通风计算过程(全)
(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。
通风计算书
一.送排风和排烟的计算1.排风量的确定地下车库散发的有害物数量不能确定时，全面通风量可按换气次数确定。
根据文献《实用供热空调设计手册（第二版）》表13.2-2地下汽车库平时排风量的确定中，出入频率较小的住宅建筑单层车库换气次数取4次/h，计算换气体积时，当层高≤3m时，按实际高度计算，当层高>3m时，按3m计算。
该地下车库的层高为3.5m，计算换气面积时取3m。
根据文献《简明通风设计手册》，L=n*V式中L—全面通风量，m3/hn—换气次数，1/hV—通风房间体积，m3根据上述公式计算防烟分区的排风量:L=4*1485*3=17820m3/h2.送风量的确定设置机械排风系统的车库，如用汽车坡道进行自然补风，车道断面的风速不应大于0.5m/s，以保证进出车辆不受影响。
本车库采用自然补风时车道断面的风速：V=Q/A=17820/(3600*7.5*6.1)=0.1m/s<0.5m/s，符合要求所以排风时用汽车坡道自然补风。
3.排烟量的确定文献《实用供热空调设计手册（第二版）》8.2.4排烟风机的排烟量应按换气次数不小于6次/h确定。
根据文献《简明通风设计手册》，L=n*V式中L—全面通风量，m3/hn—换气次数，1/hV—通风房间体积，m3根据上述公式计算防烟分区的排烟量:L=6*1485*6.1=54351m3/h4.补风量的确定设置机械排风系统的车库，如用汽车坡道进行自然补风，车道断面的风速不应大于0.5m/s，以保证进出车辆不受影响。
本车库采用自然补风时车道断面的风速：V=Q/A=54351/(3600*7.5*6.1)=0.33m/s<0.5m/s，符合要求所以排烟时用汽车坡道自然补风。
二．风口计算1.确定排风口数量以及具体尺寸排风口风速取不超过8m/s，这里取8m/s ，排风口类型：单层百叶风口假定排风口面积选取500mm×300mm，Q=F*v=0.15*8*3600=4320m3/h n=17820/4320=4.1 取5个排风口则每个排风口的实际流量为17820/5=3564m3/h风口的有效面积：η=0.7~0.9 3564/4320=0.825 符合要求2.确定排烟口数量以及具体尺寸排风口风速取不超过15m/s，这里取15m/s ，排风口类型：单层百叶风口假定排风口面积选取500mm×300mm，Q=F*v=0.15*15*3600=8100m3/h n=54351/8100=6.71 取8个排风口则每个排风口的实际流量为54351/8=6793m3/h风口的有效面积：η=0.7~0.9 6793/8100=0.84 符合要求三．风口及风管布置与计算1.排风工业通风空气调节（第二版）表8-3，民用及辅助建筑物机械排风时干管风速取5~8m/s，支管风速取2~5m/s。
通风风量计算
一、按掘进工作面局部通风机需配吸风量计算（一）按瓦斯涌出量计算：Q迎头=100×q瓦掘×K掘通=100×0.25×1.8=45 m3/min；-----掘进工作面实际需要风量m3/min；式中:Q迎头q瓦掘----掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.25m3/min；K掘通---掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般取1.5－2.0；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。
（二）按照二氧化碳涌出量计算：Q迎头=67×q碳掘×K碳掘通=67×0.19×1.8=22.9 m3/min-----掘进工作面实际需要风量m3/min；式中:Q迎头q碳掘----工作面风流中平均绝对二氧化碳涌出量0.19m3/min；K碳掘通---掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数通风系数，一般取1.5－2.0；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。
（三）按炸药量计算：二级煤矿许用炸药Q迎头≥10A=10×16.2=162m3/min式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量（公斤）；10——每千克二级煤矿许用炸药需风量。
（四）按人数计算：Q迎头=4N=4×12=48 m3/min式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数（12人）Q扇需= Q迎头／（1－K筒漏）-----掘进工作面局部通风机需配吸风量，m3/min；式中：Q扇需Q迎头-----迎头实际需要风量，通过对比选择按炸药量计算所需风量162m3/min；K筒漏-----风筒漏风系数，取4%；Q扇需= 162／（1－4%）=168.8 m3/min二、按局部通风机的实际吸风量计算：Q扇吸≥Q扇需Q扇吸——选择FBD/2×15kW局部通风机，其实际吸风量240m3/min；Q扇需——根据计算得知局部通风机需配吸风量168.8m3/min。
通风部分案例公式
F
2Δ p ρ ( kg/s )
ζ
μ—窗孔的流量系数, μ= 1/ζ,一般小于 1;
ζ—局部阻力系数，Δ p=ζρ v²/2; Δ p —窗孔两侧压力差，Pa; F —窗孔的面积，m²。
2.2 窗孔余压 p162
Pax =P0x -h1
(
ρ -ρ wn
)
g=-h1
(
ρ -ρ wn
)
g
Pbx=P0x+h2
1.4 事故通风:设计原则：换气次数不小于 12 次/小时 ，当进排风口水平距离达不到 20m 时，
排风口必须高出进风口 6m p159
2 、自然通风原理 p160 2.1 窗孔的通风量 p161 L=vF=μF
2Δ p ρ
= μ
G 2ρΔ p
=
ζG ( m³/s ) 2ρΔ p
G=μF
2Δ p ρ =
F a = h2
Fb
h1
P170
ρ Vt2
避风天窗压差 Δ pt=ζ
p
2
( Pa ) ζ—天窗局部阻力系数；ρ —天窗排气温度下密度； p
筒形风帽 p171 L=2827d²
A
( m³/h ) A= 0.4vw² +1.63( Δ pg +Δ pch )
1.2 + ∑ζ+ 0.02l/d
L —单个风帽排气量, m³/h;d —风帽直径,m;A —压差修正系数;vw —室外计算风速; Δ pg—热压,Pa;Δ pch—室内进风或排风形成的正负压与室外大气压的压差,排风正,进风负,Pa;
(
Pa
)
ζ—局部阻力系数,ζ=2.34;v
—条缝口吸入速
0
通风计算过程(全)
矿井通风4.9.1 相关安全规程《冶金矿山安全规程》规定：（1）井下采掘工作面进风流中的空气成分（按体积计算），氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5%。
（2）井下所有作业地点的空气含尘量不得超过2mg/ m3，入风井巷和采掘工作面的风源含尘量不得超过0.5mg/m3。
（3）井下作业地点（不采用柴油设备的矿井）有毒有害气体浓度，不得超过表4-18规定的标准。
（4）使用柴油机设备的矿井，井下作业地点有毒有害气体的浓度应符合以下规定：一氧化碳小于50ppm；二氧化碳小于5ppm；甲醛小于5ppm；丙烯醛小于0.12ppm。
表4-18 有害气体最大允许浓度有害气体名称最大允许浓度体积浓度重量浓度% ppm mg/L mg/m3一氧化碳氮氧化物（折算为二氧化氮）二氧化硫硫化氢CONOXSO2H2S0.00240.000250.00050.00066242.556.60.030.0050.0150.013051510（5）井下主溜井等处的污风要引入回风巷，否则必须经过净化达到相关要求时，方准进入其它作业地点。
井下炸药库和充电硐室空气中氢的含量不得超过0.5%，并且必须有独立的回风道。
井下所有机电硐室，都必须供给新鲜风流。
（6）采场、二次破碎巷道和电耙巷道，应利用贯穿风流通风。
（7）矿井所需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3；按排尘风速计算风量，硐室型采场最低风速不应小于每秒0.15m；巷道型采场和掘进巷道不应小于每秒0.25m；电耙道和二次破碎巷道不应小于每秒0.5m；箕斗硐室可根据具体条件，在保证作业地点符合国家规定的卫生标准前提下，分别采取计算风量的排尘风速值。
4.9.2 通风方案矿区通风分为两期，前期为平硐开拓系统的通风，后期为竖井开拓系统的通风，现分别对两期通风进行描述如下。
前期通风：前期通风采用对角压入式通风。
新鲜风从1350和1400生产中段进入，经采场人行设备天井进入采场，经采场内的辅助局扇洗刷工作面后污风由上部设备井口的局扇抽入1400和1450回风平巷内，最后再由主扇压出回风平巷口。
通风计算公式
通 风 计 算 公 式一、矿井沼气(二氧化碳)涌出及扇风机的有关公式：1、绝对沼气涌出量（Q CH4）：单位时间内涌进采掘工作空间中的沼气数量，（米3/分）。
Q CH4= Q 总回×C ÷100（m 3/min ） Q 总回---矿井总回风量，m 3/min C---矿井总回风流中的沼气浓度，％2、绝对二氧化碳涌出量（Q CO2）：单位时间内涌进采掘工作空间中的二氧化碳数量，（米3/分）。
Q CO2= Q 总回×C ÷100（m 3/min ） Q 总回---矿井总回风量，m 3/minC---矿井总回风流中的二氧化碳浓度，％3、相对沼气涌出量（q CH4）：在矿井正常生产条件下，月平均产煤一吨所涌出的沼气数量，（米3/吨）。
q CH4= Q CH4×n ×1440÷T （m 3/t ） Q CH4---矿井绝对沼气涌出量，m 3/min n---矿井沼气鉴定月的工作天数，日/月T---矿井沼气鉴定月的产煤量，吨/月4、相对二氧化碳涌出量（q CO2）：在矿井正常生产条件下，月平均产煤一吨所涌出的二氧化碳数量，（米3/吨）。
q CO2= Q CO2×n ×1440÷T （m 3/t ） Q CO2---矿井绝对沼气涌出量，m 3/minn---矿井沼气鉴定月的工作天数，日/月 T---矿井沼气鉴定月的产煤量，吨/月5、扇风机的排风量：单位时间内通过扇风机的风量（Q 扇排）， （米3/分）。
Q 扇排=Q 总回÷（1－％）= Q 总回÷（m 3/min ） Q 总回---矿井总回风量，m 3/min6、扇风机的输入功率（N 扇入）：扇风机轴从电动机得到的功率。
(千瓦)N 扇入= 3 ×I ×V ×COS ÷1000（KW ）N 扇入---扇风机的输入功率, KW I---线电流，安 V---线电压，伏COS ---功率因数，当 为35o 时，COS =，当 为时，COS =。
(整理)通风计算公式
绝对瓦斯涌出量—单位时间涌出的瓦斯体积，单位为m3/d或m3/min：Qg=Q×C/100式中Qg—绝对瓦斯涌出量，m3/min；Q—风量，m3/min；C—风流中的平均瓦斯浓度，％。
相对瓦斯涌出量平均日产一吨煤同期所涌出的瓦斯量，单位是m3/t 。
qg=Qg/A式中：qg—相对瓦斯涌出量，m3/t；Qg—绝对瓦斯涌出量，m3/d；A —日产量，t/d矿井通风参数计算手册2008年5月5日前言在通风、瓦斯抽放与利用、综合防尘的设计及报表填报过程中，经常需要进行一些计算，计算过程中经常要查找设计手册、规程、细则、文件等资料，由于资料少，给工作带来不便，为加强通风管理工作，增强“一通三防”理论水平，提高工作效率；根据现场部分技术管理人员提出的要求，结合日常工作需要，参考了《采矿设计手册》，《瓦斯抽放细则》、《防治煤与瓦斯突出细则》、《瓦斯抽放手册》，矿井通风与安全，煤矿安全读本等资料，编写了通风计算手册，以便于通风技术管理人员查阅参考，由于时伧促，错误之处在所难免，请各位给预批评指证。
2008年5月编者目录一、通风阻力测定计算公式 (1)二、通风报表常用计算公式 (7)三、矿井通风风量计算公式 (10)四、矿井通风网路解算 (24)五、抽放参数测定 (16)六、瓦斯抽放设计 (24)七、瓦期泵参数计算 (26)八、瓦斯利用 (27)九、综合防尘计算公式 (28)十、其它 (30)通风计算公式一、通风阻力测定计算公式1、空气比重（密度）A：当空气湿度大于60%时ρ =0. 461TP (kg/m 3) 当空气湿度小于60%时ρ =0. 465TP (1-0.378P P 饱ϕ) (kg/m 3) P~大气压力(mmHg)T~空气的绝对温度 (K)ϕ~空气相对湿度 (%)P 饱~水蒸气的饱和蒸气压（mmHg ）B ： 当空气湿度大于60%时ρ =0. 003484TP (kg/m 3) 当空气湿度小于60%时ρ =0. 003484TP (1-0.378P P 饱ϕ) (kg/m 3) P~大气压力(pa)T~空气的绝对温度 (K)ϕ~空气相对湿度 (%)P 饱~水蒸气的饱和蒸气压（pa ）2、井巷断面（S ）A ：梯形及矩形断面S=H ×b (m 2)B ：三心拱S= b ×(h+0.26b) (m 2)C ：半圆形S= b ×(h+0.39b) (m 2)式中H 巷道净高（m ）b 梯形、矩形为巷道中宽，拱形为巷宽（m ）h 拱基高（m ）3、巷道周边长 u=c ss~ 巷道断面积(m 2)c~ 周边系数（梯形4.16，三心拱4.10，半圆形3.84，圆形3.54）u~巷道周边长(m)4、巷道风量Q=SV (km 3/s)Q~巷道风量 m 3 /minV~测风断面平均风速 （m/s ）S~巷道断面，m 25、动压h 动=gV 22ρ （mmH 2O ） ρ~ 空气密度 (kg/m 3)v~ 测点平均风速（m/s ）g~ 重力加速度 （m/s 2）6、巷道风阻R 1~2=2121--Q h (千缪) 百米风阻R 100=2121--L R ×100(千缪) R 1-2~任意两点间的风阻 (千缪)R 100~百米风阻 (千缪)L 1-2~ 任意两点间间距 （m ）Q 1-2~任意两点间的巷道风量，m 3/s7、通风阻力A ：压差计法h 1~2=K ×h 读（g v 221ρ1—g v 222ρ2）B ： 气压计法 h 1~2=K （h 1-h 2）+(z 1-z 2)ρ+（g v 221ρ1—g v 222ρ2）8、自然风压h=z （ρ进—ρ回） A ： ρ均=n n∑1ρ B ：ρ均=∑∑i nZ Z 1ρ 9、井巷通风阻力（1）摩察风阻 R=3S LUαR~巷道风阻，kg/m 7L~ 巷道长度，mU~巷道周边长，mS~巷道断面积，m 2（2）摩察阻力h f =RQ 2=3S LUQ 2h f ~摩察阻力, mmh 2oQ~巷道风量，m 3/sR~巷道风阻，kg/m 7L~ 巷道长度，mU~巷道周边长，mS~巷道断面积，m 2二、通风报表常用计算公式1、矿井等积孔 A=1.19h QA~矿井等积孔，mQ~主扇风量，m 3/sH~主扇负压，Pa A=0.38h QA~矿井等积孔，mQ~主扇风量，m 3/sH~主扇负压，mmh 2o多台风机联合运转时h Rrm =∑∑==ni i n i i Ri QQ h11A=1.19Rm h Qh Rrm ~多台风机联合运转加权负压， Pah Ri ~单台风机的负压，mmh 2o （Pa ）Q i ~单台风机的风量，m 3/s2、扇风机参数的计算（1）扇风机实际功率 Nc=1000h Q ∙ Nc~扇风机的实际功率，KWh~通风机的负压， PaQ~通风机的风量，m 3/s（2）扇风机效率η=NNc ×100% Q~风机风量, m 3/sh~风机负压, Pa (可分为静压,全压计算)Nc~风机实际功率, KWN~风机轴功率, KWη风机实际效率3、有效风量矿井有效风量是指风流通过井下各工作地点（包括独立通风的采煤工作面、掘进工作面、硐室和其它用风地点）实际风量总和，按下式计算Q 有效=i Q ∑采+i Q ∑掘+i Q ∑硐+i Q ∑其它4、有效风量率是指矿井有效风量与各台主要通风机风量总和之比（C ）按下式进行计算 C=100⨯∑iQ Q 通有效%Q 通i~第I 台通风机实际风量5、外部漏率A ：外部漏风量是指主要通风机装置及其风井附近地表漏失风量总和，可用各台主要通风机风量总和减去矿井总回风量求得，按下式计算Q 外漏=i Q ∑通-i Q ∑总回Q 外漏~矿井外部漏风量i Q∑通~各台主要通风机的风量总和 iQ ∑总回~各台主要通风机总回风量之和 B ：矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各台主要通风机风量之和之比，按下式进行计算 L=100⨯∑iQ Q 通外漏%L ~矿井外部漏风率6、巷道失修率A ：一般失修率一般失修巷道长度除以矿井巷道总长度的百分数d 失=%100⨯总失L Ld 失 ~巷道失修率，% L 失 ~失修巷道长度，m L 总 ~矿井巷道总长度，m B ：严重失修率严重失修巷道长度除以矿井巷道总长度的百分数 d 严重=%100⨯总严重L Ld 严重 ~巷道失修率，% L 严重 ~失修巷道长度，m L 总 ~矿井巷道总长度，m 三、矿井通风风量计算公式1、矿井风量按下式计算，并取其中最大值 （1）按井下同时工作的最多人数计算所Q 矿井=4×N ×K 矿通 m 3/min N —井下同时工作的最多人数，人 K 矿通 矿井通风系数，1.2~1.25（2）按采煤、掘井、硐室和其它地点实际需要风量总和计算 Q 矿井=（∑采Q +∑掘Q +∑硐Q +∑其它Q）K 矿通∑采Q~ 采煤工作面实际需要风量总和，m 3/min ∑掘Q ~ 掘进工作面实际需要风量总和，m 3/min∑硐Q ~ 硐室实际需要风量总和，m 3/min∑其它Q~ 除采煤、掘进、硐室外其它井巷掘实际需要风量总和，m 3/min2、采煤工作面风量计算采煤工作面实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量总和计算：∑采Q =∑=ni iQ1采+∑=ni iQ1采备Q 采i ~第i 采煤工作面实际需要风量，m 3/min Q 采备i ~第i 采煤备用工作面实际需要风量，m 3/min 采煤工作面风量按以下方法计算： （1）按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q cH4采×K 采通Q 采—工作面需要风量，m 3/minq cH4采—工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m 3/minK 采通—采面瓦斯涌出不均衡通风系数， 机采K 采通=1.2~1.6，炮采K 采通=1.4~2（参考公司风量计算细则要求）（2）按工作面温度计算Q 采i =60×N i m 3/min N i —第i 个工作面同时工作的最多人数，人 Q 采=60×V 采×S 采 V 采i ~第i 个工作面风速， m/sS 采i ~第i 个工作面平均断面，m 2(可按最大和最小控顶距平均值进行计算) （3）按工作面人数计算 Q 采i =4×N i m 3/minN i —第i 个工作面同时工作的最多人数，人 （4）按风速进行验算 按最低风速验算，其最低风量为：Q min≥15×S采i m3/min （V=0.25 m/s）Q min—采煤工作面最低风速时需要风量，m3/minS采i~第i个工作面平均断面，m2量为Q max≤240×S采i m3/minQ max—采煤工作面最高风速时需要风量，m3/min（V=4 m/s）S采i~第i个工作面平均断面，m23、掘进工作面风量按以下方法计算：（1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q cH4掘×K掘通Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/minq cH4掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/minK掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数，机掘K掘通=1.5~2（参考公司风量计算细则要求）（2）按炸药计算Q掘i=25×A i m3/minA i—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg（3）按局部通风机实际风量计算Q掘i=Q局机i×I i m3/minI i—第i个工作面同时工作的局部通风机台数，台（4）按工作面人数计算Q掘i=4×N i m3/minN i—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人（5）按风速进行验算按最低风速验算，其最低风量为： 各个岩巷掘进工作面最低风量Q min ≥9×S 岩掘i m 3/min （V=0.15 m/s ） 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面最低风量 Q min ≥15×S 煤掘i m 3/min （V=0.25 m/s ） Q min —掘煤工作面最低风速时需要风量，m 3/min S 岩掘i ~第i 个岩巷工作面断面，m 2S 煤掘i ~第i 个煤巷或半煤岩巷掘进工作面断面，m 2 Q max ≤240×S 掘i m 3/min Q max —掘煤工作面最高风速时需要风量，m 3/min （V=4 m/s ） 350~矿井年工作日S 掘i ~第i 个工作面断面，m 2 4、硐室风量计算 Q 硐室=∑=ni iQ1硐Q 硐i ~各个独立通风硐室实际需要风量，m 3/min （1）发热量大的空气机房和水泵房Q 机电硐室=tW ∆⨯⨯⨯⨯⨯∑60006.12.13600θ，m 3/minQ 机电硐室~机电硐室实际需要风量，m 3/min∑W ~ 机电硐室运转电机总功率，KWt ∆~ 机电硐室进、回风的气温差，℃θ ~机电硐室发热系数，根据实际考察或（空压机0.20~0.23, 水泵房0.02~0.04）1．2 ~空气密度，kg/m 3 1．005 ~空气定压比热容，kj/kg.k (2)爆破材料库 按每小4次换气量计算 Q 爆破材料库=0.07×V , m 3/minV~包括联络在内的爆破材料库空间总体积, m 3(一般情况大型100~155 m 3/min,中小型60~100 m 3/min) (3)其它硐室按经验取值a: 采区绞车房及变电硐室为60~80 m 3/minb:充电硐室按H2浓度小于0.5%,但不得小于100 m 3/min,或按经验值取100~200 m 3/min. 5其它巷道风量计算其它巷道风量应按瓦斯涌出量和风速进行验算，并取其中大值Q 其它=∑=ni iQ1其它（1）Q 掘=133×q cH4其它×K 其它Q 其它i —第i 个其它巷道需要风量，m 3/min q cH4其它—第i 个其它巷道瓦斯绝对涌出量，m 3/minK 其它—第i 个巷道瓦斯涌出不均衡通风系数， 机掘K 掘通=1.2~1.3（2）按风速进行验算 按最低风速验算，其最低风量为： 各个岩巷掘进工作面最低风量 Q min ≥9×S 岩掘i m 3/minQ min —掘煤工作面最低风速时需要风量，m 3/min （V=0.15 m/s ）S其它i ~第i个其它巷道断面，m2四、通风网路解算1、风流流动的基本定律（1）风量平衡定律：网路中流入节点的风量之和等于流出节点风量之和。
通风专业计算公式
1、矿井有效风量率 %
C=Q有效/Q进×100
C—矿井有效风量率
Q进—矿井总进风量
Q有效—指风流通过井下各工作地点的风量（采掘面，硐室其他用风点）
2、矿井总进风量比 % 100%～P～110% P= Q实进/ Q矿×100
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。
3、风筒平均百米漏风率 %
P=（Q吸-Q出）/ Q吸/l风筒×100×100
P—风筒平均百米漏风率
Q吸—风机实际吸风量
Q出—风筒出风口风量
l风筒—风筒长度
4、巷道百米瓦斯涌出量 m3/min
q=（q上-q下）/ l巷道×100
q—巷道百米瓦斯涌出量
q上—上风侧巷道瓦斯绝对涌出量
q下—下风侧巷道瓦斯绝对涌出量
l巷道—巷道长度
5、风筒有效风量率%
P= Q出/ Q吸×100
P—风筒有效风量率
Q出—风筒出风口风量
Q吸—风机实际吸风量
6、矿井瓦斯抽放率√
P= Q抽/（Q抽+Q风排）×100 %
Q抽—矿井瓦斯抽放量
Q风排—矿井风排瓦斯量
7、瓦斯抽放流量
Q=K 水柱
h
DN450----K=2.6642 DN219----K=1.879
8、对于不同形状的井巷断面，周界长U与断面积S 的关系
U=C S
C---断面形状系数（梯形断面C=4.16，三心拱断面C=3.85，半圆拱断面C=3.90。
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矿井通风4.9.1 相关安全规程《冶金矿山安全规程》规定：（1）井下采掘工作面进风流中的空气成分（按体积计算），氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5%。
（2）井下所有作业地点的空气含尘量不得超过2mg/ m3，入风井巷和采掘工作面的风源含尘量不得超过0.5mg/m3。
（3）井下作业地点（不采用柴油设备的矿井）有毒有害气体浓度，不得超过表4-18规定的标准。
（4）使用柴油机设备的矿井，井下作业地点有毒有害气体的浓度应符合以下规定：一氧化碳小于50ppm；二氧化碳小于5ppm；甲醛小于5ppm；丙烯醛小于0.12ppm。
表4-18 有害气体最大允许浓度有害气体名称最大允许浓度体积浓度重量浓度% ppm mg/L mg/m3一氧化碳氮氧化物（折算为二氧化氮）二氧化硫硫化氢CONO XSO2H2S0.00240.000250.00050.00066242.556.60.030.0050.0150.013051510（5）井下主溜井等处的污风要引入回风巷，否则必须经过净化达到相关要求时，方准进入其它作业地点。
井下炸药库和充电硐室空气中氢的含量不得超过0.5%，并且必须有独立的回风道。
井下所有机电硐室，都必须供给新鲜风流。
（6）采场、二次破碎巷道和电耙巷道，应利用贯穿风流通风。
（7）矿井所需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3；按排尘风速计算风量，硐室型采场最低风速不应小于每秒0.15m；巷道型采场和掘进巷道不应小于每秒0.25m；电耙道和二次破碎巷道不应小于每秒0.5m；箕斗硐室可根据具体条件，在保证作业地点符合国家规定的卫生标准前提下，分别采取计算风量的排尘风速值。
4.9.2 通风方案矿区通风分为两期，前期为平硐开拓系统的通风，后期为竖井开拓系统的通风，现分别对两期通风进行描述如下。
前期通风：前期通风采用对角压入式通风。
新鲜风从1350和1400生产中段进入，经采场人行设备天井进入采场，经采场内的辅助局扇洗刷工作面后污风由上部设备井口的局扇抽入1400和1450回风平巷内，最后再由主扇压出回风平巷口。
后期通风：后期通风采用中央对角抽出式通风。
新鲜风从提升竖井口进入，经各生产中段巷道到达采场人行设备天井，经天井进入采场，洗刷工作面后污风由设备井口的辅助局扇抽至回风系统内，最后经各中段端部回风天井抽出地表。
4.9.3矿井通风工作制度全矿通风确保全天24小时不间断，派专人看管，通风工作人员实行“三·八工作制；矿井局部通风机根据情况调用。
尽量做到”定人、定量、定时”，充分调动工作人员的积极性，实行岗位绩效制度，工作的成效直接与工资水平和奖励挂钩。
本设计矿山通风防尘业务由安全环保部门负责，另外开设通风防尘化验室，坑口设有通风防尘工区，矿山的通风防尘专职人员应至少配备一人。
矿山必须执行《金属非金属矿山安全规程GB16423-2006》和《金属非金属地下矿山通风技术规范-通风系统AQ2013.1-2008》外，还应建立如下各项制度。
（1）、计划和设计审核制度：无论长远规划或近期生产计划，都必须包括改善矿井通风防尘条件的内容。
计划和设计的审核都应邀请安全防尘部门参加，在取得他们同意的情况下才能交付实施。
（2）、通风防尘检查测定制度：经常对通风系统状况、通风防尘设备状况、通风构筑物使用情况、工作面通风防尘条件等进行检查，并定期检查通风防尘措施的执行情况。
通风系统改变前后，应进行矿井通风阻力的测量。
（3）、通风防尘设备管理制度：通风防尘设备应由通风部门管理，经常维护，保持设备完好。
通风设备应按规定时间运转，不得随意停开和拆除。
通风防尘设备应根据设备折旧年限及生产发展及时补充和更新。
（4）、井下作业人员通风防尘守则：凡矿山作业人员都有爱护通风防尘设备，保持良好作业环境的义务；要自觉遵守安全规程和岗位操作规程的有关规定，配带好个人劳动保护用品。
坚决制止和拒绝违章作业。
4.9.4矿井风量和风压计算4.9.4.1全矿风量计算1、全矿总风量解算Qt＝k (∑Q回采+∑Q备采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q柴油机+∑Q深热)式中∑Q回采—采矿工作面实际需要风量的综合，m3/s；∑Q备采—备用回采工作面所需要风量的综合，m3/s；∑Q掘—掘进工作面所需风量，m3/s；∑Q硐—硐室实际需要风量的综合，m3/s；∑Q柴油机—使用柴油机设备时，所需要风量的总和，m3/s；∑Q深热—使用通风方法来散热所需要风量的综合，m3/s；K—矿井风量备用系数，本次设计取1.25。
2、回采工作面风量计算A、按同时作业人员人数最多时所需风量计算浪泥塘金矿正常开采时预计同时作业人数50人/班。
根据《金属非金属矿山安全规程《GB16423-2006》规定：按井下同时作业的最多人数计算，供风量应不小于每人4 m3/min。
则有：∑Q人=4 m3/min×50人=200 m3/min=3.3m 3/sB 、按排除炮烟计算回采工作面所需风量计算非自由风流采场需风量计算（巷道型采场），采场需风量为tNV Q C =式中：Q C本次设计的工作面为贯穿风流巷道型采场工作面，所用公式为LS t N Q hy = m 3/s 式中 Qhy — 采场排烟需风量，m 3/s ；L — 采场长度， m ；本次设计取40mS — 采场过风断面积，3.8m 2；本次设计取3.8m 2T — 爆破后排烟通风时间，s ；对采场一般取1200~2400，本次设计取1600sN — 采场炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数，试验得N=10~12，本次设计取大值12s m Q hy /14.18.3401600123=⨯⨯=，本次设计共十一个回采工作面，所需通风量为：1.14×11=12.54m 3/s 。
C 、按排除粉尘计算风量按排除风速计算风量，计算公式为：Q=SV m 3/s式中：V — 回采工作面要求的排尘风速，m/s ，本次设计采用0.2m/s ，满足《金属非金属矿山安全规程《GB16423-2006》规定的不小于0.15 m/s 。
S — 采场内作业地点的过风断面，m 2按上述公式计算得Q=3.8×0.2=0.76m 3/s ，本次设计共十一个回采工作面，排尘需风量为8.36 m 3/s综合A 、B 、C 计算的回采工作面需风量，取大值者计算全矿需风量，因此，回采工作面的需风量按12.54m 3/s 计算。
3、备采工作面风量计算对于难于密闭的备用工作面，比如拉底巷道群和凿岩天井群，其风量应与作业面相同；能够临时密闭的备用工作面，比如采场的通风天井和平巷可用盖板、风门等临时关闭，其风量可取作业面风量的一半，本次设计对象为后者，因此∑Q备采=0.5∑Q回采=6.27m3/s4、掘进工作面风量计算掘进工作面的分布和数量，可根据采掘比大致确定，其风量值可根据巷道断面按下表选取。
表4-19 掘进工作面计算风量值掘进巷道断面（m2）掘进工作面计算风量（m3/s）＜5.0 1.0~1.55.0~9.0 1.2~2.5＞9.0 2.5~3.5本次设计的掘进工作面巷道断面介于5 m2-9 m2之间，涉及到4个掘进工作面，所以，掘进工作面的需风量按2×4=8m3/s计算。
5、井下各种硐室所需风量本次设计该矿山有一水仓水泵房硐室，所需风量为3m3/s。
6、井下各种柴油机设备所需风量本次设计采用柴油式牵引机车，柴油机设备所需风量为3 m3/s。
7、计算结果列表以上各个步骤中，分别解算了各种情况的需风量，现系统归纳列表4-6如下。
表4-20 浪泥塘金矿作业面风量汇总表汇总名称数量（个）计算风量m3/s备注单个小计回采工作面∑Q回采11 1.14 12.54备采工作面∑Q备采11 0.57 6.27 回采工作面需风量的一半掘进工作面∑Q掘进 2 2.0 4.0硐室∑Q硐室 1 3 3柴油机设备∑Q柴油机 1 3 3总计Q t26 28.818、全矿总风量计算将各已知通风参量代入公式，计算结果为：浪泥塘金矿全矿总风量为：Qt=1.25×28.81=36.01m3/s9、需风量验证在编制矿井远景规划时，可根据矿井年产量和万t耗风量，估算矿井总风量，计算式如下：Q=AY式中Q —矿井总风量，m3/s；A —矿井的年产量，万t/年；Y —万t耗风量，m3/s/万t。
小型矿井取Y=2.0~3.0；中型矿井Y=1.5~2.5；大型矿井Y=1.0~2.0；特大型矿井（年产250万t以上）Y=0.7~1.5。
本次设计的矿井规模为23.1万t/年，属于大型矿井，将年产量23.1万t/a和矿井总风量36.01代入上式计算得万吨耗风量为1.56 m3/s，与设计手册中的经验数据吻合。
4.9.4.2全矿风量分配1、风量分配基本要求总风量确定之后，按以下原则进行风量分配，以便进行系统的阻力计算：（1）井下各作业地点按照实际需要的风量进行风量分配；（2）矿区多井口进风时，各进风风路的风量应按风量自然分配的规律进行解算，求出各进风路自然分配的风量；（3）按各中段的采矿量均衡分配的条件来分配风量；（4）一切需风点和有风流通过的井巷中，其最高风速不得超过《金属非金属矿山安全规程》的一下规定：运输巷道、进风道的最高风速≤6m/s；采矿场、采准巷道的最高风速≤4m/s。
（5）回采工作面的风量应按照最大计算风量进行分配；（6）备用工作面分配风量按生产工作面一半风量分配；（7）掘进工作面按局部通风计算风量进行分配；（8）送人掘进工作面的风量，应按照掘进通风时风量计算的结果进行分配。
2、风量分配的结果矿井通风设计的中心任务是供给工作面足够的风量，工作面风量大小是根据炸药消耗量或排尘风速计算求得，这些风量是已知的，但进入工作面之前或之后各条巷道及进风井口的风量是未知的，因此，为减少计算工作量，可将全系统分进风段、需风段（工作段）、回风段进行风量分配。
本次矿井风量的分配为根据各个工作面的需风量进行的分配，这样可以有效的为通风设计后期工作做铺垫，利用已经分配好了的风量进行各个进风巷道风量的估算，最终进行风量调节，便宜选择最优的风机来为本矿山进行通风，浪泥塘金矿风量分配如表4-21：表4-21 浪泥塘金矿需风段风量分配计算结果用风点回采工作面备采工作面掘进工作面硐室柴油机设备风量12.54 6.27 4 3 3m 3/s 4.9.4.3全矿通风阻力计算矿井通风总阻力是指风流由进风井口到回风井（抽出式），沿某风路流动途中所产生的摩擦阻力和局部阻力综合。
通常是选择通风系统中线路最长、阻力最大和通过风量最大的路线，作为最大阻力路线。
全矿通风困难时期的阻力路线为：新鲜风—竖井口—1150m 中段沿脉运输平巷和1200m 中段回风平巷—1150-1200端部专用人行回风天井—1200m 回风平巷—1200-1250端部专用人行回风天井—1250m 回风平巷—1250-1300端部专用人行回风天井—1300m 回风平巷—1300-1350端部专用人行回风天井—1350m 回风平巷—1350-1400端部专用人行回风天井—1400m 回风平巷—回风斜上山—地表。