第一篇：矿井风量测定分析报告
煤矿矿井风量测定分析报告
由于近期我矿进行了局部通风系统调整、巷道贯通、搬家倒面等工作，所以导致局部风量发生了变化，现将近期风量变化原因具体分析如下：
1、由于受季节影响，进入9月份以来，矿井空气的湿度也随着季节变化比较明显，空气进入井下后温度要升高，导致总风量增大。2、9月底我矿十二采区与赤峪皮带巷贯通并进行了通风系统调整，使十二采区的通风更加合理、更加容易，但随着十二采区材料道、水仓小井的顺利贯通，对局部风量进行了调整。
3、11-209工作面已经回撤完毕，并进行了封闭。
4、11-210二切巷开口及贯通。
5、11-2112掘进工作面开口施工。
6、测风当天天气情况不同，导致风量有所变化。
7、测风员操作误差，导致数据发生变化。
经过一系列的调整，现系统、风量稳定，有效风量、有效风量率均有所提高，例如：2011年9月30日有效风量为10703m3/min，2011年10月30日有效风量为10740m3/min；2011年9月30日有效风量率为87.11%，2011年10月30日有效风量率为87.17%。
总之现我矿通风系统稳定，风量、风速等均符合要求，我们将继续努力，使通风系统更加优化、更加合理，确保安全生产。
第二篇：矿井风量分配计划
矿井风量分配计划
我矿现有3个进风井，1个回风井，采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法，主扇型号：FBCDZ—6—NO18B，功率2×110KW，回风斜井安装两台FBCDZ№18B风机，配用电机功率2×110kW，一台运转，一台备用，机房各种仪器及反风设施齐全，风机排风量为2412～4590m3/min，主要通风机运行负压2450Pa，等积孔1.82m2，矿井通风系统结构简单，网络匹配，系统稳定可靠。井下南北翼分区通风，采掘工作面并联独立通风，井下共有7个变电所，除中央变电所、2#变电所布置在进风巷道中外，其它变电所都是独立通风。掘进工作面局部通风机实现了双风机双电源自动切换和风电、瓦斯电两闭锁，2012年2月份矿井总需风量4241m3/min，实测风量为4468m3/min，风量完全能够满足生产需要。根据2012年2月份生产作业计划和其他用风地点，按照风量计算细则计算需风量，按需风量合理分配。2012年3月份计划供风地点：全风压供风采煤工作面两个，即2013备用工作面和2014综采工作面：局扇供风的掘进工作面3个，即2105进风巷、2105回风巷、南翼轨道巷开拓工作面;其他用风巷道6个，即主风门联络巷、北翼行人大巷联络巷、北翼七部皮带机头联络巷、南翼两个行人联络巷、2105进风巷绕道;硐室9个，即南翼变电所、南翼临时变电所、乳化液泵站、1#变电所、3#变电所、采区变电所、南翼材料库、北翼两个材料库。通过计算本月矿井总需风量为4241m3/min，实测风量为4498m3/min，证明矿井风机能力完全满足生产需要。根据生产作业计划，确定无通风系统改变项目，采区与采区之间风量调整无重大变化，矿井风量分配计划与上月基本相同。
一、采煤实际需要风量：按矿井各个采煤工作面实际需要风量综合计算：
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）2104综采工作面需风量计算
2104综采工作面开采2号煤层，煤层平均厚3.15m，工作面长170m，采高3.15m，采用MGTY300/700-1.1D型双滚筒采煤机割煤，采用ZZ4800/38型支撑掩护式液压支架支护顶板。工作面采用U型通风方式。
a、按气候条件计算
Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×70%×1.0×14.0×1.2×1.2
=846.7m3/min。
式
中：
Vcf—采煤工作面的风速，1.0
Scf—采煤工作面的平均有效断面积，Kch—采煤工作面采高调整系数
查表取1.2
Kcc—采煤工作面长度调整系数
查表取1.2
b、按瓦斯涌出量计算
Qcs=100×qcg×Kcg
=100×0.78×1.3
=101.4m3/min。
式
中：
qcg—采煤工作面绝对瓦斯量：0.78m3/min。
Kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.3
c、按二氧化碳涌出量计算
Qcf=67×qcc×Kcc=67×0.71×1.3=61.84m3/min
式
中：
Qcc—采煤工作面绝对二氧化碳绝对涌出量：0.71m3/min
Kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.3
d、按炸药量计算
我矿采用综合机械化采煤，不用炸药，故此项不用计算
e、按工作面同时工作最多人数计算：
Q采=4N
m3/min
=4×31
=124m3/min
式中
N—采煤工作面同时工作最多人数
4—每人每分钟的供风量不得少于4
m3/min
f、按风速进行验算
（1）验算最小值
Qcf=846.7≥60×0.25Scb=60×0.25×11.47=172.05m3/min
式中：
Scb—采煤工作面最大控顶距时有效面积=5.0×3.15×70%=11.03㎡
（2）验算最大风量
Qcf=846.7≤60×4.0Scs=60×4×9.70=2328m3m3/min
式
中：
Scb—采煤工作面最小控顶距时有效面积=4.2×3.15×70%=9.26㎡
根据以上计算，2104回采工作所需风量Qcf为846.7m3/min。
（二）2103备用工作面实际需要风量
2103备用工作面实际需要风量不得低于其正常生产实际风量的50%计算
Qsc=846.7×50%=423.35m3/min
二、掘进工作面实际需风量计算
（一）综掘工作面需风量计算
a、按瓦斯涌出量计算
Qhf=100×Qhg×Khg=100×0.16×1.16=18.56m3/min
式中：
qhg—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.16m3/min
Khg—掘进工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.16
b、按二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qbc×Khc=67×0.23×1.19=18.34m3/min
式中：
qbc—掘进工作面绝对二氧化碳涌出量0.23m3/min
Khc—掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数，取1.19
c、按炸药量计算
我矿北翼两个掘进工作面均采用综掘机，不用炸药，故此不项用计算
d、按局部通风机实际吸风量计算
综掘工作面采用FBD№.6/2×15型对旋轴流式局部通风机压入式通风，FBD№.6/2×15型对旋轴流式局部通风机风量为220～370m3/min，风压为600～4800Pa。
本矿掘进巷道为煤巷
Q掘=Q机吸IK=340×1×1.34=456
m3/min
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Q机吸—局部通风机实际吸风量，凭经验选取340
m3/min
I—掘进工作面同时通风的局部通风机的台数。
K—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数一般1.34。
局部通风机实际吸风量的选取：现我矿现有局部通风机设备型号FBD№6/15×2，额定通风量220—370
m3/min.参与计算时取340m3/min）
e、按工作人员数量验算
Qaf=516.5≥4•Nhf=4×20=80m3
式
中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数20人
f、按风速进行验算
本矿掘进巷道为有瓦斯涌出的煤巷。
①算最小风量
Qaf=456≥60×0.25Shf=60×0.25×11.1=166.50m3/min
②
算最大风量Qaf=456≤60×4.0×Shf=60×4×11.1=2664m3/min。
综上所述一个掘进工作面的风量取456
m3/min
（二）炮掘工作面需风量计算
a、按瓦斯涌出量计算
Qhf=100×Qhg×Khg=100×0.16×1.16=18.56m3/min
式中：
qhg—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.16m3/min
Khg—掘进工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.16
b、按二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qbc×Khc=67×0.23×1.19=18.34m3/min
式中：
qbc—掘进工作面绝对二氧化碳涌出量0.23m3/min
Khc—掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数，取1.19
c、按炸药量计算
我矿井下布置一个炮掘工作面，为南翼轨道大巷炮掘工作面。采用的是一级煤矿许用炸药。
Qhf=25Ahf
式中：
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，㎏.，取12kg
Qcf=25Ahf=25×12=300m3/min
d、按局部通风机实际吸风量计算
综掘工作面采用FBD№.6/2×15型对旋轴流式局部通风机压入式通风，FBD№.6/2×15型对旋轴流式局部通风机风量为220～370m3/min，风压为600～4800Pa。
本矿掘进巷道为煤巷
Q掘=Q机吸IK=340×1×1.34=456
m3/min
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Q机吸—局部通风机实际吸风量，凭经验选取340
m3/min
I—掘进工作面同时通风的局部通风机的台数。
K—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数一般1.34。
局部通风机实际吸风量的选取：现我矿现有局部通风机设备型号FBD№6/15×2，额定通风量220—370
m3/min.参与计算时取340m3/min）
e、按工作人员数量验算
Qaf=516.5≥4•Nhf=4×20=80m3
式
中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数20人
f、按风速进行验算
本矿掘进巷道为有瓦斯涌出的煤巷。
①算最小风量
Qaf=456≥60×0.25Shf=60×0.25×11.1=166.50m3/min
②
算最大风量Qaf=456≤60×4.0×Shf=60×4×11.1=2664m3/min。
综上所述一个掘进工作面的风量取456
m3/min。
三、硐室需要风量计算
a、硐室
经核查采区机电硐室的温度为20℃小于30℃，按经验值取70m3/min，共4个变电所，1个液压泵站硐室，所需风量为：
Q采区机电＝70×6=420m3/min，b、材料库
经核查材料库硐室的温度为20℃小于30℃，按经验值取70m3/min，井下一采区有二个材料库，南翼二采区有二个材料库，所需风量为：
Q材料库=3×70=210m3/min
c、井下硐室需要风量为
Qur=
Q采区机电+Q材料库=420＋210=630m3/min
四、其他巷道需要风量
a、本矿为低瓦斯矿井，其它巷道风量也不大，且瓦斯浓度均在0.01%以下,经验值取70m3/min，所需风量为：
Qrl其他用风巷道=70×6=420
m3/min
五、全矿井总需风量计算
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。
Qra≥（ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl）×kaq
式
中：
Qra—矿井需要风量m3/min;
Qcf—采煤工作面实际需要风量：846.7m3min;
Qhf—掘进工作面实际需要风量：1368m3m3/min;
Qur—硐室实际需要风量：630m3/min;
Q
sc—备用工作面实际需要风量：423.35m3/min;
Q
rl—其他用风巷道实际需要风量
420m3/min;
Kaq—矿井通风需用系数，取值1.15。
所以，Qra≥（ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl）×kaq
=
(846.7+1368+630+423.35+420)×1.15=4241m3/min。
2012年4月份风量分配一览表
1、采煤工作面风量分配表
地
点
按气象条件m3/min
按瓦斯涌出量m3/min
按二氧化碳涌出量m3/min
按工作人员数量m3/min
计算风量取值
m3/min
2104工作面
846.7
24.36
235.17
120
846.7
2103备用工作面
423.352、掘进工作面风量分配表
地
点
按瓦斯涌出量m3/min
按二氧化碳涌出量m3/min
按局扇风量m3/min
按炸药需用量m3/min
按工作人员数量m3/min
计算风量取值m3/min
2105进风巷
24.36
26.32
456
456
2105回风巷
24.36
26.32
456
456
南翼轨道巷掘进工作面
24.36
26.32
456
300
4563、硐室风量分配表
地
点
需配风量m3/min
南翼变电所
南翼材料库
北翼材料库（一）
北翼材料库
(二)1#变电所
3#变电所
采区变电所
乳化液泵站
南翼临时变电所
704、其他用风地点风量分配表
地
点
需配风量m3/min
主风门联络巷
七部皮带机头联络巷
2105进风巷绕道
南翼行人大巷1
南翼行人大巷2
北翼行人大巷联络巷
705、矿井风量分配表
采煤m3/min
掘进m3/min
硐室m3/min
其他地点m3/min
总需风量m3/min
1270.05
1368
630
420
3688
通风科长：
总工程师：
第三篇：储粮通风机风量的测定教案
微课教案
课程名称：粮油储藏 任课教师：王振乾 2015年5月
教案 授课时间
2015年5月
教学课题
储粮通风机风量的测定
教学目的
通过本节教学，了解通风系统的参数以及测试方法，学会通风机风量的测定操作
教学重点
储粮通风机风量的测定
教学难点
毕托管和U型压力计的使用
教学方法
讲授、实验
课程教学仪器
风机、供风管道、毕托管和U型压力计等
教学设计
备注
授课内容：
一、实验所用仪器以及主要仪器的作用
1、风机：通风系统的压力源，为粮堆通风提供足够的风量和风压，促使气体克服通风系统阻力，在粮堆内流动，以实现通风作业的目的。
2、供风管道：连接风机与粮仓内通风管道，本次试验主要用于侧量压力
3、毕托管：感受和传递压力的仪器
4、U型压力计：主要用于读取压力差值,本实验测量动压。
5、其他仪器：直尺、卷尺、计算器、记号笔
二、操作步骤
1、准备工作：检查风机管道和风机机壳有无异物、点动风机观察风机叶轮运转是否正常；U型压力计和毕托管的检查，其他物品检查是否齐全
2、操作前提：选择测试截面和测压点的计算划分
图文并茂 实物呈现 直观感受 准确选点 减少误差
教学设计
备注
3、操作过程：①检查风机与管道连接的紧密型 ②测量动压
③停机并整理数据
4、结果计算：根据公式： H动cp=
υcp=1.29
Q=Aυcp×3600
5、操作演示
三、注意事项
1、点动风机时，不能直接开启风机；
2、测量风机风量需要测量的是风机的“动压”；
3、风机需要运行稳定后，才可以进行测压；
4、毕托管感受压力端要对准风向与风向齐平；
5、U型压力计读数时要平视，读两液面刻度的差值，并且要注意橡胶软管不能弯折；
6、测量结束，首先要关闭风机。
四、练习题：
1、测量风量时需要测量的压力是（）
A：静压 B：全压 C：动压 D：以上三个全要测量
2、毕托管的作用是（）
A：测量风速
B：增大风速 C：测量压力的大小
D：感受和传递压力
五、教学小结与反思
本次课程主要通过讲、做、练等方式进行，针对测量中遇到的问题进行针对性讲解，学生需要通过听、做、练，才能迅速掌握本次实验的要领，这也是学生走向粮油保管员的岗前培训。通过强调其重要性，提高学生的学习和实操的兴趣，进而提高教学效果。
准确计算 防止漏算 操作演示 直观感受 细节展示 直观明了 检查效果 有利评估
思考题（讨论题）及作业
1、储粮通风机风量的测定操作注意事项
2、讨论风机风量测定出来后如何根据风量选择风机。
第四篇：＊＊煤业2020年11月份矿井风量分配方案
山西沁源凤凰台煤业有限公司
11月份矿井风量分配方案
编制部门：通
风
科
编制时间：2020年10月31日
凤凰台煤业2020年11月份矿井风量分配方案
一、编制依据
凤凰台煤业配风方案严格按照《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）
和《煤矿安全规程》(新版)的有关规定》以及煤矿矿井风量计算方法（MT/T634-2019）进行编制。
二、矿井通风概况
凤凰台煤业为低瓦斯矿井，根据2020年瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量8.66m3/min，相对瓦斯涌出量为7.71m3/t，井下回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.89m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.84m3/min。
通风方式为中央并列式，共布置三个井筒，其中主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。主扇采用型号为FBCDZ№28/2×450
型，通风方法为机械抽出式，风机功率为2×450kW，风叶角度为49°/41°。上月末实际总进风量为8131m3/min，实际总回风量为8220m3/min，矿井通风负压是pa，矿井等积孔为，矿井的通风难易程度为容易。
我矿井下现有，2个综采工作面(2109综采工作面、21901综采工作面）；1个准备工作面（2110准备工作面）；4个掘进工作面（2107轨道顺槽掘进工作面、2107胶带顺槽工作面、21902轨道顺槽、21902胶带顺槽）；8个机电硐室（1#煤采区变电所、2#煤采区水泵房、一水平中央变电所、一水平中央水泵房、9+10#煤采区变电所、二水平中央水泵房、二水平中央变电所、9+10#煤采区水泵房）；17个其它地点配风；共32个独立用风地点。
下表为主要通风机技术参数表：
型号
风量范围(m3/min)
额定功率(kW)
转速
(r/min)
风压
（pa）
运转情况
FBCDZ№28/2×450
6480—14100
2×450
740
1250--4400
启用
FBCDZ№28/2×450
6480—14100
2×450
740
1250--4400
备用
三、风量计算的标准及原则
（一）风量计算标准
供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算并取其最大值，作为该工作用风地点的供风量。
1、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/min。
2、按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算，取其最大值。
3、瓦斯
（1）矿井总回风巷的瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.75％。
（2）采区回风瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.8％、采掘工作面回风流中瓦斯浓度不得超过0.8％或二氧化碳浓度不得超过1.2％。
（3）其它用风地点保证风流中的瓦斯和二氧化碳浓度不得超0.8％。
4、温度要求：生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃；机电设备硐室的空气温度不得超过30℃；进、风井口以下的空气温度必须在2℃以上。
（二）风量计算原则
无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各采区风量，最后求出全矿井总风量。
四、采煤工作面所需风量计算
根据凤凰台煤业11月采掘计划，11月份计划布置的综采工作面有：2109综采工作面、21901综采工作面；准备工作面有：2110准备工作面。
采煤工作面的风量应按瓦斯涌出量和爆破后的有毒有害气体以及工作面气象条件、风速和人数等规定分别进行计算。
表1
各种采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
采煤工作面采煤方法
采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数
综采工作面
1.2-1.6
炮采工作面
1.4-2.0
水采工作面
2.0-3.0
当采煤工作面有其他有毒有害气体涌出时，也应按有害气体涌出和不均匀系数，使其稀释到《煤矿安全规程》规定最高允许浓度计算。
表2采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面进风流气温℃
采煤工作面风速m/s
<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3—采煤工作面采高风量系数
采煤工作面采高m
采煤工作面采高风量系数
<2.0
1.0
2.0～2.5
1.1
2.5～5.0及放顶煤工作面
1.2
表4—采煤工作面长度风量系数
采煤工作面长度m
采煤工作面长度风量系数
<150
1.0
150～200
1.0～1.3
200～250
1.3～1.5
>250
1.5～1.7
（一）2109综采工作面
1、按照瓦斯涌出量计算：
Q2109综采工作面=125qgfikgfi
=125×0.36×1.25
=56.25m3/min
式中：
Q2019—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，单位为立方米每分钟（m3/min）。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算或按实际涌出量计算（计算选用2020年10月2109综采工作面平均绝对瓦斯涌出量0.36m3/min）。
kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的备用风量系数，它是该采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井应在工作面正常条件下，连续观测1个月，取次日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。新井设计、新采区等可参考表1选取（2109综采工作面日最大绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，故比值为0.45÷0.36=1.25）。
2、按气象条件计算
Q2109综采工作面=60VSVKfhiKfli×70%
=60×1.0×5.59×1.0×1.3×70%
=306m3/min
式中：
Q2109—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
V
—采煤工作面适宜风速(见表2)
SV
—采煤工作面平均断面，为最大最小控顶断面的平均值（按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，采高1.3m，即（4.6+4.0）÷2×1.3=5.59m2）；
Kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表3）；
Kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表4）；
70%—采煤工作面有效通风断面系数。
3、按使用炸药量计算：
每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m3/min按式计算
Q2109综采工作面=10Al
=10×1.8
=18m3/min
Al—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，单位为千克（kg）；2109综采工作面强制放顶一次起爆炸药量为1.8kg。
4、按人数计算：
每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：
Q2109综采工作面=4Nl
=4×29
=116m3/min
Nl—采煤工作面当班工作的最多人数为29人。
5、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，验算需风量。
15Si≤Q2109综采工作面≤240Si
即：83.85m3/min<306m3/min<1341.6m3/min
式中：
Si—采煤工作面的平均有效断面面积，单位为平方米（m2）。
经验算，2109综采工作面需风量为306m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
（二）21901综采工作面
1、按照瓦斯涌出量计算：
Q21901综采工作面=125qgfikgfi
=125×0.31×1.48
=57.35m3/min
式中：
Q21901—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，单位为立方米每分钟（m3/min）。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算或按实际涌出量计算（21901综采工作面平均瓦斯涌出量为0.31m3/min）。
kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的备用风量系数，它是该采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井应在工作面正常条件下，连续观测1个月，取次日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。新井设计、新采区等可参考表1选取（21901综采工作面最大瓦斯涌出量为0.46m3/min，故比值为0.46÷0.31=1.48）。
2、按气象条件计算
Q21901综采工作面=60VSVKfhiKfli×70%
=60×1.0×10.572×1.2×1.3×70%
=693m3/min
式中：
Q21901—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
V
—采煤工作面适宜风速(见表2)
SV
—采煤工作面平均断面，为最大最小控顶断面的平均值（按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，采高2.4m，即（4.72+4.09）÷2×2.4=10.572m2；
Kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表3）；
Kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表4）；
70%—采煤工作面有效通风断面系数。
3、按使用炸药量计算：
每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m3/min：
Q21901综采工作面=10Al
=10×12
=120m3/min
式中：
Al—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，单位为千克（kg）；21901综采工作面强制放顶一次起爆炸药量为12kg。
4、按人数计算：
每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：
Q21901综采工作面=4Nl
=4×29
=116m3/min
式中:
Nl—采煤工作面当班工作的最多人数为29人。
5、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，验算需风量。
15Si≤Q21901综采工作面≤240Si
即：158.58m3/min<693m3/min<2537.28m3/min
式中：
Si—采煤工作面的平均有效断面面积，单位为平方米（m2）。
经验算，21901综采工作面需风量为693m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
根据矿井实际情况分析，21901综采工作面为停采状态，备用工作面风量不得低于其采煤时的50%，且满足稀释瓦斯、其它有害气体和风速等《煤矿安全规程》规定的要求，21901工作面需风量为246.5m3/min。
（三）2110准备工作面
1、按照瓦斯涌出量计算：
Q2110准备工作面=125qgfikgfi
=125×0.51×1.14
=72.675m3/min
式中：
Q2110—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，单位为立方米每分钟（m3/min）。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算或按实际涌出量计算（计算选用2020年9月2110准备工作面平均绝对瓦斯涌出量0.51m3/min）。
kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的备用风量系数，它是该采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井应在工作面正常条件下，连续观测1个月，取次日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。新井设计、新采区等可参考表1选取（2110准备工作面日最大绝对瓦斯涌出量为0.58m3/min，故比值为0.58÷0.51=1.14）。
2、按气象条件计算
Q2110准备工作面=60VSVKfhiKfli×70%
=60×1.0×5.59×1.0×1.0×70%
=235
式中：
Q2110—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
V
—采煤工作面适宜风速(见表2)
SV
—采煤工作面平均断面，为最大最小控顶断面的平均值（参照2109综采工作面最大和最小控顶有效断面的平均值计算，采高1.3m，即（4.6+4.0）÷2×1.3=5.59m2）；
Kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表3）；
Kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表4）；
70%—采煤工作面有效通风断面系数。
3、每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：（参照2109综采工作面计算）
Q2110准备工作面=4Nl
=4×29
=116m3/min
Nl—采煤工作面同时工作的最多人数为29人。
4、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，验算需风量。
15Si≤Q2110准备工作面≤240Si
即：83.85m3/min<235m3/min<1341.6m3/min
式中：
Si—采煤工作面的平均有效断面面积，单位为平方米（m2）。
备用工作面风量一般不得低于其采煤时需风量的50%，且满足稀释瓦斯、其它有害气体和风速等《煤矿安全规程》规定的要求。
经验算，2110准备工作面需风量为235m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
（四）采煤工作面总需风量
根据各采煤工作面的需风量，通过计算可得出全矿所有采煤工作面总需风量，即：
Q综采=Q2109综采工作面+Q21901综采工作面+Q2110准备工作面
=306+346.5+235
=888m3/min
五、掘进工作面所需风量计算
柔性风筒的百米漏风率
通风距离
＜200
200—500
500—1000
1000—2000
大于2000
η漏100/%
＜15
＜10
＜3
＜2
＜1.5
（一）2107轨道顺槽工作面
1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。
2、按瓦斯涌出量计算
Q2107轨道顺槽=125qdtkdt
=125×0.84×1.8
=189m3/min
式中：
Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。
kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。
3、按使用炸药量计算：
（1）每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m³/min计算：
Qdi=10Ai
=10×21
=210m³/min
式中：
Ai-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量21kg)，单位为千克（kg）。
4、按工作人员数量计算：
每人每分钟应供给4m³新鲜风量计算：
Qdi
=4Ni
=4×11
=44m³/min
式中：
Ni-掘进工作面同时工作的最多人数为11人。
5、局部通风机选型
Q局吸=Q需/（1-L/100×P）
=210/（1-500/100×3%）
=210/0.85
=248m³/min
式中：
Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算2107轨道顺槽工作面需风量为210m³/min。
L
—掘进工作面风筒长度；2107轨道顺槽工作面风筒设计长度为500m。
P
—根据表1，2107轨道顺槽工作面选用FBD№6.3/2×18.5kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为350～500m³/min。
6、煤巷和半煤巷掘进计算：
Qdi=QsIi+15Si
=355×1+15×9.12
=492m³/min
式中：
Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。
7、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：
Qdi≥15Si
≥15×9.12
≥137m³/min
按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：
Qdi≦240Si
≦240×9.12
≦2189m³/min
式中：
Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。
经以上计算，2107轨道顺槽掘进工作面风机前全风压风量为492m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
（二）21902轨道顺槽工作面
1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。
2、按照瓦斯涌出量计算
Q21902轨道顺槽=125×qdtkdt
=125×0.84×1.8
=189m3/min
式中：
Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。
kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。
3、按井下同时工作的最多人数计算：
Q=4Ni
=4×13
=52m3／min
式中Ni—掘进工作面当班工作的最多人数为13人
4—每人需风量，m3/min。
4、按炸药量计算：
Q=10Ai
=10×18
=180m3/min
式中
：
Ai
—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，18Kg；
—每Kg二、三级煤矿许用乳化炸药爆炸后，需要供给的风量m3/min。
5、局部通风机选型
Q局吸=Q需/（1-L/100×P）
=189/（1-700/100×3%）
=189/0.79
=240m³/min
式中：
Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算21902轨道顺槽工作面需风量为189m³/min。
L
—掘进工作面风筒长度；21902轨道顺槽工作面风筒设计长度为700m。
P
—根据表1，21902轨道顺槽工作面选用FBD№6.3/2×22kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为380～550m³/min。
6、煤巷和半煤巷掘进计算：
Qdi
=QsIi+15Si
=385×1+15×9.6
=529m3/min
式中：
Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。
7、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：
Qdi≥15Si
≥15×9.6
≥144m³/min
按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：
Qdi≦240Si
≦240×9.6
≦2304m³/min
式中：
Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。
经验算，21902轨道顺槽工作面风机前全风压风量为529m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
（三）21902胶带顺槽
1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。
2、按照瓦斯涌出量计算
Q21902胶带顺槽=125×qdtkdt
=125×0.84×1.8
=189m3/min
式中：Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。
kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。
3、按井下同时工作的最多人数计算：
Q=4Ni
=4×13
=52m3／min
式中：Ni—掘进工作面当班工作的最多人数为13人
4—每人需风量，m3/min。
4、按炸药量计算：
Q=10Ai
=10×27
=270m3/min
式中
：
Ai
—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，27Kg；
10—每Kg二、三级煤矿许用乳化炸药爆炸后，需要供给的风量m3/min。
5、局部通风机选型
Q局吸=Q需/（1-L/100×P）
=270/（1-700/100×3%）
=270/0.79
=342m³/min
式中：
Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算21902胶带顺槽工作面需风量为270m³/min。
L
—掘进工作面风筒长度；21902胶带顺槽工作面风筒设计长度为700m。
P
—根据表1，21902胶带顺槽工作面选用FBDY№6.0/2×15kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为250～450m³/min。
6、煤巷和半煤巷掘进计算：
Qdi
=QsIi+15Si
=330×1+15×11.616
=505m3/min
式中：
Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。
7、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：
Qdi≥15Si
≥15×11.616
≥175m³/min
按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：
Qdi≦240Si
≦240×11.616
≦2788m³/min
式中：
Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。
经验算，21902胶带顺槽工作面风机前全风压风量为505m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
（四）2107胶带顺槽工作面
1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。
2、按瓦斯涌出量计算
Q2107胶带顺槽=125qdtkdt
=125×0.84×1.8
=189m3/min
式中：
Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；
qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。
kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。
3、按使用炸药量计算：
（1）每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m³/min计算：
Qdi=10Ai
=10×21
=210m³/min
式中：
Ai-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量21kg)，单位为千克（kg）。
4、按工作人员数量计算：
每人每分钟应供给4m³新鲜风量计算：
Qdi
=4Ni
=4×11
=44m³/min
式中：
Ni-掘进工作面同时工作的最多人数为11人。
5、局部通风机选型
Q局吸=Q需/（1-L/100×P）
=210/（1-500/100×3%）
=210/0.85
=248m³/min
式中：
Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算2107胶带顺槽工作面需风量为210m³/min。
L
—掘进工作面风筒长度；2107胶带顺槽工作面风筒设计长度为500m。
P
—根据表1，2107胶带顺槽工作面选用FBD№6.3/2×18.5kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为350～500m³/min。
6、煤巷和半煤巷掘进计算：
Qdi=QsIi+15Si
=356×1+15×9.12
=493m³/min
式中：
Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。
7、按风速进行验算：
按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：
Qdi≥15Si
≥15×9.12
≥137m³/min
按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：
Qdi≦240Si
≦240×9.12
≦2189m³/min
式中：
Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。
经以上计算，2107胶带顺槽掘进工作面风机前全风压风量为493m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。
(五)掘进工作面总需风量
根据各掘进工作面的需风量，通过计算可得出全矿所有掘进工作面总需风
量，即：
Q掘=Q2107轨道顺槽+Q21902轨道顺槽+Q21902胶带顺槽+Q2107胶带顺槽
=492+529+505+493m3/min
=2019m3/min
六、硐室需风量.（一）各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。
（二）机电硐室:
采区小型机电硐室，按经验值确定需风量可取60m³/min-80m³/min；发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量计算风量：
全矿有4个独立通风的供电点，分别为采区变电所、采区水泵房、中央变电所、中央水泵房、9+10#煤采区变电所、二水平变电所、二水平水泵房，按照机电硐室内运行的机电设备发热量进行计算。
Qri=
式中：
Qri——机电硐室的需风量，单位为立方米每分钟（m³/min）；
∑W——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），单位为千瓦（kW）；见表2
θ——机电硐室发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定；也可按表5选取；
Cp——空气的定压比热，一般可取1.0006KJ/（kg×K）；
ρ——空气密度，单位为千克每立方米（kg/m³），一般取1.20kg/m3
Δt——机电硐室的进回风流温度差，K。
表5
机电硐室发热系数表
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
表6
机电硐室参数表
硐室名称
负载/功率（kw）
硐室断面（m2）
进回风流温差（K）
1#煤采区变电所
315
8.86
6.5
2#煤采区水泵房
315
15.17
一水平中央变电所
630
15.8
6.5
一水平中央水泵房
820
9+10#煤采区变电所
660
10.92
二水平中央变电所
999.5
18.41
二水平中央水泵房
400
10.06
9+10#煤采区水泵房
200
9.87
（三）其他硐室：
绞车房等其他独立通风硐室的需风量可取60m³/min～80m³/min，或按经验值选取。
（1）1#煤采区变电所(Q1)
Q1==97m3/min
（2）一水平中央变电所(Q2)
Q2==193m3/min
（3）2#煤采区水泵房(Q3)
Q3==118m3/min
（4）
一水平中央水泵房(Q4)
Q4==205m3/min
（5）
9+10#煤采区变电所(Q5)
Q5==164m3/min
（6）
二水平中央变电所(Q6)
Q6==250m3/min
（7）
二水平中央水泵房(Q7)
Q7==100m3/min
（8）9+10#煤采区水泵房(Q8)
Q7==75m3/min
（9）风量确定
根据机电硐室内运行的机电设备发热量进行计算，即井下各机电硐室配风如下确定为采区变电所97m3/min、中央变电所193m3/min、采区水泵房118m3/min、中央水泵房205m3/min、9+10#煤采区变电所164m3/min、二水平变电所250m3/min、二水平水泵房100m3/min、9+10#煤采区水泵房75m3/min。
机电硐室总配风量
Q总硐室＝Q1﹢Q2﹢Q3﹢Q4﹢Q5﹢Q6﹢Q7﹢Q8＝1202m3/min
（四）其他用风巷道的需风量
其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量、风速和煤矿用防爆型柴油动力装置机车功率分别进行计算，采用其最大值。
1、按瓦斯涌出量计算：
采区内的其他用风巷道风量计算：
Qei=100qgeikgei
（1）
采区外的其他用风巷道（总回风巷或一翼回风巷）风量计算
Qei=133×qgei×kgei
式中：
Qei-
其他用风巷道需风量，单位为立方米每分钟（m³/min）；
qgei-其他用风巷道的平均瓦斯绝对涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）；
kgei-其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取为1.2～1.3。
2、按风速验算：
（1）
一般巷道风量验算：
Qei≥60×0.15Sei
式中：
Sei-其他用风巷道净断面积，单位为平方米（m2）。
（2）
根据《煤矿安全规程》第136条规定输送机巷，采区进、回风巷风速不得低于0.25m/s。
Qei≥60×0.25Sei
①
1#煤轨道巷末端
Q1#轨道巷末端≥60×0.25Sei＝60×0.25×9.29＝140m3/min
②
监控标校室
Q监控标校室≥60×0.25Sei≥60×0.25×8.36＝126m3/min
③
避难硐室
Q避难硐室≥60×0.25Sei≥60×0.25×16＝240m3/min
④
回风斜井联络巷
Q回风斜井联络巷≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.15≥138m3/min
⑤
主井筒末端
Q主井末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×16.31≥245m3/min
⑥
2109回风绞车处
Q2109回风绞车处≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min
⑦
1101车场进风
Q1101车场进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×8.36≥126m3/min
⑧
1#煤回风联巷
Q1#煤回风联巷≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.29≥140m3/min
⑨
2109回风车场
Q2109轨道顺槽车场≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min
⑩
2110回风车场
Q2110轨道顺槽车场≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min
⑪
副井筒末端
Q副井筒末端≥60×0.25Sei＝60×0.25×13.22=199m3/min
⑫9+10#煤北轨道大巷末端
Q9+10#煤北轨道大巷末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.54≥174m3/min
⑬
9+10#煤南轨道大巷进风
Q9+10#煤南轨道大巷进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.18≥168m3/min
⑭
9+10#煤南胶带大巷进风
Q9+10#煤南胶带大巷进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.04≥166m3/min
⑮
9+10#煤避难硐室
Q9+10#煤南胶带大巷进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×10.92≥164m3/min
⑯9+10#煤北胶带大巷末端
Q9+10#煤北胶带大巷末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×10.37≥156m3/min
⑰21901回风车场
Q21901轨道顺槽车场≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.6≥144m3/min
故：Q总其它＝Q1#轨道巷末端+Q监控标校室+Q避难硐室+Q回风斜井联络巷+Q主井筒末端+Q2109回风绞车处+Q1101车场进风+Q1#煤回风联巷+Q2109轨道顺槽车场+Q2110轨道顺槽车场+Q副井筒末端+Q9+10#煤北轨道大巷末端+Q9+10#煤南轨道大巷进风+Q9+10#煤南胶带大巷进风+Q9+10#煤避难硐室+Q9+10#煤北胶带大巷末端+Q21901轨道顺槽车场=2737m3/min
七、采区需风量
采区所需的总分量是采区内各用风地点需风量之和，并考虑适当的备用系数进行计算：
Qp=（∑Qpfi+∑Qpdi+∑Qpri+∑Qpei）×Kp
=(888+2019+1202+2737)×1.1
=7531
式中：
Qp-采区所需总风量，单位为立方米每分钟（m³/min）；
∑Qpfi-该采区内各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，单位为立方米每分钟（m³/min）；
∑Qpdi-该采区内各掘进工作面所需风量之和，单位为立方米每分钟（m³/min)；
∑Qpri-该采区内各硐室所需风量之和，单位为每立方米每分钟（m³/min）；
∑Qpei-该采区内其他用风巷道风量之和，单位为立方米每分钟（m³/min）；
Kp-包括采区的漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。应从实测中统计求得，一般可取1.1～1.2。
八、矿井总需风量计算
矿井所需总风量是矿井下各个用风地点所需风量之和，并考虑漏风和配风不均匀等的备用风量系统进行计算：
Qm=（∑Qmfi+∑Qmdi+∑Qmri+∑Qmei）×Km
=（888+2019+1202+2737）×1.15
=7873m³/min
式中：
Qm-矿井所需总风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。
根据计算全矿2个综采工作面、1个准备工作面、4个掘进工作面、8个机电硐室、17个其它地点配风，共32个独立用风地点的需风量，可得出全矿用风地点总需风量：
Q总
=（Q总采+Q总掘+Q总硐室+Q总其它）×k
=（888+2019+1202+2737）×1.15
=7873m3/min
式中：k--矿井内部漏风和调风不均匀等因素的备用风量系数。通常可取1.15-1.25.各采掘工作面、机电硐室及其他用风地点风量分配表
序号
配风地点
需风量m3/min
断面（m2）
备注
2109综采工作面
306
9.12
21901综采工作面
347
9.6
2110准备工作面
235
9.12
2107胶带顺槽
493
9.12
2107轨道顺槽
492
9.12
21902轨道顺槽
529
9.6
21902胶带顺槽
505
11.616
一水平中央变电所
193
15.8
一水平中央水泵房
205
1#煤采区变电所
8.86
2#煤采区水泵房
118
15.17
9+10#煤采区变电所
164
10.92
二水平变电所
250
18.41
二水平水泵房
10.06
9+10#煤采区水泵房
9.87
避难硐室
240
监控标校室
126
8.36
1#煤轨道巷末端
140
9.29
回风斜井联络巷
138
9.15
主井筒末端
245
16.31
2109回风绞车处
137
9.12
1101车场进风
126
8.36
1#煤回风联巷
140
9.29
2109回风车场
137
9.12
2110回风车场
137
9.12
副井筒末端
199
13.22
9+10#煤北轨道大巷末端
174
11.54
9+10#煤南轨道大巷进风
168
11.18
9+10#煤南胶带大巷进风
166
11.04
9+10#煤避难硐室
164
10.92
9+10#煤北胶带大巷末端
156
10.37
21901轨道顺槽车场
144
9.6
总需风量
6846
总配风量：富余系数1.2
7873
通风科
2020年10月31日
第五篇：矿务集团有限公司矿井风量计算细则
某某矿务集团有限公司矿井风量计算细则(试行)
一、矿井供风原则
1、矿井供风总的原则是，既要能确保矿井安全生产的需要，又要符合经济要求。
2、矿井所需风量的确定，必须符合安监总煤矿字〔～〕42 号“ 关于印发《煤矿通风能力核定办法(试行)》的通知”及《煤矿安全规程》中有关条文的规定，即：
(1)氧气含量的规定;
(2)沼气、二氧化碳、氢气等有害气体安全浓度的规定;
(3)井巷风流速度的规定;
(4)空气中悬浮粉尘允许浓度的规定;
(5)空气温度的规定；
(6)每人每分钟供风量不少于4m3 的规定。
二、矿井需要总进风量计算
矿井需要总进风量按各采煤工作面、掘进工作面、硐室、备用工作面及其它巷道等用风地点实际需要风量分别进行计算。
q 矿=（∑q 采+∑q 掘全+∑q 硐+∑q 备＋∑q 其它）×k 矿通（m3/min）（1－1）式中：q 矿——矿井需要总进风量，m3/min；
∑q 采——矿井独立通风采煤工作面需要风量之和，m3/min；
∑q 掘全——矿井独立通风掘进工作面局部通风机安装处全风压需要风量之和，m3/min；
∑q 硐——矿井独立通风硐室需要风量之和，m3/min；
∑q 备——矿井独立通风备用工作面需要风量之和，m3/min；
∑q 其它——矿井除了采、掘、硐室和备用工作面以外的其它用风巷道需要风量之和，m3/min；
k 矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均衡等因素，一般可取k 矿通=1.15～1.2,低瓦斯矿井(有高瓦斯地区的矿井除外)独立供风采掘工作面数量少于12 个且最大通风流程小于10000m 时，取k 矿通=1.15，否则，取k 矿通=1.2。
1、采煤工作面需要风量计算
每个采煤工作面需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取q 采1～q 采5的最大值作为该采煤工作面需要风量。
(1)采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：
q 采1=q 基本×k 采高×k 采面长×k 温（m3/min）（2－1）
式中: q 采1——采煤工作面需要风量，m3/min；
q 基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。
k 采高——采煤工作面采高调整系数（见表1）；
k 采面长——采煤工作面倾斜长度调整系数（见表2）；
k 温——采煤工作面温度与对应风速调整系数（见表3）。
q 基本=60×v 采1×s 采max×70%（m3/min）（2－2）
式中：v 采1——采煤工作面适宜风速，取v 采1≥1m/s；
s 采max——采煤工作面最大控顶距时净断面积，m2。
s 采max=采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－输送机、支架(支柱)、梁子等所占的面积(m2)（2－3）
表1 k 采高——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(k 采高)1.0 1.1 1.5表2 k 采面长——采煤工作面倾斜长度调整系数采煤工作面倾斜长度(m)＜150 150～200 ＞200
调整系数(k 长)1.0 1.0～1.3 1.3～1.5表3 k 温——采煤工作面温度与对应风速调整系数采煤工作面空气温度（℃）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数k 温
<18 0.3～0.8 0.90
18～20 0.8～1.0 1.00
20～23 1.0～1.5 1.00～1.10
23～26 1.5～1.8 1.10～1.2
526～28 1.8～2.5 1.25～1.428～30 2.5～3.0 1.4～1.6
(2)按照瓦斯绝对涌出量计算需要风量
根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1％的要求计算：
q 采2=100×q 采ch4×k 采ch4（m3/min）（2－4）
式中：q 采2——采煤工作面实际需要风量，m3/min；
q 采ch4——采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1 个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），m3/min；k 采ch4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
100——采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。按二氧化碳或其它有害气体的绝对涌出量计算需要风量，根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面回风流中不同有害气体的允许浓度并参照按瓦斯绝对涌出量的计算方法执行。
布置有专用排放瓦斯巷（俗称尾巷,且符合《煤矿安全规程》第一百三十七条的规定）的采煤工作面需要风量计算:
q 采2=q 采回+q 采尾（m3/min）（2－5）
q 采回=100×q 采ch4×k 采ch4（m3/min）（2－6）
q 采尾= qch4 尾×k 采ch4÷2.5%（m3/min）（2－7）
式中：qch4 尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量，m3/min；
其他符号的含义同上。
(3)按采煤工作面温度选择适宜的风速计算需要风量:
q 采3 =60×v 采3×s 采平均（m3/min）（2－8）
式中：v 采3——采煤工作面风速，可按本细则第四项第2 小项有关要求选取（见表3），m/s；
s 采平均——采煤工作面最大和最小控顶距净断面积的平均值，m2。
(4)按采煤工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：
每人供风量≮4m3/min：
q 采4>4n（m3/min）（2－9）
每千克炸药供风量≮25m3/min：
q 采5>25a 药（m3/min）（2－10）
式中：n——工作面最多人数；
a 药——一次爆破炸药最大用量，kg。
(5)按采煤工作面风速进行验算：
15s 采平均 式中：s 采平均——采煤工作面最大和最小控顶净断面积的平均值，m2。 采煤工作面采空区顶板悬顶时，必须采取加大风量及控制风流防止向采空区扩散的措施，确保采煤工作面控顶区域内最低风速不得小于0.5 m/s，有害气体浓度符合《煤矿安全规程》规定。 2、备用采煤工作面需要风量计算 备用工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于同一采煤方式相同的采煤工作面实际需要风量的50%。 q 备≥0.5×q 采（2－12） 3、掘进工作面局部通风机处的需要风量 （1）掘进工作面的需要风量 每个掘进工作面需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取q 掘1～q 掘4的最大值作为该掘进工作面需要风量。 ①按照瓦斯绝对涌出量计算： q 掘1＝ 100×q 掘×k 掘（m3/min）（3－1） 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绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），m3/min； k 掘——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数。（正常生产条件下，连续观测1 个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；100——掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。按二氧化碳绝对涌出量计算需要风量时，可参照瓦斯绝对涌出量计算方法进行。 ②按照风速、温度计算掘进工作面需要风量 q 掘2＝60×v 掘×s 掘max×k 温m3/min（3－2） 式中：v 掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷v 掘≥0.15m/s，煤巷和半煤岩巷v 掘≥0.25m/s； s 掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外)，m2； k 温——局部通风机供风巷道空气温度调整系数，可按本细则第四项第2 小项有关要求选取（见表4）； 表4 k 温——掘进工作面空气温度调整系数 掘进工作面空气温度（℃）配风调整系数k 温 18～20 1.00 20～23 1.00～1.10 23～26 1.10～1.2 526～28 1.25～1.428～30 1.4～1.6 ③按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量: 每人供风量≮4m3/min： q 掘3>4n（m3/min）（3－3） 每千克炸药供风量≮25m3/min： q 掘4>25a 药（m3/min）（3－4） 式中：n——掘进工作面最多人数； a 药——一次爆破炸药最大用量，kg。 ④按风速进行验算: 岩巷掘进最低风量，q 岩掘>9s 掘max（m3/min） 煤巷掘进最低风量，q 煤掘>15s 掘max（m3/min） 岩煤巷道最高风量，q 掘<240s 掘min（m3/min） 式中：s 掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积，m2； s 掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面积，m2。 （2）局部通风机选型 ①局部通风机工作风量计算 q 扇= q 掘×p m3/min（3－5） 式中：q 扇——局部通风机工作风量，m3/min；如有实测百米漏风率p100，可按公式（3－6）计算，当无实测资料时，应按公式（3－5）计算。q 扇= q 掘/（1-l× p100/100）（3－6） l——风筒长度，m； p——局部通风机供风巷道风筒漏风系数，柔性风筒应按下式计算： p=1/（1-nl 接），（3－7） n——风筒接头数； l 接——一个接头漏风率，反压边连接时，l 接=0.002。 ②局部通风机工作风压计算 根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值： hft =rpxq 扇xq 掘pa（3－8） 式中：rp——压入式风筒的总风阻，n.s2/m8 ；风筒风阻是由摩擦风阻、局部风阻组成，其大小取决于风筒的直径、接头方式、风筒总长度、风压、单节风筒长度、风筒的材质等，如有实测百米风阻值r100，可按公式（3－9）计算，当无实测资料时，应按公式（3－10）计算。 hft——压入式局部通风机全风压，pa； rp＝r100×（l/100），（3－9） rp＝6.5α×l/（d5）+（n×ζj0+∑ζbei＋ζin）×［ρ/（2s2）］（3－10） α——风筒摩擦阻力系数（无实测资料时可参用表5），n.s2/m4； l——风筒长度，m； d——风筒直径，m； ρ——空气密度，kg/m3； s——风筒断面积，m2； n——风筒接头个数； ζj0——风筒接头局部阻力系数（无实测资料时可参用表5）； ζbei——风筒拐弯局部阻力系数（无实测资料时可参用表6）； ζin——风筒入口局部阻力系数，当入口处完全修圆时，取ζin ＝0.1； 不加修圆的直角入口时，取ζin＝0.5～0.6。表5 胶质风筒α、ζj0 选用范围参考表风筒直径（mm） 摩擦阻力系数α （n.s2/m4）接头局部阻力系数ζj0 备注 300 0.00 53400 0.0049 0.15 500 0.0045 600 0.00 410.15～0.13 700 0.0038 800 0.003 21000 0.0029 0.13～0.09 接头为插接、反边接头 表6 胶质风筒拐弯局部阻力系数参考表拐弯角度20° 40° 60° 80° 90° 100°ζbei 0.18 0.4 0.62 1.0 1.25 1.5 5③选择合适局部通风机 根据工作风压、风量和局部通风机的性能曲线，选择合适的局部通风机。 ④根据所选用局部通风机型号，确定局部通风机的工作风量。 局部通风机的工作风量范围应以该局部通风机出厂说明书中提供的有效风量范围为准，各矿必须保存好局部通风机出厂说明书，以此为矿井配风计算和局部通风机选型的凭证，无此资料时，可参考表7 选取。 表7 部分局部通风机选型表 型号功率（kw）级数建议q 扇（m3/min）风压pa 备注 jbt-51 5.5 1 225-145 245-1177 jbt-52 11 2 225-145 490-2350 jbt-61 14 1 390-250 343-1569 jbt-62 28 2 390-250 686-3139 dsfa-5 2×5.5 2 230-150 350-2800 dsfa-5.6 2×15 2 395-230 450-4850 fbd5/2×5.5 2×5.5 2 200-140 500-2800 fbd5/2×7.5 2×7.5 2 240-180 700-3200 fbd5.6/2×11 2×11 2 350-240 800-3700 fbd6/2×15 2×15 2 400-300 1500-4400 fbd6/2×22 2×22 2 500-380 1600-5000 fbd6/2×30 2×30 2 600-430 XX-5800 fbd6/2×55 2×55 2 1100-800 3000-5800 （3）局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算: q 掘全=∑q 扇实+60×v 安×s 安（m3/min）（3－11） 式中：q 掘全——局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min； ∑q 扇实——安装在同一地点并联通风的各局部通风机实际工作风量之和，m3/min。可现场实测或参考表7 选取，供风长度小时取大值，反之取小值。 v 安——局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，m/s。安装局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。风速岩巷取≥0.15m/s、煤巷和半煤巷取≥0.25m/s；s 安——局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面，m2。 4、井下硐室需要风量计 算 按矿井各个独立通风硐室需要风量的总和确定： ∑q 硐=q 硐1+q 硐2+q 硐3+...+q 硐n（m3/min）（4－1） 式中：∑q 硐——所有独立通风硐室需要风量总和，m3/min； q 硐 1、q 硐 2、q 硐 3、⋯、q 硐n——不同独立通风硐室需要风量，按硐室配风原则计算，并与徐矿集团实际配风情况相比，取其最大值，m3/min。 （1）井下不同硐室配风原则： 井下爆炸材料库配风必须保证每小时4 次换气量： q 库=4v/60=0.07v（m3/min）（4－2） 式中：q 库——井下爆炸材料库需要风量，m3/min； v——井下爆炸材料库的体积（包括联络巷在内的爆炸材料库的空间总体积），m3。 井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。 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。 选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。 （2）根据经验和集团公司实际配风情况，井下硐室供风量应为： ①排水泵房 主排水泵房：q≮150 m3/min； 采区排水泵房：q≮80 m3/min。 ②空气压缩机房 装机总容量＞80m3 的：q≮150 m3/min； 装机总容量在60～80m3 的：q≮120 m3/min； 装机总容量40～60m3 的：q≮100 m3/min； 装机总容量≤40 m3 的：q≮80 m3/min。 ③充电硐室 充电硐室配风量q＝100～150 m3/min。 ④绞车房 直径2.0m 及以上绞车房的：q≮80 m3/min； 直径1.6m 以上绞车房的：q≮60 m3/min； 直径1.2m 以上绞车房的：q≮50 m3/min； 直径1.2m 以下绞车房的：q≮30 m3/min； ⑤变电所 中央变电所：q≮70 m3/min； 采区变电所：q≮50 m3/min； ⑥其它机电硐室q≮30 m3/min。 ⑦爆破材料库 大型爆破材料库：q≮120 m3/min； 中型爆破材料库：q≮100 m3/min； 小型爆破材料库：q≮80 m3/min； 爆破材料发放站：q≮60 m3/min。 5、其它巷道需要风量计算 按矿井各个其它巷道需要风量的总和确定： ∑q 其它=q 其1+q 其2+q 其3+...+q 其n（m3/min）（5－1） 式中：q 其 1、q 其 2、q 其 3、...、q 其n——各其它巷道需要风量，m3/min。 按瓦斯涌出量计算： q 其i=100×qch4×k 其通（m3/min）（5－2） 式中：q 其i——第i 个其它巷道需要风量，m3/min； qch4——第i 个其它巷道最大瓦斯绝对涌出量，m3/min； k 其通——其它巷道瓦斯涌出不均衡系数，取k 其通＝1.2～1.3； 100——其它巷道中风流瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。 按其风速验算: q 其它i>9×s 其i（m3/min）（5－3） 架线机车巷中的风速验算: q 其它架线机车＞60×s 其i（5－4）式中： s其i——第i 个其它巷道断面，m2。 三、矿井有关通风参数的计算方法 1、矿井有效风量是指风流通过井下各用风地点实测风量之和（包括独立通风采煤 工作面、掘进工作面、备用工作面、硐室及其它用风巷道）。 矿井有效风量计算： q 有效=∑q 采i+∑q 掘全i+∑q 硐i+∑q 备i＋∑q 其它i（m3/min）（6－1） 式中：q 有效——矿井有效风量，m3/min； ∑q 采i——矿井独立通风采煤工作面实测风量之和，m3/min； ∑q 掘全i——矿井独立通风掘进工作面局部通风机安装处全风压实测风量之和，m3/min； ∑q 硐i——矿井独立通风硐室实测风量之和，m3/min； ∑q 备i——矿井独立通风备用工作面实测风量之和，m3/min； ∑q 其它i——矿井其它独立用风巷道实测风量之和，m3/min。 2、矿井有效风量率（e）是矿井有效风量与各台主要通风机工作风量总和之比。 矿井有效风量率计算： e＝q 有效÷∑q 主通i×100（6－2） 式中：e——矿井有效风量率，%； q 有效——矿井有效风量，m3/min； ∑q 主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min。 3、矿井外部漏风量是指直接由主要通风机装置及其风井附近地表漏失的风量之和。 矿井外部漏风量计算： ∑q 外漏＝∑q 主通i－∑q 井i（m3/min）（6－3） 式中：∑q 外漏——矿井外部漏风量之和，m3/min； ∑q 主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min; ∑q 井i——各回风井的实测风量之和，m3/min。 4、矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各台主要通风机工作风量总和之比。 矿井外部漏风率计算： l＝∑q 外漏÷∑q 主通i×100（6－4） 式中：l——矿井外部漏风率，%。 ∑q 外漏——矿井外部漏风量之和，m3/min； ∑q 主通i——各台主要通风机工作风量总和，m3/min。 5、矿井内部漏风量是指矿井实际总进风量与矿井有效风量之差。 矿井内部漏风量计算： q 内漏＝q 实进－q 有效（m3/min）（6－5） 式中：q 内漏——矿井内部漏风量，m3/min； q 实进——矿井实际总进风量，m3/min； q 有效——矿井有效风量，m3/min。 6、矿井主要通风机工作风量（排风量），应等于矿井的实际总回风量、外部漏风量之和。 7、矿井总进风量比（g）是反映矿井通风能力大小的指标，该值合理范围应在100%＜g＜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g≤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。 矿井总进风量比计算： g＝q 实进÷q 矿×100（6－6） 式中：g——矿井总进风量比，%； q 实进——矿井实际总进风量，m3/min； q 矿——矿井需要总进风量，m3/min。 8、矿井等积孔（a）是用以表示矿井通风难易程度的指标。 ①单风井矿井等积孔计算： h q a 主通19.1 =（6－7） 式中：a——矿井等积孔，m2； q 主通——主要通风机工作风量，m3/s； h——主要通风机的静压，pa。 ②多风井矿井等积孔计算： ∑ ∑ ∑ = 主通 主通 q / h q q.1i i a（6－8） 式中：a——矿井等积孔，m2； ∑q 主通——各台主要通风机工作风量总和，m3/s； ∑qihi——各台主要通风机工作风量和对应的主要通风机静压乘积之和，pa.m3/s。∑qihi= q1h1＋q2h2＋⋯＋qnhn9、矿井内部漏风系数是指矿井实际总进风量与矿井总有效风量之比 。矿井内部漏风系数计算： k＝q 实进÷q 有效（6－9） 式中：k——矿井内部漏风系数； q 实进——矿井实际总进风量，m3/min； q 有效——矿井有效风量，m3/min。 10、计算矿井有效风量、有效风量率、漏风量、漏风率、漏风系数及主要通风机工作风量时，风量均应换算成标准状态下的风量，可按下式计算： q 标＝q 测×ρ测÷1.2（6－10） 式中：q 标——标准状态下的风量，m3/min； q 测——测定地点的实际风量，m3/min； ρ测——测定地点的空气密度，kg/m3； 1.2——标准状态下矿井空气密度，kg/m3。 四、矿井通风能力核算方法 矿井通风能力是指矿井主要通风机在实际工况点时对应的矿井实际总进风量可供生产煤炭量的能力。 矿井有两个及以上通风系统时，应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定，矿井通风能力为每一通风系统通风能力之和。 1、矿井通风能力核定采用总体核算法或由里向外核算法计算。 方法一（总体核算法，产量在30 万吨/年以下的矿井可使用本法）
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