XXXX年三元煤矿通风能力核定
长治有限公司三元煤矿矿井通风能力核定报告
批准：
审核：
编写：
2015年11月06日
目录
第一部分矿井概况
第二部分矿井需要风量计算
第三部分矿井通风能力计算
第四部分矿井通风能力验证
第五部分矿井通风能力核定结果
第六部分问题与建议
附件1：矿井主要通风机性能测定报告
附件2：矿井通风阻力测定报告
附件3：矿井通风网络解算分析结果
附件4：矿井稀释瓦斯能力情况
附件5：矿井通风系统示意图（包括现状图和2016年通风系统预测图）
附件6：参加矿井通风能力核定人员名单表（包括姓名、专业、职务职称、本人签字）
附件7：生产统计部门出具的采掘面平均日推进依据和证明材料
附件8：网络结算结果和新增采掘瓦斯预测内容（有新增采掘面个数的矿井）
第一部分：矿井概况
一、矿井概况
1、地理位置和交通情况
三元煤业位于长治市郊区垢北庄镇垢西庄村南，太（原）～焦（作）铁路长治站至小宋站一段紧临井田东界；距长治火车站约2.5km，行政区划隶属长治市郊区堠北庄镇管辖。
井田地理坐标为东经113°00′22″～113°04′37″，北纬36°7′30″～36°12′57″。在工业场地北边缘建有煤炭铁路专线，长晋高速公路从井田南部的吴村和秦村之间通过，距地面工业场地约2.6km。
本区公路交通发达，长（治）～晋（城）公路从井田西侧通过，乡村间简易公路密如蛛网。矿井建设与生产期间的物资与设备运输经公路可抵达工业场地，公路运输条件极为便利。
2、矿井储量、生产能力及服务年限
山西三元煤业股份有限公司原为长治市南寨煤矿。南寨煤矿始建于1989年，设计生产能力为0.6Mt/a，1997年正式生产，1999年改制为山西三元煤业股份有限公司。经过不断技术改造，根据2005年晋煤行发［2005］711号《关于山西三元煤业股份有限公司生产能力核定的批复》，矿井核定生产能力为1.8Mt/a，2009年山西省煤炭工业局晋煤行发（2010）273号文，矿井核定生产能力为2.2Mt/a。2009年换领采矿许可证，批准开采3、9、15号煤层，井田面积22.9517km2，2013年长治市煤炭工业厅晋煤行发〔2013〕1618号文批复核定生产能力为260万t/a，现开采3#煤层。
3、矿井开采
矿井采用立井开拓方式，设有主立井、副立井、南翼回风立井和中央回风立井四个井筒。主立井净直径 5.0m，净断面 19.63m2，垂深 373.0m，担负
全矿井煤炭提升，井筒内设金属梯子间，为矿井一进风井和安全出口；副立井直径为 6.0m，净断面 28.26m2，垂深347.9m，担负全矿井的辅助运输和人员升降任务，井筒内设金属梯子间，兼作进风井和安全出口；南翼回风立井净直径为 5.0m，净断面积为19.63m2，井筒深度489.2m，担负南翼二采区、四采区回风任务，兼做矿井安全出口；中央回风立井位于主工业场地西北侧，井筒净直径为 6.0m，净断面积为28.26m2，井深 325.6m，主要担负一采区和三采区回风任务，兼做矿井安全出口。
矿井采用单水平开拓，井底车场水平标高+620m。
根据井下开拓部署及煤柱留设情况，3号煤层布置有一采区、二采区、三
采区和四采区。一采区布置有两个掘进工作面：1312回风顺槽2掘进工作面、1312回风顺槽1回风道掘进工作面；一个预备工作面：1312工作面；七个独立
通风硐室：中央变电所、胶轮车检修硐室、机电设备硐室、清撒斜巷、火药库、一采区变电所和一采区避难硐室等。二采区布置有2305综采放顶煤主采
工作面和一个独立通风硐室：二采区变电所。三采区布置有3301综采放顶煤
备用工作面和一个独立通风硐室：三采区变电所，四采区布置有一个开拓巷道：四采区皮带巷掘进面。2015年度通风核定生产能力为378.77万t/a。
二、通风系统
1、矿井通风方式、通风方法
矿井通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式，主立井、副立井进风，中央回风立井、南翼回风立井回风。
2、矿井通风路线
北翼一采区通风路线：
一采区采区变电所
一采区避难硐室
1310回联巷
590轨道正头
北翼620轨道大巷火药库北翼总回中央风井回风大巷
1312运联巷
中央变电所
胶轮车检修硐室
机电设备硐室
1312工作面
1310运巷机电硐室
主、副井北翼主皮带大巷1312回风顺槽1回风道北翼总回中央风井回风大巷中央风井
北翼主皮带巷尾
三采区皮带大巷
三采区胶轮车大巷三采区胶轮车巷1312胶轮车运输巷1312回风顺槽2掘进面1312工作面北翼总回
北翼620轨道大巷三采区皮带大巷三采区皮带巷1312胶轮车运输巷1312回风顺槽2掘进面1312工作面
北翼主皮带大巷三采区皮带大巷三采区皮带巷1312胶轮车运输巷1312回风顺槽2掘进面1312工作面
北翼三采区通风路线：
3301回采工作面
三采区胶轮车大巷三采区回风巷
三采区变电所
北620轨道大巷三采区回风大巷
3301回采工作面
三采区皮带大巷三采区回风巷
三采区皮带巷
主、副井中央风井
3301回采工作面
北翼主皮带大巷三采区皮带大巷三采区回风巷三采区回风大巷
三采区皮带巷
南翼二采区通风路线：
消防材料库 2305回联巷
南翼620轨道巷二采区轨道巷 2305综采工作面二采区回风巷
二采区轨道巷尾620南翼轨道大巷二采区轨联巷二采区变电所
主、副井四采区总回南翼风井
2305综采工作面
南翼主皮带大巷二采区皮带巷二采区回风巷
二采区皮带巷尾
南翼四采区通风路线：
620南翼轨道大巷四采区胶轮车大巷四采区胶轮车巷四采区皮带大巷尾
瓦斯管道联络巷
主、副井南翼主皮带大巷四采区皮带大巷四采区回风巷
四采区总回南翼风井
四采区皮带巷 620北翼轨道大巷中央进风井北翼联络巷中央进风井进风联络巷
3、矿井通风情况
矿井总进风量为13017m3/min，矿井总排风量达13506m3/min，矿井有效风量率为95.7%，矿井总等积孔为7.19m2。其中，南翼回风立井等积孔为3.53 m2，中央回风立井等积孔为3.66 m2。副井总进风量为8023m3/min，主井总进风量为4994m3/min，南翼风井总排风量达6707m3/min，中央风井总排风量达6799m3/min。
南翼回风立井担负二采区和四采区回风，中央回风立井担负一采区和三采区回风。
三、主要通风机情况
南翼回风立井和中央回风立井均安装两套FBCDZ-8-№28型矿用防爆对旋轴流式通风机，一套工作，一套备用。风机配套风机用交流变频防爆电动机，2×450kw、6kV、740r/min，采用变频调速控制，现风机叶片安装角度均为0°，运行频率为35Hz。南翼风井外漏风率为 1.5%，排风量为6707m3/min，等积孔为3.53㎡，中央风井外部漏风率为1.3%，排风量为6799m3/min，等积孔为3.66㎡。
四、瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性
1、矿井瓦斯情况
三元煤业2012年瓦斯等级鉴定结果，该矿开采3号煤层，生产能力220万吨/年时，绝对瓦斯涌出量为16.38m3/min，相对瓦斯涌出量3.74m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为8.40 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.28 m3/min，经山西省煤炭工业厅以长煤局瓦发【2013】173号文批复为高瓦斯矿井。
2013年瓦斯等级鉴定结果，三元煤矿绝对瓦斯涌出量为11.75m3/min，相对瓦斯涌出量为2.76m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为4.82m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.9m3/min。矿井测定结论为瓦斯矿井，但2012年度鉴定结果为高瓦斯矿井，因此还按高瓦斯矿井鉴定。
2014年瓦斯等级鉴定结果，三元煤矿绝对瓦斯涌出量为9.07m3/min，相对瓦斯涌出量为2.25m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为2.66m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为 1.13m3/min。矿井测定结论为瓦斯矿井，但2012年度鉴定结果为高瓦斯矿井，因此还按高瓦斯矿井鉴定。
2015年瓦斯等级鉴定结果，三元煤矿绝对瓦斯涌出量为20.56m3/min，相对瓦斯涌出量为 4.30m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为14.69m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为 1.57m3/min。矿井测定结论为高瓦斯矿井。
2、矿井煤尘爆炸性
3
情况说明：
鉴定单位：山西省煤炭工业局综合测试中心
鉴定时间：2015年02月10日
鉴定煤层：3#
指标：
序
检验项目符合单位检验结果号
1 水分M ad% 0.14
2 灰分A d% 10.78
3 挥发分V daf% 17.22
5 自燃倾向性等级/ / Ⅲ
6 自燃倾向性/ / 不易自燃
根据该矿提供资料分析，山西三元煤业股份有限公司截止本年度鉴定月未
发生过火灾事故。
五、瓦斯抽采情况
目前，我矿地面永久瓦斯抽放系统已经投入运行，现已对2305回采工作面实现高、低负压分源抽放，针对2015年采掘计划安排， 1312工作面为预抽工作面，目前正在对1312回风顺槽进行瓦斯管路打压调试及本煤层顺层钻孔施工等工作，最终实现对1312工作面进行高、低负压分源抽放。
矿井地面瓦斯抽采系统布置两套高、低负压瓦斯抽采系统，共布置四台2BEC72型水环式真空泵。其中高负压瓦斯抽放泵两台，一运一备。低负压瓦斯抽放泵两台，一运一备。高负压额定流量为510m33/min，抽放主管选择Φ630mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下主管选择Φ630mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下干管选择Φ426mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，工作面预抽及卸压抽采支管选用Φ426mm螺旋焊缝钢管。低负压额定流量为510 m3/min，抽采主管选用Φ820mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下主管选用Φ820mm内
外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下干、支管选择Φ325mm内外环氧树脂螺旋焊缝
钢管。
自地面瓦斯抽放泵站投运以来，通过我矿连续瓦斯抽采监测发现，其高负压每分钟的最大额定抽采量为156.65 m3 /min，其低负压每分钟的最大额定抽采量为185.26m3 /min。此外，通过WGC管道参数测定仪测定及地面瓦斯抽放泵站在线监测显示：地面瓦斯抽放泵站高负压瓦斯管路平均负压44KPa，抽放浓度平均值为3.83%，低负压瓦斯管路平均负压46KPa，抽放浓度平均值为 1.32%，抽放纯瓦斯量平均值为 6.06m3/min。工作面风巷回风流瓦斯浓度平均0.30%，工作面绝对瓦斯涌出量达14.86m3/min，抽放系统抽放率达
28.52%，工作面上隅角瓦斯浓度低于0.66%，并处于稳定状态。
第二部分：矿井需要风量计算
根据山西三元煤业股份有限公司2016年采掘衔接计划，一采区布置有一
个1312综采放顶煤主采工作面；二采区布置有一个2305综采放顶煤备用工作面；三采区布置有一个3301综采放顶煤备用工作面和一个3303运输顺槽掘进
工作面；四采区布置有三条开拓巷道，四采区皮带大巷开拓面、四采区皮带
大巷（反掘）开拓面和四采区变电所开拓面。
按照国家《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）、《煤矿通风能力核定办法（试行）》和《煤矿井工开采技术条件》（AQ1028-2006），对该矿井通风能力核定如下:
1、采煤工作面需要风量核算
根据2016年采掘衔接计划知，我矿需要进行风量核算的采煤工作面有3个：1312综采放顶煤工作面、2305综采放顶煤备用工作面、3301综采放顶煤备用工作面。综采放顶煤工作面应按气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
A、1312综采放顶煤工作面需风量，核算过程及方法如下：
Q cf=60×70%×v cf×S cf·k ch·k cl
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，㎡；
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。
即：
v cf=采煤工作面的风速，经查表得v cf=1.0m/s
S cf=13㎡
k ch=采煤工作面采高调整系数，经查表得k ch=1.2
k cl=采煤工作面长度调整系数，经查表得k cl=1.1
故Qcf =60×70%×1.0×13×1.2×1.1=721m3/min。
表1 采煤工作面进风流气温与对应风速
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
表2 k ch—采煤工作面采高调整系数
采高（m）＜2.0 2.0～2.5＞2.5及放顶煤面
系数k ch 1.0 1.1 1.2
表3 k cl—采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度（m）长度风量调整系数k cl
＜150.8
15～800.8～0.9
80～120 1.0
120～150 1.1
150～180 1.2
＞180 1.30～1.40
（2）按照瓦斯涌出量计算
Q cf=100·q cg·k cg
式中：
q cg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。抽放矿井
的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；根据1312工作面瓦斯抽采设计知，1312回采工作面瓦斯涌出量为19.25m3/min，预抽后绝对瓦斯涌出量为6.5 m3/min；
k cg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,瓦斯矿井可取1.5～2.0，高瓦斯矿井取2.0～2.5；因此取2.0。
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
故Q cf=100×6.5×2.0=1300 m3/min。
（3）按照二氧化碳涌出量计算
Q cf=67·q cc·k cc
式中：
q cc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；经计算为2.0 m3/min；
k cc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，经计算为1.5；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
故Q cf=67×2.0×1.5=201m3/min。
（4）按工作人员数量验算
Q cf≥4N cf
式中：
N cf—采煤工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素,取70人；
4—每人需风量，m3/min。
故Q cf=4×70=280 m3/min
（5）按风速进行验算
a) 验算最小风量
Q cf≥60×0.25S cb
S cb=l cb×h cf×70%
b) 验算最大风量
Q cf≤60×4.0S cs
S cs=l cs×h cf×70%
式中：
S cb—采煤工作面最大控顶有效断面积，13.83㎡；
l cb—采煤工作面最大控顶距, 4.94m；
h cf—采煤工作面实际采高, 2.8m；
S cs—采煤工作面最小控顶有效断面积，12.15㎡；
l cs—采煤工作面最小控顶距,4.34 m；
0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%—有效通风断面系数；
4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；
故S cb=4.94×2.8×70%=9.68㎡
Q cf≥60×0.25×9.68=146 m3/min
S cs=4.34×2.8×70%=8.51㎡
Q cf≤60×4.0×8.51=2043 m3/min
146 m3/min≤Qcf≤2043 m3/min
综合以上计算，1312综采放顶煤工作面需风量为1300m3/min。
B、2305综采放顶煤备用工作面需风量，核算过程及方法如下：
（1）按气象条件计算
由于2305工作面为W型通风，故按气象条件计算2305工作面需风量时，应分两部分进行计算
Q cf=60×70%×v cf×S cf·k ch·k cl
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，㎡；
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。
即：
v cf=采煤工作面的风速，经查表得v cf=1.0m/s
S cf=13㎡
k ch=采煤工作面采高调整系数，经查表得k ch=1.2
k cl=采煤工作面长度调整系数，经查表得k cl=1.0和0.8
故Qcf1 =60×70%×1.0×13×1.2×1.0=656m3/min。
Qcf2 =60×70%×1.0×13×1.2×0.8=525m3/min。
Qcf= Qcf1+ Qcf2=656+525=1181 m3/min
表1 采煤工作面进风流气温与对应风速
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
表2 k ch—采煤工作面采高调整系数
采高（m）＜2.0 2.0～2.5＞2.5及放顶煤面
系数k ch 1.0 1.1 1.2
表3 k cl—采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度（m）长度风量调整系数k cl
＜150.8
15～800.8～0.9
80～120 1.0
120～150 1.1
150～180 1.2
＞180 1.30～1.40
（2）按照瓦斯涌出量计算
Q cf=100·q cg·k cg
式中：
q cg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。经计算绝
对瓦斯涌出量为6.0m3/min。
k cg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,瓦斯矿井可取1.5～2.0，高瓦斯矿井取2.0～2.5；因此取2.0。
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
故Q cf=100×6.0×2.0=1200 m3/min。
（3）按照二氧化碳涌出量计算
Q cf=67·q cc·k cc
式中：
q cc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；经计
算为2.0 m3/min；
k cc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续
观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的
比值，经计算为1.5；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
故Q cf=67×2.0×1.5=201m3/min。
（4）按工作人员数量验算
Q cf≥4N cf
式中：
N cf—采煤工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素,取68人；
4—每人需风量，m3/min。
故Q cf=4×68=272 m3/min
（5）按风速进行验算
a) 验算最小风量
Q cf≥60×0.25S cb
S cb=l cb×h cf×70%
b) 验算最大风量
Q cf≤60×4.0S cs
S cs=l cs×h cf×70%
式中：
S cb—采煤工作面最大控顶有效断面积，13.83㎡；
l cb—采煤工作面最大控顶距, 4.94m；
h cf—采煤工作面实际采高, 2.8m；
S cs—采煤工作面最小控顶有效断面积，12.15㎡；
l cs—采煤工作面最小控顶距,4.34 m；
0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%—有效通风断面系数；
4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；
故S cb=4.94×2.8×70%=9.68㎡
Q cf≥60×0.25×9.68=146 m3/min
S cs=4.34×2.8×70%=8.51㎡
Q cf≤60×4.0×8.51=2043 m3/min
146 m3/min≤Qcf≤2043 m3/min
由于2305为备用工作面，因此在满足瓦斯、二氧化碳、气温等条件下，
按正常回采工作面风量50%配风，经计算为600m3/min。
C、3301综采放顶煤备用工作面需风量，核算过程及方法如下：
（1）按气象条件计算
Q cf=60×70%×v cf×S cf·k ch·k cl
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，㎡；
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。
即：
v cf=采煤工作面的风速，经查表得v cf=1.0m/s
S cf=13.46㎡
k ch=采煤工作面采高调整系数，经查表得k ch=1.2
k cl=采煤工作面长度调整系数，经查表得k cl=1.4
故Q cf=60×70%×1.0×13.46×1.2×1.4=950m3/min。
（2）按照瓦斯涌出量计算
Q cf=100·q cg·k cg
式中：
q cg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。抽放矿井
的瓦斯涌出量，根据瓦斯预测报告知，为4.0m3/min；
k cg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,瓦斯矿井可取1.5～2.0，高瓦斯矿井取2.0～2.5；因此取2.0；
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
故Q cf=100×4.0×2.0=800 m3/min。
（3）按照二氧化碳涌出量计算
Q cf=67·q cc·k cc
式中：
q cc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；经计
算为0.52m3/min；
k cc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续
观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的
比值，经计算为1.5；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
故Q cf=67×0.52×1.5=53m3/min。
（4）按工作人员数量验算
Q cf≥4N cf
式中：
N cf—采煤工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素,取68人；
4—每人需风量，m3/min。
故Q cf=4×68=272m3/min
（5）按风速进行验算
a) 验算最小风量
Q cf≥60×0.25S cb
S cb=l cb×h cf×70%
b) 验算最大风量
Q cf≤60×4.0S cs
S cs=l cs×h cf×70%
式中：
S cb—采煤工作面最大控顶有效断面积，13.83㎡；
l cb—采煤工作面最大控顶距, 4.94m；
h cf—采煤工作面实际采高, 2.8m；
S cs—采煤工作面最小控顶有效断面积，12.15㎡；
l cs—采煤工作面最小控顶距,4.34 m；
0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%—有效通风断面系数；
4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；
故S cb=4.94×2.8×70%=9.68㎡
Q cf≥60×0.25×9.68=146 m3/min
S cs=4.34×2.8×70%=8.51㎡
Q cf≤60×4.0×8.51=2043 m3/min
146 m3/min≤Qcf≤2043 m3/min
由于3301为备用工作面，因此在满足瓦斯、二氧化碳、气温等条件下，按正常回采工作面风量50%配风，经计算为475m3/min。
2、掘进工作面需要风量核算
根据《煤矿通风能力核定办法》，掘进工作面需要风量的核算分为机掘
工作面和炮掘工作面；根据每个工作面是煤巷或者岩巷而确定。根据2016年
采掘衔接计划知，我矿井需要进行风量核算的掘进的工作面有：3303运输顺
槽掘进工作面、四采区皮带大巷开拓面、四采区皮带大巷（反掘）开拓面和
四采区变电所开拓面。掘进工作面应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
A、3303运输顺槽掘进工作面需风量，核定方法及过程如下：
(1)按瓦斯涌出量计算
Q掘 = 100×q掘×K掘通 m3/min
式中：
Q掘——单个掘进工作面实际需要风量m3/min
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，经计算为1.41m3/min。
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，(正常生产时连续观测1个月,日最大瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值),经计算均为1.5，
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
故：Q掘=100×1.41×1.5=212m3/min
(2)按二氧化碳的涌出量计算
Q掘=67q掘K掘通 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二氧化碳的绝对涌出量，经计算为0.28 m3/min。
K掘通——二氧化碳涌出不均衡系数，取1.5
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过 1.5%的换算系数。
故：Q掘=67×0.28×1.5= 29 m3/min
(3)按风速计算掘进工作面需要风量：
Q掘=60V掘S掘max
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≥0.15 m/s，煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25 m/s；
S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，16.575m2；
Q掘=60×0.25×16.575=249 m3/min
(4)按人数计算
Q掘=4N m3/min
式中：
N——工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素，取32人。
故：Q掘=4×32=128 m3/min
(5)按风速进行验算
煤巷、半煤岩巷掘进允许的最低风量
Q掘≥60×0.25S掘max=60×0.25×16.575=249 m3/min
煤巷、半煤岩巷掘进允许的最高风量
Q掘≤60×4.0S掘min=60×4.0×16.575=3978m3/min
式中：
S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，经测量得：S掘max =16.575m2；
S掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面，经测量得：S掘min =16.575m2；
2、局部通风机选型：
(1)局部通风机工作风量计算
Q部通风机≥Q掘/（1-L×P100/100） m3/min
式中：
Q部通风机——局部通风机工作风量，m3/min；
P100——百米漏风率，0.3%；
L——风筒长度，m；
故：Q部通风机=249/（1-2000×0.3%/100）=265 m3/min
(2)局部通风机工作风压计算
根据掘进面设计长度，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：
ht≥Rp×Q部通风机×Q掘 Pa（公式中Q部通风机、Q掘的计算单位均为m3/s）
Rp=6.5α×L/（d5）+￡
式中：
Rp——压入式风筒的总风阻，N·S2/m8
α——风筒摩擦阻力系数，查表得0.0029 N·S2/m4
L——风筒长度，2000m；
d——风筒直径，1m；
￡——供风距离调整系数，查表取6.
故：ht≥801 Pa
根据计算结果，结合我矿现有的局部通风机吸风量情况，选取FBDY2×45KW局扇，吸风量为340-850 m3/min，风压为800-7000 Pa的局扇。
3、按局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算：
因为煤巷掘进，故选用公式：Q掘= Q局×Ⅰ+60×0.25S m3/min，