第一篇：礦井風量測定分析報告

煤礦礦井風量測定分析報告

由于近期我礦進行了局部通風系統調整、巷道貫通、搬家倒面等工作，所以導致局部風量發生了變化，現將近期風量變化原因具體分析如下：

1、由于受季節影響，進入9月份以來，礦井空氣的濕度也隨著季節變化比較明顯，空氣進入井下后溫度要升高，導致總風量增大。2、9月底我礦十二采區與赤峪皮帶巷貫通并進行了通風系統調整，使十二采區的通風更加合理、更加容易，但隨著十二采區材料道、水倉小井的順利貫通，對局部風量進行了調整。

3、11-209工作面已經回撤完畢，并進行了封閉。

4、11-210二切巷開口及貫通。

5、11-2112掘進工作面開口施工。

6、測風當天天氣情況不同，導致風量有所變化。

7、測風員操作誤差，導致數據發生變化。

經過一系列的調整，現系統、風量穩定，有效風量、有效風量率均有所提高，例如：2011年9月30日有效風量為10703m3/min，2011年10月30日有效風量為10740m3/min；2011年9月30日有效風量率為87.11%，2011年10月30日有效風量率為87.17%。

總之現我礦通風系統穩定，風量、風速等均符合要求，我們將繼續努力，使通風系統更加優化、更加合理，確保安全生產。

第二篇：礦井風量分配計劃

礦井風量分配計劃

我礦現有3個進風井，1個回風井，采用中央分列式通風方式，抽出式通風方法，主扇型號：FBCDZ—6—NO18B，功率2×110KW，回風斜井安裝兩臺FBCDZ№18B風機，配用電機功率2×110kW，一臺運轉，一臺備用，機房各種儀器及反風設施齊全，風機排風量為2412～4590m3/min，主要通風機運行負壓2450Pa，等積孔1.82m2，礦井通風系統結構簡單，網絡匹配，系統穩定可靠。井下南北翼分區通風，采掘工作面并聯獨立通風，井下共有7個變電所，除中央變電所、2#變電所布置在進風巷道中外，其它變電所都是獨立通風。掘進工作面局部通風機實現了雙風機雙電源自動切換和風電、瓦斯電兩閉鎖，2012年2月份礦井總需風量4241m3/min，實測風量為4468m3/min，風量完全能夠滿足生產需要。根據2012年2月份生產作業計劃和其他用風地點，按照風量計算細則計算需風量，按需風量合理分配。2012年3月份計劃供風地點：全風壓供風采煤工作面兩個，即2013備用工作面和2014綜采工作面：局扇供風的掘進工作面3個，即2105進風巷、2105回風巷、南翼軌道巷開拓工作面;其他用風巷道6個，即主風門聯絡巷、北翼行人大巷聯絡巷、北翼七部皮帶機頭聯絡巷、南翼兩個行人聯絡巷、2105進風巷繞道;硐室9個，即南翼變電所、南翼臨時變電所、乳化液泵站、1#變電所、3#變電所、采區變電所、南翼材料庫、北翼兩個材料庫。通過計算本月礦井總需風量為4241m3/min，實測風量為4498m3/min，證明礦井風機能力完全滿足生產需要。根據生產作業計劃，確定無通風系統改變項目，采區與采區之間風量調整無重大變化，礦井風量分配計劃與上月基本相同。

一、采煤實際需要風量：按礦井各個采煤工作面實際需要風量綜合計算：

每個采煤工作面實際需要風量，應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員和爆破后的有害氣體產生量等規定分別進行計算，然后取其中最大值。

（一）2104綜采工作面需風量計算

2104綜采工作面開采2號煤層，煤層平均厚3.15m，工作面長170m，采高3.15m，采用MGTY300/700-1.1D型雙滾筒采煤機割煤，采用ZZ4800/38型支撐掩護式液壓支架支護頂板。工作面采用U型通風方式。

a、按氣候條件計算

Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl

=60×70%×1.0×14.0×1.2×1.2

=846.7m3/min。

式

中：

Vcf—采煤工作面的風速，1.0

Scf—采煤工作面的平均有效斷面積，Kch—采煤工作面采高調整系數

查表取1.2

Kcc—采煤工作面長度調整系數

查表取1.2

b、按瓦斯涌出量計算

Qcs=100×qcg×Kcg

=100×0.78×1.3

=101.4m3/min。

式

中：

qcg—采煤工作面絕對瓦斯量：0.78m3/min。

Kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，取1.3

c、按二氧化碳涌出量計算

Qcf=67×qcc×Kcc=67×0.71×1.3=61.84m3/min

式

中：

Qcc—采煤工作面絕對二氧化碳絕對涌出量：0.71m3/min

Kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數，取1.3

d、按炸藥量計算

我礦采用綜合機械化采煤，不用炸藥，故此項不用計算

e、按工作面同時工作最多人數計算：

Q采=4N

m3/min

=4×31

=124m3/min

式中

N—采煤工作面同時工作最多人數

4—每人每分鐘的供風量不得少于4

m3/min

f、按風速進行驗算

（1）驗算最小值

Qcf=846.7≥60×0.25Scb=60×0.25×11.47=172.05m3/min

式中：

Scb—采煤工作面最大控頂距時有效面積=5.0×3.15×70%=11.03㎡

（2）驗算最大風量

Qcf=846.7≤60×4.0Scs=60×4×9.70=2328m3m3/min

式

中：

Scb—采煤工作面最小控頂距時有效面積=4.2×3.15×70%=9.26㎡

根據以上計算，2104回采工作所需風量Qcf為846.7m3/min。

（二）2103備用工作面實際需要風量

2103備用工作面實際需要風量不得低于其正常生產實際風量的50%計算

Qsc=846.7×50%=423.35m3/min

二、掘進工作面實際需風量計算

（一）綜掘工作面需風量計算

a、按瓦斯涌出量計算

Qhf=100×Qhg×Khg=100×0.16×1.16=18.56m3/min

式中：

qhg—掘進工作面絕對瓦斯涌出量，0.16m3/min

Khg—掘進工作瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，取1.16

b、按二氧化碳涌出量計算

Qhf=67×qbc×Khc=67×0.23×1.19=18.34m3/min

式中：

qbc—掘進工作面絕對二氧化碳涌出量0.23m3/min

Khc—掘進工作面二氧化碳涌出量不均勻的備用風量系數，取1.19

c、按炸藥量計算

我礦北翼兩個掘進工作面均采用綜掘機，不用炸藥，故此不項用計算

d、按局部通風機實際吸風量計算

綜掘工作面采用FBD№.6/2×15型對旋軸流式局部通風機壓入式通風，FBD№.6/2×15型對旋軸流式局部通風機風量為220～370m3/min，風壓為600～4800Pa。

本礦掘進巷道為煤巷

Q掘=Q機吸IK=340×1×1.34=456

m3/min

式中：Q掘—掘進工作面實際需要風量，m3/min；

Q機吸—局部通風機實際吸風量，憑經驗選取340

m3/min

I—掘進工作面同時通風的局部通風機的臺數。

K—防止局部通風機吸循環風的風量備用系數一般1.34。

局部通風機實際吸風量的選取：現我礦現有局部通風機設備型號FBD№6/15×2，額定通風量220—370

m3/min.參與計算時取340m3/min）

e、按工作人員數量驗算

Qaf=516.5≥4?Nhf=4×20=80m3

式

中：

Nhf—掘進工作面同時工作的最多人數20人

f、按風速進行驗算

本礦掘進巷道為有瓦斯涌出的煤巷。

①算最小風量

Qaf=456≥60×0.25Shf=60×0.25×11.1=166.50m3/min

②

算最大風量Qaf=456≤60×4.0×Shf=60×4×11.1=2664m3/min。

綜上所述一個掘進工作面的風量取456

m3/min

（二）炮掘工作面需風量計算

a、按瓦斯涌出量計算

Qhf=100×Qhg×Khg=100×0.16×1.16=18.56m3/min

式中：

qhg—掘進工作面絕對瓦斯涌出量，0.16m3/min

Khg—掘進工作瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，取1.16

b、按二氧化碳涌出量計算

Qhf=67×qbc×Khc=67×0.23×1.19=18.34m3/min

式中：

qbc—掘進工作面絕對二氧化碳涌出量0.23m3/min

Khc—掘進工作面二氧化碳涌出量不均勻的備用風量系數，取1.19

c、按炸藥量計算

我礦井下布置一個炮掘工作面，為南翼軌道大巷炮掘工作面。采用的是一級煤礦許用炸藥。

Qhf=25Ahf

式中：

Ahf—掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，㎏.，取12kg

Qcf=25Ahf=25×12=300m3/min

d、按局部通風機實際吸風量計算

綜掘工作面采用FBD№.6/2×15型對旋軸流式局部通風機壓入式通風，FBD№.6/2×15型對旋軸流式局部通風機風量為220～370m3/min，風壓為600～4800Pa。

本礦掘進巷道為煤巷

Q掘=Q機吸IK=340×1×1.34=456

m3/min

式中：Q掘—掘進工作面實際需要風量，m3/min；

Q機吸—局部通風機實際吸風量，憑經驗選取340

m3/min

I—掘進工作面同時通風的局部通風機的臺數。

K—防止局部通風機吸循環風的風量備用系數一般1.34。

局部通風機實際吸風量的選取：現我礦現有局部通風機設備型號FBD№6/15×2，額定通風量220—370

m3/min.參與計算時取340m3/min）

e、按工作人員數量驗算

Qaf=516.5≥4?Nhf=4×20=80m3

式

中：

Nhf—掘進工作面同時工作的最多人數20人

f、按風速進行驗算

本礦掘進巷道為有瓦斯涌出的煤巷。

①算最小風量

Qaf=456≥60×0.25Shf=60×0.25×11.1=166.50m3/min

②

算最大風量Qaf=456≤60×4.0×Shf=60×4×11.1=2664m3/min。

綜上所述一個掘進工作面的風量取456

m3/min。

三、硐室需要風量計算

a、硐室

經核查采區機電硐室的溫度為20℃小于30℃，按經驗值取70m3/min，共4個變電所，1個液壓泵站硐室，所需風量為：

Q采區機電＝70×6=420m3/min，b、材料庫

經核查材料庫硐室的溫度為20℃小于30℃，按經驗值取70m3/min，井下一采區有二個材料庫，南翼二采區有二個材料庫，所需風量為：

Q材料庫=3×70=210m3/min

c、井下硐室需要風量為

Qur=

Q采區機電+Q材料庫=420＋210=630m3/min

四、其他巷道需要風量

a、本礦為低瓦斯礦井，其它巷道風量也不大，且瓦斯濃度均在0.01%以下,經驗值取70m3/min，所需風量為：

Qrl其他用風巷道=70×6=420

m3/min

五、全礦井總需風量計算

礦井需要風量按各采掘工作面、硐室及其他用風巷道等用風地點分別進行計算，包括按規定配備的備用工作面需要風量，現有通風系統應保證各用風地點穩定可靠供風。

Qra≥（ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl）×kaq

式

中：

Qra—礦井需要風量m3/min;

Qcf—采煤工作面實際需要風量：846.7m3min;

Qhf—掘進工作面實際需要風量：1368m3m3/min;

Qur—硐室實際需要風量：630m3/min;

Q

sc—備用工作面實際需要風量：423.35m3/min;

Q

rl—其他用風巷道實際需要風量

420m3/min;

Kaq—礦井通風需用系數，取值1.15。

所以，Qra≥（ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl）×kaq

=

(846.7+1368+630+423.35+420)×1.15=4241m3/min。

2012年4月份風量分配一覽表

1、采煤工作面風量分配表

地

點

按氣象條件m3/min

按瓦斯涌出量m3/min

按二氧化碳涌出量m3/min

按工作人員數量m3/min

計算風量取值

m3/min

2104工作面

846.7

24.36

235.17

120

846.7

2103備用工作面

423.352、掘進工作面風量分配表

地

點

按瓦斯涌出量m3/min

按二氧化碳涌出量m3/min

按局扇風量m3/min

按炸藥需用量m3/min

按工作人員數量m3/min

計算風量取值m3/min

2105進風巷

24.36

26.32

456

456

2105回風巷

24.36

26.32

456

456

南翼軌道巷掘進工作面

24.36

26.32

456

300

4563、硐室風量分配表

地

點

需配風量m3/min

南翼變電所

南翼材料庫

北翼材料庫（一）

北翼材料庫

(二)1#變電所

3#變電所

采區變電所

乳化液泵站

南翼臨時變電所

704、其他用風地點風量分配表

地

點

需配風量m3/min

主風門聯絡巷

七部皮帶機頭聯絡巷

2105進風巷繞道

南翼行人大巷1

南翼行人大巷2

北翼行人大巷聯絡巷

705、礦井風量分配表

采煤m3/min

掘進m3/min

硐室m3/min

其他地點m3/min

總需風量m3/min

1270.05

1368

630

420

3688

通風科長：

總工程師：

第三篇：儲糧通風機風量的測定教案

微課教案

課程名稱：糧油儲藏 任課教師：王振乾 2015年5月

教案 授課時間

2015年5月

教學課題

儲糧通風機風量的測定

教學目的

通過本節教學，了解通風系統的參數以及測試方法，學會通風機風量的測定操作

教學重點

儲糧通風機風量的測定

教學難點

畢托管和U型壓力計的使用

教學方法

講授、實驗

課程教學儀器

風機、供風管道、畢托管和U型壓力計等

教學設計

備注

授課內容：

一、實驗所用儀器以及主要儀器的作用

1、風機：通風系統的壓力源，為糧堆通風提供足夠的風量和風壓，促使氣體克服通風系統阻力，在糧堆內流動，以實現通風作業的目的。

2、供風管道：連接風機與糧倉內通風管道，本次試驗主要用于側量壓力

3、畢托管：感受和傳遞壓力的儀器

4、U型壓力計：主要用于讀取壓力差值,本實驗測量動壓。

5、其他儀器：直尺、卷尺、計算器、記號筆

二、操作步驟

1、準備工作：檢查風機管道和風機機殼有無異物、點動風機觀察風機葉輪運轉是否正常；U型壓力計和畢托管的檢查，其他物品檢查是否齊全

2、操作前提：選擇測試截面和測壓點的計算劃分

圖文并茂 實物呈現 直觀感受 準確選點 減少誤差

教學設計

備注

3、操作過程：①檢查風機與管道連接的緊密型 ②測量動壓

③停機并整理數據

4、結果計算：根據公式： H動cp=

υcp=1.29

Q=Aυcp×3600

5、操作演示

三、注意事項

1、點動風機時，不能直接開啟風機；

2、測量風機風量需要測量的是風機的“動壓”；

3、風機需要運行穩定后，才可以進行測壓；

4、畢托管感受壓力端要對準風向與風向齊平；

5、U型壓力計讀數時要平視，讀兩液面刻度的差值，并且要注意橡膠軟管不能彎折；

6、測量結束，首先要關閉風機。

四、練習題：

1、測量風量時需要測量的壓力是（）

A：靜壓 B：全壓 C：動壓 D：以上三個全要測量

2、畢托管的作用是（）

A：測量風速

B：增大風速 C：測量壓力的大小

D：感受和傳遞壓力

五、教學小結與反思

本次課程主要通過講、做、練等方式進行，針對測量中遇到的問題進行針對性講解，學生需要通過聽、做、練，才能迅速掌握本次實驗的要領，這也是學生走向糧油保管員的崗前培訓。通過強調其重要性，提高學生的學習和實操的興趣，進而提高教學效果。

準確計算 防止漏算 操作演示 直觀感受 細節展示 直觀明了 檢查效果 有利評估

思考題（討論題）及作業

1、儲糧通風機風量的測定操作注意事項

2、討論風機風量測定出來后如何根據風量選擇風機。

第四篇：＊＊煤業2020年11月份礦井風量分配方案

山西沁源鳳凰臺煤業有限公司

11月份礦井風量分配方案

編制部門：通

風

科

編制時間：2020年10月31日

鳳凰臺煤業2020年11月份礦井風量分配方案

一、編制依據

鳳凰臺煤業配風方案嚴格按照《煤礦通風能力核定標準》（AQ1056-2008）

和《煤礦安全規程》(新版)的有關規定》以及煤礦礦井風量計算方法（MT/T634-2019）進行編制。

二、礦井通風概況

鳳凰臺煤業為低瓦斯礦井，根據2020年瓦斯等級鑒定結果，絕對瓦斯涌出量8.66m3/min，相對瓦斯涌出量為7.71m3/t，井下回采工作面絕對瓦斯涌出量最大為1.89m3/min，掘進工作面絕對瓦斯涌出量最大為0.84m3/min。

通風方式為中央并列式，共布置三個井筒，其中主斜井、副斜井進風，回風斜井回風。主扇采用型號為FBCDZ№28/2×450

型，通風方法為機械抽出式，風機功率為2×450kW，風葉角度為49°/41°。上月末實際總進風量為8131m3/min，實際總回風量為8220m3/min，礦井通風負壓是pa，礦井等積孔為，礦井的通風難易程度為容易。

我礦井下現有，2個綜采工作面(2109綜采工作面、21901綜采工作面）；1個準備工作面（2110準備工作面）；4個掘進工作面（2107軌道順槽掘進工作面、2107膠帶順槽工作面、21902軌道順槽、21902膠帶順槽）；8個機電硐室（1#煤采區變電所、2#煤采區水泵房、一水平中央變電所、一水平中央水泵房、9+10#煤采區變電所、二水平中央水泵房、二水平中央變電所、9+10#煤采區水泵房）；17個其它地點配風；共32個獨立用風地點。

下表為主要通風機技術參數表：

型號

風量范圍(m3/min)

額定功率(kW)

轉速

(r/min)

風壓

（pa）

運轉情況

FBCDZ№28/2×450

6480—14100

2×450

740

1250--4400

啟用

FBCDZ№28/2×450

6480—14100

2×450

740

1250--4400

備用

三、風量計算的標準及原則

（一）風量計算標準

供給煤礦井下任何工作用風地點的新鮮風量，必須依照下述各種條件進行計算并取其最大值，作為該工作用風地點的供風量。

1、按該用風地點同時工作的最多人數計算，每人每分鐘供給風量不得少于4m3/min。

2、按該用風地點的風流中瓦斯、二氧化碳、氫氣和其它有害氣體濃度，風速以及溫度等都符合《煤礦安全規程》的有關各項規定要求分別計算，取其最大值。

3、瓦斯

（1）礦井總回風巷的瓦斯或二氧化碳濃度不得超過0.75％。

（2）采區回風瓦斯或二氧化碳濃度不得超過0.8％、采掘工作面回風流中瓦斯濃度不得超過0.8％或二氧化碳濃度不得超過1.2％。

（3）其它用風地點保證風流中的瓦斯和二氧化碳濃度不得超0.8％。

4、溫度要求：生產礦井采掘工作面空氣溫度不得超過26℃；機電設備硐室的空氣溫度不得超過30℃；進、風井口以下的空氣溫度必須在2℃以上。

（二）風量計算原則

無論礦井或采區的供風量，均按該地區各個實際用風地點，按照風量計算標準，分別計算出各個用風地點的實際最大需風量，從而求出該地區的風量總和，再考慮一定的備用風量系數后，作為該地區的供風量。即“由里往外”的計算原則，由采掘工作面、硐室和其它用風地點計算出各采區風量，最后求出全礦井總風量。

四、采煤工作面所需風量計算

根據鳳凰臺煤業11月采掘計劃，11月份計劃布置的綜采工作面有：2109綜采工作面、21901綜采工作面；準備工作面有：2110準備工作面。

采煤工作面的風量應按瓦斯涌出量和爆破后的有毒有害氣體以及工作面氣象條件、風速和人數等規定分別進行計算。

表1

各種采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數

采煤工作面采煤方法

采煤工作面瓦斯涌出不均勻備用風量系數

綜采工作面

1.2-1.6

炮采工作面

1.4-2.0

水采工作面

2.0-3.0

當采煤工作面有其他有毒有害氣體涌出時，也應按有害氣體涌出和不均勻系數，使其稀釋到《煤礦安全規程》規定最高允許濃度計算。

表2采煤工作面空氣溫度與風速對應表

采煤工作面進風流氣溫℃

采煤工作面風速m/s

<20

1.0

20～23

1.0～1.5

23～26

1.5～1.8

26～28

1.8～2.5

28～30

2.5～3.0

表3—采煤工作面采高風量系數

采煤工作面采高m

采煤工作面采高風量系數

<2.0

1.0

2.0～2.5

1.1

2.5～5.0及放頂煤工作面

1.2

表4—采煤工作面長度風量系數

采煤工作面長度m

采煤工作面長度風量系數

<150

1.0

150～200

1.0～1.3

200～250

1.3～1.5

>250

1.5～1.7

（一）2109綜采工作面

1、按照瓦斯涌出量計算：

Q2109綜采工作面=125qgfikgfi

=125×0.36×1.25

=56.25m3/min

式中：

Q2019—采煤工作面需要風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。可根據該采煤工作面的煤層埋藏條件、地質條件、開采方法、頂板管理、瓦斯含量、瓦斯來源等因素進行計算。生產礦井可按條件相似的工作面推算或按實際涌出量計算（計算選用2020年10月2109綜采工作面平均絕對瓦斯涌出量0.36m3/min）。

kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的備用風量系數，它是該采煤工作面瓦斯絕對涌出量的最大值和平均值之比。生產礦井應在工作面正常條件下，連續觀測1個月，取次日最大絕對瓦斯涌出量和月平均日瓦斯絕對涌出量的比值。新井設計、新采區等可參考表1選取（2109綜采工作面日最大絕對瓦斯涌出量為0.45m3/min，故比值為0.45÷0.36=1.25）。

2、按氣象條件計算

Q2109綜采工作面=60VSVKfhiKfli×70%

=60×1.0×5.59×1.0×1.3×70%

=306m3/min

式中：

Q2109—采煤工作面需要風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

V

—采煤工作面適宜風速(見表2)

SV

—采煤工作面平均斷面，為最大最小控頂斷面的平均值（按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，采高1.3m，即（4.6+4.0）÷2×1.3=5.59m2）；

Kfhi—采煤工作面采高風量系數參照AQ1056（見表3）；

Kfli—采煤工作面長度風量系數參照AQ1028（見表4）；

70%—采煤工作面有效通風斷面系數。

3、按使用炸藥量計算：

每千克二、三級煤礦許用炸藥爆破后稀釋炮煙所需的新鮮風量最小為10m3/min按式計算

Q2109綜采工作面=10Al

=10×1.8

=18m3/min

Al—采煤工作面一次爆破所用的最大炸藥量，單位為千克（kg）；2109綜采工作面強制放頂一次起爆炸藥量為1.8kg。

4、按人數計算：

每人每分鐘應供給4m3新鮮風量計算：

Q2109綜采工作面=4Nl

=4×29

=116m3/min

Nl—采煤工作面當班工作的最多人數為29人。

5、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低和最高風速，驗算需風量。

15Si≤Q2109綜采工作面≤240Si

即：83.85m3/min<306m3/min<1341.6m3/min

式中：

Si—采煤工作面的平均有效斷面面積，單位為平方米（m2）。

經驗算，2109綜采工作面需風量為306m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

（二）21901綜采工作面

1、按照瓦斯涌出量計算：

Q21901綜采工作面=125qgfikgfi

=125×0.31×1.48

=57.35m3/min

式中：

Q21901—采煤工作面需要風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。可根據該采煤工作面的煤層埋藏條件、地質條件、開采方法、頂板管理、瓦斯含量、瓦斯來源等因素進行計算。生產礦井可按條件相似的工作面推算或按實際涌出量計算（21901綜采工作面平均瓦斯涌出量為0.31m3/min）。

kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的備用風量系數，它是該采煤工作面瓦斯絕對涌出量的最大值和平均值之比。生產礦井應在工作面正常條件下，連續觀測1個月，取次日最大絕對瓦斯涌出量和月平均日瓦斯絕對涌出量的比值。新井設計、新采區等可參考表1選取（21901綜采工作面最大瓦斯涌出量為0.46m3/min，故比值為0.46÷0.31=1.48）。

2、按氣象條件計算

Q21901綜采工作面=60VSVKfhiKfli×70%

=60×1.0×10.572×1.2×1.3×70%

=693m3/min

式中：

Q21901—采煤工作面需要風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

V

—采煤工作面適宜風速(見表2)

SV

—采煤工作面平均斷面，為最大最小控頂斷面的平均值（按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，采高2.4m，即（4.72+4.09）÷2×2.4=10.572m2；

Kfhi—采煤工作面采高風量系數參照AQ1056（見表3）；

Kfli—采煤工作面長度風量系數參照AQ1028（見表4）；

70%—采煤工作面有效通風斷面系數。

3、按使用炸藥量計算：

每千克二、三級煤礦許用炸藥爆破后稀釋炮煙所需的新鮮風量最小為10m3/min：

Q21901綜采工作面=10Al

=10×12

=120m3/min

式中：

Al—采煤工作面一次爆破所用的最大炸藥量，單位為千克（kg）；21901綜采工作面強制放頂一次起爆炸藥量為12kg。

4、按人數計算：

每人每分鐘應供給4m3新鮮風量計算：

Q21901綜采工作面=4Nl

=4×29

=116m3/min

式中:

Nl—采煤工作面當班工作的最多人數為29人。

5、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低和最高風速，驗算需風量。

15Si≤Q21901綜采工作面≤240Si

即：158.58m3/min<693m3/min<2537.28m3/min

式中：

Si—采煤工作面的平均有效斷面面積，單位為平方米（m2）。

經驗算，21901綜采工作面需風量為693m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

根據礦井實際情況分析，21901綜采工作面為停采狀態，備用工作面風量不得低于其采煤時的50%，且滿足稀釋瓦斯、其它有害氣體和風速等《煤礦安全規程》規定的要求，21901工作面需風量為246.5m3/min。

（三）2110準備工作面

1、按照瓦斯涌出量計算：

Q2110準備工作面=125qgfikgfi

=125×0.51×1.14

=72.675m3/min

式中：

Q2110—采煤工作面需要風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。可根據該采煤工作面的煤層埋藏條件、地質條件、開采方法、頂板管理、瓦斯含量、瓦斯來源等因素進行計算。生產礦井可按條件相似的工作面推算或按實際涌出量計算（計算選用2020年9月2110準備工作面平均絕對瓦斯涌出量0.51m3/min）。

kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的備用風量系數，它是該采煤工作面瓦斯絕對涌出量的最大值和平均值之比。生產礦井應在工作面正常條件下，連續觀測1個月，取次日最大絕對瓦斯涌出量和月平均日瓦斯絕對涌出量的比值。新井設計、新采區等可參考表1選取（2110準備工作面日最大絕對瓦斯涌出量為0.58m3/min，故比值為0.58÷0.51=1.14）。

2、按氣象條件計算

Q2110準備工作面=60VSVKfhiKfli×70%

=60×1.0×5.59×1.0×1.0×70%

=235

式中：

Q2110—采煤工作面需要風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

V

—采煤工作面適宜風速(見表2)

SV

—采煤工作面平均斷面，為最大最小控頂斷面的平均值（參照2109綜采工作面最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，采高1.3m，即（4.6+4.0）÷2×1.3=5.59m2）；

Kfhi—采煤工作面采高風量系數參照AQ1056（見表3）；

Kfli—采煤工作面長度風量系數參照AQ1028（見表4）；

70%—采煤工作面有效通風斷面系數。

3、每人每分鐘應供給4m3新鮮風量計算：（參照2109綜采工作面計算）

Q2110準備工作面=4Nl

=4×29

=116m3/min

Nl—采煤工作面同時工作的最多人數為29人。

4、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低和最高風速，驗算需風量。

15Si≤Q2110準備工作面≤240Si

即：83.85m3/min<235m3/min<1341.6m3/min

式中：

Si—采煤工作面的平均有效斷面面積，單位為平方米（m2）。

備用工作面風量一般不得低于其采煤時需風量的50%，且滿足稀釋瓦斯、其它有害氣體和風速等《煤礦安全規程》規定的要求。

經驗算，2110準備工作面需風量為235m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

（四）采煤工作面總需風量

根據各采煤工作面的需風量，通過計算可得出全礦所有采煤工作面總需風量，即：

Q綜采=Q2109綜采工作面+Q21901綜采工作面+Q2110準備工作面

=306+346.5+235

=888m3/min

五、掘進工作面所需風量計算

柔性風筒的百米漏風率

通風距離

＜200

200—500

500—1000

1000—2000

大于2000

η漏100/%

＜15

＜10

＜3

＜2

＜1.5

（一）2107軌道順槽工作面

1、煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面的需風量，應按2-6分別計算，取其最大值。

2、按瓦斯涌出量計算

Q2107軌道順槽=125qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：

Qdt—掘進工作面的需風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qdt—掘進工作面回風流中的瓦斯的平均絕對瓦斯涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。按該工作面煤層的地質條件、瓦斯含量和掘進方法等因素進行計算(2020年瓦斯等級鑒定報告掘進工作面最大絕對瓦斯涌出量為0.84m3/min)。

kdt—第i個掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，其含義和觀測計算方法與采煤工作面的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數相似。通常，綜掘工作面取kdt=1.8～2.5。當有其他有害氣體時，應根據《煤礦安全規程》規定的允許濃度按上式計算的原則計算所需風量。

3、按使用炸藥量計算：

（1）每千克二、三級煤礦許用炸藥爆破后稀釋炮煙所需的新鮮風量最小為10m3/min計算：

Qdi=10Ai

=10×21

=210m3/min

式中：

Ai-掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量21kg)，單位為千克（kg）。

4、按工作人員數量計算：

每人每分鐘應供給4m3新鮮風量計算：

Qdi

=4Ni

=4×11

=44m3/min

式中：

Ni-掘進工作面同時工作的最多人數為11人。

5、局部通風機選型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=210/（1-500/100×3%）

=210/0.85

=248m3/min

式中：

Q需—掘進工作面需風量；根據以上計算2107軌道順槽工作面需風量為210m3/min。

L

—掘進工作面風筒長度；2107軌道順槽工作面風筒設計長度為500m。

P

—根據表1，2107軌道順槽工作面選用FBD№6.3/2×18.5kW對旋式軸流局部通風機，風機供風量為350～500m3/min。

6、煤巷和半煤巷掘進計算：

Qdi=QsIi+15Si

=355×1+15×9.12

=492m3/min

式中：

Qs—掘進工作面局部通風機實際吸風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。安設局部通風機的巷道中的風量，除了滿足局部通風機的吸風量外，還應保證局部通風機吸入口至掘進工作面之間的風速巖巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通風機吸入循環風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚；

Ii—掘進工作面同時通風的局部通風機臺數；

Si—掘進工作面局部通風機至掘進工作面回風口之間巷道的凈斷面面積，單位為平方米（m2）。

7、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低風速，分別驗算最小風量:

有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×9.12

≥137m3/min

按《煤礦安全規程》規定的最高風速驗算最大風量：

Qdi≦240Si

≦240×9.12

≦2189m3/min

式中：

Si—掘進工作面巷道的凈斷面積，單位為平方米（m2）。

經以上計算，2107軌道順槽掘進工作面風機前全風壓風量為492m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

（二）21902軌道順槽工作面

1、煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面的需風量，應按2-6分別計算，取其最大值。

2、按照瓦斯涌出量計算

Q21902軌道順槽=125×qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：

Qdt—掘進工作面的需風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qdt—掘進工作面回風流中的瓦斯的平均絕對瓦斯涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。按該工作面煤層的地質條件、瓦斯含量和掘進方法等因素進行計算(2020年瓦斯等級鑒定報告掘進工作面最大絕對瓦斯涌出量為0.84m3/min)。

kdt—第i個掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，其含義和觀測計算方法與采煤工作面的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數相似。通常，綜掘工作面取kdt=1.8～2.5。當有其他有害氣體時，應根據《煤礦安全規程》規定的允許濃度按上式計算的原則計算所需風量。

3、按井下同時工作的最多人數計算：

Q=4Ni

=4×13

=52m3／min

式中Ni—掘進工作面當班工作的最多人數為13人

4—每人需風量，m3/min。

4、按炸藥量計算：

Q=10Ai

=10×18

=180m3/min

式中

：

Ai

—掘進工作面一次爆破的最大炸藥量，18Kg；

—每Kg二、三級煤礦許用乳化炸藥爆炸后，需要供給的風量m3/min。

5、局部通風機選型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=189/（1-700/100×3%）

=189/0.79

=240m3/min

式中：

Q需—掘進工作面需風量；根據以上計算21902軌道順槽工作面需風量為189m3/min。

L

—掘進工作面風筒長度；21902軌道順槽工作面風筒設計長度為700m。

P

—根據表1，21902軌道順槽工作面選用FBD№6.3/2×22kW對旋式軸流局部通風機，風機供風量為380～550m3/min。

6、煤巷和半煤巷掘進計算：

Qdi

=QsIi+15Si

=385×1+15×9.6

=529m3/min

式中：

Qs—掘進工作面局部通風機實際吸風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。安設局部通風機的巷道中的風量，除了滿足局部通風機的吸風量外，還應保證局部通風機吸入口至掘進工作面之間的風速巖巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通風機吸入循環風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚；

Ii—掘進工作面同時通風的局部通風機臺數；

Si—掘進工作面局部通風機至掘進工作面回風口之間巷道的凈斷面面積，單位為平方米（m2）。

7、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低風速，分別驗算最小風量:

有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×9.6

≥144m3/min

按《煤礦安全規程》規定的最高風速驗算最大風量：

Qdi≦240Si

≦240×9.6

≦2304m3/min

式中：

Si—掘進工作面巷道的凈斷面積，單位為平方米（m2）。

經驗算，21902軌道順槽工作面風機前全風壓風量為529m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

（三）21902膠帶順槽

1、煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面的需風量，應按2-6分別計算，取其最大值。

2、按照瓦斯涌出量計算

Q21902膠帶順槽=125×qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：Qdt—掘進工作面的需風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qdt—掘進工作面回風流中的瓦斯的平均絕對瓦斯涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。按該工作面煤層的地質條件、瓦斯含量和掘進方法等因素進行計算(2020年瓦斯等級鑒定報告掘進工作面最大絕對瓦斯涌出量為0.84m3/min)。

kdt—第i個掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，其含義和觀測計算方法與采煤工作面的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數相似。通常，綜掘工作面取kdt=1.8～2.5。當有其他有害氣體時，應根據《煤礦安全規程》規定的允許濃度按上式計算的原則計算所需風量。

3、按井下同時工作的最多人數計算：

Q=4Ni

=4×13

=52m3／min

式中：Ni—掘進工作面當班工作的最多人數為13人

4—每人需風量，m3/min。

4、按炸藥量計算：

Q=10Ai

=10×27

=270m3/min

式中

：

Ai

—掘進工作面一次爆破的最大炸藥量，27Kg；

10—每Kg二、三級煤礦許用乳化炸藥爆炸后，需要供給的風量m3/min。

5、局部通風機選型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=270/（1-700/100×3%）

=270/0.79

=342m3/min

式中：

Q需—掘進工作面需風量；根據以上計算21902膠帶順槽工作面需風量為270m3/min。

L

—掘進工作面風筒長度；21902膠帶順槽工作面風筒設計長度為700m。

P

—根據表1，21902膠帶順槽工作面選用FBDY№6.0/2×15kW對旋式軸流局部通風機，風機供風量為250～450m3/min。

6、煤巷和半煤巷掘進計算：

Qdi

=QsIi+15Si

=330×1+15×11.616

=505m3/min

式中：

Qs—掘進工作面局部通風機實際吸風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。安設局部通風機的巷道中的風量，除了滿足局部通風機的吸風量外，還應保證局部通風機吸入口至掘進工作面之間的風速巖巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通風機吸入循環風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚；

Ii—掘進工作面同時通風的局部通風機臺數；

Si—掘進工作面局部通風機至掘進工作面回風口之間巷道的凈斷面面積，單位為平方米（m2）。

7、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低風速，分別驗算最小風量:

有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×11.616

≥175m3/min

按《煤礦安全規程》規定的最高風速驗算最大風量：

Qdi≦240Si

≦240×11.616

≦2788m3/min

式中：

Si—掘進工作面巷道的凈斷面積，單位為平方米（m2）。

經驗算，21902膠帶順槽工作面風機前全風壓風量為505m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

（四）2107膠帶順槽工作面

1、煤巷、半煤巖巷和巖巷掘進工作面的需風量，應按2-6分別計算，取其最大值。

2、按瓦斯涌出量計算

Q2107膠帶順槽=125qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：

Qdt—掘進工作面的需風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qdt—掘進工作面回風流中的瓦斯的平均絕對瓦斯涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。按該工作面煤層的地質條件、瓦斯含量和掘進方法等因素進行計算(2020年瓦斯等級鑒定報告掘進工作面最大絕對瓦斯涌出量為0.84m3/min)。

kdt—第i個掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，其含義和觀測計算方法與采煤工作面的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數相似。通常，綜掘工作面取kdt=1.8～2.5。當有其他有害氣體時，應根據《煤礦安全規程》規定的允許濃度按上式計算的原則計算所需風量。

3、按使用炸藥量計算：

（1）每千克二、三級煤礦許用炸藥爆破后稀釋炮煙所需的新鮮風量最小為10m3/min計算：

Qdi=10Ai

=10×21

=210m3/min

式中：

Ai-掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量21kg)，單位為千克（kg）。

4、按工作人員數量計算：

每人每分鐘應供給4m3新鮮風量計算：

Qdi

=4Ni

=4×11

=44m3/min

式中：

Ni-掘進工作面同時工作的最多人數為11人。

5、局部通風機選型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=210/（1-500/100×3%）

=210/0.85

=248m3/min

式中：

Q需—掘進工作面需風量；根據以上計算2107膠帶順槽工作面需風量為210m3/min。

L

—掘進工作面風筒長度；2107膠帶順槽工作面風筒設計長度為500m。

P

—根據表1，2107膠帶順槽工作面選用FBD№6.3/2×18.5kW對旋式軸流局部通風機，風機供風量為350～500m3/min。

6、煤巷和半煤巷掘進計算：

Qdi=QsIi+15Si

=356×1+15×9.12

=493m3/min

式中：

Qs—掘進工作面局部通風機實際吸風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。安設局部通風機的巷道中的風量，除了滿足局部通風機的吸風量外，還應保證局部通風機吸入口至掘進工作面之間的風速巖巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通風機吸入循環風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚；

Ii—掘進工作面同時通風的局部通風機臺數；

Si—掘進工作面局部通風機至掘進工作面回風口之間巷道的凈斷面面積，單位為平方米（m2）。

7、按風速進行驗算：

按《煤礦安全規程》規定的最低風速，分別驗算最小風量:

有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×9.12

≥137m3/min

按《煤礦安全規程》規定的最高風速驗算最大風量：

Qdi≦240Si

≦240×9.12

≦2189m3/min

式中：

Si—掘進工作面巷道的凈斷面積，單位為平方米（m2）。

經以上計算，2107膠帶順槽掘進工作面風機前全風壓風量為493m3/min，滿足《煤礦安全規程》相關要求。

(五)掘進工作面總需風量

根據各掘進工作面的需風量，通過計算可得出全礦所有掘進工作面總需風

量，即：

Q掘=Q2107軌道順槽+Q21902軌道順槽+Q21902膠帶順槽+Q2107膠帶順槽

=492+529+505+493m3/min

=2019m3/min

六、硐室需風量.（一）各個獨立通風硐室的供風量，應根據不同類型的硐室分別進行計算。

（二）機電硐室:

采區小型機電硐室，按經驗值確定需風量可取60m3/min-80m3/min；發熱量大的機電硐室，按硐室中運行的機電設備發熱量計算風量：

全礦有4個獨立通風的供電點，分別為采區變電所、采區水泵房、中央變電所、中央水泵房、9+10#煤采區變電所、二水平變電所、二水平水泵房，按照機電硐室內運行的機電設備發熱量進行計算。

Qri=

式中：

Qri——機電硐室的需風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

∑W——機電硐室中運轉的電動機（或變壓器）總功率（按全年中最大值計算），單位為千瓦（kW）；見表2

θ——機電硐室發熱系數，可根據實際考察由機電硐室內機械設備運轉時的實際熱量轉換為相當于電器設備容量作無用功的系數確定；也可按表5選取；

Cp——空氣的定壓比熱，一般可取1.0006KJ/（kg×K）；

ρ——空氣密度，單位為千克每立方米（kg/m3），一般取1.20kg/m3

Δt——機電硐室的進回風流溫度差，K。

表5

機電硐室發熱系數表

機電硐室名稱

發熱系數

空氣壓縮機房

0.20~0.23

水泵房

0.01~0.03

變電所、絞車房

0.02~0.04

表6

機電硐室參數表

硐室名稱

負載/功率（kw）

硐室斷面（m2）

進回風流溫差（K）

1#煤采區變電所

315

8.86

6.5

2#煤采區水泵房

315

15.17

一水平中央變電所

630

15.8

6.5

一水平中央水泵房

820

9+10#煤采區變電所

660

10.92

二水平中央變電所

999.5

18.41

二水平中央水泵房

400

10.06

9+10#煤采區水泵房

200

9.87

（三）其他硐室：

絞車房等其他獨立通風硐室的需風量可取60m3/min～80m3/min，或按經驗值選取。

（1）1#煤采區變電所(Q1)

Q1==97m3/min

（2）一水平中央變電所(Q2)

Q2==193m3/min

（3）2#煤采區水泵房(Q3)

Q3==118m3/min

（4）

一水平中央水泵房(Q4)

Q4==205m3/min

（5）

9+10#煤采區變電所(Q5)

Q5==164m3/min

（6）

二水平中央變電所(Q6)

Q6==250m3/min

（7）

二水平中央水泵房(Q7)

Q7==100m3/min

（8）9+10#煤采區水泵房(Q8)

Q7==75m3/min

（9）風量確定

根據機電硐室內運行的機電設備發熱量進行計算，即井下各機電硐室配風如下確定為采區變電所97m3/min、中央變電所193m3/min、采區水泵房118m3/min、中央水泵房205m3/min、9+10#煤采區變電所164m3/min、二水平變電所250m3/min、二水平水泵房100m3/min、9+10#煤采區水泵房75m3/min。

機電硐室總配風量

Q總硐室＝Q1﹢Q2﹢Q3﹢Q4﹢Q5﹢Q6﹢Q7﹢Q8＝1202m3/min

（四）其他用風巷道的需風量

其他用風巷道的需風量，應根據瓦斯涌出量、風速和煤礦用防爆型柴油動力裝置機車功率分別進行計算，采用其最大值。

1、按瓦斯涌出量計算：

采區內的其他用風巷道風量計算：

Qei=100qgeikgei

（1）

采區外的其他用風巷道（總回風巷或一翼回風巷）風量計算

Qei=133×qgei×kgei

式中：

Qei-

其他用風巷道需風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

qgei-其他用風巷道的平均瓦斯絕對涌出量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

kgei-其他用風巷道瓦斯涌出不均勻的風量備用系數，一般可取為1.2～1.3。

2、按風速驗算：

（1）

一般巷道風量驗算：

Qei≥60×0.15Sei

式中：

Sei-其他用風巷道凈斷面積，單位為平方米（m2）。

（2）

根據《煤礦安全規程》第136條規定輸送機巷，采區進、回風巷風速不得低于0.25m/s。

Qei≥60×0.25Sei

①

1#煤軌道巷末端

Q1#軌道巷末端≥60×0.25Sei＝60×0.25×9.29＝140m3/min

②

監控標校室

Q監控標校室≥60×0.25Sei≥60×0.25×8.36＝126m3/min

③

避難硐室

Q避難硐室≥60×0.25Sei≥60×0.25×16＝240m3/min

④

回風斜井聯絡巷

Q回風斜井聯絡巷≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.15≥138m3/min

⑤

主井筒末端

Q主井末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×16.31≥245m3/min

⑥

2109回風絞車處

Q2109回風絞車處≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min

⑦

1101車場進風

Q1101車場進風≥60×0.25Sei≥60×0.25×8.36≥126m3/min

⑧

1#煤回風聯巷

Q1#煤回風聯巷≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.29≥140m3/min

⑨

2109回風車場

Q2109軌道順槽車場≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min

⑩

2110回風車場

Q2110軌道順槽車場≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min

?

副井筒末端

Q副井筒末端≥60×0.25Sei＝60×0.25×13.22=199m3/min

?9+10#煤北軌道大巷末端

Q9+10#煤北軌道大巷末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.54≥174m3/min

?

9+10#煤南軌道大巷進風

Q9+10#煤南軌道大巷進風≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.18≥168m3/min

?

9+10#煤南膠帶大巷進風

Q9+10#煤南膠帶大巷進風≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.04≥166m3/min

?

9+10#煤避難硐室

Q9+10#煤南膠帶大巷進風≥60×0.25Sei≥60×0.25×10.92≥164m3/min

?9+10#煤北膠帶大巷末端

Q9+10#煤北膠帶大巷末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×10.37≥156m3/min

?21901回風車場

Q21901軌道順槽車場≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.6≥144m3/min

故：Q總其它＝Q1#軌道巷末端+Q監控標校室+Q避難硐室+Q回風斜井聯絡巷+Q主井筒末端+Q2109回風絞車處+Q1101車場進風+Q1#煤回風聯巷+Q2109軌道順槽車場+Q2110軌道順槽車場+Q副井筒末端+Q9+10#煤北軌道大巷末端+Q9+10#煤南軌道大巷進風+Q9+10#煤南膠帶大巷進風+Q9+10#煤避難硐室+Q9+10#煤北膠帶大巷末端+Q21901軌道順槽車場=2737m3/min

七、采區需風量

采區所需的總分量是采區內各用風地點需風量之和，并考慮適當的備用系數進行計算：

Qp=（∑Qpfi+∑Qpdi+∑Qpri+∑Qpei）×Kp

=(888+2019+1202+2737)×1.1

=7531

式中：

Qp-采區所需總風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

∑Qpfi-該采區內各采煤工作面和備用工作面所需風量之和，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

∑Qpdi-該采區內各掘進工作面所需風量之和，單位為立方米每分鐘（m3/min)；

∑Qpri-該采區內各硐室所需風量之和，單位為每立方米每分鐘（m3/min）；

∑Qpei-該采區內其他用風巷道風量之和，單位為立方米每分鐘（m3/min）；

Kp-包括采區的漏風和配風不均勻等因素的備用風量系數。應從實測中統計求得，一般可取1.1～1.2。

八、礦井總需風量計算

礦井所需總風量是礦井下各個用風地點所需風量之和，并考慮漏風和配風不均勻等的備用風量系統進行計算：

Qm=（∑Qmfi+∑Qmdi+∑Qmri+∑Qmei）×Km

=（888+2019+1202+2737）×1.15

=7873m3/min

式中：

Qm-礦井所需總風量，單位為立方米每分鐘（m3/min）。

根據計算全礦2個綜采工作面、1個準備工作面、4個掘進工作面、8個機電硐室、17個其它地點配風，共32個獨立用風地點的需風量，可得出全礦用風地點總需風量：

Q總

=（Q總采+Q總掘+Q總硐室+Q總其它）×k

=（888+2019+1202+2737）×1.15

=7873m3/min

式中：k--礦井內部漏風和調風不均勻等因素的備用風量系數。通常可取1.15-1.25.各采掘工作面、機電硐室及其他用風地點風量分配表

序號

配風地點

需風量m3/min

斷面（m2）

備注

2109綜采工作面

306

9.12

21901綜采工作面

347

9.6

2110準備工作面

235

9.12

2107膠帶順槽

493

9.12

2107軌道順槽

492

9.12

21902軌道順槽

529

9.6

21902膠帶順槽

505

11.616

一水平中央變電所

193

15.8

一水平中央水泵房

205

1#煤采區變電所

8.86

2#煤采區水泵房

118

15.17

9+10#煤采區變電所

164

10.92

二水平變電所

250

18.41

二水平水泵房

10.06

9+10#煤采區水泵房

9.87

避難硐室

240

監控標校室

126

8.36

1#煤軌道巷末端

140

9.29

回風斜井聯絡巷

138

9.15

主井筒末端

245

16.31

2109回風絞車處

137

9.12

1101車場進風

126

8.36

1#煤回風聯巷

140

9.29

2109回風車場

137

9.12

2110回風車場

137

9.12

副井筒末端

199

13.22

9+10#煤北軌道大巷末端

174

11.54

9+10#煤南軌道大巷進風

168

11.18

9+10#煤南膠帶大巷進風

166

11.04

9+10#煤避難硐室

164

10.92

9+10#煤北膠帶大巷末端

156

10.37

21901軌道順槽車場

144

9.6

總需風量

6846

總配風量：富余系數1.2

7873

通風科

2020年10月31日

第五篇：礦務集團有限公司礦井風量計算細則

某某礦務集團有限公司礦井風量計算細則(試行)

一、礦井供風原則

1、礦井供風總的原則是，既要能確保礦井安全生產的需要，又要符合經濟要求。

2、礦井所需風量的確定，必須符合安監總煤礦字〔～〕42 號“ 關于印發《煤礦通風能力核定辦法(試行)》的通知”及《煤礦安全規程》中有關條文的規定，即：

(1)氧氣含量的規定;

(2)沼氣、二氧化碳、氫氣等有害氣體安全濃度的規定;

(3)井巷風流速度的規定;

(4)空氣中懸浮粉塵允許濃度的規定;

(5)空氣溫度的規定；

(6)每人每分鐘供風量不少于4m3 的規定。

二、礦井需要總進風量計算

礦井需要總進風量按各采煤工作面、掘進工作面、硐室、備用工作面及其它巷道等用風地點實際需要風量分別進行計算。

q 礦=（∑q 采+∑q 掘全+∑q 硐+∑q 備＋∑q 其它）×k 礦通（m3/min）（1－1）式中：q 礦——礦井需要總進風量，m3/min；

∑q 采——礦井獨立通風采煤工作面需要風量之和，m3/min；

∑q 掘全——礦井獨立通風掘進工作面局部通風機安裝處全風壓需要風量之和，m3/min；

∑q 硐——礦井獨立通風硐室需要風量之和，m3/min；

∑q 備——礦井獨立通風備用工作面需要風量之和，m3/min；

∑q 其它——礦井除了采、掘、硐室和備用工作面以外的其它用風巷道需要風量之和，m3/min；

k 礦通——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和配風不均衡等因素，一般可取k 礦通=1.15～1.2,低瓦斯礦井(有高瓦斯地區的礦井除外)獨立供風采掘工作面數量少于12 個且最大通風流程小于10000m 時，取k 礦通=1.15，否則，取k 礦通=1.2。

1、采煤工作面需要風量計算

每個采煤工作面需要風量，應按瓦斯、二氧化碳絕對涌出量和爆破后有害氣體產生量以及工作面氣溫、風速和人數等規定分別進行計算，然后取q 采1～q 采5的最大值作為該采煤工作面需要風量。

(1)采煤工作面按氣象條件確定需要風量，其計算公式為：

q 采1=q 基本×k 采高×k 采面長×k 溫（m3/min）（2－1）

式中: q 采1——采煤工作面需要風量，m3/min；

q 基本——不同采煤方式工作面所需的基本風量，m3/min。

k 采高——采煤工作面采高調整系數（見表1）；

k 采面長——采煤工作面傾斜長度調整系數（見表2）；

k 溫——采煤工作面溫度與對應風速調整系數（見表3）。

q 基本=60×v 采1×s 采max×70%（m3/min）（2－2）

式中：v 采1——采煤工作面適宜風速，取v 采1≥1m/s；

s 采max——采煤工作面最大控頂距時凈斷面積，m2。

s 采max=采煤工作面最大控頂距×工作面實際采高－輸送機、支架(支柱)、梁子等所占的面積(m2)（2－3）

表1 k 采高——采煤工作面采高調整系數采高(m)<2.0 2.0～2.5 ≥2.5 及放頂煤工作面系數(k 采高)1.0 1.1 1.5表2 k 采面長——采煤工作面傾斜長度調整系數采煤工作面傾斜長度(m)＜150 150～200 ＞200

調整系數(k 長)1.0 1.0～1.3 1.3～1.5表3 k 溫——采煤工作面溫度與對應風速調整系數采煤工作面空氣溫度（℃）采煤工作面風速（m/s）配風調整系數k 溫

<18 0.3～0.8 0.90

18～20 0.8～1.0 1.00

20～23 1.0～1.5 1.00～1.10

23～26 1.5～1.8 1.10～1.2

526～28 1.8～2.5 1.25～1.428～30 2.5～3.0 1.4～1.6

(2)按照瓦斯絕對涌出量計算需要風量

根據《煤礦安全規程》規定，按采煤工作面回風流中瓦斯濃度不超過1％的要求計算：

q 采2=100×q 采ch4×k 采ch4（m3/min）（2－4）

式中：q 采2——采煤工作面實際需要風量，m3/min；

q 采ch4——采煤工作面回風巷風流中日平均瓦斯絕對涌出量（正常生產條件下，連續觀測1 個月，取月平均日瓦斯絕對涌出量），m3/min；k 采ch4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數。（正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大瓦斯絕對涌出量與月平均日瓦斯絕對涌出量的比值）。

100——采煤工作面回風流中瓦斯濃度不超過1%所換算的常數。按二氧化碳或其它有害氣體的絕對涌出量計算需要風量，根據《煤礦安全規程》規定，按采煤工作面回風流中不同有害氣體的允許濃度并參照按瓦斯絕對涌出量的計算方法執行。

布置有專用排放瓦斯巷（俗稱尾巷,且符合《煤礦安全規程》第一百三十七條的規定）的采煤工作面需要風量計算:

q 采2=q 采回+q 采尾（m3/min）（2－5）

q 采回=100×q 采ch4×k 采ch4（m3/min）（2－6）

q 采尾= qch4 尾×k 采ch4÷2.5%（m3/min）（2－7）

式中：qch4 尾——采煤工作面尾巷的風排瓦斯量，m3/min；

其他符號的含義同上。

(3)按采煤工作面溫度選擇適宜的風速計算需要風量:

q 采3 =60×v 采3×s 采平均（m3/min）（2－8）

式中：v 采3——采煤工作面風速，可按本細則第四項第2 小項有關要求選取（見表3），m/s；

s 采平均——采煤工作面最大和最小控頂距凈斷面積的平均值，m2。

(4)按采煤工作面同時作業人數和炸藥量計算需要風量：

每人供風量≮4m3/min：

q 采4>4n（m3/min）（2－9）

每千克炸藥供風量≮25m3/min：

q 采5>25a 藥（m3/min）（2－10）

式中：n——工作面最多人數；

a 藥——一次爆破炸藥最大用量，kg。

(5)按采煤工作面風速進行驗算：

15s 采平均

式中：s 采平均——采煤工作面最大和最小控頂凈斷面積的平均值，m2。

采煤工作面采空區頂板懸頂時，必須采取加大風量及控制風流防止向采空區擴散的措施，確保采煤工作面控頂區域內最低風速不得小于0.5 m/s，有害氣體濃度符合《煤礦安全規程》規定。

2、備用采煤工作面需要風量計算

備用工作面亦應滿足按瓦斯、二氧化碳、氣溫等規定計算的風量，且最少不得低于同一采煤方式相同的采煤工作面實際需要風量的50%。

q 備≥0.5×q 采（2－12）

3、掘進工作面局部通風機處的需要風量

（1）掘進工作面的需要風量

每個掘進工作面需要風量，應按瓦斯、二氧化碳絕對涌出量和爆破后有害氣體產生量以及工作面氣溫、風速和人數等規定分別進行計算，然后取q 掘1～q 掘4的最大值作為該掘進工作面需要風量。

①按照瓦斯絕對涌出量計算：

q 掘1＝

100×q 掘×k 掘（m3/min）（3－1）

式中:q 掘——單個掘進工作面需要風量，m3/min；

q 掘——掘進工作面回風流中瓦斯絕對涌出量（正常生產條件下，連續觀測1個月，取月平均日瓦斯絕對涌出量），m3/min；

k 掘——掘進工作面瓦斯涌出不均衡系數。（正常生產條件下，連續觀測1 個月，日最大瓦斯絕對涌出量與月平均日瓦斯絕對涌出量的比值）；100——掘進工作面回風流中瓦斯濃度不超過1%所換算的常數。按二氧化碳絕對涌出量計算需要風量時，可參照瓦斯絕對涌出量計算方法進行。

②按照風速、溫度計算掘進工作面需要風量

q 掘2＝60×v 掘×s 掘max×k 溫m3/min（3－2）

式中：v 掘——局部通風機供風巷道內最低允許風速，m/s；

巖巷v 掘≥0.15m/s，煤巷和半煤巖巷v 掘≥0.25m/s；

s 掘max——局部通風機供風巷道的最大凈斷面積(掘進工作面因出現斷層、高冒、地質構造造成巷道斷面積增大的除外)，m2；

k 溫——局部通風機供風巷道空氣溫度調整系數，可按本細則第四項第2 小項有關要求選取（見表4）；

表4 k 溫——掘進工作面空氣溫度調整系數

掘進工作面空氣溫度（℃）配風調整系數k 溫

18～20 1.00

20～23 1.00～1.10

23～26 1.10～1.2

526～28 1.25～1.428～30 1.4～1.6

③按掘進工作面同時作業人數和炸藥量計算需要風量:

每人供風量≮4m3/min：

q 掘3>4n（m3/min）（3－3）

每千克炸藥供風量≮25m3/min：

q 掘4>25a 藥（m3/min）（3－4）

式中：n——掘進工作面最多人數；

a 藥——一次爆破炸藥最大用量，kg。

④按風速進行驗算:

巖巷掘進最低風量，q 巖掘>9s 掘max（m3/min）

煤巷掘進最低風量，q 煤掘>15s 掘max（m3/min）

巖煤巷道最高風量，q 掘<240s 掘min（m3/min）

式中：s 掘max——局部通風機供風巷道的最大凈斷面積，m2；

s 掘min——局部通風機供風巷道的最小凈斷面積，m2。

（2）局部通風機選型

①局部通風機工作風量計算

q 扇= q 掘×p m3/min（3－5）

式中：q 扇——局部通風機工作風量，m3/min；如有實測百米漏風率p100，可按公式（3－6）計算，當無實測資料時，應按公式（3－5）計算。q 扇= q 掘/（1-l× p100/100）（3－6）

l——風筒長度，m；

p——局部通風機供風巷道風筒漏風系數，柔性風筒應按下式計算：

p=1/（1-nl 接），（3－7）

n——風筒接頭數；

l 接——一個接頭漏風率，反壓邊連接時，l 接=0.002。

②局部通風機工作風壓計算

根據掘進工作面設計長度、局部通風機需要工作風量、掘進工作面需要風量、風筒風阻，計算掘進工作面局部通風機工作風壓值：

hft =rpxq 扇xq 掘pa（3－8）

式中：rp——壓入式風筒的總風阻，n.s2/m8 ；風筒風阻是由摩擦風阻、局部風阻組成，其大小取決于風筒的直徑、接頭方式、風筒總長度、風壓、單節風筒長度、風筒的材質等，如有實測百米風阻值r100，可按公式（3－9）計算，當無實測資料時，應按公式（3－10）計算。

hft——壓入式局部通風機全風壓，pa；

rp＝r100×（l/100），（3－9）

rp＝6.5α×l/（d5）+（n×ζj0+∑ζbei＋ζin）×［ρ/（2s2）］（3－10）

α——風筒摩擦阻力系數（無實測資料時可參用表5），n.s2/m4；

l——風筒長度，m；

d——風筒直徑，m；

ρ——空氣密度，kg/m3；

s——風筒斷面積，m2；

n——風筒接頭個數；

ζj0——風筒接頭局部阻力系數（無實測資料時可參用表5）；

ζbei——風筒拐彎局部阻力系數（無實測資料時可參用表6）；

ζin——風筒入口局部阻力系數，當入口處完全修圓時，取ζin ＝0.1；

不加修圓的直角入口時，取ζin＝0.5～0.6。表5 膠質風筒α、ζj0 選用范圍參考表風筒直徑（mm）

摩擦阻力系數α

（n.s2/m4）接頭局部阻力系數ζj0 備注

300 0.00

53400 0.0049

0.15

500 0.0045

600 0.00

410.15～0.13

700 0.0038

800 0.003

21000 0.0029

0.13～0.09

接頭為插接、反邊接頭

表6 膠質風筒拐彎局部阻力系數參考表拐彎角度20° 40° 60° 80° 90° 100°ζbei 0.18 0.4 0.62 1.0 1.25 1.5

5③選擇合適局部通風機

根據工作風壓、風量和局部通風機的性能曲線，選擇合適的局部通風機。

④根據所選用局部通風機型號，確定局部通風機的工作風量。

局部通風機的工作風量范圍應以該局部通風機出廠說明書中提供的有效風量范圍為準，各礦必須保存好局部通風機出廠說明書，以此為礦井配風計算和局部通風機選型的憑證，無此資料時，可參考表7 選取。

表7 部分局部通風機選型表

型號功率（kw）級數建議q 扇（m3/min）風壓pa 備注

jbt-51 5.5 1 225-145 245-1177

jbt-52 11 2 225-145 490-2350

jbt-61 14 1 390-250 343-1569

jbt-62 28 2 390-250 686-3139

dsfa-5 2×5.5 2 230-150 350-2800

dsfa-5.6 2×15 2 395-230 450-4850

fbd5/2×5.5 2×5.5 2 200-140 500-2800

fbd5/2×7.5 2×7.5 2 240-180 700-3200

fbd5.6/2×11 2×11 2 350-240 800-3700

fbd6/2×15 2×15 2 400-300 1500-4400

fbd6/2×22 2×22 2 500-380 1600-5000

fbd6/2×30 2×30 2 600-430 XX-5800

fbd6/2×55 2×55 2 1100-800 3000-5800

（3）局部通風機安裝處巷道全風壓供風量的計算:

q 掘全=∑q 扇實+60×v 安×s 安（m3/min）（3－11）

式中：q 掘全——局部通風機安裝處巷道的全風壓供風量，m3/min；

∑q 扇實——安裝在同一地點并聯通風的各局部通風機實際工作風量之和，m3/min。可現場實測或參考表7 選取，供風長度小時取大值，反之取小值。

v 安——局部通風機吸入口至局部通風機供風井巷回風口之間的風速，m/s。安裝局部通風機的巷道中的風量，除了滿足局部通風機的吸風量而外，還應保證局部通風機吸入口至局部通風機供風井巷回風口之間的風速，以防止局部通風機吸入循環風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚。風速巖巷取≥0.15m/s、煤巷和半煤巷取≥0.25m/s；s 安——局部通風機吸入口至局部通風機供風巷道回風口之間的巷道斷面，m2。

4、井下硐室需要風量計

算

按礦井各個獨立通風硐室需要風量的總和確定：

∑q 硐=q 硐1+q 硐2+q 硐3+...+q 硐n（m3/min）（4－1）

式中：∑q 硐——所有獨立通風硐室需要風量總和，m3/min；

q 硐

1、q 硐

2、q 硐

3、?、q 硐n——不同獨立通風硐室需要風量，按硐室配風原則計算，并與徐礦集團實際配風情況相比，取其最大值，m3/min。

（1）井下不同硐室配風原則：

井下爆炸材料庫配風必須保證每小時4 次換氣量：

q 庫=4v/60=0.07v（m3/min）（4－2）

式中：q 庫——井下爆炸材料庫需要風量，m3/min；

v——井下爆炸材料庫的體積（包括聯絡巷在內的爆炸材料庫的空間總體積），m3。

井下充電室，應按其回風流中氫氣濃度小于0.5%計算風量。

機電硐室需要風量應根據不同硐室內設備的降溫要求進行配風。

選取硐室風量，須保證機電硐室溫度不超過30℃，其它硐室溫度不超過26℃。

（2）根據經驗和集團公司實際配風情況，井下硐室供風量應為：

①排水泵房

主排水泵房：q≮150 m3/min；

采區排水泵房：q≮80 m3/min。

②空氣壓縮機房

裝機總容量＞80m3 的：q≮150 m3/min；

裝機總容量在60～80m3 的：q≮120 m3/min；

裝機總容量40～60m3 的：q≮100 m3/min；

裝機總容量≤40 m3 的：q≮80 m3/min。

③充電硐室

充電硐室配風量q＝100～150 m3/min。

④絞車房

直徑2.0m 及以上絞車房的：q≮80 m3/min；

直徑1.6m 以上絞車房的：q≮60 m3/min；

直徑1.2m 以上絞車房的：q≮50 m3/min；

直徑1.2m 以下絞車房的：q≮30 m3/min；

⑤變電所

中央變電所：q≮70 m3/min；

采區變電所：q≮50 m3/min；

⑥其它機電硐室q≮30 m3/min。

⑦爆破材料庫

大型爆破材料庫：q≮120 m3/min；

中型爆破材料庫：q≮100 m3/min；

小型爆破材料庫：q≮80 m3/min；

爆破材料發放站：q≮60 m3/min。

5、其它巷道需要風量計算

按礦井各個其它巷道需要風量的總和確定：

∑q 其它=q 其1+q 其2+q 其3+...+q 其n（m3/min）（5－1）

式中：q 其

1、q 其

2、q 其

3、...、q 其n——各其它巷道需要風量，m3/min。

按瓦斯涌出量計算：

q 其i=100×qch4×k 其通（m3/min）（5－2）

式中：q 其i——第i 個其它巷道需要風量，m3/min；

qch4——第i 個其它巷道最大瓦斯絕對涌出量，m3/min；

k 其通——其它巷道瓦斯涌出不均衡系數，取k 其通＝1.2～1.3；

100——其它巷道中風流瓦斯濃度不超過1%所換算的常數。

按其風速驗算:

q 其它i>9×s 其i（m3/min）（5－3）

架線機車巷中的風速驗算:

q 其它架線機車＞60×s 其i（5－4）式中： s其i——第i 個其它巷道斷面，m2。

三、礦井有關通風參數的計算方法

1、礦井有效風量是指風流通過井下各用風地點實測風量之和（包括獨立通風采煤

工作面、掘進工作面、備用工作面、硐室及其它用風巷道）。

礦井有效風量計算：

q 有效=∑q 采i+∑q 掘全i+∑q 硐i+∑q 備i＋∑q 其它i（m3/min）（6－1）

式中：q 有效——礦井有效風量，m3/min；

∑q 采i——礦井獨立通風采煤工作面實測風量之和，m3/min；

∑q 掘全i——礦井獨立通風掘進工作面局部通風機安裝處全風壓實測風量之和，m3/min；

∑q 硐i——礦井獨立通風硐室實測風量之和，m3/min；

∑q 備i——礦井獨立通風備用工作面實測風量之和，m3/min；

∑q 其它i——礦井其它獨立用風巷道實測風量之和，m3/min。

2、礦井有效風量率（e）是礦井有效風量與各臺主要通風機工作風量總和之比。

礦井有效風量率計算：

e＝q 有效÷∑q 主通i×100（6－2）

式中：e——礦井有效風量率，%；

q 有效——礦井有效風量，m3/min；

∑q 主通i——各臺主要通風機工作風量總和，m3/min。

3、礦井外部漏風量是指直接由主要通風機裝置及其風井附近地表漏失的風量之和。

礦井外部漏風量計算：

∑q 外漏＝∑q 主通i－∑q 井i（m3/min）（6－3）

式中：∑q 外漏——礦井外部漏風量之和，m3/min；

∑q 主通i——各臺主要通風機工作風量總和，m3/min;

∑q 井i——各回風井的實測風量之和，m3/min。

4、礦井外部漏風率是指礦井外部漏風量與各臺主要通風機工作風量總和之比。

礦井外部漏風率計算：

l＝∑q 外漏÷∑q 主通i×100（6－4）

式中：l——礦井外部漏風率，%。

∑q 外漏——礦井外部漏風量之和，m3/min；

∑q 主通i——各臺主要通風機工作風量總和，m3/min。

5、礦井內部漏風量是指礦井實際總進風量與礦井有效風量之差。

礦井內部漏風量計算：

q 內漏＝q 實進－q 有效（m3/min）（6－5）

式中：q 內漏——礦井內部漏風量，m3/min；

q 實進——礦井實際總進風量，m3/min；

q 有效——礦井有效風量，m3/min。

6、礦井主要通風機工作風量（排風量），應等于礦井的實際總回風量、外部漏風量之和。

7、礦井總進風量比（g）是反映礦井通風能力大小的指標，該值合理范圍應在100%＜g＜110%。該值大于110%時，則反映主要通風機能力充裕，礦井實際進風量過大，經濟不合理，主要通風機工況點應予下調；該值g≤100%時，則反映主要通風機目前工況點滿足不了礦井安全生產，工況點應予上調。

礦井總進風量比計算：

g＝q 實進÷q 礦×100（6－6）

式中：g——礦井總進風量比，%；

q 實進——礦井實際總進風量，m3/min；

q 礦——礦井需要總進風量，m3/min。

8、礦井等積孔（a）是用以表示礦井通風難易程度的指標。

①單風井礦井等積孔計算：

h

q a 主通19.1 =（6－7）

式中：a——礦井等積孔，m2；

q 主通——主要通風機工作風量，m3/s；

h——主要通風機的靜壓，pa。

②多風井礦井等積孔計算：

∑ ∑

∑ =

主通

主通

q / h q

q.1i i

a（6－8）

式中：a——礦井等積孔，m2；

∑q 主通——各臺主要通風機工作風量總和，m3/s；

∑qihi——各臺主要通風機工作風量和對應的主要通風機靜壓乘積之和，pa.m3/s。∑qihi= q1h1＋q2h2＋?＋qnhn9、礦井內部漏風系數是指礦井實際總進風量與礦井總有效風量之比

。礦井內部漏風系數計算：

k＝q 實進÷q 有效（6－9）

式中：k——礦井內部漏風系數；

q 實進——礦井實際總進風量，m3/min；

q 有效——礦井有效風量，m3/min。

10、計算礦井有效風量、有效風量率、漏風量、漏風率、漏風系數及主要通風機工作風量時，風量均應換算成標準狀態下的風量，可按下式計算：

q 標＝q 測×ρ測÷1.2（6－10）

式中：q 標——標準狀態下的風量，m3/min；

q 測——測定地點的實際風量，m3/min；

ρ測——測定地點的空氣密度，kg/m3；

1.2——標準狀態下礦井空氣密度，kg/m3。

四、礦井通風能力核算方法

礦井通風能力是指礦井主要通風機在實際工況點時對應的礦井實際總進風量可供生產煤炭量的能力。

礦井有兩個及以上通風系統時，應按照每一個通風系統分別進行通風能力核定，礦井通風能力為每一通風系統通風能力之和。

1、礦井通風能力核定采用總體核算法或由里向外核算法計算。

方法一（總體核算法，產量在30 萬噸/年以下的礦井可使用本法）