北东大学矿井通风与安全课程设计大学毕设论文.docx

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北东大学矿井通风与安全课程设计大学毕设论文

东北大学

矿井通风与除尘课程设计

班级：

安全工程1302

姓名：

薄星宇

学号：

20131423

指导教师：

秦华礼

2016年11月

矿井通风与除尘课程设计

前言

采矿工业是我国的基础工业，它在整个国民经济中占有重要地位，煤炭是我国一次能源的主体。

我国煤炭生产以井下开采为主，其产量占煤炭总产量的95%。

而地下作业首先面临的是通风问题，在矿井生产过程中要有源源不断的新鲜空气送到井下各个作业地点，以供人员呼吸，以稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘，创造良好的矿内环境，保障井下作业人员的身体健康和劳动安全。

向井下供应新鲜的空气和良好的供风系统是分不开的，所以在矿井建设的过程中一定要设计优良的通风系统，这样不仅可以满足井下供风的要求，还能很好的节约矿井通风的费用。

本文是针对矿井的建设，提出了行之有效的通风系统，采用两翼对角式的通风方式，在采区采用轨道上山进新风，运输上山回污风的通风方法，并起在工作面采用上行通风。

风别计算了通风容易时期和通风困难时期的风量和风压，并以此为基础选用了矿井主要通风机和电机，设计的通风系统满足了矿井通风的要求。

一、矿井概况

1．地质概况

该矿井地处平原，地面标高+150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3.3km。

井田上界以标高-165m为界，下界以标高-1020m为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08亿吨。

井田有两个开采煤层，为

、

，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层倾角

，各煤层厚度、间距及顶地板岩性参见综合柱状图1-1：

图1-1综合柱状图

2．开拓方式及开采方法

矿井相对瓦斯涌出量为6.6

，煤层有自然发火危险，发火期为16—18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。

根据开拓开采设计确定，采用立井多水平上下山开拓，第一水平标高-380m，倾斜长为825×2m，服务年限为27年，因为走向较短，两翼各布置一个采区。

每个采区上山和下山部分各分为五个区段回采。

每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量在

煤层时为1620t/d，在

煤层时为1935t/d，日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面产量在

煤层时为1080t/d，在

煤层时为1290t/d，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一备用的高档普采工作面。

采区轨道上山均布置在k2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。

东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。

井为箕斗井提煤用，井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。

在开采的时候先开采

煤层，之后开采

煤层，并且按照先上山开采后下山开采的顺序。

并且另普采和综采面相互交替的顺序，保证同一采区能够同时向下推进。

部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表1。

井内的气象参数按表3所列的平均值选取，除综采工作面采用4－6工作制外，其它均采用三八工作制。

井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。

二、矿井通风系统设计

矿井通风系统是矿井生产系统的主要组成部分，它包含矿井通风方式、通风方法和通风网络。

1．通风方式

我们从事生产活动的煤矿，按照矿井进风井和回风井的位置关系，一般把矿井通风方式分为四种基本类型：

中央式通风、对角式通风、区域式和混合式通风。

1）通风方式简介

1.1中央式通风：

中央式通风方式又可分为中央并列式和中央分列式（又称中央边界式）两种。

中央并列式通风方式是进风井和回风井都布置在矿区井田的中央，两风井相隔很近（一般相距30～50米）。

中央分列式通风方式是进风井布置在矿区井田中央，而回风井则布置在矿区井田上部边界沿走向的中央，回风井相隔一定距离。

1.2对角式通风：

对角式通风方式又可分为两翼对角式和分区对角式两种。

两翼对角式是进风井布置在矿区井田的中央，两个风井分别布置在矿区井田两翼上部；分区对角式是各个采区的上部都开回风井，不开主要回风巷，这种方式叫分区对角式。

1.3区域式通风：

在井田的每个生产区域各布置进、回风井，分别构成独立的通风系统

1.4混合式通风：

混合式通风方式是中央式和对角式组合成的一种混合式通风方式，例如中央并列式与两翼对角式组合；中央分列式与两翼对角式组合等。

2）通风方式选择

中央式通风方式与对角式通风方式相比较，中央式通风方式的回风井筒少，工业广场比较集中；当进风井口及井底车场附近发生火灾需要反风时，反风容易；但通风路线长，并且随着向边界采区开采通风阻力会不断增加，加上两风井靠得近，进、回风井之间的风压差大，所以漏风较大，易引发煤炭自燃。

两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小。

内部漏风少，安全出口多，抗灾能力强。

便于风量调节，矿井风压比较稳定。

工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害。

井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚。

适用于煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井

1）矿井通风方式选择的主要影响因素

矿井总开拓布置；煤层赋存状况；煤层瓦斯含量；煤层自燃倾向性；小窑塌陷漏风情况；地形条件等。

2）矿井通风方式选择的选择依据

①矿井生产的技术条件及矿井通风基础资料：

如矿井瓦斯等级；各煤层瓦斯含量及涌出量；煤尘爆炸性；煤层自然发火倾向性等；

②矿井设计生产能力和有效服务年限；

③矿井开拓方式、初期采区布置；采掘工作面数量；

④矿井各水平标高和服务年限；

⑤采煤年进度计划图；各水平、各采区产量分配及接替情况；

⑥井巷断面积和支护方式；

⑦邻近生产矿井有关经验数据或统计资料。

3）矿井通风方式选择的选择原则

①每一个矿井必须有完整独立的矿井通风系统；杜绝矿井间的串联通风；

②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒不应兼做进风井；

③每一个生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道，实现分区独立通风；

④所选择的通风路线对井下工作人员应具有最大的安全性，即：

一旦矿井发生事故时，有利于风流控制，便于人员撤退；井下每一水平到上一水平和每个采区，都必须至少布置两个便于行人的安全出口，并同通到地面的安全出口相连接；

⑤尽可能使每个采区的设计能力相均衡、阻力相近；避免过多的风量调节；尽量减少通风构筑物设施的数量；尽量避免对角风路；防止风流漏风或风流反向；

⑥井下的爆破材料库必须有单独的通风系统；

⑦多风机抽出式通风时，为确保风机联合远行时的稳定性，总进风道的断面不宜过小（必要时进行风巷允许风速的验算）；应尽量降低公共风路段的阻力。

最终选定两翼对角式通风方式（如下图）。

2．矿井通风方法

主要通风机的工作方式有抽出式、压入式和压抽混合式

抽出式通风：

是当前常用的通风方式，适应性强，有利于瓦斯管理，适用于矿井走向长，开采面积大的矿井。

井下风流处于负压状态，漏风量小，管理简单。

当有塌陷区或于别的采区沟通时，会把有害气体带到井下，使矿井有效风量减少。

主要通风机安设在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。

当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。

压入式通风：

低瓦斯矿的第一水平，矿井地面地形复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。

总回风巷无法连同或维护困难的条件下。

与抽出的优缺点相反，进风路线漏风大。

管理困难，风阻大，风量调节困难。

井下风流处于正压状态，通风机停止运转时，采空区瓦斯会涌向工作面。

主要通风机安设在入风井口，在压入式通风机的作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气的正压状态。

在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外停止漏出。

当主要通风机运转时，井下风流的压力降低。

采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物，使通风管理难度加大，且漏风严重。

混合式通风：

可产生较大的通风阻力，适应大阻力矿井，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用。

但是个别用于老井延深或改建的低瓦斯矿井。

所以，通过比较并且考虑到该矿井为高瓦斯矿井，选择抽出式通风，通风管理较容易，安全可靠性好。

3．通风网络

矿井风流按照生产要求在井巷中流动时,风流分岔,汇合线路的结构形式,叫通风网络。

由于矿井开采方式和采区巷道布置不同，通风网络连接方式也就不一样。

一般把矿井或采区通风系统中风流分流、汇合的线路结构形式统称为通风网络。

由于矿井开采方式和采区巷道布置不同，通风网络连接方式也就不一样。

大致可分为串联、并联、角立案和复杂连接四纵类型。

三、采区通风系统

1．采取进风上山与回风上山的选择

1）轨道上山进风，运输机上山回风

如图3—1所示，新鲜风流由进风大巷→采区进风石门→下部车场→轨道上山……。

故下部车场绕道中不设风门。

轨道上山的上部及中部车场凡与回风巷连接处，均设置风门与回风隔离，为此车场航道要有一定的长度，以及决通风与运输的矛盾。

2）运输上山进风、轨道上山回风

如图3—2，运输上山进风时，风流与煤流方向相反。

运输机上山的下部与进风大巷间必须设联络巷入风，禁止从溜煤眼进风。

运输上山的中部、上部与回风巷或回风上山连接的巷道中均设置风门或风墙。

轨道上山回风，它与各区段回风巷与回风石门连通。

为了将轨道上山与采区进风巷隔离，其下部车场中应设两道风门，风门间隔不应小于一列车长度；否则运料与通风发生矛盾，风门易于被破坏或敞开，导致工作面风量不足，可能引发事故。

3）两种通风方式比较

轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，轨道上山的绞车房易于通风；变电所设在两上山之间，其回风口设调节风窗，利用两上山间风压差通风。

运输机上山进风，由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；运输机设备所散发的热量，使进风流温度升高。

此外，须在轨道上山的下部车场内安设风门，此处运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。

进、回风上山的选择应根据煤层赋存条件、开采方法以及瓦斯、煤尘及温度等具体条件通过技术经济比较后确定。

一般认为，在瓦斯煤尘危险性大的采区，采用轨道上山进风，运输上山回风的采区通风系统较为合理。

2．采煤工作面上行风与下行风的确定

1）采煤工作面通风系统要求

（1）回采工作面要独立通风。

（2）风流稳定。

在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。

（3）漏风少。

应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风。

（4）会才工作面的调风措施可靠。

（5）保证风流畅通。

2）采煤工作面通风系统分类

1、U型通风网络

优点：

U型后退式通风网络结构简单，巷道施工维修量少，工作面漏风少，风流稳定，易于管理。

缺点：

上隅角瓦斯易超限，工作面进回风巷要提前掘进，维护工作量大。

2、Z型通风网络

优点：

Z型后退式通风系的工作面采空区瓦斯不会用如工作面，而使用如回风巷，工作面采空区回风侧能用钻孔抽放瓦斯但进风侧不抽放瓦斯。

缺点：

该通风网络需沿空支护巷道和控制经过采空区的漏风。

3、Y型通风网络

优点：

工作面采用Y型通风网络会使回风道风量加大，上隅角和回风道瓦斯不易超限，并可在上部进风道内抽放瓦斯。

缺点：

采空区流过的氧气较多从而易发火。

4、W型通风网络

优点：

在中间巷道布置抽放瓦斯钻孔时，抽放孔由于处在抽放区域的中心，因而抽放率比采用U型通风网络工作面提高50%。

5、双Z型通风网络

优点:

双Z型后退式通风网络的上下入风平巷布置在煤体中，漏风携的瓦斯不进入工作面，工作面比较安全。

缺点：

双Z型通风网络的工作面有一段是下行通风，并且需要设置边界上山，维护在采空区的巷道在支护上还需要防止漏风。

6、H型通风网络

优点：

工作面风量大，采空区瓦斯不涌向工作面，气象条件好，增加了工作面的安全出口，工作面机电设备在新鲜风流巷道中，通风阻力小，在采空区抽放瓦斯。

易于控制上隅角的瓦斯。

缺点：

沿空护巷困难，由于有附加巷道，可能影响通风的稳定性，管理复杂。

3）采煤工作面通风系统选定

由于该矿井要求东西两翼各布置两个工作面，所以在上下山的一侧开采一个区段，没有两个临近工作面同时开采的条件，所以不使用W型通风方式；Y型和E型有巷道在采空区，这样给巷道的维护带来困难，此矿为低瓦斯矿井所以不必要使用这样方式来防止上隅角瓦斯超限，所以可以不使用这两种通风方式，同样也不使用U型前进式通风方式。

E型巷道要开采三条通风巷道，这样开采是合理的，但是和U型后退式相比需要多开采一条巷道，所以在该矿井的通风设计中选用U型后退式。

四、通风设备的安全技术要求

　　按照有关原则，并根据现场科技人员的经验，可对通风设备提出以下几点安全技术要求：

１主通风机运转稳定性能好，主通风机的稳定性运转与否决定着矿井通风系统的安全可靠程度。

２通风设备的自动监控系统完备。

主要通风机和局部通风机正常运转很重要；风门失控会造成风流短路和通风系统紊乱，危及井下生产的安全。

所以，它们要安装自动监控系统。

３反风系统的灵活程度要高。

进行反风是井下发生火灾、爆炸事故时防止灾害扩大的重要设施，主要通风机必须安装反风设施，并能在10min内改变巷道内风流方向且风量不小于正常值的40％。

４防爆装置要有很高的完善程度。

它是防止瓦斯、煤尘爆炸传播的有效方法。

当矿井开采煤尘具有爆炸性危险和瓦斯含量高的煤层时，其两翼、相临的采区、煤层和工作面，都要设置水棚或岩粉棚实行隔离。

五、通风附属装置及其安全技术

为了保证主扇运转的安全可靠，除扇风机机体外，仍需设置一系列附属装置，如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等。

1．反风装置

矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向，控制灾害和灾情的发展的应变措施。

反风装置就是使正常风流反向的设施。

当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。

本设计选取2K58型轴流风机，这种风机反转后的风量可以达到正常时期风量的40%，故不须设置反风装置进行反风。

本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用。

2．防爆门

为保护风机，在风井井口设置钟形防爆门。

防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。

如图5-1所示

图5-11-防爆井盖；2-密封液槽；3-滑轮；4-平衡重锤；5-压脚；6-风硐

3．扩散器

本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部分速压转变为静压，以减少风机出风口的速压损失，提高风机的静压。

如图5-2所示

图5-2轴流式通风机扩散器

4．风硐

风硐是矿井主扇和出风井之间的一段联络巷道，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。

5．消音装置

采用设计的消声装置后，可以满足《工业企业噪声卫生标准》规定的90dB（A）限值的要求。

消声装置对主要通风机的阻力损失影响小,防尘、防潮及降噪效果明显,可适用于不同地区,无论是寒冷干燥的北方地区,还是炎热潮湿的南方地区选用不同的材料组合,均可使消声装置保持良好的声学性能,它可以广泛的应用于煤矿主要通风机的消声降噪。

六、相关计算

1．采煤工作面需风量的计算

对于低瓦斯矿井，采煤工作面可根据气象条件，采用以下公式进行计算：

Qh=Qf·Kh·Kl·Kt

式中Qf——不同采煤方法工作面所需的基本量，㎥/s；

Qf=L（工作面控顶距）×M（工作面实际采高）×70%×v（适宜风速）；

Kh——回采工作面采高调整系数；

Kl——回采工作面长度调整系数；

Kt——回采工作面温度与对应风速调整系数。

回采工作面风量计算调整系数详见下表：

表1回采工作面采高调整系数Kh

采高/m

＜20

2.0～2.5

2.0～5.0及放顶煤工作面

系数Kh

1.0

1.1

1.5

表2回采工作面长度调整系数Kl

工作面长度/m

80～150

150～200

＞200

系数Kl

1.0

1.0～1.3

1.3～1.5

表3回采工作面温度与对应风速调整系数Kt

工作面空气温度/℃

回采工作面风速/m.s-1

配风调整系数Kt

＜20

1.0

1.00

20～23

1.0～1.5

1.00～1.10

23～26

1.5～1,8

1.10～1.25

26～28

1.8～2.5

1.25～1.40

28～30

2.5～3.0

1.40～1.60

表3采煤工作面合理风速

采煤工作面空气温度（℃）

采煤工作面合理风速（m/s）

＜18

0.5～0.8

18～20

0.8～1.0

20～23

1.0～1.5

23～26

1.5～1.8

表4各种矿及其采掘工作面温度

矿名称

采掘工作面温度（℃）

煤矿

26

金属矿

27

化学矿

26

铀矿

26

取：

Kh=1.5m；

工作面长度为150m，即Kl=1.0；

Kt=1.25；

L（工作面控顶距）=煤柱高度=15m；

M（工作面实际采高）=煤层厚度=240m；

v（适宜风速）=1.5～1.8，取1.8m/s；

煤矿，采掘工作面温度为26℃。

即：

Qh=Qf·Kh·Kl·Kt

=L（工作面控顶距）×M（工作面实际采高）×70%×v（适宜风速）·Kh·Kl·Kt

=15×240×70%×1.8×1.5×1.0×1.25

=8505㎥/s

按回采工作面同时作业最多人数计算需风量

以人数为单位，按每人每分钟供给不小于4㎥的规定风量供风。

按下式计算：

Qhi=4·Ni

式中Ni——回采工作面同时作业最多人数，人。

井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。

取Ni=60。

Qhi=4·Ni

=4×60

=240㎥/min=4㎥/s

2．掘进工作面需风量的计算

按瓦斯或二氧化碳涌出量计算

根据《煤矿安全规程》规定，掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%的要求计算。

即

Qji=100·qji·Ki

式中Qji——第i个掘进工作面实际需要风量，㎥/s；

qji——掘进工作面回风巷风流中瓦斯或二氧化碳的绝对涌出量，㎥/s；

Ki——掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，该值应从实测和统计中得出，一般可取1.5～2.0。

qji=6.6m3/s；（矿井相对瓦斯涌出量）

取Ki=1.5。

即：

Qji=100·qji·Ki

=100×6.6×1.5

=990㎥/s

3．硐室需风量的计算

硐室需风量应该按照矿井各个独立通风硐室需风量总和计算：

∑Qd=Qd1+Qd2+Qd3+…+Qdn

式中∑Qd——所有独立通风硐室需风量总和，㎥/s；

Qd1，Qd2，Qd3…Qdn——不同独立通风硐室需风量，㎥/s。

机电酮室须设在进风流中。

酮室深度不超过6m，入门宽度不小于1.5m者，可用扩散通风。

个别机电酮室经矿总工程帅批准，可设在回风流中，但其中瓦斯浓度不得超过0.5%，并应安装瓦斯自动检测报警断电装置。

发热量大的机电硐室如水泵房、中央变电所、压气机房等，其风量的供给以能实现硐室降温为目的。

硐室内机电设备运行产生的热使硐室进、回风产生温差，这项温差所反映的室内风流所吸收热量应和机电设备运行的发热量相等。

即：

Qdj=A·Nt·θ/（3600ρ·Cp·△t）

式中Qd——独立通风硐室需风量，㎥/s；

A——一个kW·h的电量变为热量的当量，A=3600KJ/kW·h；

Nt——硐室中机电设备运转的总功率，kW；

θ——硐室中机电设备运转的发热系数，一般从实测中得出，水泵房取0.02～0.04，压气机房取0.20～0.23；

Cp——空气的定压比热，一般取1.0006KJ/kg·K；

△t——硐室进、回风温差，K。

即：

A=3600KJ/kW·h；Nt=112.2kW ；θ=0.2；Cp=1.0006KJ/kg·K；△t=2。

Qdj=A·Nt·θ/（3600ρ·Cp·△t）

=3600×112.2×0.2/（3600×1.0×1.0006×2）

=11213.3㎥/s

4．全矿井总需风量计算

Qt=K（∑Qh+∑Qb+∑Qj+∑Qd+∑Qq）

式中Qt——矿井总风量，㎥/s；

∑Qh——回采工作面需风量的总和，㎥/s；

∑Qb——备用工作面需风量的总和，㎥/s；

∑Qj——掘进工作面需风量的总和，㎥/s；

∑Qd——独立通风硐室需风量的总和，㎥/s；

∑Qq——矿井除采、掘硐室以外的其他巷道需风量的总和，㎥/s；

K——矿井风量备用系数（抽出式通风取1.15～1.20，压入式通风取1.25～1.3）

选取通风机工作方法为抽出式矿井通风方法，即取K=1.0。

Qh=8505㎥/s；Qb=1/2Qh=4252.5㎥/s；

Qji=990㎥/s；Qdj=11213.3㎥/s

Qt=K（∑Qh+∑Qb+∑Qj+∑Qd+∑Qq）

=1.0×（8505+4252.5+990+11213.3）

=24960.8㎥/s

5．矿井通风总阻力计算

矿井通风总阻力计算原则

①矿井通风设的总阻力，不应超过2940Pa。

②矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

矿井通风总阻力计算

矿井通风总阻力：

风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。

对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。

在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。

当根据风量和巷道参数直接判定最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力；当不能直接判定时，应选几条可能是最大的路线进行计算比较，然后定出该时期的矿井总阻力。

矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。

通风系统总阻力最大时亦称为通风困难时期。

对于通风困难和容易时期，要分别画出通风系统图。

按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。

计算方法：

期东、西两翼的通风阻力最大路线，分别用下式算出各段巷道的摩擦阻力。

Hf＝LUQ2/S3，Pa

式中：

Hf――巷道摩擦阻力，Pa.

L――井巷长度，m

Q――通过井巷的风量，m3/s

U――井巷净断面周长，m.

S――井巷净断面积，S2

另外，工作面漏风取210％，乐谱其余风量均匀分配给各个风门或风窗。

全矿通风摩擦阻力计算如下表：

表

时期地点

西翼（Pa）

东翼

容易时期

1156.8

1321.1

困难时期

1378.3

1503

西翼容易时期通风总阻力：

H1=1.02×∑hrmin=1.20×1156.8

=138.2Pa

西翼困难时期通风总阻力：

H