通风计算公式5

矿井通风参数

计 算 手 册

2014年6月

25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，由于时间伧促，错误之处在所难免，请各位给预批评指证。

2014年6.月

编 者

2

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

3

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. 461P (kg/m3

T)

当空气湿度小于60%时

=0. 465P(1-0.378

P饱3

TP)(kg/m)

P—大气压力(mmHg) T—为空气的绝对温度 (℃)

—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

 =0. 003484PT (kg/m当空气湿度小于60%时

 =0. 003484P(1-0.378

P饱TP) (kg/mP—大气压力(pa) T—空气的绝对温度 (K)

—空气相对湿度 (%)

P饱—水蒸气的饱和蒸气压（pa） 2、井巷断面（S）

4

3

)

3

)

A：梯形及矩形断面 S=H×b (m) B：三心拱

S= b×(h+0.26b) (m) C：半圆形

S= b×(h+0.39b) (m) 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=cs

s~ 巷道断面积(m)

c~ 周边系数（梯形4.16，三心拱4.10，半圆形3.84，圆形3.54）

2

22

2

u~巷道周边长(m) 4、巷道风量 Q=SV (km/s) Q~巷道风量 m /min V~测风断面平均风速 （m/s） S~巷道断面，m 5、动压 h

2

33

V2动=2g （mmH2O）

5

~ 空气密度 (kg/m)

3

v~ 测点平均风速（m/s） g~ 重力加速度 （m/s） 6、巷道风阻 R1~2=h12(千缪)

Q122

百米风阻

R100=R12×100(千缪)

L12R1-2~任意两点间的风阻 (千缪) R100~百米风阻 (千缪) L1-2~ 任意两点间间距 （m） Q1-2~任意两点间的巷道风量，m/s 7、通风阻力 A：压差计法 h1~2=K×h读（

v123

2g1—

v222g2）

B： 气压计法

h1~2=K（h1-h2）+(z1-z2) +（8、自然风压 h=z（进—回） A： 均=

v122g1

—

v222g2

）

1nnZ B：均=

Z1in 6

9、井巷通风阻力 （1）摩察风阻 R=LU 3SR~巷道风阻，kg/m L~ 巷道长度，m U~巷道周边长，m S~巷道断面积，m （2）摩察阻力 hf=RQ=LU Q 32

2

2

7

Shf~摩察阻力, mmh 2o Q~巷道风量，m/s R~巷道风阻，kg/m L~ 巷道长度，m U~巷道周边长，m S~巷道断面积，m

二、通风报表常用计算公式 1、矿井等积孔 A=1.19

Qh273

A~矿井等积孔，m Q~主扇风量，m/s H~主扇负压，Pa

3

7

A=0.38

Qh

A~矿井等积孔，m Q~主扇风量，m/s H~主扇负压，mmh 2o 多台风机联合运转时 hRrm=i1n3

hi1nRiQii

QA=1.19

QhRm

hRrm~多台风机联合运转加权负压， Pa hRi~单台风机的负压，mmh 2o（Pa） Qi~单台风机的风量，m/s 2、扇风机参数的计算 （1）扇风机实际功率 Nc=Qh

10003

Nc~扇风机的实际功率，KW h~通风机的负压， Pa Q~通风机的风量，m/s （2）扇风机效率

=NcN3

×100%

3

Q~风机风量, m/s

h~风机负压, Pa (可分为静压,全压计算)

8

Nc~风机实际功率, KW N~风机轴功率, KW

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=Q采i+Q掘i+Q硐i+Q其它i

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=

Q有效Q通i100%

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=Q通i-Q总回i Q外漏~矿井外部漏风量

Q~各台主要通风机的风量总和

通iQ总回i~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

9

风机风量之和之比，按下式进行计算

L=

Q外漏Q通i100%

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=

L失L总100%

d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=

L严重L总100%

d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/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

10

3

（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=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）K矿通

Q采~ 采煤工作面实际需要风量总和，m

3

3

/min

3

Q掘~ 掘进工作面实际需要风量总和，m/min Q硐~ 硐室实际需要风量总和，m/min

Q~ 除采煤、掘进、硐室外其它井巷掘实际需要风

其它量总和，m/min

2、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：

n3

Q=Q+Q采采ii1n采备i

3

i1Q采i~第i采煤工作面实际需要风量，m/min Q采备i~第i采煤备用工作面实际需要风量，m/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×qcH4采×K采通

Q采—工作面需要风量，m/min

qcH4采—工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m/min

K

采通

3

3

3

—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/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/s

11

3

S

采i

~第i个工作面平均断面，m(可按最大和最小控

2

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/min

N 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：

Qmin≥15×S采i m/min （V=0.25 m/s） Qmin—采煤工作面最低风速时需要风量，m/min S采i ~第i个工作面平均断面，m量为

Qmax≤240×S采i m/min Qmax—采煤工作面最高风速时需要风量，m/min（V=4 m/s） S采i ~第i个工作面平均断面，m 3、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×qcH4掘×K掘通

Q掘—掘进工作面实际需要风量，m/min qcH4掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m/min

K

掘通

332

3

3

2

3

3

3

—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 m/min A 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×Ii m/min

I 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 m/min

12

3

33

N 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

Qmin≥9×S岩掘i m/min （V=0.15 m/s） 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面最低风量 Qmin≥15×S煤掘i m/min （V=0.25 m/s） Qmin—掘煤工作面最低风速时需要风量，m/min S岩掘i ~第i个岩巷工作面断面，m

3

2

2

3

33

S煤掘i ~第i个煤巷或半煤岩巷掘进工作面断面，m

3

Qmax≤240×S掘i m/min Qmax—掘煤工作面最高风速时需要风量，m/min（V=4 m/s） 350~矿井年工作日

S掘i ~第i个工作面断面，m 4、硐室风量计算 Q硐室=Q硐i

i1n2

Q硐i ~各个通风硐室实际需要风量，m/min （1） Q机电硐室=

发热量大的空气机房和水泵房

3600W1.21.00660t3

，m/min

3

3

Q机电硐室~机电硐室实际需要风量，m/min

W~ 机电硐室运转电机总功率，KW

t

~ 机电硐室进、回风的气温差，℃

 ~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）

13

1．2 ~空气密度，kg/m

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/min

V~包括联络在内的爆破材料库空间总体积, m

3

3

3

3

(一般情况大型100~155 m/min,中小型60~100 m/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/min

b:充电硐室按H2浓度小于0.5%,但不得小于100 m/min,或按经验值取100~200 m/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=Q其它i

i1n3

3

3

3

（1）Q掘=133×qcH4其它×K其它

Q其它i—第i个其它巷道需要风量，m/min qcH4其它—第i个其它巷道瓦斯绝对涌出量，m/min K

其它

3

3

—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

14

Qmin≥9×S岩掘i m/min

Qmin—掘煤工作面最低风速时需要风量，m/min（V=0.15 m/s）

S其它i ~第i个其它巷道断面，m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。

（2）风压平衡定律：在任一闭合回路中，无自然风压及风机工作时，各分支阻力的代数和为零，即顺时针流向分支的压降（阻力）之和等于逆时针流向分支的压降（阻力）之和。

2

3

3

hi0

（3）阻力定律 分支风路：hi=RiQi 总风路：hs=RsQs

hi、Ri 、 Qi、分别为分支风路的阻力、风阻、风量 hs、Rs、Qs分别为总风路的总阻力、总风阻、总风量 2、串联风路 （1）

总风量等于分支风量

2

2

Q= Q1= Q2= Q3 =……= Qn （2）总阻力等于各分支阻力之和 h= h1+ h2+ h3 + ……+hn

15

（3）总风阻等于各分支风阻之和 R= R1+ R2+ R3 + ……+Rn 3、并联风路

（1）网路总风量等于各分支风量之和 Q=Q+ Q1+ Q2+ Q3 + ……+Qn

（2）并联风路总阻力等于各分支阻力 h= h1= h2= h3 =……= hn

（3）并联风路总风阻的的倒数平方根等于各分支风阻的倒数的平方根之和

1Rs=

1R1+

1R2+

1R3+……+

1Rn

（4）并联风路分量分配 hi= hs RsQs=RiQi Qi= Q1=

12

2

RsRi〃QS

QsR1R1R1R1R2R3R4RnQs

Q2=

R2R2R2R2R2R1R2R3R4Rn

……………………………………… Qn=

QsRnRnRnRn1R1R2R3R4 16

五、抽放参数测算 1、瓦斯压力测定计算。 A：瓦斯压力测定

一般选择在岩石巷道中向煤层打钻孔，封孔及安装压力表直接测定煤层瓦斯压力。测定工作应注意：

（1）测定地点要选择在无断层、裂隙等地质构造处，瓦斯赋存要具有代表性；

（2）测压巷道距煤层的岩柱距离不应小于10m； （3）测压孔径以75mm为宜，要贯穿整个煤层（厚煤层应钻入3m以上），完钻后要及时封孔，封孔要严密，测压管接头不得漏气。 B：瓦斯压力计算 （1）

PM=

（2）

P1P0H1H0瓦斯压力梯度

瓦斯压力计算

P= PM （H-H0 ）+P0 PM~瓦斯压力梯度，kg/cm〃m P1~某测点瓦斯压力值，kg/cm

P0~瓦斯风化带有压力，kg/cm（无资料时可取 2 kg/cm） H1~某测定地点的垂深，m H0~瓦斯风化带点的垂深，m P~预计测点瓦斯压力值，kg/cm

17

22

2

2

2

H~预计测定地点的垂深，m 2、沼气涌出量计算 (1)、瓦斯涌出量梯度

a=Z2Z1

q2q1(2)、相对瓦斯涌出量预测 q=

zz0a+q0

2

a~沼气涌出量梯度，t/m Z0~瓦斯风化带以下限深度，m

Z1、Z2~瓦斯风化带以下两个已采深度，m

q0~瓦斯风化带以下限处的相对瓦斯涌出量，m/t q1、q2~相对Z1、Z2深度的相对瓦斯涌出量，m/t z~预测深度，m

q~预测z （m）处的相对瓦斯涌出量，m/t 3、煤层透气性系数测定计算

煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，它的物理意义是，在1立方米煤体的两侧，其压力平方差为1个大气压的平方时，通过1米长度的煤体，在1平方米煤面上，每日流过的瓦斯流量。

A：煤层透气性系数测定

（1）从岩石巷道向煤层钻孔（方法和要求与测瓦斯压力一样），记录钻孔方位角和仰角以及钻孔在煤层中的长度。

18

3

3

3

钻孔进入煤层和打完煤层的时间（年、月、日、时、分），取这两个时间的平均数，作为打钻时钻孔开始排放瓦斯的时间。

（2）封孔测定瓦斯压力，上压力表前，要测定钻孔瓦斯流量，并记录流量和测定流量的时间（年、月、日、时、分）。 （3）压力表上升到煤层真实瓦斯压力值或压力值稳定后，卸下压力表排放瓦斯，测量钻孔瓦斯流量，记录每次瓦斯流量和排放时间。 B：煤层透气性系数测定

根据上述测定方法用下列公式进行计算 （1）计算公式 Y=aF0

b

Y~流量准数，无因次 F0~时间准数，无因次 a、b~系数，无因交 Y=

qr1(p0p1)22

P0~煤层原有绝对瓦斯压力，大气压 r1~钻孔半径，m

q ~在排放时间为t时，钻孔壁单位面积瓦斯流量，m/m〃d,其计算公式见下。

P1~钻孔中瓦斯压力，一般取1个大气压

 ~煤层透气性系数，米

2

3

2

/大气压〃日

19

2

q =

Q（亦称比流量） 2r1L3

Q~在时间t时的总流量，米/日

~3.1416

L ~钻孔长度，一般取煤层厚度，米 F0=

4tP0ar121.5

t~从开始排放瓦斯到测量瓦斯比流量q的时间间隔，日

a~煤层瓦斯含量系数，米/米〃大气压计算

由于流量准数随时间准数变化，难以用一个简单公式表达，所以采用了分段表示法，如下表:

公式 Y=aF0 b 331/2

，可用公司进行

F0 10~1 1~10 10~102352 3 5 7-2的计算公式 a 1 14b -0.38 -0.28 -0.20 -0.12 -0.10 -0.065 参数 A=A1.61BA1.39B11.12.561 0. 93 0. 588 0. 512 17.3qr1p0p122 10~1010~10B=4tP0ar1A11.52 10~10 1.1A1.25B0.344 1.83A1.14BY=2.1A1.11B3.14A1.0719 114.4F0=B〃 B(2)计算步骤

a、根据测定所得参数，计算出A、B值。

b、一般选择计算公式进行计算（时间小于一天时，按公式F0=1~10公式，时间大于一天时，可选用F0=10~10作第一

20

2

3

次验算）。

c、把求出的算代入 F0=B〃中，校验F0值是否在选用公式范围内。如F0不在所选公式范围内，则根据算出的F0值，另选公式进行计算，直到符合所选公式的范围为止。 4、瓦斯含量计算

常用的煤层瓦斯含量测算法是：取煤样送实验室做煤的吸性实验，求出吸附常数a 、b值，并在井下相应地点测定煤层瓦斯压力，按以下公司计算瓦斯含量 X=

100AadMadabP（1bP1003

）×

110.31Mad+10kP

X~煤层瓦斯含量， m/t

a~吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m/t b~吸附常数，Mpa p~煤层瓦斯压力，Mpa Aad~煤的灰份，（%） Mad~煤的水份，（%） k~煤的孔隙体积，m/ m

3

3

-1

3

~煤的密度 m/t

3

5、矿井瓦斯储量计算 WK=W采+W邻+W围

矿井瓦斯储量由可采煤层瓦斯储量，邻近层瓦斯储量和围岩瓦斯储量之和。

21

W采=A1iX1i

1mW采~矿井每一个可采煤层瓦斯储量总和，万m n 可采煤层数

A1i~矿井每一个可采煤层瓦斯储量，万吨 X1i~矿井每一个可采煤层瓦斯含量，m

3

3

/t

W邻=A2iX2i

1mW邻~矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层瓦斯储量总和，万m

n 矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层层数

A2i~矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层煤炭储量，

3

万吨（采动影响范围，上邻近层50~60 m，下邻近层20~30 m）

X2i~矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层瓦斯含量，

m/t

W围当围岩瓦斯很小时为零，若瓦斯含量多时可据经验取之或实测。 6、可抽瓦斯量

可抽瓦斯量=瓦斯储量×抽放率 7、矿井抽放率

A：矿井（或）采区抽放率 dk=

qKcqKcqfc3

×100%

dk ~ 矿井（或）采区抽放率，%

22

qKc ~ 矿井抽放瓦斯量，m

3

/min

qfc ~矿井风排瓦斯量，m

3

/min

B：工作面（开采层）瓦斯抽放率，%

dgk=

100QgWg

dgk~工作面瓦斯抽放率，%

Qg ~在一定时间内工作面抽放的总瓦斯量，mWg~抽放工作面的瓦斯储量，m

3

3

/min

/min

C：工作面（邻近层）瓦斯抽放率，%

dgl=

100qlcqyqlc

dgl~邻近层工作面瓦斯抽放率，%

qlc~邻近层瓦斯抽放量，m

3

/min

3

qy~邻近层涌向工作面瓦斯量，m/min

8、抽放量（标量）换算 Q标=Q测

P1T标P标T1

Q标~标准状态下的抽放瓦斯流量 Q测~实测的抽放瓦斯流量

P标~测定时管道内气体绝对压力 P测~标准状态下的绝对压力

T1~ 标准状态下的绝对温度（20+273）K P1~ 测定时管道内气体的绝对温度 （t+273）K 9、钻孔瓦斯流量衰减系数

23

qt=q0e- a 衰减系数 d

q0~钻孔初始流量，m/min

q t ~经过t时间钻孔瓦斯流量， m/min 四、瓦斯流量计算 A：孔板测定 Q混=K b

=

P标TPT标3

3

-1

at

h 

2

2

b=

110.00446ck=1.76a0mD 截面比 m=(d/D) D>300 a0=0.6240 管径 8 10 12 14 16 18 孔板系1．1879 1．8531 2．62 3．626 4．73 6．1878 数 Q混~管道流量， m/min K~孔板系数，见上表

h ~孔板前后压差，mmH2O

3

b ~ 瓦斯效证系数

 ~温度、压力效证系数

P~测定时管道内气体绝对压力，Pa(mmHg) P标~标准状态下的绝对压力，Pa(mmHg)

24

T ~ 标准状态下的绝对温度（20+273）K T标~测定时管道内气体的绝对温度 （t+273）K B：皮托管测定 Q=VS V=4.04Gp

h

Q=4.04Gp .b. T. P. h .S

Q ~管道流量， m3

/min Gp ~皮托管效证系数

T~温度效证系数 P~压力效证系数

h~测点管路动压，mmH2O S~测定管路断面，m 六、抽放设计 1、管径

主管、干管、支管中不同瓦斯流量和流速，管径均可按照下式计算： d=0.1457(Q／v)1/2

式中：

d—瓦斯管内径，m； Q—瓦斯管内流量，m3

/min；

v—瓦斯管内流速，一般取5~15m/s。 2、管壁厚度

25

当采用钢管卷焊管或强度要求较高的远距离输送瓦斯干管，可按下式

P〃dw 计算管壁厚度：δ= 2[б] 式中：

δ—管壁厚度 ，cm；

P —管路最大工作压力，M Pa ； dw—瓦斯管外径，cm；

[б] —容许压力，取屈服极限强度的60%，缺少此值时，可参考以下数值：对于铸铁管取20 M Pa，焊接钢管取60M Pa无缝钢管取80 M Pa。 3、管路阻力计算： （1） 摩擦阻力计算：

根据管径、流量的不同，应分段计算阻力，段管路摩擦阻力可用下式计算： LΔ 2 h f =9.8 Q5 K0d

h f —某段管路的摩擦阻力, Pa ; L —管路长度,m;

Δ—混合瓦斯对空气的相对密度; Q —某段管路的混合瓦斯流量,m/h K0—系数,根据管径由表查出;

d—管路内径,cm;

ρ1〃n1＋ρ2〃n2

26

3

式中Δ按下式计算: Δ= ρ2 式中:

3

ρ1 —瓦斯密度,取0.715kg/m; n1 —混合瓦斯中瓦斯浓度;

3

ρ2 —空气密度,取1.293 kg/m; n2 —混合瓦斯中空气浓度; (2)局部阻力计算:

A、 基本方程： h1=v2

2

h 1 —瓦斯管路局部阻力，Pa；

ξ —局部阻力系数， 3

ρ —混合瓦斯密度，kg/m见表;

υ —瓦斯平均流速，m/s。 B、 估算法：

在实际工作中或初步设计时，也可用估算的方法计算局部阻力，一般取摩擦阻力的10～20%。

4、瓦期泵参数计算： （1）瓦斯泵压力计算

瓦斯泵压力就是从井下钻孔开始，经过抽放瓦斯管路至瓦斯泵，再从瓦斯泵送到用户所消耗的全部阻力损失之和。即：

Hf=（Hi +H0）〃K

=[（hi+hzf）+（h0+h0z）] 〃K 式中：

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Hf —瓦斯泵压力，Pa；

Hi—井下负压管路系统全部阻力损失，Pa； H0—井上正压管路系统全部阻力损失，Pa； K—备用系数，取1.2;

hi —井下负压段管路最大阻力损失，Pa；

h z f —井下抽放钻场或钻孔必须造成的负压，Pa； h0—井上正压段管路总阻力，Pa；

h0z—用户在瓦斯管出口所必须造成的正压， Pa； （1） 瓦斯泵流量计算： Q=QCXK

3

Q—瓦斯泵额定流量，m/min；

ΣQc—在冲放期间内抽出的最大纯瓦斯量之和，m/min ； X—瓦斯泵入口瓦斯浓度，%，《煤矿安全规程》规定X≥0.3； η—瓦斯泵机械效率，取0.8; K —抽放备用系数，一般取1.2。 （2） 真空度计算：

Hc100% 101.3253

Hc—矿井抽放负压 ，kPa 八、瓦斯利用

1、已知计划民用瓦斯总量，按高峰用量根据灶俱额定耗瓦斯量来计算能够供应户数的方法。

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n=

Q民q灶K均K抽K利

n~能够供应民用的灶俱数，个 Q民~计划民用瓦斯总量，m/min q灶~灶俱的额定耗瓦斯量，

K均~矿井瓦斯使用不均衡系数（取1.25~1.67） K抽~矿井瓦斯抽出不均衡系数（取1.15~1.25） K利~瓦斯灶同时利用系数（取0~1按用户数查表） 2、各种燃料和瓦斯用量的折算法 V=GQRR

Qnn3

V~瓦斯用量，m3 G~其它燃料重量，kg

QR~其它燃料发热量，千卡/公斤（查表） Qr~瓦斯发热量，千卡/米（查表）

R~其它燃料的燃烧效率，%（查表） n~瓦斯燃烧效率，%（查表）

3

3、一般情况下每户居民生活用气一天按1m纯瓦斯计算，发电按1m纯瓦斯发电3.3度电进行计算。 九、综合防尘计算公式 1、水量计算

Q采=K（N1q1+ N2q2+ N2q3+ N4q4+ N5q5）

N1、N2、N3、N4、N4 分别为水幕、注水孔、机组、凿岩台

29

3

3

数或个数。

q1、q2 、q3、q4、q5、 单个水量 K不均衡系数，1.05~1.1 2、管径 d

1采=(

Q900V)2

d 管道内径, m 3、流速 V=

Q900d2

Q~管道水的流量 d~管道内径, m

v经济流速（1.5~2.2 m/s） 4、主管管壁厚度计算

=（

1）（

pd12p230(G0.65)+C）

230(G0.65)pP ~ 管路承受压力 ， kg/cm G ~ 用水点水压力，取8kg/cm C~ 1

~ 水管管壁厚度过，mm (p=23.99kg/cm , =2.35mm)

5、管路阻力计算 h阻 =LppdVpVpp2g2g

Lp~流速管长度平，m dp~管路内径 , m

30

 ~沿程组力系数(0.03)

hp~管内阻力 mmh20 vp~ 管内水流速度 m/s

p ~已部阻力系数之和

十、其它 1、煤尘爆炸指数 Vr=

VfVf100AgMg×100%

煤的灰发份

Ag 煤的灰份 Mg 煤的水份

Vr 煤尘爆炸指数 Vr<10% 无爆炸危险 Vr =10~15 可能有爆炸危险 Vr =15~28 爆炸性强 Vr >28 爆炸性很强 2、列隙带计算最大高度

100m （m 煤层厚度） 2.1m2中硬岩石 H=100m （m 煤层厚度）

1.6m3软岩石 H=100m （m 煤层厚度）

5.1m5硬岩石 H=

H 裂隙带高度, m m 煤层厚度, m 3、通风能力核定

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A：低瓦斯矿井 P=

350Q总进qK104

P~矿井产量，万t/a Q总进~矿井总进风量 ,m/min

q 吨煤实际用风（根据上矿井产量和风量）, m/min K 系数 大型矿井井有条（1.15~1.5）,中型矿井（1.2~1.45）, 350~矿井年工作日 B：高瓦斯和突出矿井 P=

350Q总进0.0926q瓦K1043

3

P~矿井产量，万t/a Q总进~矿井总进风量 ,m/min

q瓦 平均日产一吨煤相对瓦斯涌出量 ， m/t

K 系数（1.5~1.9），大型矿井取小值，小型矿井取大值。 350~矿井年工作日

0.0926~换算系数：1/（60×24×0.75%） 4、震动性放炮的炮眼数 N=5

s. 3f3

3

N~炮眼数 S~巷道断面 f~岩石坚固系数

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