2.33.5 滚筒中心距(mm) 10326适应煤质硬度(kg/cm2) f=24 机面高度(mm) 1905倾角() 525 卧底量(mm) 185截深(mm) 656 型号 DMB- 300s滚筒直径(m) 2.0 功率 KW 300牵引方式 液压、双牵引、无链 台数（台） 1牵引速度(m/min) 08.5 电压（V） 1140链条规格 齿销电动机 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 定量柱塞泵 总量（t） 48.3辅助泵型式 定量柱塞泵(2) 液压支架，其主要参数如表 5-2 所示：表 5-2 液压支架参数表型 号 ZYX3400/23/45 ZY3600/25/50辽宁工程技术大学课程设计（说明书）7型式 大采高大倾角掩护式 掩护式高度（m） 2.3-4.5 2.5-5.0宽度（m） 1.43-1.6 1.43-1.6中心距（m） 1.5 1.5初撑力（kN） 2608 3092工作阻力（kN） 3400 3600支护强度(MPa) 0.58 0.61对底板比压(MPa) 1.34 1.31-2.35适应煤层倾角 () 3525降- 移-升循环时间（ s） 28.58 35.9运输尺寸（长 宽 高） （m）5.47 1.43 2.36.12 1.43 2.5支9 架重量(t) 21.2 19.76型式 双伸缩 双伸缩缸径/中缸内径/柱径(mm) 230/180/220 250/180/160立柱 工作阻力/初撑力(kN) 1700/1304 1800/1546型式 浮动活塞式 浮动活塞式缸径/行程(mm) 150/750 160/700推移千斤顶 推力/拉力(kN) 178.1/452.8 178.8/452.6缸径/行程(mm) 150/415 140/350工作阻力（活塞腔/缸腔）(kN) 671.6/534 646/408平衡千斤顶 每架数量(个) 2 2(3)工作面刮板输送机 ,型号 SGZ-764/264，其主要参数如表 5-3 所示：表 5-3 SGZ-764/264 刮板输送机主要参数表设计长度 (m) 200 刮板链型式 双边链出厂长度 (m) 150 刮板间距 (mm) 1032运输能力 (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 功率 (kW) 2132液力偶合器型号 YL-500X Q1转速(r/min) 1475液力偶合器介质 油电动机电压(V) 1140布置方式 平行布置 圆环链破断负荷 (KN) 598中部槽规格(mm)（长宽高） 1500764222 总量 (t) 166.62圆环链规格 2686-C 减速器速比 1： 25.444(4)刮板转载机,型号 SZB-764/132，其主要参数如表 5-4 所示：表 5-4 SZB-764/132 刮板转载机主要参数表出厂长度（m） 29.7 刮板链型式 双边链输送能力（t/h） 700 型号 KBY550-132速度（m/s） 1.34电动 功率（KW） 132辽宁工程技术大学课程设计（说明书）8与带式输送机有效重叠长度（m） 11.44 转速（ r/min） 1470爬坡角度（） 10机电压（V） 1140爬坡长度（m） 6.5 规格（mm） 2286-C爬坡性能 爬坡高度（m） 1.6回环链 破断负荷（KN） 598偶合器型式 YL-5001Q 刮板间距（mm） 516中部槽尺寸（mm）（长宽高） 1500764222 质量（t） 24.90(5)伸缩带式输送机,型号 SSJ1000/2160，其主要参数如表 5-5 所示：表 5-5 SSJ1000/2160 伸缩带式输送机主要参数表输送量 t/h 1000 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（宽高）(mm) 26461705传动滚筒直径(mm) 630托辊直径(mm) 108 型号 YSB-90类 型 阻燃输送带 功率(kW) 1602输送带 宽度(mm) 1000电动机 电压(V) 660储带长度(m) 100 质量(t) 120(6)破碎机,型号 PEM1000650，其主要参数如表 5-6 所示：表 5-6 PEM1000650破碎机主要参数表结构特点 鄂式 配套转载机型号 SZB-764/132过煤能力(t/h) 700 外形尺寸（长宽高） （mm） 327022601430破碎能力(t/h) 450 型号 JBY91-4/55进料口宽度（mm） 1000功率（ kW） 55进料口高度（mm） 550电动机电压(V) 1140出料粒度（mm） 40-3704.4 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：往返一次割两刀。如图 5-7 所示：辽宁工程技术大学课程设计（说明书）9图 5-7 滚筒的转向和位置示意图(2)割煤方式考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素，采用穿梭割煤，往返一次进两刀。(3)综采面采煤机的进刀方式：工作面端部斜切割三角煤进刀。其过程如下：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；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人煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上下滚筒,返程正常割煤 。(4)移架方式支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多。(5)支护方式针对综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，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个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、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 DW35180/100X 型单体液压支柱进行端头支护。超前支护方式：工作面运输巷超前 20m 加强支护，DW35180/100X 型单体液压支柱配合金属铰接梁支护巷道的两帮，柱距均为 1m；回风巷超前 20m 加强维护，只辽宁工程技术大学课程设计（说明书）10在巷道中间支设一排 DW35180/100X 型单体液压支柱。生产班的主要工艺过程是：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，往返一次割两刀，移架滞后采煤机 4-6m，输送机滞后采煤机 10-15m 推移综采工作面中，沿工作面全长完成采煤、移架、推溜三个主要工序后，工作面就向前推进一个进度，完成一个循环。(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 1200000/3303636 吨；日推进量 回 采 率煤 的 容 重分 层 厚 度工 作 面 长 度 日 产 量 3636（2203.21.350.95）= 4.03滚筒截深为 0.8 米，进刀数4.030.8=5.035 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备三个班进行开采，其中两个开采班，一个检修班。具体回采工作面循环作业如何进行如表 5-8 所示：表 5-8 回采工作面循环作业图表辽宁工程技术大学课程设计（说明书）114.6 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 种一班 二班 检修班 合计1 班长 1 1 1 32 安全员 1 1 1 33 采煤机司机 2 2 44 支架工 6 6 4 165 清煤工 4 4 86 输送机司机 1 1 2 67 运料工 4 4 6 148 端头支护工 4 4 8 169 机电维修工 1 1 4 6合计 24 24 26 744.7 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采煤机；2刮板输送机；3液压支架；4下端头支架；5上端头支架；6转载机；7可伸缩胶带输送机；8配电箱；9乳化液泵站；10设备列车；11移动变电站；12喷雾泵站；13液压安全绞车；14集中控制台。辽宁工程技术大学课程设计（说明书）125 掘进工艺5.1 掘进通风方法掘进通风方法采用局扇通风。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，工作面的通风时间短，而且可用柔性风筒。5.2 掘进通风设备的选择5.2.1 风筒选择 选用 KSS600-150 型带刚性圈的软 质 阻 燃 风筒，直径 600mm，接头方法：快速接头软带，百米风阻 30.2Ns2/m8，一节 10m,螺距 150mm。风筒漏风计算风筒漏风量Q =Q -Q=4.1m /minlf3风筒百米漏风率L = 2%10eff风筒有效风量率 E = 100%=98%ffQ风筒漏风备用系数 = =1.02f5.2.2 局扇选择 确定局扇的工作参数局扇工作风量 Q = Q=1.02202.7=206.8m /minf3局扇工作风压 h =R Q = ftpa2R Q Q=30.2206.8/60202.7/60=351.65Papf局扇选型辽宁工程技术大学课程设计（说明书）13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。具体选择 JBT-52 型局扇，功率 11kW，台数 1 台，转数 2900r/min，全风压 490-2352Pa，风量 145-225kW。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的布置有 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、增加工作面供风量、改善工作面气候条件，预防采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。Z 形通风系统要求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的瓦斯排至回风道，但采空区巷道的维护量较大；Y 形通风系统要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，而且在回采期间始终维护，故采区巷道的掘进和维护费用较大；在相同的地质条件下，W 形工作面的供风量要比 U、Y形增加一倍，采面产量显著提高，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优点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，影响工作面的安全生产。综上所述本设计采用 U 形后退式通风系统，另外利用导风设施（导风板、风帘等）或利用采空区的风眼回风等来解决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。本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达到要求，保证生产的安全进行。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达到 50%。采煤开始前抽放率大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，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。Q 采区 （Q ai +Q bi +Q ci）K WZ m3/min式中：Q ai采煤工作面实际需要风量的总和，m 3/min;辽宁工程技术大学课程设计（说明书）14Q bi掘进工作面实际需要风量的总和，m 3/min;Q ci其他风量的总和 ，m 3/min;KWZ采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般可取 1.21.25，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。1 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 绝对 =3636.368.61440=21.72m3/min绝对瓦斯涌出量 q 绝对 =21.72m3/min50%=10.86m3/minQai=100q 绝对 K 不均衡 =10010.861.4=1520m3/min式中： Q 采 采煤工作面需要风量，m 3/minK 不均衡 回采工作面通风不均衡系数，常取 1.22.1按工作面温度选择适宜的风速计算：Qai=60V 采 S 采式中： V 采 采煤工作面风速，m/s，工作面平均温度 20时，V 采 =1 m/s；S 采 采煤工作面的平均断面积，m 2。使用掩护式支架时，S 采 =3（M-0.3）m 2，其中 M 为煤层开采厚度，m。S 采 =3（3.2-0.3）=8.7m 2Qai=60V 采 S 采 =6018.7=522 m3/min按回采工作面同时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=450=200 m3/min式中：N工作面最多人数， 每人供风4m 3/min3 风速进行验算：Qai0.2560S 采 =0.25608.7=130.5m3/minQai460S 采 =4608.7=2088m3/min式中：S 采 工作面平均断面积，m 2 。辽宁工程技术大学课程设计（说明书）15综上所述取最大值，Q ai=1520m3/min6.3.2 掘进工作面所需风量核算方法与回采工作面所需风量的计算方法基本相同。1 按照掘进面瓦斯涌出量计算：综掘，每月推进 400m，每分钟推进 0.0139m，S 掘 =10.8 m2每分钟掘进量=0.013910.81.350.2 t/minq 绝对 =0.28.6=1.72 m3/minQbi=100q 绝对 K 不均衡 =1001.721.8=309.6 m3/min310m 3/min；式中： Q bi单个掘进工作面需要风量，m 3/min；q 绝对 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m 3/min；K 不均衡 瓦斯涌出不均衡通风系数，一般可取 1.52.0,本式中取1.8。 按局部通风机实际吸风量计算需要风量：选用 FBDNo5.0/215kW 高效对旋局扇，吸风量 400 m3/minQbi=Q 扇 Ii=400 m3/min。式中： Q 扇局部通风机实际吸风量；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本设计中 Ii =1 台。2 按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q bi=4N=415=60 m3/min式中：N掘进工作面最多人数。 按风速进行验算：煤巷掘进最低风量 Q bi0.2560S 掘 =0.256010.8=162m3/min式中：S 掘 掘进工作面的断面，S 掘 =10.8 m2综上所述，Q bi=400 m3/min。6.3.3 其他风量井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于 0.5%计算风量。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。采区变电所配风量：100 m 3/min。辽宁工程技术大学课程设计（说明书）16绞车房所配风量：100 m 3/min。无极绳绞车尾轮硐室：100 m 3/min故其他风量的总和为 Q ci=100+100+100=300m3/min风门漏风按 1.2 m3/min 计算，5 扇风门漏风 6 m3/min。Q di =6m3/min综上所述：Q 采区 （Q ai+Q bi+Q ci+Q di ）K WZ=（1520+400+300+6）1.2=2671m3/min式中取 KWZ =1.2 进行计算。7 风量分配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配。每条分支的风量分配数据如表 8-1 所示： 辽宁工程技术大学课程设计（说明书）17表 8-1 风量分配表分支 始节点 未节点 巷道名称 风量 m3/mine0 0 1 运输大巷 2671e1 1 2 运输大巷 2121.2e2 1 4 车场绕道 649.8e3 3 4 绞车房 100e4 2 3 运输大巷 100e5 2 5 盘区石门 2021.2e6 5 6 盘区石门 1621.2e7 5 7 进风斜巷 400e8 4 9 轨道下山 749.8e9 12 28 盘区石门尽头回风斜巷 1.2e10 17 14 分层运输平巷 0.2e11 7 11 区段岩石运输集中平巷 400e12 31 32 变电所 100e13 8 9 掘进回风斜巷 400e14 10 8 分层运输平巷 400e15 11 10 进风行人斜巷 400e16 13 16 区段岩石运输集中平巷 150e17 31 32 盘区石门 1521.2e18 9 15 轨道下山 1149.6e19 15 28 轨道下山 1149.8e20 28 29 轨道下山 1151e21 6 21 盘区石门 1621.2e22 14 15 掘进回风斜巷 0.2e23 12 13 进风斜巷 1520e24 16 18 区段岩石运输集中平巷 1517.8e25 16 17 进风行人斜巷 1.2e26 17 19 分层运输平巷 1辽宁工程技术大学课程设计（说明书）18e27 18 19 进风行人斜巷 1.2e28 19 21 分层运输平巷 2.2e29 18 20 区段岩石运输集中平巷 1517.8e30 20 21 进风行人斜巷 1517.8e31 21 22 工作面 1520e32 22 23 回风运料斜巷 1517.6e33 23 25 区段岩石运输集中平巷 1517.6e34 22 24 分层回风平巷 2.4e35 25 27 区段岩石运输集中平巷 1518.8e36 24 25 回风运料斜巷 1.2e37 24 26 分层回风平巷 1.2e38 26 27 回风运料斜巷 1.2e39 27 29 区段岩石运输集中平巷 1520e40 29 30 回风大巷 2671辽宁工程技术大学课程设计（说明书）19图 8-1 通风系统流体网络图辽宁工程技术大学课程设计（说明书）208 局部风量计算局部风量调节有三种方法：增加风阻的调节法，降低风阻的调节法和增加风压的调节法。本设计中采用增加风阻的调节法，在掘进工作面回风巷、变电所和绞车房处设立调节风门，通过改变调节风门的开口面积来改变调节风门对风流所产生的阻力。用下式计算调节风门的面积 Sw:whQS759.0RW调节风门的风阻，Ns 2/m8。由上可求，绞车房处调节风窗的面积： 2w1 01.876.02.14759.024mS 变电所处调节风门的面积： 2w2 9.371.062.14759.01S绞车房处调节风门的面积： 2w3 9.074.861759.01mS即所需设立的调节风门的面积为 10.32m2。9 通风阻力计算摩擦风阻计算3SLURfr摩擦阻力系数，通过查表取值;L巷道长度， m;U巷道周长，m;S巷道面积，m 2。通风阻力计算：2QRhfrfr辽宁工程技术大学课程设计（说明书）21Hfr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-e1-e2-e6-e21-e17-e41-e23-e16-e24-e29-e30-e31-e32-e33-e35-e39-e40则:hr=1.81+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 = hr k= 751.381.1 826.518 Pa式中， k 考虑局部阻力附加系数，按经验取 1.11.15，取 1.1。辽宁工程技术大学课程设计（说明书）22表 10-1 通风阻力计算表分支 节点 巷道名称 风量 m3/min 长度/m 净面积/m2 净周长/m 阻力系数/Ns 2/m4 风阻/Ns 2/m8 阻力/Pae0 0、1 运输大巷 2671 20.55 14.2 14.4 0.00882 0.00091154 1.806438354e1 1、2 运输大巷 2121.2 18.46 14.2 14.4 0.00882 0.00081884 1.023430786e2 1、4 车场绕道 649.8 31.36 14.2 14.4 0.00882 0.00139105 0.163154483e3 3、4 绞车房 100 67.54 14.2 14.4 0.00882 0.0029959 0.00832194e4 2、3 运输大巷 100 67.6 14.2 14.4 0.00882 0.00299856 0.008329333e5 2、5 盘区石门 2021.2 917.2 14.2 14.4 0.00882 0.0406846 46.16854293e6 5、6 盘区石门 1621.2 458.5 14.2 14.4 0.00882 0.02033787 14.84827743e7 5、7 进风斜巷 400 50.1 14.2 14.4 0.0391 0.00985172 0.437854103e8 4、9 轨道下山 749.8 1019.75 14.2 14.4 0.0082 0.04205378 6.567398913e9 12、28 盘区石门尽头回 风斜巷 1.2 240.47 10 13.4 0.0326 0.10504691 4.20188E-05e10 17、14 分层运输平巷 0.2 339.81 10 13.4 0.034633 0.15769977 1.75222E-06e11 7、11 区段岩石运输集 中平巷 400 159.4 10 13.4 0.034633 0.0739747 3.287764564e12 31、32 变电所 100 24.09 14.2 14.4 0.008 0.00096922 0.002692289e13 8、9 掘进回风斜巷 400 49.58 10 1.34 0.0391 0.00259769 0.11545309e14 10、8 分层运输平巷 400 346.69 10 13.4 0.034633 0.16089266 7.150784796e15 11、10 进风行人斜巷 400 225.91 10 13.4 0.0391 0.11836329 5.260590462e16 13、16 区段岩石运输集 中平巷 150 154.15 10 13.4 0.034633 0.07153827 0.447114195e17 31、32 盘区石门 1521.2 23.46 14.2 14.4 0.00882 0.00104062 0.668904603e18 9、15 轨道下山 1149.6 223.53 14.2 14.4 0.00882 0.00991521 3.639928658e19 15、28 轨道下山 1149.8 141.43 14.2 14.4 0.00882 0.00627347 2.303826096序上表辽宁工程技术大学课程设计（说明书）23e20 28、29 轨道下山 1151 36.29 14.2 14.4 0.00882 0.00160973 0.592381052e21 6、31 盘区石门 1621.2 100.98 14.2 14.4 0.00882 0.00447921 3.270183326e22 14、15 掘进回风斜巷 0.2 49.58 10 13.4 0.0326 0.02165853 2.4065E-07e23 12、13 进风斜巷 1520 50.1 10 13.4 0.0391 0.02624939 16.84627775e24 16、18 区段岩石运输集 中平巷 1517.8 354.63 10 13.4 0.034633 0.16457747 105.3166362e25 16、17 进风行人斜巷 1.2 225.36 10 13.4 0.0391 0.11807512 4.723E-05e26 17、19 分层运输平巷 1 350.16 10 13.4 0.034633 0.16250302 4.51397E-05e27 18、19 进风行人斜巷 1.2 225.24 10 13.4 0.032105 0.09689982 3.87599E-05e28 19、21 分层运输平巷 2.2 349.69 10 13.4 0.034633 0.1622849 0.000218183e29 18、20 区段岩石运输集 中平巷 1517.8 349.85 10 13.