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，

各单元评价测点测定的煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量都小于预期的防突效果达标瓦斯压力或瓦斯含量、且施工测定钻孔时没有喷孔、顶钻或其他动力现象。

(二)开采保护层后，准备煤量或准备煤量范围内回采巷道及切眼的煤巷条带在保护层的有效保护范围内。

（三）准备煤量可以按煤巷掘进方向分段计算，各分段长度不得小于300米。

四、回采煤量是准备煤量范围内，已按设计完成工作面进风巷、回风巷等回采巷道及开切眼掘进工程所圈定的，且瓦斯抽采、防突和防治水的效果已达到工作面安全回采要求的可采储量，即正在回采或只要安装设备后，便可进行正式回采的工作面可采煤量之和。

瓦斯抽采、防突和水害防治效果达到安全回采要求的可采储量，可以按工作面推进方向分段计算，分段长度不得小于300米。

回采煤量按下式计算：

式中：Q回——回采煤量，t；

L i——第i个工作面有效或剩余推进（回采）长度，m；

l i——第i个回采工作面平均长度，m；

M i——第i个回采工作面煤层平均厚度，m；

D i——第i个工作面实体煤容重，t/m3；

K i——第i个工作面回采率；

n——回采工作面个数。

五、瓦斯抽采和防突效果应当满足下列条件：

（一）对于突出煤层，开采保护层后，回采煤量所圈定范围内的煤层在保护层的有效保护范围内；采取煤层瓦斯区域预抽防突措施后，所有评价测点测定的煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量都小于预期的防突效果达标瓦斯压力或瓦斯含量、且施工测定钻孔时没有喷孔、顶钻或其他动力现象；

（二）回采煤量所圈定范围内的煤层可解吸瓦斯量应当满足表1的规定。

表1 回采煤量所圈定范围内的煤层可解吸瓦斯量指标

(三)高瓦斯、突出矿井的容易自燃煤层，采用放顶煤开采时，回采煤量所圈定范围内的本煤层瓦斯含量应不大于6m 3/t。

六、防治水的效果应当满足下列条件：

（一）回采煤量范围内的煤层及顶底板影响范围内已查清水文地质情况；

（二）回采煤量范围内的煤层及顶底板应施工的疏排水、注浆加固等防治水工程已完成，且防治水效果已达到工作面安全回采要求。

七、有下列情况之一的，不得计算为回采煤量：

（一）所圈定的回采范围内瓦斯抽采不达标，或未按照规定进行抽采达标评判的煤量。

（二）所圈定的回采范围内水害防治不达标，或未按照规定进行水害防治效果验证的煤量。

（三）有冲击地压危险的煤矿，所圈定的回采范围内采煤工作面没有进行冲击危险性评价，或评价为严重冲击地压工作面的煤量。

（四）所圈定的回采范围内受其他次生灾害影响的煤量。

八、矿井“三量”可采期按下式计算：

开拓煤量可采期（年）=期末开拓煤量/当年计划产量或设计（核定）能力；

准备煤量可采期（月）=期末准备煤量/当年平均月计划产量；

回采煤量可采期（月）=期末回采煤量/当年平均月计划回采产量。

当矿井实际月产量连续二个月超过计划月产量的10%时，应当按实际产量重新计算矿井“三量”可采期。

附录矿井三量及三量可采期

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，各单元评价测点测定的煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量都小于预期的防突效果达标瓦斯压力或瓦斯含量、且施工测定钻孔时没有喷孔、顶钻或其他动力现象。 (二)开采保护层后，准备煤量或准备煤量范围内回采巷道及切眼的煤巷条带在保护层的有效保护范围内。 （三）准备煤量可以按煤巷掘进方向分段计算，各分段长度不得小于300米。 四、回采煤量是准备煤量范围内，已按设计完成工作面进风巷、回风巷等回采巷道及开切眼掘进工程所圈定的，且瓦斯抽采、防突和防治水的效果已达到工作面安全回采要求的可采储量，即正在回采或只要安装设备后，便可进行正式回采的工作面可采煤量之和。 瓦斯抽采、防突和水害防治效果达到安全回采要求的可采储量，可以按工作面推进方向分段计算，分段长度不得小于300米。

工程量计算清单表

花架工程量清单表

花架工程量计算：0.2307 1.平整场地： S=园路长×宽=34.5×3=103.5m2； 2.混凝土柱基开挖地坑土方量： V=长×宽×高×10=0.9×0.9×0.45×10=3.645m3； 3.基柱混凝土垫层： V=长×宽×厚×10=0.9×0.9×0.04×10=0.3240m3； 4.混凝土基础： V=长×宽×厚×10=0.716×0.716×0.67×10=3.4348m3； 5.回填土：

V=V挖土方量－V埋入地下混凝土柱基－V柱基混凝土垫层=3.645-2.307-0.2501=1.088m3； 6.花架横梁： 花架横梁总工程量V=一个花架横梁体积×花架横梁个数=长×宽×高×17=3.6×0.08×0.2×17=0.9792m3； 7.花架纵梁： 花架纵梁总工程量V=一个花架纵梁体积×花架纵梁个数=长×宽×高×2=15.75×0.1×0.25×2=0.3938m3； 8.花架檩： 花架檩条总工程量V=一个花架檩体积×花架檩个数=长×宽×高×5=15.75×0.08×0.2×5=1.26m3； 9.花架柱： 花架柱总工程量V=一个花架柱体积×花架柱个数=长×宽×高×10=0.5×0.5×2.280×10=0.7m3； 10.粗磨石花岗岩凳面： 粗磨石花岗岩凳面总工程量V=一个粗磨石花岗岩凳面×粗磨石花岗岩凳面个数=长×宽×厚×8=3×0.4×0.08×8=0.768m3；

11.粗磨石花岗岩凳柱： 粗磨石花岗岩凳柱总工程量V=一个粗磨石花岗岩凳柱×粗磨石花岗岩凳柱个数=长×宽×高×16=0.3×0.15×0.32×16=0.2304m3； 12.梁柱饰面油漆： 横梁的总表面积=（3.6×0.2＋3.6×0.08+0.08×0.2）×2×17=34.816m2； 纵梁的总表面积=（15.75×0.1+15.75×0.25+0.1×0.25)×2×2=22.15m2； 柱的总表面积=2.28×0.5×4×10=45.6m2； 梁柱饰面油漆总工程量S=横梁的总表面积+纵梁的总表面积+柱的总表面积=34.816+22.15+45.6=102.566m2； 13.园路70厚混凝土栽小卵石铺面： V=园路长×园路宽×混凝土栽小卵石铺面厚-混凝土基础面积=34.5×30.07-0.716×0.716×10=2.1184m3； 14.园路混凝土垫层工程量： V=（园路长×园路宽-基础挖坑面积）×混凝土厚=（34.5×3-0.716×0.716×10）×0.24=23.6096m3；

矿井通风设计及风量计算方法

矿井通风设计施工时的基本原则和要求

通风系统合理可靠的含义

通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》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》（AQ1056-2008），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： Q 矿进=4×N×K 矿通 （m3/min） 式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，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 =～）。 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～）。 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行计算，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。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 （m3/min）

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

MTT 6342019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 范围 本标准规定了煤矿矿井风量计算的术语与定义、总则、矿井需风量计算方法、矿井有效风量的计算方法与计算结果表述。 本标准适用于煤矿的新井设计、生产矿井的改扩建与采区的风量计算。 2 规范性引用文件 下列文件对于本文件的应用题必不可少的。凡就是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件,凡就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 术语与定义 本标准采用下列术语与定义 3、1 需风量 required air quantity 矿井生产过程中,为供人员呼吸、稀释与排出有害气体、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、硐室与其她用风地点的风量之总与。 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与。 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、氢气与其它有害气

(完整版)矿井需要风量计算方法

矿井通风风量计算方法 一 全矿井需要风量计算： 1） 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供风量不少于4m 2/min.。 Q 需＝4×N ×K 矿通=4×50×1.25＝250 m 3/min.。 式中 N —— （取50人）井下同时工作最多人数 K 矿通 —— 矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素， 一般可取1.2～1.25。 2） 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： Q 需＝（∑Q 采＋∑Q 掘＋∑Q 硐＋∑Q 其它）×K 矿通 式中 ∑Q 采 —— 独立通风的采煤工作面实际需要风量的总和m 3/min.。 ∑Q 掘 —— 独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和m 3/min.。 ∑Q 硐 —— 独立通风的硐室工作面实际需要风量的总和m 3/min.。 ∑Q 其它—— 独立通风的其它井巷及需要进行通风的风量总和m 3/min.。 K 矿通 —— 矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素 一般可取1.2～1.25。 （1） 采煤实际需要风量，按同时回采的各个工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=（Q 采1＋Q 采2＋Q 采3＋……）K 采备 式中Q 采1，Q 采2，Q 采3……—— 各采煤工作面实际需要的风量m 3/min.。 K 采备—— 备用工作面系数，一般取K 采备=1.1，当备用工作面已单独计 算风量列入上式时，K 采备=1.0。 每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和炸药消耗量及工作面的气温、风速与人数等分别进行计算，并取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要风量的最大风量计算。 ㈠ 按瓦斯涌出量计算 Q 采 = 100Q CH4 K 采通 m 3/min.。 C 式中Q CH4—— 采煤工作面瓦斯绝对涌出量m 3/min.； C —— 采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量，%，C=1%； K 采通—— 采煤工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量 等因素，应该通过实际考察确定。一般可取K 采通=1.2～2.1。 ㈡ 按二氧化碳涌出量计算Q 采 = 100Q CO2 K 采通 m 3/min.。 C 式中 Q CO2—— 采煤工作面二氧化碳绝对涌出量m 3/min.； C —— 采煤工作面回风流中二氧化碳最大允许含量为C=1.5% ㈢ 按工作面温度计算 长壁工作面实际需要的风量按下式计算： Q 采=60υ采S 采 式中 Q 采—— 采煤工作面实际需要的风量，m 3/min.。

煤矿“三量”及可采期计算规定

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、、井底车场、主要石门、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，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。

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

矿井风量计算

1、 风量计算 1)按井下同时工作的最多人数计算 Q=4NK=4×123×1.25=615m3/min=10.3m3/s 式中：Q——矿井总风量，m3/s； 4——每人每分钟供风标准，m3/min·人； N——井下同时工作的最多人数，123人； K——矿井风量备用系数，取值1.25。 2）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即：Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通 式中：Q——矿井总风量，m3/s； ∑Q采——采煤工作面风量之和； ∑Q掘——掘进工作面风量之和； ∑Q硐——独立通风硐室所需风量之和； ∑Q其它——其它用风地点需风量之和； K矿通——矿井风量备用系数，中央分列式取1.25。 （1） 采煤工作面需风量 1 按瓦斯涌出量计算： Q采=100×q采绝×K采通 式中：Q采——工作面实际需要的风量，m3/min； q采绝——工作面的瓦斯绝对涌出量，q采绝=q相×A= 3.56×909/24/60 m3/min=2.25 m3/min； K采通——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面一般取1.4 ～2.0，本设计取2； Q采=100×q采×K采通=100×2.25×2.0=450 m3/min≈7.5 m3/s,本设计考虑到深部开采时瓦斯涌出量有增加的可能，取12 m3/s。 2 按工作面温度计算 Q采=60×V c×S c×K i，m3/min 式中：V c——采煤工作面适宜风速，当炮采长壁工作面稳定在20～

23o C之间时，工作面风速应在1.0～1.5m/s之间，取1.5m/s。 S c——采煤工作面的平均断面积，4.8m2； K i——工作面长度系数，取1。 Q采=60×1.5×4.8×1=432 m3/min≈7.2m3/s 3 按炸药使用量计算 Q采=25×A c，m3/min 式中：A c——采煤工作面一次使用的最大炸药量，经计算取15Kg。Q采=25×15=375 m3/min≈6.25 m3/s。 4 按人数计算实际需风量； Q采=4×N，m3/min 式中：N——采煤工作面同时工作的最多人数，22人； Q采=4×22=88 m3/min≈1.5 m3/s 5 按风速进行验算： 根据《煤矿安全规程》，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。即回采工作面风量应满足： 15×S采≤Q采≤240×S采 式中S采——采煤工作面的平均有效断面积，炮采工作面取4.8m2。炮采工作面：72m3/min≤Q采≤1152m3/min，即1.2m3/s≤Q采 ≤19.2m3/s。 根据以上计算，设计炮采工作面配风量取其中最大值，即： 12m3/s，此时工作面面风速为V采=Q采/S采=12/4.8=2.5m3/s,符合要求。 （2） 硐室 采区变电所风量：4m3/s 采区绞车房风量：4m3/s ∑Q硐=4+4=8m3/s （3） 井下其它巷道需风量： 井下其它巷道需风量按采煤、掘进、硐室的总和的5%来考虑。

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

矿井需要风量计算方法

矿井通风风量计算方法 一全矿井需要风量计算： 1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供风量不少于4m2/min.。 Q需＝4×N×K矿通=4×50×1.25＝250 m3/min.。 式中N ——（取50人）井下同时工作最多人数 K矿通——矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素， 一般可取1.2～1.25。 2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： Q需＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通 式中∑Q采——独立通风的采煤工作面实际需要风量的总和m3/min.。 ∑Q掘——独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和m3/min.。 ∑Q硐——独立通风的硐室工作面实际需要风量的总和m3/min.。 ∑Q其它——独立通风的其它井巷及需要进行通风的风量总和m3/min.。 K矿通——矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素 一般可取1.2～1.25。 （1）采煤实际需要风量，按同时回采的各个工作面实际需要风量的总和计算：∑Q采=（Q采1＋Q采2＋Q采3＋……）K采备 式中Q采1，Q采2，Q采3……——各采煤工作面实际需要的风量m3/min.。 K采备——备用工作面系数，一般取K采备=1.1，当备用工作面已单独计 算风量列入上式时，K采备=1.0。 每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和炸药消耗 量及工作面的气温、风速与人数等分别进行计算，并取其中最大值。采 煤工作面有串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要风量的最大风 量计算。 ㈠按瓦斯涌出量计算Q采= 100Q C H4 K采通m3/min.。 C 式中Q CH4——采煤工作面瓦斯绝对涌出量m3/min.； C ——采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量，%，C=1%； K采通——采煤工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素，应该通过实际考察确定。一般可取K采通=1.2～2.1。 ㈡按二氧化碳涌出量计算Q采= 100Q C O2 K采通m3/min.。 C 式中Q CO2——采煤工作面二氧化碳绝对涌出量m3/min.； C——采煤工作面回风流中二氧化碳最大允许含量为C=1.5% ㈢按工作面温度计算 长壁工作面实际需要的风量按下式计算：Q采=60υ采S采 式中Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min.。

煤矿三量及可采期计算规定

煤矿三量及可采期计算 规定 The manuscript was revised on the evening of 2021

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、、井底车场、主要石门、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，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；

煤矿矿井风量计算办法(根据据规程2016)

XX 集团XX 煤矿矿井风量计算办法 编制单位：通风处 编制： 审查： 通风处长： 通风副总： 通风助理： 总工程师： 二〇一七年一月一日

XX 煤矿矿井风量计算办法 为规范我矿各生产作业地点及矿井配风、通风能力核定、各地点《作业规程》中的风量计算，根据《煤矿生产能力核定标准》等相关规定，结合我矿实际情况，特制定本办法。Lcs11R。 一、计算依据 《煤矿安全规程》专家解读（2016 年修订版）、《煤矿井工开采通风 技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）3zdv9v。 根据以上标准，结合矿井实际情况，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： 各采掘工作面、硐室及其它用风地点需风量按下列要求分别计算，并选取最大值： 1. 按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给的风量不得少于4m3； 2. 按采掘工作面、硐室及其他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甲烷、二氧化碳和其他有害气体的浓度，风速、温度及每人供风量符合《煤矿安全规程》的有关规定。 h1AXsz。 按实际需要计算风量时，应避免备用风量过大或过小。应当根据具体条件制定风量计算方法，至少每5 年修订1 次。3cFBkV。 二、风量计算办法 ㈠生产矿井需要风量按各采掘进工作面、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。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。2kQBhi。 Q ra ≥（∑ Q cf ＋∑ Q hf ＋∑ Q ur ＋∑ Q sc ＋∑ Q rl ）·k aq 式中： Q ra—矿井需要风量, m 3/min ； Q cf —采煤工作面实际需要风量，m3/min ； Q hf —掘进工作面实际需要风量，m3/min ； Q ur —硐室实际需要风量，m3/min ； Q sc—备用工作面实际需要风量，m3/min ；

##煤矿“三量”管理制度

煤矿“三量”管理制度 为全面学习贯彻落实国家煤矿安全监察局《关于印发＜防范煤矿采掘接续紧张暂行办法＞的通知》（煤安监技装〔2018〕23号）文件精神，保证矿井采掘计划接续正常和煤矿的安全生产，实现矿山的可持续发展，特制订煤矿《三量管理制度》： 一、三量管理领导机构设置 组长：矿长 副组长：总工程师 成员：各安全生产副总、调度室、机械化科、生产技术科、规划科、总工办、地质测量科等部门负责人及相关专业技术人员下设三量管理办公室，办公室设在地质测量科 主任：科长 二、三量管理职责的划分 矿长是三量管理的第一责任人；总工程师具体负责三量管理的技术管理工作，监督指导矿井三量管理的日常工作，同时负责矿井三量图纸、报表的审批工作。地质测量科科长负责协助总工程师开展日常三量的技术管理工作，监督指导三量图纸、报表的编制工作。地质测量科是矿井三量的管理部门，具体负责矿井三个煤量图纸、报表的计算和上报工作，对在矿井生产中发现“三量”可采期未达到规定要求的，及时向总工程师报告并协助相关生产科室调整采掘计划，确保矿井三量可采期符合国家规定。 （一）矿各级领导对合理开采煤炭资源,提高资源回采率和保证矿井各类回采率指标达到计划要求负责。负责决策矿井各煤层开采的配比、支架选型，负责追究由个人或单位原因造成的重大的煤炭资源损失人员的责任。 （二）总工办必须对矿井、水平、采区、工作面开采设计的先进性和合理性负责，设计回采率必须达到国家规定标准，积极推进无煤

柱开采等新技术，合理留设各种煤柱；编制或修订不少于24个月的采掘工作面接续；监督井巷工程按设计施工，若因设计不合理造成的损失，由设计部门负责。 （三）规划发展科人员应了解生产现场情况，按采煤工作面设计、地质说明书合理制定采、掘计划指标，确保采、掘计划的制定符合现场生产实际。 （四）机械化科人员要合理分析现场资源回收与安全的关系，督促区队在保证安全的前提下，努力提高资源回采率，要加强工作面验收，合理分配煤量；配备与煤层厚度相匹配的架型，研究提高支架加大采高的可能性，为合理开采和多回收煤炭资源创造条件；对采煤工作面加强技术管理，尽可能提高资源回采率。检查各采煤区队回采率完成情况，对出现丢煤的单位督促其采取积极、有效的措施，达到提高回采率的要求。 （五）生产技术科根据矿井接续安排合理调整掘进施工，确保矿井不出现集中施工或突击施工的现象，严格要求掘进单位按设计位置和层位施工，并对掘进单位施工巷道是否严格按设计位置和层位施工负责。 （六）地质测量科是煤炭资源、“三量”管理的主管监督部门,负责全矿回采率的测算和考核，对提高回采率或丢煤的单位和个人提出奖、罚意见。提供可靠的地质资料，因工作失误造成的不合理损失,由地质测量科负责。“三量”管理人员必须做到以下几点: 1、参加审查采区设计及采掘作业规程，编制和审查年季、月度生产计划及回采率计划，以便掌握矿井生产情况，对生产部门进行业务监督。 2、在生产阶段，做好三量平衡工作，及时掌握和检查矿井的采掘关系，根据《防范煤矿采掘接续紧张暂行办法》（煤安监技装〔2018〕23号）规定要求，开拓煤量、准备煤量和回采煤量分布不低于3年、

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+×巷宽） 2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+×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=（）×V 真÷S 式中：K 为校正系数（侧身法测风时K=（）/S ，迎面测风时取）； 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（~） 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~） 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 ~ ） 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~s，温度为20～23℃时取～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≤Q采≤4 （m/s） 式中15与：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 1、按瓦斯涌出量计算 Q 掘=100×q 掘 ×K CH4 （m3/min） 式中K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取 ~ ）

煤矿风量计算细则

明矾沟煤矿风量计算细则 第一章总则 第一条为认真贯彻落实党和国家有关安全生产的法律法规，进一步规范全矿的风量计算工作，防止超通风能力生产，有效遏制瓦斯事故的发生，根据《煤矿安全规程》、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）、《煤矿生产能力核定标准》、及有关法律法规和有关技术性规范，按照“就高不就低”的原则，特制定本细则。 第二条本细则适用明矾沟煤矿各个部门、施工队伍。 第三条根据矿井建设的具体情况，具体条件制定风量计算细则，至少每5年修订1次。并将风量计算细则报上级主管部门备案。根据风量计算细则每月制定矿井风量分配计划。 第四条各部门、个施工队伍在计算各个采煤工作面、掘进工作面、机电硐室和其他巷道的实际需风量时，必须使各地点风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的涌出量，稀释到规定允许的浓度，风速和温度都符合《规程》的有关规定。 第五条风量计算有两个含义：一是对全矿井、采区、采掘工作面需要风量的预算，作为编制设计、作业规程、计划的依据；二是对用风地点实际风量按有关规定要求进行验算，作为调整风量的依据。根据矿井的实际生产布局，每月计算一次矿井需要风量,制定矿井配风计划。 第五条发生下列情形之一、造成矿井风量发生变化的，应按本细则计算方法重新计算矿井风量，并在30日内计算完成： （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。

第二章风量计算细则 第六条矿井总进风量按以下两种方法分别计算，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，每人每分钟供给风量不得少于4m3。 Q矿进= 4×N×K矿通 式中，Q矿进——矿井总进风量，m3／min； N——井下同时工作最多人数，人； K矿通——矿井通风系数，取1.25。 2.按各个地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：Q矿进= ( ∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)× K矿通 式中，Q矿进——矿井总进风量，m3／min； ∑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——各种硐室实际需要风量的总和，m3／min； ∑Q其他——除采煤、掘进、硐室以外其他巷道实际需要风量的总和，m3／min； K矿通——矿井通风系数，（抽出式K矿通取1.15-1.2）。第七条各个采煤工作面实际需要风量，应按工作面瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、风速、人数和爆破后的有害气体、温度等规定分别进行计算，采取最大值。有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面应满足瓦斯、空气温度和风速等规定计算风量，且不低于其采煤时实际风量的50%。对于确实不能形成全风压通风的残采工作面可参照掘进工作面风量计算确定，但必须保证满足工作面配风要求。

三量计算方法

三量计算 （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；

矿井风量计算方法

矿井风量计算方法 根据《煤矿安全规程》规定，结合广安煤矿实际开采的煤层储有条件及瓦斯含量、涌出特点，特制定矿井风量计算方法。 一、矿井总风量计算 1、在矿井技改扩能的条件下： 按总回风流中沼气浓度不超过0.75%的要求，用下式计算矿井总回风量： Q＝0.0926qTK 式中：q――矿井沼气相对涌出量，m3/t T――矿井平均日产量，t/d K――风量备用系数，K＝1.9 2、在矿井正常生产时风量由里向外细致配风，即先定井下各个工作地点有效风量，反风流加上允许漏风量，确定各风路的风量和矿井的总进风量；再适当加上因体积膨胀的风

量，得出矿井的总回风量；最后加上抽出式主扇井口和附属装置的允许漏风量，得出通过主扇的总风量。 二、采区所需的风量 采区所需的风量是采区内各用风地点所需风量之和，并乘以适当系数。即Q wz＝（ΣQ a+ΣQ b+ΣQ c+ΣQ d）×K wz 式中：ΣQ a――各回采面和备用工作面所需用风量之和，m3/minΣQ b――各掘进面所需用风量之和，m3/min ΣQ c――各硐室所需用风量之和，m3/min ΣQ d――除上述用风地点外，其它巷所需用风量之 和，m3/min K wz――采区风量备用系数，取1.20。 （一）回采面所需风量计算 每个回采面实际需风量，根据沼气、二氧化碳涌出量和硫化氢涌出量及爆炸后有害气体量及工作面风速和人数等规定分别进行计算，然后取其最大值；回采面有串联通风时，

应按其中一个回采面实际需要的最大风量计算。 1、按沼气（或二氧化碳）涌出量计算 Q＝100qk 式中：Q――回采面实际需要风量，m3/min q――回采面回风巷风流中沼气（或二氧化碳）的 平均绝对涌出量，m3/min k――该回采面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.2。 2、按炸药量计算 Q＝25A 式中：A――回采面一次爆破的最大炸药量 25――每公斤炸药爆炸后需要供给风量 3、按人数计算 Q＝4N 式中：4――每人每分钟供给4m3的规定风量。 N――回采面同时工作最多人数。