煤矿巷道及通风计算公式

煤矿巷道及通风计算公式
煤矿巷道及通风计算公式

煤矿巷道及通风计算公式

一、常见断面面积计算:

1、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+0.39×巷宽)

2、三心拱形面积=巷宽×(巷高+0.26×巷宽)

3、梯形面积=(上底+下底)×巷高÷2

4、矩形面积=巷宽×巷高

二、风速测定计算:

V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速)

式中:V表:计算出的表速;n:见表读数;t:测风时间(s)

V真=a+ b×V表

式中:V真:真风速(扣除风表误差后的风速);

a、b:为校正见表常数。

V平=K V真=(S-0.4)×V真÷S

式中:K为校正系数(侧身法测风时K=(S-0.4)/S,迎面测风时取1.14);S为测风地点的井巷断面积

三、风量的测定:

Q=SV

式中Q:井巷中的风量(m3/s);S:测风地点的井巷断面积(m2); V:井巷中的平均风速(m/s)

例1:某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s,问此巷道风量是多少。

例2:某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min,风速超限吗?

四、矿井瓦斯涌出量的计算:

1、矿井绝对瓦斯涌出量计算(Q瓦)

Q瓦=QC (m3/min)

式中Q:为工作面的风量;C:为工作面的瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度)例:某矿井瓦斯涌出量3 m3/min,按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。

2、相对瓦斯涌出量(q瓦)

q瓦= (m3/t)

式中Q瓦:矿井绝对瓦斯涌出量;1440:为每天1440分钟;

N:工作的天数(当月);T:当月的产量

五、全矿井风量计算:

1、按井下同时工作最多人为数计算

Q矿=4NK (m3/min)

式中4:为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米;N:井下最多人数;K:系数(1.2~1.5)

2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算

Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他)×K

式中K:校正系数(取1.2~1.8)

六、采煤工作面需风量

1、按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×KCH4 (m3/min)

式中100:为系数;q采:采煤工作面瓦斯涌出量(相对);

KCH4:瓦斯涌出不均衡系数(取1.4~2.0)

2、按采面气温计算:

Q采=60×V×S (m3/min)

式中60:为系数;V:采面的风速(温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s,温度为20~23℃时取1.0~1.5 m/s); S:采面平均断面积。

3、按采面人数计算:

Q采=4N (m3/min)

4、按炸药量计算:

Q采=25A (m3/min)

式中25:为系数;A:为一次性爆破的最多炸药量

5、按风速进行校验:

15≤Q采≤240 (m/min)或0.25≤Q采≤4 (m/s)

式中15与0.25:为工作面最低风速(m/min)(m/s)

240与4:为工作面最高风速(m/min)(m/s)

例:某采面工作人数15人,一次性爆破炸药5kg,温度20度,瓦斯涌出量为1 m3/min,请问采面需风量是多少。

七:掘进工作面需风量的计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×KCH4 (m3/min)

式中KCH4:瓦斯涌出不均衡系数(取1.2~1.8)

2、按炸药量计算:

Q掘=25A (m3/min)

3、按人数计算:

Q掘=4N (m3/min)

4、按局扇吸风量计算+

Q掘=Q局+60VS

式中Q局:为局扇实际吸风量;V:为最低风量1.5m/s;S:断面积

5、按风速进行校验:

煤巷或半煤岩巷:15≤Q掘≤240(m/min)或0.25≤Q掘≤4 (m/s)

岩巷:9≤Q掘≤240(m/min)或0.15≤Q掘≤4 (m/s)

八、硐室风量取值(按经验选取)

1、机电硐室需风量:独立回风的机电硐室可取150~200 m3/min;

2、爆破材料库需风量:中小型取60~100 m3/min;

3、充电室需风量:100~200 m3/min

九、其他巷道的需风量计算

按下列方法分别进行计算,采用最大值

1、按瓦斯涌出量计算:

Q其他=100×q×KCH4 (m3/min)

2、按风速验算:

按最低风速验算取值:Q其他=9S(m3/min)S为断面面积

十、矿井有效风量率计算

矿井有效风量:是指矿井各独立用风地点的风量之和

矿井有效风量率=×100%

注:规程要求矿井有效风量率不低于85%

例:某矿有效风量是540 m3/min,主风机风硐面积4m2,风速为3m/s,矿井有效风量率符合规程规定吗?

十一、矿井漏风率计算

1、矿井外部漏风率=×100%

注:《规程》第121条规定:外部漏风率在无提升设备时不得超过5%;有提升设备时不得超过15%.

2、矿井内部漏风率=×100%

十二、等积孔的计算

A=1.19×

式中:1.19为系数;Q为矿井总风量(m3/s); h为矿井通风阻力(单位为帕Pa)十三、瓦斯积聚计算

瓦斯积聚:是指积聚的瓦斯浓度大于2%,体积≥0.5m3的现象。

Q积=SLC (m3)

例:某盲巷长200m,断面3m2 ,栅栏内侧1米处瓦斯浓度为3%,计算该盲巷浓度量。注:盲巷是指没有通风其长度大于6米的独头巷道。

十三、煤炭发热量的计算公式

关键词:煤炭发热量的计算公式

以煤工业分析结果,创立计算煤炭低位发热量新公式的原理与方法,不再详述。仅就实际应用的计算公式介绍如下:

1、计算烟煤低位发热量新公式

以焦耳表示的计算方式:

Qnet.ad=35859.9-73.7Vad-395.7Aad-702.0Mad+173.6CRC焦/克

或用卡制表示的计算式:

Qnet.ad=8575.63-17.63Vad-94.64Aad-167.89Mad+41.52CRC卡/克

Qnet.ad——分析基低位发热量;

Vad——分析基挥发分(%);

Aad——分析基灰分(%);

Mad——分析基水分(%);

CRC——焦渣特征。

2、计算无烟煤低位发热量新公式

以焦耳表示的计算方式:

Qnet.ad=34813.7-24.7Vad-382.2Aad-563.0Mad焦/克

或者以卡制表示的计算式:

Qnet.ad=8325.46-5.92Vad-91.41Aad-134.63Mad卡/克

如果有条件能测定H值,或者从固定用煤矿区取得矿区以往H值的平均值,用下式计算的无烟煤低位发热量结果精度更高。

以焦耳表示的计算式:

Qnet.ad=32346.8-161.5V ad-345.8Aad-360.3Mad+1042.3Had焦/克

或者用卡制表示的计算式:

Qnet.ad=7735.52-38.63V ad-82.70Aad-86.16Mad+249.27Had卡/克

3、计算褐煤低位发热量新公式

以焦耳表示的计算式:

Qnet.ad=31732.9-70.5Vad-321.6Aad-388.4Mad焦/克

或者用卡制表示的计算式:

Qnet.ad=7588.69-16.85V ad-76.91Aad-92.88Mad 卡/克

4、在水泥生产使用中,计算标准煤耗时,按上述公式计算的分析基低位发热量(Qnet.ad)用下式换算成应用煤低位发热量(Qnet.ar)后,再计算标准煤耗。

应用煤低位发热量计算公式

100-Mad100-Mar

Qnet.ar=Qnet.ad×─-23(Mar-Mad×─)焦/克

100-Mad100-Mad

十四、三量的划分和计算

(一)开拓煤量

在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量,并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量,即为开拓煤量。

计算公式:Q开=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K

式中:Q开——开拓煤量,t;

L——煤层两翼已开拓的走向长度,m;

h——采区平均倾斜长,m;

M——开拓区煤层平均厚度,m;

D——煤的视密度,t/m3

Q地损——地质及水文地质损失,t;

Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量,t;

K——采区采出率。

(二)准备煤量

在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上(下)山等掘进工程所构成的煤储量,并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后,即为准备煤量。

计算公式:Q准=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K

式中Q准——准备煤量,t;

L——采区走向长度,m;

h——采区倾斜长度,m;

M——采区煤层平均厚度,m。

在一个采区内,必须掘进的准备巷道尚未掘成之前,该采区的储量不应算作准备煤量。(三)回采煤量

在准备煤量范围内,按设计完成了采区中间巷道(工作面运输巷、回风巷)和回采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量,即只要安装设备后,便可进行正式回采的煤量。计算公式为:Q回=LhMDK

式中:Q回——回采煤量,t;

L——工作面走向可采长度,m;

h——工作面倾斜开采长度,m;

M——设计采高或采厚,m;

K——工作面回采率。

上述各煤量的计算公式,仅适用于较稳定煤层。若煤层不稳定,厚度变化较大时,应依具体情况划分块段分别计算煤储量后求和。

(四)三量开采期

1、三量可采期的规定

为了使资源准备在时间上可靠,经济上合理,煤炭工业技术政策对大、中型矿井原则规定的三量合理开采期为:

开拓煤量可采期3-5a以上;

准备煤量可采期1a以上;

回采煤量可采期4-6个月以上。

2、三量可采期的计算

三量可采期的计算公式分别为:

3、三量的合理可采期

影响三量合理开采期的因素有很多,主要有:

(1)矿井地质条件

(2)井型和采区布局

(3)开拓方式和开采方法

(4)机械化程度

(五)三量的统计与分析

为了及时掌握生产准备程度与采掘关系,应对三量的动态变化进行统计和分析。三量的统计与分析是通过绘制和填报相应的图、表、台帐及文字说明来完成的。其中主要有三量计算图、月末三个煤量动态报表、矿井(露天)期末三个煤量季(年)报表。

巷道毛断面计算公式

2.2m梯型棚毛断面计算公式: (2.2+0.1+3.2+0.1)× 2.4m梯型棚毛断面计算公式: (2.4+0.1+3.4+0.1)× 2.4m U型棚毛: π×(1.215+0.12+0.05)/2+(2.451+0.24+0.1+2.949+0.24+0.1)× 2.4m U型棚净: π×(1.315)/2+(2.650+3.200)× 2.6m U型棚毛: π×(1.315+0.12+0.05)/2+(2.650+0.24+0.1+3.200+0.24+0.1)× 2.6m U型棚净: π×(1.315)/2+(2.650+3.200)× 222.8m U型棚毛断面计算公式: π×(1.415+0.12+0.05)/2+(2.860+0.24+0.1+3.400+0.24+0.1)× 2.8m U型棚净断面计算公式: π×(1.415)/2+(2.860+3.400)× 3.8mU型棚毛断面计算公式: π×(1.915+0.12+0.05)/2+(3.881+0.24+0.1+4.422+0.24+0.1)×222222 3.6mU型棚毛断面计算公式: π×(1.815+0.12+0.05)/2+(3.477+0.24+0.1+4.064+0.24+0.1)×22巷道毛断面计算公式:

2.2m梯型棚(2.2+0.1+ 3.2+0.1)×2 2.6m U型棚π×(1.315+0.12+0.05)/2+(2.650+0.24+0.1+ 3.200+0.24+0.1)× π×(1.415+0.12+0.05)/2+(2.860+0.24+0.1+3.400+0.24+0.1)× π×(1.915+0.12+0.05)(3.881+0.24+0.1+4.422+0.24+0.1)×222 2.8m U型棚 3.8mU型棚

通风计算公式

. ... .. 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 . .. .c

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)ρ A:当空气湿度大于60%时 P(kg/m3) ρ=0. 461 T 当空气湿度小于60%时

ρ =0. 465T P (1-0.378 P P 饱 ?) (kg/m 3) 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 ρ =0. 003484 T P (kg/m 3) 当空气湿度小于60%时 ρ =0. 003484 T P (1-0.378P P 饱?) (kg/m 3) 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 (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

煤矿常用计算公式汇总审批稿

煤矿常用计算公式汇总

煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算: 1、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+×巷宽) 2、三心拱形面积=巷宽×(巷高+×巷宽) 3、梯形面积=(上底+下底)×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算: V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中:V表:计算出的表速; n:见表读数; t:测风时间(s) V真=a+ b×V表 式中:V真:真风速(扣除风表误差后的风速); a、b:为校正见表常数。 V平=K V真=()×V真÷S 式中:K为校正系数(侧身法测风时K=()/S,迎面测风时取); S为测风地点的井巷断面积 三、风量的测定: Q=SV 式中Q:井巷中的风量(m3/s);S:测风地点的井巷断面积(m2); V:井巷中的平均风速(m/s) 例1:某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s,问此巷道风量是多少。 例2:某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min,风速超限吗? 四、矿井瓦斯涌出量的计算: 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算(Q瓦)

Q 瓦=QC (m 3/min ) 式中Q :为工作面的风量;C :为工作面的瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度) 例:某矿井瓦斯涌出量3 m 3/min ,按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量(q 瓦) q 瓦=1440Q 瓦*N T (m 3/t ) 式中Q 瓦:矿井绝对瓦斯涌出量;1440:为每天1440分钟; N :工作的天数(当月); T :当月的产量 五、全矿井风量计算: 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q 矿=4NK (m 3/min ) 式中4:为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米;N :井下最多人数;K :系数(~) 2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q 矿=(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐…+∑Q 其他)×K 式中K :校正系数(取~) 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 采×K CH4 (m 3/min ) 式中100:为系数; q 采:采煤工作面瓦斯涌出量(相对); K CH4:瓦斯涌出不均衡系数(取~) 2、按采面气温计算:

通风量计算公式

通风量计算公式 Company number:【WTUT-WT88Y-W8BBGB-BWYTT-19998】

通风量的计算: 系统通风量=房间容积*换气次数 ◆通风系统设计要求: *当有害气体和蒸汽的密度比空气小,或在相反情况下但会形成稳定上升气流时,宜从房间上部地带排出所需风量的2/3,从下部地带排出1/3。 *当有害气体和蒸汽的密度比空气大,且不会形成稳定上升气流时,宜从房间上部地带排出所需风量的1/3,从下部地带排出2/3。 *进、排风口同侧时,排风口宜高于进风口6m,进、排风口在同侧同一高度时,水平距离不宜小于10m; *当排出有爆炸危险的气体或蒸汽时,其风口上缘距顶棚应小于。 *在整个控制空间内,尽量使室内气流均匀,减少涡流的存在,从而避免污染物在局部地区积聚。 ◆各场所每小时通风换气次数表:

◆各场所通风换气次数表: *厨房通风设计 公共建筑厨房通风量应按照设备散热、湿量和送、排风温差计算,同时要考虑排气罩最小风量和罩口风速,在不具备计算条件时按换气次数估算。进风量为排风量的80%~90%。 总排风量的65%由局部排气罩排出,35%由厨房全面换气排风口排出。 厨房通风换气次数: *汽车库通风设计 1.通风换气次数(汽车为单层停放)计算换气量时,层高大于3m按3m计算 2.按停车数量(汽车有双层停放)进风量一般为排风量的80~85% 地下汽车库面积超过2000㎡时,应设机械排烟系统,排风量按6次/h换气计算。

车库的进、排风机宜采用多台并联或变频风机,结合排烟系统可采用双速排烟风机。 通风管道和通风设备内的推荐风速 m/s

变电站设备用房通风量计算

全面排风消除室内余热的通风量计算公式: 0.28av Q L c t ρ=??(1) L——通风换气量(m 3/h ); Q——室内显热发热量(W ); t p ——室内排风设计温度(℃); t s ——送风温度(℃); 1、主变 (油浸式不考虑散热器)主变散热量:74kW (单台容量) 送风温度取夏季通风室外计算温度:26.6℃,空气密度1.179kg/m 3; 进风与排风温差不超过15℃,且夏季排风温度不超过45℃,故取排风设计温度:40℃,空气密度1.128kg/m 3; 平均密度:1.1535kg/m 3 代入式(1): 37400016928.95m /h 0.28 1.1535 1.01(4026.6) L ==???-事故排风换气次数:10次/h ,单个主变容积2244m 3,则事故排风量:22440m 3/h;风机选型: 每个主变压器室选用2台屋顶轴流风机,单台风机风量(考虑10%的余量):按照事故风量选型。 风机性能参数:12900m 3/h ,全压115Pa ,功率0.75Kw ,噪音65dB (RASNo.800,转速560) 风机重量:109kg 。 屋顶留洞:870mm*870mm ,基础高度300mm ,风机底座1030x1030 风机共6台,每个主变压器室屋顶设两台。 进风百叶面积(每个主变): 室外平均风速:3.5m/s ,总风量22440m 3/h ,50%遮挡系数,则进风百叶总面积: 3.56m 21000*2000(2个) 2、站用变 散热量:8.662kW 各设计参数同主变; 386621981.6m /h 0.28 1.1535 1.01(4026.6) L ==???-事故排风换气次数:10次/h ,单个主变容积306.25m 3,则事故排风量: 3062.5m 3/h ;风机选型: 每个站用变用1台屋顶轴流风机,按事故排风量选型,单台风机风量(10%余量):3368.75m 3/h 。 风机性能参数:4300m 3/h ,全压91Pa ,功率0.25kW ,噪音57dB ,,转速720。屋顶留洞:570mm*570mm ,基础高度300mm ,风机底座705x705,(RASNo.500,

通风计算公式

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。 月9年2005 者编 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 P3 (kg/m) =0. 461 ?T时60%当空气湿度小于 ?PP3) (1-0.378 (kg/m) =0. 465饱?TP P~大气压力(mmHg) T~空气的绝对温度(K) ~空气相对湿度(%) ?P~水蒸气的饱和蒸气压(mmHg)饱B:当空气湿度大于60%时P3) (kg/m =0. 003484 ?T当空气湿度小于60%时 ?PP3) =0. 003484 (kg/m(1-0.378) 饱?TP P~大气压力(pa) T~空气的绝对温度(K) ~空气相对湿度(%) ?P~水蒸气的饱和蒸气压(pa)饱2、井巷断面(S) A:梯形及矩形断面 2) (m b S=H×B:三心拱 2) (m S= b×(h+0.26b)

矿井通风设计及风量计算方法

矿井通风设计施工时的基本原则和要求

通风系统合理可靠的含义

通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》第一百零三条:“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法,至少每5年修订1次”,要求,根据《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006)、《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056-2008),结合本矿开采的实际情况,制定本办法。 一、全矿井需要风量的计算 全矿井总进风量按以下两种方式分别计算,并且必须取其最大值: 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量: Q 矿进=4×N×K 矿通 (m3/min) 式中:Q 矿进 ——矿井总进风量,m3/min; 4——每人每分钟供给风量,m3/min.人; N——井下同时工作的最多人数,人; K 矿通——矿井通风需风系数(抽出式取K 矿通 =~)。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量: 按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算: Q 矿进=(∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 )×K 矿通 (m3/min) 式中:∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min; ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min; ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和,m3/min; ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和,m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数(抽出式K 矿通 取~)。 二、采煤工作面需要风量 按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算: ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i (m3/min) 式中:∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min; Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量,m3/min; Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量,m3/min。 每个采煤工作面实际需要风量,按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。有符合规定的串联通风时,按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算: Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 (m3/min)

巷道断面设计、爆破说明书及爆破图表编制

巷道断面设计、爆破说明书及爆破图表编制 学生姓名: 学院: 专业班级: 专业课程: 指导教师: 2014年 5 月30 日

《井巷工程》课程设计任务书 题目: 某煤矿年设计生产能力90万t吨,为瓦斯矿井,采用立井多水平开拓方式,采用中央分列式通风,井下最大涌水量为450m3/h. 第二水平东运输大巷长度1600m,服务年限为25年;通过的流水量为 220 m3/h ,风量为 34m3/s ;采用XK8-9/132A蓄电池式电机车,牵引3.0 t矿车运输。巷道内铺设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管。设计的大巷穿过中等稳定岩层,岩石坚固性系数f=4~6。该矿实行“三八”工作制,计划月进尺140m,每月实际工作30d,掘支平行作业,每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9,炮眼利用率为0.9。 设计内容: 1、选择合适的巷道断面形状。 2、设计双轨直线段的巷道断面。确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长,并进行风速校核。选择合适的支护方式,确定支护参数。最后确定巷道的掘进断面尺寸。 3、布置巷道内水沟和管线。 4、计算巷道掘进工程量和材料消耗量。 5、绘制巷道断面施工图,编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗表。 6、根据设计的断面图,编制爆破作业图表。包括爆破原始条件,三个方向的炮眼布置图、装药量及起爆顺序、预期爆破效果表。 设计要求: 1、在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使设计成果达到较高水平。 2、要通过计算确定的,必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的,请说明确定理由。设计参照依据:《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》东兆星等. 3、说明书用稿纸手写(或打印),要求字迹工整,内容完整,表格要用统一编号和表头。图纸绘制用CAD,绘图比例用1:50,纸型为A4。图纸格式要求按示例一,示例二;线型、线宽及图例,参照采矿设计手册采矿制图部分要求。 4、提交的设计成果包括:设计说明书及有关图纸(巷道断面施工图,炮眼布置图)

煤矿巷道及通风计算公式

煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算: 1、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+0、39×巷宽) 2、三心拱形面积=巷宽×(巷高+0、26×巷宽) 3、梯形面积=(上底+下底)×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算: V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中:V表:计算出得表速;n:见表读数;t:测风时间(s) V真=a+ b×V表 式中:V真:真风速(扣除风表误差后得风速); a、b:为校正见表常数。 V平=KV真=(S-0、4)×V真÷S 式中:K为校正系数(侧身法测风时K=(S—0、4)/S,迎面测风时取1、14);S为测风地点得井巷断面积 三、风量得测定: Q=SV 式中Q:井巷中得风量(m3/s);S:测风地点得井巷断面积(m2);V:井巷中得平均风速(m/s) 例1:某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s,问此巷道风量就是多少。 例2:某煤巷掘进断面积3m2,风量36m3/min,风速超限吗? 四、矿井瓦斯涌出量得计算: 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算(Q瓦) Q瓦=QC(m3/min) 式中Q:为工作面得风量;C:为工作面得瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度)例:某矿井瓦斯涌出量3 m3/min,按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量(q瓦) q瓦= (m3/t) 式中Q瓦:矿井绝对瓦斯涌出量;1440:为每天1440分钟; N:工作得天数(当月);T:当月得产量 五、全矿井风量计算: 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q矿=4NK (m3/min) 式中4:为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米;N:井下最多人数;K:系数(1、2~1、5) 2、按独立通风得采煤、掘进、硐室及其她地点实际需要风量得总与计算 Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其她)×K 式中K:校正系数(取1、2~1、8) 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q采=100×q采×KCH4(m3/min) 式中100:为系数;q采:采煤工作面瓦斯涌出量(相对); KCH4:瓦斯涌出不均衡系数(取1、4~2、0)

隧道通风方案通风计算

蒙河铁路屏边隧道斜井 通风方案 1、工程概况 屏边隧道全长10381m,进口里程DⅡK60+875,出口里程DIK71+256,为单线隧道,设计为单面下坡,坡度分别为-20.2‰(坡长9025m)、-10‰(坡长650m)及-1‰(坡长706m),最大埋深660m。 屏边斜井位于隧道线路右侧,斜井与正洞隧道中心线交汇点里程为D ⅡK66+300,斜井与线路中线蒙自方向夹角80°,井口里程为XDK1+218,水平长度1218m,综合坡度为85‰。本斜井采用无轨单车道运输,断面净空尺寸5.6m(宽)×6.0m(高)。斜井施工任务为斜井1218m (XDK0+000~XDK1+218),平导1735.29m(PDK66+294.71~PDK68+030),辅助正洞4165m(DⅡK63+835~DⅡK68+000),其中出口方向为1700m(DⅡK66+300~DⅡK68+000),进口方向2465m (DⅡK63+835~DⅡK66+300)。 2、通风控制条件 隧道在整个施工过程中,作业环境应符合下列卫生及安全标准: 隧道内氧气含量:按体积计不得小于20%。 粉尘允许浓度:每立方米空气中含有10%以上游离二氧化硅的粉尘为2mg;含有10%以下游离二氧化硅的水泥粉尘为6mg;二氧化硅含量在10%以下,不含有毒物质的矿物性和动植物性的粉尘为10mg。 有害气体浓度:一氧化碳不大于30mg/m3,当施工人员进入开挖面检查时,浓度为100mg/m3,但必须在30min内降至30mg/m3;二氧化碳按体积计不超过0.5%;氮氧化物(换算为NO2)5mg/m3以下。洞内温度:隧道内气温不超过28℃,洞内噪声不大于90dB。

全面通风量公式推导

(1)室内存在有害物发散源(The Source of Harmful Contaminant Existed Indoor) ① 排放模型及微分方程(Exhaust Model and Differential Equation ) 为分析室内空气中有害物质浓度与通风量之间的关系,先研究一种理想的情况,假设有害物在室内均匀散发(室内空气中有害物浓度分布是均匀的)、有害物质散发出来后立即散布于整个室内、稀释过程处于稳定状态(即通风时间足够长)、送风气流和室内空气的混合在瞬间完成、送排风气流是等温的。在这种假设条件下,建立如图2-8所示的室内有害物排放模型,在体积为V f 的房间内,有害物源每秒钟散发的有害物量为x ,通风系统开动 前室内空气中有害物浓度为y 1,通风风量为L(m 3/s),入风的有害物浓度为y 0(g/m 3),排风的有害物浓度为y(g/m 3)。室内得到的有害物量与从室内排出的有害物量之差应等于房 间内增加(减少)的有害物量,即: y V Lyd x Ly f d d d 0=-+τττ (2-1) 式中:L ——全面通风量,m 3/s; y 0——送风空气中有害物浓度,g/m 3; x ——有害物散发量,g/s y ——在某一时刻室内空气中有害物的浓度,g/m 3 V f ——房间的体积, m 3 ; d τ——某一段无限小的时间间隔,s dy ——在d τ时间内房间内浓度的增量,g/m 3 。 ② 排放微分方程式的求解(The Solution of Exhaust Differential Equation) 式(2-1)称为全面通风的排放基本微分方程式。它反映了任何瞬间室内空气中有害物浓度y 与全面通风量L 之间的关系。对式(2-1)进行变换得: Ly x Ly dy V d f -+= 0τ (2-2) 由于常数的微分为零,式(2-2)可改写为: 00d ()d 1f Ly x Ly V L Ly x Ly τ+-=- ?+- (2-3) 如果在τ秒钟内,室内空气中有害物浓度从y l 变化到y 2,那么 图2-8室内有害物排放模型 Fig 2-8 Exhaust model of harmful contaminant existing indoor

巷道断面测量方法综述

巷道断面测量方法综述 摘要目前国内测量巷道断面常是通过测量高、宽,然后按照不同断面形状套用公式,进行近似计算,这种方法测出来的断面面积有较大的误差。介绍长期以来煤矿中使用的各种测量方法,希望为断面测量设计带来新的思路。 关键词巷道断面;测量 0引言 巷道断面测量是通风阻力测算的重要一环,其误差直接影响到通风阻力的误差。所以在有条件的情况下我们应尽量使其测得精确量。巷道断面的测量方式虽然已从人工测量发展到机械测量,从接触式测量发展到非接触式测量,从不精确的估算发展到精确的测量,但是现在煤矿还是常用皮尺进行粗略的测量,原因是还没有一种既精确又方便携带价格低廉的测量工具。 1接触式测量 1.1基于计算通式的巷道断面测量 拱形巷道包括半圆拱、三心拱、任意三心拱和圆弧拱巷道。半圆拱、三心拱巷道断面积的计算公式王保礼在1989年《矿山技术》上推导出来。任意三心拱和圆弧拱巷道断面积的计算公式,由玉石洼铁矿的王致远、王立志在1995年第五期《冶金矿山设计与建设》上推导出来。 1.2面积微分法的接触式测量 1995年骆庆中在《煤矿安全》第五期上介绍了一种简便测量巷道断面积的仪器。仪器的原理是将整个巷道断面化分为若干个三角形断面,通过计算所有三角形面积之和来求得整个巷道断面积。整个仪器由可调顶梁、可伸缩测杆和刻度盘组成如图1。 图1 使用时,先将顶梁旋钮旋转,使整个仅器固定在巷道中间位置(且与被测断面重合);然后将可伸缩测量杆绕轴心“O”点旋转,使其指向刻度盘上的零度;伸长测量杆使其顶端与巷道壁接触,此时,沿测杆测出轴心“O”点与巷道壁之间的距离L1。测完后,收缩并顺时针旋转测量杆,旋转角度为(为能整除360的因数,即n=360);再伸长测量杆井用同样的方法测出轴心“O”到巷壁的距离L2,以此类推,可以得到。根据已知三角形两边边长及其夹角的三角形面积,计算公式为:然后,我们就可以推算出该被测巷道断面积为: 2非接触是测量

矿井通风阻力计算方法

矿井通风阻力 第一节通风阻力产生的原因 当空气沿井巷运动时,由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力,它是造成风流能量损失的原因。 井巷通风阻力可分为两类:摩擦阻力(也称为沿程阻力)和局部阻力。 一、风流流态(以管道流为例) 同一流体在同一管道中流动时,不同的流速,会形成不同的流动状态。当流速较低时,流体质点互不混杂,沿着与管轴平行的方向作层状运动,称为层流(或滞流)。当流速较大时,流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化,成为互相混杂的紊乱流动,称为紊流(或湍流)。(降低风速的原因) (二)、巷道风速分布 由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响,井巷断面上风速分布是不均匀的。 在同一巷道断面上存在层流区和紊区,在贴近壁面处仍存在层流运动薄层,即层流区。在层流区以外,为紊流区。从巷壁向巷道轴心方向,风速逐渐增大,呈抛物线分布。 巷壁愈光滑,断面上风速分布愈均匀。 第二节摩擦阻力与局部阻力的计算 一、摩擦阻力 风流在井巷中作沿程流动时,由于流体层间的摩擦和流体与井巷壁面之间的摩擦所形成的阻力称为摩擦阻力(也叫沿程阻力)。 由流体力学可知,无论层流还是紊流,以风流压能损失(能量损失)来反映的摩擦阻力可用下式来计算: H f =λ×L/d×ρν2/2pa λ——摩擦阻力系数。 L——风道长度,m

d——圆形风管直径,非圆形管用当量直径; ρ——空气密度,kg/m3 ν2——断面平均风速,m/s; 1、层流摩擦阻力:层流摩擦阻力与巷道中的平均流速的一次方成正比。因井下多为紊流,故不详细叙述。 2、紊流摩擦阻力:对于紊流运动,井巷的摩擦阻力计算式为: H f =α×LU/S3×Q2 =R f×Q2pa R f=α×LU/S3 α——摩擦阻力系数,单位kgf·s2/m4或N·s2/m4,kgf·s2/m4=9.8N·s2/m4 L、U——巷道长度、周长,单位m; S——巷道断面积,m2 Q——风量,单位m/s R f——摩擦风阻,对于已给定的井巷,L,U,S都为已知数,故可把上式中的α,L,U,S 归结为一个参数R f,其单位为:kg/m7 或N·s2/m8 3、井巷摩擦阻力计算方法 新建矿井:查表得α→h f→R f 生产矿井:已测定的h f→R f→α,再由α→h f→R f 二、局部阻力 由于井巷断面,方向变化以及分岔或汇合等原因,使均匀流动在局部地区受到影响而破坏,从而引起风流速度场分布变化和产生涡流等,造成风流的能量损失,这种阻力称为局部阻力。由于局部阻力所产生风流速度场分布的变化比较复杂性,对局部阻力的计算一般采用经验公式。 1、几种常见的局部阻力产生的类型: (1)、突变 紊流通过突变部分时,由于惯性作用,出现主流与边壁脱离的现象,在主流与边壁之间形成涡漩区,从而增加能量损失。

通风网络解算

第五章通风网路中风量的分配 一、教学内容: 1、矿井通风网路图的相关术语; 2、矿井通风网路图的绘制; 3、矿井通风网路的基本形式与特性; 4、风量分配基本定律; 5、复杂通风网路解算方法及计算机解算通风网路软件介绍。 二、重点难点: 1、矿井通风网路图的绘制原则与方法; 2、矿井通风网路的基本形式与特性; 3、风量分配基本定律。 三、教学要求: 1、了解矿井通风网路图的相关术语; 2、了解复杂通风网路解算方法及计算机解算通风网路软件应用; 3、掌握矿井通风网路图的绘制方法; 4、掌握矿井通风网路的基本形式与特性(串联、并联、角联); 5、掌握风量分配基本定律。

第一节通风网路及矿井通风网路图 一、通风网路的基本术语和概念 1.分支 分支是指表示一段通风井巷的有向线段,线段的方向代表井巷风流的方向。每条分支可有一个编号,称为分支号。如图5-1中的每一条线段就代表一条分支。用井巷的通风参数如风阻、风量和风压等,可对分支赋权。不表示实际井巷的分支,如图5-1中的连接进、回风井口的地面大气分支8,可用虚线表示。 图5-1 简单通风网路图 2.节点 节点是指两条或两条以上分支的交点。每个节点有唯一的编号,称为节点号。在网路图中用圆圈加节点号表示节点,如图5-1 中的①~⑥均为节点。 3.回路 由两条或两条以上分支首尾相连形成的闭合线路,称为回路。单一一个回

路(其中没有分支),该回路又称网孔。如图5-1 中,1-2-5-7-8、2-5-6-3和4-5-6等都是回路,其中4-5-6是网孔,而2-5-6-3不是网孔,因为其回路中有分支4。 4.树 由包含通风网路图的全部节点且任意两节点间至少有一条通路和不形成回路的部分分支构成的一类特殊图,称为树;由网路图余下的分支构成的图,称为余树。如图5-2所示各图中的实线图和虚线图就分别表示图5-1的树和余树。可见,由同一个网路图生成的树各不相同。组成树的分支称为树枝,组成余树的分支称为余树枝。一个节点数为m,分支数为n的通风网路的余树枝数为n -m+1。 图5-2 树和余树 5.独立回路

矿井通风网络的解算

矿井通风网络的解算 摘要:矿井通风是矿山生产的重要环节之一。安全、可靠、经济、实用的矿井通风系统对保证井下安全生产具有重要的意义。随着计算机技术的飞速发展,现有的通风软件存在功能比较单一,针对这种情况,本文以Visual C++6.0为开发工具、SQL Server2000为后台数据库,进行了矿井通风网络解算的研究。 关键词:通风系统,网络解算 1.引言 矿井通风是矿山生产的一个重要环节。安全、可靠、经济、实用的矿井通风系统,对保证井下安全生产具有重要意义。煤矿生产过程的瓦斯爆炸、煤尘爆炸、矿井火灾、有毒气体窒息等灾害的发生都与矿井通风有直接关系[1]。可以说通风状况的好坏直接影响工人的安全、健康和劳动效率,直接关系到煤矿的安全生产、经济效益和可持续发展。 随着煤矿产量增加,开采深度加大和机械化程度提高,需要加大风量,形成多进风井、多回风井的复杂通风系统。如果矿井通风管理跟不上,事故隐患不能及时发现,矿井通风安全事故将会不断发生。不但严重危害职工的健康和生命安全,而且破坏正常的通风系统,使安全生产无法正常进行。因此,开展矿井通风网络解算、调节与评价的一体化系统研究,对保障矿井安全生产具有十分重要的理论意义和应用价值。 2.矿井通风网络的建模研究 2.1流体网络建模 数学模型是程序算法设计的灵魂。能否选取恰当的方法,并建立起准确而全面的数学模型,是软件设计成功与否的决定性因素。 ①数学模型 对复杂的对象或系统进行计算或仿真时,首先要建立它的数学模型。所谓数学模型就是由一系列数学方程(包括代数方程、微分方程)描述系统的每一个具体过程,最终组成一个联立方程组。数学模型比较抽象,但它可以比较全面地反映一个复杂系统的性质。当对一个系统的内部机理比较清楚时,就可以利用数学模型对其进行进一步的研究。数学模型又可分为静态数学模型和动态数学模型。②静态数学模型 静态数学模型用来描述系统在稳定状态或平衡状态下各种输入变量与输出变量之间的关系。静态数学模型主要用于设计计算和校核计算,一般要求具有较高的精度。 ③动态数学模型 动态数学模型用来描述系统在不稳定状态下各种变量随时间的变化关系。当系统从一个稳定状态变化到另一个稳定状态时,哪些参数会发生变化,其变化的速度及变化过程如何,这些都属于动态数学模型要解决的问题。 矿井通风网络建模一般都采用动态数学模型。为了程序设计的简单、方便,在建模时往往进行许多的简化以使动态数学模型及其计算不至于过分复杂。这样,由动态数学模型所得的计算结果的误差往往大于静态数学模型的误差。 由于矿井的通风系统都是由具有复杂的网络拓扑结构的巷道组成,这就给人们的建模带来了许多困难。 传统的建模方法大部分都是针对具体的系统结构编制计算程序,系统的藕合关系处于模型程序的各个地方。所建模型虽然精度比较高,能与现场实际过程很

排烟系统计算公式

排烟系统计算公式 001/已知排烟风机风量是22000CMH,275Pa,3Kw,排烟口为2个,尺寸是1000*500,请问风口风速是多少? 2011-10-31 17:06qinge_2003 | 分类:工程技术科学| 浏览2356次 如果换成800*500风口,风速相差多少呢? 我有更好的答案 分享到: 举报| 2011-11-01 18:00网友采纳 风口风速为:22000÷3600÷2÷0.5(风口面积)=6.11m/s,如果换成800*500,则为22000÷3600÷2÷0.4(风口面积)=7.64m/s P=Q*p/(3600η1*η2*1000) 003/Q=3600A·v Q——风量吗,单位:m3/h;

A——风管截面积,单位:㎡; v——管内风速,单位:m/s。 004/知道了风机的风量和风口怎么计算风管的大变小以及长度2013-12-21 14:18137****5107 | 分类:数学| 浏览495次如:风机是37kw/29000~37000的风量、吸风口是直径550,主管道的总是50米,有37个直径120吸风口!550的吸风口要变多大的管道?变多少节才能保证120的吸风口的风量一样?求解(写公式、一定要说明公式的符号代表什么?、举例) 我有更好的答案 分享到: 2013-12-21 16:36提问者采纳 Q=3600A·v Q——风量吗,单位:m3/h; A——风管截面积,单位:㎡; v——管内风速,单位:m/s。 3600——小时(h)和秒(s)的换算常数。 不知道你的系统是用来做什么的!如果是通风(消防排风、送风,油烟排风),主风管风速一般取8~12m/s,支管风速一般取6~8m/s;如

矿井通风阻力计算方法

矿井通风阻力 第一节通风阻力产生的原因当空气沿井巷运动时,由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力,它是造成风流能量损失的原因。 井巷通风阻力可分为两类:摩擦阻力(也称为沿程阻力)和局部阻力。 一、风流流态(以管道流为例)同一流体在同一管道中流动时,不同的流速,会形成不同的流动状态。当流速较低时,流体质点互不混杂,沿着与管轴平行的方向作层状运动,称为层流(或滞流)。当流速较大时,流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化,成为互相混杂的紊乱流动,称为紊流(或湍流)。(降低风速的原因) (二)、巷道风速分布 由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响,井巷断面上风速分布是不均匀的。在同一巷道断面上存在层流区和紊区,在贴近壁面处仍存在层流运动薄层,即层流区。在层流区以外,为紊流区。从巷壁向巷道轴心方向,风速逐渐增大,呈抛物线分布。 巷壁愈光滑,断面上风速分布愈均匀。 第二节摩擦阻力与局部阻力的计算 一、摩擦阻力风流在井巷中作沿程流动时,由于流体层间的摩擦和流体与井巷壁面之间的摩擦所形成的阻力称为摩擦阻力(也叫沿程阻力)。 由流体力学可知,无论层流还是紊流,以风流压能损失(能量损失)来反映的摩擦阻力可用下式来计算: 2 H = λ×L/d ×ρν/2 Pa λ——摩擦阻力系数。 L ---- 风道长度,m d――圆形风管直径,非圆形管用当量直径;

空气密度,kg/m3 断面平均风速,m/s; 1、层流摩擦阻力:层流摩擦阻力与巷道中的平均流速的一次方成正比。因井下多为紊流,故不详细叙述。 2、紊流摩擦阻力:对于紊流运动,井巷的摩擦阻力计算式为: H = α ×LU∕S3×Q2 =R f ×Q2 Pa 3 R f=α× LU∕S3 α --- 摩擦阻力系数,单位kgf ?s2∕m4或N ? s7m4, kgf ?s7m4=9.8N ? s7m4 L、U――巷道长度、周长,单位m S—巷道断面积,m Q ---- 风量,单位m/s R ——摩擦风阻,对于已给定的井巷,L,U S都为已知数,故可把上式中的α, L, U, S归结为一个参数R,其单位为:kg∕m7或N ?s7m8 3、井巷摩擦阻力计算方法 新建矿井:查表得α→ h f → R f 生产矿井:已测定的h f → R f → α, 再由α→ h f → R f 二、局部阻力 由于井巷断面,方向变化以及分岔或汇合等原因, 使均匀流动在局部地区受到影响而破坏, 从而引起风流速度场分布变化和产生涡流等,造成风流的能量损失,这种阻力称为局部阻力。由于局部阻力所产生风流速度场分布的变化比较复杂性,对局部阻力的计算一般采用经验公式。 1、几种常见的局部阻力产生的类型: (1)、突变紊流通过突变部分时,由于惯性作用,出现主流与边壁脱离的现象,在主流与边壁之间形成涡漩区,从而增加能量损失。 (2)、渐变 主要是由于沿流动方向出现减速增压现象, 在边壁附近产生涡漩。因为压差

通风阻力 计算公式汇总

1、 巷道几何参数的测算 (1)梯形: 断面积 SL=H L *B L 周长 U L (2) 半圆拱: 断面积 S L =(H L -0.1073B L )*B L 周长 U L =3.84* (3)三心拱: 断面积 S L =(HL-0.0867B L )*B L 周长 U L (4)圆形: 断面积 S L =π*R 2 周长 U L =2*π*R (5)矩形: 断面积 S L = H L * B L 周长 U L =2*(H L +B L ) 式中: S L —巷道断面面积,m 2 U L —巷道断面周长,m ; H L —巷道断面全高,m ; B L —巷道断面宽度或腰线宽度,m ; R —巷道断面圆半径,m ; π—圆周率,取3.14159。 以上有关参数均通过实测获取,而巷道各分支长度由地测部门提供。 2、 巷道内风量的计算 (1)两测点之间巷道通过的风量按如下原则确定: Q=(Q i +Q i+1)/2 , m 3/min (2)井巷内风量、风速按以下公式计算: Q L =S L *V L , m 3/min V L =((S-0.4)/S )*(a X+ b ) , m 3/min 式中: Q L --井巷内通过的风量,m 3/min ; S L (S )--井巷断面面积,m 2 V L --井巷内平均风速,m/min X —表风速,m/min a 、 b —风表校正系数 3 井巷内空气密度的计算 湿空气密度用下列公式计算: i b i=d 0.0348(Pi 0.379P )273.15+t ?-ρ , kg/ m 3 式中:i ρ—测点i 处湿空气密度(i ?≠0), kg/ m 3 Pi --测点i 处空气的绝对静压(大气压力),Pa ; d t --测点i 处空气的干温度,℃; i ?--测点i 处空气的相对湿度,%; P b —测点i 处d t 空气温度下的饱和水蒸气压力,Pa 。

通风阻力计算公式汇总

通风阻力计算公式汇总

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1、 巷道几何参数的测算 (1)梯形: 断面积 SL=H L *B L 周长 U L =4.16*L S (2) 半圆拱: 断面积 S L =(H L -0.1073B L )*B L 周长 U L =3.84*L S (3)三心拱: 断面积 S L =(HL-0.0867B L )*B L 周长 U L =4.10*L S (4)圆形: 断面积 S L =π*R 2 周长 U L =2*π*R (5)矩形: 断面积 S L = H L * B L 周长 U L =2*(H L +B L ) 式中: S L —巷道断面面积,m 2 U L —巷道断面周长,m ; H L —巷道断面全高,m ; B L —巷道断面宽度或腰线宽度,m ; R —巷道断面圆半径,m ; π—圆周率,取3.14159。 以上有关参数均通过实测获取,而巷道各分支长度由地测部门提供。 2、 巷道内风量的计算 (1)两测点之间巷道通过的风量按如下原则确定: Q=(Q i +Q i+1)/2 , m 3/min (2)井巷内风量、风速按以下公式计算: Q L =S L *V L , m 3/min V L =((S-0.4)/S )*(a X+ b ) , m 3/min 式中: Q L --井巷内通过的风量,m 3/min ; S L (S )--井巷断面面积,m 2 V L --井巷内平均风速,m/min X —表风速,m/min a 、 b —风表校正系数 3 井巷内空气密度的计算 湿空气密度用下列公式计算: i b i=d 0.0348(Pi 0.379P )273.15+t ?-ρ , kg/ m 3 式中:i ρ—测点i 处湿空气密度(i ?≠0), kg/ m 3 Pi --测点i 处空气的绝对静压(大气压力),Pa ; d t --测点i 处空气的干温度,℃;

例题 巷道断面设计

巷道断面设计示例 例题某煤矿,年设计能力为60万吨,低沼气矿井,中央分列式通风,井下最大涌水量为320米3/小时。通过该矿第一水平东翼运输大巷的流水量为160米3/小时,采用ZK7-6/250架线式电机车牵引1.5吨矿车运输,该大巷穿过中等稳定的岩层,岩石坚固性系数f=4~6,需通过的风量为28米3/秒。巷道内敷设一趟200毫米的压风管和一趟100毫米的水管。试设计运输大巷直线段的断面。 解: (一)选择巷道断面形状 年产60万吨矿井的第一水平运输大巷,一般服务年限在15年以上,采用600毫米轨距双轨运输的大巷,其净宽在3米以上,又穿过中等稳定的岩层,故选用钢筋砂浆锚杆与喷射混凝土支护,半圆拱形断面。选择74页,表5-14中公式计算。 (二)确定巷道断面尺寸 1、确定巷道净宽度B 查65页,表5-1知ZK7-6/250电机车宽A1=1060毫米、高h=1550

毫米;1.5吨矿车宽1050毫米、高1150毫米。选较大的电机车宽A1=1060毫米、高h=1550毫米。 根据《煤矿安全规程》并参照标准设计,取巷道人行道宽C=840毫米、非人行道一侧宽a=400毫米。又查66页,表5-3知本巷双轨直线段,中线距b=1200毫米,则两电机车之间距离为: 1200-(1060/2+1060/2)=140毫米<200毫米,应取中线距b=1300毫米。 故巷道净宽度 B=a1+b+c1=(400+1060/2)+1300+(1060/2+840) =930+1300+1370=3600毫米 2、确定巷道拱高h0 半圆拱形巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800毫米。半圆拱半径R=h0=1800毫米。 3、确定巷道壁高h3

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