第七章矿井通风
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第七章采区通风一般来说,每个矿井都有几个采区同时生产,每个采区内布置有回采工作面、备用工作面、掘进工作面和硐室(采区变电所和绞车房)等用风地点,是矿井通风的主要对象。
做好采区通风是保证矿井安全生产的基础。
为此,本章将对采区通风系统、采区供风量、通风设施和减少漏风等基本内容的设计和日常管理工作进行讨论。
第一节采区通风系统一、对采区通风系统的基本要求采区通风系统是矿井通风系统的主要组成部分,它是由采区内风流通过的巷道系统、通风构筑物和通风设备等所组成。
采区通风系统主要取决于采煤系统(采煤方法),但又能在一定程度上影响着采区的巷道布置系统。
完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向、风量和风质;保证实现漏风少、风流的稳定性高,通风系统不易遭受破坏;合理的通风系统有利于合理排放瓦斯,防止煤炭自然发火,创造良好的矿井气候条件和有利于控制和处理事故,并能使通风系统工作符合安全、经济和技术合理的原则。
采区通风系统基本要求《煤矿安全规程》2011年版规定如下:1.每一生产水平和每一采区都必须布置单独的回风道,实行分区通风。
生产水平和采区必须实行分区通风。
准备采区必须在采区构成通风系统后,方可开掘其它巷道。
采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后,方可回采。
高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须设置至少1条专用回风巷;瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区,必须设置1条专用回风巷。
采区进、回风巷必须贯穿整个采区,严禁一段为进风巷、一段为回风巷,即巷道分段使用。
2.回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。
《规程》第114条规定:同一采区内,同一煤层上下相连的2个同一风路中的采煤工作面、采煤工作面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面,布置独立通风有困难时,在制定措施后,可采用串联通风,但串联通风的次数不得超过1次。
采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤工作面遇地质构造而重新掘进的巷道,布置独立通风确有困难时,其回风可以串入采煤工作面,但必须制定安全措施,且串联通风的次数不得超过1次;构成独立通风系统后,必须立即改为独立通风。
矿井通风一、矿井通风的基本任务依靠通风动力,将定量的新鲜空气,沿着既定的通风路线不断地输入井下,以满足回采工作面、掘进工作面、机电峒室、火药库、以及其它用风地点的需要,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。
它的基本任务是:⑴不断地向井下各用风地点供给新鲜空气;⑵冲淡和排除井下各种有害气体和矿尘;⑶创造良好的温度、湿度、风速等气候条件;⑷增强矿井的抗灾能力,保证矿工身心健康和安全生产。
二、矿井空气㈠矿井空气的主要成分1. 地面大气的成分一般情况下,地面大气主要是由氧气(O2)、氮气(N2)、二氧化碳(CO2)等组成。
其体积百分含量分别为氧气20.9% 、氮气78.13% 、二氧化碳0.03% 、氩和其他稀有气体0.94% 。
2. 井下空气的主要成分井下空气的来源主要是地面空气,但地面空气进入井下后,会发生物理和化学两种变化,因而井下空气的质量和数量都和地面空气有较大不同。
氧气相对减少、氮气和二氧化碳含量增高、混入有害气体和矿尘,且温度、湿度和压力均有所变化,但矿井空气的主要成分仍然是氧气、氮气和二氧化碳。
《煤矿安全规程》规定:采掘工作面的进风风流中,按体积计算,氧气的浓度不得低于20% ,二氧化碳的浓度不得超过0.5%,其它有害气体的浓度不得超过表3-1-1的浓度允许值范围。
表3-1-1的浓度允许值。
㈡矿井空气中的有害气体矿井空气中所含有的对人体健康及生命安全有威胁的一切气体,均称为有害气体。
1. 煤矿井下常见的有害气体的性质及规定⑴一氧化碳(CO):一氧化碳与空气的相对密度为0.97,是一种无色、无味、无臭的气体,微溶于水,浓度达13%~75%时有爆炸性。
一氧化碳极毒,人员轻微中毒时会出现耳鸣、头痛、心跳加快,严重中毒时会出现四肢无力、呕吐、丧失行动能力,致命中毒时会出现丧失知觉、痉挛、呼吸停顿、假死等症状(致命中毒的浓度为0.4%)。
矿井通风课件矿井通风课件矿井通风是矿井安全生产中至关重要的一环。
它不仅能够保障矿工的生命安全,还能够提高矿井的生产效率。
矿井通风的目标是通过合理的通风系统设计和管理,确保矿井内的空气流动良好,保持适宜的温度和湿度,排除有害气体和粉尘,以降低矿井事故的发生概率。
首先,矿井通风的重要性不言而喻。
矿井作为地下工作场所,通风不良会导致矿工缺氧、中暑、中毒等安全问题。
而且,矿井内的有害气体和粉尘也会对矿工的健康造成严重影响。
通过合理的通风系统设计和管理,可以有效地改善矿井内的空气质量,提供良好的工作环境,保障矿工的身体健康。
其次,矿井通风对于提高矿井生产效率也起到了重要的作用。
良好的通风系统能够有效地降低矿井内的温度和湿度,提供舒适的工作环境,减少矿工的疲劳程度,从而提高工作效率。
此外,通风系统还可以排除矿井内的有害气体和粉尘,减少设备的磨损和故障,延长设备的使用寿命,提高生产效率。
接下来,我们来看一下矿井通风系统的设计和管理。
矿井通风系统主要包括通风井、风机、风门和风道等组成部分。
通风井是矿井通风系统的核心设施,它通过井筒与地面相连,起到引风和排风的作用。
风机是通风系统的动力设备,它通过旋转产生风力,推动空气流动。
风门和风道则起到调节和分配空气流动的作用。
在通风系统的设计中,需要考虑矿井的地质结构、井筒的深度和直径、矿井的产量和工作面的布置等因素。
通过合理地选择通风井的位置和数量,确定风机的型号和数量,设计风门和风道的尺寸和布置,可以实现矿井内的空气流动均匀和稳定,确保通风效果的最大化。
在通风系统的管理中,需要定期检查和维护通风设备的运行状态,保证其正常工作。
同时,还需要进行通风系统的调整和优化,以适应矿井的生产需求和环境变化。
此外,还需要加强对矿井通风系统的监测和控制,及时发现和解决通风问题,确保矿井的安全和生产。
最后,我们需要重视矿井通风的培训和教育。
矿井通风是一项专业技术,需要专业人员进行操作和管理。
矿井通风是煤矿安全生产的根抵,它非但具有向井下各用风地点输送新鲜风流,保障井下作业人员呼吸的重要功能,同时,还肩负着稀释、排解矿井瓦斯与粉尘以及作业区间的降温等重任。
目前井工煤矿用通风方法排放的瓦斯约占全矿井瓦斯量的 80%——90%,采煤工作面涌出的瓦斯量的 70%——80%也是靠通风方法排解;同时,通风方法可排解装有抑尘装置采煤工作面粉尘量的 20%——30%;排解深井采煤工作面热量的60% ——70%。
供应矿井的新鲜空气的质量约是矿井采煤量的5~18 倍,由此可见矿井通风在煤矿生产过程中的地位,是矿井中不行缺少的重要环节。
合理的通风是抑制煤炭自然和火灾发展的重要手段,但假如通风系统布置不合理或者管理不当,将恰恰是导致瓦斯积聚和自然发火以及造成瓦斯、火灾事故进一步扩大的主要原由。
因此提高矿井的通风技术与管理水平是保证矿井正常生产和安全状况的根本任务之一。
抚顺分院是从事矿山安全的大型科技企业,通风是其主导专业之一。
对矿井的通风技术发展和科研工作特殊重视,在矿井通风的根抵理论、通风工艺改革、通风的测试仪表和装备方面均取得了较丰硕的科研成果。
在矿井通风系统的改造方面做了大量的科研工作,提出了通风系统改造标准和方法,在我国首次将电子计算机应用到通风网络解算中,使极其繁琐和耗时的网络解算工作变得既简洁又精确。
依据矿井通风的特点,讨论和制定了新的供风标准和风量计算方法。
通过试验证明讨论,提出了矿井反风期间瓦斯涌出量、反风风量、反风风压以及封闭区风的变化关系,对旧《规程》 (1992 年版以前的)原定的反风率规定作了修改,编制了较完善安全牢靠的《反风条例》,对矿井反风工作具有实际指导意义。
1 矿井通风的根抵讨论建院 50 年来,在分院老中青几代科研工的共同努力下,在矿井通风的技术讨论方面发展了大量的讨论,建立了矿井通风网络解算的数学模型,并在通风网络解算中首次引入电子计算机,使简单网络解算的极其繁琐的数学运算变得便捷。
第七章掘进通风在新建、扩建或生产矿井中,都需要开掘大量的井巷工程,以便准备开拓系统、新的采区及新的工作面。
在掘进巷道时,为了稀释并排出掘进工作面涌出的有害气体及爆破后产生的炮烟和矿尘,创造良好的气候条件,保证人员的健康和安全,必须不断地对掘进工作面进行通风,这种通风称为掘进通风或局部通风。
《规程》规定:掘进巷道必须采用全风压通风或局部通风机通风。
第一节掘进通风方法掘进通风方法按通风动力形式不同分为局部通风机通风、矿井全风压通风和引射器通风三种。
一、局部通风机通风局部通风机是井下局部地点通风所用的通风设备。
局部通风机通风是利用局部通风机作动力,利用风筒导风把新鲜风流送入掘进工作面。
局部通风机通风按其工作方式不同分为压入式、抽出式和混合式通风三种。
1.压入式通风压入式通风如图7-1所示。
局部通风机和启动装置安设在离掘进巷道口10m以外的进风侧巷道中,局部通风机把新鲜风流经风筒送入掘进工作面,污风沿掘进巷道排出。
风流从风筒出口形成的射流属末端封闭的有限贴壁射流,如图7-2所示。
气流贴着巷道壁射出风筒后,由于吸卷作用,射流断面逐渐扩大,直至射流的断面达到最大值,此段称作扩张段,用L扩表示;然后,射流断面逐渐缩小,直至为零,此段称收缩段,用L收表示。
风筒出口至射流反向的最远距离称为射流的有效射程,用L射表示。
一般有:L射=(4~5)S,m (7-1) 式中S—巷道断面,m2。
在有效射程以外的独头巷道会出现循环涡流区,为了有效地排出炮烟,风筒出口与工作面的距离应小于有效射程L射。
图7-1 压入式通风图7-2 有效贴壁射流压入式通风的优点是局部通风机和启动装置都位于新鲜风流中,不易引起瓦斯和煤尘爆炸,安全性好;风筒出口风流的有效射程长,排烟能力强,工作面通风时间短;对风筒适应性强,既可用硬质风筒,又可用柔性风筒。
缺点是污风沿巷道排出,污染范围大,炮烟从掘进巷道排出的速度慢,需要的通风时间长。
压入式局部通风适用于以排出瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进通风。
第七章矿井通风与安全技术7.1概述凤凰山铜矿III矿体是一个板状的大理岩矿床,SiO2含量低;矿脉含硫量少,达不到自然危害性,井下最多工人190人,因此,工作面的通风应保证排尘及排除炮烟的需要,以最大可能减少矿尘危害。
根据安全规程,对凤凰山铜III矿体的矿井下通风安全做如下要求:(1)有人工作或可能有人到达的井巷,其空气成份(按体积计算)应为O2≥20%,CO2≤0.5%。
空气的温度不得高于25℃,总回风流中的CO2不得超过1%。
(2)井下空气需经常保持新鲜,空气中有害气体含量不得超过规定:CO2:0.2,SiO2:0.02,H2S:0.01(按重量计算mg/升)(3)所有矿井均应实行全面机械通风,在浅部矿井,也可采用自然通风,主扇要求连续运转。
7.2矿井通风条件凤凰山铜矿Ⅲ号矿带30线至35线间,其年产矿量13万吨,服务年限14年;采用竖井开拓,有轨运输;阶段的开采顺序采用下行式,阶段中矿块的开采顺序采用双翼开采;主要的采矿方法为分段凿岩阶段矿房法,垂直方向中深孔凿岩,每个矿房配置1台YQ-80新型钻机,井下回采的矿块数为3个,每天井下工作人数共190多人。
7.3通风方式与通风系统7.3.1通风系统确定的依据(1)风路短、阻力小、通风网络简单、风流容易控制,在主要人行运输坑道和工作点上污风不串联;(2)风量分配满足生产需要,漏风少;(3)通风构筑物少,便于维护管理;(4)专用通风井巷工程量少,施工方便;(5)通风动力消耗少,通风费用低。
7.3.2风井位置的确定风井布置方式有中央对角式,中央并列式以及侧翼对角式。
根据该矿山的的实际情况、确定其它井筒的原则及所选用的通风系统,这里选用二种方案。
方案一:中央对角式布置在矿体中央布置的主井(兼作副井)作为进风井,然后在矿体走向端部布置2条排风井,风井1的坐标为(97394,16582),风井2的坐标为(97192,16866),风井2内布置梯子间,作为第二安全出口。
采用这样的布置以形成对角式通风系统。
回采时,新鲜风流从主井进入,经过阶段输巷道进入各个作业地点,冲洗工作面后,污风由各中段回风巷道进入回风井,进而排出地表,其示意图如图7—1所示。
图7—1方案二:中央并列式布置在矿体中央布置的主井(兼作副井)作为进风井,然后在离主井不小于20m 的合适地段布置一条排风井,风井3的坐标为(97466,16698),同时风井内布置梯子间,作为第二安全出口,采用这样的布置以形成并列式通风系统。
回采时,新鲜风流从主井进入,经过阶段输巷道进入各个作业地点。
冲洗工作面后,污风由各中段回风巷道进入回风井,进而排出地表,其示意图如图7—2所示。
图7—27.3.3通风系统根据凤凰山铜矿III号矿体的赋存条件和选择通风系统的要求,通过对整体式通风系统和分区通风系统优缺点的比较,这里选用整体式通风系统。
通风方式选用抽出式通风,主扇安装位置在地表,这样有很多优点:安装、检修、维护管理比较方便;井下发生灾害事故时,扇风机不易受到损害。
7.3.4通风网路1、阶段通风网络根据分段凿岩阶段矿房法的结构特点,通风网路型式选用阶梯式网路。
在新鲜风流主井进入后,利用各中段运输巷道向采区送风,这样利用上阶段已结束生产的部分运输坑道作为下阶段的回风巷道,形成上下阶段风流不串联和较稳定风流的并联网路。
井下不专门设立进风道和回风道,这样可以减少开拓工程量,降低基建费用。
例如,在开采-40m中段时以-10m中段的阶段运输巷道作为回风巷道,因为-10m中段以上矿石储存量较少,在开采-10m中段以上的矿石时不在专门布置一条回风井,用于到单独排风,而是采用局部通风。
但是开拓、采准阶段的污风需要单独引到回风巷道排出地表,其示意图如图7—3所示。
图7—3阶段通风网络示意图2、采场通风网络凤凰山铜矿III号矿体由于规模小,倾角陡(接近90°),在开采技术上采用分段凿岩阶段矿房法开采。
采场属于有耙道结构的巷道型采场。
采场作业面分为二部分凿岩作业面和出矿作业面,这二部分都采用贯穿风流通风,并各有独立的通风路线,风流互不相连。
鲜风流从进风巷道由穿脉巷道经人行天井到出矿水平和上部凿岩作业面,清洗作业面后的污浊风流,通过另一翼的通风行人天井排至最上面的回风道(上中段运输平巷),然后由风井排出地表,如图7—4所示:图7—4采场通风网络示意图7.4风量计算7.4.1全矿总风量计算式:Q矿=k(n回采Q回采+n备采Q备采+n采切Q采切+n掘进Q掘进+Q硐室) (7—1 )式中K——矿井风量备用系数, 取k=1.4 ;Q回采—回采工作面所需风量,m3/s;n回采—回采工作面个数,n回采=1个;Q备采—备用回采工作面所需风量,一般取Q备采=0.5Q回采,m3/s;n备采—备用回采工作面个数,n备采=1个;Q采切—采切工作面需风量,m3/s;n采切—采切工作面个数,n采切=1个;Q掘进—掘进工作面需风量,m3/s;n掘进—掘进工作面个数,Q掘进=2个;Q 硐室—要求独立风流通风的硐室所需风量,m 3/s ;7.4.2采场工作面风量计算1、回采(Q 回采)(1)以排烟计算Q 1=t5.25ASL =2525.656.19618005.25⨯⨯=2.48m³/s (7—2) 式中Q 1—采场工作面需风量,m³/s ; A —回采中一次爆破炸药量,根据前面计算得每排孔的总装药量为65.52kg ,一次爆破三排,则一次破碎炸药量A =65.52kg ×3=196.56kg ;L —采场长度的一半, L =25m ;S —回采工作面横断面积,S =6.25m 2;t —一次破碎爆破后通风时间,t 取30min ,即t=1800s 。
(2)以排尘计算Q 2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s (7—3) 式中 S — 回采工作面横断面积,S =6.25m 2;V —要求排尘风速,查表取V =0.4m/s ;由于,Q 2>Q 1,取其最大值计算,故取Q 回采=Q 2==2.5m³/s 。
2、备采(Q 备采)一般 Q 备采=0.5Q 回采=0.5×2.5m³/s=1.25m³/s 。
3、采切(Q 采切)(1)以排烟计算Q 1=018ASL t =22.1725.613.11180018⨯⨯=0.35m³/s (7—4) 式中 Q 1—采切工作面需风量,m³/s ;A —采切工作中一次爆破炸药量,根据类似矿山巷道掘进的炸药单 耗为q=0.89kg/m 3,掘进深度为1.5~2.5m ,采切工作中最大的爆破炸药 量A=0.89kg/m 3×2m ×6.26m 2=11.13kg ;L 0—炮烟的抛掷距离,L 0=15+A/5=17.22m ;S —采切工作面最大横断面积,S =6.25m 2;t —一次破碎爆破后通风时间,t 取30min ,即t=1800s 。
(2)以排尘计算Q 2=S*V=6.25×0.4=2.5m³/s (7—5)于,Q 2>Q 1,取其最大值计算,故取Q 采切=Q 2==2.5m³/s 。
4、掘进工作面风量计算(1)以排烟计算Q 1=018ASL t =01.1766.507.10180018⨯⨯=0.31m³/s (7—6) 式中 Q 1—掘进工作面需风量,m³/s ;A —掘进工作中一次爆破炸药量,根据类似矿山巷道掘进的炸药单 耗为q=0.89kg/m 3,掘进深度为1.5~2.5m ,采切工作中最大的爆破炸药 量A=0.89kg/m 3×2m ×5.66m 2=10.07kg ;L 0—炮烟的抛掷距离,L 0=15+A/5=17.01m ;S —采切工作面最大横断面积,S =5.66m 2;t —一次破碎爆破后通风时间,t 取30min ,即t=1800s 。
(2)以排尘计算Q 2=S*V=5.66×0.4=2.26m³/s (7—7) 由于,Q 2>Q 1,取其最大值计算,故取Q 掘进=Q 2==2.26m³/s 。
7.4.3硐室风量计算井下的一些硐室(比如:井下炸药库、变电所以及其它一些辅助巷道)需要供风,所以这些风量都要独立的计算入总风量,各种硐室需风量通过查表可以得到:(1)井下炸药库需风量:Q 炸药=1.5 m 3/s(2)机修硐室需风量:Q 机修=1.5 m 3/s(3)井下变电所需风量:Q 变电所=2 m 3/s(4)卷扬机硐室需风量:Q 卷扬机=2 m 3/s(5)井下水泵硐室需风量()tCp N Q ∆-∑=γηϕ1水泵房 (7—8) 式中 Q 水泵房—井下水泵确室需风量,m 3/s ;φ—修正系数,因为同时工作水泵小于3台,所以φ=1.0;∑N —同时工作的水泵电机额定功率之和,N=2×220kW=440kw ; η—电机效率,一般为0.96~0.98,取η=0.8;C p —空气定压比热,C p=1.005kJ/(kg.K);γ—空气密度,γ=1.2kg/m 3;∆t —硐室进风和回风的温差,一般取∆t=5 。
C ;可计算得Q 水泵房=2.92m 3/s ;所以:硐室需总风量:Q 硐室=Q 炸药+Q 机修+Q 变电所+Q 卷扬机+Q 水泵房=9.92m 3/s ; 7.4.4全矿所需总风量:同时回采的工作面1个,备用工作面1个,采切工作面1个,掘进工作面2个,所以有:Q 矿=k (n 回采Q 回采+n 备采Q 备采+n 采切Q 采切+n 掘进Q 掘进+Q 硐室) = 1.4×(1×2.5+1×1.25+1×2.5+2×2.26+9.92)=28.97 m 3/s7.4.5矿井总风量校核按井下的万吨耗风量[y]校核矿井总风量[y]=Q 矿/A=28.97/13=2.23m 3/(s ·万吨) (7—9)式中 : Q 矿—全矿所需总风量,m 3/s ;A —矿山年产量,A=13万吨;本设计为凤凰山铜矿III 矿体开采时的通风系统,年产量为13万吨,属于小型矿山,而小型矿山的万吨耗风量指标为2~4 m 3/(s ·万吨),而上述计算校核在此范围内,符合要求。
7.5各工作面的风量分配方案一:中央对角式布置的风量分配1、容易时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-4.52-9.92)=6.25m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-8=2.5m3/s;Q8-9=13.858m3/s;Q4-10=Q3-4-Q4-5=3.75m3/s;Q10-11=Q13-14=Q14-15=1.25m3/s;Q10-13=Q11-12=Q12-15=Q4-10-Q10-11=2.5m3/s;Q15-16= Q12-15+Q13-15=3.75m3/s;Q16-17=15.108m3/s;Q18=Q19=0.2Q1-2=4.138m3/s;Q8-9+Q16-17=Q1-2+Q18+Q19;2、困难时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-9.92)=10.77m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-8=4.76m3/s;Q8-9=13.858m3/s;Q4-10=Q3-4-Q4-5=6.01m3/s;Q10-11=Q13-14=Q14-15=1.25m3/s;Q10-13=Q11-12=Q12-15=Q4-10-Q10-11=4.76m3/s;Q15-16= Q12-15+Q13-15=6.01m3/s;Q16-17=15.108m3/s;Q18=Q19=0.2Q1-2=4.138m3/s;Q8-9+Q16-17=Q1-2+Q18+Q19方案二:中央并列式布置的风量分配1、容易时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-4.52-9.92)=6.25m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-14=2.5m3/s;Q4-8=Q3-4-Q4-5=3.75m3/s;Q8-9=Q9-10=1.25m3/s;Q8-11=Q11-12=Q12-13=Q13-10=Q4-8-Q8-9=2.5m3/s;Q10-14= Q9-10+Q13-10=3.75m3/s;Q14-15= Q7-14+Q10-14=6.25m3/sQ15-16=28.97m3/s;Q17=0.4Q1-2=8.276m3/s;Q15-16=Q1-2+Q17;2、困难时期风量分配Q1-2=20.69m3/s;Q2-3=20.69m3/s;Q3-4=(20.69-9.92=10.77m3/s;Q4-5=Q5-6=Q6-7=Q7-14=4.76m3/s;Q 4-8=Q 3-4-Q 4-5=6.01m 3/s ; Q 8-9=Q 9-10=1.25m 3/s ;Q 8-11=Q 11-12=Q 12-13=Q 13-10=Q 4-8-Q 8-9=4.76m 3/s ; Q 10-14= Q 9-10+Q 13-10=6.01m 3/s ; Q 14-15= Q 7-14+Q 10-14=10.77m 3/s Q 15-16=28.97m 3/s ; Q 17=0.4Q 1-2=8.276m 3/s ; Q 15-16=Q 1-2+Q 17; 7.5通风阻力计算7.5.1容易时期矿井通风阻力的计算方案一:中央对角式布置从矿体的通风图与开拓图可以看出:回采第一个中段即-40m 时,风流直接从主井进入阶段运输平巷,然后通过穿脉到达各个工作面,清洗工作面后通过上阶段的阶段运输巷道,最后进入回风井而排出地表。