矿山安全工程设计-毕业论文.doc

前言

矿井通风是将空气输入矿井下，以增加矿井中氧气的浓度并排除有害气体，它是保障矿井安全的主要技术之一。矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。 
设计严格根据《煤矿安全规程》等要求，通过对比分析现有工作面通风方式的优缺点，提出适合吉林矿业集团第一煤矿北二采区实际条件的采煤工作面和掘进工作面的通风方式，并计算采煤工作面和掘进工作面的需风量，以及整个矿井的需风量。计算分析矿井容易和困难时期的通风阻力，结合目前主要通风机的优缺点，选择了吉林矿业集团第一煤矿北二采区的主要通风机，并绘制矿井通风系统图和通风网络图。最后根据吉林矿业集团第一煤矿北二采区实际条件，提出了相关安全管理措施。论文进行的通风系统设计可为矿井安全生产奠定一定基础，但由于作者水平有限，不足之处望读者指正。

目录

1概述 1
1.1 矿井通风概念 1
1.2 矿井空气的主要成分 1
1.3 矿井有毒有害气体主要来源 2
1.4 有毒有害气体及其性质 2
1.5 矿井有害气体的危害和相关预防措施 4
1.5.1 矿井火灾，预防措施 4
1.5.2 瓦斯灾害，防治措施 4
1.6 煤矿基本情况 5
2局部通风设计 7
2.1 设计原则 7
2.2 设计步骤 8
3矿井需风量计算 11
4矿井通风阻力计算 14
4.1 矿井通风总阻力的计算原则 14
4.2各分支井巷摩擦阻力计算 14
4.2.1 摩擦阻力系数α 14
4.3 摩擦风阻的计算方法 19
5局部通风机选择 25
5.1 局部通风 25
5.2 局部通风方法 25
5.2.1 压入式通风 25
5.2.2 抽出式通风 26
5.2.3 混合式通风 26
5.3 该设计通风机选择 27
6评价矿井通风难易程度 29
6.1 井巷的摩擦总阻力 29
6.2 摩擦总风阻 29
6.3 等积孔面积计算 29
7矿井通风设施安全技术管理措施 31
致谢 33
参考文献 34

矿山安全工程课程设计
吉林矿业集团第一煤矿通风系统设计
1概述
1.1 矿井通风概念
依靠动力通风，将定量的新鲜空气，沿着既定的通风路线不断的输入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、机电硐室、火药库以及其他用风地点的需要；同时将用过的污浊空气不断地排出地面，这种对矿井不断输入新鲜空气和排出污浊空气的作业过程叫做矿井通风。
1.2 矿井空气的主要成分
矿井空气主要成分：地面空气和矿井内有毒有害气体。
　　1. 地面空气是由多种气体组成的干空气和水蒸气组合而成的混合气体。通常状况下，干空气各组成的数量基本不变。一般将大气组分分为恒定组分、可变组分和不定组分。
恒定组分系指大气中含有氧气占大气总体积的百分比为20.94%，氮气为78.09%，氩气为0.93%。仅此三种成分之和，占大气的99.96%。除此之外，还含有微量的氖、氦、氪、氙、氡等稀有气体。上述组分的比例在地球上任何地方几乎可以看作是不变的。
　　可变组分系指除含有上述恒定组分外，还含有二氧化碳和水蒸气，在通常情况下二氧化碳的含量为0.02%~0.04%，水蒸气的含量为4%以下，这些组分在大气中的含量是随地区、季节、气象以及人们的生产生活活等因素的影响而有所变化。
　　不定组分来自自然和人为两个方面。自然卷的火山爆发、森林火灾、海啸、地震等自然灾害形成的污染物。工业化、城市化等人为活动排放的烟尘和其他有害气体，是大气不定组分的主要来源，是大气污染的主要原因。
　　2. 正常的地面空气进入矿井后，当其成分与地面空气成分相差不多时，称为矿内新鲜空气。由于井下生产过程中产生了各种有毒有害的物质，使矿内空气的成分发生了一系列的变化。这种充满在矿内巷道中的各种气体、矿尘和杂质的混合物，统称为矿内污浊空气。
1.3 矿井有毒有害气体主要来源
爆破及内燃设备产生的有害气体，含硫矿床产生的有毒气体，井下火灾产生的有毒有害气体，自然发火区特殊环境的有害气体，炮烟特殊环境下的有毒有害气体等。
1.4 有毒有害气体及其性质
矿内污浊空气对井下工人身体具有较大危害，并可能造成人员伤亡等重大事故。凡侵入人体后，能对人体产生伤害作用的气体，均称为有害。其分类有两种方法：一种是按气体对人体危害性质来分；另一种是按气体对人体的作用来分。前者又可分为两类，即有毒气体和窒息性气体。所谓有毒气体，是指吸入人体后，对人体健康能产生伤害作用的气体，如CO（一氧化碳）和COCl2（光气)等。所谓窒息性气体，是指吸入人体后，能引起呼吸困难的气体，如氮气和二氧化碳等。
　　矿内有毒有害气体主要来源于：爆破及内燃设备产生的有毒气体，含硫矿床产生的有毒气体，井下火灾产生的有毒有害气体，自然发火区特殊环境的有害气体，炮烟特殊环境下的有害气体等。
　　矿山常见的有毒有害气体有：一氧化碳、氮氧化物、二氧化硫、硫化氢、光气、氨气、氯气，以及有毒有害的气溶胶等[2]。它们的基本性性质：
1.一氧化碳（CO）
一氧化碳是一种无色、无味、无臭的气体。相对密度为0.97，微溶于水，能与空气均匀地混合。一氧化碳能燃烧，当空气中一氧化碳浓度在13～75%范围内时有爆炸的危险。主要危害：血红素是人体血液中携带氧气和排出二氧化碳的细胞。一氧化碳与人体血液中血红素的亲合力比氧大250～300倍。一旦一氧化碳进入人体后，首先就与血液中的血红素相结合，因而减少了血红素与氧结合的机会，使血红素失去输氧的功能，从而造成人体血液“窒息”。当它的浓度达到0 .08%，40分钟引起头痛眩晕和恶心；当它的浓度达到0.32%，5~10分钟引起头痛、眩晕，30分钟引起昏迷，死亡。
主要来源：爆破；矿井火灾；煤炭自燃以及煤尘瓦斯爆炸事故等。
2.硫化氢（H2S）
硫化氢无色、微甜、有浓烈的臭鸡蛋味，当空气中浓度达到0.0001%即可嗅到，但当浓度较高时，因嗅觉神经中毒麻痹，反而嗅不到。硫化氢相对密度为1.19，易溶于水，在常温、常压下一个体积的水可溶解2.5个体积的硫化氢，所以它可能积存于旧巷的积水中。硫化氢能燃烧，空气中硫化氢浓度为4.3～45.5%时有爆炸危险。主要危害：硫化氢剧毒，有强烈的刺激作用；能阻碍生物氧化过程，使人体缺氧。当空气中硫化氢浓度较低时主要以腐蚀刺激作用为主，浓度较高时能引起人体迅速昏迷或死亡。当它的浓度达到0.005~0.01%，1~2小时后出现眼及呼吸道刺激，当它的浓度达到0.015~0.02% 。
主要来源：有机物腐烂；含硫矿物的水解；矿物氧化和燃烧；从老空区和旧巷积水中放出。
3.二氧化氮（NO2）
二氧化氮是一种褐红色的气体，有强烈的刺激气味，相对密度为1.59，易溶于水。主要危害：二氧化氮溶于水后生成腐蚀性很强的硝酸，对眼睛、呼吸道粘膜和肺部有强烈的刺激及腐蚀作用，二氧化氮中毒有潜伏期，中毒者指头出现黄色斑点。0.01%出现严重中毒。
主要来源：井下爆破工作。
4.二氧化硫(SO2)
二氧化硫无色、有强烈的硫磺气味及酸味，空气中浓度达到0.0005%即可嗅到。其相对密度为2.22，易溶于水。主要危害：遇水后生成硫酸，对眼睛及呼吸系统粘膜有强烈的刺激作用，可引起喉炎和肺水肿。当浓度达到 0.002%时，眼及呼吸器官即感到有强烈的刺激；浓度达0.05%时，短时间内即有致命危险。主要来源：含硫矿物的氧化与自燃；在含硫矿物中爆破；以及从含硫矿层中涌出。
5.氨气(NH3)
无色、有浓烈臭味的气体，相对密度为0.596，易溶于水，。空气浓度中达30%时有爆炸危险。主要危害：氨气对皮肤和呼吸道粘膜有刺激作用，可引起喉头水肿。
主要来源：爆破工作，用水灭火等；部分岩层中也有氨气涌出。
6.氢气(H2)
无色、无味、无毒，相对密度为0.07。氢气能自燃，其点燃温度比沼气低100～200℃，主要危害：当空气中氢气浓度为4～74%时有爆炸危险。
主要来源：井下蓄电池充电时可放出氢气；有些中等变质的煤层中也有氢气涌出。
1.5 矿井有害气体的危害和相关预防措施
1.5.1 矿井火灾，预防措施
1. 充分利用安全监测KJ—95系统和束管监测系统，进行预测预报工作。对监测系统的数据及时进行分析，发现温度明显变化、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过0.0024％或增加较快时，要及时组织撤人、进行防灭火工作。
2.每隔2天在工作面下顺槽和回风隅角取样化验分析一次，并视防灭火要求增加取样点和缩短取样的间隔时间。
3. 瓦检员每班对回风隅角和回风流用一氧化碳检测管或一氧化碳便携仪检查一次一氧化碳浓度情况。
4.提高工作面推进速度，保证月进尺不少于90m，特别是在距开切眼200m的范围内。
5.工作面每推进100m在工作面的上隅角建筑一道沙袋垛或其它固体材料垛，减少上隅角向采空区的漏风。
6. 工作面上顺槽形成注粉煤灰管路或注黄泥浆管路，采空区具备注粉煤灰或黄泥浆的条件后即向采空区压注粉煤灰浆或黄泥浆。
7. 工作面通过的联络巷、溜煤眼、泄水孔都必须进行防火处理，并建立防火处理工作档案。
1.5.2 瓦斯灾害，防治措施
预防瓦斯灾害事故主要从加强矿井通风和瓦斯检查，防止瓦斯积聚和杜绝瓦斯引燃火源两个方面着手。预防瓦斯积聚具体措施如下：
1.矿井设置专门通风管理机构，配备规定数量的专职瓦斯检查员和通风员，建立行之有效的规章制度，加强通风瓦斯管理工作。
2.采掘工作面及井下其它用风地点必须供给足够的风量。每旬进行一次矿井全面测风量，根据实际需要随时测风，生产地区发生变化要及时调整通风系统，确保所有用风地点风量充足。
3.加强对主要通风机和局部通风机的维护管理，确保风机正常连续运转，禁止任意停开风机，保证矿井正常通风。
4.严格按照《煤矿安全规程》规定认真检查井下各地点的瓦斯，严禁空班漏检。
5.建立和完善矿井安全监控系统，保证系统正常运行，采掘工作面等地点安设甲烷传感器，实行瓦斯连续检测监控。
6.发现瓦斯积聚超限，必须及时处理，排放瓦斯要严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。
7.矿井通风系统要设置合理，安全可靠，禁止使用不符合《煤矿安全规程》的串联通风、扩散风、循环风、下行通风。
8.井下各点通风设施必须设置安全可靠，并加维护；注意控风风门不得随意敞开，禁止两道风门同时打开。
9.临时停风盲巷要打上栅栏，提示警标，禁止人员进入；长期停风盲巷要及时密闭。
10.采掘工作面除安设甲烷传感器实行瓦斯检测监控和人工检测瓦斯外，还要悬挂便携式瓦斯检测报警仪；掘进工作面还必须安装风电闭锁装置，实行风电闭锁。
1.6 煤矿基本情况
吉林矿业集团第一煤矿地处吉林省长春市双阳区，位于长春市东南部，幅员面积1677.42平方公里，地理位置优越，水陆交通便利。矿井于1986年6月10日建成投产，是我国自行设计施工、额定年产能力80万吨的现代化矿井，配有同等产能的现代化选煤厂一座。
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
设计题目 吉林矿业集团第一煤矿北二采区设计
煤层数 2
煤层间距m 18.6
煤层厚度m 2.8
煤层顶板 砂岩
自然发火期 3个月
采区年产量（万吨） 80

经测算可得采区的基础数据如下：煤层倾角
属于近水平煤层。平安井田北部以一号向斜轴北300米，人为划定界线为界与大明一矿相邻；南部以F406、F311断层及大隆风井保护煤柱与大隆矿区相邻；东部以F14′、F319和F321断层与小青矿区相邻；西部以煤层最低可采边界为界。面积16.6807平方千米。回采工作面长度约为280m，巷道内采用2台局部通风机型号为JBT-52，风量为200m3/min。。
采区工作面最大炸药消耗量为20 kg，工作面的瓦斯绝对涌出量为58m3/min。采区各有两个煤巷掘进工作面，煤巷一般采用综掘机掘进，遇到坚硬岩石或过断层采用打眼放炮破煤，最大班工作人数47人。

2局部通风设计
2.1 设计原则
必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定： 
1.每个矿井必须有完整的独立通风系统。 
2.应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统。 
3.箕斗提升井或胶带运输井不应兼作进风井，如果兼作进风井使用时，必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定：当箕斗或胶带运输井兼作进风井时，箕斗井风速不得大于6m/s、胶带井风速不得大于4m/s，应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度符合卫生标准，胶带井还应设有消防设施。当采用箕斗井回风时，井上、下卸载装置和井塔必须有完善的封闭设施，其漏风率不得大于15%，应有可靠的降尘设施，胶带井不得兼作回风井。
通风系统的选择应有利于加快矿井建设速度，有利于矿井高产高效、安全生产，整个系统技术经济合理。还应综合考虑以下因素： 
1.风井位置要在洪水位标高以上(大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井考虑
50年一遇)，进风井口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于500m。 
2.井口工程地质及井筒施工地质条件简单。 
3.占地少，压煤少，交通方便，便于施工。 
4.通风系统简单，风流稳定，易于管理。 
5.发生事故时，风流易于控制，井下每一水平到上一水平和每个采区至少要
有两个通往地面的安全出口，以便于人员撤出。 
6.使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省。 
7.尽可能使每个采区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少
设置通风构筑物，以免引起大量漏风。 
8.多风机抽出式通风时，为了保证风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进
风道公共风路段的风阻(一般要求公共区段的负压不超过任何一个通风机负压的30%)。 
9.新设计矿井不宜在同一井口采用多台主要通风机串、并联运转。
11.井下爆破材料库必须有单独的进风流，回风必须直接引入矿井主要回风
道。井下充电硐室必须独立通风，回风可引入采区回风道； 
12.应满足防治瓦斯、煤层自燃、煤尘爆炸及火灾对矿井通风系统的特殊要
求。
2.2 设计步骤
根据开拓、开采巷道的布置情况、掘进区域岩煤层的自然条件及掘进工艺，确定合理的局部通风方法及其布置方式，选择风筒类型和直径，计算风筒类型和直径，计算风筒出入口风量及风筒通风阻力，选择局部通风机等工作，称为局部通风系统设计。设计如下：
煤矿掘进工作面通风量计算
掘进工作面实际需要风量Q（单位为m³/min)。应根据瓦斯、二氧化碳涌出量以及炸药用量、同时工作的最多人数、局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。
1.掘进工作面的需要风量和回采工作面所需风量的计算方法基本相同。 
按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘=100 ×q掘× K掘通 （2-1）
式中: 
Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min； 
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量，m3/min； 
K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。 在1.1~1.5之间取值。
即Q掘=100 ×q掘× K掘通=100×58×1.5=8700m3/min

2.按炸药使用量计算
（2-2）
式中 25——以炸药量为计算单位的供风标准，m³/(min·kg），即每千克炸药爆破后需要供给的风量；
A——一次爆破所用的最大炸药用量（kg）。由已知资料得出，A值为20kg。
即 m³/min
3.按工作人员数量计算
（2-3）
式中 4——没人每分钟应供给的最低风量（m³/min）;
n ——掘进工作面同时工作的最多人数。由已知资料得出，n为47人。
即m³/min
4.按局部通风机的实际吸风量计算
岩巷掘进：
（2-4）
煤巷掘进：
（2-5）
Qf ——掘进工作面局部通风机的实际吸风量（m³/min）；安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s，煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数(台）；
S——掘进巷道的断面积（㎡）。
岩巷掘进：
Qf取0.2m/s
m³/min
煤巷掘进：
Qf取0.3m/s

5.按风速进行验算。掘进工作面的最低风量Q为：
（2-6）
式中 ——掘进工作面的最低风速，岩巷0.15m/s，煤巷和半煤巷区0.25m/s。
即m³/min

3矿井需风量计算
生产矿井需要风量按各采煤、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矿≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备＋∑Q其它）×K矿通  （m3/min）  (3-1) 
式中： 
∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
 ∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
 ∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/min； 
∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和，m3/min； 
∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/min； 
K矿通——矿井通风系数（抽出式K矿通取1.15～1.2，压入式K矿通取1.25～1.3）。
采煤工作面的需要风量 
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。 
1.根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：
 Q采=100 ×q采× KCH4                             (3-2) 
式中： 
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min； 
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；
 KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。 在1.3~1.5之间取值。
 KCH4取1.5
Q采=100 ×q采× KCH4=100×58×1.5=8700 m3/min
2.按工作面温度选择适宜的风速进行计算: 
 Q采=60 ×V采×S采   (3-3) 
式中： 
V采——采煤工作面风速，m/s； 
S采——采煤工作面的平均断面积，m2。
  Q采=60 ×V采×S采=60×1.3×10.98=856.44 m3/min
3.按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：
每人供风≥4m3/min：  
  Q采>4N （m3/min）
  m³/min                              (3-4)
每千克炸药供风≮25m3/min：
 Q采>25A（m3/min）    
式中： 
N——工作面最多人数，由已知资料得出N为47人。 
A——一次爆破炸药最大用量，由已知资料得出A值为20Kg.
m³/min
4.按风速进行验算： 
15S<Q采<240S（m3/min）                            (3-5) 
式中： 
S——工作面平均断面积，m2 
备用工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。
Q备用≥1/2 Q采=4350 m3/min
硐室所需风量：
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：100m3/min, 共1个变电所
绞车房所配风量：100m3/min,共1个绞车房
其他风量：
联络巷所配风量：80m3/min，2个联络巷共需160m3/min
风门漏风按1.2 m3/min计算，共两扇需2.4 m3/min。
Q其它=160+2.4=162.4 m3/min
综上，Q矿≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备＋∑Q其它）×K矿通=（8700+8700+200+4350+162.4）×1.25=27640.5 m3/min

4矿井通风阻力计算
4.1 矿井通风总阻力的计算原则 
1.矿井通风的总阻力，不应超过2940pa。 
  2.矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按照井巷摩擦阻力的15%计算。吉林矿业第一煤矿北二采区矿井井巷的局部阻力宜按井巷摩擦阻力的10%计算。
4.2各分支井巷摩擦阻力计算
矿井通风阻力：风流在井巷中流动时，沿程受到井巷及其他障碍物的碰撞，冲击，摩擦所产生的阻力。
该项内容必须在各井巷尺寸（Ｌ、Ｕ、Ｓ）及摩擦阻力系数（α)选定后、矿井通风系统确定后、各用风地点风量确定后才能进行。
紊流和层流相反，流体质点在流动过程中有强烈混合和相互碰撞，质点之间有能量交换，质点的流动轨迹极不规则，除了有总流方向的流动外，还会有垂直或斜交总流方向的流动，流体内部存在着时而产生、时而消失的涡流。
4.2.1 摩擦阻力系数α
不同的井巷，不同的支护形式，α值不同。确定α值的方法有查表和实测两种方法。
查表确定α值。查表确定α值法，就是根据所设计的井巷特征（指支护形式、净断面积、有无提升设备和其他设施等），通过表查出适合该井巷的α标准值。
实测确定α值。在生产矿井中，通常需要掌握各个巷道的实际摩擦阻力系数α值，目的为降低矿井通风阻力，合理调节矿井通风量，提供原始的第一手资料。所以，实测摩擦阻力系数α值有其一定的现实指导意义。
井下巷道的风流大多属于完全紊流状态，矿井通风工程上的紊流磨擦阻力（单位为Pa）计算公式为：
（4-1）
式中 α ——井巷的摩擦阻力系数（kg/m³或N·）；
L——井巷的长度；
U——井巷的周长；
S——井巷的断面积；
Q——井巷的风量。
（1） 分支1：主井井筒
由已知资料得出α为0.0517，长度L为340m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为13.33333m³/s，代入公式得：

（2） 分支2：副井井筒
由已知资料得出α为0.0517，长度L为330m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为66.304m³/s，代入公式得：

（3） 分支3：井底车场
由已知资料得出α为0.00686，长度L为814.83m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为66.304m³/s，代入公式得：

（4） 分支4：轨道大巷
由已知资料得出α为0.0053，长度L为95.37m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为63.804m³/s，代入公式得：

（5） 分支5：轨道大巷
由已知资料得出α为0.0053，长度L为805.58m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为63.804m³/s，代入公式得：

（6） 分支6：轨道大巷
由已知资料得出α为0.0053，长度L为765.9m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为23.2375m³/s，代入公式得：

（7） 分支7：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为116.07m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为21.2375m³/s，代入公式得：

（8） 分支8：采区轨道上山掘进
由已知资料得出α为0.0142，长度L为128.95m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为5.83333333m³/s，代入公式得：

（9） 分支9：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为731.04m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为40.56667m³/s，代入公式得：

（10） 分支10：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为420.65m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为39.233333m³/s，代入公式得：

（11） 分支11：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为200.09m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为27.56667m³/s，代入公式得：

（12） 分支12：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为122.23m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为3.333333m³/s，代入公式得：

（13） 分支13：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为128.67m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为15.404m³/s，代入公式得：

（14） 分支14：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为102.53m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为2m³/s，代入公式得：

（15） 分支15：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为49.49m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为2m³/s，代入公式得：

（16） 分支16：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为109.11m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为24.23333m³/s，代入公式得：

（17） 分支17：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为100.66m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为2m³/s，代入公式得：

（18） 分支18：火药库
由已知资料得出α为0.0053，长度L为200m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为2.5m³/s，代入公式得：

（19） 分支19：采区变电所
由已知资料得出α为0.0095，长度L为35.33m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为1.33333m³/s，代入公式得：

（20） 分支20：绞车房
由已知资料得出α为0.0068，长度L为49.03m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为1.33333m³/s，代入公式得：

（21） 分支21：皮带大巷
由已知资料得出α为0.0213，长度L为882.77m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为13.3333m³/s，代入公式得：

（22） 分支22：采区皮带上山
由已知资料得出α为0.0292，长度L为895.71m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为6.6666667m³/s，代入公式得：

（23） 分支23：采区皮带上山掘进
由已知资料得出α为0.0292，长度L为61.36m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为5.833333m³/s，代入公式得：

4.3 摩擦风阻的计算方法
对于已经确定的井巷，巷道的长度L、周长U、断面S以及巷道的支护形式（摩擦阻力系数α）都是确定的，摩擦风阻（单位为kg/或N· ）的计算式如下
（4-2）
式中 α ——井巷的摩擦阻力系数（kg/m³或N·）；
L——井巷的长度；
U——井巷的周长；
S——井巷的断面积；
Q——井巷的风量。
(1) 分支1：主井井筒
由已知资料得出α为0.0517，长度L为340m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（2） 分支2：副井井筒
由已知资料得出α为0.00686，长度L为814.83m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（3） 分支3：井底车场
由已知资料得出α为0.0053，长度L为95.37m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（4） 分支4：轨道大巷
由已知资料得出α为0.0053，长度L为95.37m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（5） 分支5：轨道大巷
由已知资料得出α为0.0053，长度L为805.58m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，风量Q为63.804m³/s，代入公式得：

（6） 分支6：轨道大巷
由已知资料得出α为0.0053，长度L为765.9m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（7） 分支7：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为116.07m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（8） 分支8：采区轨道上山掘进
由已知资料得出α为0.0142，长度L为128.95m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（9） 分支9：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为731.04m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（10） 分支10：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为420.65m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（11）分支11：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为200.09m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（12）分支12：采区轨道上山
由已知资料得出α为0.0142，长度L为122.23m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：
（13）分支13：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为128.67m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（14）分支14：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为102.53m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（15） 分支15：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为49.49m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（16） 分支16：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为109.11m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（17） 分支17：行车绕道
由已知资料得出α为0.01174，长度L为100.66m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（18） 分支18：火药库
由已知资料得出α为0.0053，长度L为200m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（19）分支19：采区变电所
由已知资料得出α为0.0095，长度L为35.33m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（20） 分支20：绞车房
由已知资料得出α为0.0068，长度L为49.03m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（21） 分支21：皮带大巷
由已知资料得出α为0.0213，长度L为882.77m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

（22） 分支22：采区皮带上山
由已知资料得出α为0.0292，长度L为895.71m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：
（23） 分支23：采区皮带上山掘进
由已知资料得出α为0.0292，长度L为61.36m，周长U为11.74m，截面积S为10.98㎡，代入公式得：

表4-1 采区各巷道通风阻力计算表
分支 井巷名称 系数α 长度 L 半径R 周长U 面积S 风量Q 阻力 风阻
m m m ㎡ m3﹒s-1 Pa N·

e1
主井井筒
0.0517
340
1.87
11.74
10.98
13.33333333
27.71456139
0.155894
e2
副井井筒
0.0517
330
1.87
11.74
10.98
66.30416667
665.1922821
0.151309
e3
井底车场
0.00686
814.83
1.87
11.74
10.98
66.30416667
217.9384434
0.049574
e4
轨道大巷
0.0053
95.37
1.87