云南省煤矿通风能力核定报告75页.doc

云南省煤矿通风能力核定报告目 录第一章概述1第二章 煤矿概况4第一节 自然属性4第二节 矿井建设情况12第三节 矿井生产现状13第三章 矿井通风概况19第一节 矿井通风方法和通风方式19第二节 矿井主扇担负区域的采区情况23第四章矿井需要风量计算28第一节 矿井需要风量的计算原则28第二节 采煤工作面实际需要风量的计算28第三节 掘进工作面实际需要风量的计算39第四节 硐室实际需要风量的计算48第五节 其他用风巷道实际需要风量计算50第六节 矿用防爆柴油机车实际需要风量的计算51第七节 矿井需要总风量的确定52第五章 矿井通风能力核定计算53第一节 总体核算法53第二节 综合系数计算56第六章 矿井通风能力验证62第一节 矿井通风动力验证62第二节 矿井通风网络能力验证63第三节矿井用风地点有效风量验证64第四节 矿井稀释瓦斯能力验证65第七章 煤矿通风能力核定结果68第八章 问题与建议70云南煤矿安全技术中心 通风能力核定第一章 概述第一节 通风能力核定对象和范围 一、通风能力核定对象xx县xx镇xx煤矿。二、通风能力核定范围核定对象为全省行政区域内具有完整独立通风系统的合法生产煤矿矿井，具体核定范围为：（一）正常生产煤矿矿井；（二）改建、扩建、技术改造煤矿矿井的正常生产系统；（三）竣工验收前的新建、改建、扩建、技术改造煤矿矿井。第二节 通风能力核定依据根据煤炭法、安全生产法、煤矿安全规程的相关规定，并结合设计方案及安全专篇等确定矿井原煤生产规模。坚持以风定产，杜绝超通风能力生产现象和超负荷运转。优化通风系统和通风设施，减少漏风，提高有效风量，改善井下空气及气候条件，预防事故发生，受该矿委托，特组织专业人员对该矿进行通风能力核定。（一）核定依据1、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（第446号令）2、云南省煤矿安全生产监督管理局关于开展2011年度全省煤矿矿井通风能力核定工作的通知（云煤监管201113号）3、煤矿通风能力核定标准（aq1056-2008）。4、煤矿安全规程（2011年）。5、云南省煤矿矿井通风能力核定实施办法6、xx县xx镇xx煤矿委托云南煤矿安全技术中心为该矿进行通风能力核定的委托书。（二）核定工作的简要过程受xx县xx镇xx煤矿委托，云南煤矿安全技术中心组织专业技术组对xx县xx镇xx煤矿进行通风能力核定，于2011年7月2日2011年7月3日对该矿进行现场调查和资料核实。核查人员按照aq 1056煤矿通风能力核定标准，通过现场实地测定，查验相关资料，统计分析，科学计算，对xx县xx镇xx煤矿进行了通风能力核定。（三）基础资料文件1、采掘工程平面图、通风系统图、矿井井上下对照图、巷道布置图、井上下供电系统图、瓦斯抽放系统图、压风系统图、主要通风机供电系统图、安全监控系统图等；2、煤矿合法有效“六证”；3、矿井瓦斯等级鉴定证书（鉴定报告）、矿井煤层突出性鉴定报告；4、煤矿当月（上月）和上年度通风月报、旬报及瓦斯日报表（监控系统报表）、主要通风机运行记录、瓦斯抽放系统运行及相关参数记录；5、上年度（本年）矿井反风演习报告；6、矿井上三年度产量统计表、或者近三个月产量统计，上年度矿井正常生产、停产相关统计资料；7、矿井当月和上年度的配风计划（通风设计）；8、矿井年度生产计划（采掘接替计划）、后三年内采掘安排；9、煤矿提供的资料真实性承诺书；10、通风能力核定委托书；11、上年度事故统计资料；12、采煤工作面、掘进工作面的作业规程；13、矿井开发利用方案（采区设计、矿井初步设计）、开采现状说明书；14、通风机性能检测报告（通风机机电检测报告）；15、煤矿企业对核定结果意见和委托送审申请书。 73- -第二章 煤矿概况第一节 自然属性一、地理交通位置xx县xx镇xx煤矿位于xx县城以南xx矿区十井田南部，属xx镇管辖，北有公路通至xx，接xx至xx主干线，距xx县城48公里，南可经xx至xx，路程122公里，交通较方便。附：交通位置图（图1-1）地理坐标：东经10415091041558， 北纬 252507252554。图1-1 矿井交通位置示意图二、井田范围云南省曲靖市xx县xx镇xx煤矿采矿许可证号为：xxx，有效期2009年7月21日2019年7月21日，设计生产规模15万吨/年。据该矿矿产资源利用方案，截止2009年2月28日止，xx煤矿评审通过保有资源储量846.77万吨。其中探明的经济基础储量（121b）393.27万吨；控制的经济基础储量（122b）380.02万吨；内蕴经济资源量（331+332）高硫煤为49.35万吨；村庄压覆资源量（331）24.13万吨；估计可采资源储量为490.68万吨，按生产能力15万吨/年，估算该矿保有储量备用系数取1.5，矿井服务年限为22年。依据云南省国土资源厅划定矿区范围及确定井田井界批复文件内容，批准的井田范围由9个拐点圈定,拐点坐标见表1-1。表1-1 xx煤矿矿界拐点坐标表拐点编号直角坐标x(m)y(m)矿1xxx2618.64xxx25138.24矿2xxx3146.65xxx24706.23矿3xxx3575.65xxx25142.24矿4xxx3713.65xxx25029.23矿5xxx4081.66xxx25330.23矿6xxx3517.66xxx26068.24矿7xxx3333.65xxx25847.24矿8xxx3021.65xxx5520.24矿9xxx2907.65xxx25560.24矿区面积：0.9488km2 开采标高：1910m1720m 三、地形地貌矿区地貌属中、低山区，沟谷纵横，山峦起伏。矿井范围内地形地貌为走向近东西向的山脉，南低北高，北部高山陡峻，南部则为较低的缓坡地带。地势总体上北边高，南边部低。最高点位于北部的山峰，海拔标高+2182m，最低为南部边界处，海拔标高+1860m，相对高差322m。四、气候矿区地处温带，具山区局部气候特征，冬季寒冷，春、夏、秋季不明显，据气象资料表明：年均气温15-18，最高气温33，最低气温8。每年6-10月为雨季，降雨量可达1000mm。七、八月间常有暴雨。3-4月份为风季，多为西南劲风，冬季以北风为主，雨季为南风。最大风速13.4m/s。五、瓦斯根据地质报告中瓦斯采样鉴定结果，从xx矿区煤层瓦斯分布特点及临近矿井资料分析，xx煤矿属高瓦斯矿井，2010年该矿瓦斯等级鉴定相对瓦斯涌出量为43.66m3/t。六、地层在井田范围内出露的地层，由老至新有：上二迭统龙潭组，下三迭统卡以头组、飞仙关组。1、上二迭统龙潭组是井田唯一的含煤地层，厚240250m，依岩性与含煤性不同，将其分为三段。第一段（p2l1）：厚约78m，顶界为16号煤层底板，底界至下伏峨嵋山玄武岩地层。此段地层，以在较强的还原环境中形成的沉积物为主，多呈深灰或灰黑色。岩性以粉砂岩、细砂岩为主，层理较发育，细层以水平或微波状为主。该段岩煤中普遍含有黄铁矿，含量由下往上递减，至该段顶部绝迹。此段煤层颇多，但不稳定，结构复杂。第二段（p2l2）：厚约97.5m，自16号煤层底板起，止于7号煤层顶板。可采煤层大部分属焦煤。岩石色浅、呈浅灰色，岩性以粉砂岩为主，粘土岩也颇发育，菱铁矿呈薄层状出现，与粉砂岩或细砂岩互层，风化后呈桔黄色。某些层位细砂岩较多，如9煤层顶板为稳定的一套粉砂岩与菱铁岩等厚互层。第三段（p2l3）：全厚72.5m，自7号煤层顶板起，至龙潭组之顶。该段岩层呈黄绿色，以粉砂岩为主，粉砂岩往往含多量粘土质，细砂岩成薄层夹于粉砂岩中。砂岩中钙质增加，且在1、3号煤层顶板还较稳定。本段煤层多（2025层），煤层薄（0.40.5m者居多）。2、下三迭统卡以头组总厚100为至120m，下部以黄绿色粉砂岩为主，上部以砂岩占优势。下部以1煤层以上动物化石层之下的钙质砂岩为卡以头组与龙潭组的分界。上部（厚层砂岩之上），出现一套岩性既象卡以头组，又似飞仙关组，相互穿插的地层，习称“过渡带”，厚度变化大，个别地点可达十多米，此过渡层并入卡以头组中，作为卡以头组地层的上部界线。3、下三迭统飞仙关组总厚度364.5m，岩层的颜色由下而上，由灰紫而紫红，再变为砖红，砂岩与粉砂岩交替出现。七、含煤地层井田的龙潭组，含煤多达四十层，含煤系数为13%，含可采煤层九层，含煤系数第一段为6.5%，第二段为13%。可采煤层由上至下编号为：8、9、11、12、14、15、16、17-1、17、18、19、20、21、23、23+1。除9煤层厚度稍大外，薄煤层或中等偏薄的煤层居多。属于稳定的煤层有8、9、11、15、16五层；较稳定的煤层有12、14、17-1三层；底部1723煤层为变薄或不稳定煤层。八、主要可采煤层设计开采的煤层为k8、k9、k11、k14、k15、k16六层，各煤层厚度及间距见“主要煤层特征表”（表1-8-1）。可 采 煤 层 特 征 表 表181 煤层号间 距（m）厚 度（m）稳 定 性最大最小平均81.51.251.3全层稳定可采21.093.51.92.6全层稳定可采18.2113.01.11.5全层稳定可采5.2121.10.91.0较稳定17.6141.81.21.5局部可采4.0151.30.81.2全层稳定可采10.5162.01.51.7全层稳定可采10.617-11.60.60.9局部可采9.0182.10.61.2局部可采10.0191.50.61.1局部可采煤质1、灰分：8、9煤层为低灰煤，1116煤层为中灰煤。2、挥发份：一般在20-25%之间，上部为8、9煤层，高达27%。3、煤质牌号:由肥焦煤二号向主焦煤、瘦焦煤转化。4、16煤层以上属特低硫煤层，硫含量低于0.2%，含磷量甚微。5、煤的发热量介于62597286大卡之间。附：煤的化学性质表（表1-8-2）主 要 煤 层 特 征 表 表1-8-2煤层号间距（m）煤层厚度（m）稳 定 性最大最小平均c8241.821.251.6稳定可采c9163.51.92.6稳定可采c11233.01.11.6稳定可采c1451.81.11.3较稳定c15131.51.21.3稳定可采c162.01.51.7稳定可采九、开采技术条件（一）水文地质条件矿井无地表水体，地形地貌冲沟发育，极有利于大气降雨及地下水排泄。各地层均为弱裂隙含水层与隔水带互层组成,飞仙关组下部隔水带，厚70m，主要为紫红色泥质粉砂岩组成，为一良好隔水带；卡以头组弱裂隙含水带，厚110m，下部为龙潭组顶部隔水带；含煤地层潭组亦为弱裂含水层与隔水层间隔组成，总之，各地层富水性极弱。断层富水性微弱，多数不含水。综上所述，矿井水文地质条件属简单类型。据地质资料涌水量计算，预计矿井二水平开采时的涌水量为：正常涌水量40m3/h，最大涌水量90m3/h。（二）构造井田总体为一向北西倾斜的单斜构造。地层倾斜平缓，倾角约710度左右。断裂为井田的主要构造形式，走向断层都是正断层，具有一级和首次意义，分述如下：f1断层：在矿井范围内，走向北东40，倾角6070，由西向东变缓；落差20m；断层下盘有羽毛状的断裂，既出现分叉的小断层。f3断层：在f1南侧相隔约110230m，与f1近乎平行，断层出现分叉，断层落差20m。北西组正断层数量极多，该组断层，总是发生在两条北东断层之间，而绝不越过它。矿井内有：f77东部边界断层，f44中部断层，f46西部边界断层。不论哪一组断层，都有破碎带，但破碎带的规模不大，宽度多在0.5m以下。岩性影响显著，卡以头组与龙潭组地层中，破碎带规模较大，可达3m。断层仅为割裂，断失者甚少，而煤层局部被滑坡铲刮后，整体为之吞食，失去工业意义，井田南部有一小范围滑坡体，但属古滑坡，据定居村民介绍，已经历了五、六个世代，当地未见变形或位移。断 层 一 览 表表121 组别断层编号长度(m)走向()倾向()倾向()落差(m)控制程度备注走向f1140030-60300-33060-7020-35可靠正断层f390030-60300-33070-8020-30可靠正断层倾向f448502366815基本可靠正断层f468002536140可靠正断层f77800417520推测正断层f322302576510推测正断层第二节 矿井建设情况xx县xx镇xx煤矿为私营企业，始建于1982年，原设计生产能力为6万吨/年，2009年生产能力核定为15万吨/年。2003年12月委托曲靖市煤炭设计研究院对该矿6万吨/年改扩建9万吨/年设计，2006年在完成了对原矿井初步设计（6+9万吨/年）按一个生产系统集中生产进行设计修改工作后，又委托曲靖市煤炭设计研究院进行了15万吨/年设计修改安全专篇工作，2007年完成改扩建，矿井已验收合格。矿区范围采矿面积0.9448km2，开采深度由1910m到1720m标高。开采区内8、9、11煤层。该矿采用斜井开拓，有4个安全出口，即主斜井、副斜井、原生产斜井、回风井。主斜井担负原煤提升，副斜井担负矸石、材料、设备提升下放任务，主、副斜井均作进风之用；原生产斜井为风井，作1720m水平回风井之用。主斜井和副斜井分别位于原生产斜井两侧布置，与原生产斜井井筒平行布置。其中主斜井口位于原生产井口东北约30m，主斜井井口坐标：x=2812036.84，y=35425101.38，z=1894，方位126，倾角23，斜长约340m；副斜井口位于原生产斜井口西南约40m，井口坐标：x=2811973.00，y=35425068.00，z=1895，方位126，倾角23，斜长约422m。原生产斜井井口位于现主斜井口与副斜井口中间，井口坐标：x=2812009.00，y=35425089.00，z=1894，方位126，倾角23，斜长约260m。回风井井口位于原生产斜井口东南约100m，井口坐标：x=2811927.00，y=35425132.00，z=1885，方位168，倾角20，斜长约380m。矿井改扩建主要新增主斜井、副斜井；原回风井仍作为初期一采区生产风井，原主斜井则改造作为二、三、四采区生产风井。第三节 矿井生产现状一、开拓方式矿井开拓方式为斜井开拓，划分为二个水平开采，水平标高分别为+1770m、+1720m，每个水平布置为两个采区，共四个采区，在二采区的两个8、9煤层中各布置一个走向长壁采煤工作面达到设计生产能力，开采顺序均由上水平上煤层至下水平下煤层布置开采。二、水平划分根据本矿井范围内的煤层赋存情况以及采矿证开采深度1910-1720m标高。本矿井共划分为二个水平，即一水平+1770m、二水平+1720m，水平垂高50m。一水平的回风水平标高1820 m，待一水平开采结束后，一水平作为二水平投产的回风水平，目前2号风井在1820 m水平标高通过联络巷与k8煤层回风巷联通，形成回风水平，向下掘回风眼通k9、k11、k12煤层。三、支护及运输方式主斜井采用半圆拱断面，玄武岩地段采用素喷支护，煤系地层采用砌碹支护，净断面5.1 m2，净宽2.4m，净高2.4m，墙高1.2m，装备15kg/m单轨，采用xk2.5-6/48-kbt蓄电池机车牵引mf0.7-5型矿车运输。回风井采用半圆拱断面，砌碹支护，净断面4.4m2，净宽2m，净高2.2m，墙高1.1m，装备11kg/m单轨，承担矿井回风任务。四、通风方式矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法。全矿井3个进风井（主、副斜井、原生产斜井）、1个回风井，安装bdk54-6-15型防爆对旋轴流式风机两台，一台工作，一台备用，其转速980r/min，风量23.3-51.7m3/s，静压617-2340pa，选用电机为ybfe280m-6，255kw，660v。主要通风机安装有电流表、电压表和水柱计，风井设有防爆门。矿井在初步设计中编制有通风设计，通风设计符合设计规范要求，并通过批准，设计矿井总需风量为1343m3/min。在矿井安全专篇中选择的风机型号为bdk54-6-15型防爆对旋轴流式风机两台，一台工作，一台备用，其转速980r/min，风量23.3-51.7m3/s，静压617-2340pa，选用电机为ybfe280m-6，255kw，660v，采用风机反转反风，通风机风量和风压能够满足矿井通风需要。矿井110802回采工作面和111101回采工作面掘进巷道实行分区独立通风，各掘进巷道工作面回风经过采区上山，进入总回风巷，110802回采工作面的回风从工作面回风巷进入回风上山，再进入总回风巷，不存在串连通风。矿井无风流短路、微风和漏风以及主要通风巷道分段通风情况，总回风巷贯穿整个采区，所有巷道断面均能满足通风要求，风速未超限。111103机运巷掘进工作面采用ybt-11型局部通风机压入式供风，局部通风机额定风量210m3/min，额定供风距离400m，选用400mm双抗风筒，c9煤材料上山掘进工作面采用fbdno5.6型局部通风机压入式供风，局部通风机额定风量210m3/min，额定供风距离400m，选用400mm双抗风筒，局部通风机有专人负责，挂牌管理，掘进工作面机电设备与局部通风机实现了“三专”和“两闭锁”，局部通风机安装符合要求。五、瓦斯管理1、矿井每年必须进行瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定工作，根据瓦斯等级鉴定严格执行瓦斯检查、记录、汇报制度，三班都必须检查瓦斯和二氧化碳，所有采掘工作面，硐室，使用中的机电设备设置地点，有人作业的地点都应纳入检查范围。2、高瓦斯矿井每班至少检查3次，同时高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井实行专人定点检查瓦斯。3、煤矿须配足、配齐瓦斯检查、监测监控、测风、测尘仪器、仪表，确保检测数据准确无误。4、煤与瓦斯突出、高瓦斯矿井必须安装瓦斯抽放系统并能正常使用，并根据矿井瓦斯涌出量大小的不同编制瓦斯地质图。5、矿井瓦斯管理必须严格执行煤矿安全规程规定要求，对瓦斯涌出量结合矿井通风网络进行系统风量调节稀释抽排瓦斯，保障矿井通风能力满足安全生产的需要。六、采区布置一采区：单翼布置后退式开采，石门位于主斜井东边。一水平一采区仅有k7、k8、k9煤层，经多年开采，煤量基本采完，目前正在进行一采区收尾和二水平接替工作。二采区：双翼采区，一水平二采区设计开采k7、k8、k9、k11、k12共5个煤层。k7、k8、k9煤层层间距较大，采用分层开采，各煤层设两条上山，一条为通风行为上山，另一条为运输机上山，最下一个区段掘一溜煤眼在采区运输石门中装车；k11、k12及k14、k15、k16分为两组，各组联合开采，用区段石门连通，共用运输机上山及溜煤眼，每个煤层掘一条通风行人上山。二采区中部设采区运输石门、上山双翼开采。煤在采区运输石门车场中装车，经二采区水平集中运输大巷运至一采区，从各水平主斜井提出地面。七、采煤方法根据煤层赋存条件及开采技术水平，设计采煤方法为走向壁式采煤法，工作面打眼放炮落煤。工作面采用单体液压支柱，根据煤层厚度选用dwx14300/100和dwx28300/100悬浮式单体液压支柱，配合hdja1000型铰接顶梁支护顶板，排距1.0m，柱距0.8m。采用全部陷落法管理顶板，控顶方式为三、五控顶，最小控顶距3.2m，最大控顶距5.2m，放顶步距2m。工作面、机运巷、运输上山选用sgb420/22型可弯曲刮板运输机运煤。八、运输方式根据矿井开拓方式及采区布置情况，一采区生产时，石门运输运输距离较短，采用人力推车。二采区生产时，大巷运输距离较长，采用5吨井下防爆蓄电池机车牵引矿车运输。矿车型号及数量：井下采区石门及运输大巷运输选用0.75m3u型侧卸式矿车，矿车数量以矿井投产时按排列法计算为0.75m3u型侧卸式矿车90辆。另外配备mc1-6a型材料车9辆，mp1-6a型平板车3辆。第三章 矿井通风概况第一节 矿井通风方法和通风方式一、通风系统矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法。全矿井3个进风井（主、副斜井、原生产斜井）、1个回风井，安装bdk54-6-15型防爆对旋轴流式风机两台，一台工作，一台备用，其转速980r/min，风量23.3-51.7m3/s，静压617-2340pa，选用电机为ybfe280m-6，255kw，660v。主要通风机采用了双回路电源供电，电源来自xxx变电站和xxx变电站，两电源线路通过高低压配电系统，输出两趟电源进入主要通风机房设置的低压配电装置，经双回路切换开关切换，保证主要通风机在其中一趟电源线路出现故障停电时，另一趟电源线路能及时的投入使用，主要通风机安装了电流表、电压表、水柱计，设有安全监测监控探头、开停传感器、风门开关传感器、负压传感器，温度传感器等自动监测系统，保证了主要通风机的正常运行和连续性。主要通风控制开关内设有换向反转开关，风井设有防爆门，防爆门设有反风时防止防爆门打开的装置，人行风门设有反向风门，能保证矿井正常进行反风。主要通风机有专人值班，有主要通风机操作规程，主要通风机反风操作规程，主要通风机岗位责任制，主要通风机运行记录，主要通风机供电系统图，有直通矿调度室的电话。矿井11301回采工作面和11302备采工作面掘进巷道实行分区独立通风，各掘进巷道工作面回风经过采区上山进入总回风巷，11301回采工作面的回风从工作面回风巷进入回风上山，再进入总回风巷，不存在串连通风。矿井无风流短路、微风和漏风以及主要通风巷道分段通风情况，总回风巷贯穿整个采区，所有巷道断面均能满足通风要求，风速未超限。矿井掘进工作面采用ybt-11型局部通风机同时配备安装了一台同等能力的局部通风机，局部通风机额定风量120200m3/min，额定供风距离200米，电机功率11kw，局部通风机实现了双回路供电，电源其中一趟来自地面专用变压器，专供局部通风机，另一趟来自地面低压配电室，带电的另一电源通过自动切换开关供备用局部通风机用电，局部通风机安装了监控仪器，开停传感器，“风电”“瓦斯电”闭锁等装置，保证局部通风机供电的连续性。矿井属高瓦斯矿井，矿井在离主井口xx米位置设置了瓦斯抽放泵房，泵房内安装了xx台型号为xx瓦斯抽入泵，泵房附近管路设有放水器，防爆装置，防回火装置，防回水装置，管路设有调节阀门、放水器，20米范围内无烟火，排放管超过泵房顶3米以上。矿井实际配风情况；11301回采工作面312 m3/min，风速1.21 m3/s，11302工作面进风巷180 m3/min，0.7 m3/s，11302工作面回风巷186m3/min，风速0.72m3/s，无循环风，风量分配满足用风要求。表3-1矿井通风和通风机参数通风方式中央并列式主要通风型号风机工作方法抽出式生产厂商、日期矿井ch4相对涌出m3/min额定风量m3/min矿井ch4绝对涌出m3/min额定风压pa矿井总进风m3/min通风机功率kw矿井总回风m3/min叶片角度矿井有效率%矿井通风阻力pa通风机工作风量m3/min风压pa等积孔m2矿井内部漏风m3/min矿井外部漏风m3/min矿井上年度产量kt表3-2采煤工作面通风、ch4浓度情况采面名称计划配风m3/min实际配风m3/min配风比%回风流浓度采面进风断面采面回风断面ch4%co2%表3-3 掘进巷道通风情况巷道名称局扇型号功率kw风筒mm计划风量m3/min实际吸风量m3/min回风流浓度全风压供风m3/minch4%co2%二、矿井巷道布置情况该矿每个采煤工作面均有专用运输巷，回风巷，采区、掘进工作面均形成独立通风系统，矿井主要用风地点为1101采煤工作面，1409掘进工作面，通风路线如下：1101采煤工作面：由主斜井集中运输大巷运输石门人行上山采面运输巷采煤工作面采煤工作面回风巷回风石门总回风巷风机地面。1409掘进工作面：由主斜井集中运输大巷运输石门人行上山掘进工作面回风上山回风石门总回风巷风机地面。1408掘进工作面：由主斜井集中运输大巷运输石门人行上山掘进工作面回风上山回风石门总回风巷风机地面。三、矿井瓦斯等级鉴定该矿每年度都按煤矿安全规程的规定组织矿井瓦斯等级鉴定，为高瓦斯矿井，鉴定情况见下表：表3-4 矿井近年瓦斯等级鉴定情况年份瓦斯相对涌出量(m3/t)瓦斯绝对涌出量/抽排量(m3/min)二氧化碳相对涌出量(m3/t)二氧化碳绝对涌出量/抽排量(m3/min)矿井瓦斯等 级2008年44.558.4418.833.57高瓦斯2009年45.359.2911.522.36高瓦斯2010年43.6612.568.072.32高瓦斯第二节 矿井主扇担负区域的采区情况该矿有1个总回风井，各主扇担负区域的采区等情况见下表：一、东翼风井主扇表3-5 主扇担负区域的采区情况主扇功率（kw）主扇排风量(m3/min)担负煤层采区可采储量（mt）担负区域可布置工作面数二、西翼风井主扇表3-6 主扇担负区域的采区情况主扇功率（kw）主扇排风量(m3/min)担负煤层采区可采储量（mt）担负区域可布置工作面数三、各煤层采、掘工作面特征表表3-7 k9煤层采煤工作面特征表工作面平均长（m）平均采高（m）原煤视密度（t/m3）回采率（%）年工作日数（d）正规循环作业系数（%）工作面个数日推进度（m/d）采煤方法生产能力（万t/a）表3-8 k3煤层采煤工作面特征表工作面平均长（m）平均采高（m）原煤视密度（t/m3）回采率（%）年工作日数（d）正规循环作业系数（%）工作面个数日推进度（m/d）采煤方法生产能力（万t/a）表3-9 k3煤层掘进工作面特征表巷道纯煤面积（m2）原煤视密度（t/m3）日进尺（m/d）年工作日数（d）工作面个数生产能力（万t/a）表3-10 k9煤层掘进工作面特征表巷道纯煤面积（m2）原煤视密度（t/m3）日进尺（m/d）年工作日数（d）工作面个数生产能力（万t/a）表3-11 k9煤层掘进工作面特征表巷道纯煤面积（m2）原煤视密度（t/m3）日进尺（m/d）年工作日数（d）工作面个数生产能力（万t/a）第四章 矿井通风阻力测定分析 xx县xx镇xx煤矿于2009年12月，委托“云南省煤矿安全技术中心”进行通风阻力测定，测定方法利用基点测定方法进行测定，测定线路选择原则为：能够反映矿井通风系统特征和最长通风线路作为主要测点路线（其中：采掘工作面和其它通风线路为辅助路线），延主井至xx运输大巷至xx采区，再进入xx风井，另一路线为：从xx生产水平进入xx采区再进入xx回风巷至风井。测点总共进入了7个点的测试，水柱计xxpa，计算验证，通风总阻力为1078.72pa，矿井等孔为4.422m2。通风阻力测定数据满足要求。经通风阻力测定，于2011年12月4日出具了通风阻力测定报告，报告编号2009-tfzl-v-0031号，通风阻力测定数据结果真实可靠。第五章矿井需要风量计算第一节 矿井需要风量的计算原则（1）回采工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%，其他有毒害气体含量符合规程有关规定。（2）确保为采、掘工作面的作业人员创造适宜的气象条件，温度、风速在规程允许的范围。（3）能够及时有效地排除矿尘、稀释排放瓦斯，但又不致造成粉尘飞扬。（4）掘进工作面必须确保局部通风机不拉循环风，掘进头风量符合规程规定要求。（5）确保井下作业人员每人、每分钟不少于4m3/min新鲜空气。（6）生产矿井应按各采煤、掘进工作面、硐室及其他用风巷道等分别进行计算。（7）备用工作面应为相似条件正常工作面的风量的1/2。第二节 采煤工作面实际需要风量的计算根据有关规定，高瓦斯矿井，煤与瓦斯突出矿井计算采煤工作面需要风量，应按ch4（co2）最大允许涌出量、按同时作业最多人数和一次爆破最大炸药耗量分别进行计算，并用风速进行验算，然后取其中最大值。（一）按气象条件计算 qcf=6070%vcfscfkchkcl式中： vcf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/sscf采煤工作面的有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2kch 采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2 kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表370%有效通风断面系数；60为单位换算生产的系数。表1 vcf采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）201.020231.01.523251.51.8 表2 kch 采煤工作面采高调整系数采高（m）2.02.02.52.5及放顶煤面系数（kch）1.01.11.2 表3 kcl采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度（m）长度风量调整系数（kcl）150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.31.4本矿有采煤工作面2个，根据井下实际测量出如下数值,从相应k值表中取值并进行风量计算：1、111103机运巷采煤工作面采煤工作面进风流中温度：19.7，vcf取值1.0m/s采煤工作面平均高度：2m，kch取值1.1采煤工作面长度: 120m，kcl取值1.0 qcf=6070%vcfscfkchkcl =6070% =m3/min2、1109采煤工作面采煤工作面进风流中温度：5，vcf取值1.0m/s采煤工作面平均高度：2m，kch取值1.1采煤工作面长度: 120m，kcl取值1.0 qcf=6070%vcfscfkchkcl =6070% =m3/min按气象条件计算，本矿采煤2工作面需要风量为xm3/min（二）按ch4涌出量计算采煤工作面实际需要风量根据煤矿安全规程规定，按回采工作面回风风流中的ch4浓度不超过1%的要求计算：式中：qcf回采工作面实际需要风量，m3/min；qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；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。1、1108采煤工作面(1)、根据井下实际测量出如下数值：采煤工作面回风巷风流中瓦斯浓度：0.4%采煤工作面回风巷风量：400m3/min平均绝对瓦斯涌出量: 400m3/min0.4%=x m3/min(2)、根据煤矿上月瓦斯检查员瓦斯日报表和监控瓦斯日报表查实并计算出采煤工作面日最大绝对瓦斯涌出量为：x m3/min，月平均日绝对瓦斯涌出量为：x m3/min。瓦斯涌出不均匀的备用风量系数为：x =100 = m3/min2、1109采煤工作面(1)、根据井下实际测量出如下数值：采煤工作面回风巷风流中瓦斯浓度：0.4%采煤工作面回风巷风量：400m3/min平均绝对瓦斯涌出量: 400m3/min0.4%=x m3/min(2)、根据煤矿上月瓦斯检查员瓦斯日报表和监控瓦斯日报表查实并计算出采煤工作面日最大绝对瓦斯涌出量为：x m3/min，月平均日绝对瓦斯涌出量为：x m3/min。瓦斯涌出不均匀的备用风量系数为：x =100 = m3/min按ch4涌出量计算采煤工作面实际需要风量为：x m3/min（三）按照二氧化碳涌出量计算式中： qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；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。1、1108采煤工作面(1)、根据井下实际测量出如下数值：采煤工作面回风巷风流中二氧化碳浓度：0.4%采煤工作面回风巷风量：400m3/min平均绝对二氧化碳涌出量: 400m3/min0.4%=x m3/min(2)、根据煤矿上月瓦斯检查员瓦斯日报表和监控瓦斯日报表查实并计算出采煤工作面日最大绝对二氧化碳涌出量为：x m3/min，月平均日绝对二氧化碳涌出量为：x m3/min。二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数为：x =67 = m3/min2、1109采煤工作面(1)、根据井下实际测量出如下数值：采煤工作面回风巷风流中二氧化碳浓度：0.4%采煤工作面回风巷风量：400m3/min平均绝对二氧化碳涌出量: 400m3/min0.4%=x m3/min(2)、根据煤矿上月瓦斯检查员瓦斯日报表和监控瓦斯日报表查实并计算出采煤工作面日最大绝对二氧化碳涌出量为：x m3/min，月平均日绝对二氧化碳涌出量为：x m3/min。二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数为：x =67 = m3/min按co2涌出量计算采煤工作面实际需要风量为：x m3/min（四）按炸药量计算（1）一级煤矿许用炸药qcf25acf（2）二、三级煤矿许用炸药qcf10acf式中：acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。1、1108采煤工作面本矿使用二、三级煤矿许用炸药，经调查，本采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量为xkg。qcf10acf 10 = m3/min2、1109采煤工作面本矿使用二、三级煤矿许用炸药，经调查，本采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量为xkg。qcf10acf 10 = m3/min按炸药量计算，采煤工作面需要风量为：x m3/min（五）按同时作业最多人数计算qcf=4ncf式中：qcf采煤工作面所需风量，m3/min；4规程规定井下作业人员最低供风标准，m3/min；nhf采煤工作面同时作业最多人数，人。1、1108采煤工作面根据本采煤工作面作业规程核定，本采煤工作面同时作业最多人数为：x人。qcf=4ncf =4 = m3/min2、1109采煤工作面根据本采煤工作面作业规程核定，本采煤工作面同时作业最多人数为：x人。qcf=4ncf =4 = m3/min按同时作业最多人数计算，采煤工作面需要风量为：x m3/min（六）按风速进行验算（1）验算最小风量（2）验算最大风量（3）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量式中：scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；lcb采煤工作面最大控顶距，m；hcf采煤工作面实际采高，m；scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2lcs采煤工作面最小控顶距，m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。1、1108采煤工作面本采煤工作面最大控顶距为：xm，最小控顶距为xm，采煤工作面实际采高为：xm。验算最小风量 600.25 m3/min满足最小风量要求。验算最大风量 604.0 m3/min满足最大风量要求。2、1109采煤工作面本采煤工作面最大控顶距为：xm，最小控顶距为xm，采煤工作面实际采高为：xm。验算最小风量 600.25 m3/min满足最小风量要求。验算最大风量 604.0 m3/min满足最大风量要求。（七）备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。煤矿现阶段准备1103采煤工作面，经核实采煤工作面作业规程及井下现场核实，准备工作面和现在的回采工作面地质情况基本相同，采煤工艺一致，和现在的回采工作面基本相符。备用工作面实际需要风量：现回采面最大风量值50%= m3/min（七）布置有专用排瓦斯巷的采煤工作面实际需要风量计算：qcf=qcr+qcdqcr=100qgrkcgqcd=40qgdkcg式中：qcr采煤工作面回风巷需要风量，m3/min；qcd采煤工作面专用排瓦斯巷需要风量，m3/min；qgr采煤工作面回风巷的排瓦斯量，m3/min；qgd采煤工作面专用排瓦斯巷的风排瓦斯量，m3/min；40专用排瓦斯巷回风流中的瓦斯浓度不应超过2.5%的换算系数。第三节 掘进工作面实际需要风量的计算每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算qhf=100qhfkhg式中 qhf掘进工作面需要的风量，m3/min；qhf掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算，m3/min；khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。1、k9煤层1105回风巷掘进工作面(1)、根据井下实际测量出如下数值：该掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度：0.4%该掘进工作面回风巷风量：400m3/min平均绝对瓦斯涌出量: 400m3/min0.4%=x m3/min(2)、根据煤矿上月瓦斯检查员瓦斯日报表和监控瓦斯日报表查实并计算出该掘进工作面日最大绝对瓦斯涌出量为：x m3/min，月平均日绝对瓦斯涌出量为：x m3/min。瓦斯涌出不均匀的备用风量系数为：xqhf=100qhfkhg =100 = m3/min 2、k9煤层1105回风巷掘进工作面(1)、根据井下实际测量出