默勒二矿风量调节方案

默勒二矿风量调节方案

为了合理分配矿井风量，以保证全矿的备用风量不能过大或过小，且要保证井下各用风地点有足够的风量，根椐我矿实际情况，科学、合理的制定风量分配方案。以达到科学、合理、经济，高效的目的。

一、矿井的通风方式及现状

1、矿井通风方式

通风方式：中央分列式通风方式，抽出式通风方法，该通风方法适应性较广泛，与压入式相比，具有利于瓦斯管理，安全性好;漏风小，通风管理较简单;风阻小，风量调节容量等特点。

2、通风方法

通风方法：机械抽出式

3、通风系统的构成

本矿按煤与瓦斯突出矿井设计管理，矿井采用中央分列式通风，根据矿井采掘部署，矿井在一采区回采完前，不能施工二采区巷道。

开采一采区时，利用主、副井进风，经2900m水平运输石门、采区轨道上山、区段运输石门、区段运输顺槽进入工作面，清洗完工作面后，乏风风流经回风顺槽，区段回风石门、回风大巷、由回风井排至地面。

风井数目及服务年限根据矿井采掘部署，矿井开采过程中，共有二个进风井，即主井、副井;一个回风井。主、副、回风井服务于矿井全部资源开采的全过程。通风系统根据井田开拓布置，采区划分为井筒位置，矿井采用分区式通风系统，主井、副井进风、风井回风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风，硐室通过通风设施调节风量采用矿井全负压通风。

(1)回采工作面采用“U”形通风系统，掘进、回风巷，利用矿井总负压通风。

(2)掘进工作面进风

掘进工作面利用矿井总负压及主扇通风，回采工作面不串联，实行独立通风，主扇采用抽出式。

(3)硐室通风

井下独立通风的硐室有：中央采区变电所，本设计配风2m3/S;主、副水仓，配风2m3/S。

二、矿井风量、风压及等积孔

根据《煤矿安全规程》及有关规定，参考矿井实际配风经验，满足井下人员工作、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.7%，矿井总风量采用下列方法计算，并选取其中的最大值。

1、风量计算

(1)按井下同时工作最多人数矿井总风量。

Q矿进=4×N·K矿通

式中：Q矿进—矿井总供风量，m3/min;

N—井下同时工作的最多人数，按175人计算;

K矿通—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K=1.2 Q矿进=4×175×1.2=840m3/min=14m3/s。

（2）按分别法计算各需风地点实际风量矿井风量：Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ 硐+ΣQ其它)×K矿

式中：ΣQ采——采煤工作面所需风量之和，m3/S;

ΣQ掘——掘进作面所需风量之和，m3/S;

ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和;m3/S

ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风量之和，m3/S;

K矿———矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀系数)，取K矿

=1.15。

1)采煤工作面风量计算

①按采煤工作面瓦斯涌出量计算：

计算风量的公式为：

Q采=100×q绝k

式中:Q采——采煤工作面所需风量，m3/min;

q绝——采面工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min

K—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面可取1.4～2.0，本设计取2.0。

Q采=100×q绝k=100×1364÷24÷3600×0.77×2=2.4m3/s

②按工作面温度计算

Q采=Vc·Sc·Ki

式中:Vc——采煤工作面适宜风速，0.8m3/s;

Sc——回采工作面按最大和最小控顶距计算的平均断面积(m2)，6.0m2;

Ki—工作面长度系数，查《采矿设计手册》取0.8。

故：Q采=Vc·Sc·Ki=0.8×6.0×0.8=6.97m3/s

③按炸药使用量计算

Q采=Ac·b/（t·c） m3/s

式中：Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，15kg

④按风速验算

容易时期：Qmin=15s=15×5.28=79.2m3/min=1.32m3/s

Qmax=240s=240×5.28=1267.2m3/min=21.12m3/s

式中:s——工作面平均断面积，容易和困难时期取5.28m2;

综合上述计算，回采工作面容易时期按Q采=6.97m3/s配风，困难时期按Q 采=13.6m3/s配风。

2)掘进工作面风量计算

①按绝对瓦斯涌出量计算

掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：

容易时期：Q=100q绝k=100×0.33×2.0=66m3/min=1.1m3/s

困难时期：Q=100q绝k=100×0.78×2.0=156m3/min=2.6m3/s

式中:q绝———掘进工作面绝对瓦斯涌出量，容易时期为0.33m3/min;困难时期为0.78m3/min;

②按最大炸药消耗量计算

Q=25A=25×4

=100m3/min=1.67m3/s

式中：A——掘进工作面最大炸药消耗量，约4Kg。

②按工作面最大班出勤人数计算

Q=4N=4×15

=60m3/min=1m3/s

式中：N——掘进工作最大班出勤人数，取15人

③按局部通风机实际风量计算

Q掘=Q扇×I+60×0.25S

式中:Q掘————掘进工作面实际需风量，m3/min

Q扇————局部通风机实际吸风量，m3/min

I————局部通风机台数，台

S————局扇安装处断面，容易时期取9.4m2;困难时期取12.88m2;

容易时期：Q掘=230×1+60×0.25×9.4=371m3/min=6.18m3/s

困难时期：Q掘=360×1+60×0.25×12.88=553.2m3/min=9.22m3/s

容易时期掘进工作面采用FBDNo.5/2×5.5型局部通风机压入式供风，其风量为280～230m3/min;困难时期掘进工作面采用FBDN。5.6/2×11型局部通风机压入式供风，其风量为360～230m3/min。

④按风速验算

Qmin=15S=15×12.88

=193.2m3/min=3.22m3/s

Qmax=240S=240×12.88

=3091.2m3/min=51.52m3/s

式中:S——掘进工作面断面，12.88m2

综合上述计算，掘进工作面容易时期按Q=5.63m3/s配风;困难时期按

Q=7.83m3/s配风。

3)硐室风量计算

①容易时期：

设计有三个独立通风硐室，一个水泵房及变电所，配风2.0m3/s，一个为永久避难硐室，配风2.0m3/s，另一个主、副水仓，2.0m3/s共配风6.0m3/s。

②困难时期：

设计有三个独立通风硐室，一个水泵房及变电所，配风3.0m3/s ，一个为永久避难硐室，配风3.0m3/s ，一个为主、副水仓，3.0m3/s ，共配风9.0m3/s 。

该矿一采区按突出矿井设计。矿井投产时期布置有主井、副井、回风井三个井筒，新鲜风流从主井、副井进入，分别经井底车场、2900运输石门、管子道、进入各掘工作面，乏风经3200一采区回风石门、3200回风石门进入回风大巷、南风井，然后通过主要通风机排至地面。各掘进工作面均采用独立通风，掘进采用压入式通风。掘进工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。

掘进工作面通风路线：

主斜井→主斜井与1460运输石门联络巷→1460运输石门→局扇→12瓦斯抽放回风巷掘进工作面→1510回风石门→总回风斜井→引风道→地面。2、主斜井→主斜井底→1397轨道石门→局扇→12瓦斯抽放进风巷掘进工作面→1397回风石门→总回风斜井→引风道→地面。

井下硐室通风路线：

1、副井→管子道→水泵房→中央变电所→中央变电所专用回风巷→总回风平巷→总回风井→引风道→地面。

2、副井→井底车场→主、副水仓→回风斜井→回风斜井→引风道→地面。

3、主井→井底车场→永久避难硐室→总回风平巷→总回风斜井→引风道→地面。

4、风量分配：

矿井风量分配计划情况

煤层编号 现进风量 巷道名称 计划风量分配 （m 3/min ）

合计风量 现差风量 主井 1580m 3/min 1510运输石门 350

1460m 3/min 剩余120m 3/min 1021采面 420

1460机轨石门 350 12瓦斯抽放进风巷

340

副井 1760m 3/min 水泵房 250

1210m 3/min 剩余550m 3/min 永久避难硐室 220

中央变电所 250 水仓 150

11瓦斯抽放回风巷

340 合计

3340m 3/min 2670m 3/min

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）

煤矿联合试运转方案及安全保障措施

第一章矿井概况 (4) 第一节矿井概况 (4) 第二节设计批复情况 (5) 第三节建设情况 (7) 第四节劳动组织及培训 (8) 第五节管理制度 (8) 第二章联合试运转时间及组织机构 (9) 第一节联合试运转时间及目标 (9) 第二节联合试运转组织机构及保障措施 (10) 第三章联合试运转的测试项目、方法、机构和人员 (15) 第一节运输系统 (15) 第二节采掘系统 (16) 第三节供电系统 (16) 第四节通风系统 (17) 第五节排水系统 (18) 第六节监测监控系统 (18) 第七节井下人员定位系统 (19) 第八节通讯联络系统 (20) 第九节压风自救系统 (21) 第十节供水施救系统 (22) 第十一节紧急避险系统 (22) 第五章联合试运转的预期目标和效果 (23)

第六章联合期间的产量计划与劳动组织 (24) 第一节回采工作面 (24) 第二节劳动组织 (24) 第七章联合试运转期间安全保障措施 (25) 第一节一通三防安全管理措施 (26) 第二节顶板管理、矿压观测安全措施 (39) 第三节机电设备管理及操作安全措施 (41) 第四节矿井安全监测监控安全措施 (42) 第五节防治水安全措施 (43) 第六节爆破安全措施 (43) 第七节运输安全措施 (44) 第八节避灾路线 (44) 第九节地面事故预防处理措施 (45) 第八章联合试运转应急预案 (45) 第一节矿井采掘生产系统应急预案 (47) 第二节瓦斯事故处理预案 (48) 第三节通风系统试运转应急预案 (49) 笫四节提升、运输系统联合试运转应急预案 (52) 第五节联合试运转停电事故应急预案 (53) 第六节排水系统试运行应急预案 (54) 第七节通讯、监控、压风系统试运行应急预案 (56) 第八节供水防尘系统应急预案 (57)

矿井风量计算与风量分配方案

贵州万海隆矿业集团三岔沟煤矿有限公司 矿井风量计算和风量分配方案二零一三年一月

矿井风量计算与风量分配方案 一、矿井概况 1、矿井位置与交通 水城县三岔沟煤业有限公司属于水城县比德乡所辖。矿区距比德乡政府约3km，距水城县城区约46公里，到滥坝火车站里程约40公里，有乡村公路与比德乡政府相通，矿井位于乡村公路边。矿区北有S307省道，南有S102省道及株六复线铁路，由S307道的立火至比德乡的县道在矿区西南侧经过。交通较为方便。该矿行业管理隶属水城县煤炭局管辖。 2、含煤地层及煤层特征 （1）地层：矿区内出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m）、峨眉山玄武岩（P3β），二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、大隆组（P3d），三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。 （2）地质构造 矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端，以单斜构造为主。地层走向北西向，倾向50-85°，倾角在10-20°之间。断裂构造不发育，仅局部具挠曲现象。因此，矿区构造复杂程度为简单。 （3）含煤性：含煤岩系为龙潭组，厚度326-349m，平均厚342m，其中本矿区内可采煤层6层。可采煤层K13、K14、K15、K16、K17分布于龙潭组第二段中，K29煤层分布于龙潭组第三段中，K29煤层以下含多层不可采煤层及煤线。矿区可采煤层有K13、K14、K15、

K16、K17、K29，含煤平均厚度为10.81m，含煤系数为3.16 %。 煤层特征表： 二、矿井瓦斯 1、瓦斯：在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量发测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。 根据贵州省能源局文件：黔能源发〔2009〕252号文《对六盘水煤炭管理局〈关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告〉的批复》；根据贵州省能源局文件：黔能源发〔2010〕802号文《关于六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；根据贵州省能源局文件：黔能源发〔2011〕833号文《关于六盘水市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。见下表：

煤矿矿井风量计算办法根据据规程2016

(2016) 根据据规程煤矿矿井风量计算办法 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： 二一七年一月一日〇． (2016) 根据据规程煤矿矿井风量计算办法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 3；4m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2.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。应当根据具体次。年修订1条件制定风量计算方法，至少每53cFBkV。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 k)＋∑Q·Q＋∑＋∑≥Q(∑QQQ＋∑aqschfurrarlcf式中：3 /minQ—矿井需要风量, m；ra3；Q/minm—采煤工作面实际需要风量，cf (2016) 根据据规程煤矿矿井风量计算办法3；—掘进工作面实际需要风量，m/minQ hf3 m/min；Q—硐室实际需要风量，ur3；—备用工作面实际需要风量，Qm/min sc3 Q—其他用风巷道实际需要风量，m/min；rl取k入式压系数(抽出式k取1.15-1.20,矿k—井通风需风aqaqaq。1.25-1.30)㈡采煤工作面的需要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。。bqAYTn①按气象条件计算：k·70%×V×S·kQ=60×clcfcfchcf : 式中；Q—采煤工作面实际需要风量；m3/min cf中选取，V—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1cf m/s；按最大和最小控顶有效断面的平均S—采煤工作面的平均有效断面积，cf2；值计算，m 2；K—采煤工作面采高调整系数，具体取值见表ch；—采煤工作面长度调整系数，具体取值见表K3cl—有效通风断面系数；70% —单位换算产生的系数。60表1 采煤工作面进风流气温与对应风速 采煤工作面风速采煤工作面进风流气温℃m/s 1.0 20

联合试运转方案..

目录 第一章成立矿井生产系统联合试运转领导小组....................................... - 3 - 第二章联合试运转的系统、范围和期限................................................... - 3 - 第三章联合试运转的测试项目、测试方法............................................... - 3 - 第四章联合试运转的预期目标和效果..................................................... - 12 - 第五章联合试运转期间产量与劳动组织................................................. - 13 - 第五章应急预案和安全保障措施............................................................. - 15 - 第一节排水系统安全运行保障措施......................................... - 15 - 第二节压风系统安全运行保障措施…………………………- 15 - 第三节提升、运输系统安全运行保障措施............................. - 19 - 第四节供电系统安全运行保障措施......................................... - 25 - 第五节主通风机安全运行保障措施......................................... - 28 - 第五节应急预案………………………………………………．- 28 - 第六章其他规定事项…………………………………．………………- 28 -

矿井风量分配设计方案

矿井风量分配方案 一、矿井通风系统情况 1、矿井通风系统的设计： 矿井通风方式为并列抽出式，通风路线为: 主斜井→井底车场→1506运输石门→1506运输巷→1506—2采煤工作面→1506—2回风顺槽→回风绕道→西翼回风→回风斜井→引风道→地面。 矿井风量及主扇风机选型：矿井总风量为1230ｍ3/min 主扇风机型号为KZT60NO-15型防爆轴流式通风机2台，一台工作，一台备用，风量11～31ｍ3/s，配套电机功率为55kw. 2、矿井通风系统建设情况 矿井通风系统建设为一对斜井，主斜井为入风井，副斜井为回风斜井，在回风斜井建有引风道，地面设有主要通风机两台，主扇风机型号为KZT60NO-15型防爆轴流式通风机2台，一台工作，一台备用，风量11～31ｍ3/s，配套电机功率为55kw,完全符合设计要求。主扇风机的叶片为可调节型，分别可以根据矿井所需风量可调整由850～2300ｍ3/min。 通风系统的路线为：主斜井→井底车场→1506运输石门→1506运输巷→1506—2采煤工作面→1506—2回风顺槽→回风绕道→西翼回风→回风斜井→引风道→地面。 掘进工作面通风系统：主斜井→井底车场→1506运输石门→1506运输巷→1506机巷→西翼回风→回风斜井→引风

道→地面。 3、通风设施情况 矿井地面副井井口建有人行道、引风道和防爆门，在主副井筒，1506—2采煤工作面的入、回风巷道，1506机巷、1506运输巷、西翼回风巷道等分别设有测风站，每旬分别对矿井的风量情况进行测定，便于随时掌握矿井风量的分配情况。 在井下1506运输巷与副井底建有两道调节风门，以调节和控制采掘工作面风量；矿井的主副井筒有一条联络巷道，现已用隔绝挡风墙两道分别将主副井筒的入、回风系统进行隔绝。 二、矿井风量分配方案 1、矿井风量分配设计 矿井总风量为1230ｍ3/min 设计分配情况： （１）、采煤工作面需风量Q采550ｍ3/min （２）、掘进工作面需风量Q掘350ｍ3/min （３）、硐室需风量Q硐130ｍ3/min （４）其他巷道需风量Q它200ｍ3/min 2、矿井实际风量分配情况 我矿于2011年3月～4月上旬之间分别对矿井的所有巷道均进行了卧底和扩大断面，减少了通风阻力，增加了巷道的

矿井风量计算办法

矿井风量计算办法 Company Document number：WUUT-WUUY-WBBGB-BWYTT-1982GT

矿井风量计算办法 一、矿井需要风量的计算 矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风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需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。 Q ra≥(∑Q cf＋∑Q hf＋∑Q ur＋∑Q sc＋∑Q rl)×k aq (1) 式中： Q ra——矿井需要风量, m3 / 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； Q rl——其他用风巷道实际需要风量，m3 / min； k aq——矿井通风需风系数(抽出式k aq取～,压入式k aq取。 二、采煤工作面实际需要风量的计算 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、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。 （一）按气象条件计算 Q cf=60×70%×v cf×S cf×k ch×k cl (2) 式中:

v cf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表１中选取，m/s； S cf——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； k ch——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2； k cl——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3； 70%——有效通风断面系数； 60——为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 表2 k ch—采煤工作面采高调整系数 表3 k cl—采煤工作面长度调整系数

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

联合试运转规定

五、联合试运转工作必须严格遵守以下规定： （一）具备以下条件的煤矿建设项目，必须在编制联合试运转方案，报经有关主管部门批准（大中型项目报省级煤炭行业管理部门审批，小型项目报市、地级煤炭行业管理部门审批），并按规定报煤矿安全监察机构备案后方可组织实施： 1．煤矿生产系统和安全设施已按设计建成完工； 2．安全管理机构及安全生产管理制度健全； 3．矿长具备安全资格、特种作业人员持证上岗、其他入井人员培训合格。 4．矿井已建立矿山救护队或已与具有资质的专业矿山救护队签订救护协议。 （二）联合试运转方案应当包括以下内容： 1．联合试运转的系统、范围和期限； 2．联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员； 3．联合试运转的预期目标和效果； 4．联合试运转期间产量计划与劳动组织； 5．应急预案与安全技术措施； 6．其他规定事项。 （三）联合试运转报告应当包含以下主要内容，且经煤矿矿长和技术负责人审签： 1．各主要系统分项运行报告； 2．主要生产安全设备故障处理记录与分析； 3．提升、排水、通风等主要生产安全设施与装备的检测、检验报告； 4．联合试运转的效果分析； 5．今后有关生产安全的建议； 6．其他应予以说明的事项。

六、煤矿安全监察机构组织开展安全设施设计审查和竣工验收工作时，选聘的专家必须涵盖该建设项目所涉及的各相关专业人员；同时应实行回避制度，凡与建设、设计和施工单位有利害关系的专家不得参加该项目安全设施设计审查和竣工验收。 七、建设项目安全设施设计审查和竣工验收工作中，要充分重视以下关键环节： （一）高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，必须健全瓦斯抽采系统，立足于采前、掘前预抽，并满足《瓦斯抽采基本指标》要求。 （二）新建矿井原则上要一次设计、一次建成。如有特殊原因，只能分期投产的，也必须保证安全设施和主要生产系统一次建成一次验收，做到同时设计、同时施工、同时投入使用。 （三）设计中必须明确投产时主要巷道的长度和位置，保证形成完善的通风和排水系统，保证“三个煤量”符合国家有关规定，保证安全开采。扩建、改建项目安全设施设计中应明确扩建或改建工程的范围、工程量及与原矿井安全生产系统衔接、影响关系。 （四）煤矿企业应设立矿山救护队，不具备单独设立矿山救护队条件的煤矿企业，应与就近的救护队签订救护协议或联合建立矿山救护队。大型煤矿、灾害严重的中型煤矿、最近矿山救护队至矿井的行车时间超过30分钟的小型煤矿，必须建立矿山救护队。 （五）煤矿设计能力必须符合国家产业政策和相关规定。 （六）煤矿建设项目移交生产后原则上3年内不得申请改扩建。 八、安全设施设计审查和竣工验收后，应督促有关单位及时整改审查或验收中发现的问题，整改结束并经指定单位或人员复核同意后，煤矿安全监察机构要组织专题研究，经研究通过方可行文批复。 九、安全设施设计审查批复后，1年内未进行施工的，施工前建设单位必须重新申请审查。 二○○七年十月十四日

矿井风量分配计划

，，煤业二○一四七月矿井风量 分配方案 ，，煤业有限公司通风科 二〇一四年七月

，，煤业二○一四年七月矿井风量 分配方案 总工程师： 通风助理： 通风科长： 审核： 编制： ，，煤业有限公司通风科 二〇一四年七月

，，煤业二○一四年七月矿井风量分配方案 一、采掘衔接情况 我矿井下现有一个回采工作面和两个掘进工作面，即15103综采工作面、15105运输顺槽掘进工作面和15105回风顺槽掘进工作面。 根据矿井2014年采掘衔接计划，我矿2014年7月现在有15103综采工作面进行回采、15105运输顺槽掘进工作面和15105回风顺槽掘进工作面。 二、通风瓦斯概况 1、矿井采用中央并列式通风方式，主扇工作方法为机械抽出式，全矿井有两个进风井（主斜井和副立井）和一个回风立井。地面回风井安装有两台FBCDZ—8—No23（2×250KW）型主要通风机，一台运转，一台备用。叶片安装角度为0o，配用YBF2450－8型电机（功率250kW×2，电压660V，转数740r/min）。目前矿井总进风量为3700m3/min，矿井总回风量为3820m3/min。 2、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性 2013年度我矿矿井瓦斯鉴定等级为瓦斯矿井，矿井瓦斯绝对瓦斯涌出量为3.26m3/min，相对瓦斯涌出量为1.72m3/t，回采工作面瓦斯绝对涌出量为0.59m3/min。 根据煤科总院抚顺分院对本井田15#煤层的检验报告，火焰长度15mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量55%，煤尘有爆炸性。 15#煤层吸氧量为0.63ml/g，自燃等级为Ⅱ级，属于自燃煤层。 三、矿井需风量计算 现矿井开采布局，即15103回采，15105运输顺槽和回风顺槽掘进。风量分配计划如下：

(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.。

煤矿联合试运转方案

前言 盘县水塘小凹子煤矿为设计能力为15万t/a的新建矿井,煤矿《可行性研究报告》由贵州省煤炭管理局设计研究所于2003年12月编制完成,并经省煤炭管理局组织专家评审通过,其《安全专篇》也由贵州省煤炭管理局设计研究于2004年3月编制完成并经贵州省安全检察局盘江分局审查获得批复,于2005年4月获得采矿许可证。经上级主管部门同意于2005年6月开始动工建设。后由于实际施工中矿方未能征得原设计风井井口位置所需的土地,因此必须对原《开采方案》进行修改与变更。于2006年11月我矿委托贵州工业大学勘察设计研究院进行了《开采设计方案》与《安全专篇》的变更设计,《开采设计方案》经贵州省煤炭管理局专家评审通过获得批复,其《安全专篇》由贵州省安全监察局盘江分局审查通过获得批复。 在经过全矿上下职工的共同努力与工程技术管理人员的指导下,严格按变更的《开采设计方案》与《安全专篇》组织施工,严把工程质量关。根据矿井建设项目的工程大小按计划定时间、定人员分项落实与施工。于2007年12月矿井施工建设工程与安全设施、设备安装工作已基本结束,矿井五大生产系统齐备,机构管理制度健全,人员培训、持证上岗等工作就绪,已基本具备矿井联合试运转生产条件。根据我矿各项建设施工的实际情况,由煤矿组织各生产部门负责人制定联合试运转期间的运转方案。 第一节矿井运转的系统、范围与期限贵州省六盘水市盘县水塘小凹子煤矿就是设计生产能力为15t/a

的新建矿井,《开采方案》与《安全专篇》由贵州大学勘察设计研究院进行设计与编制。水塘小凹子煤矿从2005年6月开始按《开采方案》与《安全专篇》进行矿井的施工建设工作,于2007年11月矿井矿建工程基本竣工,准备进行对煤矿五大生产系统申请联合试运转工作。试运转期间主要对全矿井的生产系统(采掘、通风、排水、运输、机电等的几大煤矿生产系统)进行联合生产试运行试验,经过各系统的联合运转生产情况的试验,来测定煤矿在正式投产后就是否满足设计生产能力与安全生产的需要,特制定本方案计划进行实施。联合试运转期限为一个月。 (一)矿井位置及交通情况 小凹子煤矿位于盘县南部水塘镇境内,盘县经水塘至响水公路从本井田经过,矿井距南昆铁路鲁番火车站25KM,距威箐火车站45KM,矿井距响水镇(小雨谷火车站)50KM,距盘县城关镇约12km,盘县经水塘至响水公路从本矿区南部边界外缘经过,南昆铁路支线威红铁路从煤矿外围西部经过,交通较方便。 (二)地形、地貌及气象 1)地形地貌 盘县水塘小凹子煤矿位于水塘向斜中段,总体为谷底地貌属中低山地形。小冲沟较多,均呈树状展布,主要冲沟的走向与地形坡向基本一致。水塘河以西为反向单面山,地形起伏较大。水塘河河谷地带相对平缓。井田内总体地势东高西低,最高点位于井田西南部边界中部附近,标高1547、5米,最低点位于井田东北边界处的水塘河河床,标

矿井调风方案

大黄山煤矿调风方案 编制人：阿布都 通风部： 安检部： 安全副总： 公司总工： 豫新公司通风部 二〇一三年一月十六日

大黄山煤矿调风方案 一、矿井近期通风情况 根据上述通风情况，各地点用风量已达到最低用风安全极限，没有富裕风量，由于+733伪斜联络巷施工，+712联

络巷风量增加，同时745、750巷贯通需配置风量，目前+750底板巷西掘供风量严禁不足，+735工作面风量不稳定， 为了保证矿井采掘面风量稳定可靠，计划增加矿井西翼风量，为了确保调风安全可靠，特制定如下调风方案： 二、调风时间 2013年1月日早班 10：00 三、成立调风领导小组 组长：陈朝 副组长：向良文刘林 成员：王刚张红星瓦检员电工 小组成员工作职责 组长：陈朝负责全面调风工作及安全措施的审批。 副组长向良文：具体负责通风方案实施，安排落实好调风期间瓦检、风机工等各项工作。 副组长：刘林负责机电设备管理和主扇变频器调频现场指挥。 王刚: 负责主扇变频器调频具体操作。 陈传红：负责通风实施的构筑维护工作。 张红星：负责测风、配风、上图、上报工作。 四、调风目的 增加西翼风量，保证采掘面风量合理，且稳定可靠，确保矿井安全生产。 五、准备工作 1.调风前检查东、西风井备用风机的完好情况，发现问题立即处理。 2.检查完西风井风机一切正常后，方可实施主扇调频。 3.调频之前刘林、王刚、测风人员、电工等相关人员必

须到达指定地点（刘林、王刚、电工在西风井值班室待命、测风员井下西风井测风站待命）。 4.调风前780八尺东18号上山风筒洞构筑30*30cm调节风窗、刮板槽洞封堵。（此项工作由救护队负责）。 5. 调风前+745底板巷风筒洞、刮板槽洞由掘一队负责封堵。 6.调风前井下各地点调节到位 六、方案实施 1.利用西风井主扇机房变频器进行调风，西风井现主扇频率38Hz、风量为 3150m3/min，频率调整到43Hz风量调整3550 m3/min（东风井调频工作由王刚负责实施）。）。 2.利用东风井主扇机房变频器进行调风，东风井现主扇频率28Hz、风量为25603m/min，频率调整到30Hz风量调整2800 m3/min（东风井调频工作由刘林负责实施 3.利用+745、+750巷调节风门、进行调整+745、750巷风量，将745巷控制到120±20 m3/min右， 750西掘局扇控制到650±20 m3/min。（但在改巷局扇更换前，维持现有风量，多余风量走712巷） 4.利用+770回风巷调节风窗，进行调整+735采面风量，将+735采面风量控制到650-700 m3/min。 5.利用708贯通处风窗调节贯通巷道风量，+733伪斜和708顶板联络巷控制风量在120±20m3/min。（+750巷局扇更换前，应大于改值） 6.利用+780八尺调节风门、进行调整+780东翼风量，将+780八尺巷控制到250±20 m3/min。 7.利用+810八尺调节风门、进行调整+733采面风量，将+733采面控制到800±20 m3/min。 8.利用14度下山和733中大2号上山调节风门，将14

煤矿矿井风量计算办法(根据据规程)

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 -1-

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。 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）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。 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。 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。 Q ra≥(∑Q cf＋∑Q hf＋∑Q ur＋∑Q sc＋∑Q rl)·k aq 式中： Q ra—矿井需要风量, m3/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；

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。

2019年煤矿联合试运转方案

目录 第一章项目概况 (2) 一．矿井概况 (2) 二．井田概况 (3) 三．矿井主要生产系统现状 (5) 第二章联合试运转的组织机构及应具备的条件 (12) 一．联合试运转组织机构 (12) 二．联合试运转必须具备的条件 (14) 第三章各分系统联合试运转的系统、范围、期限 (15) 一．采煤工作面生产系统 (15) 二．井下原煤运输系统 (26) 三．主提升系统 (33) 四. 辅助运输系统 (38) 五. 井上下供电系统 (41) 六.压风系统 (48) 七.矿井供水系统 (53) 八.矿井排水系统 (58) 九.通风系统 (62) 十.防灭火系统 (66) 十一.降尘洒水系统 (73) 十二.调度通讯系统 (76) 十三.安全监测监控系统 (79) 十四.消防系统试运转 (83) 十五.人员定位系统 (86) 十六.井下紧急避险系统 (90) 第四章联合试运转的预期目标和效果 (92) 第五章联合试运转期间产量计划与劳动组织 (93) 第六章安全技术措施 (93)

第一章项目概况 一．矿井概况 山西朔州平鲁区华美奥冯西煤业有限公司（煤矿）位于朔州市平鲁区下面高乡西约2.6km冯家岭村一带，行政区划隶属平鲁区下面高乡管辖。其地理坐标为： 东经112°27′58″-112°29′05″ 北纬39°29′23″-39°30′28″ 井田直距平鲁区井坪镇19km，距朔州市约22km，与朔州市、平鲁区均有公路相接。工业场地有公路与大（同）—运（城）二级公路干线相衔接，交通较为便利。 山西朔州平鲁区华美奥冯西煤业有限公司是经山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发[2009]36号文批准的单独保留矿井。山西华美奥能源集团有限公司为该矿主体企业。 山西省国土资源厅2014年1月24日为本矿井换发了《采矿许可证》（证号为C1400002009101220038812），有效期至2034年1月24日，经济类型为有限责任公司，井田面积2.4281km2，批准开采井田范围内的1号～11号煤层，开采深度＋1270m～＋1000m，生产规模90万t/a。 本矿井目前为生产矿井。山西煤矿安全监察局2017年10月14日为其换发了《安全生产许可证》，编号为（晋）MK安许证字[2017]X127Y2B3，有效期至2020年10月13日。批准开采9-1号煤层，生产规模为90万t/a。 2014年9月山西省煤炭规划设计院编制完成了《山西朔州平鲁区华美奥冯西煤业有限公司矿井4号、9-1号煤层配采初步设计》，

风量分配方案

矿井风量分配方案 一、通风概况 山西柳林王家沟煤业有限公司现开采(4+5)#煤层，矿井采掘布置为“一采一掘”；即：一个采煤工作面，即5201综采工作面；一个掘进工作面即： 4201胶顺掘进；四个独立通风硐室即：采区变电所、瓦斯抽放泵站、泵站配电室、采区避难硐室；九联络巷即：瓦斯泵站蓄水池、5204无极绳硐室、5204运输绕道、5204抽放管路安装巷、5201轨顺运输绕道、外U联络巷、南皮下山联络巷、南轨下山底部、南皮下山底部。矿井设计生产能力90万吨/年，我矿现使用三个井筒供风，其中王家沟主、副立井进风、车家沟回风立井，回风立井口安装有FBCDZNO.24-2×250Kw轴流式对旋风机两台（一用一备）。 矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式，根据山西联盛能源投资有限公司（联投发）〔2016〕121号文件《关于2016年度矿井瓦斯等级鉴定的批复》，我矿绝对瓦斯涌出量为4.05m3/min，相对瓦斯涌出量为2.03m3/t，绝对二氧化碳涌出量为1.01m3/min，相对二氧化碳涌出量为0.51m3/t，属瓦斯矿井；现开采的(4+5)#煤层为Ⅱ级自然煤层，煤尘有爆炸性，自然发火期为90天。煤层赋存条件良好，地质构造及水文地质为简单。 二、矿井所需风量计算 （一）矿井总风量计算 矿井风量按以下方法计算，取其中最大值。 1、按当班井下最多允许作业人数计算 按山西省［2005］226号文规定，该矿当班允许最多入井人数为69人，考虑30％的交接班交叉人数，井下最多人数按99人计算，按下式计算：Q矿＝4N.K矿

式中： Q矿——矿井总风量，m3/min； 4——每人每分钟供风量，m3/min； N——井下同时工作最多人数，99人； K矿——矿井通风备用系数（我矿为抽出式通风，取1.2） Q矿＝4×99×1.2＝455.4m3/min。 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矿≥（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q备＋∑Q其它）*K矿 式中： ∑Q矿——全矿井实际需要风量，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——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q其它——其它地点需要通风的风量总和，m3/min； K矿——矿井通风备用系数，我矿为抽出式通风，取1.2。 1）5201综采工作面需要风量计算 1、按回采工作面的气象条件 Q采=60×70%×V采×S采×K采高×K采面长 式中：Q采——回采工作面实际所需风量 V采——回采工作面风速，m/s（根据标准AQ1056-2008中， 20℃<回采工作面进风流的温度<23℃，根据标准AQ1056-2008中，5201综采取1.2m/s，见表1）

矿井风量计算方法

丁家渠煤矿 矿井风量计算方法 编制： 审核： 总工程师： 二O一七年一月 矿井风量计算方法 按照《煤矿安全规程》规定：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： 式中：Q矿矿井总进风量，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矿一一矿井通风需风系数(抽出式取k矿=1.15?1.20)。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室、备用工作面及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： 式中：XQ采---------- 采煤工作面实际需要风量，m3/min ； EQ掘--------- 掘进工作面实际需要风量，m3/min ； EQ硐——硐室实际需要风量，m3/min ； _ 3 EQ备备用工作面实际需要风量，m /min EQ其他一一矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量，m3/min。 k矿一一矿井通风需风系数(抽出式k矿取1.15?1.20)。

二、采煤工作面需要风量 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。 1按气象条件计算： 式中:Q采---------- 采煤工作面需要风量，m3/min ； v采——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采一一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， 2 m ； k 采高――采煤工作面采高调整系数，具体按表1取值； k采长一一采煤工作面长度调整系数，具体按表2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 表1采煤工作面采高调整系数 表2采煤工作面长度调整系数 表3 K温一一采煤工作面空气温度与对应风速调整系数 2、按照瓦斯涌出量计算: 3 Q 采=100Xq 采X K CH4（m /min） Q 采=100Xq cg XK cg