通风计算公式.doc

【精品文档】如有侵权，请联系网站删除，仅供学习与交流通风计算公式.精品文档.矿井通风参数计算手册2005年九月前 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。 2005年9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=0. 461 (kg/m3) 当空气湿度小于60%时=0. 465(1-0.378) (kg/m3) P大气压力(mmHg)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（mmHg）B： 当空气湿度大于60%时=0. 003484 (kg/m3) 当空气湿度小于60%时=0. 003484(1-0.378) (kg/m3) P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）A：梯形及矩形断面S=H×b (m2)B：三心拱S= b×(h+0.26b) (m2)C：半圆形 S= b×(h+0.39b) (m2)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 巷道断面积(m2)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 (km3/s)Q巷道风量 m3 /minV测风断面平均风速 （m/s）S巷道断面，m25、动压h动= （mmH2O） 空气密度 (kg/m3) v 测点平均风速（m/s）g 重力加速度 （m/s2）6、巷道风阻R12=(千缪)百米风阻R100=×100(千缪)R1-2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，m3/s7、通风阻力A：压差计法h12=K×h读（12）B： 气压计法h12=K（h1-h2）+(z1-z2) +（12）8、自然风压h=z（进回）A： 均= B：均=9、井巷通风阻力（1）摩察风阻R=R巷道风阻，kg/m7L 巷道长度，mU巷道周边长，mS巷道断面积，m2（2）摩察阻力hf=RQ2= Q2hf摩察阻力, mmh 2oQ巷道风量，m3/sR巷道风阻，kg/m7L 巷道长度，mU巷道周边长，mS巷道断面积，m2二、通风报表常用计算公式1、矿井等积孔A=1.19A矿井等积孔，mQ主扇风量，m3/sH主扇负压，PaA=0.38A矿井等积孔，mQ主扇风量，m3/sH主扇负压，mmh 2o多台风机联合运转时hRrm=A=1.19hRrm多台风机联合运转加权负压， PahRi单台风机的负压，mmh 2o（Pa）Qi单台风机的风量，m3/s2、扇风机参数的计算（1）扇风机实际功率Nc= Nc扇风机的实际功率，KWh通风机的负压， PaQ通风机的风量，m3/s（2）扇风机效率=×100%Q风机风量, m3/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, 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=+ 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外漏矿井外部漏风量各台主要通风机的风量总和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=%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=d失 巷道失修率，%L失 失修巷道长度，mL总 矿井巷道总长度，mB：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=d严重 巷道失修率，%L严重 失修巷道长度，mL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 m3/min N井下同时工作的最多人数，人K矿通 矿井通风系数，1.21.25 （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=（+）K矿通采煤工作面实际需要风量总和，m3/min 掘进工作面实际需要风量总和，m3/min 硐室实际需要风量总和，m3/min 除采煤、掘进、硐室外其它井巷掘实际需要风量总和，m3/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：Q采i第i采煤工作面实际需要风量，m3/minQ采备i第i采煤备用工作面实际需要风量，m3/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，m3/min qcH4采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/minK采通采面瓦斯涌出不均衡通风系数， 机采K采通=1.21.6，炮采K采通=1.42（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 m3/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 S采i 第i个工作面平均断面，m2(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 m3/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：Qmin15×S采i m3/min （V=0.25 m/s） Qmin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Qmax240×S采i m3/min Qmax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，m2 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，m3/min qcH4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=1.52（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/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 m3/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 m3/min 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Qmin9×S岩掘i m3/min （V=0.15 m/s） 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面最低风量Qmin15×S煤掘i m3/min （V=0.25 m/s）Qmin掘煤工作面最低风速时需要风量，m3/minS岩掘i 第i个岩巷工作面断面，m2S煤掘i 第i个煤巷或半煤岩巷掘进工作面断面，m2 Qmax240×S掘i m3/min Qmax掘煤工作面最高风速时需要风量，m3/min（V=4 m/s）350矿井年工作日S掘i 第i个工作面断面，m2 4、硐室风量计算Q硐室=Q硐i 各个独立通风硐室实际需要风量，m3/min（1） 发热量大的空气机房和水泵房Q机电硐室=，m3/minQ机电硐室机电硐室实际需要风量，m3/min 机电硐室运转电机总功率，KW 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0.200.23, 水泵房0.020.04）12 空气密度，kg/m31005 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 , m3/minV包括联络在内的爆破材料库空间总体积, m3(一般情况大型100155 m3/min,中小型60100 m3/min)(3)其它硐室按经验取值a: 采区绞车房及变电硐室为6080 m3/minb:充电硐室按H2浓度小于0.5%,但不得小于100 m3/min,或按经验值取100200 m3/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=（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，m3/min qcH4其它第i个其它巷道瓦斯绝对涌出量，m3/minK其它第i个巷道瓦斯涌出不均衡通风系数， 机掘K掘通=1.21.3（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Qmin9×S岩掘i m3/min Qmin掘煤工作面最低风速时需要风量，m3/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。（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。（3）阻力定律分支风路：hi=RiQi2总风路：hs=RsQs2hi、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Q= Q1= Q2= Q3 = Qn（2）总阻力等于各分支阻力之和h= h1+ h2+ h3 + +hn（3）总风阻等于各分支风阻之和R= R1+ R2+ R3 + +Rn3、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 （4）并联风路分量分配hi= hsRsQs2=RiQi2Qi=·QS Q1=Q2=Qn=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） 瓦斯压力梯度PM=（2） 瓦斯压力计算P= PM （H-H0 ）+P0PM瓦斯压力梯度，kg/cm2·mP1某测点瓦斯压力值，kg/cm2P0瓦斯风化带有压力，kg/cm2（无资料时可取 2 kg/cm2）H1某测定地点的垂深，mH0瓦斯风化带点的垂深，mP预计测点瓦斯压力值，kg/cm2H预计测定地点的垂深，m2、沼气涌出量计算(1)、瓦斯涌出量梯度a=(2)、相对瓦斯涌出量预测q= +q0a沼气涌出量梯度，t/m2Z0瓦斯风化带以下限深度，mZ1、Z2瓦斯风化带以下两个已采深度，mq0瓦斯风化带以下限处的相对瓦斯涌出量，m3/tq1、q2相对Z1、Z2深度的相对瓦斯涌出量，m3/tz预测深度，mq预测z （m）处的相对瓦斯涌出量，m3/t3、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。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=aF0bY流量准数，无因次F0时间准数，无因次a、b系数，无因交Y=P0煤层原有绝对瓦斯压力，大气压r1钻孔半径，mq 在排放时间为t时，钻孔壁单位面积瓦斯流量，m3/m2·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/大气压2·日q =（亦称比流量）Q在时间t时的总流量，米3/日3.1416 L 钻孔长度，一般取煤层厚度，米 F0=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3/米3·大气压1/2，可用公司进行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F0的计算公式ab参数Y=aF0b10-2111010102102103103105105107110. 930. 5880. 5120.344-0.38-0.28-0.20-0.12-0.10-0.065A=B=Y=F0=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=110公式，时间大于一天时，可选用F0=102103作第一次验算）。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=（）×+X煤层瓦斯含量， m3/ta吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m3/tb吸附常数，Mpa-1p煤层瓦斯压力，MpaAad煤的灰份，（%）Mad煤的水份，（%）k煤的孔隙体积，m3/ m3煤的密度 m3/t5、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。W采=W采矿井每一个可采煤层瓦斯储量总和，万m3n 可采煤层数矿井每一个可采煤层瓦斯储量，万吨矿井每一个可采煤层瓦斯含量，m3/tW邻=W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m3n 矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层层数矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层煤炭储量，万吨（采动影响范围，上邻近层5060 m，下邻近层2030 m）矿井可采煤层采动影响范围内不可采煤层瓦斯含量，m3/tW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=×100%dk 矿井（或）采区抽放率，% 矿井抽放瓦斯量，m3/min 矿井风排瓦斯量，m3/minB：工作面（开采层）瓦斯抽放率，%工作面瓦斯抽放率，% 在一定时间内工作面抽放的总瓦斯量，m3/min抽放工作面的瓦斯储量，m3/minC：工作面（邻近层）瓦斯抽放率，%邻近层工作面瓦斯抽放率，%邻近层瓦斯抽放量，m3/min邻近层涌向工作面瓦斯量，m3/min8、抽放量（标量）换算Q标=Q测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）KP1 测定时管道内气体的绝对温度 （t+273）K9、钻孔瓦斯流量衰减系数qt=q0e-ata 衰减系数 d-1q0钻孔初始流量，m3/minq t 经过t时间钻孔瓦斯流量， m3/min四、瓦斯流量计算A：孔板测定Q混=K b b=k=189.76a0mD2 截面比 m=(d/D)2 D>300 a0=0.6240管径81012141618孔板系数11879185312664236264736461878Q混管道流量， m3/minK孔板系数，见上表 孔板前后压差，mmH2Ob 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)T 标准状态下的绝对温度（20+273）KT标测定时管道内气体的绝对温度 （t+273）KB：皮托管测定Q=VSV=4.04GpQ=4.04Gp .b. T. P. .SQ 管道流量， m3/minGp 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，mmH2OS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(Qv)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515m/s。2、管壁厚度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：=2式中：管壁厚度 ，cm；P 管路最大工作压力，M Pa ；dw瓦斯管外径，cm； 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： Lh f =9.8 Q2 K0d5h f 某段管路的摩擦阻力, Pa ;L 管路长度,m;混合瓦斯对空气的相对密度;Q 某段管路的混合瓦斯流量,m3/hK0系数,根据管径由表查出;d管路内径,cm; 1·n12·n2式中按下式计算: = 2式中: 1 瓦斯密度,取0.715kg/m3;n1 混合瓦斯中瓦斯浓度;2 空气密度,取1.293 kg/m3;n2 混合瓦斯中空气浓度;(2)局部阻力计算:A、 基本方程： h1=h 1 瓦斯管路局部阻力，Pa； 局部阻力系数， 混合瓦斯密度，kg/m3见表; 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1020%。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：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=Q瓦斯泵额定流量，m3/min；Qc在冲放期间内抽出的最大纯瓦斯量之和，m3/min ；X瓦斯泵入口瓦斯浓度，%，煤矿安全规程规定X0.3；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。n=n能够供应民用的灶俱数，个Q民计划民用瓦斯总量，m3/minq灶灶俱的额定耗瓦斯量，K均矿井瓦斯使用不均衡系数（取1.251.67）K抽矿井瓦斯抽出不均衡系数（取1.151.25）K利瓦斯灶同时利用系数（取01按用户数查表）2、各种燃料和瓦斯用量的折算法V=V瓦斯用量，m3G其它燃料重量，kgQR其它燃料发热量，千卡/公斤（查表）Qr瓦斯发热量，千卡/米3（查表）R其它燃料的燃烧效率，%（查表）n瓦斯燃烧效率，%（查表）3、一般情况下每户居民生活用气一天按1m3纯瓦斯计算，发电按1m3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、凿岩台数或个数。q1、q2 、q3、q4、q5、 单个水量K不均衡系数，1.051.12、管径d采=()d 管道内径, m 3、流速V=Q管道水的流量d管道内径, m v经济流速（1.52.2 m/s）4、主管管壁厚度计算=（）（+C）P 管路承受压力 ， kg/cmG 用水点水压力，取8kg/cmC 1 水管管壁厚度过，mm (p=23.99kg/cm , =2.35mm)5、管路阻力计算h阻 =Lp流速管长度平，mdp管路内径 , m 沿程组力系数(0.03)hp管内阻力 mmh20vp 管内水流速度 m/s 已部阻力系数之和十、其它1、煤尘爆炸指数Vr=×100% 煤的灰发份 煤的灰份 煤的水份Vr 煤尘爆炸指数Vr<10% 无爆炸危险Vr =1015 可能有爆炸危险Vr =1528 爆炸性强Vr >28 爆炸性很强2、列隙带计算最大高度硬岩石 H= （m 煤层厚度）中硬岩石 H= （m 煤层厚度）软岩石 H= （m 煤层厚度） H 裂隙带高度, mm 煤层厚度, m3、通风能力核定A：低瓦斯矿井P=P矿井产量，万t/aQ总进矿井总进风量 ,m3/minq 吨煤实际用风（根据上矿井产量和风量）, m3/min K 系数 大型矿井井有条（1.151.5）,中型矿井（1.21.45）,350矿井年工作日B：高瓦斯和突出矿井P=P矿井产量，万t/aQ总进矿井总进风量 ,m3/minq瓦 平均日产一吨煤相对瓦斯涌出量 ， m3/tK 系数（1.51.9），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. N炮眼数 S巷道断面 f岩石坚固系数