矿井风量计算办法

×××××公司矿井风量计算办法
根据《煤矿安全规程》第103条规定，结合公司各矿井瓦斯涌出的具体情况，特制定《××××公司矿井风量计算办法》，本办法同时规定了风量计算中风量备用系数和矿井通风、瓦斯抽放的主要统计计算方法。

一、生产矿井总进风量，按下列要求分别计算，并取其中量大值。

(一) 按井下同时工作的最多人数计算矿井总进风量
Q=4NK m3/min
式中：N——井下同时工作的最多人数；
４——以人为计算单位的矿井供风标准，m3/min·人；
K——矿井通风系数，包括风量备用、瓦斯涌出不均衡、备用工作面、内部漏风等因素，按表一选取。

附表一：
矿井瓦斯等级中央并列式通风系统其它通风系统低瓦斯 1.25 1.20
高瓦斯 1.35 1.30
突 出 1.45 1.35上式计算的矿井总进风，对于独立回风的掘进与硐室风量大的矿井，以及机械化程度高的矿井，可能偏小，需要适当调整。

（二）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算矿井总进风量
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K， m3/min；
式中：∑Q采——采煤实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q掘——掘进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它——其它独立供风地点和巷道实际需要风量总和，
m3/min；
K—矿井通风系数，同前。

二、采煤工作面实际需要风量，应按各个独立供风的采面和备用采面实际需要风量的总和计算。

每个采面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量，以及采面的气温、风速和人数等要求分别进行计算，最后选取其中最大值。

１．按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
100q绝Ｋ采
Ｃ－Ｃ０
Q采= ， ， m3/min；
式中：q绝——采面瓦斯或二氧化碳绝对涌出量，m3/min；
C——采面回风流中允许的最高瓦斯或二氧化碳浓度，％；
C0——采面进风流中的瓦斯或二氧化碳浓度，％；
K采——瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.4～1.5，瓦斯涌出
变化大的取1.5～1.7，也可以根据实测数据求得。

２、按采面温度计算
回采面应有良好的劳动气候条件，其温度和风速应符合表二要求：表二：回采面空气温度与风速对应表
采面空气温度（℃）V采（m/s）
＜150.3～0.5
15～180.5～0.8
18～200.8～1.0
20～23 1.0～1.5
23～26 1.5～1.8
长壁式回采工作面实际需要风量按下式计算：
Q采=60V采S , m3/min
式中：V采—采面与温度相对的合适风速，m/s；
S—采面平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2。

其它采面的实际需要风量，可按良好的气候条件确定。

３．按炸药量计算
Q采=25A ， m3/min
式中：25——每公斤炸药爆破后需要供给的风量，m3/min·kg；
A——采面每一次爆破的炸药用量，kg。

ｑ绝
（m3/min）
Q采
（m3/min）＜11～1.5 1.5～33～5＞5
４、按人数计算
Q采=4N m3/min
式中：N——采面同时工作的最多人数。

５、按风速进行验算
按最低风速验算，每个采面的最低风量为
Q采≥15S大 m3/min
按最高风速验算，每个采面的最高风量为
Q采≤240S小 ，m3/min
式中S大和S小——分别为最大和最小采面控顶断面积，m2。

６、备用采面需要风量计算
Q备= Q采 ， m3/min
１
—
２
备用采面的风量还必须保证其回风流瓦斯和二氧化碳浓度不超过规定。

回采工作面串联通风时，按其中一个实际需要风量最大的采面计取。

独立通风的采面实际需要风量亦可参照三表查取。

800 Q采80～150150～300350～500500～800
（抽放后）Q备50～8080～150150～300300～500
三、掘进工作面实际需要风量，应按各个独立通风掘进工作面实际需要的全风压供风量的总和计算。

每个独立通风的掘进工作面实际需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数规定要求分别进行计算，并取其中最大值。

１、按瓦斯、二氧化碳涌出量计算
100q绝Ｋ掘
Ｃ－Ｃ０
Q掘= ， ， m3/min；
式中：q绝——掘进工作面瓦斯或二氧化碳绝对涌出量，m3/min；
C——掘进工作面回风流中允许的最高瓦斯或二氧化碳浓度；
C0——掘进工作面进风流中的瓦斯或二氧化碳浓度；
K掘——瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.5，瓦斯涌出变化大的取1.6～1.8，也可根据实测数据求得。

２、按炸药量计算
Q掘=25A， m3/min
式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，kg。

３、按局部通风机的实际吸风量计算
局部通风机功率
（kW）
送风距离（m）选用风筒直径（mm）全风压供风量（m 3/min）2200350110～120
5.5300～500450～500180～200
Q 掘= ， m 3/min
Ｑ吸
——
Ｋ吸
式中：Q 吸——局部通风机实际吸入风量，m 3/min；
K 吸——供风系数，按局部通风机实际吸风量不大于该地点
全风压供风量的70%选取，即K 吸≤0.70，以保证吸入口至掘进工作面回风道之间的最低风速符合规定。

４、按人数计算
Q 掘=4Ｎ， m 3/min
式中：Ｎ——掘进工作面同时工作的最多人数，人。

５、按风速进行验算
按最低风速验算，每个岩巷掘进工作面的最小风量为：Q 岩掘≥９S，
m 3/min
每个煤或半煤岩巷掘进工作面的最小风量为：
Q 煤巷≥15S， m 3/min
按最高风速验算，每个掘进工作面的最大风量为：
Q 掘≤240S， m 3/min
式中：S——掘进巷道的断面积，m 2。

掘进工作面风量（风筒出口风量）最低不得小于40m 3/min。

６、每个备用掘进工作面的实际需要风量计算与掘进工作面实际需要风量计算相同。

压入式通风的局部通风机全风压供风量也可参考下表直接选取：
11500～1000450～500180～225 2×7.5500～1000500～600180～250
2×15500～1000500～600300～500
2×30＞1000600～800300～600掘进工作面串联通风时，按其中最大的一个掘进工作面实际需要的风量计算。

７、使用混合式局部通风时，掘进工作面实际需要风量的计算与上述要求相同，但其抽出式风筒的吸风量应大于压入式风机送至掘进工作面的风筒出口风量，用下式计算：
Q抽吸=Q压+60V低速S， m3/min
式中：
Q压——压入式局部通风机送至工作面的风筒出口风量，m3/min；
S——掘进巷道的净断面积，m2。

V低速——规程规定的最低风速，m/s。

四、硐室实际需要风量，应按各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算。

每个独立通风硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。

１．井下机电设备发热量大的水泵房、空气压缩机房等硐室，实际需要风量可按机电设备运转的发热量计算：
860Wi(1-η)θ
1.2×0.24×60×△t
Q机硐= , m3/min
式中：w i——机电硐室中同时运转的电机总功率，kW；
860——热功当量 大卡/kW·h；
n——电机冷却效率，普通电机η=0，水冷电机η=0.8或按实测数据；
1.2——空气容量，kg/m3。

0.24——空气定压比热，大卡/kg·度；
△t——机电硐室进、回风流的气温差，℃；
θ——机电硐室的发热系数，θ=1－ζ电
式中，ζ电为电机效率，θ可根据表五选取：
机电硐室名称机电硐室发热系数
大泵房（大型）0.02～0.04
空压机房0.2～0.23
２、井下独立通风绞车房或其它机电硐室实际需要风量按下式计算：
Q绞硐=0.46∑N m3/min
式中：∑N——硐室同时运转的电机功率之和，kW；
３、井下独立通风爆破材料库实际需要风量按每小时有总容积四倍的风量计算：
4v---
60
Q爆硐= m3/min
式中：V ——包括联络巷道在内的爆破材料库的空间总容积，m3。

４、井下独立回风的采区变电所实际需要风量，按经验供风量为40～60m3/min。

５、井下独立通风的充电硐室实际需要风量，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不小于100m3/min。

６、处在进风新鲜风流中，无独立回风的硐室，其风量由自然分配，但要求硐室的温度、瓦斯、风速不超限。

五、其它井巷实际需要风量，应按各个独立通风的井巷用风量的总和计算。

每个其它井巷实际需要风量，应根据瓦斯或二氧化碳涌出量和风速分别进行计算，并取其中最大值。

１、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算：
Q它= m3/min
100q绝Ｋ它
Ｃ－Ｃ０
式中：q绝——其它井巷瓦斯或二氧化碳绝对涌出量，m3/min；
C——其它井巷回风流中允许的最高瓦斯或二氧化碳浓度；
C0——其它井巷进风中的瓦斯或二氧化碳浓度；
K它——瓦斯涌出不均衡系数，一般取1·3。

２、按风速验算：同前（略）。

本风量计算方法，在实际应用中，其风量值允许上下波动范围不大
于10%，应避免备用风量过大或过小。

六、生产矿井需要风量按整体计算的方法计算时，根据下列公式进行计算：
Q总＝T×A×∑K
式中：
Q总一生产矿井需要总风量，m3／min；
A一矿井平均日产一吨煤的配风量，　m3／min／t，低瓦斯矿井取1—1.25；高瓦斯矿井根据下列公式计算，但不得低于1.5：
A＝0.0926 q相
式中：
0.0926为总回风瓦斯浓度按不超0.75%且核算为单位分钟的常数系
数；
q相——矿井相对瓦斯涌出量，取上年度逐月矿井瓦斯相对涌出量的平均值(不计抽放)；
T——矿井年平均日产量，t／d；
T= 年度原煤生产计划÷年工作天数；
∑K——矿井风量备用系数。

∑K＝K产·K瓦·K备·K漏·K基
式中：
K产——矿井产量不均衡系数，低瓦斯矿井选用；高瓦斯矿井K＝1；
K瓦——矿井瓦斯涌出不均衡系数；高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井选用，低瓦斯矿井K瓦＝1，
K备——备用工作面用风系数；
K滑——矿井内部漏风系数；
K基——基建工作面用风系数。

生产矿井需要风量若采用按整体计算的矿井风量或矿井实际入风量
超过计算的需要风量时，各通风系统、采区、采掘工作面、备用工作面和硐室的风量分配，以分别计算的风量为基础，对各个所需风量的工作面按比例进行分配。

七、生产矿井的通风能力按以下规定进行计算：
1、生产矿井日通风能力根据下列公式进行计算：
T= Q÷（A×∑K）
式中：
T一生产矿井的日通风能力，t／d；
Q一生产矿井入风量，多井口入风的矿井，取各入风井风量总和，m3／min；
A一平均日产一吨煤的配风量，m3／min／t；
∑K一矿井风量备用系数。

2、生产矿井月、季通风能力按下列公式计算：
T=Q÷(A×∑K)×实际生产天数
T一生产矿井月、季通风能力，t／月(季)；
Q、A、K符号意义同前式。

3、生产矿井年通风能力按下列公式进行计算：
T=Q÷（A×∑K）×350
式中：
T一生产矿井年通风能力，t／y；
A、Q、ZK符号意义同前式；
350一年工作日数，按350d计算。

4、正常生产的矿井在作月、季、年度通风计划时，都要计算矿井通风能力。

矿井新入风井、回风井投入使用和新主扇投运以及采掘安排发生变化影响矿井风量时，要随时计算矿井通风能力。

5、计算月、季度矿井通风能力时，入风量、漏风系数采用上月月报中的数据。

计算年度通风能力时，采用12月份月报上的数据，其它数根据实际情况按照规定选取。

八、风量备用系数，根据现场实际资料统计计算选取，其统计计算方法规定如下：
1、矿井产量不均衡系数(K产)
矿井产量不均衡系数是指矿井生产由于各种因素引起产量的波动，继而引起矿井瓦斯涌出量等因素的变化，而影响供风量的变化，在实际统计中应取：
K产=月平均最高日产量÷年平均日产量
2、瓦斯不均衡系数(K瓦)
瓦斯不均衡系数是指在正常生产条件下(在没有特殊瓦斯涌出现象，矿井开采水平没有变化，产量和生产规模较均衡时)矿井瓦斯涌出量月平均最大值和矿井瓦斯涌出量年平均值之比。

K瓦=矿井瓦斯涌出量月平均最大值÷矿井瓦斯涌出量的年平均值。

采煤工作面的瓦斯不均衡系数(K瓦)用同样方法计算。

3、漏风系数(K漏)
矿井在正常生产条件下，其风量允许有一定的漏损，因此要考虑其备用量，按矿井有效风量率的倒数计算。

K漏=矿井总风量年平均值÷矿井有效风量年平均值
4、备用工作面风量系数(K备)
备用工作面风量系数，按实际备用工面供风量进行统计：
K备=矿井有效风量÷（矿井有效风量－备用面有效风量）
5、基建用风系数(K基)
有些矿井在生产期间，有新水平延伸或改扩建工程，或矿井有间断的基建工程，矿井风量计算应该考虑基建用风量。

基建用风系数按实际基建独立用风统计。

K基=矿井有效风量÷（矿井有效风量－基建有效风量）
新投产矿井无实际统计资料时，∑K的取值范围为：
高突矿井∑K=1.5—2.0
低瓦斯矿井∑K＝1.15—1.5(井型大取小值，井型小取大值。

)
九、矿井通风、瓦斯抽放几个主要技术指标的计算方法
1、矿井有效风量率(P)，
矿井有效风量率是反映矿井通风系统中通风设施控制风流情况、通风设施漏风量大小的指标，其计算公式如下：
P=（井下各地点有效风量之和÷矿井总入风量）×100％
井下各地点有效风量选用井下各地点的进风量。

2、矿井总进风量比(G)
矿井总进风量比是反映矿井通风能力大小的指标，比值过高时反映通风机能力充裕，有风量浪费，过低时则满足不了需要，其计算公式如下：
G=实际总入风量÷需要总入风量×100%
该值应大于等于1，小于等于1.1。

3、矿井等积孔(S)
矿井等积孔是用以表示矿井通风难易程度的重要指标，其计算方法是：
1）、一台主要通风机的矿井，等积孔计式为：
S=1.19Q/H1/2
式中：
S一矿井等积孔，m2
Q一矿井总回风道内的排风量，m3／s；
H一扇风机的静压，Pa
2）、多台通风机的矿井，总等积孔计算公式为：
S总=1.19∑Q/∑QH1/2
式中：
S总一矿井的总等积孔，m2
∑Q一各回风井风量的总和，m3／s
∑Q：Q l+Q2+……+Q n
∑QH一各回风井回风量和对应的通风机负压乘积的总和。

∑QH=Q1H1+Q2H2+．．．+Q n H n
4、主要通风机风量计算方法：
采用压差法来计算风速，然后根据主要通风机的断面积计算出主要通风机的风量
V=（2h动/ρ）1/2
式中：
V一主要通风机风硐风速，m／s
h动一抽出式通风机为h静-h全之差，Pa
ρ一空气密度，Kg/m3
5、矿井瓦斯抽出率和采煤工作面瓦斯抽出率：矿井瓦斯抽出率和采煤工作面瓦斯抽出率是衡量矿井和采煤工作面瓦斯抽放效果的主要指标，其计算公式分别是：
V矿井=Q矿抽÷（Q矿抽+Q矿风排）×100％
V采=（Q采抽÷Q采）×100％
式中：
V矿井V采一分别为矿井和采煤工作面瓦斯抽出率，％；
Q矿抽、Q采抽一分别为矿井和采煤工作面瓦斯抽放量，m3／min； Q矿风排一矿井风排瓦斯量，m3／min；
Q采一采煤工作面瓦斯总量(风排量与抽放量之和)，m3／min。

邻近层抽瓦斯抽出率C=（Q采抽÷Q采邻）×100%
Q采邻一采煤工作面邻近层瓦斯总量(抽放量与尾巷风排量之和)
十、判断采煤工作面瓦斯来源的统计计算方法做如下规定：采煤工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量可认为是开采本煤层的瓦斯涌出量，老顶冒落后的平均瓦斯涌出增量(包括：回风、尾巷、抽放)可认为是邻近层的瓦斯涌出量。

十一、关于经济风速的确定
经济风速= m/s
经济风量
经济断面积
经济断面积按井巷的掘进支护费、维修费、通风电费的总和的最小值确定：
１、每米井巷的掘进支护费计算式：
C掘支=GS 元/米
式中：C掘支——每米井巷的掘进支护费，元/米；
G ——每立方米井巷的掘进支护费，元/米3，由定额或实际资料确定；
S——井巷断面积，米2。

２、在井巷服务年限内，每米井巷的维修费计算式：
C维修=rt 元/米
式中：r——每米井巷每年的维修费，元/米·年，由定额或实际资料确定；
t——井巷服务年限，年。

３、在井巷服务年限内，每米井巷的通风电费计算式：
HQ
ζ
C通风= ×24×365×t×e 元/米式中：h——每米井巷的摩擦阻力:
h= Pa
αU Q2
S3
α—— 井巷摩擦阻力系数，可参考本单位同类巷道数据或实测；
U —— 巷道周长，m；
Q ——井巷通过的风量，m3/s；
ζ——总效率，即主要通风机、电动机、变压器、供电线路、传动等效率的乘积，一般取0·5～0·6；
t——井巷服务年限，年；
e——每年电的单价，元/千瓦·小时。

用以上三个计算式，分别计算出每米井巷不同净断面的三种费用，并用净断面积作横座标，以每米费用作纵座标，作出三条费用线C掘支、C维修、C通风，再用迭加法得出总费用线C，即可求出经济断面积。

求出经济断面积后，应以风速校正，风速不得选用《煤矿安全规程》所列的最高风速，应考虑风速余量，其风速余量应根据矿压观察资料和现场实际情况确定。

此外，还应考虑断面积的合理与掘进支护的施工技术可能性；是否符合安全与运输要求；采、掘作业地点还要考虑最优排尘风速（1.2～2.0m/s）等，必要时予以调整，特别是在产尘量高，矿尘比重大，通风条件比较困难的作业地点，可适当增大排尘风速。