矿井通风能力核定的计算方法
(新标准)矿 井 通 风 能 力 核 定
矿井通风能力核定一、矿井通风概况矿井通风方式为中央边界式,通风方法为抽出式,新、老副井两个井筒进风,老副井净直径4.5米,新副井净直径6.0米;上、下组煤两座风井回风,上组煤风井直径3米,垂深87.54米,下组煤风井直径4米,垂深83米。
矿井通风系统合理,矿井采用两个进风井(老、新副井)进风,两个回风井(上、下组煤风井)回风;老副井主要服务于上组煤-120m水平的六采区、-400m水平的八采区,新副井主要服务于下组煤-280m水平的西三、西四、东三采区及-480m水平延深的西五采区,上、下组煤分别有独立的回风系统,故矿井上、下组煤通风系统相对独立;矿井各采区内无不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风,各用风地点无角联通风线路,进回风线路干、支清晰,通风网络合理、稳定。
2009年8月矿井总进风量7983m3/min,总排风量8376m3/min,计算需要风量7573m3/min,矿井有效风量7335m3/min,有效风量率87.6%;其中:上组煤总进风2440m3/min,总排风量2558m3/min,有效风量2233m3/min,计算需要风量2342m3/min;下组煤总进风量5543m3/min,总排风量5818m3/min,有效风量5102m3/min,计算需要风量5231m3/min。
矿井分三个水平开采,第一水平为-120m水平(现生产水平),第二水平为-280m水平(现生产水平);为提高矿井提升及抗灾能力,矿井于1997年进行了技术改造,矿内施工一座新副井(立井),井底标高为-280m,第三水平为-480m水平,即矿井下组煤主要延深水平,现正在开拓施工。
矿井及生产采区实现了分区通风,无风量不足的生产作业地点,2009年8月全矿井共有生产采区6个,其中:上组煤2个生产采区(1个生产,1个准备),布置有1个采煤工作面,4个掘进工作面,5个机电硐室, 1个井下爆炸材料库,1个其它工作地点;下组煤6个采区(3个生产,2个准备,1个开拓),布置有2个采煤工作面,1个备用工作面,8个掘进工作面,5个机电硐室,1个井下爆炸材料库,3个其它工作地点。
MT-T 634-2019版煤矿矿井通风计算方法
MMT/T 634—2019煤矿矿井风量计算方法2018年-12-29发布 2019年-7-1实施煤矿矿井风量计算方法1 围本标准规定了煤矿矿井风量计算的术语和定义、总则、矿井需风量计算方法、矿井有效风量的计算方法和计算结果表述。
本标准适用于煤矿的新井设计、生产矿井的改扩建和采区的风量计算。
2 规性引用文件下列文件对于本文件的应用题必不可少的。
凡是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件,凡是不注日期的引用文件,其最新版本《包括所有的修改单》适用于本文件。
《煤矿安全规程)3 术语和定义本标准采用下列术语和定义3.1需风量 required air quantity矿井生产过程中,为供人员呼吸、稀释和排出有害气体、浮尘,以创造良好气候条件所需要的风量。
3.2矿井有效风量 effective air quantity送到采掘工作面、硐室和其他用风地点的风量之总和。
3.3矿井有效风量率ventilation efficiency;volumetric efficiency;effective rate of air quantity矿井有效风量占矿井总进风量的百分数。
3.4矿井外部漏风量 surface leakage air quantity主要通风机装置及其风井附近地表漏风的风量总和。
3.5矿井外部漏风率 surface leakage rate矿井外部漏风量占通风机风量的百分数。
4 总则4.1 风量计算依据4.1.1供给煤矿井下任何用风地点的新鲜风量,应依照 4.1.2、4.1.3进行计算,并取其最大值,作为该用风地点的供风量。
4.1.2 按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3。
4.1.3 按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度,风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求,分别计算,取其最大值。
4.2 风量计算原则无论矿井或采区的供风量,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而求出该地区的风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,作为该地区的供风量。
关于印发《煤矿通风能力核定办法(试行)》的通知
关于印发《煤矿通风能力核定办法(试行)》的通知关于印发《煤矿通风能力核定办法(试行)》的通知各产煤省、自治区、直辖市发展改革委、经贸委(经委)、煤炭局,新疆生产建设兵团发展改革委,各省级煤矿安全监察机构,有关中央煤矿企业:为认真贯彻落实国务院第81次常务会议提出的“以风定产”等煤矿瓦斯治理措施,按照《国家发展改革委关于印发〈煤矿生产能力核定的若干规定〉的通知》(发改运行〔2004〕2544号)精神,进一步规范和加强煤矿通风能力核定工作,防止超通风能力生产,有效遏制瓦斯事故的发生,国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会共同研究制定了《煤矿通风能力核定办法(试行)》,现印发给你们,请遵照执行。
并就有关事项通知如下:一、煤矿企业必须按照《煤矿通风能力核定办法(试行)》每年进行一次矿井通风能力核定工作,并根据核定的矿井通风能力科学合理地组织生产,严禁超通风能力生产。
各级煤炭行业管理部门和安全生产监督管理部门,要加强对煤矿企业按照核定的矿井通风能力组织生产情况的监督管理。
煤矿安全监察机构要加大对煤矿企业按核定的矿井通风能力组织生产的监察执法力度。
二、矿井通风能力核定以具有独立通风系统的合法生产矿井为单位。
三、矿井通风能力核定的程序、组织与核准,按国家发展和改革委员会印发的《煤矿生产能力核定的若干规定》(发改运行〔2004〕2544号)(以下简称《若干规定》)执行。
煤炭生产许可证颁发管理机关审查核准矿井通风能力后,要将结果抄送煤矿安全监察机构备案。
四、发生下列情形之一、造成矿井通风能力发生变化的,必须重新核定矿井通风能力,并在30日内核定完成:(一)通风系统发生变化;(二)生产工艺发生变化;(三)矿井瓦斯等级发生变化或瓦斯赋存条件发生重大变化;(四)实施改建、扩建、技术改造并经“三同时”验收合格;(五)其他影响到矿井通风能力的重大变化。
五、国家煤矿安全监察机构、国家发展和改革委员会及各级煤炭行业管理部门,负责监督监察、组织指导全国煤矿的通风能力核定工作。
【名师精品】2019最新矿井风量计算方法.doc
丁家渠煤矿矿井风量计算方法编制: 审核: 总工程师:二O 一七年一月 矿井风量计算方法按照《煤矿安全规程》规定:“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法,至少每5年修订1次”,要求,根据《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-20XX )、《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056-20XX ),结合本矿开采的实际情况,制定本办法。
一、全矿井需要风量的计算全矿井总进风量按以下两种方式分别计算,并且必须取其最大值: 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量:矿矿k N Q ⨯⨯=4式中:Q 矿——矿井总进风量,m 3/min ; 4——每人每分钟供给风量,m 3/min ·人; N ——井下同时工作的最多人数,人;K 矿——矿井通风需风系数(抽出式取k 矿=1.15~1.20)。
2、按各个用风地点总和计算矿井风量:按采煤、掘进、硐室、备用工作面及其他巷道等用风地点需风量的总和计算:()矿其他备硐掘采矿k Q Q Q Q Q Q ⨯++++=∑∑∑∑∑式中:∑Q 采——采煤工作面实际需要风量,m 3/min ; ∑Q 掘——掘进工作面实际需要风量,m 3/min ; ∑Q 硐——硐室实际需要风量,m 3/min ; ∑Q 备——备用工作面实际需要风量,m 3/min∑Q 其他——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量,m 3/min 。
k 矿——矿井通风需风系数(抽出式k 矿取1.15~1.20)。
二、采煤工作面需要风量每个采煤工作面实际需要风量,按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
1、按气象条件计算:采长采高采采采k k S v Q ⨯⨯⨯⨯⨯=%7060式中:Q 采——采煤工作面需要风量,m 3/min ;v 采——采煤工作面的风速,m/s ,按采煤工作面进风流的最高温度从表1中选取; S 采——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m 2; k 采高——采煤工作面采高调整系数,具体按表1取值; k 采长——采煤工作面长度调整系数,具体按表2取值; 70%有效通风断面系数; 60单位换算产生的系数。
矿井风量计算公式
矿井风量计算公式某某矿务集团有限公司矿井风量计算细则(试行)一、矿井供风原则1、矿井供风总的原则是,既要能确保矿井安全生产的需要,又要符合经济要求。
2、矿井所需风量的确定,必须符合安监总煤矿字〔~〕42号“关于印发《煤矿通风能力核定办法(试行)》的通知”及《煤矿安全规程》中有关条文的规定,即:(1)氧气含量的规定;(2)沼气、二氧化碳、氢气等有害气体安全浓度的规定;(3)井巷风流速度的规定;(4)空气中悬浮粉尘允许浓度的规定;(5)空气温度的规定;(6)每人每分钟供风量不少于4m3的规定。
二、矿井需要总进风量计算矿井需要总进风量按各采煤工作面、掘进工作面、硐室、备用工作面及其它巷道等用风地点实际需要风量分别进行计算。
q矿=(∑q采+∑q掘全+∑q硐+∑q备+∑q其它)某k矿通(m3/min)(1-1)式中:q矿——矿井需要总进风量,m3/min;∑q采——矿井独立通风采煤工作面需要风量之和,m3/min;∑q掘全——矿井独立通风掘进工作面局部通风机安装处全风压需要风量之和,m3/min;∑q硐——矿井独立通风硐室需要风量之和,m3/min;∑q备——矿井独立通风备用工作面需要风量之和,m3/min;∑q其它——矿井除了采、掘、硐室和备用工作面以外的其它用风巷道需要风量之和,m3/min;k矿通——矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风不均衡等因素,一般可取k矿通=1.15~1.2,低瓦斯矿井(有高瓦斯地区的矿井除外)独立供风采掘工作面数量少于12个且最大通风流程小于10000m时,取k矿通=1.15,否则,取k矿通=1.2。
1、采煤工作面需要风量计算每个采煤工作面需要风量,应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后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q采1~q采5的最大值作为该采煤工作面需要风量。
(1)采煤工作面按气象条件确定需要风量,其计算公式为:q采1=q基本某k采高某k采面长某k温(m3/min)(2-1)式中:q采1——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。
(新标准)矿 井 通 风 能 力 核 定
矿井通风能力核定一、矿井通风概况矿井通风方式为中央边界式,通风方法为抽出式,新、老副井两个井筒进风,老副井净直径4.5米,新副井净直径6.0米;上、下组煤两座风井回风,上组煤风井直径3米,垂深87.54米,下组煤风井直径4米,垂深83米。
矿井通风系统合理,矿井采用两个进风井(老、新副井)进风,两个回风井(上、下组煤风井)回风;老副井主要服务于上组煤-120m水平的六采区、-400m水平的八采区,新副井主要服务于下组煤-280m水平的西三、西四、东三采区及-480m水平延深的西五采区,上、下组煤分别有独立的回风系统,故矿井上、下组煤通风系统相对独立;矿井各采区内无不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风,各用风地点无角联通风线路,进回风线路干、支清晰,通风网络合理、稳定。
2009年8月矿井总进风量7983m3/min,总排风量8376m3/min,计算需要风量7573m3/min,矿井有效风量7335m3/min,有效风量率87.6%;其中:上组煤总进风2440m3/min,总排风量2558m3/min,有效风量2233m3/min,计算需要风量2342m3/min;下组煤总进风量5543m3/min,总排风量5818m3/min,有效风量5102m3/min,计算需要风量5231m3/min。
矿井分三个水平开采,第一水平为-120m水平(现生产水平),第二水平为-280m水平(现生产水平);为提高矿井提升及抗灾能力,矿井于1997年进行了技术改造,矿内施工一座新副井(立井),井底标高为-280m,第三水平为-480m水平,即矿井下组煤主要延深水平,现正在开拓施工。
矿井及生产采区实现了分区通风,无风量不足的生产作业地点,2009年8月全矿井共有生产采区6个,其中:上组煤2个生产采区(1个生产,1个准备),布置有1个采煤工作面,4个掘进工作面,5个机电硐室, 1个井下爆炸材料库,1个其它工作地点;下组煤6个采区(3个生产,2个准备,1个开拓),布置有2个采煤工作面,1个备用工作面,8个掘进工作面,5个机电硐室,1个井下爆炸材料库,3个其它工作地点。
矿井风量计算方法
煤矿矿井需要风量计算方法根据《煤矿安全规程》 (安监总局37 号令版)和《煤矿通风能力核定标准》 ( AQ1056—2008),结合矿区实际和通风工作经验,按照“安全合理经济通风、有利于防尘和煤层自然发火防治”的基本要求,特制定矿井需要风量计算方法。
配风原则为:一是必须达到通风三大任务的要求;二是实现安全经济通风的要求;三是可调性要求;四是月度计划性要求;五是安全富裕性要求。
计算方法是:矿井总需要风量必须按照井下同时工作的最多人数和采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和分别计算,并选取其中最大值。
矿井总需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等独立用风地点实际需要风量分别进行计算,包括按规定配备的备用工作面需要风量。
现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
按实际需要计算风量时,应避免备用风量过大或过小。
矿井风量计算方法如下:Q ra≥ ( ∑ Q cfi +∑ Q hfi +∑ Q uri +∑ Q sci +∑ Q rli )×k aq ⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯(1) 式中:3Q ra ——矿井总需要风量,m3/min ;Q cfi ——第i 个采煤工作面实际需要风量,m3/min ;Q hfi ——第i 个掘进工作面实际需要风量,m3/min ;3Q uri ——第i 个硐室实际需要风量,m/min ;Q sci ——第i 个备用工作面实际需要风量,m3/min ;Q rli ——第i 个其他用风巷道实际需要风量,m3/min ;k aq——矿井通风需风系数(抽出式k aq取1.15 ~1.20 ,压入式k aq取1.25 ~1.30) 。
1、采煤工作面实际需要风量的计算每个采煤工作面实际需要风量,应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
1.1按气象条件计算Q cfi =60× 70%× V cfi × S cfi × k chi × k cli ( m3/min ) ⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯⋯(2) 式中:V cfi ——第i 个采煤工作面的风速,m/s, 按采煤工作面进风流的最高温度从表1中选取;S cfi ——第i 个采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;k chi ——第i 个采煤工作面的采高调整系数,具体按表2 取值;k cli ——第i 个采煤工作面的长度调整系数,具体按表3 取值;70%——有效通风断面系数;60——为单位换算产生的系数。
通风能力核定及计算方法
矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量为53.29m3/min、瓦斯相对涌出量为8.61m3/t,二氧化碳绝对涌出量为23.75m3/min、二氧化碳相对涌出量为3.83m3/t;煤尘爆炸指数为29.84~46.75%;煤层自然发火等级:Ⅰ级17号煤层,其余为Ⅲ级。
第七节通风系统能力核定一、通风概况(一)通风方式、方法矿井通风方式为中央混合式,通风方法为抽出式。
(二)进、回风井筒数量及风量现有四条井筒入风,主井、副井、混合井、斜井,入风总量为23850m3/min;回风井为南风井、中部风井、北风井,总回风量为24170 m3/min,担负回风任务。
(三)矿井需要风量、实际风量、有效风量矿井需要风量22729m3/min,实际总进风量23850m3/min,有效风量23150m3/min。
(四)矿井瓦斯等级,瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井,2009年矿井瓦斯等级鉴定结果为:瓦斯绝对涌出量为53.29m3/min、瓦斯相对涌出量为8.61m3/t,二氧化碳绝对涌出量为23.75m3/min、二氧化碳相对涌出量为3.83m3/t。
(五)主通风设备及运行参数南风井、中部风井、北风井均安装二台BDK-8-No.28型对旋主扇,功率为2×355Kw,一台工作,一台备用。
现矿井排风量24170m3/min,负压1409 Pa,等积孔12.77m2。
矿井反风方法为主扇反转反风。
(六)分区通风情况全矿井共布置4个采煤工作面、11个掘进工作面和19个开拓工作面(包括矿建4个场子),矿井通风系统合理、稳定、可靠,局部通风合理,不存在串联通风、循环风等不合理通风现象,通风能力满足生产需要。
二、矿井通风能力核定根据《煤矿通风能力核定办法(试行)》规定,我矿矿井通风能力核定采用“方法二”,即由里向外核算法计算通风能力。
(一)、矿井需要风量计算矿井需要风量按各采煤、掘进、开拓、硐室及其他巷道实际需要风量计算Q矿≥(∑Q采+ ∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K矿通式中∑Q采—采煤工作面需要的风量∑Q掘—掘进、开拓工作面需要的风量∑Q硐—硐室需要的风量∑Q备—采煤备用面需要的风量∑Q其它—其他巷道需要的风量K矿通-矿井通风系数取1.15采煤工作面需要的风量我矿现有采煤工作面5个:3个综采面、1个综放面、1个高档面;开采煤层有17层、21层、22-1层、27层、33层五个煤层。
矿井年度通风能力核定计算方法
矿井年度通风能力核定计算方法 1、 按计划安排的2个回采、1个高档、 7个掘进队组进行确定。
(其中按3个备采或撤退面、1个停掘面)。
(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 备(退)+∑Q 停+∑Q 峒+∑Q 其它)×K 1×K 2 =(1300+1720+860+190+490+800)×1.15×1.05 = 6474.2m 3/min < Q 扇i其中:K 1_____矿井通风备用系数取1.15 K 2_____主外部漏风系数取1.05 Q 扇_____西四主扇排风量为6884m 3/min所以,按本年度满足西四主合理稳定运行的风量确定:m 1=3,m 2=72、按照西四区域煤层储量,可采情况可最多安排4个回采队组(其中一个高档);7个掘进队组。
选取两项关系最小值,从而选取 m 1=3,m 2=7 计算满足通风能力下的矿井最大生产能力。
P 矿井=∑(∑P 采+∑P 掘)=(P 综一+P 综二+P 高档)+(P 掘 一+P 掘二+P 机一+P 机二+P 机三+P 宏远十二+P 宏远十三)=(51.5+43+34.5)+(1.6+1.6+1.6+3.3+3.3+1.6+1.6) =143.6万吨(二)、以主扇最大风量核定矿井最大生产能力Q扇大×350 6884×350P=———————— = —————————— = 135.46≈135万吨q×K1×K2×104 1.54×1.1×1.05×104其中:Q扇大——西四主扇最大排风量6884m3/minq ——矿井正常生产条件下的日产吨煤配风量1.54m3/tk1——总回风与总进风比系数取1.1k2——主扇外部漏风系数取1.05四、验算核定的通风能力1、按矿井进风井筒、回风井筒;总进风巷、总回风巷最大允许风速验算。
V进风井筒=Q进/60×S进=4151/60×24=2.88m/s<12m/sV回风井筒=Q回/60×S回=6572/60×14=7.82m/s<15m/sV985里=3850/60×12=5.35m/s<8m/sV414-2=1980/60×7.2=4.58m/s<8m/s从以上风速可知,均满足煤矿安全规程规定风速要求。
矿井通风设计及风量计算方法
矿井通风设计施工时的根本原则和要求通风系统合理可靠的含义.通风网络图的绘制矿井风量计算方法按照?煤矿平安规程?第一百零三条:“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法,至少每5年修订1次〞,要求,根据?煤矿井工开采通风技术条件?〔AQ1028-2006〕、?煤矿通风能力核定标准?〔AQ1056-2021〕,结合本矿开采的实际情况,制定本方法。
一、全矿井需要风量的计算全矿井总进风量按以下两种方式分别计算,并且必须取其最大值:1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量:Q矿进=4×N×K矿通〔m3/min〕式中:Q矿进——矿井总进风量,m3/min;4——每人每分钟供应风量,m3/min.人;N——井下同时工作的最多人数,人;K矿通——矿井通风需风系数〔抽出式取K矿通=1.15~1.20〕。
2、按各个用风地点总和计算矿井风量:按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算:Q矿进=〔∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他〕×K矿通〔m3/min〕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其他——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和,m3/min。
K矿通——矿井通风需风系数〔抽出式K矿通取1.15~1.20〕。
二、采煤工作面需要风量按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算:∑Q采=∑Q采i+∑Q采备i〔m3/min〕式中:∑Q采——各个采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min;Q采i——第i个采煤工作面实际需要的风量,m3/min;Q采备i——第i个备用采煤工作面实际需要的风量,m3/min。
每个采煤工作面实际需要风量,按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进展计算,然后取其中最大值。
有符合规定的串联通风时,按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。
矿井需要风量计算及通风能力核定
菜子田煤矿需要风量计算及通风能力核定2011年12月25日菜子田煤矿需要风量计算及通风能力核定为了保证我矿正常生产,现布置了1个采煤工作面、2个煤巷掘进工作面。
需风量按下述方法进行计算。
(一)、24003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、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算: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* K CH4=100*6.48*1.5=972 m3/minQ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。
(正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。
(一般机采取1.2~1.6,炮采取1.4-2.0)。
2、按工作面气象条件计算:Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温=60×工作控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速×K采高×K采面长×K温=60×4.24×3.2×70%×1.5×1.5×1.0×1.1=1411 m3/min其中 Q采——采煤工作面需风量,m3/minQ基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/minQ基本=60×工作控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)K采高——回采工作面采高调整系数(见表1)K采面长——回采工作面长度调整系数(见表2)K温——回采工作面温度与对应风速调整系数(见表3)表1 回采工作面采高调整系数采高m<2.0 2.0~2.52.5~5.0及放顶煤系数K采高1.0 1.1 1.5表2 回采工作面长度调整系数回采工作面长度m80~150150~200>200系数K采高长1.0 1.0~1.3 1.3~1.5表3 回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作空气温度℃回采工作面风速m/s系数K温<20 1.0 1.0020~23 1.0~1.5 1.00~1.10 23~26 1.5~1.8 1.10~1.25 26~28 1.8~2.5 1.25~1.40 28~30 2.5~3.0 1.40~1.603、按回采工作面最多同时作业人数计算Q采=4×N=4×50=200 m3/min其中:Q采——采煤工作面需风量,m3/minN——工作面最多同时作业人数,人4、按炸药量计算Q采=25×A=25×4=100 m3/min其中Q采——采煤工作面需风量,m3/minA——一次爆破炸药最大用量,kg5、按风速进行验算60×0.25×S<Q采<60×4.0×S即:60×0.25×13.57<1411<60×4.0×13.57204<1411<3257其中Q采——采煤工作面需风量,m3/minS——工作面平均断面积,m2所以24003采煤工作面的需要风量取1411m3/min符合规定。
《矿井风量计算细则》
一、矿井供风的基本原则:矿井通风是煤矿安全生产的重要环节,合理稳定供风又是防治瓦斯、治理自然发火和综合防尘的先决条件。
针对我公司煤层赋存条件,低瓦斯矿井伴有瓦斯异常区,煤尘具有强爆炸性,开采生产条件等实际情况,根据2001版《煤矿安全规程》第103条规定:“矿井需要的风量应按下列要求分别计算,并选取其中的最大值:⑴按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不少于4m3。
⑵按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。
各地点的实际需要风量,必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度,风速以及温度,每人供风量附合本规程的有关规定。
”的原则。
结合矿区多年生产供风的经验,特制定矿井风量计算细则。
二、矿井需要风量矿井需要风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:Q矿进=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通式中:Q矿进——全矿井实际需要总进风量,m3/min;∑Q采——全矿井采煤工作面实际需要总风量,m3/min;∑Q掘——全矿井掘进工作面实际需要总风量,m3/min;∑Q硐——全矿井硐室需要总风量,m3/min;∑Q其它——全矿井其它井巷需要总风量,m3/min;K矿通——矿井风量备用系数。
包括漏风系数、配风不均衡系数,一般可取K矿通=1.2~1.3。
三、采煤工作面需要风量计算1、全矿井采煤需要风量计算全矿井采煤实际需要风量,应按矿井各采煤工作面实际需要风量的总和计算:∑Q采=Q采1+Q采2+……+Q采i+Q采备1+Q采备2+……+Q采备i式中:∑Q采——全矿井采煤工作面需要风量的总和,m3/min;Q采1、Q采2……Q采i——各采煤工作面需要风量,m3/min;Q采备1、Q采备2……Q采备i——各备用采煤工作面需要风量,Q采备按同一煤层生产工作面实际风量的1/2至1/3为宜,m3/min。
2、采煤工作面需要风量计算Q采=60·V采·S效·K长式中:Q采——采煤工作面需要风量,m3/min;V采——采煤工作面平均控顶距下的平均风速(查表1),m/s;S效——采煤工作面平均控顶距下的通风断面,m2;K长——采煤工作面长度系数(查表2);S效=h·L·K面效,m2;h——采煤工作面采高,m;L——采煤工作面平均控顶距;L=(L大+L小)/2,m;K面效——采煤工作面的有效通风断面系数(查表3)。
矿井风量计算、能力核定
四川德兴能源集团有限公司矿井风量分配、通风能力核定细则一、矿井生产布置采面、使用局部通风机的地点(掘进工作面或其它地点)、硐室、需要配风的巷道名称,其中串联通风地点、独立通风的硐室和巷道。
二、采煤工作面实际需要风量的计算:各个采煤工作面实际需要风量(Q 采i ),应按瓦斯或二氧化碳涌出量、工作面的温度、人数、爆破后的有害气体产生量和风速等因素分别进行计算后,取其最大值。
备用工作面实际需要风量(Q 备采i )亦应满足瓦斯或二氧化碳、气温和风速等规定计算风量,且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。
开切眼施工完成后、回采准备工作开始前一段时间内,需要风量按其它井巷需要风量要求进行计算。
1、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算:Q 采i =q 瓦采i ×K 采通i(1%-c )(1)式中 Q 采i —第i 个采煤工作面实际需要的风量确定,m 3/min ;q 瓦采i —第i 个采煤工作面的瓦斯或二氧化碳绝对涌出量,m 3/min ; c —第i 个采煤工作面进风流中的瓦斯或二氧化碳浓度,%;K 采通i —第i 个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,它是各个采煤工作面瓦斯或二氧化碳绝对涌出量的最大值与其平均值之比,需在各个采煤工作面正常生产条件下,至少进行5昼夜的观测,得出5个比值,取其最大值。
通常机采面可取K 采通i =1.2~1.6;炮采工作面可取K 采通i =1.4~2.0。
或者采取以下方法:低瓦斯矿井取低值,高瓦斯矿井(含高二氧化碳矿井)取高值。
q 瓦采i =Q ,采i×c,采i(2)式中 Q,采i—第i 个采煤工作面当年最高瓦斯或二氧化碳浓度时的风量,m 3/min ; c,采i—第i 个采煤工作面当年最高瓦斯或二氧化碳浓度,%;2、按工作面温度计算:采煤工作面应有良好的劳动气候条件,其温度和风速应符合下表1的要求。
长壁工作面实际需要风量按下式计算:Q 采i =60×V 采i ×S 采i (3) 式中 Q 采i —第i 个采煤工作面实际需要的风量,m 3/min ;V采i—第i个采煤工作面风速,m/s;S采i—第i个采煤工作面平均断面积,m2。
正文·矿井各用风地点计划风量确定方法
矿井各用风地点计划风量确定方法根据《煤矿安全规程》第一百○三条及我公司各生产矿井的实际情况,特制定本方法。
各矿编制《矿井风量分配计划》及《局部风量调整申请报告》时依据本方法执行。
一、矿井计划风量的确定1.风井系统计划风量,为该系统内采煤工作面(包括正常开采、备用、安装、拆除的工作面)、掘进工作面、硐室及其它主要巷道有效计划风量的总和,乘以矿井通风系数K矿通(K矿通=1.2~1.25)所得的结果。
2.矿井计划风量为各风井系统计划风量之和。
二、采煤工作面计划风量确定依据1.采煤工作面需要风量的计算方法:(1) 按瓦斯涌出量计算:Q=100×q×K(m3/min)式中:Q——需要风量,m3/min;q——计划风排瓦斯量(说明取值依据),m3/min;K——瓦斯涌出不均衡备用风量系数,它是瓦斯涌出量的最大值与其平均值之比,须在工作面正常生产条件下,至少进行5昼夜的观测,得出5个比值,取其最大值。
也可按如下方法取值:综采工作面K=1.2~1.6;炮采工作面K=1.4~2。
(2) 按炸药量计算(炮采工作面)Q=25×A (m3/min)式中:Q——需要风量,m3/min ;25——每爆破1Kg炸药所需风量m3/Kg ;A——工作面一次爆破的最大炸药用量,Kg 。
(3) 按工作面温度计算:Q=60×S×V(m3/min)式中:Q——需要风量,m3/min;S——工作面平均断面积,m2;V——工作面风速,m/s。
取值方法如下:(4) 按人数计算:Q=4×N(m3/min)式中:Q——需要风量,m3/min;4——每人所需风量,m3/人。
N——工作面同时工作的最多人数,人。
(5) 按最低风速验算:Q≥15×S (m3/min)按最高风速验算:Q≤240×S(m3/min)式中:Q——需要风量,m3/min;15——工作面允许的最低风速,m/min;240——工作面允许的最高风速,m/min;S——工作面平均断面积,m2。
MT-T 634-2019版煤矿矿井通风计算方法
MMT/T 634—2019煤矿矿井风量计算方法2018年-12-29发布 2019年-7-1实施煤矿矿井风量计算方法1 围本标准规定了煤矿矿井风量计算的术语和定义、总则、矿井需风量计算方法、矿井有效风量的计算方法和计算结果表述。
本标准适用于煤矿的新井设计、生产矿井的改扩建和采区的风量计算。
2 规性引用文件下列文件对于本文件的应用题必不可少的。
凡是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件,凡是不注日期的引用文件,其最新版本《包括所有的修改单》适用于本文件。
《煤矿安全规程)3 术语和定义本标准采用下列术语和定义3.1需风量 required air quantity矿井生产过程中,为供人员呼吸、稀释和排出有害气体、浮尘,以创造良好气候条件所需要的风量。
3.2矿井有效风量 effective air quantity送到采掘工作面、硐室和其他用风地点的风量之总和。
3.3矿井有效风量率ventilation efficiency;volumetric efficiency;effective rate of air quantity矿井有效风量占矿井总进风量的百分数。
3.4矿井外部漏风量 surface leakage air quantity主要通风机装置及其风井附近地表漏风的风量总和。
3.5矿井外部漏风率 surface leakage rate矿井外部漏风量占通风机风量的百分数。
4 总则4.1 风量计算依据4.1.1供给煤矿井下任何用风地点的新鲜风量,应依照 4.1.2、4.1.3进行计算,并取其最大值,作为该用风地点的供风量。
4.1.2 按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3。
4.1.3 按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度,风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求,分别计算,取其最大值。
4.2 风量计算原则无论矿井或采区的供风量,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算依据,分别计算出各个用风地点的实际最大需风量,从而求出该地区的风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,作为该地区的供风量。
煤矿矿井通风能力核定方法
煤矿矿井通风能力合理核定新方法1、煤矿通风能力核定办法适用范围本办法适用于具有独立通风系统的合法生产矿井。
2、矿井通风能力核定方法矿井有两个以上通风系统时,应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定,矿井的通风能力为每一通风系统通风能力之和。
矿井通风能力核定采用总体核算法或由里向外核算法计算。
1) 总体核算法,该方法适用于产量在30万t/a 以下矿井(1) 公式一 (较适用于低瓦斯矿井):P =Q ×350/(q ×k ×104)(万t/a) (2-8) 式中 P ——通风能力,万t/a ;Q ——矿井总进风量,m 3/min ;q ——平均日产一吨煤需要的风量,m 3/t ;K ——矿井通风系数。
取1.3~1.5,取值范围不得低于此取值范围,并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取确保瓦斯不超限的系数。
进行q 计算时,首先应对上年度供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价,对上年度生产能力安排合理性进行必要的分析与评价,对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正,q 计算应考虑近三年来的变化,取其合理值。
(2) 公式二(较适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井):43500.092610Q P q K ´=´å相 (2-9)式中 P ——通风能力,万t/a ;Q ——矿井总进风量,m 3/min;0.0926——总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数;K å——综合系数,K K K K K =å瓦漏备产,K å取值见表2-2。
q 相——矿井瓦斯相对涌出量,m 3/t ;在通风能力核定时,当矿井有瓦斯抽放时,q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。
q 相取值不小于10,小于10时按10计算。
扣减瓦斯抽放量时应符合以下要求: ① 与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的抽放量不得扣减(如封闭已开采完的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等);② 未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除;③ 扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值;④ 如本年进行完矿井瓦斯等级鉴定的,取本年矿井瓦斯等级鉴定结果,本年未进行完矿井瓦斯等级鉴定的,取上年矿井瓦斯等级鉴定结果。
通风能力核定办法
附件:煤矿通风能力核定办法(试行)一、煤矿通风能力核定办法适用范围本办法适用于具有独立通风系统的合法生产矿井。
二、矿井通风能力核定方法矿井有两个以上通风系统时,应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定,矿井的通风能力为每一通风系统通风能力之和。
矿井通风能力核定采用总体核算法或由里向外核算法计算。
方法一(总体核算法,产量在30万吨/年以下矿井可使用本法): 1.公式一(较适用于低瓦斯矿井):410350⋅⋅⨯=K q Q P (万t/a )式中:P ——通风能力,万t/a ; Q ——矿井总进风量,m 3/min ;q ——平均日产一吨煤需要的风量, m 3/t ;K ——矿井通风系数。
取1.3~1.5,取值范围不得低于此取值范围,并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取确保瓦斯不超限的系数。
进行q 计算时,首先应对上年度供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价,对上年度生产能力安排合理性进行必要的分析与评价,对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正,q 计算应考虑近三年来的变化,取其合理值。
2.公式二(较适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井):P =∑⨯⨯⨯⨯10k q 0.09263504相入Q式中:P ——通风能力,万t/a ; Q 入——矿井总进风量,m 3/min;0.0926——总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数;q 相——矿井瓦斯相对涌出量,m 3 /t ;在通风能力核定时,当矿井有瓦斯抽放时,q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。
q 相取值不小于10,小于10时按10计算。
扣减瓦斯抽放量时应符合以下要求:①与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的抽放量不得扣减(如封闭已开采完的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等);②未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除; ③扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值;④如本年进行完矿井瓦斯等级鉴定的,取本年矿井瓦斯等级鉴定结果,本年未进行完矿井瓦斯等级鉴定的,取上年矿井瓦斯等级鉴定结果。
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矿井通风能力核定的计算方法根据国家发改委[2006]819 号文规定,矿井通风能力核定有两种计算方法, 即总体核算法和由里处外核算法,依据矿井具体条件选用其中一种算未能。
1)方法一总体核算法(适用于产量在 30 万 t/a 以下的矿井)。
(1)公式一(适应于低瓦斯矿井):A =Q ⨯ 330 q • k ⨯104式中 A ——矿井生产能力,万 t/a ;Q ——矿井总进风量,m 3/min ,矿井实际进风量必须满足矿井的总需要风量,按核定时矿井总进风量计算;q ——平均日产吨煤需要的风量,m 3/min·t,用下式计算:q = Q 1 A 1 式中 Q 1——矿井上年度实际需要风量(m 3/min ),矿井实际需要风量为矿井采煤工作面,掘进工作面、硐室和其他用风巷道需要风量之和;A 1——矿井上年度平均日产煤量,t 。
参数选取和计算时,首先应对上年度矿井供风量的安全、合理、经济性运 行认真分析与评价,对上年度生产安排的合理性进行必要的分析与评价,对串 联一瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足,要加以修正,并考虑近三年矿井 生产情况和通风系统的变化,限其合理值。
K ——矿井通风能力系统,取 1.30~1.50,取值范围不得低于此取值范围,并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取确保瓦斯不超限的系数。
当矿 井等积孔小于 1㎡时,k 取 1.50;矿井等积孔大于 1㎡而小于 2㎡时,k 取1.40;矿井等积孔大于 2㎡时,k 取 1.30。
(2)公式二(适用于高瓦斯矿井、突出矿井、有冲击地压矿井):A = Q 进 ⨯ 330 0.0926 ⨯ q 相 ⨯ ∑ k ⨯104式中 Q 进——矿井总进风量,m 3/min ;0.0926——总进回风巷按瓦斯浓度不超过 0.75%核算为单位分钟的常数;q 相——矿井平均相对瓦斯涌出量,m 3/t ;在通风能力核定时,当矿井有瓦斯抽放时,q 相取值不小于 10,小于 10 时按 10 计算。
扣减瓦斯抽放量应符合下列要求:①与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的确抽放量不得扣减(如封闭 已开采结束的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等)②未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除;③扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值;④如本年已完成矿井瓦斯等级鉴定的,取本年矿井瓦斯等级鉴定结果;本 年度未完成矿井瓦斯等级鉴定的,取上年度矿井瓦斯等级鉴定结果。
∑k——综合系数∑k=k 产·k 瓦·k 备·k 漏∑k 取值见表 2-2-5。
表 2-2-5∑k 取值表2)方法二由里向外核算法(适用于产量在 30 万 t/a 以上的矿井)。
(1)生产矿井需要风量。
生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面,硐室及 其他巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作面需要风量。
现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风花雪月。
Q 矿 = (∑Q 采 + ∑Q 掘 + ∑Q 硐 +∑Q 备 + ∑Q 其他 +) ⨯ K 矿通式中 Q 矿——生产矿井实际需要风量,m 3/min ; ∑ Q采 ∑Q掘 ∑Q硐 ——采煤工作面实际需要风量的总和,m 3/min ; ——掘进工作面实际需要风量的总和,m 3/min ; ——硐室实际需要风量的总和,m 3/min ;∑Q备 ∑Q 其他 ——备用工作面实际需要风量的总和,m 3/min ; ——矿井除了采、掘、硐室以外的其他巷道需风量的总和, m 3/min ;表 2-2-6K 采高—采煤工作面采高调整系数表 2-2-7K 采面长—采煤工作面长度调整系数 表 2-2-8K 温—采煤工作面温度与对应风速调整系数K 矿通 ——矿井通风系数(抽出式 K 矿通 取 1.15~1.2,压人式K 矿通 取 1.25~1.3)。
(2)采煤工作面的需要风量,每个采煤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低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件事瓦斯涌出量(用瓦斯涌出量计算, 采用高瓦斯计算公式)确定需要风量,其计算公式为: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,m 3/min ;Q 基本 ——不同采煤方式工作面所需的基本风量,m 3/min ,其值为:Q 基本 =工作面最大控顶距×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 采高 ——采煤工作面采高调整系数(表 2-2-6)Q 采面长 ——采煤工作面长度调整系数(表 2-2-7)K 温 ——采煤工作面温度调整系数(表 2-2-8)②高瓦斯矿井按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算:根据《规程》规定,按采煤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×K CH4式中Q采——采煤工作实际需要风量,m3/min;q采——采煤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;K CH4——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进出量的比值)。
③工作面布置有专用排瓦斯巷的采煤工作面风量计算:Q采=Q采回+Q采尾其中:Q采回=100×q采×K CH4Q采尾=qCH4尾2.5⨯K CH4式中QCH4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量,m3/min;S采——采煤工作面的平均断面积,㎡。
④按工作面温度选择适宜的风速进行计算(见表2-2-4);Q采=60×v采×S采式中v采——采煤工作面风速,m/s;S采——采煤工作面的平均断面积,㎡。
⑤按采煤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)每千克炸药供风≮25m3/min:Q采>25A(m3/min)式中N——采煤工作面最多人数;A——1次爆破炸药最大用量,㎏。
⑥按风速进行验算:15S<Q采<240S(m3/min)式中S——工作面平均断面积,㎡。
即最低风速0.25m/s,最高风速4m/s。
⑦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≥1/2Q采(3)掘进工作面的需要风量。
每个掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量,爆破后有害气体产生量,工作面温度、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
①按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量:Q掘=100×q掘×K掘通式中Q掘——单个掘进工作面需要风量,m3/minq掘——掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,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)。
按二氧化碳的涌出量计算需要风量时,可参照瓦斯涌出量计算方法进行。
②按局部通风机的实际吸风量计算需要风量:岩巷掘进:Q掘=(Q扇+9S)×I i煤巷掘进:Q掘=(Q扇+15S)×I i式中Q扇——局部通风机实际吸风量,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而外,还应保证局部通风机吸入口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;S——安设局部通风机的巷道断面积,㎡Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
③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≮4m3/min:Q掘>4N(m3/min)每千克炸药供风≮25m3/min:Q掘>25A(m3/min)式中N——掘进工作面最多人数;A——1次爆破炸药最大用量,kg。
④按风速进行验算:岩巷掘进最低风量Q岩掘>9S掘(m3/min)煤巷掘进最低风量Q煤掘>15S掘(m3/min)岩煤巷道最高风量Q掘>240S掘(m3/min)式中S掘——掘进工作面的断面积,㎡。
(4)井下硐室需要风量。
井下硐室需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算:∑Q硐=Q硐1+Q硐2+Q硐3⋯+Q硐n式中∑Q硐——所有独立通风硐室需要风量总和,m3/min;Q硐1+Q硐2+Q硐3⋯+Q硐n——不同独立供风硐室需要风量,p = ∑ p 采i + p 采jm 3/min 。
矿井井下不同硐室配风原则:①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式中 Q 库——井下爆炸材料库需要风量,m 3/min ;V ——井下爆炸材料库的体积,m 3。
②井下充电室,应按其回风流中氢气浓度小于 0.5%计算风量。
③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。
④选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过 30℃,其他硐室温度不超过 26℃。
(5)其他井巷实际需要风量。
其他井巷实际需要风量应按矿井各个其他巷道 用风量的总和计算:∑ Q 其他 = Q 其1 + Q 其2 +Q 其3 + ⋯ + Q 其n 式中 Q 其 1、Q 其 2、Q 其 3、…、Q 其 n ——各其他井巷风量,m 3/min 。
①按瓦斯涌出量计算:Q 其 i =100q CH4×K 其通(m 3/min)式中 Q 其 i ——第 i 个其他井巷实际用风量,m 3/min ;q CH4——第 i 个其他井巷最大瓦斯绝对涌出量,m 3/min ;K 其通——瓦斯涌出不均衡系数,取 1.2~1.3;100——其他井巷中风流瓦斯浓度不超过 1%所换算的常数。
②按其风速验算:Q 其他 i >9S 其 i (m 3/min)式中 S 其 i ——第 i 个其他井巷断面,㎡(6)矿井通风能力计算。
按照矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量(有 效风量)计算出采、掘工作面个 m1、m2(按合理采掘比计算),取当年度每个 采掘工作面的产量,计算矿井通风能力。
m 1i =1 式中 p ——矿井通风能力,万 t/a ;P 采 i ——第 i 个采煤工作面正常生产条件的年产量,万 t/a ;P 掘 j ——第 j 个掘进工作面正常掘进条件下的年进尽换算成煤的产量,万 t/a ;m1——采煤工作面的数量,个;m2——掘进工作面的数量,个;m1,m2 应符合合理采掘比。
根据我国当前采掘水平,合理的采掘比通常在 1:1.5~1:3.5 之间,一般为 1:2.5。