煤矿调风配风计算书.docx
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煤矿调风配风计算书
一、矿井风量、负压、等积孔的计算
（一）矿井风量的计算
1.按矿井井下同时工作最多人数配风
Q=4NK
=4×64×1.2
=307.2m3/min
式中：
4——供给井下每人的风量，m3/min
N——井下同时工作的最多人数
K——矿井通风系数，取1.2
2.按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量计算
根据《煤矿安全规程》，矿井总进风量按下式计算：
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）·K
式中
Q总——矿井总进风量，m3/s；
∑Q采——回采工作面实际需风量之和，m3/s；
∑Q掘——掘进工作面实际需风量之和，m3/s；
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量之和，m3/s；
∑Q它——其它通风地点实际需风量之和，m3/s；
K——矿井通风系数，取1.20。
（1）采煤工作面需风量计算
①按矿井瓦斯涌出量计算
Q采=100·q采·Kc
=100×5×1.5
=750m3/min
式中Q采——采煤工作面需风量，m3/min；
Kc——风量备用系数，炮采工作面取1.5；
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，5m3/min。
本矿为高瓦斯矿井,绝对瓦斯涌出量较高,但根据抽放系统的布置情况,抽放后绝对瓦斯涌出量可按5m3/min设计配风量。
②按工作面气温与风速的关系计算
Q采=60×Vc×Sc×Ki
=60×1.5×5.2×0.9
=421.2m3/min
式中Vc——回采工作面适宜风速，取1.5m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面，取5.2m2；
Ki——工作面长度系数，取0.9。
③按炸药使用量计算
Q采=25AC
=25×10
=250m3/min
式中：
Ac——回采工作面一次使用最大炸药量，kg.
④选择最大值750m3/min暂作为回采工作面所需风量。
⑤按风速进行校核
0.25×60×Sc=0.25×60×5.2=78m3/min
4×60×Sc=4×60×5.2=1248m3/min
78m3/min＜750m3/min＜1248m3/min
式中：
Sc——回采工作面平均有效断面5.2m2。
⑥回采工作面个数为两个，∑Q采=750×2=1500m3/min
（2）掘进工作面需风量计算
①掘进工作面需风量按局部通风机吸风量计算：
Q掘=K循×Q扇
=1.3×200=260m3/min
式中：
K循——为保证局扇不产生循环风的系数，K循＝1.2～1.3，取K循＝1.3；
Q扇——局扇实际吸风量定风量，11kW局扇取200m3/min。
②按瓦斯涌出量计算
Q掘=100·q掘·K掘通
=100×1.5×1.8
=270m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面需风量，m3/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，1.5m3/min，抽放后残存绝对瓦斯量可按1.5m3/min考虑；
③按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4·N
=4×16
=64m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面需风量，m3/min；
N——掘进工作面同时工作的最多人数，为16人；
④选择最大值270m3/min暂作为掘进工作面所需风量。
⑤按风速进行验算
15×S掘式中：
S掘——煤巷掘进工作面断面积，S掘＝5.5m2
0.25×60×S掘=0.25×60×5.5=82.5m3/min
4×60×Sc=4×60×5.5=1320m3/min
82.5m3/min＜270m3/min＜1320m3/min
⑥掘进工作面个数为两个，∑Q掘=270×2=540m3/min
（3）硐室需风量
轨道上山：
1×60m3/min；
则ΣQ硐=1×60
=60m3/min
（4）其它地点需风量
Q其=60m3/min
（5）矿井总进风量
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）·K
=（1500+540+60+60）×1.20
=2592m3/min
3.根据以上计算矿井总风量取44m3/s。
（二）矿井风量分配
1.每个炮采工作面配风15.0m3/s，两个炮采工作面配风30m3/s；
2.每个掘进工作面Q掘=7.0m3/s，两个掘进面共需风14.0m3/s；
（三）矿井负压计算
矿井生产初期，矿井负压计算详见表5-2-1、表5-2-2，矿井负压h1=346.62Pa，h1′=335.92Pa；
矿井生产后期，矿井负压计算详见表5-2-3，矿井负压h2=887.41Pa；
（四）积孔计算
式中Ai—各通风系统的等积孔，m2；
Qi—各通风系统的风量，m3/s；
Hi—各通风系统的通风负压，Pa。
通风容易时期矿井通风等积孔A1为：
2.59m2；
通风容易时期矿井通风等积孔A1′为：
1.88m2；
通风困难时期矿井通风等积孔为A2：
1.72m2；
矿井通风容易时期、困难时期的通风难易程度为中等。
矿井通风阻力计算表（容易期）
矿井名称：
炭窑沟煤矿
表5-2-1
序号
区段序号
巷道名称
支护型式
巷道长度L（m）
阻力系数α（Ns2/m4）
断面S（m2）
S3（m2）3
净周长U（m）
摩擦风阻R（NS2/m8）
Q（m3/s）
Q2（m3/s）2
摩擦阻力（Pa）
风速v（m/s）
1
主斜井
喷砼
474.0
0.0088
7.30
389.02
10.30
0.110
22
484.0
53.45
3.01
2
+1850运输石门
喷砼
100.0
0.0078
7.80
474.55
10.60
0.017
22
484.0
8.43
2.82
3
二1上层煤+1930回风顺槽
金属
470.0
0.0147
5.50
166.38
9.60
0.399
15
225.0
89.70
2.73
4
回风暗斜井
喷砼
232.0
0.0078
7.80
474.55
10.60
0.040
15
225.0
9.09
1.92
5
风硐
喷砼
20.0
0.0117
6.40
262.14
10.20
0.009
15
225.0
2.05
2.34
小计
162.72
局部阻力（15﹪）
24.408
总计
187.128
矿井通风阻力计算表（容易期）
矿井名称：
炭窑沟煤矿
表5-2-2
序号
区段序号
巷道名称
支护型式
巷道长度L（m）
阻力系数α（Ns2/m4）
断面S（m2）
S3（m2）3
净周长U（m）
摩擦风阻R（NS2/m8）
Q（m3/s）
Q2（m3/s）2
摩擦阻力（Pa）
风速v（m/s）
1
副斜井
喷砼
171.0
0.0088
7.30
389.02
10.30
0.040
22
484.0
19.28
3.01
2
+1985运输石门
喷砼
120.0
0.0078
7.80
474.55
8.50
0.017
22
484.0
8.11
2.82
3
二3层煤+1985南运输顺槽
金属
470.0
0.017
5.50
166.38
9.60
0.461
15
225.0
103.73
2.73
4
二3层煤+1985南工作面
45.0
0.0059
4.00
64.00
8.00
0.033
15
225.0
7.47
3.75
5
北风井
喷砼
105.0
0.0098
7.80
474.55
10.60
0.023
29
841.0
19.33
3.72
6
风硐
喷砼
20.0
0.0117
6.40
262.14
10.20
0.009
29
841.0
7.66
4.53
小计
165.58
局部阻力（15﹪）
24.837
总计
190.417
矿井通风阻力计算表（困难期）
矿井名称：
炭窑沟煤矿
表5-2-3
序号
区段序号
巷道名称
支护型式
巷道长度L（m）
阻力系数α（Ns2/m4）
断面S（m2）
S3（m2）3
净周长U（m）
摩擦风阻R（NS2/m8）
Q（m3/s）
Q2（m3/s）2
摩擦阻力（Pa）
风速v（m/s）
1
主斜井
喷砼
474.0
0.0088
7.30
389.02
10.30
0.110
22
484.0
53.45
3.01
2
+1850运输石门
喷砼
100.0
0.0078
7.80
474.55
10.60
0.017
22
484.0
8.43
2.82
3
二3层煤+1850南运输顺槽
金属
470.0
0.017
5.50
166.38
9.60
0.461
15
225.0
103.73
2.73
4
二3层煤+1850南工作面
140.0
0.0059
4.00
64.00
8.00
0.103
15
225.0
23.23
3.75
5
二3层煤+1900回风顺槽
金属
470.0
0.0147
5.50
166.38
9.60
0.399
15
225.0
89.70
2.73
6
北风井
喷砼
105.0
0.0098
7.80
474.55
10.60
0.023
44
1936.0
44.50
5.64
7
风硐
喷砼
20.0
0.0117
6.40
262.14
10.20
0.009
44
1936.0
17.63
6.88
小计
340.67
局部阻力（15﹪）
51.101
总计
391.771
一、矿井风量、负压、等积孔的计算
（一）矿井风量的计算
1.按矿井井下同时工作最多人数配风
Q=4NK
=4×64×1.2
=307.2m3/min
式中：
4——供给井下每人的风量，m3/min
N——井下同时工作的最多人数
K——矿井通风系数，取1.2
2.按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量计算
根据《煤矿安全规程》，矿井总进风量按下式计算：
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）·K
式中
Q总——矿井总进风量，m3/s；
∑Q采——回采工作面实际需风量之和，m3/s；
∑Q掘——掘进工作面实际需风量之和，m3/s；
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量之和，m3/s；
∑Q它——其它通风地点实际需风量之和，m3/s；
K——矿井通风系数，取1.20。
（1）采煤工作面需风量计算
①按矿井瓦斯涌出量计算
Q采=100·q采·Kc
=100×5×1.5
=750m3/min
式中Q采——采煤工作面需风量，m3/min；
Kc——风量备用系数，炮采工作面取1.5；
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，5m3/min。
本矿为高瓦斯矿井,绝对瓦斯涌出量较高,但根据抽放系统的布置情况,抽放后绝对瓦斯涌出量可按5m3/min设计配风量。
②按工作面气温与风速的关系计算
Q采=60×Vc×Sc×Ki
=60×1.5×5.2×1.0
=468m3/min
式中Vc——回采工作面适宜风速，取1.5m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面，取5.2m2；
Ki——工作面长度系数，取1.0。
③按炸药使用量计算
Q采=25AC
=25×10
=250m3/min
式中：
Ac——回采工作面一次使用最大炸药量，kg.
④选择最大值750m3/min暂作为回采工作面所需风量。
⑤按风速进行校核
0.25×60×Sc=0.25×60×5.2=78m3/min
4×60×Sc=4×60×5.2=1320m3/min
78m3/min＜750m3/min＜1320m3/min
式中：
Sc——回采工作面平均有效断面5.2m2。
⑥回采工作面个数为两个，∑Q采=750×2=1500m3/min
（2）掘进工作面需风量计算
①掘进工作面需风量按局部通风机吸风量计算：
Q掘=K循×Q扇
=1.3×200=260m3/min
式中：
K循——为保证局扇不产生循环风的系数，K循＝1.2～1.3，取K循＝1.3；
Q扇——局扇实际吸风量定风量，对旋轴流局扇取200m3/min。
②按瓦斯涌出量计算
Q掘=100·q掘·K掘通
=100×1.5×1.8
=270m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面需风量，m3/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，1.5m3/min，抽放后残存绝对瓦斯量可按1.5m3/min考虑；
③按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4·N
=4×16
=64m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面需风量，m3/min；
N——掘进工作面同时工作的最多人数，为16人；
④选择最大值270m3/min暂作为掘进工作面所需风量。
⑤按风速进行验算
15×S掘式中：
S掘——煤巷掘进工作面断面积，S掘＝5.5m2
0.25×60×S掘=0.25×60×5.5=82.5m3/min
4×60×Sc=4×60×5.5=1320m3/min
82.5m3/min＜270m3/min＜1320m3/min
⑥掘进工作面个数为两个，∑Q掘=270×2=540m3/min
（3）硐室需风量
轨道上山：
1×60m3/min；
则ΣQ硐=1×60
=60m3/min
（4）其它地点需风量
Q其=60m3/min
（5）矿井总进风量
Q总=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）·K
=（1500+540+60+60）×1.20
=2592m3/min
3.根据以上计算矿井总风量取44m3/s。
（二）矿井风量分配
1.每个炮采工作面配风15m3/s，两个炮采工作面配风30m3/s；
2.每个掘进工作面Q掘=5.0m3/s，两个掘进面共需风10m3/s。
3.材料上山配风Q=4.0m3/s，
（三）矿井负压计算
矿井生产初期，矿井负压计算详见表5-2-1，矿井负压h1=632.29Pa；
矿井生产后期，矿井负压计算详见表5-2-2，矿井负压h2=590.00Pa；
（四）积孔计算
式中Ai—各通风系统的等积孔，m2；
Qi—各通风系统的风量，m3/s；
Hi—各通风系统的通风负压，Pa。
生产前期矿井通风等积孔为：
2.08m2；
生产后期矿井通风等积孔为：
2.15m2；
矿井通风容易时期、困难时期的通风难易程度为中等。
矿井通风阻力计算表（前期）
矿井名称：
陡崖沟煤矿
表5-2-1
序号
区段序号
巷道名称
支护型式
巷道长度L（m）
阻力系数α（Ns2/m4）
断面S（m2）
S3（m2）3
净周长U（m）
摩擦风阻R（NS2/m8）
Q（m3/s）
Q2（m3/s）2
摩擦阻力（Pa）
风速v（m/s）
1
主斜井
喷砼
575.0
0.0088
8.70
658.50
11.16
0.085
22
484.0
41.36
2.53
2
+1800运输石门
喷砼
140.0
0.0078
12.40
1906.62
13.64
0.008
22
484.0
3.78
1.77
3
+1800通风上山
喷砼
50.0
0.0078
7.10
357.91
11.20
0.086
22
484.0
41.62
3.10
4
+1840运输石门
喷砼
120.0
0.0078
12.40
1906.62
13.64
0.007
22
484.0
3.24
1.77
5
二1层煤+1840运输顺槽
金属
400.0
0.017
5.50
166.38
9.60
0.392
15
225.0
88.28
2.73
6
二1层煤+1840工作面
70.0
0.0059
4.00
64.00
8.00
0.052
15
225.0
11.62
3.75
7
二1层煤+1890回风巷
金属
400.0
0.0147
5.50
166.38
9.60
0.339
15
225.0
76.34
2.73
8
+1890回风石门
喷砼
200.0
0.0098
7.80
474.55
10.60
0.044
44
1936.0
84.76
5.64
9
风井
喷砼
427.0
0.0098
7.80
474.55
10.60
0.093
44
1936.0
180.96
5.64
10
风硐
喷砼
20.0
0.0117
6.40
262.14
10.20
0.009
44
1936.0
17.63
6.88
11
小计
549.59
12
局部阻力（15﹪）
82.44
13
总计
632.29
矿井通风阻力计算表（后期）
矿井名称：
陡崖沟煤矿
表5-2-2
序号
区段序号
巷道名称
支护型式
巷道长度L（m）
阻力系数α（Ns2/m4）
断面S（m2）
S3（m2）3
净周长U（m）
摩擦风阻R（NS2/m8）
Q（m3/s）
Q2（m3/s）2
摩擦阻力（Pa）
风速v（m/s）
1
主斜井
喷砼
573.0
0.0088
8.70
658.50
11.16
0.085
22
484.0
41.36
2.53
2
+1800运输石门
喷砼
140.0
0.0078
12.40
1906.62
13.64
0.008
22
484.0
3.78
1.77
3
+1800集中运输石门
喷砼
90.0
0.0098
7.30
389.02
10.30
0.023
22
484.0
11.30
3.01
4
二1层煤+1800运输顺槽
金属
400.0
0.017
5.50
166.38
9.60
0.392
15
225.0
88.28
2.73
5
二1层煤+1800工作面
70.0
0.0059
4.00
64.00
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