《矿井风量计算细则》.docx

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《矿井风量计算细则》

焦煤公司风量计算细则

一、编制依据

焦煤公司矿井风量计算细则的编制，主要依据《煤矿安全规程》、《煤矿井工开采通风技术条件》、《煤矿通风能力核定标准》、国家及河南省有关文件等规定要求，结合对所属矿井生产实际和通风状况进行全面调研分析，在模拟计算操作的基础上进行修订完善。

二、风量计算的原则和要求

1.计算矿井需风量时，要由里向外进行，即先计算采掘工作面、采区硐室、采区其它用风地点的需风量。

然后计算独立通风系统硐室（如爆破材料库、充电硐室等）的需风量。

通过风量计算，求得井下各用风地点的需风量，确定矿井的总进风量、总回风量和主要通风机工作风量。

2.多回风井的矿井，应分别计算出每个主要通风机系统担负的总进风量、总回风量和主要通风机工作风量。

3.矿井各用风地点所配备的风量必须符合《煤矿安全规程》中关于瓦斯和二氧化碳浓度的规定、最高风速和最低风速的规定、采掘工作面和机电硐室最高温度的规定。

采掘工作面要选择适宜的风速，创造良好的气候条件。

4.矿井、采区、采掘工作面的风量，应根据矿井生产地区、采掘工作面的采掘强度、瓦斯及二氧化碳涌出量的变化等情况，随时进行计算和调整。

5.采掘工作面及其它用风地点的需风量按最高风速验算后，最大供风量如不能满足需要时，应采用抽采瓦斯、调整通风系统或以风定产等方法进行处理。

6.各矿井每旬必须进行一次全面测风，采掘工作面根据实际需要随时进行测风。

每次测风结束后，都应将测风结果填写在测风记录本及测风站（点）的记录牌上；旬、月测风报表，都必须报矿总工程师审阅，每月的通风月报必须上报焦煤公司通风管理部。

7.根据风量计算和测风结果，矿通风区（队）应及时做好矿井风量调节，保证各用风地点风量分配合理；矿总工程师应根据矿井生产地区变化，组织有关部门及时制定矿井风量调节方案，保证矿井主要通风机安全、经济、高效运行。

8.采掘工作面通风条件发生变化需要调整风量时，应在《作业规程》复查意见中进行修订。

三、风量计算

（一）采煤工作面需风量

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。

工作面有串联通风时，两个工作面需风量分别计算后选用其中最大值。

采煤工作面需风量的计算方法如下：

1．按气象条件计算：

Qc=60×70%×v×S×kh×kl（m3/min）

式中：

v—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；

kh—采煤工作面采高调整系数，具体按表2取值；

kl—采煤工作面长度调整系数，具体按表3取值；

70%—有效通风断面系数；

60—单位换算产生的系数。

表1采煤工作面进风流气温与对应风速

采煤工作面进风流气温／℃

采煤工作面风速／（m·s-1）

＜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2kh—采煤工作面采高调整系数

采高／m

＜2.0

2.0～2.5

＞2.5及放顶煤工作面

系数（kh）

1.0

1.1

1.2

表3kl—采煤工作面长度调整系数

采煤工作面长度／m

系数（kcl）

＜15

0.8

15～80

0.8～0.9

80～120

1.0

120～150

1.1

150～180

1.2

＞180

1.30～1.40

2．按照瓦斯涌出量计算：

Qc=100×qc×kc（m3/min）

式中：

qc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。

抽采矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽采量进行计算；

kc—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。

正常生产时连续观测1个月，最大绝对瓦斯涌出量和月平均绝对瓦斯涌出量的比值；

也可参照下列系数：

突出矿井的顶层机采工作面：

Kc＝1.2～1.6；

突出矿井的炮采工作面：

Kc＝1.4～2.0；

低瓦斯矿井的采煤工作面和突出矿井的中底层工作面：

Kc＝1.1～1.5。

采煤工作面开采前编制作业规程进行工作面需风量计算时，采煤工作面绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出不均衡系数可参照邻近工作面瓦斯涌出资料或经验值；开采1个月后，按本工作面的实际值进行计算，在月度作业规程复审时修订工作面的需风量。

100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。

3．按照二氧化碳涌出量计算：

Qc=67×qc×kc（m3/min）

式中：

qc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；

kc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。

正常生产时连续观测1个月，最大绝对二氧化碳涌出量和月平均绝对二氧化碳涌出量的比值；

67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

4．按炸药量计算：

（1）一级煤矿许用炸药：

Qc=25Ac（m3/min）

（2）二、三级煤矿许用炸药：

Qc=10Ac（m3/min）

式中：

Ac—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；

25—每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min；

10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。

5．按工作人员数量验算：

Qc≥4Nc（m3/min）

式中：

Nc—采煤工作面同时工作的最多人数；

4—每人需风量，m3/min。

6．按风速进行验算：

（1）验算最小风量：

Qc≥60×0.25Sc（m3/min）

Sc=Lc×hc×70%（m2）

（2）验算最大风量：

Qc≤60×4.0Sc（m3/min）

Sc=lc×hc×70%（m2）

（3）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量：

Qc≤60×5.0Sc（m3/min）

式中：

Sc—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；

Lc—采煤工作面最大控顶距，m；

hc—采煤工作面实际采高，m；

Sc—采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；

lc—采煤工作面最小控顶距，m；

0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；

70%—有效通风断面系数；

4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；

5.0—综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后允许的最大风速，m/s。

7．备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。

Qs=Qc/2（m3/min）

式中：

Qs—备用工作面实际需要风量，m3/min；

（二）掘进工作面需要风量

掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员、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．按照瓦斯涌出量计算：

Qh=100×qh×kh（m3/min）

式中：

qh—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。

应取回风口以里10～15m范围的绝对瓦斯涌出量，新开口的掘进工作面可根据邻近条件相似巷道推测或者根据可解吸瓦斯含量和进度预测。

抽采矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽采量进行计算；

kh—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。

正常生产条件下，连续观测1个月，最大绝对瓦斯涌出量与月平均绝对瓦斯涌出量的比值；或参照下列系数：

突出矿井顶层掘进工作面：

Kh＝1.6～2.5；

低瓦斯矿井和突出矿井的中底层掘进工作面：

Kh＝1.3～1.8；

掘进工作面开始掘进前编制作业规程进行工作面需风量计算时，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出不均衡系数可参照邻近工作面的瓦斯涌出资料或经验值；掘进1个月后，按本工作面的实际值进行计算，在月度作业规程复审时修订掘进工作面的需风量。

100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。

2．按照二氧化碳涌出量计算：

Qh=67×qh×kh（m3/min）

式中：

qh—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；

kh—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。

正常生产条件下，连续观测1个月，最大绝对二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧化碳涌出量的比值；

67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

3．按炸药量计算：

（1）一级煤矿许用炸药：

Qh=25Ah（m3/min）

（2）二、三级煤矿许用炸药：

Qh=10Ah（m3/min）

式中：

Ah—掘进工作面1次爆破所用的最大炸药量，kg。

4．按工作人员数量验算：

Qh≥4Nh（m3/min）

式中：

Nh—掘进工作面同时工作的最多人数。

5．按风速进行验算：

（1）验算最小风量：

无瓦斯涌出的岩巷：

Qh≥60×0.15Sh（m3/min）

有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷：

Qh≥60×0.25Sh（m3/min）

（2）验算最大风量：

Qh≤60×4.0Sh（m3/min）

式中：

Sh—掘进工作面巷道的净断面积，m2。

按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量。

6．掘进工作面全负压供风量计算

根据掘进工作面需风量和局部通风机的额定风量进行局部通风机选型。

并满足以下要求：

①所选风机的工作风量必须大于工作面需风量；②所选风机的工作风量必须满足巷道掘进最远距离的通风需要。

（1）无瓦斯涌出的岩巷：

Qh=∑Qf+60×0.15Sh（m3/min）

（2）有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：

Qh=∑Qf+60×0.25Sh（m3/min）

式中：

∑Qf—掘进工作面同时运转的局部通风机实际吸风量的总和，m3/min；

0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；

0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

Sh—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。

（三）各个独立通风硐室的需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。

1．爆炸材料库需要风量计算：

Qu=4V/60（m3/min）

式中：

V—井下爆炸材料库的体积，m3;

4—井下爆炸材料库内空气每小时更换次数。

但大型爆炸材料库不应小于100m3/min，中、小型爆炸材料库不应小于60m3/min。

2．充电硐室需要风量计算：

Qu=200qH（m3/min）

式中：

qH—充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min；

200—按其回风流中氢气浓度不大于0.5%的换算系数。

但充电硐室的供风量不应小于100m3/min。

按经验配风时可取100～250m3/min。

3．机电硐室需要风量计算：

发热量大的机电硐室，应按照硐室中运行的机电设备发热量进行计算：

Qu=

（m3/min）

式中：

∑N—机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率（按全年中最大值计算），kW；

—机电硐室发热系数。

按表４取值；

—空气密度。

一般取

=1.20kg/m3；

—空气的定压比热。

一般可取

=1.0006KJ/（kg·K）；

∆t—机电硐室的进、回风流的温度差，K。

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；采区小型机电硐室，按经验值确定需要风量或取60～80m3/min；选取的硐室风量，应保证机电硐室温度不超过30℃，其他硐室温度不超过26℃。

表4机电硐室发热系数（

）取值

机电硐室名称

发热系数

空气压缩机房

0.20～0.23

水泵房

0.01～0.03

变电所、绞车房

0.02～0.04

（四）其他用风巷道的需要风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，取其最大值。

1．按瓦斯涌出量计算：

Qr=133qr·kr（m3/min）

式中：

Qr—其他用风巷道实际需要风量，m3/min；

qr—其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；

kr—其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2～1.3；

133—其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。

2．按风速验算：

（1）岩巷：

Qr≥60×0.15Sr（m3/min）

（2）煤巷：

Qr≥60×0.25Sr（m3/min）

式中：

Sr—其他巷道的断面积，m2。

（五）矿井需风量

生产矿井需要风量按各采掘工作面、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。

现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。

Qa≥（∑Qc＋∑Qh＋∑Qu＋∑Qs＋∑Qr）×ka（m3/min）

式中：

Qa—矿井需要风量,m3/min；

Qc—采煤工作面实际需要风量，m3/min；

Qh—掘进工作面实际需要风量，m3/min；

Qu—硐室实际需要风量，m3/min；

Qs—备用工作面实际需要风量，m3/min；

Qr—其他用风巷道实际需要风量，m3/min；

ka—矿井通风需风系数，一般取1.15～1.20。

四、矿井通风有关参数计算

1.矿井有效风量

矿井有效风量是指送到井下各工作地点实际风量的总和，即各个独立通风的采掘工作面、独立通风的硐室和其它用风地点的实际进风量的总和。

Qy＝∑Qc＋∑Qs＋∑Qh＋∑Qu＋∑Qr（m3/min）

式中：

Qy—矿井有效风量，m3/min；

∑Qc、∑Qs、∑Qh、∑Qu、∑Qr分别是采煤工作面、备用工作面、掘进工作面、硐室和其它用风地点进风流中实测风量，m3/min；（采掘工作面要包含风门之间风量）

2.矿井有效风量率

矿井有效风量占矿井总进风量的百分数。

C＝Qy/Qj·100％

式中：

C—矿井有效风量率，％；

Qy—矿井有效风量，m3/min；

Qj—矿井的总进风量，m3/min。

3.矿井内部漏风率

Ln＝Qn/Qj·100％

Qn＝Qj－Qy（m3/min）

式中：

Ln—矿井内部漏风率，％；

Qn—矿井内部漏风量，m3/min；

4.矿井外部漏风量

Qw＝∑Qf－Qm（m3/min）

式中：

Qw—矿井的外部漏风量，m3/min；

∑Qf—主要通风机的工作风量之和，m3/min；

Qm—矿井总回风量，m3/min。

矿井外部漏风量是各主要通风机装置及其风井附近地表（包括斜井安全出口风门、风机防爆门等）漏失风量总和。

5.矿井外部漏风率

（1）矿井外部漏风率：

Lw＝Qw/∑Qf·100（％）

式中：

Lw—矿井外部漏风率，％；

Qw—矿井外部漏风量，m3/min；

∑Qf—矿井各主要通风机工作风量之和，m3/min。

（2）单台主要通风机的外部漏风率：

Lwi＝Qwi/Qfi·100（％）

或Lwi＝（Qfi－Qmi）/Qfi·100（％）

式中：

Lwi—单台主要通风机外部漏风率，％；

Qwi—单台主要通风机装置和风井附近地表的漏风量，m3/min；

Qfi—单台主要通风机工作风量，m3/min；

Qmi—单台主要通风机系统的总回风量，m3/min。

6.矿井总进风量比

B＝Qsj/Qjh·100（％）

式中：

B—矿井总进风量比，％；

Qsj—矿井实际总进风量，m3/min；

Qjh—矿井计划的需要总进风量，m3/min。

矿井总进风量比（B）是反映矿井通风能力大小的指标，该值合理范围应在100％＜B＜110％。

该值大于110％时，则反映主要通风机能力充裕，矿井实际进风量过大，经济不合理，主要通风机工况点应予下调；该值B≤100％时，则反映主要通风机目前工况点满足不了矿井安全生产，工况点应予上调。

7.风筒百米漏风率

风筒百米漏风率是指每100m的风筒漏风量与局部通风机供风量的百分比。

P100＝（Qx－Qt）/（Qx×L）×10000（%）

式中：

P100—风筒百米漏风率，%；

Qx—局部通风机的吸风量，m3/min；

Qt—局部通风机风筒的出口风量，m3/min；

L—局部通风机的风筒长度，m。

8.矿井等积孔

（1）单台风机的矿井等积孔

A=1.19Qm/

（m2）

式中：

A—矿井等积孔，m2；

Qm—矿井总回风量，m3/s；

h—通风机负压，Pa。

（2）两台通风机的矿井等积孔

A1=1.19Q1/

（m2）

A2=1.19Q2/

（m2）

As=1.19（Q1+Q2）3/2/

（m2）

式中：

A1、A2—分别为第一台、第二台通风机负担系统的等积孔，m2；

Q1、Q2—分别为第一台、第二台风机的回风量，m3/s；

h1、h2—第一台、第二台通风机的通风阻力，Pa；

As—两台通风机联合工作的矿井等积孔，m2。

（3）多台风机联合工作时的等积孔

Az=1.19（∑Qi）3/2/

（m2）

式中：

Az—多台通风机联合工作的矿井等积孔，m2；

Qi—第i台主要通风机的回风量，m3/s；

hi—第i台主要通风机的负压，Pa。

9.通风机电机实际输入功率

（1）同步电机输入功率：

Nt＝

·I·U·cosφ/1000＋A·V/1000（Kw）

式中：

Nt—同步电机输入功率，Kw；

I—同步电机输入的交流电流，A；

U—同步电机输入的交流电压，V；

cosφ—电机功率因数；

A—同步电机励磁电流（直流电流），A；

V—同步电机励磁电压（直流电压），V。

（2）异步电机输入功率：

Ny＝

·I·U·cosφ/1000（Kw）

式中：

Ny—异步电机输入功率，Kw；

I—异步电机输入的交流电流，A；

U—异步电机输入的交流电压，V；

cosφ—电机功率因数。

10.通风机轴功率（或称输入功率）

（1）使用异步电机时：

Nyz＝

·I·U·cosφ/1000·ηd·ηc（Kw）

式中：

Nyz—通风机轴功率，Kw；

ηd—主要通风机电机效率，一般取0.9～0.95；

ηc—电机传动效率，直接传动取1.0，间接传动取0.95。

I、U、cosφ符号意义同前。

（2）使用同步电机时：

Ntz＝（

·I·U·cosφ/1000＋A·V/1000）·ηd·ηc（Kw）

式中，各符号意义同前。

11.通风机的静压效率

ηtj＝（hf·Qf）/（1000·Nz）×100（％）

式中：

ηtj—通风机的静压效率，％；

hf—通风机的静压，Pa；

Qf—通风机的工作风量，m3/s；

Nz—通风机轴功率，Kw。

五、附则

1.本《焦煤公司矿井风量计算细则》自下发之日起执行。

2.原下发的《焦煤集团矿井风量计算细则》同时废止。

3.本规定解释权归焦煤公司。

2016年11月1日