煤矿通风系统分析 - 图文

河南理工大学本科毕业设计（论文）

***煤矿通风系统分析

河南理工大学

安全科学与工程学院

指导老师:*** 学生:***

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***煤矿通风系统分析

摘要：合理地进行矿井通风系统分析，对矿井灾害的预测预报及其控制，对矿井的安全生产及通风系统的科学管理，降低煤矿安全事故发生率具有重要的意义。本文对***煤矿通风系统进行分析，从进行矿井通风阻力测定所得数据的基础上，分析了通风阻力分布状况、网络复杂程度、有效风量率、内部漏风率、外部漏风率和对各用风地点的风量、风速、温度进行验证和分析。从而为后绪的矿井通风系统优化提供原始的基础数据和资料。

关键词：通风系统 阻力测定 分析

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前 言

在我国的能源结构中,煤炭做为基础性能源占有特别重要的地位,占总能源消耗的73.4%,是我国工业可持续发展的重要保障。矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分。随着对煤炭需求的增加, 煤炭工业的不断发展，矿井生产能力越来越大，开采深度和广度不断加大，开采的地质条件也更加复杂，矿井通风对矿井的生产与安全起着越来越大的影响。煤矿生产的安全事故发生率也居高不下。大型、特大型灾难不断发生，不但给国家带来巨大的损失，同时对煤矿职工的生命安全也带来了巨大的损失与威胁。剖析国内近几年来煤矿重大灾害事故发生和扩大的原因，无不与矿井通风系统有着密切的关系。建立一个能满足矿井日常需风要求，保证风向稳定、风质合格、经济合理，并且有较强抗灾能力的矿井通风系统是至关重要的。因此，合理地进行矿井通风系统分析，对矿井灾害的预测预报及其控制，对矿井的安全生产及通风系统的科学管理，降低煤矿安全事故发生率，搞好矿井通风系统分析工作是一项具有非常重要的意义而又急待解决的工作。

良好的矿井通风系统的标志是各矿井主要通风机装置运行状态良好；通风井巷联结形式合理；通风网络内部实际最优化调节。许多矿井的通风系统由于在安全、技术、经济方面存在着不合理现象，从而导致煤矿经济效益的严重滑坡，有的甚至难以维持矿井的正常生产。产生这些不合理现象的原因可能是由设计不当引起，或是因通风技术管理不当、生产布局的发展变化、设备老化或是主要通风机通风能力与井巷通过能力不匹配等造成。而实践证明：无论是哪方面原因引起的矿井通风系统不合理，只要及时的对矿井通风系统进行合理分析从而进行改造、优化调整，相应的通风系统就会大大改善，从而有利于安全生产。

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第一章 基本概况

1.1矿井位置与交通

新登煤矿是***企业（集团）有限公司的骨干企业，位于登封市东南15公里处的阳城经济工业区，许洛公路从井田北部穿过，地理位置优越，交通十分便利，其井田东西宽2.5-3.0km，南北长3.1km，井田面积约8km2。

1.2矿井概况

井田以低山丘陵地貌为主，冲沟发育，南高北低，地表有两条季节性河流，对井田开采无影响。矿井地质构造简单，基本为单斜构造，地层走向北东10o～20 o，倾向280 o～290 o，倾角6o～15 o。全矿井涌水量为240m3/h。近年来测出的瓦斯涌出量为7.27m3/min，属低沼矿井。煤尘有爆炸危险性，自然发火期为12个月。根据钻孔测温资料，本井田地温梯度0.35—1.67℃/100m，平均1.04℃/100m，属地温正常区。

矿井通风方式为中央边界式，副(主)斜井、六井进风，新风井回风。采区内采用付巷进风，机巷回风，工作面采用“U”型通风，付巷进风，机巷回风，掘进工作面采用压入式通风。目前井下布置有两个回采工作面，分别是：31051综采工作面、21051炮采工作面，共布置有7个掘进工作面。新风井装备BDK60-6-№18轴流式风机(Ⅰ#

、Ⅱ#)两台，风机配用电机功率均为160kw。

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第二章 矿井通风阻力测定

2．1阻力测定的目的

1．了解通风系统中阻力分布情况，以便降阻增风；

2．提供实际的井巷摩擦阻力系数和风值，为通风设计、网络解算、通风系统改造提供可靠的基础资料；

3．为调节风压法控制火灾提供必须的基础资料，使这一方法的应用更合理、有效；

4．为拟定发生事故时的风流控制方法提供必要的基础参数； 5．为矿井通风自动化及矿井通风系统优化提供原始数据等等。 2．2测定前的组织与准备工作 2．2．1测定前的计划与组织 1.测试日期,时间及详细的日程安排; 2.测试方法选择及技术图件与仪表的准备; 3.测试路线及范围; 4.数据测试及整理方法;

5.组织领导,参加人员的职责与分工; 6.相关部门的配合工作 2．2．2技术图件的准备

1.矿井开拓,开采工程平面图.图纸必须清晰,准备地反映矿井生产的现实情况;

2.通风系统图.通风系统图是在矿井开拓,开采工程平面图的基础上绘制的.要确切地标明进,回风路线及风流方向,新风与乏风要明确地分开;用风地点,火灾位置和主要漏风通道要标明;井上下各种通风设施和设备的位置要用专门符号标出.实用的通风系统图通常用单线条来代替开拓,开采工程平面图上的实际巷道;

3.通风网路图.通风网路图是在通风系统图的基础上适当简化绘制而成,以单线条清楚地反映各分支巷道之间的联接关系和结构形式,它是风网计算与网路分析的基础.图中要标明风流方向,用风地点及主要漏风通道.在绘制网路图时要力求简明,尽量减少风路(线条)交叉和跨越;图面上进风井要放在整体图件

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的下方,回风井放置于上方,回采工作面居中并用符号标明.在通风系统图和网路图上巷道的相交点均应以相对应的数字标明.

4.在有条件情况下,可绘制通风系统立体示意图;

5.在用气压计法测试时,还需绘制巷道顶(底)板标高点分布图. 2．3测定路线选择

矿井通风系统的通风阻力测试,应选择风量最大,路线最长,可以包括较多测试内容、且人员和仪器易于通过的干线,作为主测路线。然后再选择1～2个地段或分支路线，作为辅助性测量和校核测试结果用。根据测试任务，结合全矿井的特点，先在通风系统图上大致确定测量地段、路线和测点。确定路线和测点时，应考虑有可能在一个作业班的时间内测试完毕。

测试路线选定后，应进行实地考察，考察的主要内容有：通风系统有无变化重要漏风地段是否遗漏测定路线上有无局部通风机调节风门风桥和其它障碍物测试位置是否满足要求等。然后，根据考察的结果，对原定的测试路线和测定进行补充和修改，并标注在通风系统图和网路图上。

2．4测点布置及测点布置原则

1.全部测定连接后能够完全控制所需测试的范围或风路； 2.较长的巷道两端应布置测点；

3.根据具体情况两测点间可跨越一组或部分并联风网；

4.测点应尽可能避免靠近井筒和主要风门，以减小井筒提升和风门开启的影响；

5.对于巷道长度较短，连接比较复杂的局部地点为了减少测点数目及保证测试精度，应细致考虑该局部风网的阻力分布状况，宜在阻力分布中心布置测点；

6.主要漏风地点应布置测点；

7.测试内容包括通风阻力系数时,在风流分支,汇合,转弯,扩大或缩小等局部阻力物前应布置测点,且与局部阻力物的距离不得小于巷道宽度的3倍;在局部阻力物后方布置的测点,不得小于巷宽的8—12倍；

8.测点间的压差应为10—20pa以上为宜;

9.用气压计测定通风阻力时,测点位置应有准确的标高；

10.对于巷道长度较短,连接比较复杂的局部地点为了减少测点数目及保证测试精度,应细致考虑该局部风网的阻力分布状况,宜在阻力分布中心布置测

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点；

11.两测点间跨越并联巷道时，应分别测取各并联巷道的风量，以便计算风阻值和校核风量；

12.测点确定后，应沿风流方向依次编号，并在井下测点位置标写醒目的编号，编号应与有关图纸上的相应编号一致。

根据新登矿通风系统的具体情况，选择了两条测定路线为 主测

路线Ⅰ：副斜井→暗副斜井→+90南翼轨道巷→三水平下山副巷

→31051付巷→31051工作面→31051机巷→三水平下山机巷→+90南翼机巷→+90总回风石门→新回风井。

主测路线Ⅱ：副斜井→暗副斜井→+90南翼轨道巷→南翼索车巷→南付巷→第十三联巷→南翼机巷→+90七部头→总回风石门→新回风井。

具体测点见附图一：新登煤矿通风系统图。 2．4仪器仪表与测定方法 2.4.1仪器仪表 ①精密气压计：

测量范围83．6～114kPa，最小分度值25Pa； ②通风干湿温度计：

测量范围-25～+50℃，最小分度值0．2℃； ③低速风速表：

测量范围0．2～5m／s，启动风速≤0．2m／s； ④中速风速表：

测量范围0．4～10m／s，启动风速≤0．4m／s； ⑤高速风速表：

叶轮：测量范围0．8～25m／s，启动风速≤0．5m／s； 杯式：测量范围1．0～30m／s，启动风速≤0．8m／s； ⑥秒表：

最小分度值1s； ⑦钢卷尺：

2m钢卷尺：测量范围0～2m，最小分度值1．0mm；

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30m钢卷尺：测量范围0～30m，最小分度值1．0mm； ⑧普通型空盒气压计：

测量范围80～107kPa(相当于600～800mmHg)，最小分度值50Pa； ⑨倾斜压差计：

测量范围0～3000Pa，最小分度值10Pa； ⑩橡胶管(或塑胶管)： 内径4～5mm； 橡胶管接头：

内径3～4mm，外径5～6mm，长度50～80mm。

本次测定采用气压计法中的两点同时测定法。所用的仪器仪表有：

BJ-1型精密气压计

3台

DHM-2型通风干湿球温度计 2台 风表（高、中、低速）

3块

秒表 2块 皮尺 2个

2．4．2测定方法 2．4．2．1压差计法 ①风压测量：

从测点1开始，在测点1、2两处各设置一个皮托管，一般在测点2的下风侧6～8m处安设压差计。皮托管应设置在风流稳定的地点，正对风流。压差计应靠近巷道壁安设平稳，调零或记下初读数。橡胶管要防止折叠和被水、污物等堵塞，待橡胶管内的空气温度等于巷道内的空气温度后，将两个橡胶管安在压差计上，待压差计液面稳定后读数。测点1、2测完后，压差计可以不动，进行测点2、3间的测量。依次按测点的顺序进行测量，直至全路线测完为止。

②风速测量

用风速表测量风速，需测量三次，取其平均风速值。 ③大气物理参数测量

用空盒气压计测量大气压力；用通风干湿温度计测量空气的干球温度和湿

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球温度。

④巷道断面积和周长参数测量

按测点的巷道断面形状，用钢卷尺进行测量。 ⑤测点间距测量

用钢卷尺测量两测点间的距离。 2．4．2．2气压法法 ①风压测量

逐点测量法：在井口或井底车场调好两台精密气压计(Ⅰ、Ⅱ)，并记录初读数。仪器Ⅰ留在原地监视大气压力变化，每隔10～15min记录一次读数，仪器Ⅱ按测点顺序分别测出各测点风流的绝对静压。

双测点同时测定法：在测点Ⅰ处，调好两台精密气压计(Ⅰ、Ⅱ)，并记录初读数。然后仪器Ⅰ留在原处不动，仪器Ⅱ放置在测点2，在约定时间内两台仪器同时读数。再把仪器Ⅰ移到测点2，同时读数，仪器Ⅰ不动，将仪器Ⅱ移到测点3，再在约定时间内两台仪器同时读数。如此前进直至测完。

②风速测量、大气物理参数测量、巷道断面积和周长参数测量、测点间距测量同压差计测量法。

本次测定采用气压计法中的两点同时测定法。 2．5测定数据的整理与计算 2．5．1基本参数计算 2．5．1．1空气密度计算 空气密度按下式计算：

??3.484?10?3P0?0.3779?Psh

273.15?t式中：ρ——空气密度，kg／m3； Po——测点的大气压力，Pa； ψ——空气相对湿度，％；

Psh——测点温度为t℃时，空气的绝对饱和水蒸汽压力，Pa； t——空气温度℃。

计算结果见表2-1 空气密度测算表

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表2-1 空气密度测算表

测点 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 30 31 32 33

td (℃) 1.0 6.4 12.2 12.8 12.8 13.3 16.2 23 19.4 18.9 20.2 19.8 19.6 18.8 18.7 18.6 19.2 19.2 15.1 15.4 16.8 18.0 8.6 6.3 17.6 17.3 13.0 13.7 14.2 14.8 15.4 原始记录 tw (℃) P(Pa) 0.0 99060 5.7 100253 9.6 100853 11.0 100846 11.8 100769 13.0 101208 15.2 101235 22.6 101349 19.2 101430 18.8 101541 18.9 100492 18.5 100288 18.6 100208 18.7 99302 18.6 98811 18.6 98627 19.2 98133 19.2 97997 14.6 101488 14.1 101714 15.8 101971 17.5 101972 8.0 100835 5.1 97814 17.2 100599 17.0 100498 11.0 100676 13.0 100344 13.8 100223 14.4 100198 15.0 100676 Δt (℃) 1.0 0.7 2.6 1.8 1.0 0.3 1.0 0.4 0.2 0.1 1.3 1.3 1.0 0.1 0.1 0.0 0.0 0.0 0.5 1.3 1.0 0.5 0.6 1.2 0.4 0.3 2.0 0.7 0.4 0.4 0.4 10

Ф (%) 83.0 90.5 71.8 81.0 89.0 97.0 90.0 96.0 98.1 99.0 88.6 88.6 91.0 99.0 99.0 100.0 100.0 100.0 95.0 87.0 90.0 95.0 92.8 83.7 96.0 97.0 79.0 93.0 96.0 96.0 96.0 Psat (Pa) 657 935 1420 1479 1479 1528 1838 2196 2252 2182 2366 2309 2281 2169 2156 2142 2224 2224 1714 1748 1913 2062 1117 955 2012 1974 1497 1568 1619 1682 1748 ρ (kg/m3) 1.2563 1.2455 1.2267 1.2232 1.2217 1.2241 1.2114 1.1991 1.1980 1.2016 1.1841 1.1835 1.1832 1.1753 1.1699 1.1681 1.1595 1.1578 1.2192 1.2212 1.2174 1.2114 1.2420 1.2157 1.1967 1.1968 1.2203 1.2121 1.2080 1.2049 1.2079

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34 36 37 39 40 42 43 44 45 47 48 49

2．5．1．2巷道断面积和周长计算

梯形：

S = H×B

15.2 16.2 16.8 17.0 16.0 18.4 18.8 19.2 18.8 20.1 19.4 19.3 14.8 15.9 16.4 16.6 15.8 18.2 18.6 18.8 18.8 20.1 19.2 19.0 100281 100555 100194 100188 100339 100165 99996 99939 100082 100538 99045 98583 0.4 0.3 0.4 0.4 0.2 0.2 0.2 0.4 0.0 0.0 0.2 0.3 96 97 96 96 98 98 98 96 100 100 98.1 97 1726 1838 1913 1937 1814 2116 2169 2224 2169 2352 2252 2238 1.2041 1.2026 1.1956 1.1946 1.2009 1.1876 1.1837 1.1814 1.1845 1.1839 1.1696 1.1647 U = 4.16S

半圆拱：

S?B(h?0.39B)?B(H?0.11B)

U?2H?1.57B?3.84S

三心拱：

S?B(h?0.26B)?B(H?0.07B)

U?2H?1.57B?4.10S

式中： S ——井巷断面积，m2；

B ——巷道宽度（梯形为平均宽，即上底加下底除以2），m； H ——巷道高度，m； U ——巷道周长，m。

计算结果见表2-2测点断面尺寸测算表

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附表2-2 测点断面尺寸测算表

测点 1 2″ 2″′ 2″″ 2″″′ 4″″ 5″′ 6′ 6″ 11′ 9″ 22′ 23′ 23″ 5′ 5″ 13″′ 24″′ 25″ 25′ 28″ 29″ 30′ 30″′ 30″″ 31′ 31″ 49″ 17′ 17″

断面 形状 半圆拱 三心拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 梯形 梯形 半圆拱 梯形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 梯形 半圆拱 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 支护 形式 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 锚喷 砌碹 工字钢 工字钢 砌碹 工字钢 砌碹 砌碹 锚喷 砌碹 砌碹 工字钢 砌碹 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 宽度 B(m) 3.50 3.35 3.50 3.15 3.50 3.10 3.40 3.40 3.10 4.50 3.20 3.55 4.65 3.80 3.20 2.90 3.20 3.60 3.15 3.00 3.30 3.45 2.97 2.65 2.85 2.67 2.62 2.97 2.85 3.07 12

高度 H(m) 3.00 2.90 2.90 3.00 3.20 2.65 2.85 2.26 2.60 3.50 2.80 3.00 3.70 3.20 2.60 2.60 2.30 3.00 2.40 1.95 2.10 2.60 2.65 2.15 2.35 2.00 1.80 2.20 2.00 2.20 面积(m2) 计断 9.15 8.48 8.80 8.36 9.85 7.16 8.42 7.68 8.06 8.96 9.26 10.57 7.19 6.61 7.36 9.37 7.56 5.85 6.93 8.97 7.87 5.70 6.70 5.34 4.72 6.53 5.70 6.75 实断 8.70 8.00 7.60 7.50 8.10 6.16 7.50 7.10 7.60 7.60 8.20 9.20 6.80 6.20 6.90 8.80 7.10 5.00 6.50 8.50 7.40 5.29 6.50 4.94 4.30 6.10 4.60 6.30 周长 U(m) 11.62 12.11 11.39 11.10 12.05 10.27 11.14 11.53 11.81 14.12 11.49 11.69 14.79 12.49 10.30 9.88 11.29 11.76 11.44 10.06 10.95 12.46 11.67 9.93 10.77 9.61 9.03 10.63 9.93 10.81 13.52 12.30 14.83 13.60 河南理工大学本科毕业设计（论文）

49′ 22″ 33″ 34′ 34″ 35″ 36′ 37′ 38 38′ 38″ 39′ 39″ 39″′ 40′ 40″ 33′ 扩散器

2．5．1．3平均风速计算

每测点取三次实际风速值的算术平均值。 风表校正公式：

V真 = aV表 + b

梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 梯形 半圆拱 方形 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 工字钢 砌碹 2.80 3.05 2.77 3.00 3.20 2.95 2.85 2.85 2.90 2.85 2.75 2.65 2.80 2.90 3.05 2.90 3.65 2.00 2.00 2.30 2.20 2.40 2.40 2.60 2.40 2.20 2.50 2.35 2.40 2.00 2.00 2.15 2.10 2.40 2.80 2.00 5.60 7.02 6.09 7.20 7.68 7.67 6.84 6.27 7.25 6.70 6.60 5.30 5.60 6.24 6.41 6.96 8.75 4.00 4.60 6.40 5.50 6.70 7.00 7.20 6.40 5.80 6.30 5.90 5.20 4.90 5.20 5.80 5.70 6.50 8.30 3.50 9.84 11.02 10.27 11.16 11.53 11.52 10.88 10.42 11.20 10.77 10.69 9.58 9.84 10.39 10.53 10.97 11.36 8.00 式中：

V真——表测风速，m/s； V表——表读数，m/s；

a，b——常数。

m/s m/s

A B C

实际采用风表型号及校正公式分别为：

V真= 1.03 V表+9.42 V真=0.414V表+7.46

V真=1.003V表+18.66 m/s

井巷实际风速：

V实 = k·V真

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式中：

V实——实际风速，m/s； V真 ——表测风速，m/s； K ——测风方法校正系数；

S?c S K?

式中：S ——实测断面，m2；

c ——常数，正常取0.4，巷中有皮带时取0.8。

井巷风量：

Q = V实·S

式中：Q ——井巷风量，m3/s；

V实，S ——同上。

附表2-4 风速风量测算表

计算结果见表附表2-4风速风量测算表

测点 1 2″ 2″′ 2″″ 面积(m2) 计断 9.15 8.48 8.80 8.36 实断 8.70 8.00 7.60 7.50 8.10 6.16 7.50 7.10 7.60 7.60 8.20 9.20 6.80 6.20 6.90 V1 86 62 表速(m/min) V2 84 61 V3 230 88 61 206 105 129 116 71 55 67 63 46 60 62 295 283 33 V均 230 86 61 206 102 125 117 71 54 66 63 44 59 58 291 283 32 228 231 V真 风量 表(m/s) Q(m3/s) 号 4.10 1.63 1.20 3.68 1.92 2.30 2.16 1.38 1.08 1.30 1.23 0.91 0.53 0.52 5.15 5.01 0.71 35.67 13.07 9.12 27.63 15.53 14.15 16.20 9.77 8.19 15.94 9.37 7.48 7.23 4.83 35.04 31.06 4.91 A A A A A A A A A A A A B B A A A 205 207 100 102 123 122 117 117 71 53 66 63 42 58 55 71 53 66 62 44 59 57 2″″′ 9.85 4″″ 7.16 5″′ 6′ 6″ 11′ 9″ 22′ 23′ 23″ 5′ 5″ 13″′

8.42 7.68 8.06 8.96 9.26 10.57 7.19 6.61 7.36 13.52 12.30 14.83 13.60 291 287 281 284 33 31 14

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24″′ 25″ 25′ 28″ 29″ 30′ 30″′ 30″″ 31′ 31″ 49″ 17′ 17″ 49′ 22″ 33″ 34′ 34″ 35″ 36′ 37′ 38 38′ 38″ 39′ 39″ 39″′ 40′ 40″ 33′ 扩散器

2．5．1．4. 测段位压差及矿井自然风压计算

15

9.37 7.56 5.85 6.93 8.97 7.87 5.70 6.70 5.34 4.72 6.53 5.70 6.75 5.60 7.02 6.09 7.20 7.68 7.67 6.84 6.27 7.25 6.70 6.60 5.30 5.60 6.24 6.41 6.96 8.75 4.00 8.80 7.10 5.00 6.50 8.50 7.40 5.29 6.50 4.94 4.30 6.10 4.60 6.30 4.60 6.40 5.50 6.70 7.00 7.20 6.40 5.80 6.30 5.90 5.20 4.90 5.20 5.80 5.70 6.50 8.30 71 74 76 127 194 243 181 211 279 85 106 123 298 420 297 307 160 182 196 180 178 206 239 210 223 228 208 152 127 40 76 270 74 126 189 244 181 212 277 84 104 122 298 422 298 305 162 181 195 180 181 209 238 210 226 227 207 151 126 39 75 265 1.42 2.32 3.41 4.35 3.27 3.80 4.92 1.60 1.94 2.25 5.27 7.40 5.27 5.39 1.24 1.37 3.50 3.25 3.26 3.74 4.25 3.77 4.04 4.05 3.71 2.75 2.33 0.83 0.64 1.95 12.51 16.47 17.04 28.28 27.79 28.14 26.02 10.39 9.57 9.68 32.13 34.02 33.18 24.81 7.93 7.54 23.48 22.73 23.50 23.97 24.64 23.74 23.82 21.08 18.18 14.30 13.49 4.71 4.19 16.21 67.01 A A A A A A A A A A A A A A B B A A A A A A A A A A A A B B C 126 125 185 189 244 246 180 183 210 216 273 280 83 84 102 103 119 124 295 300 425 420 298 298 304 304 165 160 180 180 195 194 179 181 185 180 211 210 238 238 210 211 230 225 225 228 205 208 150 151 127 125 38 74 39 76 260 265 3.50 1140 1125 1115 1127 19.15

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测段A-B的位压差计算：

???Bg(ZA?ZB) ΔhZ ?A 2

式中：ΔhZ ——两测点的位压差，Pa ；

ZA，ZB——两测点的标高，m ； ?A，?B——两测点的空气密度，kg/m3 ； g ——重力加速度，取9.8m/s2。

矿井自然风压计算：

HN ==???g?dz = ∑(ΔhZ)

式中： HN ——矿井自然风压，Pa ；

ΔhZ ——两测点的位压差。

矿井各段位压与自然风压测算表

计算结果见表2-5

表2-5 矿井各段位压与自然风压测算表

测定段 A-B 1-2 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 9-10 10-11 11-12 12-13 13-15 15-16 16-17 17-18 18-19 19-51

ZA (m) 264.889 157.760 95.115 93.365 94.240 55.162 48.439 32.243 29.397 18.417 95.210 96.906 98.364 98.141 110.854 117.500 138.720 141.420 ZB (m) 157.760 95.115 93.365 94.240 55.162 48.439 32.243 29.397 18.417 95.210 96.906 98.364 98.141 110.854 117.500 138.720 141.420 388.250 高 差 (m) 107.13 62.65 1.75 -0.88 39.08 6.72 16.20 2.85 10.98 -76.79 -1.70 -1.46 0.22 -12.71 -6.65 -21.22 -2.70 -246.83 16

ρA ρB 3(kg/m) (kg/m3) 1.2563 1.2455 1.2267 1.2232 1.2217 1.2241 1.2114 1.1991 1.1980 1.2016 1.1841 1.1835 1.1832 1.1753 1.1699 1.1681 1.1595 1.1578 1.2455 1.2267 1.2232 1.2217 1.2241 1.2114 1.1991 1.1980 1.2016 1.1841 1.1835 1.1832 1.1753 1.1699 1.1681 1.1595 1.1578 1.1435 位压差 ΔhZ(Pa) 1314.58 759.62 21.03 -10.49 468.81 80.32 191.50 33.46 129.23 -898.61 -19.70 -16.93 2.58 -146.25 -76.22 -242.26 -30.69 -2786.23 备 注 1.2509 1.2361 1.2249 1.2224 1.2229 1.2178 1.2053 1.1986 1.1998 1.1928 1.1838 1.1834 1.1793 1.1726 1.2105 1.1638 1.1586 1.1507 河南理工大学本科毕业设计（论文）

51-1 2-25 25-24 24-4 26-27 27-11 20-21 21-22 23-10 5-28 28-30 30-31 31-32 32-33 33-34 34-35 35-36 36-37 37-38 38-39 39-40 40-41 41-42 42-43 43-44 44-45 45-46 46-47 47-48 48-49 49-19 17-49 28-12

2．5．1．5.动压计算

动压按下式计算：

17

388.250 157.976 146.958 94.410 94.830 100.647 29.208 11.290 -19.600 94.000 97.913 97.865 108.864 111.016 69.009 90.499 63.118 55.819 82.000 83.488 77.131 59.126 42.989 74.463 84.509 80.803 55.810 63.458 102.371 85.845 117.039 117.500 97.913 264.889 146.958 94.410 93.365 100.647 95.210 11.290 -10.364 18.417 97.913 97.865 108.864 111.016 69.009 90.499 63.118 55.819 82.000 83.488 77.131 59.126 42.989 74.463 84.509 80.803 55.810 63.458 102.371 85.845 117.039 141.420 117.039 96.906 123.36 11.02 52.55 1.05 -5.82 5.44 17.92 21.65 -38.02 -3.91 0.05 -11.00 -2.15 42.01 -21.49 27.38 7.30 -26.18 -1.49 6.36 18.01 16.14 -31.47 -10.05 3.71 24.99 -7.65 -38.91 16.53 -31.19 -24.38 0.46 1.01 1.2563 1.2455 1.2157 1.2420 1.1967 1.1968 1.2192 1.2212 1.2114 1.2217 1.2203 1.2121 1.2080 1.2049 1.2079 1.2041 1.2037 1.2026 1.1956 1.1950 1.1946 1.2009 1.1930 1.1876 1.1837 1.1814 1.1845 1.1841 1.1839 1.1696 1.1647 1.1681 1.2203 1.2563 1.2157 1.2420 1.2232 1.1968 1.1841 1.2212 1.2174 1.2016 1.2203 1.2121 1.2080 1.2049 1.2079 1.2041 1.2037 1.2026 1.1956 1.1950 1.1946 1.2009 1.1930 1.1876 1.1837 1.1814 1.1845 1.1841 1.1839 1.1696 1.1647 1.1578 1.1647 1.1835 1520.34 133.01 633.47 12.64 -68.29 63.49 214.48 259.01 -449.96 -46.87 0.57 -130.56 -25.47 497.16 -254.25 323.37 86.15 -307.97 -17.45 74.51 211.56 189.48 -367.52 -116.85 42.99 290.04 -88.86 -451.97 190.77 -357.16 -277.74 5.27 11.87 1.2563 1.2306 1.2289 1.2326 1.1968 1.1905 1.2202 1.2193 1.2065 1.2210 1.2162 1.2100 1.2065 1.2064 1.2060 1.2039 1.2032 1.1991 1.1953 1.1948 1.1977 1.1969 1.1903 1.1857 1.1825 1.1830 1.1843 1.1840 1.1767 1.1671 1.1612 1.1664 1.2019 河南理工大学本科毕业设计（论文）

hd??v22

式中：hd——测点的动压，Pa。 计算结果见附表2-6测点动压测算表

附表2-6 测点速压测算表

测定段 A-B 1-2 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 9-10 10-11 11-12 12-13 13-15 15-16 16-17 17-18 18-19 19-51 51-1 2-25 25-24 24-4 26-27 27-11 20-21 21-22 23-10 5-28

VA(m／s) 4.10 4.00 3.68 4.26 5.15 1.38 1.65 2.00 1.23 1.30 3.10 3.60 5.30 5.40 6.70 4.50 3.80 7.50 4.00 3.41 3.41 0.70 0.70 1.10 0.91 0.91 5.15 VB(m／s) 4.00 3.68 4.26 5.15 1.38 1.65 2.00 1.23 1.30 1.20 3.60 5.30 5.40 6.70 4.50 3.80 7.50 11.90 3.41 3.41 3.41 0.70 1.10 0.91 0.91 1.30 4.35 ρA (kg/m3) 1.2563 1.2455 1.2267 1.2232 1.2217 1.2241 1.2114 1.1991 1.1980 1.2016 1.1841 1.1835 1.1832 1.1753 1.1699 1.1681 1.1595 1.1578 1.2563 1.2455 1.2157 1.2420 1.1967 1.1968 1.2192 1.2212 1.2114 1.2217 18

ρB (kg/m3) 1.2455 1.2267 1.2232 1.2217 1.2241 1.2114 1.1991 1.1980 1.2016 1.1841 1.1835 1.1832 1.1753 1.1699 1.1681 1.1595 1.1578 1.1435 1.2563 1.2157 1.2420 1.2232 1.1968 1.1841 1.2212 1.2174 1.2016 1.2203 速压差 备 注 Δhv(Pa) 0.6 1.7 -2.8 -5.1 15.0 -0.5 -0.7 1.5 -0.1 0.2 -2.0 -8.9 -0.5 -9.1 14.4 3.5 -24.2 -48.4 0.0 2.9 -0.2 0.1 0.0 -0.4 0.2 0.0 -0.5 4.7 1.2509 1.2361 1.2249 1.2224 1.2229 1.2178 1.2053 1.1986 1.1998 1.1928 1.1838 1.1834 1.1793 1.1726 1.2105 1.1638 1.1586 1.1507 1.2563 1.2306 1.2289 1.2326 1.1968 1.1905 1.2202 1.2193 1.2065 1.2210 河南理工大学本科毕业设计（论文）

28-30 30-31 31-32 32-33 33-34 34-35 35-36 36-37 37-38 38-39 39-40 40-41 41-42 42-43 43-44 44-45 45-46 46-47 47-48 48-49 49-19 17-49 28-12

2．5．2通风阻力计算 2．5．2．1两测点间通风阻力 压差计法按式(4)计算：

hxij?hij?hdi?hdj

4.35 1.60 1.94 1.37 1.37 3.50 3.25 3.26 4.25 4.05 3.71 0.83 2.10 3.15 3.50 4.10 4.30 4.50 4.70 4.90 4.40 4.50 4.35 4.90 1.94 1.37 1.37 3.50 3.25 3.26 4.25 4.05 3.71 0.83 2.10 3.15 3.50 4.10 4.30 4.50 4.70 4.90 4.40 7.50 4.4 4 1.2203 1.2121 1.2080 1.2049 1.2079 1.2041 1.2037 1.2026 1.1956 1.1950 1.1946 1.2009 1.1930 1.1876 1.1837 1.1814 1.1845 1.1841 1.1839 1.1696 1.1647 1.1681 1.2203 1.2121 1.2080 1.2049 1.2079 1.2041 1.2037 1.2026 1.1956 1.1950 1.1946 1.2009 1.1930 1.1876 1.1837 1.1814 1.1845 1.1841 1.1839 1.1696 1.1647 1.1578 1.1647 1.1835 -3.0 -0.7 1.1 0.0 -6.2 1.0 0.0 -4.4 1.0 1.6 7.8 -2.2 -3.3 -1.4 -2.7 -1.0 -1.0 -1.1 -1.0 2.8 -21.3 0.6 2.1 1.2162 1.2100 1.2065 1.2064 1.2060 1.2039 1.2032 1.1991 1.1953 1.1948 1.1977 1.1969 1.1903 1.1857 1.1825 1.1830 1.1843 1.1840 1.1767 1.1671 1.1612 1.1664 1.2019 式中：hxij——两测点间的通风阻力，Pa； hij——两测点间的压差值，Pa； hdi——测点i的动压值，Pa； hdj——测点了的动压值，Pa。 气压计法：

a.逐点测定法 按式(5)计算：

????hrij?k?(hj?hi)?k??(hj?hi)?(Zi?Zj)?ijg?(hdi?hdj)

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式中：k?k??——气压计(Ⅰ、Ⅱ)的校正系数；

?? hi、hj——气压计(1)在测点㈠的读数，Pa；

???? hi、hj——测hi、hj时，气压计(Ⅱ)的读数，Pa； Zi、Zj——测点i、j的标高，m；

Pij——测点i、j空气密度的平均值，kg／m3； g——重加速度，m／s2。

b.双测点同时测定法 按下式计算：

????hrij?k?(hj?hi)?k??(hj?hi)?(Zi?Zj)?ijg?(hdi?hdj) 式中；hrij——两测点间的通风阻力，Pa

??hi、hj——气压计(Ⅱ)在测点i、j的读数，Pa。 本次阻力测定采用两点同时测定法： 两测点A-B间的通风阻力h

阻

AB

为：

h阻AB =ΔhS +ΔhZ +ΔhV

式中： h阻AB——两测点A-B间的通风阻力，Pa；

ΔhS——两测点A-B间的静压差，Pa；

ΔhS =PA- PB +?P

式中：PA，PB——A,B两测点上两台仪器的同时读数值，Pa； ?P——两台仪器的基准及变档差值校正，Pa；

ΔhZ ——两测点间的位压差；Pa； ΔhV——两测点A,B间的动压差，Pa；

221?? ?h??v??vvAABB2

式中：?A ,?B——两测点的空气密度，kg/m3 ；

vA , vB——A,B两测点断面上的平均风速，m/s。

主测路线上的矿井通风总阻力为：

h阻测 =∑h阻AB

式中：h阻测——矿井通风总阻力，Pa。

计算结果见附表2-7精密气压计测压数据表

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附表2-7 精密气压计测压数据表

A仪器（后）12# 时间 测点 读数 备注 10:00 10:25 10:30 10:35 10:50 11:05 11:20 11:25 11:30 11:35 11:40 11:50 11:55 12:05 12:15 12:20 12:40 12:50 13:10 13:15 13:25 13:35 13:40 13:45 14:00 14:05 14:15 14:50 15:05 15:10 15:40 15:55 1 1 1 1 2 2 3 3 4 5 5 28 13 12 5 5 6 7 8 8 9 20 21 22 23 50 5 24 26 24 25 1 -6 -12 -17 1194 1160 1794 1781 1787 1710 1680 1587 1149 1229 1625 1608 -926 -812 -369 -364 -740 -514 -257 -256 -654 -1592 -1526 -1762 -1550 760 对表 对表 对表 对表 对表 对表 -3000→0档 B仪器（后）21# 测点 1 2 2 3 4 5 5 28 12 12 11 5 6 7 8 9 9 20 21 22 22 10 10 5 4 27 25 2 读数 1 1215 1171 1821 1800 1740 1721 1579 1307 1300 1438 1664 -882 -871 -770 -689 -741 -683 -487 -205 -227 -672 -672 -1579 -1535 -1883 801 672 备注 对表 对表 对表 对表 0→-3000档 C仪器（前）71# 测点 1 1 1 2 3 3 4 5 28 12 12 11 5 6 7 8 9 10 6 21 22 22 10 11 5 11 11 25 2 读数 6 -93 20 1184 1816 1785 1784 1704 1551 1296 1282 1404 1625 -920 -901 -805 -762 -651 -1043 -507 -252 -259 -705 -1754 -1590 -1855 -1852 1025 896 备注 对表 主斜井 六井 对表 对表 对表 0→-3000档 2006.12.29 10:00 P绝＝99060Pa, 12# 1, 21# 1, 71# 6 0档 -953 0→-3000档 对表 对表 -3000→0档 对表 对表 -3000→0档 2006.12.30 8:05 P绝＝98800Pa, 12# 3, 21# 1, 71# -4 0档

21

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8:05 8:37 8:55 9:00 9:25 9:30 9:35 9:46 9:53 10:00 10:25 10:30 10:40 10:45 11:10 11:15 11:30 11:35 11:50 11:55 12:00 12:05 12:10 12:12 12:26 12:30 14:10 14:20 14:25 14:35 15:00 15:25 15:30 15:35 15:40 1 28 30 15 31 16 16 31 32 32 34 47 47 34 36 45 45 36 38 39 39 39 42 1 51 51 3 1770 1544 502 1423 11 17 1439 1414 1407 1513 452 440 1479 1753 1280 1229 1702 1296 1335 1305 1257 1234 对表 对表 对表 1207 1 28 30 15 31 16 17 31 32 33 34 47 46 35 36 45 44 37 43 42 39 40 17 49 49 49 17 18 18 18 1 1779 1557 518 1452 38 -146 1486 1447 1925 1530 478 1102 1712 1770 1309 1095 1352 1153 1322 1334 1485 -331 -375 -361 -330 -328 -825 -808 -813 对表 对表 对表 对表 1 28 28 13 30 15 31 31 31 33 48 35 34 35 46 45 36 37 37 44 43 42 39 41 49 48 49 19 18 18 18 18 -4 1751 1757 1305 1577 510 1429 1446 1438 1858 333 337 1463 1659 1044 1212 1685 1324 1305 1052 1109 1294 1295 1624 -373 80 -382 -978 -842 -831 -812 -816 对表 对表 对表 对表 -1699 风井地面 1274 0→+3000档 -1435 -1413

22

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2．5．3巷道百米标准风阻计算

巷道百米标准风阻按下式计算：

R100100?L?Rsij ij式中：R100——巷道百米标准风阻，N·s2／m3； Lij——测点i、j间的距离，m。

计算结果见附表附表2-8矿井通风阻力测定汇总表。 2．5．4测量路线的总阻力计算

测量路线的总阻力按下式计算：

htr??hrij

式中：htr——测量路线的总阻力，Pa； hrij——在测量路线的测点总读数。

计算结果见附表附表2-8矿井通风阻力测定汇总表。 2．5．5巷道风阻值计算 巷道风阻值由下式计算 RAB?hABQ2 AB式中：RAB——巷道实测风阻值，NS2/m8； hAB——实测巷道AB段的通风阻力，Pa； QAB——通过巷道的平均风量，m3/s。

计算结果见附表附表2-8矿井通风阻力测定汇总表。 2.5.6巷道摩擦阻力系数计算

对于实测巷道的摩擦阻力系数由下式计算

??RS3 LU

中： α——实测巷道的摩擦阻力系数，NS2/m4；

R——巷道风阻值；

23

式

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S——实测巷道的断面积，m2； L——实测巷道的长度，m； U——实测巷道断面的周长，m。

同时为便于与同类巷道相互比较，需要将实测的α换算为标准状态下的值，其换算公式如下所示：

?标? 式中：α

1.2??

标——标准状态下(ρ=1.2 kg/m3)巷道的摩擦阻力系数，NS2/m4；

α——实测巷道的摩擦阻力系数，NS2/m4； ρ——实测巷道的空气密度，kg/m3；

h阻AB——主测路线上各段间的通风阻力，Pa。

计算结果见附表附表2-8矿井通风阻力测定汇总表。

附表2-7 矿井通风阻力测定汇总表

巷道尺寸 S (m2) 9.15 8.36 8.36 6.90 8.42 8.06 5.00 8.96 9.96 13.52 8.73 8.73 6.11 6.27 5.23 U (m) 11.62 11.10 11.10 10.09 11.14 11.81 9.30 12.45 13.13 14.12 12.29 12.29 10.28 10.42 9.51

段 L(m) 613.43 860.28 280.01 172.00 302.53 692.50 127.83 710.31 93.77 441.77 196.01 218.00 648.00 270.30 156.14 ΔhS (Pa) -1221 -661 -14 52 -470 -52 -121 -5 -111 1049 175 133 818 514 203 Δhz (Pa) 1314.58 759.62 21.03 -10.49 468.81 80.32 191.50 33.46 129.23 -898.61 -19.70 -16.93 2.58 -146.25 -76.22 ΔhV (Pa) 0.6 1.7 -2.8 -5.1 15.0 -0.5 -0.7 1.5 -0.1 0.2 -2.0 -8.9 -0.5 -9.1 14.4 24

Δh阻AB (Pa) 94.2 100.3 4.2 36.4 13.8 27.8 69.8 30.0 18.1 150.6 153.3 107.1 820.1 358.6 141.2 Q (m3/s) 37.21 27.62 27.62 39.56 16.25 8.23 8.23 8.23 9.23 16.25 26.68 31.61 32.61 33.61 34.61 R (NS2/m8) 0.06801 0.13145 0.00555 0.02326 0.05245 0.41098 1.02979 0.44221 0.21270 0.57014 0.21540 0.10721 0.77116 0.31748 0.11789 R100 0.0111 0.0153 0.0020 0.0135 0.0173 0.0593 0.8056 0.0623 0.2268 0.1291 0.1099 0.0492 0.1190 0.1175 0.0755 α (NS2/m 0 1 2 3 5 6 7 0.00730.00800.00100.00440.00920.02630.10820.03590.17070.22580.05940.02660.02640.02770.0113河南理工大学本科毕业设计（论文）

6.75 8.04 8.04 8.80 8.48 5.85 7.56 6.90 8.73 8.73 8.96 9.26 14.83 6.61 6.93 6.80 5.00 6.09 7.20 7.68 10.81 10.05 10.05 11.39 12.11 10.06 11.44 10.09 12.29 12.29 11.49 11.69 14.79 9.87 10.95 10.85 9.30 10.27 11.16 11.53 巷道尺寸 S (m2) 7.67 6.56 6.70 6.60 5.45 6.41 5.31 5.31 5.31 5.31 U (m) 11.52 10.65 10.77 10.69 9.71 10.53 9.59 9.59 9.59 9.59

8 9 1 1 5 4 4 7 1 1 2 0 8 0 1 2 3 4 5 187.21 3.01 246.83 613.43 613.43 144.42 578.55 210.00 202.02 138.02 121.33 108.19 244.23 294.03 732.00 270.14 200.01 312.97 570.53 341.27 508 57 3557 -1221 -1221 -101 -564 -4 78 -51 -212 -257 454 129 230 169 42 -478 355 -198 ΔhS (Pa) -84 385 38 -48 -199 -139 400 169 57 -163 -242.26 -30.69 -2786.23 1520.34 294.07 1314.58 1314.58 133.0 633.5 12.6 -68.3 63.5 214.5 259.0 -450.0 -46.9 0.57 -130.6 -25.5 497.2 -254.3 323.4 Δhz (Pa) 86.2 -308.0 -17.5 74.5 211.6 189.5 -367.5 -116.8 43.0 290.0 3.5 -24.2 -48.4 0.6 0.6 2.9 -0.2 0.1 0.0 -0.4 0.2 0.0 -0.5 4.6554 -3.005 -0.7 1.1 0.0 -6.2 1.0 ΔhV (Pa) 0.0 -4.4 1.0 1.6 7.8 -2.2 -3.3 -1.4 -2.7 -1.0 25

269.2 2.1 722.4 3119.2 94.2 94.2 34.9 69.3 8.7 9.7 12.1 2.7 2.0 3.5 86.8 227.6 37.7 17.7 19.2 94.5 126.4 Δh阻AB (Pa) 2.1 72.6 21.5 28.1 20.4 48.3 29.2 50.8 97.3 126.0 30.53 30.53 60.14 9.36 13.57 17.00 16.00 10.57 6.43 6.43 7.02 7.02 7.02 33.46 27.53 10.33 9.33 8.33 23.53 22.53 Q (m3/s) 21.53 20.53 19.53 16.53 10.53 6.53 10.53 16.53 19.53 20.53 0.28881 0.00227 0.19973 1.07491 0.51140 0.12079 0.27077 0.07823 0.23485 0.29186 0.05506 0.04083 0.07155 0.07752 0.30026 0.35347 0.20301 0.27608 0.17070 0.24899 R (NS2/m8) 0.00457 0.17230 0.05649 0.10280 0.18369 1.13185 0.26354 0.18589 0.25513 0.29899 0.1543 0.0755 0.0809 0.1752 0.0834 0.0836 0.0468 0.0373 0.1163 0.2115 0.0454 0.0377 0.0293 0.0264 0.0410 0.1308 0.1015 0.0882 0.0299 0.0730 R100 0.0026 0.0973 0.0332 0.0642 0.0963 0.5580 0.0956 0.1131 0.1635 0.1682 0.04390.03900.0418 0.10480.04190.01660.01760.01210.06290.11440.02840.02560.0646 0.00770.01240.03790.01360.01940.01000.0286

段 L(m) 174.15 177.03 169.92 160.13 190.66 202.83 275.80 164.31 156.04 177.77 α (NS2/m6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 0.00100.02570.00920.01720.01600.13950.01490.01760.02550.0262

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5.40 9.67 5.46 9.72 5.13 9.42 5.23 9.51 6.75 10.81 180.16 415.82 510.27 206.37 209.42 226 636 109 476 627 -88.9 -452.0 190.8 -357.2 -277.7 -1.0 -1.1 -1.0 2.8 -21.3 136.1 182.9 298.8 121.6 328.0 21.53 22.5 23.53 24.53 29.61 0.29362 0.36040 0.53970 0.20211 0.37407 0.1630 0.0867 0.1058 0.0979 0.1786 6 7 8 9 9 0.02650.01450.01510.01470.0508 2.6阻力测定精度的评价

主测路线实测矿井通风总阻力：

h阻测 = ∑h阻AB

式中：h阻测——实测矿井的通风阻力，Pa；

h阻AB——实测巷道AB段的通风阻力，Pa。 主测路线实测阻力的相对误差：

?h = |h阻j?h阻测|×100%

h

阻j该矿为抽出式通风矿井，根据矿井通风阻力与风机装置压力关系，由风机房水柱计读数推算的矿井通风阻力h阻j为：

h阻j = HS + HN = hS2 - hV2 + HN 式中：HS——风机装置静压，Pa；

HN ——矿井自然风压， Pa；

hS2——风机房静压仪（U型水柱计）读

数，Pa；

hV2——风峒中传压管处断面上的速压，Pa。

新风井运行Ⅰ号风机，其水柱计读数为2780Pa。 由矿井通风阻力测定汇总表得，主测线路Ⅰ：

h阻测??h1?2?4?5?6?10?11?18?19?51?3119.2Pa

hV2?1.14352??11.9??81.0Pa 2hN??h1?2?4?5?6?10?11?18?19?51?294.1Pa

h阻j?hs2?hv2?HN?2780?81?294.1?2993.0Pa

?hI?

2993.0?3119.2?100%?4.2%

2993.026

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主测线路Ⅱ：

h阻测??h1?2?4?5?6?10?11?18?19?51?3131.1Pa

hV2?1.14352??11.9??81.0Pa 2hN??h1?2?4?5?6?10?11?18?19?51?294.1Pa

h阻j?hs2?hv2?HN?2780?81?294.1?2993.0Pa

?hI?2993.0?3131.1?100%?4.6%

2993.0从上述测定结果可以看出，主测路线上阻力测定误差均小于

5%，故该次测定结果满足矿井通风阻力测定和通风系统分析的精度要求。

第三章

3．1通风网络分析

通风系统分析

3．1．1目前矿井通风阻力分布状况及分析

矿井通风阻力沿程分布状况如图3-1***煤矿三段阻力分布图所示。矿井三段（进风段、用风段、回风段）通风阻力的百分比情况见表3-1。

从阻力分布图3-1和表3-1可以看出，无论路线Ⅰ或者路线Ⅱ，矿井回风侧阻力占总阻力的百分比偏大，从巷道百米阻力数值来看，采区回风段的值也远远大于进风段和用风段，这是由于回风路线中有皮带，致使通风阻力较大所致；用风段的阻力百分比和百米阻力值都偏小，主要原因是用风地点的配风量不大。总体说来矿井通风系统的三段阻力分布状况不合理。

表3-1 矿井通风三段阻力分布情况

区域

区段 点号 长度

27

阻力占总阻力 百米阻力

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划分

进风段

路线Ⅰ

用风段 回风段 合 计 进风段

路线Ⅱ

用风段 回风段 合 计 35003000 路线Ⅰ2500阻力h(Pa)（m） （Pa） 分比（%） 1925 2565 1729 6219 1925 4236 2103 8264 235.1 463.4 2420.7 3119.2 235.1 882.8 2013.1 3131.0 7.5 14.9 77.6 100.0 7.5 28.2 64.3 100.0 值（Pa） 12.2 18.1 140.0 50.2 12.2 20.8 95.7 37.9 1-5 5-12 12-51 1-5 5-43 43-51 51 路线Ⅱ5120001500用风段1000回风段4312用风段回风段500进风段00100020005300040005000600070008000长度L(m)9000图3-1　郑州新登煤矿三段阻力分布图

3．1．2通风难易程度分析

矿井等积孔计算公式：

A?1.19Qh

R?h Q2

28

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式中：A——矿井等积孔，m2；

Q——矿井总回风量，m3/s； h——矿井通风阻力，Pa。

矿井新风井总回风量为

Q1＝60.14m3/s，其通风阻力

h1=3119.2Pa，则实测路线的等积孔为：

A?1.1960.143119.2?1.28 m2

实测路线的风阻为：

R?h3119.2??0.8624 ns2/m8 22Q60.14从矿井等积孔和风阻值来看，新登煤矿通风难易程度为中等矿井。

3．1．3网络复杂程度分析

矿井通风网路的复杂程度与矿井通风方式、生产布局和井下用风地点的多少及分布有关，影响着井下风流的稳定性和井下风量调节。因此合理评价矿井通风风路的复杂程度，使常说的矿井通风系统简单、比较复杂和复杂能够合理的定量化，对于不同矿井之间通风系统的比较以及生产矿井通风系统的调整改造，具有实际意义。

河南理工大学杨运良教授提出以下公式来验证矿井网络复杂程度：

R=㏒10[m×(n+nj)]

式中n——通风网路分支数。

m——通风网路节点数。 nj——通风网路角联分支数。

见附图二新登煤矿通风网络图，共有77条分支，49个节点，7条角联分支，故R=㏒10[49×（77+7）]=3.61

根据矿井通风网路的结构复杂程度R值，提出矿井通风系统复杂程度按网路结构的划分标准，见下表3-1

29

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3-1 矿井通风系统复杂程度分类

类别 R值 简单 ≤2.5

较简单 2.5～3.5 中等 3.5～4.0 较复杂 4.0～4.3 复杂 ≥4.3 可知,新登煤矿通风网络复杂程度属于中等。

3．2矿井通风质量分析 3．2．1矿井风量分析

主要验证矿井各用风地点的实际风量是否满足需要风量。根据安监总煤矿字[2005]42号《关于印发〈煤矿通风能力核定办法（试行）〉的通知》的标准和要求，采用第二种方法（由里向外核算法）进行矿井各用风地点需风量的核定来检验实际供风量是否满足所需要风量。结合本矿目前井下布置有两个回采工作面，分别是：31051综采工作面、21051炮采工作面，共布置有7个掘进工作面。分别对这些地点进行需风量的核定。

（1）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。

21051炮采工作面

a.按气象条件确定需要风量 Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 式中：

Q采——采煤工作面需要风量，m3/min

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面）×

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河南理工大学本科毕业设计（论文）

适宜风速（不小于1m/s）。 K采高——回采工作面采高调整系数 K采面长——回采工作面长度调整系数。 K温——回采工作面温度系数。

新登煤矿炮采工作面最大控顶2.8 m，最小控顶距1.2m，控顶距取最大控顶距2.8 m，平均采高1.9m，工作面长度一般在80～150m，工作面温度在20--23℃。

《通知》表2：K采高——回采工作面采高调整系数

采高(m) 系数K采高 <2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 2.5～5.0及放顶煤工作面 1.5 《通知》表3：K采面长——回采工作面长度调整系数

回采工作面长度（m） 80～150 长度调整系数K长 1.0 150～200 1.0～1.3 >200 1.3～1.5 《通知》表4：K温——回采工作面温度与对应风速调整系数

回采工作面空气温度（℃） 采煤工作面风速（m/s） 配风调整系数K温 <18 18～20 20～23 23～26 26～28 28～30 0.3~0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 1.8～2.5 2.5～3.0 0.90 1.00 1.00～1.10 1.10～1.25 1.25～1.4 1.4～1.6 由以上《通知》表2、表3、表4中选取K采高=1.0、K长=1.0； K温=1。 将以上数据代入公式：

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面）×适宜风速。 Q基本=2.8×1.9×0.7×1.0×60

31

河南理工大学本科毕业设计（论文）

=224 m3/min

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 得：

Q采=224×1×1.0×1 =224m3/min

b.按工作面温度选择适宜的风速进行计算

2.8?1.2Q采=60×V采×S采=60×1.0××1.9= 228 m3/min

2（温度取20～23度，风速取1.0m/s） 式中：

V采——采煤工作面风速，m3/s； S采——采煤工作面的平均断面积，m2。

c.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≦4 m3/min：

Q采≥4N=4×50=200 m3/min 每千克炸药供风≦25 m3/min： Q采≥25A=25×4.8=120 m3/min 式中：

N——工作面最多人数，

A——一次爆破炸药最大用量，Kg。（取1次爆破最大值） d.按风速进行验算：

15S< Q采<240S

2.8?1.22.8?1.215××1.9<228<240××1.9

22式中：

S——工作面平均断面积，m2 取风量为228 m3/min。 31051综采工作面：

a.按气象条件确定需要风量

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 式中：

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河南理工大学本科毕业设计（论文）

Q采——采煤工作面需要风量，m3/min

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面）×

适宜风速（不小于1m/s）。 K采高——回采工作面采高调整系数 K采面长——回采工作面长度调整系数。 K温——回采工作面温度系数。

新登矿综采工作面最大控顶3.8 m，最小控顶距3.2m，控顶距取最大控顶距3.8 m，平均采高2.2m，工作面长度一般在150--200，工作面温度在20--23℃。

由以上《通知》表2、表3、表4中选取K采高=1.1、K长=1.1； K温=1。 将以上数据代入公式：

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面）×适宜风速（不小于1m/s）。

Q基本=3.8×2.2×0.7×1.0×60

=351 m3/min

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 得：

Q采=351×1.1×1.1×1 =425m3/min

3.8?3.2×2.2= 462 m3/min 2b.按工作面温度选择适宜的风速进行计算

Q采=60×V采×S采=60×1×

（温度取20～23度，风速取1.0m/s） 式中：

V采——采煤工作面风速，m3/s； S采——采煤工作面的平均断面积，m2。

c、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≦4 m/min：

Q采≥4N=4×50=200 m3/min

该工作面面采用综采，故不用炸药量计算需要风量 式中：

33

3

河南理工大学本科毕业设计（论文）

N——工作面最多人数， d、按风速进行验算：

15S< Q采<240S

3.8?33.23.8?3.215××1.9<462<240××1.9

22式中：

S——工作面平均断面积，m2 故，取工作面所需风量为462 m3/min。 (2)掘进工作面需要风量. 25131机巷

a、按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.5×1.2=60 m3/min 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的绝对涌出量，m3/min； K

掘通

——瓦斯涌出不均衡通风系数。（取前7月的瓦斯报表值，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）。

b、按局部通风机实际吸入风量计算需要风量 Q掘=Q扇×Ii+15S=200×1+15×7=305m3/min

式中：

Q扇——局部通风机实际吸入风量，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入风量而外，还应保证局部通风机吸入中至掘进工作面回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；

新登煤矿所使用的局部通风机为BKJ66-11NO.4.5（2×5kw），实际吸风量

为200 m3/min；陈四楼煤矿每个掘进工作面均采用1台局部通风机，不存在1台以上的局部通风机同时通风，故Ii=1；

Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 c、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量： 每人供风≦4 m3/min：

Q掘≥4N=4×20=80 m3/min

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河南理工大学本科毕业设计（论文）

该掘进工作面使用的是乳化炸药，所以不用按炸药量计算 式中：

N——掘进工作面最多人数，

A——一次爆破炸药最大用量，Kg。 d、按风速进行验算

Q掘=305>15S掘=15×7=105 Q掘=305<240S掘=240×7=1680 式中：

2

S掘——掘进工作面的断面积，m。 所以取风量为305m3/min。

25091机巷掘进工作面、21031付巷掘进工作面和25091付巷掘进工作面使用风机型号与25131机巷掘进工作面相同，即风机型号都采用BKJ66-11NO.4.5（2×5kw），实际吸风量为200 m3/min,且工作面绝对瓦斯涌出量都不大，掘进进工艺都相同。故这两个掘进工作面所需风量都取305 m3/min。

31091机巷掘进工作面： a、按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.7×1.2=84 m3/min 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的绝对涌出量，m3/min； K

掘通

——瓦斯涌出不均衡通风系数。（取前7月的瓦斯报表值，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）。

b、按局部通风机实际吸入风量计算需要风量

Q掘=Q扇×Ii+15S=280×1+15×7=385m3/min 式中：

Q扇——局部通风机实际吸入风量，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入风量而外，还应保证局部通风机吸入中至掘进工作面回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；

新登煤矿所使用的局部通风机为BKJ66-11NO.5.0（2×5.5kw），实

3

际吸风量为280 m/min；陈四楼煤矿每个掘进工作面均采用1台局部通风机，不存在1台以上的局部通风机同时通风，故Ii=1； Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

c、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风≦4 m3/min：

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河南理工大学本科毕业设计（论文）

Q掘≥4N=4×25=100m3/min

该掘进工作面使用的是乳化炸药，所以不用按炸药量计算 式中：

N——掘进工作面最多人数，

A——一次爆破炸药最大用量，Kg。 d、按风速进行验算

Q掘=353>15S掘=15×7=105 Q掘=353<240S掘=240×7=1628 式中：

S掘——掘进工作面的断面积，m2。 所以取风量为353 m3/min。

北翼岩巷掘进工作面: a、按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通=100×1.4×1.3=182 m3/min 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的绝对涌出量，m3/min； K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。（取7月份瓦斯报表值，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）。

b、按局部通风机实际吸入风量计算需要风量 Q掘=Q扇×Ii+9S=320×1+9×10=250m3/min 式中：

Q扇——局部通风机实际吸入风量，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入风量而外，还应保证局部通风机吸入中至掘进工作面回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；

c、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量： 每人供风≦4 m3/min： Q掘≥4N=4×20=80m3/min

该掘进工作面使用的是乳化炸药，所以不用按炸药量计算 式中：

N——掘进工作面最多人数， d、按风速进行验算

Q掘=250>15S掘=15×10=150 Q掘=250<240S掘=240×10=2400 式中：

S掘——掘进工作面的断面积，m2。

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河南理工大学本科毕业设计（论文）

所以取风量为240m3/min。

（3）矿井井下不同硐室配风原则：

井下爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量 Q库=4V/60=0.07V （m3/min） 式中：

Q库—— 井下爆炸材料库需要风量，m3/min V——井下爆炸材料库的体积， m3

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℃。

新登煤矿井下共有五个变电所，一个炸药库。经实测硐室及其他地点用风量为12.65m3/s(759m3/min)， 占矿井总进风量的21.04%，均满足以上要求。

对采煤工作面，掘进工作面以及矿井井下硐室需风量是否满足，风速、温度是否满足《煤矿安全规程》的规定，结果统计见下表3-2矿井用风地点有效风量验证。

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3 用风地点 风量 (m/min) 需要风量 462 228 240 353 实 测 494 296 267 361 是否满足要求 是 是 是 是 串联通风 是 是 是 是 —— —— —— —— —— 风速( m/s) 规程 规定 实 测 是否规程满足规定 要求 温度 (℃) 实测 是否满足要求 是 是 是 31051工作面 21051工作面 岩巷掘进工作面 31091机巷 31052机巷 21031付巷 25091付巷 25091机巷 25131付巷 一变电所 二变电所 490三变电所 490四变电所 490五变电所

≥0.15 1．38 是 ≤26 23 ≥0.15 4．35 超限 ≤26 20 ≥0.15 1．42 是 ≥0.15 1．24 是 ≥0.15 1．24 是 ≥0.15 1．3 是 ≥0.15 2．75 是 ≥0.15 3．77 是 ≥0.15 1．95 是 —— —— —— —— —— 38

≤26 8．6 ≤26 16．8 是 ≤26 15．4 是 ≤26 12．8 是 ≤26 17 ≤26 17 ≤26 16 是 是 是 —— 240 305 305 305 305 —— —— —— —— —— 240 180 300 240 —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— ≤30 13．7 是 ≤30 13．7 是 ≤30 15．2 是 ≤30 16．2 是 ≤30 16．8 是 河南理工大学本科毕业设计（论文）

炸药库 暗副斜井 暗主斜井 +90南翼轨道巷 +90南翼运输巷 三水平下山付巷 三水平下山机巷 —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— ≤12 ≤12 ≤6 ≤6 ≤6 ≤6 —— —— ≤26 14．8 是 —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— —— 3．68 是 3．68 是 5．15 是 0．71 是 5．01 是 1．3 是 表3-2 矿井用风地点有效风量验证

3．4通风设施分析

3．4．1有效风量率。

矿井有效风量是指风流通过井下各工作地点（包括独立通风采煤工作面、掘进工作面、硐室和其他用风地点）实际风量之和。

根据表 矿井通风阻力测定汇总表，矿井总进风量为60.14m3/s(3608m3/min)，其中采煤工作面总用风量为13.16m3/s(790m3/min)，掘进工作面用风量为27.9m3/s(1434m3/min)，硐室及其他地点用风量为12.65m3/s(759m3/min)，矿井有效风量为53.71 m3/s(2982.6m3/min)。

矿井有效风量率是矿井有效风量与各台主要通风机总和之比。《煤矿安全规程》规定矿井有效风量率应不低于85%。

Pe=

Qe53.71×100%=×100%=89.30%

60.14Q?fi3式中Qfi——第i台主要通风机的实测风量换算成标准状态的风量，m3．4．2内部漏风率

S。

矿井内部漏风率指矿井内部漏风量（主要指风门处）占矿井总进风量的百分数。

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河南理工大学本科毕业设计（论文）

3m 新登矿井下主要有9个风门，共漏风量为8.93。 S8.93 则：×100%=14.84%。

60.14 3．4．3外部漏风率

矿井外部漏风量是指直接由主要通过机装置及其风井附近地表漏失的风量总和，用主要通风机风量的总和减去矿井总进风量。

QL??Qfi??Qti

式中Qti——分别为第i号回（或井）风井的实测风量换算成标准状态的风量，m3S

33mm登封矿总进风为60.14,总回风为61.18,故: SSQL=61.18-60.14=1.04m

3S

矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与主要通风机风量总和之比。《煤矿安全规程》规定矿井主要通风机装置外部漏风率无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%。

PL?QL×100%Q?ti

PL=

1.04×100%=1.72% 60.14完全符合《煤矿安全规程》的要求。

3．5目前存在的问题及建议

?从矿井通风阻力测定的结果来看，新登煤矿通风难易程度为中等矿井。

?新登煤矿井下巷道比较规整，井巷中无堆积杂物，通风设施

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