矿井通风风压计算表
采、掘作业规程工作面风量计算
关于规范采掘作业规程风量计算方法的通知各生产矿井：为了加强采掘工作面作业规程的管理，统一采掘作业规程通风计算格式，更好地指导安全生产，根据目前各矿井作业规程编制的实际，特制定珲春矿业集团公司《关于规范采掘作业规程风量计算方法》，望各矿井接到通知后，认真贯彻执行。
掘进工作面风量计算方法一、掘进工作面风量计算（一）按瓦斯涌出量计算：Q=100qk（m3/min）式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min ；100—单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值；q—掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min ，该数值的取法：应参照相同煤层或相近煤层的绝对瓦斯涌出量的最大值进行取值；k—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进工作面最大一天的绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。
（二）按炸药量计算（炮掘工作面）：Q=25A（m3/min）式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；25—每千克炸药不低于25 m3的配风量；A—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg。
（三）按掘进工作面最多人数计算：Q=4N（m3/min）式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；4—每人每分钟不低于4 m3/min的配风量；N—掘进工作面同时工作的最多人数。
（四）按风速进行验算：1、按最低风速进行验算：（1）岩巷掘进工作面的最低风量（Q岩）：Q岩≥60×0.15S岩=9S岩（m3/min）（2）煤与半煤岩巷掘进工作面的最低风量（Q煤）：Q煤≥60×0.25S煤=15S煤（m3/min）2、按最高风速进行验算：岩巷、煤与半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q）：Q≤60×4S=240S（m3/min）式中：S—掘进巷道断面面积，m2。
（五）根据上述计算结果取最大值确定工作面需风量。
（六）根据工作面风量确定工作面风筒出口风量通过(一)、(二)、(三)、(四)（最低风速）计算结果取最大值，且不得小于100m3/min，如果小于100 m3/min取100m3/min。
矿井通风阻力及风机静压负压全压
矿井通风压力、通风阻力及风机静压、全压、负压一、矿井通风压力 (mine ventilation pressure)指矿井风流的压强,包括静压、动压与全压。
静压 空气分子之间或空气分子对风道壁施加的压力,不随方向而异。
静止的空气与流动的空气均有静压。
井巷或风筒中某点风流的静压与该点在深度上所处的位置与扇风机造成的压力有关。
按度量静压所选择的计量基准不同,有绝对静压与相对静压之分。
绝对静压就是以真空状态的绝对零压为基准计量空气的静压,恒为正值。
相对静压就是以当地大气压力为基准计量的空气静压,当其高于大气压时为正值,称正压;反之为负值,称负压。
动压 空气流动而产生的压力,恒为正值。
风流动压的计算式,式中H u 为动压,Pa;u 为风速,m ／s;p 为空气密度,kg ／m 3。
全压 静压与动压之与,有绝对全压与相对全压之分。
风流中任一点的绝对全压P t 等于该点绝对静压P s 与动压H u 相加,即P t =P s +H u 。
风流中任一点的相对全压H e 等于该点相对静压H s 与动压H u 的代数与,即H t =H s +H u 。
抽出式通风风流的相对静压H s 为负值。
压力测定 绝对静压用水银气压计或空盒气压计测量。
相对全压、相对静压与动压用U 形压差计、单管倾斜压差计或补偿式微压计与皮托管配合测量。
恒温压差计可测两点间的相对静压。
数字式精密气压计能测绝对静压与相对静压。
二、矿井通风阻力矿井通风阻力就是指风流从进风井进入井下、通过井下巷道后从风井出来、再从风机排出沿途所遇到的阻力(也即需要风机克服的阻力),其值由下式计算:N v s j H h h h +-=阻式中:h 阻j —矿井通风阻力,Pa;h s—风机入口静压(也称负压,若忽略静压管实际入口至风机入口处的沿程摩擦损失时,h s即为水柱计上的读数),Pa;h v—测静压断面的速压(也称动压),Pa;H N—矿井自然风压,Pa。
三、风机的静压、全压及速压(动压)如下图所示:图中:2为风机,风机左侧1为风机吸风侧,风机右侧3为风机出风侧。
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。
矿井局部通风机选型计算示例
矿井局部通风机选型计算示例一、风量计算1、按瓦斯涌出量计算：根据进风立井揭4#煤实测瓦斯涌出量为0.4m3/min进行计算，其公式如下：Q掘=100×QCH4×K=100×0.4×2=80m3/min其中：Q-掘进工作面需风量，k-掘进工作面的通风系数，取2，QCH4-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min。
2、按炸药量计算需风量：式中Q炸——按爆破炸药量计算的工作需风量，m3/min；t——通风时间，取t=30min；A——一次爆破最大炸药量，kg；S——巷道断面，m2；L---掘进巷道通风长度；P——局部通风机吸入风量和掘进工作面风筒出口风量比，取P=1.1；k---井筒淋水修正系数,取0.6；3、按最多工作人数计算Q掘=4×N=4×50=200m3/min式中Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min；N—掘进工作面同时工作的最多人数，取交接班时50人；4—每人供给的最小风量，m3/min。
4、按最低风速进行计算：Q 掘=60VminSmax=60×0.3×33=594m 3/min式中Q 掘—掘进工作面实际需要的风量，m 3/min ；Vmin —最低风速，按煤巷掘进工作面进行计算取0.25m/s ；Smax —巷道最大断面，考虑到进风大巷联络巷配风量，断面计算取22+（22/2）=33m 2。
根据计算取以上1、2、3、4式中最大值进行计算，即：594m 3/min 。
二、局扇选型计算1.通风阻力计算：由于该通风系统为非负压通风，通风阻力为巷道通风阻力与风筒通风阻力之和。
1.1巷道通风阻力计算：R 巷道=R 井筒+R 进风大巷+R 集中胶带上山R 井筒=（α×L ×P/S 3）×K=（0.003×310×22/26.93）×1.2=0.0013R 井筒－风筒的阻力，N ×s 2÷m 8；α－摩擦阻力系数0.003L －巷道长度310mP －巷道周长22mS －巷道的净断面38.5-8.9=26.9m 2K －风压系数，包括局部阻力等因素，取1.2。
矿井掘进工作面所需风量计算
掘工作面所需风量的计算根据《煤矿安全规程》以及《矿井通风与安全》的相关规定，现就掘进工作面所需风量以及工作面应配风量的计算与选择设备的方法、顺序予后，以供各矿井在编制掘进《作业规程》时参考。
一．风量计算依据1．按工作面同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给新鲜风量不得少于4米3 ；2．工作面空气中CH 4的浓度低于1%、CO 2的浓度低于1.5%，空气温度低于260C ；并同时考虑工作面在放炮时瓦斯、二氧化碳涌出不均衡系数取2.0～2.5；3．掘进中的煤巷和半煤岩巷道的风速最低为0.25m/s ，最高为4m/s ；掘进中的岩石巷道的风速最低为0.15m/s ，最高为4m/s ；其它通风行人巷道的风速最低为0.15m/s ；4．放炮后，主要以稀释炸药爆炸后产生的炮烟中的巨毒气体CO 浓度低于0.024%，NO 2浓度低于0.0025%（确定起爆点位置，被串联工作面进风口位置）。
二．工作面所需风量的确定（一）.安全距离的确定掘进工作面采用压入式通风除了要计算需风量以外,还必须按规定计算工作面在放炮后工人不被炮烟熏倒的安全长度。
1．回风流的安全长度（确定起爆点位置，被串联工作面进风口位置）。
A L =400,;Sm 稀 式中：L 稀—从掘进工作面至稀释炮烟到安全浓度（CO 浓度0.024%， NO 2浓度低于0.0025%）的距离，m ；A —掘进工作面一次爆破的炸药量，Kg ；S —掘进巷道成巷后的净断面，m 2;当计算出的距离L 稀大于100米而又小于工作面到回风口的距离时，起爆点位置为L 稀长度处设点；当计算出的距离L 稀小于100米时，起爆点位置应在大于100米长度处设点；当计算出的距离L 稀大于100米而且又大于工作面到回风口的距离（距离工作面大于100米）时，起爆在回风口外的位置设点。
2. 风筒出口到工作面的距离L 压≤L 射=4 ，m ≦;式中：L 压—风筒出口到工作面的距离，当计算出的长度大于《煤矿安全 规程》的规定时，取《规程》规定值，小于《煤矿安全规程》的规定时，取计算值；L 射—风流的有效射程，m ；（二）、工作面需要压入风量在煤巷、半煤岩巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、局部通风机吸风量、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。
矿井通风动力.doc
第六节 矿井通风动力一 、自然风压(一)、 自然风压及其形成和计算图1—6—1 简化矿井通风系图1-6-1为一个简化的矿井通风系统，2-3为水平巷道，0-5为通过系统最高点的水平线。
如果把地表大气视为断面无限大，风阻为零的假想风路，则通风系统可视为一个闭合的回路。
在冬季，由于空气柱0-1-2比5-4-3的平均温度较低，平均空气密度较大，导致两空气柱作用在2-3水平面上的重力不等。
其重力之差就是该系统的自然风压。
它使空气源源不断地从井口1流入，从井口5流出。
在夏季时，若空气柱5-4-3比0-1-2温度低，平均密度大，则系统产生的自然风压方向与冬季相反。
地面空气从井口5流入，从井口1流出。
这种由自然因素作用而形成的通风叫自然通风。
由上述例子可见，在一个有高差的闭合回路中，只要两侧有高差巷道中空气的温度或密度不等，则该回路就会产生自然风压。
p 为井口的大气压，Pa ；Z 为井深，m ；0-1-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值ρm1和ρm2，kg/m 3，则自然风压为：H Zg N m m =-()ρρ12 (1-6-1)(二)、自然风压的影响因素及变化规律1、自然风压变化规律自然风压的大小和方向，主要受地面空气温度变化的影响。
如图1-6-2、图1-6-3所示分别为浅井和我国北部地区深井的自然风压随季节变化的情形。
由图可以看出，对于浅井，夏季的自然风压出现负值；而对于我国北部地区的一些深井，全年的自然风压都为正值。
图1-6-2 浅井自然风压随季节变化图图1-6-3 深井自然风压随季节变化图2、自然风压影响因素（1）两侧空气柱的温度差矿井某一回路中两侧空气柱的温差是影响的主要因素。
影响气温差的主要因素是地面入风气温和风流与围岩的热交换。
其影响程度随矿井的开拓方式、采深、地形和地理位置的不同而有所不同。
（2）矿井深度当两侧空气柱温差一定时，自然风压与矿井或回路最高与最低点间的高差Z 成正比。
深1000m的矿井，“自然通风能”占总通风能量的30%。
矿井风量计算细则
矿井风量计算细则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进行计算。
一、采煤工作面实际需要风量计算按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算，即：n nQ采=∑Q采i+∑Q采备，m3/mini=1 i=1式中：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；单个采煤工作面实际需要风量应根据下列方法分别计算，并取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算：Q采i=(q瓦采×k采通i)/C采i m3/min式中：q瓦采i—第i个采煤工作面抽放瓦斯后的绝对涌出量，m3/minK采通i—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数。
各矿必须按规定实测出各煤层的k采通i，且取值时应满足机采工作面k采通≥1.2，炮采工作面k采通i≥1.4。
C采i—第i个采煤工作面回风流中的瓦斯最高允许浓度，% 。
2、按炸药量计算Q采i=25×A采i式中：A采i—第i个采煤工作面一次爆破的最大炸药量，kg3、风速验算：根据以上方法计算出的最大风量按最大、最小控顶距断面面积进行最低、最高风速验算，风速必须符合《煤矿安全规程》第101条之规定。
4、采煤工作面有串联通风时，按其中最大的一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。
备用工作面应按上述方法分别进行计算，取其最大值，且不得低于其回采时需要风量的50% 。
二、掘进工作面实际需要风量计算：按矿井内各个需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算。
nQ掘=∑Q掘i m3/mini=1式中：Q掘i—第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min单个掘进工作面实际需要风量应按下列方法分别计算，并取其中最大值,然后进行风机选型，确定单个掘进工作面的实际需要风量。
1、按瓦斯涌出量计算：Q掘i=（q瓦掘i×k掘通i）/C掘i式中：q瓦掘i—第i个掘进工作面抽放瓦斯后的绝对涌出量，m3/minK掘通i—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数。
矿井通风阻力计算方法
矿井透气阻力之阳早格格创做第一节透气阻力爆收的本果当气氛沿井巷疏通时，由于风流的粘滞性战惯性以及井巷壁里等对付风流的阻滞、扰动效率而产死透气阻力，它是制成风流能量益坏的本果.井巷透气阻力可分为二类：摩揩阻力(也称为沿程阻力)战局部阻力.一、风流流态（以管讲流为例）共一流体正在共一管讲中震动时，分歧的流速，会产死分歧的震动状态.当流速较矮时，流体量面互没有混纯，沿着与管轴仄止的目标做层状疏通，称为层流(或者滞流).当流速较大时，流体量面的疏通速度正在大小战目标上皆随时爆收变更，成为互相混纯的混治震动，称为紊流(或者湍流).(落矮风速的本果)(二)、巷讲风速分集由于气氛的粘性战井巷壁里摩揩效率，井巷断里上风速分集是没有匀称的.正在共一巷讲断里上存留层流区战紊区，正在揭近壁里处仍存留层流疏通薄层，即层流区.正在层流区以中，为紊流区.从巷壁背巷讲轴心目标，风速渐渐删大，呈扔物线分集.巷壁愈光润，断里上风速分集愈匀称.第二节摩揩阻力与局部阻力的估计一、摩揩阻力风流正在井巷中做沿程震动时，由于流体层间的摩揩战流体与井巷壁里之间的摩揩所产死的阻力称为摩揩阻力(也喊沿程阻力).由流体力教可知，无论层流仍旧紊流，以风流压能益坏（能量益坏）去反映的摩揩阻力可用下式去估计：H f =λ×L/d×ρν2/2 paλ——摩揩阻力系数.L——风讲少度，md——圆形风管曲径，非圆形管用当量曲径；ρ——气氛稀度，kg/m3ν2——断里仄衡风速，m/s；1、层流摩揩阻力：层流摩揩阻力与巷讲中的仄衡流速的一次圆成正比.果井下多为紊流，故没有仔细道述.2、紊流摩揩阻力：对付于紊流疏通，井巷的摩揩阻力估计式为：H f =α×LU/S3×Q2=R f×Q2 paR f=α×LU/S3α——摩揩阻力系数，单位kgf·s2/m4或者N·s2/m4，kgf·s2/m4=9.8N·s2/m4L、U——巷讲少度、周少，单位m；S——巷讲断里积，m2Q——风量，单位m/sR f——摩揩风阻，对付于已给定的井巷，L，U，S皆为已知数，故可把上式中的α，L，U，S 归纳为一个参数R f，其单位为：kg/m7 或者 N·s2/m83、井巷摩揩阻力估计要领新修矿井：查表得α→h f→ R f死产矿井：已测定的h f→ R f→α，再由α→ h f→ R f二、局部阻力由于井巷断里，目标变更以及分岔或者汇合等本果，使匀称震动正在局部天区受到效率而益害，进而引起风流速度场分集变更战爆收涡流等，制成风流的能量益坏，那种阻力称为局部阻力. 由于局部阻力所爆收风流速度场分集的变更比较搀纯性，对付局部阻力的估计普遍采与体味公式.1、几种罕睹的局部阻力爆收的典型：（1）、突变紊流利过突变部分时，由于惯性效率，出现合流与边壁摆脱的局里，正在合流与边壁之间产死涡漩区，进而减少能量益坏.（2）、渐变主假如由于沿震动目标出现减速删压局里，正在边壁附近爆收涡漩.果为压好的效率目标与震动目标好异，使边壁附近，流速本本便小，趋于0，正在那些场合合流与边壁里摆脱，出现与合流好异的震动，里涡漩.（3）、转直处流体量面正在转直处受到离心力效率，正在中侧出现减速删压，出现涡漩.（4）、分岔与会合上述的概括：局部阻力的爆收主假如与涡漩区有闭，涡漩区愈大，能量益坏愈多，局部阻力愈大.二、局部阻力的估计分歧典型的局部阻力估计公式基础普遍，但是系数与值纷歧样，正在本量安排估计中，局部阻力与巷讲摩揩总阻力的20%.第三节矿井透气阻力的估计步调一、阻力估计门路决定1、根据矿井透气过程微风量大小，决定阻力最大战最小的门路.透气门路中，没有得有人为删阻调风的透气办法.2、依照决定的阻力估计的门路，对付各节面举止编号.二、数据支集1、估计各用风天面需风量及矿井总需风量，而后决定估计门路中各巷讲通过风量.2、根据矿井本量情况，对付估计门路中各巷讲断里积、少度、周少、摩揩阻力系数举止与值.三、估计矿井透气阻力1、估计摩揩阻力H f =α×LU/S3×Q2 =R f×Q2 paR f=α×LU/S3α——摩揩阻力系数，单位kgf·s2/m4或者N·s2/m4，kgf·s2/m4=9.8N·s2/ m4L、U——巷讲少度、周少，单位m；S——巷讲断里积，m2Q——风量，单位m/sR f——摩揩风阻，对付于已给定的井巷，L，U，S皆为已知数，故可把上式中的α，L，U，S 归纳为一个参数R f，其单位为：kg/m7 或者 N·s2/m82、估计局部阻力H L =0.2 H f3、估计矿井总阻力Ht = H f + H L + H Rat + H NH Rat——扇风机附属拆置（风峒、扩集器等）的阻力，普遍与20mmH N——矿井自然风压，咱们公司矿井普遍与10mm4、估计矿井等积孔A = 0.38Q/H t0.5Q——矿井总排风量，单位坐圆米/秒Ht——矿井总阻力，单位毫米火柱第四节落矮矿井透气阻力步伐落矮矿井透气阻力，对付包管矿井仄安死产战普及经济效率皆具备要害意思.一、落矮井巷摩揩阻力步伐1、减小摩揩阻力系数α.2、包管有脚够大的井巷断里.正在其余参数没有变时，井巷断里夸大33%，Rf值可缩小50%.3、采用周少较小的井巷.正在井巷断里相共的条件下，圆形断里的周少最小，拱形断里次之，矩形，梯形断里的周少较大.4、缩小巷讲少度.5、预防巷讲内风量过于集结.二、落矮局部阻力步伐局部阻力与ξ值成正比，与断里的仄圆成反比.果此，为落矮局部阻力，应尽管预防井巷断里的突然夸大或者突然缩小，断里大小悬殊的井巷，其连交处断里应渐渐变更.尽大概预防井巷曲角转直或者大于90°的转直，主要巷讲内没有得随意停搁车辆，聚集木料等.要加强矿井总回风讲的维护战管制，对付冒顶，片助战积火处要即时处理.。
风量计算细则
Q掘＝100×q掘×K掘=100×0.059×2.0=11.8m3/min
普掘工作面需风量为
Q掘＝100×q掘×K掘=100×0.035×2.0=7.0m3/min
2）按局扇实际吸风量计算
Q掘＝Q局×Ⅰ×Kf
式中：
Q局——局扇额定风量，机掘局扇型号为JBT-62型，Q局＝300m3/min；普掘局扇型号为JBT-52型，Q局＝200m3/min。
4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3；
N——井下同时工作的最多人数，人；
K——矿井通风系数，本矿井采用中央并列式通风，取1.2
Q=4×67×1.2=321.6
2、按采煤、掘进、硐室等实际需风量计算
Q =（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K
式中：
∑Q采——采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面实际需风量总和，m3/min；
Q =52.3m3/s
h摩= 582.62Pa
两个时期等级孔按下式计算：
A＝
容易时期通风阻力计算表
表2-2-2
序
号
巷道名称
支护
阻力系数
N·s2/m4
长度L
（m）
周长P
（m）
断面S
(m2)
风量Q
(m3/s)
风压
(Pa)
风阻R
N·s2/m8
风速
m/s
1
副平硐
砌碹
0.0045
143.54
14.3
14.3
37
∑Q尾=120×4=480m3/min
2）防爆无轨胶轮车所需风量
按无轨胶轮车的功率计算风量，第一台无轨胶轮车风量按5.4 m3/min.kW；第二台加单台的75％；第三台及以后各台分别加50％的风量。5辆防爆无轨胶轮车的功率分别为65kW、65kW、74 kW、45 kW、66kW。
矿井风量风机选型
矿井风量、风压及等级孔1．风量计算1、按井下同时工作最多人数计算Q=4×N×K式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min；N——最大班下井人数，按65人计；K——风量备用系数，取1.15；计算得：Q=4×65×1.15＝299m3/min，即4.98m3/s。
2、风量计算及分配分别法，按矿井各需风地点实际需要风量计算Q矿井＝(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K C m3/s式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；Kc——风量备用系数，取1.15。
（1）采煤工作面实际需风量①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算配风量：Q采＝100×q采绝×Kc式中：Q采—掘进工作面实际需风量，4.96m3/min；T—掘进面平均日产量，取T＝455t/d；Q采—掘进工作面相对瓦斯涌出量，取15.71m3/t；kd—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面取1.4～2.0，取Kd=1.8。
q采绝＝455×15.71/1440＝4.96 m3/min。
故：Q采＝100×4.96×1.8/60＝14.88(m3/s)。
丰源煤矿、东德、香里坡煤矿2006年度瓦斯等级鉴定均为高瓦斯，三家煤矿合并为丰源煤矿，丰源煤矿瓦斯等级鉴定按原煤矿等级鉴定结果进行设计，矿井的绝对瓦斯涌出量为1.56m3/min，相对瓦斯涌出量为15.71 m3/t。
矿井为煤与瓦斯突出矿井，须作瓦斯抽放专项设计，须建设瓦斯抽放系统。
上述计算的回采工作面需风量是在矿井没有进行瓦斯抽放，没用对矿井瓦斯进行梯度计算的结果。
随着开采深度地延伸煤层瓦斯储存量和涌出量将会按一定的梯度不断增加，其需风量也在不断加大；但随着矿井瓦斯抽放＋利用系统的建立，采取对开采煤层进行本煤层抽放和对邻近煤层抽放后，回采工作面瓦斯储存量和涌出量会大量减少，故计算的回采工作面需风量能满足设计矿井困难时期的回采工作面需风量的要求。
矿井通风阻力计算方法
矿井通风阻力第一节通风阻力产生的原因当空气沿井巷运动时，由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力，它是造成风流能量损失的原因。
井巷通风阻力可分为两类：摩擦阻力(也称为沿程阻力)和局部阻力。
一、风流流态（以管道流为例）同一流体在同一管道中流动时，不同的流速，会形成不同的流动状态。
当流速较低时，流体质点互不混杂，沿着与管轴平行的方向作层状运动，称为层流(或滞流)。
当流速较大时，流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化，成为互相混杂的紊乱流动，称为紊流(或湍流)。
(降低风速的原因)(二)、巷道风速分布由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响，井巷断面上风速分布是不均匀的。
在同一巷道断面上存在层流区和紊区，在贴近壁面处仍存在层流运动薄层，即层流区。
在层流区以外，为紊流区。
从巷壁向巷道轴心方向，风速逐渐增大，呈抛物线分布。
巷壁愈光滑，断面上风速分布愈均匀。
第二节摩擦阻力与局部阻力的计算一、摩擦阻力风流在井巷中作沿程流动时，由于流体层间的摩擦和流体与井巷壁面之间的摩擦所形成的阻力称为摩擦阻力(也叫沿程阻力)。
由流体力学可知，无论层流还是紊流，以风流压能损失（能量损失）来反映的摩擦阻力可用下式来计算：H f =λ×L/d×ρν2/2 paλ——摩擦阻力系数。
L——风道长度，md——圆形风管直径，非圆形管用当量直径；ρ——空气密度，kg/m3ν2——断面平均风速，m/s；1、层流摩擦阻力：层流摩擦阻力与巷道中的平均流速的一次方成正比。
因井下多为紊流，故不详细叙述。
2、紊流摩擦阻力：对于紊流运动，井巷的摩擦阻力计算式为：H f =α×LU/S3×Q2 =R f×Q2 paR f=α×LU/S3α——摩擦阻力系数，单位kgf·s2/m4或N·s2/m4，kgf·s2/m4=9.8N·s2/m4 L、U——巷道长度、周长，单位m；S——巷道断面积，m2Q——风量，单位m/sR f——摩擦风阻，对于已给定的井巷，L，U，S都为已知数，故可把上式中的α，L，U，S 归结为一个参数R f，其单位为：kg/m7 或 N·s2/m83、井巷摩擦阻力计算方法新建矿井：查表得α→ h f→ R f生产矿井：已测定的h f→ R f→α，再由α→ h f→ R f二、局部阻力由于井巷断面，方向变化以及分岔或汇合等原因，使均匀流动在局部地区受到影响而破坏，从而引起风流速度场分布变化和产生涡流等，造成风流的能量损失，这种阻力称为局部阻力。
矿井一通三防计算相关公式
矿井一通三防计算相关公式一、通风阻力测定相关公式1.简单算术平均数。
有这么一组数字10、20、30、40、50 那么它们的算术平均值是（10+20+30+40+50）/5=302.加权算术平均数。
加权算术平均数 = 各组（变量值× 次数）之和 / 各组次数之和= ∑xf / ∑f3.紊流状态下井巷的摩擦阻力对于不同形状的井巷断面，其周长U与断面积S式中：C—断面形状系数：梯形C=4.16；三心拱C=3.85；半圆拱C=3.90。
摩擦阻力系数α矿井中大多数通风井巷风流的Re值已进入阻力平方区，λ值只与相对糙度有关，对于几何尺寸和支护已定型的井巷，相对糙度一定，则λ可视为定值；在标准状态下空气密度ρ=1.2kg/m3。
对上式，令：α称为摩擦阻力系数，单位为 kg/m3或 N.s2/m4。
则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式写为：通过大量实验和实测所得的、在标准状态（ρ0=1.2kg/m3）条件下的井巷的摩擦阻力系数，即所谓标准值α0值，当井巷中空气密度ρ≠1.2kg/m3时，其α值应按下式修正：摩擦风阻R f对于已给定的井巷，L、U、S都为已知数，故可把上式中的α、L、U、S 归结为一个参数R f：R f 称为巷道的摩擦风阻，其单位为：kg/m7 或N.s2/m8。
工程单位：kgf .s2/m8 ，或写成：kμ。
1 N.s2/m8= 9.8 kμ4.标准摩擦阻力系数通过大量实验和实测所得的、在标准状态（ρ0=1.2kg/m3）条件下的井巷的摩擦阻力系数，即所谓标准值α0值，当井巷中空气密度ρ≠1.2kg/m3时，其α值应按上式修正。
23QSLUhfα=2.10ραα=3SLURfα=SCU=通风阻力等级通风难易程度风阻R（Ns2/m8）等积孔A（m2)大阻力矿困难＞1.42 ＜1中阻力矿中等 1.42～0.35 1～2小阻力矿容易＜0.35 ＞25.干空气密度式中P为空气的绝对压力，单位为kPa；T为空气的热力学温度（K），T=273+t, t为空气的摄氏温度（℃）。
矿井有关通风参数的计算方法
矿井有关通风参数的计算方法1、矿井有效风量计算：矿井有效风量是指风流通过井下各用风地点实测风量之和（包括独立通风采煤工作面、掘进工作面、备用工作面、硐室及其它用风巷道）。
Q有效=∑Q采i+∑Q掘全i+∑Q硐i+∑Q备i＋∑Q其它i （m3/min）式中：Q有效——矿井有效风量，m3/min；∑Q采i——矿井独立通风采煤工作面实测风量之和，m3/min；∑Q掘全i——矿井独立通风掘进工作面局部通风机安装处全风压实测风量之和，m3/min；∑Q硐i——矿井独立通风硐室实测风量之和，m3/min；∑Q备i——矿井独立通风备用工作面实测风量之和，m3/min；∑Q其它i——矿井其它独立用风巷道实测风量之和，m3/min。
2、矿井有效风量率（E）计算矿井有效风量率是矿井有效风量与各台主要通风机工作风量总和之比。
E＝Q有效÷∑Q主通i×100式中：E——矿井有效风量率，%；Q有效——矿井有效风量，m3/min；∑Q主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min。
3、矿井外部漏风量计算：矿井外部漏风量是指直接由主要通风机装置及其风井附近地表漏失的风量之和。
∑Q外漏＝∑Q主通i－∑Q井i （m3/min）式中：∑Q外漏——矿井外部漏风量之和，m3/min；∑Q主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min;∑Q井i——各回风井的实测风量之和，m3/min。
4、矿井外部漏风率计算：矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各台主要通风机工作风量总和之比。
L＝∑Q外漏÷∑Q主通i×100式中：L——矿井外部漏风率，%。
∑Q外漏——矿井外部漏风量之和，m3/min；∑Q主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min。
5、矿井内部漏风量计算：矿井内部漏风量是指矿井实际总进风量与矿井有效风量之差。
Q内漏＝Q实进－Q有效（m3/min）式中：Q内漏——矿井内部漏风量，m3/min；Q实进——矿井实际总进风量，m3/min；Q有效——矿井有效风量，m3/min。
采、掘作业规程工作面风量计算
关于规范采掘作业规程风量计算方法的通知各生产矿井：为了加强采掘工作面作业规程的管理，统一采掘作业规程通风计算格式，更好地指导安全生产，根据目前各矿井作业规程编制的实际，特制定珲春矿业集团公司《关于规范采掘作业规程风量计算方法》，望各矿井接到通知后，认真贯彻执行。
掘进工作面风量计算方法一、掘进工作面风量计算（一）按瓦斯涌出量计算：Q=100qk（m3/min）式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min ；100—单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值；q—掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min ，该数值的取法：应参照相同煤层或相近煤层的绝对瓦斯涌出量的最大值进行取值；k—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进工作面最大一天的绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。
（二）按炸药量计算（炮掘工作面）：Q=25A（m3/min）式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；25—每千克炸药不低于25 m3的配风量；A—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg。
（三）按掘进工作面最多人数计算：Q=4N（m3/min）式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；4—每人每分钟不低于4 m3/min的配风量；N—掘进工作面同时工作的最多人数。
（四）按风速进行验算：1、按最低风速进行验算：（1）岩巷掘进工作面的最低风量（Q岩）：Q岩≥60×0.15S岩=9S岩（m3/min）（2）煤与半煤岩巷掘进工作面的最低风量（Q煤）：Q煤≥60×0.25S煤=15S煤（m3/min）2、按最高风速进行验算：岩巷、煤与半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q）：Q≤60×4S=240S（m3/min）式中：S—掘进巷道断面面积，m2。
（五）根据上述计算结果取最大值确定工作面需风量。
（六）根据工作面风量确定工作面风筒出口风量通过(一)、(二)、(三)、(四)（最低风速）计算结果取最大值，且不得小于100m3/min，如果小于100 m3/min取100m3/min。
科马洛夫公式计算矿井自然风压-zuoluo007编制
1、直接测量法测量自然风压 就是风机停止运转，将风硐闸门完全放下，这时风机房压差 计的读数就是自பைடு நூலகம்风压值。这种方法看似简单，但生产中是 不允许为测量自然风压而停止主要通风机向井下供风的，所 以需要采取安全措施。 2、反风法测量自然风压 详见《反风测算矿井自然风压》
《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》 （AQ1055-2008）3.3.2.1条规定：进、出风井井口标高差在 150m以上或进、出风井井口标高相同但井深在400m以上时， 应计算矿井自然风压。 1、直接测量法测量自然风压 就是风机停止运转，将风硐闸门完全放下，这时风机房压差 计的读数就是自然风压值。这种方法看似简单，但生产中是 不允许为测量自然风压而停止主要通风机向井下供风的，所 以需要采取安全措施。
采用科马洛夫公式 （一）当井深小于100m时
Hn
P0 Hg 1 1 （ - ） R T1 T2
单位 Pa Pa m m/s
2
数值 -6 97446 85 9.8 287 299 297 标高(m) 气压(Pa) 350 97446
Hn——矿井自然风压 P0——地面井口大气压力 H——矿井开采深度 g——重力加速度 R——矿井空气常数，干空气 R=287J/(kg.K)，湿空气R=461J/(kg.K) T1——进风侧平均温度 T2——回风侧平均温度 （二）当井深大于100m时
J/(kg.K) K K
Hn
P0 Hg 1 1 H （ - ） (1 ) R T1 T2 10000
单位 Pa Pa m m/s2 J/(kg.K) K K
数值 180 85993 1140 9.8 461 275 281 标高(m) 气压(Pa) 1450 85254
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。
通风参数
矿井有关通风参数的计算方法1、矿井有效风量是指风流通过井下各用风地点实测风量之和（包括独立通风采煤工作面、掘进工作面、备用工作面、硐室及其它用风巷道）。
矿井有效风量计算：Q 有效=∑Q 采i+∑Q 掘全i+∑Q 硐i+∑Q 备i＋∑Q 其它i （m3/min）式中：Q 有效——矿井有效风量，m3/min；∑Q 采i——矿井独立通风采煤工作面实测风量之和，m3/min；∑Q 掘全i——矿井独立通风掘进工作面局部通风机安装处全风压实测风量之和，m3/min；∑Q 硐i——矿井独立通风硐室实测风量之和，m3/min；∑Q 备i——矿井独立通风备用工作面实测风量之和，m3/min；∑Q 其它i——矿井其它独立用风巷道实测风量之和，m3/min。
2、矿井有效风量率（E）是矿井有效风量与各台主要通风机工作风量总和之比。
矿井有效风量率计算：E＝Q 有效÷∑Q 主通i×100 （6－2）式中：E——矿井有效风量率，%；Q 有效——矿井有效风量，m3/min；∑Q 主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min。
注：我们局都采用E＝Q有效÷Q实进×100％的公式计算。
3、矿井需要总进风量计算(Q 矿= Q需)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）×K 矿通（m3/min）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=1.15～1.25。