矿井速度计算,设计依据
煤矿测风计算公式
煤矿测风计算公式
煤矿测风计算公式是用于评估矿井内气流流量和速度的数学表达式。
在煤矿工作过程中，通常需要对气流进行测量和监测，以确保工人的安全和生产效率。
以下是煤矿测风计算的公式和解释：
1. 流量公式：Q = A ×V
其中，Q表示气流流量（单位：m³/min）；A表示矿井断面积（单位：m²）；V 表示气流速度（单位：m/s）。
2. 速度公式：V = K ×(P - P₀)^n
其中，V表示气流速度（单位：m/s）；K、n、P₀为常数；P表示两点之间的压力差（单位：Pa）。
3. 压力差公式：P = (ρ×g ×h) + (ρ×V²/ 2)
其中，P表示两点之间的压力差（单位：Pa）；ρ表示空气密度（单位：kg/m³）；g表示重力加速度（单位：m/s²）；h表示两点之间的高度差（单位：m）；V表示气流速度（单位：m/s）。
上述公式中，密度、重力加速度、高度差等因素可能会影响气流速度和流量的计算结果。
因此，在实际测量中，需要对这些因素进行适当的校正和修正，以提高计算结果的准确性。
采煤设计一般原则
2、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k其中，k－可信度系数，根据本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.8。
矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k＝544+1001×0.8＝1344.8万t3、矿井设计资源/储量矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。
即：矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失＝1344.8－10.85－57.17－94.66＝1182.12（万吨）永久煤柱损失的计算：a．断层煤柱损失：井田内无断层，故无断层煤柱损失。
b．防水煤柱损失：采空区防水煤柱＝采空区长×20×采高×比重c．地面永久煤柱：在井田范围内村寨，压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层，设计留设保护煤柱，其保安煤柱留设原则：首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按煤层倾向向下方向移动角65°、向上方向按70°移动角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。
d．井田境界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。
煤柱的计算详见第四章第六节矿井水害防治。
防水煤柱10.85万吨，村寨煤柱57.17万吨，井田境界煤柱94.66万吨，井筒、工业场地煤柱35.68万吨，二、矿井生产能力1、确定矿井设计生产能力的主要原则（1）符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。
（2）立足于已探明、控制的资源/储量及范围，并考虑长远的发展。
（3）客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件（特别是瓦斯）等进行分析研究。
考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序，按照合理集中生产的原则，对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。
煤矿设计设计规范(2006)[强制条款]
![煤矿设计设计规范(2006)[强制条款]](https://img.taocdn.com/s3/m/878670fc4693daef5ef73d3e.png)
中华人民共和国建设部公告第371号建设部关于发布国家标准《煤炭工业矿井设计规范》的公告现批准《煤炭工业矿井设计规范》为国家标准，编号为：GB50215-2005，自2006年1月1日起实施。
其中，第2.1.1、2.1.3、2.1.4、3.1.7（4）（5）、3.2.1（5）、3.3.1（2）、3.3.4、4.1.3（3）、4.2.2（2）、4.3.2（2）、4.3.3、5.1.2（3）、5.2.6、5.3.3、5.3.6、7.1.1、7.2.1、7.2.2、7.2.3、7.2.4、7.2.5（1）（3）（4）、7.2.6（1）（3）（4）（5）、7.3.1、7.3.2、7.3.5、7.3.8、7.4.2、7.5.1、7.5.8、8.1.3（1）（2）（3）、8.1.4、8.1.6（1）、8.1.7、8.2.1、8.2.5（1）、8.2.6、8.3.1（1）、8.3.2（1）（2）、8.4.1（4）、8.4.3（6）、8.4.5（2）、9.2.1（3）、9.2.4、9.2.5、10.1.6（1）、10.1.12、10.1.14（3）、10.1.15（1）（2）（3）（4）（5）（6）、10.2.1、11.2.1、11.2.2（1）、11.3.1、11.4.3（1）、11.4.11、11.5.1、11.5.5、11.7.3、12.4.10、12.4.13（1）（2）（3）（4）（5）、12.4.14、12.5.1（1）（2）（3）（4）（5）（6）、12.5.2（1）（2）（3）（4）、12.5.3、12.5.7、12.5.8、12.5.9、13.1.3、13.1.5、13.5.3、13.5.6、13.5.9、13.6.1、13.6.3、13.6.4、13.6.5（1）、14.1.1、14.2.1、14.3.3、D.1.3、D.2.1、D.2.10条（款）为强制性条文，必须严格执行。
原《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-94同时废止。
2023年一级建造师之一建矿业工程实务题库附答案(基础题)
2023年一级建造师之一建矿业工程实务题库附答案（基础题）单选题（共30题）1、矿山工业场地内主要建(构)筑物中，矸石场属于( )类设施。
A.主要生产流程B.生产与辅助C.涉及重大安全、环保影响D.运送线路与管线【答案】 C2、层状岩体按单层厚度的划分，厚层为（）A.大于0.1mB.大于0.3mC.大于0.5mD.大于1.0m【答案】 C3、对于矿山巷道工程项目的招标工作，做法不正确的是（）。
A.自行招标B.采用邀请招标C.分施工招标和技术培训招标D.将工作面爆破工作单独分包【答案】 D4、单位工程施工组织设计由承担施工任务的单位负责编制，吸收建设单位、设计部门参加，由（）审批。
A.编制单位报上一级领导机关B.工程处审批C.公司(局)D.建设单位【答案】 A5、在预防爆破事故过程中，下列关于静电防治的说法，正确的是()。
A.爆破作业人员穿戴羊毛等衣物进行作业B.在压气装药系统中采用导体输药管C.机械化装药时，对可能产生静电的设备要有可靠接地装置D.使用压气装填粉状硝铵类炸药时，允许采用导爆索网路起爆【答案】 D6、施工测量控制网的精度一般和( )无关。
A.建筑物的大小B.建筑物的性质C.建筑材料的种类D.建筑结构形式【答案】 A7、关于泥浆护壁成孔灌注桩的特点，说法错误的是（）。
A.易造成现场环境污染B.不论地下水位高低的土层都适用C.设备简单，适用范围广D.成孔速度快，工作效率高【答案】 D8、《工程建设标准强制性条文》（矿山部分）规定，矿井初步设计应根据（）审批的地质勘探报告进行。
A.国家或省级矿产储量委员会B.设计单位上级主管部门C.设计单位技术负责人D.勘察单位上级主管部门【答案】 A9、煤矿许用电雷管也称为安全电雷管，煤矿许用毫秒延时电雷管的最高段别是( )。
A.2段B.3段C.4段D.5段【答案】 D10、巷道工程施工时管子道位置一般设在水泵房与变电所连接处，倾角常为()，内安设排水管路，与副井井筒相连。
矿山机械课程设计矿井提升设备选型计算
选择卷筒（或摩擦轮）直径D的主要原则是使钢丝绳在卷筒
（或摩擦轮）上缠绕时不致产生过大的弯曲应力，以保证钢 丝绳的一定承载能力和使用寿命。
理论和实践都证明，绕经卷筒和天轮的钢丝绳弯曲应力大小
及其使用寿命，取决于卷筒与钢丝绳直径的比值。《煤矿安全
规程》规定：
缠绕式提升机地面安装DD
80d
1200
井下安装DD
17:25
设计依据
4
⑴主井提升 ①矿井年产量An t/年； ②工作制度：年工作日br，日工作小时t。《煤矿工业设计规 范》规定，br=300天，t=14h； ③矿井开采水平数、各水平井深Hs及各水平的服务年限； ④提升方式：箕斗或罐笼； ⑤卸载水平与井口的高差（卸载高度）Hx，m； ⑥装载水平与井下运输水平的高差（装载高度）Hz，m； ⑦煤的松散密度，t/m3； ⑧矿井电压等级。
(m mz ) / n1
b ma 0 g
Hc
提升钢丝绳根数
Hx H
Hs
验算公式为 每根提升钢丝绳每米质量
H0
Qq (m mz )g / n1 mp gHc
ma
Hz Hh
A Hc
17:25
② 对于重尾绳，Δ= n2 mq－n1 mp > 0。当重容器在井口卸载位置时，主绳
在A点受最大静拉力，其值为 27
6
提升容器计算和选择 提升钢丝绳计算和选择 提升机滚筒直径的计算和选择 天轮直径的计算和选择 电动机功率初选 提升机与井筒相对位置计算 运动学及动力学计算 初选电动机功率的验算 主井提升吨煤电耗及效率计算 副井提升最大班作业时间平衡表制定
17:25
第二节 提升容器的选择计算
7
1. 小时提升量Ah
矿井通风设计相关计算方法
矿井通风相关计算方法1、通风机效率计算:风机效率= 风机功率电机功率电机功率= 3 ×电流×电压×0.8×0.95风机功率= 风量60×负压10002、扇风机轴功率计算：N=h×Q102×ηN：扇风机轴功率，千瓦；h：扇风机全压，毫米水柱；Q：通风扇风机的风量，米3/秒；η：扇风机静效率。
3、扇风机全年电费计算：C=365×24×D×NN：电动机轴功率，千瓦；D：每度电的单价，元/度；4、三心拱巷道S=HB+0.26B2 P=2H+2.326BS:面积,米2; P:周长,米; B:巷道宽,米; H:巷道高,米;5、半圆拱巷道:S=HB－0.108B2 P=2H+1.57BS:面积,米2; P:周长,米; B:巷道宽,米; H:巷道高,米;6、圆形巷道：S= π4×d2P=πdS:面积,米2; P:周长,米; d：巷道直径，米2;7、掘进巷道压入式通风风量计算:Q=7.8t3AV2Q:风管出口处的风量,米3/分; t:爆破后通风时间,分; A:一次爆破的炸药量,公斤; V:巷道体积,米3；8、掘进巷道抽出式通风风量计算:Q= 18tAVQ:风管入口处的吸入风量,米3/分; t:爆破后通风时间,分; A:一次爆破的炸药量,公斤; V:巷道体积,米3；9、调节风窗面积计算：S 0= S0.65+2.63S R 窗S 0:风窗的面积,米2; S:巷道面积, 米2; R 窗:风窗风阻,千缪10、并联巷道风量分配计算:Q 分=Q 总R 总R 分Q 分:并联巷道某一分支巷道风量,米3/分(米3/秒);Q 总:通过全部并联巷道的风量, 米3/分(米3/秒);R 总: 全部并联巷道的总风阻,千缪(缪);R 分: 某一分支巷道风阻,千缪(缪);11、并联巷道风阻计算: R=R 1(R 1R 2 +1) 2 R1,R2小于600缪时选用此公式 R=R 1( R 1R 2 +1)R1,R2大于等于600缪时选用此公式 R:并联巷道总风阻, 缪;R1,R2:两并联巷道风阻, 缪;12、百米巷道风阻计算:R100= a×PS3×100R100:百米巷道风阻,千缪; a:摩擦阻力系数,公斤·秒2/米4；S：巷道面积，米2；P:巷道周长，米；13、自然风压计算：h自=H（r均1－r均2）h自：自然风压，毫米水柱；r均1和r均2：各个井筒内空气平均重率，公斤/米3；14、风流局部阻力计算：h=ξ×V22g×rh：局部阻力造成的风压消耗，毫米水柱；ξ：局部阻力系数；g：重力加速度，g=9.81米/秒2；V:风速,米/秒；r：空气重率，取r=1.2公斤/米3；15、倾斜压差计算：h= h读×r×sinθh：水柱真真读数，毫米水柱；h读：水柱计刻度读数，毫米；r：水柱计用液体比重；θ：水柱计倾斜角度；16、等积孔、风阻、风量、风压计算:A=0.38×Q hR=144 h2h=R×Q2Q：风量，米3/秒；h：负压，mmH2O（1Pa=0.0999mmH2O）R：风阻，缪；A：等积孔，米2；17、风流速压计算h速=V22g×rh速：速压，毫米水柱；V：风流速度，米/秒；r：空气重率，公斤/米3；g：重力加速度，9.81米/秒2；18、相对瓦斯涌出量计算：Q相= Q绝TQ 相：相对瓦斯涌出量，米3/吨；Q 绝：矿井绝对斯涌出量，米3/日； T ：矿井日产煤量，吨/日；19、按相对瓦斯涌出量计算风量：Q=q ×T24×60×0.75% Q:风量，米3/分； q ：相对瓦斯涌出量，米3/吨；T ：产量，吨/日；20、预测深部瓦斯涌出量计算：Q H = H － H 0a +Q 0Q H ：在H 深处的相对瓦斯涌出量，米3/吨； a ：瓦斯梯度，吨/米2；Q 0：在H 0深处的相对瓦斯涌出量，米3/吨；21、空气含尘量诸计算：n=q 1－ q 0c ×t×1000 n ：空气中含尘量，毫克/米3； q 0：集尘管原始重量，毫克； q 1：采样后集尘管重量，毫克； c ：采样流量，升/分；t ：采样时间，分；22、煤层爆炸指数计算：煤层爆炸指数=挥发份%×100 100-灰份%-水份%23、按井下同时工作人数计算风量：Q=4NKQ：风量，米3/分；N：井下同时工作最多人数，K：备用系数。
煤矿安全规程对倾斜井巷提升的有关规定(5篇)
煤矿安全规程对倾斜井巷提升的有关规定1、斜井提升容器的最大速度和最大加减速度的要求：①升降人员时的速度，不得超过5m/s。
②升降人员时的加速度和减速度，不得超0.5m/s2③用矿车升降物料时,速度不得超过5m/s。
④用箕斗升降物料时,速度不得超过7m/s。
⑤当铺设固定道床并采用38Kg/m钢轨时，速度不得超过9m/s。
2、人员上下的主要倾斜巷，垂深超过50m时应采用机械运送人员。
3、倾斜井巷运送人员的人车必须有跟车人。
4、斜井提升时,严禁蹬钩、行人。
二、带式输送机安全运行及安全检查要点：1、必须使用阻燃输送带。
2、巷道内应有充分照明。
3、必须装设防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。
4、应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水保护。
5、在主要运输巷道内安设的带式输送机必须装设：①输送带张紧力下降和防撕裂保护装置。
②在机头机尾防止人员与驱动滚筒和导向滚筒接触的防护栏。
6、倾斜井巷中使用的带式输送机，上运时，必须同时装设防逆转装置和制动装置。
7、带式输送机巷道中行人跨越带式输送机处应设过桥。
8、带式输送机应加设软启动装置,下运式带式输送机应加设软制动装置。
9、带式输送机机头机尾____米范围内应采用不燃材料支护。
三、电机车运输的安全运行及安全检查要点。
1、瓦斯矿井中使用机车运输的规定：1、低瓦斯矿井进风的主要运输巷道内，可使用架线电机车，但巷道必须使用不燃性材料支护。
2、在高瓦斯矿井进风的主要运输巷道内，应使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车或矿用防爆柴油机车。
如果使用架线电机车，必须遵守下列规定：①沿煤层或穿过煤层的巷道必须砌碹或锚喷支护.②有瓦斯涌出的掘进巷道的回风流,不得进入有架线的巷道中.③采用碳素滑板或其它能减少电火花的集电器。
④架线电机车必须装设便携式甲烷检测报警仪。
3、煤(岩)与瓦斯突出矿井和瓦斯喷出区域中，如果在全风压通风的主要风巷内使用机车运输，必须使用矿用防爆特殊型蓄电池机车或矿用防爆柴油机车。
2、采用电机车运输时，应遵守的规定：①列车或单独机车都必须前有照明后有红灯。
矿山开采设计用计算公式
计算公式一、矿山服务年限计算 N=)1(e A Q -⋅η （a ） 式中：N —矿山服务年限 （a ）；Q —设计利用储量 万t ；η—矿石回采率 %；（地下开采80%-90%，露天开采85%-95%） A —矿山年产量 万t/a ；e —废石混入率 %；（地下开采10%，露天开采5%）二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度验证确定矿山生产能力（露天） A=)1(e H V P -⋅⋅η （a ） 式中：A —矿山生产能力 万t/a ；P —水平分层平均矿量 万t ；V —采矿工程年延深速度 m/a ；η—矿石回收率 %；H —阶段高度 m ；e —废石混入率 %；2、根据矿山开采年下降速度计算和验证矿山生产能力（地下开采） A=βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E （万t ） 式中：A —矿山年生产能力 万t/a ；V —回采工作面下降速度 m/a ；(浅孔留矿为10-25 m/a)S—矿体开采面积 m2；γ—矿石体重 t/m3；α—矿石回收率 %；（80%-90%）β—废石混入率 %；（10%-20%）E—地质影响系数（0.7-0.9）；K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数（0.8-1.2）3、矿山生产能力计算（地下开采）A=Z EKQN-⋅⋅⋅1（万t/a）式中：A—矿山生产能力万t/a；Q—矿块生产能力万t/a；N—分布矿块数个；K—矿块利用系数（0.1-0.4）；E—地质影响系数（0.7-0.9）；Z—废石混入率（10%-20%）；4、露天矿总生产能力计算Aα=A(1+n s）=Ak+nsAk （万t/a）式中：Aα—年矿岩总生产能力 t/a；A—年矿石生产能力 t/a；n s—生产剥采比 t/t；5、露天矿可能达到的生产能力A=N·n·Q （t/a）式中：A—露天矿矿石年产量 t/a；Q —挖掘机生产能力 t/a ；n —同时工作的采矿阶段数N —一个阶段可布置的挖掘机数 （汽车运输为1-2）； N=oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ；L o —一台挖掘机占用的工作线长度 m ；6、根据矿石储量估算露天矿生产能力 A=LQ L=0.2千Q式中：A —矿山年生产能力 t/a ；Q —境界内矿石储量 t ；L —矿山寿命 a ；三、矿井需风量、负压计算1）风量计算①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m 3/min式中：Q —矿井需风量 m 3/min ；q —每人用风量 4m 3/min ；N —最多入井人数 人；②按矿井各地点实际需要风量的总和计算a 、采场需风量1°按排除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中：Q1—按排除采场炮烟所需的风量 m3/min；A—每次爆破使用的最大炸药量 kg；25—每kg炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1=V·S式中：Q1—按采场排尘所需的风量 m3/min；V—“规程”规定风速取0.25m/sS—采场通风断面积 m3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q z=25A m3/min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m3/min3°按排尘风速计算Q z=V·S m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min～80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最终矿井风量的确定Q=KQ总m3/min式中：K—为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算H=RQ2 PaR=3S LP⋅⋅γ式中：H—矿井通风摩擦阻力 PaR—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量 m3/sγ—巷道通风摩擦阻力系数P—巷道周长 mL—巷道长度 m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Q max=H p·F·φ′/1000式中：Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量 m3/dH p—设计频率暴雨量 mmφ′—暴雨地表径流系数（0.5-0.9）F—入渗区汇水面积 m22、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m=H·F·φ/1000式中：Q m—正常降雨涌水量 m3/dH—平均及降雨量 mmF—机械排水担负的汇水面积 m2φ—正常降雨地表径流系数直（0.3-0.5）3、用稳定流解析法（大井法）按潜水含水层计算矿井涌水量Q=)()2(366.1rR eg S S H K - 式中：Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3/dH —潜水含水层厚度 mK —渗透系数 m/dS —水位降深 mR —影响半径 mr —竖井半径成矿坑引用半径 m矿坑引用半径r 的确定：当开采范围为不规则形状时 r=πF 当天采范围为矩形时 r=4b a + F —为开采面积α、b —分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积V y =V s ·K s /(1+Kc)式中：V y —排土场设计的有效容积 m 3V s —剥离岩土的实系数 m 3K s —岩土的松散系数 m 3K c —岩土的下沉率（%） （7%-15%）2、排土场的设计总容积V=K 1·V y m 3式中：V —排土场的设计总容积 m 3V y—排土场的设计容积 m3K1—容积富余系数（1.02-1.05）六、采场采出矿石品位计算α12=（1-γ）d2式中：α12—采区采出矿石品位 %（或g/t）γ—废石混入率 %d2—采区矿石地质平均品位 %（或g/t）七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V b=0.6·υ·T b·η式中：V b—潜孔钻机台班生产能力 m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间 minη—潜孔钻机时间利用系数（0.6-0.4）υ—潜孔钻机钻进进度 cm/minV b一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/πD² E式中a-冲击功（kg/m）；n-冲击频率（次/min）D-钻孔直径（cm）；E-岩石凿碎功比耗（kg.m/cm³）;k-冲击能利用系数，0.6-0.8.②v=3.75Pn/Df（cm/min）P-轴压（t）；n-钻头钻速（r/min）；D-钻头直径；f-岩石坚固性系数。
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(一) 设计依据
1．主井提升
1) 矿井年产量A(t/a)；
2) 工作制度即年工作日数br，日工作小时数t，《煤炭工业设计规范》规定：br = 330d，t = 16h；
3) 矿井开采水平数及各水平服务年限；
4) 矿井深度Hs，即井口至各开采水平的深度；
5) 卸载水平与井口的高差Hx(m)，可按下列数据选取：
对于底卸式箕斗：Hx＝15~25m，
对于普通罐笼：Hx＝0~15m；
6) 装载水平与井下运输水平的高差Hz(m)，对于底卸式箕斗：Hz＝18~25m；
7) 煤的散集密度(t/m3)；
8) 提升方式：箕斗或罐笼；
9) 矿井电压等级。
2．副井提升
1) 矸石年产量：
如无特别指出时，可取煤炭产量的15~20%；
最大班出矸石按日出矸石量的50%计算；
2) 最大班下井人员数目(人/班)；立井的最大班工人下井时间，不应超过40min；最大班作业时间按6h计算。
3) 矿井深度Hs (m)；
4) 每班下井材料、设备、炸药次数。
(次/班)；
5) 提升罐笼型式规格，罐笼质量(kg)，矿车质量(kg)；
6) 矸石散集密度(t/m3)。
(二) 设计的主要内容
1、计算并选择提升容器；
2、计算并选择提升钢丝绳，
3、计算并选择提升机；
4、提升电动机的预选；
5、提升机与井筒相对位置的计算；
6、运动学及动力学计算；
7、电动机功率的验算；
8、计算吨煤电耗(对于主井提升)；
9、制定最大班作业时间平衡表(对于副井)。
1．主井提升。