通风设计及安全技术措施.doc

2 1 1 1 荥经县张家湾煤业有限公司荥经县张家湾煤业有限公司 改变通风系统时的改变通风系统时的 通风设计通风设计 及安全技术措施及安全技术措施 二二 一二年五月六日一二年五月六日 2 目录目录 第一节第一节 矿井现状矿井现状 3 一 改变通风系统前矿井通风情况一 改变通风系统前矿井通风情况 3 二 该变通风系统原因二 该变通风系统原因 3 第二节第二节 概概 况况 3 一 瓦斯一 瓦斯 3 二 矿井瓦斯涌出量预测二 矿井瓦斯涌出量预测 4 三 煤尘爆炸性三 煤尘爆炸性 7 四 煤的自燃倾向性四 煤的自燃倾向性 7 五 煤 岩 与瓦斯 五 煤 岩 与瓦斯 CO2 突出危险及地温 突出危险及地温 7 第三节第三节 矿井通风设计矿井通风设计 7 一 通风方式及通风系统一 通风方式及通风系统 7 二 掘进通风及硐室通风二 掘进通风及硐室通风 8 三 风井数目 位置 服务范围及服务时间三 风井数目 位置 服务范围及服务时间 8 四 矿井风量 负压计算四 矿井风量 负压计算 8 五 对矿井通风状况的评价五 对矿井通风状况的评价 24 第四节第四节 安全技术措施安全技术措施 24 一 通风设施一 通风设施 24 二 防止漏风的措施二 防止漏风的措施 25 三 降低风阻的措施三 降低风阻的措施 25 四 实施改变通风系统时的安全措施四 实施改变通风系统时的安全措施 26 3 张家湾煤业有限公司张家湾煤业有限公司 改变通风系统时的通风设计及安全技术措施改变通风系统时的通风设计及安全技术措施 2 1 1 12 1 1 1 第一节第一节 矿井现状矿井现状 一 改变通风系统前矿井通风情况一 改变通风系统前矿井通风情况 矿井目前采用 两进一回 通风方式 892 主平硐和辅助进风 平硐进风 原天宝洞风井回风 风机型号 FBCZ 6 No13A 2 18 5KW 矿井总风量 1100m3 min 二 该变通风系统原因二 该变通风系统原因 由于我矿新风井杜家湾风井已经建成 风机已安装完毕 风机 型号为 FBCDZ 6 No16C 2 75KW 并进行了风机性能测定和试运行 原天宝洞回风路线较长 风阻较大 为了加快技改进度 需增加技 改作业点 增加风量 所以决定改变通风系统 停止使用原天宝洞 风机 起用杜家湾风机 为此特制定张家湾煤业有限公司改变通风 系统时的通风设计及安全技术措施 第二节第二节 概概 况况 一 瓦斯一 瓦斯 该矿为整合扩建矿井 据雅安市安全生产监督管理局文件 雅 安监 2010 558 号 关于 2010 年度瓦斯等级鉴定结果的批复 该煤矿 2010 年度绝对瓦斯 1 666m3 min 无相对瓦斯量 瓦斯等级 不定级 该煤矿 2009 年度绝对瓦斯 1 053m3 min 无相对瓦斯量 瓦斯等级不定级 据雅安市安全生产监督管理局文件 雅安监 2008 340 号 关于 2008 年度瓦斯等级鉴定结果的批复 该 4 煤矿 2008 年度相对瓦斯 7 71m3 吨 绝对瓦斯 1 58m3 min 瓦斯等 级不定级 该煤矿 2007 年度相对瓦斯 7 46m3 吨 绝对瓦斯 1 45m3 min 瓦斯等级为低瓦斯 二 矿井瓦斯涌出量预测二 矿井瓦斯涌出量预测 矿区范围由 1 8 号拐点圈定 矿区面积约 2 0694km2 开采独连 三连 双龙三层煤层 各煤层开采标高均为 980m 700m 矿井三连 独连二层煤层为一个水平 双龙煤层为一个水平 即三连煤层为 850m 下山开采 独连煤层为 850m 上下山开采 双龙煤层为 815m 上 下山开采 由于矿井无瓦斯煤层含量资料 现根据矿井 2008 年度矿 井瓦斯鉴定结果资料 2008 年矿井相对瓦斯涌出量为 7 71m3 t 2007 年矿井相对瓦斯涌出量为 7 46m3 t 根据 AQ1018 2006 矿井瓦斯涌 出量预测方法之一的矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量如下 矿井相对瓦斯涌出量与开采深度的关系由下式表示 q 2 0 HH 式中 q 矿井相对瓦斯涌出量 m3 t H 开采深度 m H0 瓦斯风化带深度 m 相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度 m m3 t 1 一 值确定 当有瓦斯风化带以下两个水平的实际相对瓦斯涌出量资料时 值由下式确定 12 12 qq HH 5 式中 H2 瓦斯带内 2 水平的开采深度 m H1 瓦斯带内 1 水平的开采深度 m q2 在 H2深度开采时的相对瓦斯涌出量 m3 t q1 在 H1深度开采时的相对瓦斯涌出量 m3 t 90 0 46 7 71 7 5 491 0 514 二 H0的确定 H0可由下式确定 H0 H1 q1 2 491 5 90 0 7 46 2 20 0m 三 矿井瓦斯等级确定 1 三连煤层 当矿井开采三连煤层 850m 水平下山 800 870m 时 对照井 上下对照图矿井开采深度约为 675m 预测矿井相对瓦斯涌出量 q 2 0 HH 2 0 90 0 20675 9 28 m3 t 根据矿山统计法 预测矿井开采三连煤层 850m 水平下山 800 870m 时矿井相对瓦斯涌出量为 9 28m3 t 绝对瓦斯涌出量 为 2 93m3 min 2 独连煤层 当矿井开采独连煤层 850m 水平上下山 850 880m 850 825m 时 对照井上下对照图矿井开采深度约 为 645m 预测矿井相对瓦斯涌出量 6 q 2 0 HH 2 0 90 0 40645 8 94 m3 t 根据矿山统计法 预测矿井开采独连煤层 815m 水平上下山 815 880m 时矿井相对瓦斯涌出量为 8 94m3 t 绝对瓦斯涌出量 为 2 82m3 min 3 双龙煤层 当矿井开采双龙煤层 815m 水平上下山 750 860m 时 对照 井上下对照图矿井开采深度约为 730m 预测矿井相对瓦斯涌出量 q 2 0 HH 2 0 90 0 20730 9 89 m3 t 根据矿山统计法 预测矿井开采双龙煤层 815m 水平上下山 750 860m 时矿井相对瓦斯涌出量为 9 89m3 t 绝对瓦斯涌出量 为 3 12m3 min 根据上述分煤层预测瓦斯涌出量结果 确定该矿井为低瓦斯矿井 该矿井移交投产时开采双龙煤层 850m 水平下山 设计有 1 个对 拉采煤工作面 2 个掘进工作面及其它地点 如采空区 煤层巷道 涌出瓦斯 按瓦斯涌出地点预测 则每个单采煤工作面绝对瓦斯涌出 量为 0 94m3 min 则 1 个对拉采煤工作面绝对瓦斯涌出量为 1 88m3 min 每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0 37m3 min 则 2 个 7 掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0 74m3 min 其它地点涌出瓦斯量为 0 31m3 min 根据该矿近几年瓦斯等级鉴定情况及开采经验 在全井田开采标 高范围内 煤层瓦斯含量会随着开采煤层埋藏深度的增加而略为增加 由于该矿井瓦斯梯度 煤层透气性等具体参数不详 矿井投产后应根 据 AQ1026 2006 第 6 条第 2 款执行 低瓦斯矿井新水平 新采区应测 定煤层原始瓦斯含量和压力 高瓦斯 煤与瓦斯突出矿井每个采区垂 深每增加 50m 应测定煤层原始瓦斯含量和压力 及时进行原始瓦斯 含量和压力测定 严格按照矿井瓦斯等级进行管理 并加强瓦斯资料 的搜集与整理 分析和总结瓦斯涌出的基本规律 合理调整通风参数 和制定相应的安全管理措施 确保矿井安全生产 三 煤尘爆炸性三 煤尘爆炸性 根据鉴定报 该矿开采的独连 三连 双龙三层煤均煤尘无爆炸 危险性 四 煤的自燃倾向性四 煤的自燃倾向性 根据鉴定报 该矿开采的独连 三连 双龙三层煤层自燃发火倾 向性等级均为 级 均属不易自燃煤层 五 煤 岩 与瓦斯 五 煤 岩 与瓦斯 CO2 突出危险及地温 突出危险及地温 相邻矿井及该矿井从投产至今未发生过煤 岩 与瓦斯 CO2 突 出危险 未发生过冲击地压及地热等灾害 第三节第三节 矿井通风设计矿井通风设计 一 通风方式及通风系统一 通风方式及通风系统 根据矿井开拓布置情况 本矿井采用中央分列式通风方式 抽出 8 式通风方法 采煤工作面采用 W 型通风 二 掘进通风及硐室通风二 掘进通风及硐室通风 一 掘进通风 掘进工作面配备有 FBD 5 0 2 5 5 型局部通风机 将乏风直 接导入回风道 实现独立通风 二 硐室通风 1 井下带区变电所 机车检修硐室为独立通风 乏风直接导入 回风道 实现独立通风 2 井下避难硐室 850m 水平中央变电所 850m 水平中央水泵 房 消防材料库处于进风流中 有足够的新鲜风流通过 为确保安全 改善硐室工作环境 利用矿井全风压通风 三 风井数目 位置 服务范围及服务时间三 风井数目 位置 服务范围及服务时间 根据矿井开采范围 开采期间布置一个回风斜井 回风斜井位于 井田北东部 担负全矿井回风任务 服务于全矿井 服务年限与矿井 服务年限相同 四 矿井风量 负压计算四 矿井风量 负压计算 矿井风量计算方法依据 煤矿安全规程 2010 版 和 采矿工 程设计手册 按照生产能力 150kt a 进行配风 矿井通风容易 双 龙煤层 时期按 1 个对拉采煤工作面 2 个掘进工作面及其独立通风 硐室和巷道配风 矿井通风困难 三连煤层 时期按 1 个对拉采煤工 作面 2 个掘进工作面及其独立通风硐室和巷道配风 一 风量计算 1 按整体法计算 按井下同时工作的最多人数需要风量计算 Q 4NK 式中 Q 矿井供风量 m3 min 9 N 井下同时工作的最多人数 66 人 4 每人每分钟供风标准 m3 min 人 K 矿井通风系数 矿井采用中央分列式通风 取 1 20 Q 4 66 1 2 316 8m3 min 5 3m3 s 2 按分别法计算 按采煤 掘进 硐室及其它地点实际需要风量进行计算 Q Q采 Q掘 Q硐 Q它 K 式中 Q 矿井供风量 m3 min Q采 Q掘 Q硐 Q它 分别为采煤工作面 掘进工作面 独立通风硐室及其它行人 维修巷道所需风量的总和 m3 s K 矿井通风系数 矿井采用中央分列式通风 取 1 20 1 采煤工作面风量计算 采煤工作面风量计算 a 按瓦斯 或二氧化碳 涌出量计算 Q采 100 q采 Kc 100 0 94 2 0 188m3 min 式中 Q采 采煤工作面供风量 m3 min Q采 采煤工作面绝对瓦斯涌出量 m3 min 预测改建 后单翼采煤工作面绝对瓦斯涌量为 0 94m3 min Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 该矿 10 采煤工作面为炮采工作面取 2 0 经计算 单翼采煤工作面 Q采为 188 0m3 min b 按工作面温度计算 Q三采 60 Vc Sc Ki 60 1 3 2 9 1 0 226 2 227 0m3 min Q双采 60 Vc Sc Ki 60 1 3 2 9 1 0 226 2 227 0m3 min 式中 Q采 采煤工作面供风量 m3 min Vc 回采工作面适宜风速 三连煤层取 1 3m s 双龙 煤层取 1 3m s Sc 回采工作面平均有效断面 按最大和最小控顶有 效断面的平均值计算 三连 双龙煤层均取 5 0 3 8 2 0 65 2 9m2 Ki 工作面长度系数 在 80 120m 范围内 按规定取 Ki 1 0 经计算 三连煤层单翼采煤工作面 Q三采为 227 0m3 min 双龙煤层单翼采煤工作面 Q双采为 227 0m3 min c 按炸药使用量计算 Q三采 25 Ac 25 0 0m3 min Q双采 25 Ac 11 25 0 0m3 min 式中 Q采 采煤工作面供风量 m3 min Ac 采煤工作面一次使用最大炸药量 该矿为普采工作面 取 0 经计算 三连煤层单翼采煤工作面 Q三采为 0m3 min 双龙煤层单翼采煤工作面 Q双采为 0m3 min d 按工作人员数量计算 Q三采 4 nc 4 18 72 0m3 min Q双采 4 nc 4 18 72 0m3 min 式中 Q采 采煤工作面供风量 m3 min 4 每人每分钟供风标准 m3 min 人 nc 采煤工作面同时工作的最多人数 三连煤层取 18 人 双龙煤层取 18 人 经计算 三连煤层单翼采煤工作面 Q三采为 72 0m3 min 双龙煤层单翼采煤工作面 Q双采为 72 0m3 min e 按风速验算 15 Sc Q采 240 Sc 式中 Q采 采煤工作面供风量 m3 min Sc 回采工作面平均有效断面 三连 双龙煤层平均 有效断面均为 2 9m2 三连 双龙煤层单翼采煤工作面风量 227 0m3 min 三连 双龙煤层单翼采煤工作面风量均为 12 227 0m3 min 代入上式计算可得 43 5 Q采 203 0 696 0 表明采煤 工作面所配风量符合 煤矿安全规程 规定风速的要求 按上述 4 种计算结果 取其最大值为对应采煤工作面需风量 即 三连 双龙煤层单翼采煤工作面需风量均为 Q采 227 0m3 min 1 对拉 个采煤工作面需风量 Q采 227 2 454 0m3 min 备用工作面配风 矿井目前有一个单翼三连工作面备用需要配风 按对拉采煤工作 面配风的一半进行配风 配风 Q三备为 227m3 min 备用三连工作面配 风按单翼采煤工作面配风的一半进行配风 配风 Q备备为 114m3 min 采煤配风 a 生产初期 采煤配风为生产采煤工作面与备用工作面风量之和 则 Q双采 Q生双采 Q备 454 114 568m3 min b 生产后期 采煤配风为生产采煤工作面与备用工作面风量之和 则 Q三采 Q生独采 Q备 454 114 568m3 min 2 掘进工作面风量计算 按瓦斯 或二氧化碳 涌出量计算 Q掘 100 q掘 kd 13 100 0 37 2 0 54 0m3 min 式中 Q掘 掘进工作面供风量 m3 min q掘 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量 m3 min 预测 改建后掘进工作面绝对瓦斯涌量为 0 37m3 min kd 掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 该矿半煤岩巷 岩巷 掘进工作面采用炮掘取 2 0 经计算 掘进工作面 Q掘为 54 0m3 min 按炸药使用量计算 Q机掘 25 Aj 25 0 0m3 min Q炮掘 25 Aj 25 3 75 0m3 min 式中 Q掘 掘进工作面供风量 m3 min Aj 掘进工作面一次使用最大炸药量 机掘取 0 炮掘取 3 经计算 每个机掘进工作面 Q机掘为 0m3 min 每个炮掘进工作面 Q炮掘为 75m3 min 按局部通风机吸风量计算 Q掘 1 43Q局风 1 43 160 229 0m3 min 式中 Q掘 掘进工作面供风量 m3 min Q局风 掘进工作面局部通风机吸风量 FBD 5 0 型 14 局部通风机取 160m3 min 1 43 为了保证局部通风机不发生循环风 安设局部 通风机地点 巷道 的供风量 必须大于局部通风机风量的 1 43 倍 经计算 每个掘进工作面 Q掘为 229 0m3 min 按工作人员数量计算 Q掘 4 nj 4 8 32 0m3 min 式中 Q掘 掘进工作面供风量 m3 min 4 每人每分钟供风标准 m3 min 人 nj 掘进工作面同时工作的最多人数 取 8 人 经计算 每个掘进工作面 Q掘为 32m3 min 按风速验算 15 Sj Q掘 240 Sj 式中 Q掘 掘进工作面供风量 m3 min Sj 掘进工作面巷道过风断面 m2 水平运输大巷有效 断面为 7 1m2 工作面带式输送机巷有效断面为 7 5m2 掘进工作面风 量 229m3 min 水平 代入上式计算可得 106 5 Q掘 229 0 1704 112 5 Q掘 229 0 1800 表明掘进工作面所配风量符 合 煤矿安全规程 规定风速的要求 按上述 4 种计算结果 取其最大值为对应掘进工作面需风量 即 掘进工作面需风量 Q掘 229 0m3 min 生产初期 2 个掘进工作面需风 量 Q掘 458 0m3 min 生产后期 2 个掘进工作面需风量 Q掘 458 0m3 min 3 硐室配风量计算 通风容易时期本矿井井下有 1 个带区变电所 1 个机车检修硐室 按经验配风 Q硐为 60 80m3 min 所以 Q硐为 160m3 min 15 通风困难时期本矿井井下有 1 个带区变电所 1 个机车单独检修 硐室 按经验配风 Q硐为 60 80m3 min 所以 Q硐为 160m3 min 4 其它维修行人巷道配风量计算 通风容易时期 a 人行 维修巷道 通风容易时期井下有 3 条其他维修人行巷道 按经验配风 Q它为 80m3 min 所以 Q它为 240m3 min b 接替工作面配风 在接替工作面形成后配风按生产采煤工作面一半风量配风为 227m3 min c 柴油机车需风量按下式进行计算 通风容易 困难时期均为 Q柴 i 4 ni Pi ki 1 36 m3 min 式中 Q柴 i 第 i 个地点柴油机车尾气排放稀释需要的风量 m3 min ni 第 i 个地点柴油机车的台数 台 Pi 第 i 个地点柴油机车的功率 kW ki 配风系数 第 i 个地点使用 1 台柴油机车运输时 ki为 1 0 第 i 个地点使用 2 台柴油机车运输时 ki为 0 75 第 i 个地点 使用 3 台及以上柴油机车运输时 ki为 0 50 1 36 kW 与 Hp 的换算关系 1kW 1 36Hp 主平硐 850m 水平主石门及 850m 水平双龙煤层运输大巷各选 择 1 台 CCG3 5 600FB 型矿用防爆型柴油机车 整机质量 3 5t 额定 功率 11kW 主平硐 850m 水平主石门及 850m 水平双龙煤层运输大巷柴油 16 机车需风量计算 Q柴 4 2 11 1 0 1 36 121 0 m3 min d 其它人行 维修巷道总配风量 通风容易时期 Q它 240 227 121 588m3 min 通风困难时期 a 人行 维修巷道 通风困难时期井下有 2 条其他维修人行巷道 按经验配风 Q它为 80m3 min 所以 Q它为 160m3 min b 接替工作面配风 在接替工作面形成后配风按生产采煤工作面一半风量配风为 227m3 min c 柴油机车需风量按下式进行计算 通风容易 困难时期均为 Q柴 i 4 ni Pi ki 1 36 m3 min 式中 Q柴 i 第 i 个地点柴油机车尾气排放稀释需要的风量 m3 min ni 第 i 个地点柴油机车的台数 台 Pi 第 i 个地点柴油机车的功率 kW ki 配风系数 第 i 个地点使用 1 台柴油机车运输时 ki为 1 0 第 i 个地点使用 2 台柴油机车运输时 ki为 0 75 第 i 个地点 使用 3 台及以上柴油机车运输时 ki为 0 50 1 36 kW 与 Hp 的换算关系 1kW 1 36Hp 17 主平硐 850m 水平主石门 及 815m 水平三连煤层运输大巷选 择 1 台 CCG3 5 600FB 型矿用防爆型柴油机车 整机质量 3 5t 额定 功率 11kW 因此 主平硐 850m 水平主石门 850m 水平主石门及 815m 水 平三连煤层运输大巷柴油机车需风量计算 Q柴 4 3 11 1 0 1 36 181 0 m3 min d 其它人行 维修巷道总配风量 通风因难时期 Q它 180 227 181 588m3 min 5 矿井总风量为 矿井通风容易时期总风量为 Q容 Q采 Q掘 Q硐 Q它 K通 568 458 160 588 1 2 2128 8m3 min 35 48m3 s 矿井通风困难时期总风量为 Q困 Q采 Q掘 Q硐 Q它 K通 568 458 160 588 1 2 2128 48m3 min 35 48m3 s 根据 煤矿安全规程 规定 总风量应选以上风量计算方法中的 最大值 按实际配风情况 初期开采双龙煤层将矿井总风量确定为 36m3 s 后期开采三连煤层将矿井总风量确定为 36m3 s 二 矿井风量分配 18 1 矿井移交生产初期 投产 时 即矿井通风容易时期 共 1 个带区生产 使用回风斜井回风 移交 1 个对拉工作面 1 个单翼备 用和 2 个掘进工作面 根据用风地点的实际需要配风如下 8411 单翼工作面配风 5 0m3 s 8413 西备用工作面 单翼 配风 3 0m3 s 1 个对拉工作面 1 个单翼备用工作面共配风 13 0m3 s 每 个机掘进工作面配风 7 0m3 s 每个炮掘进工作面配风 6 0m3 s 2 个 掘进工作面共配风 13 0m3 s 1 个带区变电所 1 个机车检修硐室各 配风 2 0m3 s 共配风 4 0m3 s 维修人行巷道配风 6 0m3 s 合计矿 井总风量为 36 0m3 s 2 矿井生产后期时 即矿井通风困难时期 共 1 个带区生产 使用回风斜井回风 有 1 个对拉工作面 1 个单翼备用和 2 个掘进工 作面 根据用风地点的实际需要配风如下 8373 单翼工作面配风 5 0m3 s 8374 西备用工作面 单翼 配风 3 0m3 s 1 个对拉工作面 1 个单翼备用配风 13 0m3 s 每个机掘进 工作面配风 7 0m3 s 每个炮掘进工作面配风 6 0m3 s 2 个掘进工作 面共配风 13 0m3 s 1 个带区变电所 1 个机车检修硐室各配风 2 0m3 s 共配风 4 0m3 s 维修人行巷道配风 6 0m3 s 合计矿井总 风量为 36 0m3 s 三 矿井通风总阻力计算 1 自然风压 矿井回风斜井 946m 与主平硐 892m 高程相差只有 54m 矿井进 回风之间高差不超过 150m 根据 煤炭工业矿井设计规范 规定 矿井后期设计中应不考虑自然风压的影响 2 通风线路总阻力 根据矿井开拓布置情况 沿着矿井通风开采容易时期和通风困难 时期的通风路线计算矿井通风总阻力 计算的风量 总阻力参数作为 19 风井主要通风机选型的依据 参见通风总阻力计算表 2 5 2 1 2 5 2 2 通风摩擦阻力计算公式如下 h 2 3 Q S PLa 式中 h 通风摩擦阻力 Pa 井巷摩擦阻力系数 N S2 m4 L 井巷长度 m P 井巷净断面周长 m Q 通风井巷的风量 m3 s S 井巷净断面面积 m2 通风局部阻力取同时期摩擦阻力的 15 表表 2 5 2 12 5 2 1 矿井通风容易时期通风总阻力计算表矿井通风容易时期通风总阻力计算表 阻力系数 净周 长巷道长净断面风量风阻风速 序 号巷道名称 断面形 状 支护方 式 N S2 m4 P m L m S S3 Q m3 Q2 R k V m s 负压 Pa 1 主平硐半圆拱砌碹 0 00510 14947 1357 91 224840 0697 3 10 33 74 2 主暗斜井上部 车场半圆拱锚喷 0 00913 18011 91685 16 9810 0056 0 76 0 45 3 主暗斜井半圆拱锚喷 0 0099 71406 6287 50 121440 0425 1 82 6 12 4 主暗斜井下部 车场半圆拱锚喷 0 00913 18011 91685 16 121440 0056 1 01 0 81 5 850m 水平主 石门半圆拱砌碹 0 00510 12977 1357 91 224840 0419 3 10 20 28 6 850m 水平主 石门半圆拱砌碹 0 00910 1757 1357 91 224840 0190 3 10 9 22 7 850m 水平主 石门半圆拱砌碹 0 00510 13097 1357 91 3612960 0436 5 07 56 50 8 850m 水平双 龙煤层东运输 大巷半圆拱锚喷 0 00910 1207 1357 91 141960 0051 1 97 1 00 9 8411 带式输送 机巷梯形金支 0 02511 17787 5421 88 101000 5118 1 33 51 18 10 8411 西工作面矩形 单体液 压支柱 0 04510 1802 924 39 5251 4908 1 72 37 27 11 8411 西回风巷梯形金支 0 02510 18206 3250 05 8640 8280 1 27 52 99 12 850m 水平双 龙煤层西回风 大巷 半圆拱锚喷 0 00910 1607 1357 91 277290 0152 3 80 11 11 13 850m 水平回 风石门半圆拱砌碹 0 00510 12507 1357 91 3612960 0353 5 07 45 72 21 14 850m 水平回 风石门半圆拱锚喷 0 00910 1907 1357 91 3612960 0229 5 07 29 62 15 回风斜井半圆拱砌碹 0 00510 11867 1357 91 3612960 0262 5 07 34 01 16 引风硐半圆拱砌碹 0 00510 1207 1357 91 3612960 0028 5 07 3 66 17 小计 393 68 18 加 15 局部阻 力 59 05 19 合计 3779 00 452 73 22 表表 2 5 2 22 5 2 2 矿井通风困难时期通风总阻力计算表矿井通风困难时期通风总阻力计算表 阻力系数 净周 长巷道长净断面风量风阻风速 序 号巷道名称 断面形 状 支护方 式 N S2 m4 P m L m S S3 Q m3 Q2 R k V m s 负压 Pa 1 主平硐半圆拱砌碹 0 00510 14947 1357 91 224840 0697 3 10 33 74 2 主暗斜井上部 车场半圆拱锚喷 0 00913 18011 91685 16 9810 0056 0 76 0 45 3 主暗斜井半圆拱锚喷 0 0099 71406 6287 50 121440 0425 1 82 6 12 4 主暗斜井下部 车场半圆拱锚喷 0 00913 18011 91685 16 121440 0056 1 01 0 81 5 850m 水平主 石门半圆拱砌碹 0 00510 12977 1357 91 224840 0419 3 10 20 28 6 850m 水平主 石门半圆拱锚喷 0 00910 1757 1357 91 224840 0190 3 10 9 22 7 850m 水平主 石门半圆拱砌碹 0 00510 1207 1357 91 3612960 0028 5 07 3 66 8 850m 水平轨 道下山上部车 场半圆拱锚喷 0 00913 18011 91685 16 3310890 0056 2 77 6 10 9 850m 水平轨 道下山半圆拱锚喷 0 0099 71436 6287 50 245760 0434 3 64 25 01 10 850m 水平轨 道下山下部车 场半圆拱锚喷 0 00913 18011 91685 16 245760 0056 2 02 3 22 11 815m 水平主 石门半圆拱锚喷 0 00910 1307 1357 91 3612960 0076 5 07 9 87 12 815m 水平三 连煤层西运输 大巷 半圆拱锚喷 0 00910 13407 1357 91 3612960 0864 5 07 111 91 23 13 815m 水平三 连煤层西运输 大巷 半圆拱锚喷 0 00910 1807 1357 91 3411560 0203 4 79 23 49 14 8373 带式输送 机巷梯形金支 0 02511 15607 5421 88 101000 3684 1 33 36 84 15 8373 西工作面矩形 单体液 压支柱 0 04510 1802 924 39 5251 4908 1 72 37 27 16 8373 西回风巷梯形金支 0 02510 15906 3250 05 8640 5958 1 27 38 13 17 815m 水平三 连煤层西回风 大巷半圆拱锚喷 0 00910 1807 1357 91 277290 0203 3 80 14 81 18 815m 水平三 连煤层西回风 大巷半圆拱锚喷 0 00910 1807 1357 91 298410 0203 4 08 17 09 19 815m 水平三 连煤层西回风 大巷半圆拱锚喷 0 00910 13207 1357 91 3612960 0813 5 07 105 33 20 850m 水平回 风下山半圆拱锚喷 0 00910 1707 1357 91 3612960 0178 5 07 23 04 21 850m 水平回 风石门半圆拱锚喷 0 00910 11597 1357 91 361