煤矿常用计算公式(地质、通风)

煤矿常用计算公式（地质、通风类）

水文地质类

一、突水系数公式：

㈠定义：每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。

㈡公式：Ts＝P/(M-Cp-Dg)

式中：Ts—突水系数（MPa/m）；

P—隔水层承受的水压（MPa）；

M—底板隔水层厚度（m）；

Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；

Dg—隔水层中危险导高（m）。

注Cp可采下式参考计算：

h=0.0021H+0.0956L+0.4186M

h—煤层底板破坏深度（m）；

H—煤层埋藏深度（m）；

L—工作面倾斜长度（m）；

M—工作面回采高度（m）。

二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式)：

㈠公式：

t=L(rL

-)/4Kp

或H=2Kpt2/L2+rt

式中t—底板安全隔水层厚度(m)；

L—采掘工作面底板最大宽度(m)；

r—隔水层岩石的容重(t/m3);

Kp—隔水层岩石的抗张强度(t/m2)；

H—隔水层底板承受的水头压力(t/m2)。

㈡公式参数取值依据：

r—隔水层岩石的容重，取2.5～3.0t/m3。

H—隔水层底板承受的水头压力，此处为计算至含水层顶面的水头高度。

Kp—一般取4.26～10 t/m2。

三、防水煤柱经验公式：

㈠公式：L 0.5

=

式中：L—煤柱留设宽度(m);

K—安全系数(一般取2～5)；

M—煤层厚度或采高(m);

P—水头压力(t/m2);

Kp—煤的抗张强度(t/m2)。

㈡主要参数取值依据：

Kp取值依据：河津矿区在设计太原群系煤柱留设时Kp取1.0 t/m2。

四、老空积水量估算公式：

㈠公式：

Q积=∑Q采+∑Q巷

Q采=KMF/cosa=KMBh/sina

Q巷=WLK

式中：Q积—相互连通的各积水区总积水量(m3)；

∑Q采—有水力联系采空区积水量之和(m3)；

∑Q巷—与采空区有联系的各种巷道积水量之和(m3)；

K—充水系数：采空区一般用0.25～0.5，煤巷充水系数一般取0.5～0.8，岩巷取0.8～1.0；

M—采空区的平均采高或煤厚(m);

F—采空积水区的水平投影面积(m2);

a—煤层倾角；

W—积水巷道原有断面(m2)；

L—不同断面巷道长度(m);

B—老空走向长度(m);

h—老空水头高度(m)。

㈡主要取参依据：

采空区充水系数K与采煤方法、回采率、煤层倾角、顶底板岩性及其碎胀程度，采后间隔时间诸因素有关；而巷道充水系数则根据煤(岩)巷和成巷时间不同及维修

状况而定。因此，须逐块逐条地选定充水系数，这是积水量预计的关键。以走向长壁采煤法为主，新老区平均，10年前充水系数为0.20，10年内充水系数0.25～0.40。

五、矿井排水能力计算公式：

矿井排水能力按照《煤矿防治水工作条例》第21条规定设计和计算。

㈠矿井正常排水能力计算：

1.按正常涌水量计算：Q

1=24Q

c

/20

式中Q

c

—矿井正常涌水量(m3/h)。

2.满足最大涌水量所需的排水能力：Q

2=24Q

max/

20

式中Q

max

—最大涌水量。

3.备用排水能力计算：Q

3≥0.7Q

1

4.检修排水能力公式：Q

4≥0.7Q

1

5.矿井总排水能力计算：Q=Q

1+Q

3

+Q

4

㈡抢险排水能力计算：

1.按水泵排水能力的利用率确定最小排水能力：Q

5=KQ

6

/n

式中 K—排水时围岩裂隙中的静贮量流出系数，取1.1～1.2； n—排水设备的利用率，立井取0.65，斜井取0.5；

Q

6

—最大突水量。

2.按移动泵条件确定最小排水能力：Q

5=Q

7

+Q

8

式中 Q

7—其它水泵的排水能力； Q

7

= KQ

6

/n

1

n

1

—为运转水泵的利用率，立井取0.80，斜井取0.65。

Q

8

—为停止运转的水泵排水能力。

㈢排水扬程的计算：

H=K1(HX+HP)

式中 H

X

—水泵的吸水高度，卧泵取5.5m；

H

P

—水泵的排水高度(m)；

K

1

—管路损失扬程系数，垂直管路取1.1～1.5，倾斜管路取1.25～1.30。㈣排水管径计算：

dp=

式中 Q

B

—水泵的流量(m3/h)；

Vp—排水管的经济流速，取1.5～2.0(m/s)。

㈤水仓容量：

1.正常涌水量在1000 m3/h以下时，主要水仓有效容量应能容纳8小时的涌水量。

2.正常涌水量大于1000m3/h的矿井，主要水仓容量按下式计算：

V=2(Q+3000)

式中 V—水仓有效容量(m3)；

Q—矿井正常涌水量(m3/h)。

六、矿井水文点流量测定计算方法：

㈠容积法：

Q=V/t

式中 V—量器容积；

t—充满容器所需时间；

通常要测三次，取其平均值。

㈡淹没法：

即开泵将水养子排干，然后停泵，测量恢复水位上升高度和时间。

公式 Q=FH/t

式中 F—水养(窝)子断面积m2；

H—水位上升高度；

t—水位上升时间。

㈢浮标法：

Q=L/t.F.K

式中 L—水流两断面间距；

F—水流断面平均值；

t—流经两断面时间；

K—流速系数。

当水深0.3～1.0m时，K值取0.55～0.77；断面很粗糙时取0.45～0.65；很光滑，取0.8～0.9；当水深大于1.0m时取0.78～0.85。

㈣堰测法：

1.直角三角堰Q=0.014h

式中 Q—流量(l/s)；

h—堰口上流2h处水头高度(cm)。

2.梯形堰Q =

式中 B—堰口底宽(cm)；

h—堰口上流2h处水头高度(cm)。

3.矩形堰有缩流

无缩流

式中 B—堰宽(cm)；

h—水头高度(cm)。

㈤流速仪法。

七、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表

注：①表中：M—累计采厚（m）；n—煤层分层厚度（m）；h—采煤工作面小阶段垂高（m）。

②冒落带、导水裂隙带最大高度，对于缓倾斜和倾斜煤层，系指从煤层顶面算起和法

向高度；对于急倾斜煤层，系指从开采上限起的垂向高度。

③岩石抗压强度为饱和单轴极限强度。

通风类

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 ） 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） 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 （m 3/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）

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1.2~1.8）

2、按炸药量计算：

Q掘=25A （m3/min）

3、按人数计算：

Q掘=4N （m3/min）

4、按局扇吸风量计算+

Q掘=Q局+60VS

式中Q局：为局扇实际吸风量；V：为最低风量1.5m/s；S：断面积

5、按风速进行校验：

煤巷或半煤岩巷：15≤Q掘≤240（m/min）或0.25≤Q掘≤4 （m/s）

岩巷：9≤Q掘≤240（m/min）或0.15≤Q掘≤4 （m/s）

八、硐室风量取值（按经验选取）

1、机电硐室需风量：独立回风的机电硐室可取150～200 m 3/min ；

2、爆破材料库需风量：中小型取60～100 m 3/min ；

3、充电室需风量：100～200 m 3/min 九、其他巷道的需风量计算

按下列方法分别进行计算，采用最大值 1、按瓦斯涌出量计算：

Q 其他=100×q ×K CH4 （m 3/min ） 2、按风速验算：

按最低风速验算取值：Q 其他=9S （m 3/min ） S 为断面面积 十、矿井有效风量率计算

矿井有效风量：是指矿井各独立用风地点的风量之和 矿井有效风量率=矿井有效风量

矿井主要通风机风量 ×100% 注：规程要求矿井有效风量率不低于85% 十一、矿井漏风率计算 1、矿井外部漏风率=

矿井主要通风机风量-矿井总进（或回）风量

矿井主要通风机风量 ×100% 注：《规程》第121条规定：外部漏风率在无提升设备时不得超过5%；有提升设备时不得超过15%.

2、矿井内部漏风率=矿井总回风量-矿井有效风量

主要通风机风量

×100%

十二、等积孔的计算 A=1.19×Q/√h

式中：1.19为系数； Q 为矿井总风量（m 3/s ）; h 为矿井通风阻力（单位为帕Pa ） 十三、瓦斯积聚计算

瓦斯积聚：是指积聚的瓦斯浓度大于2%，体积≥0.5m 3的现象。 Q 积=SLC （m 3）

注：盲巷是指没有通风其长度大于6米的独头巷道。 十三、三量的划分和计算 （一）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

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

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。

（四）三量开采期

三量可采期的规定：开拓煤量可采期3－5a以上；准备煤量可采期1a以上；回采煤量可采期4－6个月以上。