2014年板石煤矿通风能力核算

板石煤矿通风能力核算

(2014年)

一、通风概况

（一）通风方式、方法。

板石煤矿通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。现有二个生产水平，即-480m、-585m水平。

（二）进、回风井筒数量及风量。

板石煤矿现有四个井筒，即主、副、新副、立风井四个井筒，副井、新副井主入风，主井辅助入风，风立井排风；其中副井入风4089m3/min，新副井入风4107m3/min，主井入风2319m3/min，风立井排风10895m3/min。

（三）矿井需要风量、实际风量、有效风量。

矿井需要风量为10151m3/min，实际风量为10515m3/min，总排风量为10895m3/min，有效风量为9286m3/min，有效风量率为88%。

现有3个采煤（综采）、1个安装面，10个掘进（7个综掘、3个炮掘）工作面和10个硐室（1个中央水泵房和中央变电所：即-480，1个水仓变电所：即-585，1个充电硐室：即-480充电硐室，1个火药发放硐室，3个瓦斯抽放泵站，2个绞车房：即暗主、副井，1个注氮硐室）。

矿井设计产量为0.9Mt/a,2008年核定能力为2.40 Mt（省局已批复），2010年完成产量为2.40Mt,2011年计划产量为2.40Mt，2012年核定能力为3.0 Mt（省局已批复），2012年完成产量为3.0 Mt，

2013年完成产量3.0Mt，2014年核定能力计划产量2.4Mt。

（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量。

2013年瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量53.49m3/min，相对瓦斯涌出量10.49m3/t。

（五）主要通风设备及运行参数，风量、风压、通风阻力、等积孔。

现有两台FBCDZ-10-№30型轴流式隔爆对旋主扇，1台使用，1台备用,主扇电动机型号为YBF630-M1-10，电机功率为2×450kW，一台运行，一台备用。矿井总入风量为10515 m3/min，总排风量为10895m3/min，阻力为2660Pa，等积孔为4.19m2。

二、计算过程及结果

（一）矿井需要风量计算

Q矿≥（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其）×k矿通

=（2652+408+3399+1800+200）×1.2

=10151m3/min

式中：∑Q采—采煤工作面实际需要风量总和m3/min ；

∑Q掘—掘进工作面实际需要风量总和m3/min ；

∑Q硐—硐室实际需要风量总和m3/min；

∑Q备—备用工作面实际需要风量总和m3/min；

∑Q其—其他巷道实际需要风量总和m3/min；

k矿通—矿井通风系数取1.2。

1、采煤工作面需要风量

301队采煤工作面需要的风量（综采，22010）:

（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量公式进行计算：

Q22010综采=100.q采.K CH4

=100×6.37×1.41

=898.17(m3/min)

式中： Q22010综采—采煤工作面需要风量，m3/min;

q采—采煤工作面回风巷巷中瓦斯的平均绝对涌出量，

6.37m3/min；

K CH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.41。

（2）按温度计算：

Q22010综采＝60V采·S采

=60×1.0×7.1=426 (m3/min)

式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s；

S采—采煤工作面的平均断面，取7.1m2。

（3）按人数计算:

每人供风≦4 m3/min，Q采>4N m3/min；

Q22010综采＞4N=4×33=132(m3/min)

式中:N—采煤工作面最多人数,取33;

（4）按风速进行验算：

15S

Q低=15S=15×7.1=106.5(m3/min)

Q高=240S=240×7.1=1704(m3/min)

决定风量Q22010综采为899m3/min,即: 106.5<899<1704符合规定。302队采煤工作面需要的风量（综采，12008）:

（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量公式进行计算：

Q12008综采=100.q采.K CH4

=100×5.79×1.56

=903.24(m3/min)

式中： Q12008综采—采煤工作面需要风量，m3/min;

q采—采煤工作面回风巷巷中瓦斯的平均绝对涌出量，

5.79 m3/min；

K CH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.56。

（2）按温度计算：

Q12008综采＝60V采·S采

=60×1.0×8.19=491.4(m3/min)

式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s,；

S采—采煤工作面的平均断面，取8.19m2。

（3）按人数计算:

每人供风≦4 m3/min，Q采>4N m3/min；

Q12008综采＞4N=4×33=132(m3/min)

式中:N—采煤工作面最多人数,取33;

（4）按风速进行验算：

15S

Q低=15S=15×8.19=122.85(m3/min)

Q高=240S=240×8.19=1965.6(m3/min)

决定风量Q12008综采为904m3/min,即: 122.85<904<1965.6符合规定。

303队采煤工作面需要的风量（综采，119b03）:

（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量公式进行计算：

Q119b03综采=100.q采.K CH4

=100×6.15×1.38

=848.7(m3/min)

式中： Q119b03综采—采煤工作面需要风量，m3/min;

q采—采煤工作面回风巷巷中瓦斯的平均绝对涌出量，

6.15 m3/min；

K CH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.38。

（2）按温度计算：

Q119b03综采＝60V采·S采

=60×1.0×4.37=262.2(m3/min)

式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s,；

S采—采煤工作面的平均断面，取4.37m2。

（3）按人数计算:

每人供风≦4 m3/min，Q采>4N m3/min；

Q119b03综采＞4N=4×33=132(m3/min)

式中:N—采煤工作面最多人数,取33;

（4）按风速进行验算：

15S

Q低=15S=15×4.37=65.55(m3/min)

Q高=240S=240×4.37=1048.8(m3/min)

决定风量Q119b03综采为849m3/min,即: 65.55<849<1048.8符合规定。

现有三个采煤工作面,则采煤工作面总风量为：

∑Q采=899+904+849=2652(m3/min)

备用工作面需要的风量（综采，219b01）:

（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量公式进行计算：

Q219b01备用=100.q采.K CH4

=100×5.82×1.4

=814.8(m3/min)

式中： Q219b01备用—采煤工作面需要风量，m3/min;

q采—采煤工作面回风巷巷中瓦斯的平均绝对涌出量，

5.82 m3/min；

K CH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.4。

（2）按温度计算：

Q219b01备用＝60V采·S采

=60×1.0×4.37=262.2 (m3/min)

式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s,；

S采—采煤工作面的平均断面，取4.37m2。

（3）按人数计算:

每人供风≦4 m3/min，Q采>4N m3/min；

Q219b01备用＞4N=4×20=80(m3/min)

式中:N—采煤工作面最多人数,取20。

（4）按风速进行验算：

15S

Q低=15S=15×4.37=65.55(m3/min)

Q高=240S=240×4.37=1048.8(m3/min)

决定风量Q219b01备用为815m3/min,即: 65.55<815<1048.8,符合规定。

由于能力核定规定备用面风量不得低于工作面实际风量的50% 则Q219b01备用≥1/2Q采=815×1/2=407.5（m3/min）符合规定。

现有一个备用工作面,则备用工作面总风量为：

∑Q备=408(m3/min)

2、掘进工作面需要风量的计算：

掘进工作面使用的局扇都所选用山西运城安瑞节能风机有限公司生产的FBDNO型对旋局扇， 2×11kW、2×15kW和2×30kW的局扇的风量分别为180-380、220-447和410-640 m3/min。

311(317)队掘进工作面需要风量（42201上、下顺，半煤岩巷,锚网支护，综掘，局扇2×15kW）。

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.96×2.2=211.2 (m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.96m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取2.2。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=220+15×9.8=367(m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取9.8m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4 m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×13=52（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取13。

（4）按风速进行验算：

Q低>15S=15×9.8=147(m3/min)

Q高<240S=240×9.8=2352(m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取9.8m2。

决定风量Q掘为367m3/min, 即: 147<367<2352,符合规定。

319队掘进工作面需要风量(20层回风巷，半煤岩巷,锚网支护，炮掘，局扇2×11kW)：

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.43×1.3=57 (m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.43m3/min ；

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×9.4=321(m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取9.4m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按掘进工作面1次爆破最大炸药量计算：

按每千克炸药供风≦25 m3/min，Q掘>25A m3/min;

Q掘>25A=25×3.6=90(m3/min)

式中: A—1次爆破最大炸药量，取3.6kg。

（5）按风速进行验算：

Q低>15S=15×9.4=141(m3/min)

Q高<240S=240×9.4=2256(m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取9.4m2。

决定风量Q掘为321m3/min, 即: 141<321<2256,符合规定。

313队掘进工作面（22016上顺, 煤巷,锚网支护，综掘，局扇2×11kW）

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×1.04×1.7=176.8(m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取1.04m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.7。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×9.8=327 (m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取9.8m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按风速进行验算：

Q低>15S=15×9.8=147(m3/min)

Q高<240S=240×9.8=2352 (m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取9.8m2。

决定风量Q掘为327m3/min, 即:147<327<2352,符合规定。

315（312）队掘进工作面（119b08上、下顺, 半煤岩巷,锚网支护，综掘，局扇2×11kW）

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.6×1.9=114(m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.6m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.9。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×9.6=324 (m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取9.6m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按风速进行验算：

Q低>15S=15×9.6=144(m3/min)

Q高<240S=240×9.6=2304 (m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取9.6m2。

决定风量Q掘为324m3/min, 即:147<324<2352,符合规定。

320队掘进工作面（二采区轨道巷,半煤岩巷,锚网支护,炮掘, 局扇2×11kW）

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.21×1.3=23.1(m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.21m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.1。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×10.8=342(m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取10.8m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4 m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按掘进工作面1次爆破最大炸药量计算：

按每千克炸药供风≦25 m3/min，Q掘>25A m3/min;

Q掘>25A=25×3.6=90(m3/min)

式中: A—1次爆破最大炸药量，取3.6kg。

（5）按风速进行验算：

Q低>15S=15×10.8=162(m3/min)

Q高<240S=240×10.8=2592(m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取10.8m2。

决定风量Q掘为342m3/min, 即:157.5<342<2520,符合规定。

318队掘进工作面（东翼回风巷,半煤岩巷,锚网支护,综掘, 局扇2×11kW）

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.45×1.6=72 (m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.45m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.6。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×11.7=355.5(m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取11.7m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按风速进行验算：

Q低>15S=15×11.7=175.5(m3/min)

Q高<240S=240×11.7=2808(m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取11.7m2。

决定风量Q掘为356m3/min, 即:175.5<356<2808,符合规定。

316队掘进工作面（东翼皮带巷,半煤岩巷,锚网支护,炮掘, 局扇2×11kW）

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.31×1.3=40.3(m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.31m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×10.5=337.5(m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取10.5m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4 m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按掘进工作面1次爆破最大炸药量计算：

按每千克炸药供风≦25 m3/min，Q掘>25A m3/min;

Q掘>25A=25×3.6=90(m3/min)

式中: A—1次爆破最大炸药量，取3.6kg。

（5）按风速进行验算：

Q低>15S=15×10.5=157.5(m3/min)

Q高<240S=240×10.5=2520(m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取10.5m2。

决定风量Q掘为338m3/min, 即:157.5<338<2520,符合规定。

321队掘进工作面（东翼轨道巷,半煤岩巷,锚网支护,综掘, 局扇2×11kW）

（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：

Q掘=100×q掘×K掘通 =100×0.6×1.5=90(m3/min)

式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.6m3/min

K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。

（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：

Q掘=Q扇+60×0.25S=180+15×10.2=333(m3/min)

式中:S—掘进工作面的平均断面，取10.2m2。

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：

每人供风≦4 m3/min，Q掘>4N m3/min；

Q掘>4N=4×16=64（m3/min）

式中：N—掘进工作面最多人数，取16。

（4）按风速进行验算：

Q低>15S=15×10.2=153(m3/min)

Q高<240S=240×10.2=2448 (m3/min)

式中：S—掘进工作面的断面积，取10.2m2。

决定风量Q掘为333m3/min, 即:153<333<2448,符合规定。

板石煤矿目前有1个煤巷和9个半煤岩巷掘进工作面，其中有7个综掘工作面，3个炮掘工作面，按上述方法分别计算各掘进工作面的风量，各工作面需要风量为:42201上（311队）、下(317队)顺的风量各为367 m3/min ；20层回风巷(319队)的风量各为321 m3/min ；22016上(313队)顺的风量为327m3/min ；119b08上（315队）、下(312队)顺的风量为324m3/min ；二采区轨道巷(320队)的风量为342m3/min；东翼回风巷（318队）的风量为356m3/min；东翼皮带巷（316队）的风量为338m3/min；东翼轨道巷（321队）的风量为333m3/min。

则掘进工作面风需要风量为：

∑Q掘=2×367+321+327+2×324+342+356+338+333

=3399( m3/min)

4、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计算:

∑Q硐=Q硐1+ Q硐2+ Q硐3+…+ Q硐n m3/min

式中: ∑Q硐—所有独立通风硐室风量总和，m3/min ；

Q硐1、 Q硐2、…、 Q硐n—每个独立通风硐室风量， m3/min 根据《煤矿生产能力核定标准》规定，板石矿火药发放硐室、-480中央变电所、水泵房、-585水仓变电所、1、2、3号瓦斯抽放泵站各取200 m3/min，-480充电室、暗副井绞车房、暗风井绞车房和注氮硐室各取150 m3/min。

则硐室总需风量为：

∑Q硐=6×200+4×150=1800（m3/min）

5、其它井巷实际需要风量计算：

∑Q其他=Q其1+ Q其2+ Q其3+…+ Q其n m3/min

式中: ∑Q其他—所有其它巷道风量总和，m3/min ；

Q其1、 Q其2、…、 Q其n—其它巷道风量， m3/min 板石煤矿目前有1个其它用风地点，即-548煤库。

根据《煤矿生产能力核定标准》规定，该矿-548煤库取200m3/min。

则其它巷道总需风量为：

∑Q其它=200（m3/min）

各工作地点需要风量表

（二）矿井通风系统生产能力计算。

采用由里向外核算法计算（方法二）。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数（按合理采掘比m1、m2），取当年度每个采掘工作面的产量，计算矿井通风能力。

板石煤矿现有3个采煤(综采)和1个安装工作面,有10个掘进工作面,其中9个煤与半煤岩巷（6个综掘,3个炮掘），1个煤巷(综掘)。

矿井总入风量为10515m3/min，在一采区布置2个采煤工作面（12008、119b03采面）、和2个综掘、1个炮掘工作面（119b08上、下顺和20层回风巷）；二采区布置1个采煤工作面（22010采面）、1

个安装工作面（219b01采面）和1个综掘、1个炮掘工作面（22016上顺和二采区轨道巷）；四采区布置2个综掘工作面（42201上、下顺）；五采区布置2个综掘工作面（东翼轨道巷、东翼回风巷）和1个炮掘工作面（东翼皮带巷）。

1、采掘工作面特征表（见下表）。

22010（301队）综采工作面特征表

311队(42201上顺)半煤岩巷综掘工作面特征表

317队(42201下顺)半煤岩巷综掘工作面特征表

320队(二采区轨道巷) 半煤岩巷炮掘工作面特征表

321队(东翼轨道巷) 半煤岩巷综掘工作面特征表

2、生产能力计算

生产水平通风系统生产能力为： P 22010

综采

=(l.h.r.b.n.N.c.a)10-4=（200×2.6×1.4×7×330×

0.84×0.95×1）10-4=134.19(万t/a)

P 12008综采=(l.h.r.b.n.N.c.a)10-4=（195×3×1.4×5×330×0.84×0.95×1）10-4=107.83(万t/a)

P 119b03

综采

=(l.h.r.b.n.N.c.a)10-4=（176×1.6×1.4×5×330×

0.84×0.95×1）10-4=51.9(万

t/a)

矿井“三量”及“三量”可采期计算方法

附录矿井“三量”及“三量”可采期 计算方法 一、开拓煤量是在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、采（盘）区大巷、回风石门、回风大巷、主要硐室和煤仓等开拓掘进工程后，形成矿井通风、排水等系统所圈定的煤炭储量，减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量。开拓煤量按下式计算： Q开＝（LhMD-Q地损 -Q呆滞）K 式中：Q开——开拓煤量，t； L——已完成开拓工程的采（盘）区煤层平均走向长度，m； h——已完成开拓工程的采（盘）区煤层平均倾斜长，m； M——开拓区域煤层平均厚度，m； D——实体煤容重，t/m3; Q地损——地质及水文地质损失，t； Q呆滞——呆滞煤量，包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量，t； K——采区回采率。

二、准备煤量是在开拓煤量范围内已完成了设计规定的采（盘）区主要巷道掘进工程，形成完整的采（盘）区通风、排水、运输、供电、通讯等生产系统后，且煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险的煤层中，各区段（或倾斜条带）可采储量与回采煤量之和。准备煤量按下式计算： 式中Q准——准备煤量，t； L i——第i个区段的采煤工作面有效推进长度，m； l i——第i个区段的平均采煤工作面长度，m； M i——第i个区段的煤层平均厚度，m； D i——第i个区段的实体煤容重，t/m3； K i——第i个区段的工作面回采率； q i——第i个区段的巷道掘进出煤量，t； n——区段个数； Q回——回采煤量，t。 三、煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险应当满足下列条件： （一）煤与瓦斯突出煤层所圈定的准备煤量范围内回采巷道及切眼的煤巷条带采取区域防突措施后，

矿井通风阻力计算

第三章 井巷通风阻力 本章重点和难点： 摩擦阻力和局部阻力产生的原因和测算 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。 第一节 井巷断面上风速分布 一、风流流态 1、管道流 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)。 （１）雷诺数－Re 式中：平均流速v 、管道直径d 和流体的运动粘性系数γ。 在实际工程计算中，为简便起见，通常以R e =2300作为管道流动流态的判定准数，即： R e ≤2300 层流， R e ＞2300 紊流 （２）当量直径 对于非圆形断面的井巷，Re 数中的管道直径d 应以井巷断面的当量直径de 来表示： 因此，非圆形断面井巷的雷诺数可用下式表示： γ d v e R ? =

对于不同形状的井巷断面，其周长U 与断面积S 的关系，可用下式表示： 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。（举例见P38） 2、孔隙介质流 在采空区和煤层等多孔介质中风流的流态判别准数为： 式中：K —冒落带渗流系数，m 2； l —滤流带粗糙度系数，m 。 层流，R e ≤0.25； 紊流，R e ＞2.5； 过渡流 0.252300,紊流 巷道条件同上，Re=2300层流临界风速： V=Re×U×ν/4S =2300×4.16×3×15×10-6/(4×9)=0.012m/s<0.15 二、井巷断面上风速分布 （1）紊流脉动 风流中各点的流速、压力等物理参数随时间作不规则变化。 （2）时均速度 瞬时速度 v x 随时间τ的变化。其值虽然不断变化，但在一足够长的时间段 T 内，流速 v x 总是围绕着某一平均值上下波动。 （3）巷道风速分布

矿井三量计算

矿井三量计算 集团文件版本号：（M928-T898-M248-WU2669-I2896-DQ586-M1988）

“三量”计算公式 一）三量的可采期限规定如下： 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上； 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上； 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井： 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)＝────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)＝────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)＝ 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围： 1、开拓煤量：开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起，向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上；沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)采区边界，这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后，即为开拓煤量。计算公式如下： 开拓煤量＝(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重－地质损失－开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×

采区回采率 说明： (1)用上山开采单一煤层时，两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置，运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上，以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时，开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界；若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置，走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时，下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时，采区下山应掘至采区车场，并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时，必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程，而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置，底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时，每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时，集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上，而且石门要做通到煤层，此时计算公式中的煤层走向长度应计至石门采区边界。 (5)开采“水平”煤层或接近水平煤层时，集中运输大巷必须作到盘区运输巷道口外五十米的位置(盘区运输巷道相当于上、下山)。此时计算公式中的煤层走向长度计至盘区的边界；公式中的采区平均斜长为垂

冷却塔的通风阻力计算

冷却塔的通风阻力计算 在设计新的冷却塔时，首先要选定冷却塔的型式，根据给定的工作条件决定冷却塔的基 本尺寸和结构，其中包括淋水装置的横截面面积和填料高度、冷却塔的进风口、导风装置、 收水器、配水器等，并选定风机的型号和风量、风压，这样就需要对冷却塔内气流通风阻力作比较准确的计算。 1. 冷却塔的通风阻力构成 冷却塔的通风阻力,即空气流动在冷却塔内的 压力损失，为沿程摩阻和局部阻力之和。通常把冷却塔的全部通风阻力从冷却塔的进口到风机出口分为10个部分进行计算，如图所示： 1p ?——进风口的阻力； 2p ?——导风装置的阻力； 3p ?——空气流转弯的阻力； 4p ?——淋水装置进口处突然收缩的阻力； 5p ?——空气流过淋水装置的阻力(摩擦阻力和局部阻力)； 6p ?——淋水装置出口处突然膨胀的阻力； 7p ?——配水装置的阻力； 8p ?——收水器的阻力； 9p ?——风机进口的阻力； 10p ?——风机风筒出口的阻力。 冷却塔的通风总阻力 : ∑?P =?i z p （1） 2.冷却塔的局部通风阻力计算 如前所述，冷却塔总的局部阻力包括进风口、导流设施、淋水装置、配水系统、收水器以及风筒阻力(包括风机进出口)、气流的收缩、扩大、转弯等部分。各局部阻力可按下述公

式来计算： g v P i i i 22 i ?=?γξ(毫米水柱) （2） 式中： i ξ ——各局部阻力系数； i v ——相应部位的空气流速(米／秒)； i γ——相应部位的空气比重(公斤／米3 )； g ——重力加速度。 而冷却塔的总局部阻力可写成：g v P h i i i 22 i ?∑=∑?=γξ(毫米水柱) 由于气流密度在冷却塔内变化很小，所以在球求解时，各处的密度值均取冷却塔进、出口的几何平均值。 气流通过冷却塔各种部件处的速度，可先根据风机特性曲线及热力计算时确定的气水比选择风量G(公斤／时)后，由下式确定： 10 ...3,2,110...3,2,13600F G v = 冷却塔各部件处局部阻力系数 3,2,1ξ值的确定： (1)进风口 55.01=ξ (2)导风装置式中：()L q 25.01.02+=ξ q ——淋水密度(米3／米2·小时)； L ——导风装置长度(米)。 (3)进入淋水装置处气流转弯：5.03=ξ (4)淋水装置进口处突然收缩： ??? ? ??-=ξcp F F 0415.0 cp F ——淋水装置的截面(m 2 )。 (5)淋水装置 ()Z Kq e +ξ=ξ15

矿井通风阻力测定方法

矿井通风阻力测定方法 2007/12/14/12:53 来源：国际能源网 MT／T440—1995 中华人民共和国煤炭工业部1996—03—08批准1996—08—01 实施 1.主题内容与适用范围 本标准规定了矿井通风阻力测定用仪器、测定步骤、测定结果 计算和处理。 本标准适用于煤矿井巷通风阻力测定。 2.术语 2．1主要路线 测定矿井通风阻力时，所选定的从入风井口(或井底车场)，经入风大巷、采区、回风大巷，回风井至 风峒的通风路线。 2．2次要路线 测定矿井通风阻力时，所选定的除主要路线外的通风路线。 3.仪器 以下计量器具均应检定，并在有效期内使用。 a．普通型空盒气压计： 测量范围80～107kPa(相当于600～800mmHg)，最小分度值50Pa； b．倾斜压差计： 测量范围0～3000Pa，最小分度值10Pa； c．精密气压计： 测量范围83．6～114kPa，最小分度值25Pa； d．通风干湿温度计： 测量范围-25～+50℃，最小分度值0．2℃；

e．皮托管： 校正系数0．998～1．004； f．低速风速表： 测量范围0．2～5m／s，启动风速≤0．2m／s； g．中速风速表： 测量范围0．4～10m／s，启动风速≤0．4m／s； h．高速风速表： 叶轮：测量范围0．8～25m／s，启动风速≤0．5m／s； 杯式：测量范围1．0～30m／s，启动风速≤0．8m／s； i．秒表： 最小分度值1s； j．钢卷尺： 2m钢卷尺：测量范围0～2m，最小分度值1．0mm； 30m钢卷尺：测量范围0～30m，最小分度值1．0mm； k．橡胶管(或塑胶管)： 内径4～5mm； l．橡胶管接头： 内径3～4mm，外径5～6mm，长度50～80mm。 4.测定步骤 4．1测定路线选择 在通风系统图上选择测定的主要路线和次要路线。同时，要考虑一个工作班内将该路线测完；当测定 路线较长时，可分段、分组测定。 4．2测点选择 首先在通风系统图上按选定测定路线布置测点，并按顺序编号。然后再按井下实际情况确定测点位置， 并作标记。

通风阻力测定方法及计算

前言 礦井巷道通風摩擦阻力系數值，在礦井通風設計和礦井通風技術改造方案制定的計算中是非常重要的技術參數。該數值隨著巷道形狀及支護形式的不同而不同。過去在計算中選用該參數時，部分是採用經過實驗室模擬試驗測得的數值，往往是偏小的。部分是採用生產礦井中經過礦井通風阻力測定，選用巷道標準區段計算的數值，引用後較為符合生產實際，在實際應用中可互補選用。但到目前為止，還沒有一個統一的較為完整的關於測定巷道通風摩擦阻力系數的方法標準。因此，制定本標準對規範礦井巷道通風摩擦阻力系數測定方法具有重要意義。 本標準的附錄A和附錄B是標準的附錄。 本標準由煤炭工業部科技教育司提出。 本標準由煤礦安全標準化技術委員會歸口。 本標準由煤炭科學研究總院撫順分院負責起草。 本標準主要起草人：富奎聚。 本標準委託煤礦安全標準化技術委員會通風技術及設備分會負責解釋。 1範圍 本標準規定了礦井巷道通風摩擦阻力系數測定用儀器、測定步驟、測定結果計算和表述等。 本標準適用於實際的礦井巷道通風摩擦阻力系數測定。

2儀器 A）普通型空盒氣壓計： 測量範圍為80～107kPA，最小分度值為50PA； B）壓差計： 測量範圍為0～3000PA，最小分度值為2PA； C）通風乾濕溫度計： 測量範圍為-25～＋50℃，最小分度值為0.2℃；D）皮託管： 校正系數為0.998～1.004； E）風速表： 分類測量範圍，m/s啟動風速，m/s 低速0．2～5點0.2 中速0．4～10點0.4 高速葉輪0．8～25點0.5 杯式1．0～30點0.8 f）秒錶： 最小分度值為1s； g）鋼卷尺： 鋼卷尺：測量範圍＞0～2m，最小分度值為1.0mm；鋼卷尺：測量範圍＞0～30m，最小分度值為1.0mm；h）膠管： 內徑點3mm；

矿井通风阻力测定及对几个问题的分析

矿井通风阻力测定及对几个问题的分析 程绍仁1 ,程建军 2 (1 晋城市煤炭工业局,山西晋城048000; 2 晋城泽泰安全评价中心,山西晋城048000) [摘 要] 矿井通风阻力是衡量矿井通风状况的主要指标。影响矿井通风阻力大小的因素很多,而矿井通风阻力测定则是矿井通风技术管理的一项基础工作。介绍了矿井通风阻力的测定方法,对矿井通风阻力测定中的几个问题进行了分析,并提出了改进意见。 [关键词] 通风阻力;测定方法;问题分析[中图分类号]TD72 [文献标识码]B [文章编号]1006 6225(2006)01 0072 03 M ensuration ofM ine Ventilation Resistance and Analysis of Several Proble m s [收稿日期]2005-08-29 [作者简介]程绍仁(1945-),男,山西晋城人,高级工程师,现任晋城市煤炭工业局副总工程师。 矿井通风阻力是衡量矿井通风状况的主要指标,矿井通风阻力测定是矿井通风技术管理工作的主要内容。 煤矿安全规程 规定,!新矿井投产 前必须进行1次矿井通风阻力测定,以后每3年至少进行1次。矿井转入新水平生产或改变一翼通风系统后,必须重新进行矿井通风阻力测定?。 晋城市500余个地方煤矿在近1年多的时间里,普遍进行了1次矿井通风阻力测定,由于测定单位的技术力量不等和技术水平不齐,测定中存在问题不少,测定结果误差很大。1 矿井通风阻力测定方法1 1 测定仪器 矿井通风阻力测定现已淘汰繁琐的、操作麻烦的、测量精度低的毕托管、倾斜压力(U 型压力计)加长距离软管的测量方法,而采用气压计法,使用精密气压计,配以通风干湿球温度计、风表、秒表、皮尺等测量计具。精密气压计具有体积小、重量轻,不需要拉软管,操作简便、快速、省人、省力、省时等特点,配以所测风速和空气的干湿球温度计算出的空气动压、位压值而求得通风阻力。但需要注意,在测定前要对同时使用2台或多台精密气压计、通风干湿球温度计、风表进行校正,修正其互相之间误差值。1 2 测定方法 (1)同步法 用2台同型号规格的气压计在测量风路的相邻两测点同时读数,由此测算出前后两测点风流的静压差,再用风表和通风干湿球温度计测算出两测点的动压、位压参数,从而计算出该 测段的通风阻力。逐段通风阻力相加,即为长距离的通风阻力;按风流路线从矿井的进风井口逐段测至矿井主要通风机的吸风口处的通风阻力之和,即为全矿井的通风阻力。 (2)基点法 用2台同型号规格的气压计,1台气压计放在基点(进风井口外10m 左右处),从计时钟表的整5m i n (或整10m in)的倍数开始,并以5m i n (或10m in)为间隔,记录气压计读数,用来测定地面大气压力的变化值,以便对井下的另1台气压计读数值进行校正。而另1台气压计沿预定的测定路线、测点进行测定、读数。井下气压计的读数一定要待指示数值稳定后再读数,如超过原设定整5m i n (或整10m i n )时限,可待下一整5m i n (或整10m i n )或其倍数时读数,以便和基点同时的气压值校正。 (3)基点 同步法 此法是上两种方法的结合法,用3台同型号规格的气压计,1台固定在进风井口外的基点上,作为大气压力变化的校正用,将另外2台气压计携至井下沿预定的测点,结合上两种方法按时钟的整5m i n (或整10m in)的倍数同时读数,以求得通风阻力。这种方法测定精度高,适用测定时间长、通风路线长的大型矿井。 在沿1条主风路测量通风阻力的同时,其他各条并联风路的风量也应测出,以便计算风阻和校核风量。 1 3 测定方法的选择 矿井通风阻力测定方法的选择,应根据矿井通风路线的长短、测点布置的多少而选用。当然第3种方法基点 同步法最好,测量精度高,适用各种 72 第11卷第1期(总第68期) 2006年2月煤 矿 开 采CoalM i n i ng T echno l ogy V o1 11N o 1(Ser i es N o 68) February 2006

煤矿三量：开拓煤量、准备煤量、回采煤量

三量的划分和计算 （一）开拓煤量 在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量，并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量，即为开拓煤量。 计算公式：Q开＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中：Q开——开拓煤量，t； L——煤层两翼已开拓的走向长度，m； h——采区平均倾斜长，m； M——开拓区煤层平均厚度，m； D——煤的视密度，t/m3 Q地损——地质及水文地质损失，t； Q呆滞——呆滞煤量，包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量，t； K——采区采出率。 （二）准备煤量 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上（下）山等掘进工程所构成的煤储量，并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后，即为准备煤量。

计算公式：Q准＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中Q准——准备煤量，t； L——采区走向长度，m； h——采区倾斜长度，m； M——采区煤层平均厚度，m。 在一个采区内，必须掘进的准备巷道尚未掘成之前，该采区的储量不应算作准备煤量。 （三）回采煤量 在准备煤量范围内，按设计完成了采区中间巷道（工作面运输巷、回风巷）和回采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量，即只要安装设备后，便可进行正式回采的煤量。 计算公式为：Q回＝LhMDK 式中：Q回——回采煤量，t； L——工作面走向可采长度，m； h——工作面倾斜开采长度，m； M——设计采高或采厚，m； K——工作面回采率。 上述各煤量的计算公式，仅适用于较稳定煤层。若煤层不稳定，厚度变化较大时，应依具体情况划分块段分别计算煤储量后求和。 三量开采期 （一）三量可采期的规定

煤矿常用计算公式汇总

煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算： 1、半圆拱形面积=巷宽×（巷高+0.39×巷宽） 2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+0.26×巷宽） 3、梯形面积=（上底+下底）×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算： V 表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中：V 表：计算出的表速； n ：见表读数； t ：测风时间（s ） V 真=a+ b ×V 表 式中：V 真：真风速（扣除风表误差后的风速）； a 、 b ：为校正见表常数。 V 平=K V 真=（S-0.4）×V 真÷S 式中：K 为校正系数（侧身法测风时K=（S-0.4）/S ，迎面测风时取1.14）； S 为测风地点的井巷断面积 三、风量的测定： Q=SV 式中Q ：井巷中的风量（m 3/s ）;S ：测风地点的井巷断面积（m 2）; V ：井巷中的平均风速（m/s ） 例1：某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s ，问此巷道风量是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m 2,风量36 m 3/min ，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量的计算： 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q 瓦） Q 瓦=QC （m 3/min ） 式中Q ：为工作面的风量；C ：为工作面的瓦斯浓度（回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度） 例：某矿井瓦斯涌出量3 m 3/min ，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量（q 瓦） q 瓦=1440Q 瓦*N T （m 3/t ）

式中Q 瓦 ：矿井绝对瓦斯涌出量；1440：为每天1440分钟； N：工作的天数（当月）；T：当月的产量 五、全矿井风量计算： 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q矿=4NK （m3/min） 式中4：为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米；N：井下最多人数；K：系数（1.2~1.5） 2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他）×K 式中K：校正系数（取1.2~1.8） 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 采 ×K CH4 （m3/min） 式中100：为系数；q 采 ：采煤工作面瓦斯涌出量（相对）； K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取1.4 ~ 2.0） 2、按采面气温计算： Q 采 =60×V×S （m3/min） 式中60：为系数； V：采面的风速（温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s，温度为20～23℃时取1.0～1.5 m/s）; S:采面平均断面积。 3、按采面人数计算： Q采=4N （m3/min） 4、按炸药量计算： Q采=25A （m3/min） 式中25：为系数；A：为一次性爆破的最多炸药量 5、按风速进行校验： 15≤Q采≤240 （m/min）或0.25≤Q采≤4 （m/s） 式中15与0.25：为工作面最低风速（m/min）（m/s） 240与4：为工作面最高风速（m/min）（m/s） 例：某采面工作人数15人，一次性爆破炸药5kg，温度20度，瓦斯涌出量为1 m3/min，请问采面需风量是多少。 七：掘进工作面需风量的计算

通风摩擦阻力系数

中华人民共和国煤炭工业部 矿井通风巷道摩擦阻力系数（a标）表 （试行） 主编部门：沈阳煤矿设计研究院 批准部门：煤炭工业部规划设计总院 试行日期：1985年1月1日 整理： 校核： 二ΟΟ三年一月

说明 1．井巷道通风摩擦阻力系数表，是我国自行实测的矿井巷道通风阻力系数，（除锚喷支护外其它各种支护巷道系验证测定）于1983年3月由煤炭工业部设计管理局主持召开了鉴定会，本表系根据鉴定会纪要精神，进行修改后，汇编而成。 2．表中摩擦阻力系数a标是标准状态下（t=20℃，P=760mmHg，ψ=60%）空气重率r=1.2kg ?/m3时的a值。 3．巷道类别划分原则，以支护特征、巷道壁面特征、巷道装备等与摩擦阻力系数相关的影响因素分类，不以巷道使用名称和进、回风道等分类。 4．表中凡是平巷的皆包含无行人台阶的倾斜巷道，凡是斜巷皆指设有行人台阶而言，通风行人巷为不铺轨的巷道，胶带输送机巷均铺设一条单轨轨道。 5．无轨道的锚喷胶带输送机巷道的a值，未能实测，暂可参照锚喷通风行人巷（无轨道、台阶）的a值与胶带机的附加a值综合选取。即光爆凸凹度<150mm，a=（10.9～17.6）×10-4；普爆凸凹度>150mm，a=(11.6～19.9)×10-4。 6．光面爆破与壁面凸凹度划分的标准以煤炭部制订的“煤矿井巷工程光面爆破、锚杆、喷浆、喷射混凝土支护施工试行规程”为准，普通爆破系指采用光面爆破的煤矿一般常用的爆破方法。 7．巷道壁面平滑与粗糙的划分标准，以粗糙度的平均突起高度为准。混凝土井巷壁面，壁面平滑的粗糙度平均突起高度为0.00025m，壁面粗糙的粗糙度平均突起高度为0.0007m，为测量和选取方便，将壁面经过抹光或粉刷的视为壁面平滑，壁面未经过抹光或未粉刷的视为壁面粗糙。 8．系数值的来源依据，除已注明资料出处之外的实测值，均可查找本资料的附件部分，以便于选取系数值时参考现场条件。 9．本表所给出的a值，应用时需要乘以10-4，并不需再考虑装有设备、台阶和工作面采煤机的a附加值。 10．经实测、资料统计提供各类的a附加值：装有胶带输送机的巷道,a附加值(4～10)×10-4；没有行人台阶的巷道，a附加值(1～3)×10-4；巷道堵塞较严重时，a附加值(3～10)×10-4；弯曲的巷道，a附加值(2～5)×10-4；巷道断面局部变化（单、双轨）a附加值3×10-4；铺轨无道渣填充的平巷a附加值(1～3)×10-4；工作面采煤机的a附加值(6～9)×10-4. 11．1mmH2O=9.80665Pa h摩=(a×L×U/S3)×Q2 =R×Q2

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×ρν2/2pa λ——摩擦阻力系数。 L——风道长度，m

d——圆形风管直径，非圆形管用当量直径； ρ——空气密度，kg/m3 ν2——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×Q2pa R f=α×LU/S3 α——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，m2 Q——风量，单位m/s R 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/m8 3、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。由于局部阻力所产生风流速度场分布的变化比较复杂性，对局部阻力的计算一般采用经验公式。 1、几种常见的局部阻力产生的类型： （1）、突变 紊流通过突变部分时，由于惯性作用，出现主流与边壁脱离的现象，在主流与边壁之间形成涡漩区，从而增加能量损失。

煤矿三量计算1

“三量”计算 一）三量的可采期限规定如下： 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上； 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上； 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井： 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)＝────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)＝────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)＝ 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围： 1、开拓煤量：开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起，向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上；沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)

采区边界，这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后，即为开拓煤量。计算公式如下：开拓煤量＝(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重－地质损失－开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×采区回采率 说明： (1)用上山开采单一煤层时，两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置，运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上，以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时，开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界；若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置，走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时，下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时，采区下山应掘至采区车场，并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时，必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程，而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置，底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时，每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时，集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上，而且石门要做通到煤层，此时计算公式

矿井通风阻力参数及其计算复习思考题

第四章矿井通风阻力参数及其计算复习思考题 1、矿井风流以层流为主还是以紊流为主？为什么？ 2、阻力和风阻是不是一回事？ 3、尼古拉茨实验研究提示了井巷粗糙度、雷诺数与λ系数之间的什么关系？ 4、由测定得知，某梯形巷道断面5m2，长500m，当通过的风量为25m2/s时，压差为3.75mmH2O，分别按工程单位制和法定单位制，求算譔巷道的摩擦阻力系数。 5、影响摩擦的因素有哪些？ 6、假若井筒直径D=4m，摩擦阻力系数α=0.04N?s2/m4，深度L=325m，通过的风量为3000m3/min，问井筒的风阻有多大？压差有多大？ 7、风流以240m/min的速度从断面为10m2的巷道突然进入断面为4m2巷道，问引起的能量损失为多少？ 8、某通风巷道的断面由2m2，突然扩大到10m2，若巷道中渡过的风量为20m3/s，巷道的摩擦阻力系数为0.016N?s2/m4，示巷道突然扩大处的通风阻力。 9、为什么要降低矿井风阻？用什么方法？ 10、何谓矿井等积孔？ 11、矿井风阻特性曲线表示什么？作风阻为1.962N?S2/m8的风阻特性曲线。 12、对某巷道经过实测获得如下资料：

（1）如图3-1，两支皮托管间距为200m，倾斜压差计的倾斜系数为0.4，在压差计上的读数为第一次16.5mm、第二次16.2mm、第三次16.3mm。 （2）巷道断面如图3-2，a=3m、b=3.5m、c=2.4m、d=2.3。 图3-1用倾斜压差计测压差图3-2巷道断面 表3-1测风记录 顺序风表顺序读数（格）风表测风时间 零点读数6039 － 1 6545 1min55s 2 7130 2min10s 3 7590 1min40s （3）用翼式风表测风（侧身法）记录如表3-1。 （4）风表按图3-3校正。 （5）该巷道的气温为150C，气 压750mmHg，相对湿度80%。根据 以上数据，求标准状况下该巷道的 摩擦阻力系数、摩擦风阻、等积孔， 并作出风阻特性曲线。图3－5

通风阻力计算软件使用说明书

通风阻力计算软件 用户手册 西安富凯能源科技有限责任公司 1

前言 本手册是“锅炉设计烟风阻力计算软件”的使用说明书，随软件同时提供给客户。 为了使您对该产品有一个总体的认识，方便您的使用，我们专门为您配置了 用户手册，主要对“锅炉设计烟风阻力计算软件”的主要功能、使用方法、注意事项、用户界面等进行介绍，使您能够掌握本软件的使用方法，是您使用本软件的必不可少的指南。 本手册使用用户要求具备一定的锅炉设计与工程计算的基本知识，在数据输入过程中必须要注意数值的常规范围，并符合实际情况。 使用前，请您仔细阅读本手册，对本产品有一定的了解。由于编者水平有 限，可能在程序设计、编制过程中存在缺点和错误，敬请用户批评指正。另外，在使用过程中，如果您有什么问题，请来电查询，我们定当竭诚为您服务。 2

目录 一、概述 (4) (一)计算标准方法及参考文献 (4) (二)基本使用过程描述 (4) 二、软件界面介绍 (5) (一)菜单栏区域 (5) (二)任务栏区域 (6) (三)操作区域 (6) 三、烟风阻力计算 (7) (一)锅炉基本信息 (7) (二)烟气侧部件选择及参数输入 (8) (三)空气侧部件选择及参数输入 (10) (四)计算 (10) (五)输出计算书（计算结果预览） (11) (六)输出计算书到Excel (13) 四、补充说明 (17) (一)计算结果出现0、-1或非数值 (17) (二)修改区块或部件名称 (17) 3

一、概述 (一)计算标准方法及参考文献 本程序设计主要依据及参考手册： 《锅炉设备空气动力计算》（标准方法第三版） 《工业锅炉烟风阻力计算方法》北京科林燃烧工程有限公司组织上海工业锅炉研究所编纂 (二)基本使用过程描述 烟道、风道全压降计算： ?新建项目文件 ?输入锅炉的基本信息参数 ?选择烟气侧阻力部件 ?输入烟气侧参数 ?选择空气侧阻力部件 ?输入空气侧参数 ?计算 ?输出计算书 ?输出计算书到Excel 注意：本软件将“自生通风”的计算作为一个虚拟的阻力部件，因此在计算全压降时，需要选择“自生通风”部件。 4

矿井通风总阻力计算

华蓥市老岩湾煤业有限公司 矿井通风总阻力计算 沿着矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的通风路线计算矿井通风总阻力。 通风摩擦阻力计算公式如下： h= 2 3 Q S P L a ??? 式中：h —— 通风摩擦阻力，Pa ； α—— 井巷摩擦阻力系数，N.S 2/m 4； L —— 井巷长度，m ； P —— 井巷净断面周长，m ； Q —— 通风井巷的风量，m 3/s ； S —— 井巷净断面面积，m 2； 通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15％。 经计算，矿井通风容易时期采用中央分列式通风系统，其总阻力h 为573.99Pa ；矿井通风困难时期采用两翼对角式通风系统，其北风井和南平硐风井阻力分别为489.42Pa 、401.51Pa 。(详见矿井通风阻力计算表5-2-2、表5-2-3、表5-2-4)。 五、对矿井通风状况的评价 计算矿井的风阻和通风等积孔 a 、矿井通风容易时期采用中央分列式通风系统，矿井的总风阻R 易和矿井通风等积孔A 易 为： R 易 =h 易/ Q 易2 =573.99÷30.42 =0.62N 2S 2/m 8 A 易 =易易h Q /19.1 =1.19330.4÷99.573 =1.51m 2

b 、矿井通风困难时期采用两翼对角式通风系统，其北风井的风阻R 1、通风等级孔A 1和南平硐风井的风阻R 2、通风等级孔A 2以及矿井的通风等积孔A 难为： R 1 =h 1/ Q 12 =489.42÷15.952 =1.92N 2S 2/m 8 A 1 =11/19.1h Q =1.19315.95÷42.489 =0.86m 2 R 2 =h 2/ Q 22 =401.51÷12.552 =2.55N 2S 2/m 8 A 2 =22/19.1h Q =1.19312.55÷51.401 =0.75 m 2 A 难= () 111 11121)(19.1Q Q h Q h Q Q Q +++? = () 55.1295.1551 .40155.1242.48995.15)55.1295.15(19.1+?+?+? =1.6（m 2） 式中： R 易－为矿井通风容易时期的矿井风阻，N 2S 2/m 8； A 易－为矿井通风容易时期的矿井通风等积孔，m 2； h 易―为通风容易时期的矿井通风阻力，Pa ； R 1－为北风井通风困难时期的矿井风阻，N 2S 2/m 8； A 1－为北风井通风困难时期的通风等积孔，m 2；

煤矿“三量”及可采期计算规定--2018.01.31

煤矿“三量”及可采期 计算规定 编制：李治南 编制日期：2018年1月31日

煤矿“三量”及可采期计算规定 一、基本内容 煤矿三量是指：开拓煤量，准备煤量，回采煤量，就是我们常说的三量。三量平衡对于正常生产有现实的意义。 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量，即所谓三量。 开拓煤量，是井田范围内已掘进开拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采储量。 准备煤量，是指采区上山及车场等准备巷道所圈定的可采储量。 回采煤量，是准备煤量范围内，已有回采巷道及开切眼所圈定的可采储量。 二、三个煤量的划分及计算 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量如下： 1、开拓煤量

在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量，并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量，即为开拓煤量。 计算公式： 计算公式： Q开＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中：Q开——开拓煤量，t； L——煤层两翼已开拓的走向长度，m； h——采区平均倾斜长，m； M——开拓区煤层平均厚度，m； D——煤的视密度，t/m3； Q地损——地质及水文地质损失，t； Q呆滞——呆滞煤量，包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量，t；

K——采区采出率。 2、准备煤量 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上（下）山等掘进工程所构成的煤储量，并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后，即为准备煤量。 计算公式： Q准＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中Q准——准备煤量，t； L——采区走向长度，m； h——采区倾斜长度，m； M——采区煤层平均厚度，m。 在一个采区内，必须掘进的准备巷道未掘成之前，该采区的储量不应算作准备煤量。 3、回采煤量

通风管道阻力计算

通风管道阻力计算 风管内空气流动的阻力有两种，一种是由于空气本身的粘滞性及其与管壁间的摩擦而产生的沿程能量损失，称为摩擦阻力或沿程阻力；另一种是空气流经风管中的管件及设备时，由于流速的大小和方向变化以及产生涡流造成比较集中的能量损失，称为局部阻力。 一、摩擦阻力根据流体力学原理，空气在横断面形状不变的管道内流动时的摩擦阻力按下式计算： ΔPm=λν2ρl/8Rs 对于圆形风管，摩擦阻力计算公式可改写为： ΔPm=λν2ρl/2D 圆形风管单位长度的摩擦阻力（比摩阻）为： Rs=λν2ρ/2D 以上各式中 λ————摩擦阻力系数 ν————风管内空气的平均流速，m/s; ρ————空气的密度，Kg/m3; l ————风管长度，m ; Rs————风管的水力半径，m; Rs=f/P f————管道中充满流体部分的横断面积，m2； P————湿周，在通风、空调系统中既为风管的周长，m； D————圆形风管直径，m。 矩形风管的摩擦阻力计算 我们日常用的风阻线图是根据圆形风管得出的，为利用该图进行矩形风管计算，需先把矩形风管断面尺寸折算成相当的圆形风管直径，即折算成当量直径。再由此求得矩形风管的单位长度摩擦阻力。当量直径有流速当量直径和流量当量直径两种； 流速当量直径：Dv=2ab/(a+b) 流量当量直径：DL=1.3（ab）0.625/(a+b)0.25 在利用风阻线图计算是，应注意其对应关系：采用流速当量直径时，必须用矩形中的空气流速去查出阻力；采用流量当量直径时，必须用矩形风管中的空气流量去查出阻力。 二、局部阻力当空气流动断面变化的管件（如各种变径管、风管进出口、阀门）、流向变化的管件（弯头）流量变化的管件（如三通、四通、风管的侧面送、排风口）都会产生局部阻力。

一、矿井通风设计的内容和要求

一、矿井通风设计的内容与要求 １、矿井通风设计的内容 ? 确定矿井通风系统； ? 矿井风量计算和风量分配； ? 矿井通风阻力计算； ? 选择通风设备； ? 概算矿井通风费用。 ２、矿井通风设计的要求 ? 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件； ? 通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力； ? 发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出； ? 有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施； ? 通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。 二、优选矿井通风系统 1、矿井通风系统的要求 1) 每一矿井必须有完整的独立通风系统。 2）进风井囗应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。 3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。 4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。5）每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。

6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。 7）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。 ２、确定矿井通风系统 根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。 三、矿井风量计算 （一）、矿井风量计算原则 矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。 （１）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3； （２）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。 （二）矿井需风量的计算 1、采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 （１）按瓦斯涌出量计算： 式中：Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/min Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2~1.6 炮采工作面取kgwi=1.4~2.0,水采工作面取kgwi=2.0~3.0 （2）按工作面进风流温度计算：