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某煤矿有限责任公司某煤矿有限责任公司 通风能力核定报告通风能力核定报告 目目 录录 1 1概概 述述1 1.1 核定工作的简要过程1 1.2 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准1 1.3 最终确定的煤矿核定通风能力2 2 2矿井基本概况矿井基本概况3 2.1 井田概况3 2.2 矿井安全生产现状5 2.2.1 生产概况5 2.2.2 安全生产条件6 2.3 通风系统情况10 3 3煤矿需要风量计算煤矿需要风量计算1 3.1矿井需要风量的计算原则1 3.2 矿井需要风量计算方法1 3.3 采煤工作面（包括备用工作面）实际需要风量的计算2 3.4 掘进工作面实际需要风量的计算9 3.5 硐室实际需要风量的计算16 3.6 其它用风巷道实际需要风量的计算17 3.7 矿井总需风量的确定18 4 4矿井通风能力计算矿井通风能力计算20 4.1 计算公式20 4.2 单个采煤工作面年产量计算20 4.3单个掘进工作面年产量计算21 5 5矿井通风能力验证矿井通风能力验证23 5.1矿井通风动力验证23 5.2矿井通风网络能力验证23 5.3矿井用风地点有效风量验证24 5.4矿井稀释瓦斯能力验证24 6 6煤矿通风能力核定结果煤矿通风能力核定结果25 7 7结论结论26 1概 述 1.1核定工作的简要过程 根据中华人民共和国安全生产行业标准 aq1056-2008煤矿通 风能力核定标准及煤矿安全规程 （2011 版）第 104 条“矿井 每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力，必须按实 际供风量核定矿井产量，严禁超通风能力生产”的要求，落实“以 风定产”的煤矿瓦斯治理措施，加强煤矿通风管理，指导煤矿科学 组织生产，规范煤矿生产行为，有效促进煤矿提高通风装备水平， 改善安全生产条件， *煤矿于*年*月*日*年*月*日对通 风能力进行了核定。 矿井成立了核定小组，核定人员针对矿井的实际情况，逐项收 集资料，填写现场情况表，分析现场存在的问题，根据收集的资料 进行归纳整理，按煤矿通风能力核定标准的要求编写了本报告。 1.2核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 1)煤矿安全规程（2011 版）； 2)中华人民共和国安全生产行业标准 aq1056-2008煤矿通风 能力核定标准； 3)中华人民共和国安全生产行业标准 aq1028-2006煤矿井工 开采通风技术条件 ； 4)煤炭工业矿井设计规范(gb50215-2005)； 5)矿井有关监测检验报告; 6)煤矿生产能力核定与管理指南; 7)mt/t440-2008矿井通风阻力测定方法； 8)煤炭法、矿产资源法、安全生产法、矿山安 全法等有关法律、法规。 1.3最终确定的煤矿核定通风能力 根据国家煤矿通风能力核定的有关规定，结合矿井有关资料， *煤矿通风能力核定为*万 t/a。 2矿井基本概况 *煤矿位于*，于*年*月*日依据*成立的一座资 源整合矿井。矿区地理座标：东经*，北纬*，北距*市*公 里，距*公里，至*公里，交通十分便利。见图 2-1。主采二1 煤层，可采储量*万 t，年设计生产能力*万 t/a，服务年限 *a。 2.1井田概况 *煤矿整合后新的矿区范围由以下 13 个拐点坐标圈成，见表 2-1。井田形状为一个矩形，东西宽度为*m，南北宽度为 *m（实际设计开采宽度*m） ，井田面积*km2。主采二1煤 层为三软煤层，开采标高为-*m 以上、+*m 以下煤炭资源。 本矿区位于华北地台区、嵩箕断隆南缘，*向斜西段南翼。 全区为单斜构造，地层走向 8090,倾向 350360，倾角 1825，区内无大的断层通过。属构造简单类型。 图图 2-12-1 *煤矿交通位置图煤矿交通位置图 表表 2-1 *煤矿有限责任公司矿区范围拐点坐标一览表煤矿有限责任公司矿区范围拐点坐标一览表 拐点xy拐点xy 12 34 56 78 910 1112 13 本区含煤地层为石炭二迭系，含煤地层总厚385m，含九个 煤组计 10 层煤，煤层总厚 15m，含煤系数 6.02%。可采煤层主要为 二1煤层，而一1煤、五3煤层大面积可采，四3煤层局部可采。 主采二1煤层。二1煤层位于二迭系下统山西组下部，为本矿开 采对象，煤厚 013.3m，平均煤厚 5.00m，倾角 1826，局部地 段出现特厚点，煤层稳定，结构简单，不含夹矸。顶板一般为大占 砂岩，局部有炭质泥岩伪顶，底板为砂质泥岩或炭质泥岩。矿山范 围内，二1煤层埋深20m，展布标高+30080m。二1煤呈黑色、 多粉末状，结构简单，组织疏松，强度低易污手。其视密度为 1.38t/m3。经测定分析：二1煤层原煤灰分（ad）13.72%、硫分 （std）0.79%、水分（mad）0.9%、磷分（pd）0.005%0.175%、挥 发分（vdaf）11.81%、恒容高位发热量（qgr.v.ad）29.76mj/kg；煤灰 软化温度（st）1375。为中低灰、低硫、特低磷、高熔点、高 热值之贫煤，是良好的民用与工业用煤。 二1煤层自然发火倾向性自燃等级为类，属于不易自燃煤层， 二1煤煤尘具有爆炸危险性。 设计正常涌水量 75m3/h，最大涌水量 111m3/h，目前，实际涌 水量 2050m3/h。 2.2矿井安全生产现状 2.2.1生产概况 *煤矿年设计生产能力*万 t/a，服务年限*a。现矿井 处于隐患整改状态。 矿井采用综合井筒（立井、斜井）混合单水平下山开拓方式。 其中：主立井井口标高*m，井底标高*m，垂深*m， 直径*m，净断面*m2，内装一对*t 箕斗，其担负全矿提升和 进风任务；副斜井井口标高*m，斜长*m，半圆拱断面，u 型钢支护，净断面*m2，挂两节*座人车，担负全矿进风、运 人和卸料任务；回风立井井口标高*m、井底标高*m，直 径*m，净断面*m2，担负全矿回风任务等。 井田划分为*个采区，即*采区和*采区，其中*采 区为复采煤，开采顺序*采区和*采区同时开采。采煤方法为 走向长壁后退式炮采回采，全部垮落法管理顶板。目前，矿井共布 置采煤工作面*个，包括*采煤工作面和*工作面，如表 2- 2、2-3 示。布置掘进工作面*个，包括*个煤巷掘进工作面* 上付巷工作面，*个岩巷掘进工作面*底抽巷和*底抽巷回风 联巷上段等。煤巷掘进工作面*上付巷工作面特征如表 2-4 示。 表表 2-2 *采煤工作面特征表采煤工作面特征表 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） 工作面个数日推进度 （m/d） 采煤方法 表表 2-3 *采煤工作面特征表采煤工作面特征表 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） 工作面个数日推进度 （m/d） 采煤方法 表表 2-4 煤巷掘进工作面煤巷掘进工作面*上付巷特征表上付巷特征表 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 2.2.2安全生产条件 1)供电系统 矿井工业场地内有地面变电所一座，其中，10kv 电源两 回路均来自 *开关站。井下建设有中央变电所和采区变电所。 均实现了双回路供电。 2)运输系统 煤炭经采煤工作面溜槽进入下付巷装入*型运输胶带，经集 中运输胶带，进入运输下山胶带，经主立井箕斗提至地面。矸石经 掘进工作面运到主皮带下山运输胶带，经主立井箕斗提至地面经地 面，经螺旋筛进行煤矸分离，人工将矸石拣出运到矸石山。 3)排水系统 中央泵房现有 4 台*型离心式水泵，额定排水量为 85 m3/h， 扬程为 405m，2 台工作，1 台备用，1 台检修。排水高度 340m，排 水管路经中央泵房管子巷沿副斜井井筒敷设 2 趟至地面，排水管直 径为 159mm，水仓实际容量为 900m3。采区泵房现有 3 台*离心 式水泵，额定排水量为 85 m3/h，扬程为 315m，1 台工作，1 台备用， 1 台检修。排水管路经采区泵房管子巷沿轨道下山敷设 2 趟至中央 水仓，排水管直径为 159mm，水仓实际容量为 650m3。 4)提升体统 主立井井深*m，安装有一对*吨非标箕斗，担负矿井主提 升任务。副斜井斜长*m，担负全矿井人员升降、下放材料设备 等辅助提升任务，兼作进风井。 5)矿井瓦斯管理。 （1）矿井按要求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）煤与瓦斯突出矿井实行专人定点检查瓦斯。 （3）煤矿配足、配齐瓦斯检查、监测监控、测风、测尘仪 器、仪表，现有高、中、低风表*套，秒表*只，红外线温度测试 仪*台，确保检测数据准确无误。 （4）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。 6)区域防突措施执行情况 根据防治煤与瓦斯突出规定及集团公司四标一规的要 求，公司对矿井*工作面区域防突措施进行了批复，矿井*工 作面采用穿层钻孔与顺层钻孔综合消突的区域防突措施。即*工 作面下副巷区域防突措施采用底板穿层钻孔增透卸压预抽煤巷条带 煤层瓦斯，底板抽放位置沿 l8灰岩掘进，距离二1煤层 13m 左右。 *上副巷沿空掘进，与采空区间隔煤柱不得大于 2m。采用区域探 测措施进行区域探测。*工作面采用顺层钻孔预抽区域煤层瓦斯 的措施。 7)瓦斯抽放系统 建立有地面瓦斯抽放泵站与井下移动抽放泵站，实现了分源抽 放。 地面抽放泵站：设备安装在回风立井以东，抽放泵型号*， 电机功率*kw，额定流量*m3/min。抽放地点*。 井下移动泵站：设备安装在六巷原*工作面上副巷绕巷内， 抽放泵型号*，电机功率*kw，额定流量*m3/min。抽放 *上隅角瓦斯及*工作面采空区瓦斯。 8)六大系统建设情况 监测监控系统 矿井装配*安全监控系统，对井下各个作业地点进行 24 小时 监控。传感器安装数量和安装地点符合规程要求，并公司进行 联网，目前系统运行正常。 人员定位系统 矿井新安装*人员定位系统，主机一备一用，容量 800 人， 运行正常。目前配备有人员定位卡 900 张，全员下井佩戴，系统具 备位置监测、管理、存储、报警、显示、打印、查询功能。 通讯联络系统 矿井安装*型综合调度通讯系统，内部电话容量 128 门，矿 主要领导办公室、各科室、地面重要场所配备有电话分机，井下硐 室、工作地点都安装有矿用本安型自动按键电话机，调度室安装两 部、井下安装一部外线电话，满足对内对外通讯联络。 压风自救系统 地面安装两台*型单螺杆空气压缩机，额定风量 42m3/min， 一备一用，沿副斜井铺设直径为 125mm(厚度为 5mm)的无缝钢管， 支管为直径 50mm（厚度为 3.5mm）的无缝钢管。风压、风量满足 矿井生产需要。 供水施救系统 按照设计要求，地面设置有容量达 400m3消防水池，井筒及采 掘工作面各个巷道均敷设有消防供水降尘管路，并每间隔 50m 安装 一个防尘接头，能满足矿井防尘要求。井下主进风巷安装有全断面 的降尘设施，运输下山每个转载点安装都有降尘喷头和降尘水幕， 并有专职降尘工每天二十四小时值班，保证巷道内、转载点无煤尘 飞扬，符合设计要求。 紧急避险系统 目前紧急避险系统的设计工作已完成，巷道工程已经竣工，正 在安装硐室内设备。 （结合矿井情况进行概述） 2.3通风系统情况 矿井通风为中央边界式机械抽出式通风方式，即副斜井、主立 井进风，回风立井回风。其中回风立井装配有*型对旋轴流式 通风机 2 台，一台运转、一台备用。其适配电机（异步）额定功率 均*kw、额定电压 380v、额定电流 210.02a、额定转速 740rpm。根据*年*月测风情况，当前风机运行工况为：风叶 角度 17/15，风机风量*m3/min 左右，水柱计读数*mmh2o。 如表 2-5 示。 表表 2-52-5 矿井通风和通风机参数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 fbcdz-no.19 风机工作方法抽出式 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 矿井外部漏风 m3/min 采掘工作面均实行独立通风系统，局部通风机均实行了双三专 供电。采煤工作面采用全负压通风方法、 “u”型通风，掘进工作面采 用局部通风机压入式通风方法（通常以*kw 局部通风机做动力、 用 600mm 风筒导风） 。 主要采煤工作面*采区*工作面通风路线为：*。 *主采工作面回风流中最大瓦斯浓度为*，平均瓦斯 浓度为*；*采煤工作面回风流中最大瓦斯浓度为*， 平均瓦斯浓度为*。 采掘工作面通风瓦斯情况如表 2-6、2-7 示。 表表 2-6 采煤工作面通风瓦斯情况采煤工作面通风瓦斯情况 回风流浓度 采面 名称 计划配风 m3/min 实际配风 m3/min 配风 比% ch4%co2% 采面进 风断面 m3 采面回风 断面 m3 表表 2-7 掘进巷道通风情况掘进巷道通风情况 实际 风量 m3/min 全风 压供 风 m3/min 回风流气 体浓度% 巷道 名称 局扇型号 功率 kw 风 筒 直 径 mmch4co2 通风系统详见通风系统图，如图 2-2 示。 三、矿井瓦斯等级鉴定 矿井自 2009 年来，矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井，瓦 斯绝对涌出量*m3/min，瓦斯相对涌出量*m3/t。 图图 2-2 *煤矿通风系统图煤矿通风系统图 1 3煤矿需要风量计算 矿井具有完整独立的通风、防尘、防灭火、瓦斯抽放系统及安 全监测系统，通风系统合理、通风设施齐全等。具备 aq1056- 2008煤矿通风能力核定标准规定的核定通风系统能力的必备条 件。 根据 aq1056-2008煤矿通风能力核定标准 ，采用方法二由里 向外核算法进行核算。 目前，该矿主要用风地点有： *个采煤工作面（*工作面、*工作面、*准备工作面） ；* 个掘进工作面（*个煤巷掘面*上付巷和*1 底抽巷、*底抽巷回 风联巷上段等*个岩巷掘面） ；*个独立配风硐室（中央泵房、采区 变电所、采区泵房、炸药库） ；其他井巷用风地点有*处（消防库、 瓦斯泵站、乳化泵房、乳化泵房、*大巷）。 3.13.1矿井需要风量的计算原则 矿井需要风量的计算原则为：无论矿井或采区的供风量，均按 该地区各个实际用风地点，按照风量计算依据，分别计算出各个用 风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一 定的备用风量系数后，作为该地区的供风量，即由采、掘工作面、 硐室和其它用风地点到各个采区最后得出全矿井总风量。 3.2矿井需要风量计算方法 矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其它用风巷道等用风地 点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通 2 风系统应保证各用风地点稳定可靠地供风。 qrs(qcf+qhf+qur+qsc+qrl)kaq (3-1) 式中：qrs 矿井需要风量，m/min; qcf 采煤工作面实际需要风量，m/min ； qhf 掘进工作面实际需要风量，m/min； qur 硐室实际需要风量，m/min； qsc 备用工作面实际需要风量，m/min； qrl 其他用风巷道实际需要风量，m/min； kaq 矿井通风需风系数(抽出式取 l.151.20。压入式取 1.251.30)。该矿为抽出式通风，取 kaq=1.18。 3.3采煤工作面（包括备用工作面）实际需要风量的计算 每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、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。 （1）按气象条件计算 qcf =6070vcfscf kchkcl(3- 2) 式中：vcf 采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度，按 表 3-1 选取；根据矿方提供的*年*月份通风系统图、 矿井测风记录等资料，井下测风点温度*工作面 18、*工作面 19，故均取 vcf=1m/s。 scf 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有 3 效断面的平均值计算；根据采煤工作面作业规程， *工作面采高平均 2.0m，最大和最小控顶距分别 为 2.4m、3.4m；12042 工作面采高平均 2.5m，最大 和最小控顶距分别为 2.4m、3.4m。 所以， *工作面：scf =(2.4+3.4)/22.0=5.8()。 *工作面：scf =(2.4+3.4)/22.5=7.25()。 kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表 3-2；* 工作面取 1.0，*工作面取 1.1。 kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表 3-3；* 工作面长度*m，取 kcl=1.0。*工作面长度 *m，取 kcl=1.1。 70有效通风断面系数； 60为单位换算产生的系数。 故， *工作面：qcf =600.715.81.01.1=267.96m/min； *工作面：qcf =600.717.251.01.1=334.95m/min。 4 表表 3-1 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与对应风速 采煤工作面进风流气温 （） 采煤工作面风速 （ms-1） 201.0 20231.01.5 23261.51.8 表表 3-2 kch采煤工作面采高调整系数采煤工作面采高调整系数 采高m2.02.02.52.5 及放顶煤面 系数（kch）1.01.11.2 表表 3-3 kcl采煤工作面长度调整系数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） 150.8 15800.80.9 801201.0 1201501.1 1501801.2 1801.301.40 （2）按照瓦斯涌出量计算 qcf=100qcgkcg (3-3) 式中： 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 5 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。 根据*年*月份*煤矿瓦斯检查日报表，当月*工作面回风 流中最大瓦斯浓度为*，平均瓦斯浓度为*；*工作面 回风流中最大瓦斯浓度为*，平均瓦斯浓度为*；又根据 瓦斯检查日报表同时提供的当月的通风系统图，*工作面回风 *m/min，*工作面回风*m/min。故 *工作面：qcg =0.40805=3.62m/min *工作面：qcg =0.15405=0.61m/min 采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数为 *工作面：kcg=0.6/0.4=1.5 *工作面：kcg=0.2/0.15=1.33 所以， *工作面：qcf=100qcgkcg=1003.621.5=543m/min *工作面：qcf=100qcgkcg=1000.611.33=81m/min （3）按照二氧化碳涌出量计算 qcf=67qcckcc (3-4) 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 6 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。 根据*年*月份*煤矿瓦斯检查日报表和通风系统图显示，当 月井下测风地点回风流中二氧化碳浓度平均为*，井下作业地 点的最大二氧化碳浓度不超过*。因此，二氧化碳涌出不均匀 的备用风量系数取 1.3。 则， *工作面：qcf=67qcckcc = 678050.11.3 =70.11 m/min *工作面：qcf=67qcckcc = 674050.11.3 =35.28 m/min （4）按炸药量计算 一级煤矿许用炸药 qcf25acf(3-5) 式中：acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；*工 作面取* kg，*工作面取*kg。 25每千克一级煤矿许用炸药需风量， m3/min。 所以， *工作面：qcf =25a=255=125m/min *工作面：qcf=25a=256=150m/min 综合以上计算，采煤工作面实际需要风量： 7 *工作面 qcf =543m/min550 m/min *工作面 qcf=334.95 m/min340 m/min （5）按工作人员数量验算 qcf4ncf (3-6) 式中：ncf 采煤工作面同时工作的最多人数，人；依据作业规程， *工作面*人，*工作面*人； 4每人需风量，m/min。 *工作面：qcf4ncf=470=280m/min *工作面：qcf4ncf=498392m3/min。 综合上述计算结果， *工作面：qcf=610 m/min280m/min，符合要求。 *工作面：qcf=340 m/min392m/min，不符合要求；所以 应选取 qcf=392m/min400m/min 能够满足要求。 （6）按风速进行验算 a)验算最小风量 qcf600.25scb (3-7) scb =lcbhcf70% (3-8) b)验算最大风量 qcf604.0scs (3-9) scs=lcshcf70% (3-10) 式中：scb采煤工作面最大控顶距有效断面积，； lcb采煤工作面最大控顶距，m；两采面均为 3.4m； 8 hcf采煤工作面实际采高，m；*工作面 2.0m，*工作 面 2.5m； scb采煤工作面最小控顶距有效断面积，； lcs采煤工作面最小控顶距，m ；两采面均为 2.4 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。 因此，验算最小风量 *工作面：qcf600.25scb=600.253.42.070%=71.4 m/min。qcf=610 m/min 符合要求。 *工作面： qcf600.25scb=600.253.42.570%=89.25 m/min。qcf=400 m/min 符合要求。 验算最大风量 *工作面： qcf604.0scs=604.02.42.070%=806.4m/min。qcf=570m /min 符合要求。 *工作面： qcf604.0scs=604.02.42.570%=1008m/min。qcf=400 m/min 符合要求。 通过以上的风量计算及验算结果，选取最大的风量*工作 面 qcf =550m/min 、*工作面 qcf =400m/min 能够满足工作 9 面安全生产需要，工作面环境发生变化时,通风科要随时调节风 量，根据实际瓦斯涌出量和工作面工人工作的最适宜环境随时进 行风量调节。 （7）根据*年*月*煤矿矿井下测风情况，采煤工作面实际 进风量为*工作面 805m/min、*工作面 405 m/min，该风量 均满足步骤（6）的要求。 （8）验算风量是否满足回风巷瓦斯浓度不超过 1的要求。 根据上述第（2）步骤，可知： *工作面回风巷最大瓦斯浓度为 0.60，回风量 805m/min ，故回风巷最大绝对瓦斯涌出量为 0.006805=4.83m/min 。故回 风巷瓦斯浓度不超过 1时的要求最小需风量为 5.64/0.01=550570m/min，风量满足要求。 *工作面回风巷最大瓦斯浓度为 0.20，风量 405m/min ， 故回风巷最大绝对瓦斯涌出量为 0.002405=0.81m/min 。故回风 巷瓦斯浓度不超过 1时的要求最小需风量为 0.81/0.01=81400m/min，风量满足要求。 综合上述，生产的采煤工作面实际需要风量 qcf=550+400=950m/min。 （9）备用工作面风量取值 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。*准备工作面与*工作面相邻，煤层赋存条件和开采条 10 件相近，采煤方法相同，故*准备工作面实际需要风量取*工 作面风量的 50。所以，*准备工作面 qsc = qcf 50=40050= 200m/min。 3.4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以及局部通 风机实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。 （1）按照瓦斯涌出量计算 qhf=100qhgkhg (3-11) 式中：qhg 掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量， mmin。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放 量进行计算。 khg掘进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按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1的换算系 数。 根据*煤矿瓦斯检查日报表， *上付巷工作面回风流最大 瓦斯浓度为 0.05，平均瓦斯浓度为 0.02；*底抽巷工作面回 风流最大瓦斯浓度为 0.05，平均瓦斯浓度为 0.03；*底抽巷 回风联巷上段工作面回风流最大瓦斯浓度为 0.17，平均瓦斯浓度 为 0.13。又根据当月的矿井测风报表和通风系统图，*上付巷 工作面回风 192 m/min，*底抽巷工作面回风 180m/min，* 11 底抽巷回风联巷上段工作面回风 192 m/min。故 工作面日最大绝对瓦斯涌出量为 *上付巷：0.051920.10m/min *底抽巷：0.051800.09m/min *底抽巷回风联巷上段：0.171920.33m/min 日平均绝对瓦斯涌出量为 *上付巷：0.021920.04m/min *底抽巷：0.031800.05m/min *底抽巷回风联巷上段：0.131920.25m/min 掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 *上付巷：khg=0.10/0.042.25 *底抽巷：khg=0.09/0.051.80 *底抽巷回风联巷上段：khg=0.33/0.251.32 所以，掘进工作面需风量 *上付巷：qhf=100qhgkhg=1000.042.25= 9.6m/min *底抽巷：qhf=100qhgkhg=1000.051.80=9m/min *底抽巷回风联巷上段： qhf=100qhgkhg=1000.251.32=32.64m/min （2）按照二氧化碳涌出量计算 qhf=67qhckhc(3-12) 式中：qhc 掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量， mmin。 12 khc掘进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按掘进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。 根据*煤矿瓦斯检查日报表和通风系统图显示，当月井下测风 地点回风流中二氧化碳浓度平均为 0.1，井下作业地点的最大二氧 化碳浓度不超过 0.13。因此，二氧化碳涌出不均匀的备用风量系 数取 1.3。 故， 掘进工作面日最大绝对二氧化碳涌出量为 *上付巷：0.131920.25m/min *底抽巷：0.131800.23m/min *底抽巷回风联巷上段：0.0131920.25m/min 日平均绝对二氧化碳涌出量为 *上付巷：0.11920.19m/min *底抽巷：0.11800.18m/min *底抽巷回风联巷上段：0.11920.19m/min 二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数 *上付巷：khh=0.25/0.191.30 *底抽巷：khh=0.23/0.181.30 *底抽巷回风联巷上段：khh=0.25/0.191.30 13 所以，掘进工作面实际需要风量 *上付巷：qhf=67qhckhc=670.191.30=16.5m/min *底抽巷：qhf=67qhckhc=670.181.30=15.7m/min *底抽巷回风联巷上段： qhf=67qhckhc=670.191.30=16.5m/min （3）按炸药量计算 一级煤矿许用炸药 qhf25ahf (3-13) 式中：ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；*上 付巷取 5.55kg，*底抽巷和*底抽巷回风联巷 上段取 8.8kg； 25每千克一级煤矿许用炸药需风量， m3/min。 所以，掘进工作面需要风量 *上付巷：qhf25ahf =255.55=138.75 m3/min *底抽巷：qhf25ahf =258.8=220 m3/min *底抽巷回风联巷上段：qhf25ahf =258.8=220 m3/min （4）按局部通风机的吸风量计算 a) 无瓦斯涌出的岩巷 qhf=qafi +600.15shd (3-14) b) 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷 qhf=qafi +600.25shd (3-15) 式中：qaf局部通风机实际吸风量， m3/min；根据当月的矿井测 14 风报表和通风系统图，*上付巷工作面风量 192 m/min、*底抽巷工作面风量 180m/min、*底 抽巷回风联巷上段工作面风量 192 m/min。 i 掘进工作面同时通风的局部通风机台数； 0.15无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速； 0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风 速； shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积， m2。 所以，掘进工作面需风量 *上付巷：shd =7.2，qaf=1921+600.257.2=300 m/min *底抽巷：shd =11，qaf=1801+600.1511=279 m/min *底抽巷回风联巷上段：shd =10.2， qaf=1921+600.1510.2=283.8m/min （5）按工作人员数量验算 qhf4nhf (3-15) 式中：nhf 掘进工作面同时工作的最多人数，人； 4每人需风量，m/min *上付巷：nhf=32 人，qhf4nhf=432=128 m/min *底抽巷：nhf=26 人，qhf4nhf=426=104 m/min *底抽巷回风联巷上段：nhf=26 人，qhf4nhf=426=104 15 m/min 按上述计算，掘进工作面风量符合要求。 （6）按风速进行验算 a) 验算最小风量 qhf600.25shf (3-16) 式中：shf掘进工作面巷道的净断面积，m2。 故， *上付巷：shf =6.27，qhf600.256.27= 94.05m/min，符合要求。 *底抽巷：shf =10.2，qhf600.2510.2=153m/min， 符合要求。 *底抽巷回风联巷上段：shf =9.37， qhf600.259.37=140.55m/min，符合要求。 b ) 验算最大风量 qhf604.0shf(3-17) 式中：shf掘进工作面巷道的净断面积，m2。 *上付巷：shf =6.27，qhf604.06.27= 1504.8m/min，符合要求。 *底抽巷：shf =10.2，qhf604.010.2= 2448m/min， 符合要求。 *底抽巷回风联巷上段：shf =9.37，qhf604.09.37= 2248.8m/min，符合要求。 16 通过以上的风量计算及验算结果，掘进工作面安装风机巷道 风量取*上付巷 qhf =300m/min 、*底抽巷 qhf=279m/min、*底抽巷回风联巷上段 qhf=284m/min，能够 满足工作面安全生产需要，工作面环境发生变化时,通风科要随 时调节风量，根据实际瓦斯涌出量和工作面工人工作的最适宜环 境随时进行风量调节。 综合上述，掘进工作面实际需要风量 qhf=300+279+284=863m/min。 3.5硐室实际需要风量的计算 井下硐室需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的 总和来计算，如下式： (3-18) 123ri qqqqq 硐硐硐硐硐 式中：q硐所有独立通风硐室需要风量总和，m3/min； q硐 1、q硐 2、q硐 3、q硐n不同独立供风硐室需要风量， m3/min。 1.1.1 机电硐室需要风量计算： 矿井共有 4 处独立通风硐室，分别为中央泵房、采区变电所、采 区泵房和炸药库。 发热量大的机电硐室，应按照硐室中运行的机电设备发热量进 行计算： (3-19) tc w q p 60 3600 mr 式中：机电硐室的需要风量，m3/min； mr q 机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率（按 w 17 全年中最大值计算） ，kw； 机电硐室发热系数，数值见表 3-； 空气密度，一般取=1.20kg/m3； 空气的定压比热，一般可取=1.0006kj/(kgk)； p c p c 机电硐室的进、回风流的温度差，k。t 表表 3-4 机电硐室发热系数（机电硐室发热系数（）表）表 机电硐室名称发热系数 空气压缩机房0.200.23 水泵房0.010.03 变电所、绞车房0.020.04 机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风； 采区小型机电硐室，按经验值确定需要风量或取 6080m3/min；选 取硐室风量，应保证机电硐室温度不超过 30，其他硐室温度不超 过 26。 根据以上计算方法，井下机电硐室需要风量见表 3-5。 表表 3-53-5 硐室需要风量计算表硐室需要风量计算表 参数 硐室名称 w （kw） t （k） q (m3/min) 备注 中央泵房0.02240380 采区变电所0.03737.44221 采区泵房0.02224.4375 合计386 1.1.2 爆破材料库需要风量计算： qem=4v/60 (3-20) 式中：qem井下爆炸材料库需要风量，m3/min； 18 v井下爆炸材料库的体积，238m3； 4井下爆炸材料库内空气每小时更换次数。 但大型爆破材料库不应小于 100 m3/min，中、小型爆破材料库 不应小于 60 m3/min。 qem=4v/60=15.87 m3/min60 m3/min，取 qem=60 m3/min。 所以，qur=+ qem=386+60=446m3/min。 mr q 3.6其它用风巷道实际需要风量的计算 其它用风巷道有 5 处，即消防库、瓦斯泵站、六巷乳化泵房、二 巷乳化泵房、+84 大巷。 1.按瓦斯涌出量计算： (3-21) 4 100 ich qqk i 式中：qi第 i 个井巷实际需要风量，m3/min； qch4第 i 个井巷最大瓦斯绝对涌出量，m3/min； k瓦斯涌出不均衡系数，取 1.21.3； 100其它井巷中风流瓦斯浓度不超过 1%所换算的常数。 2.按风速计算： 岩巷 (3-22) 3 9(/min) ii qsm 煤巷 (3-23) 3 15(/min) ii qsm 式中：si第 i 个其它井巷断面，m2。 其它井巷需要风量的计算结果详见表 3-6。 表表 3-63-6 其它用风巷道实际需要风量计算其它用风巷道实际需要风量计算 序号井巷名称瓦斯涌出量 （m3/min） si （m2） 计算风量 （m3/min） 备注 1消防库无7.9271.28岩巷 19 2瓦斯泵站无7.9271.28岩巷 3二巷乳化泵 房 无7.9271.28岩巷 4六巷乳化泵 房 无7.9271.28岩巷 5*大巷无6.356.7岩巷 合计341.82 所以，qrl =71.28+71.28+71.28+71.28+56.7=342m3/min。 3.7矿井总需风量的确定 根据式（3-1）提供的计算方法，矿井总风量确定如下： qrs(qcf+qhf+qur+qsc+qrl)kaq =(970+863+446+200+342)1.18=3329m3/min。 4矿井通风能力计算 4.1计算公式 由于该矿井年产量*万 t/a。根据 aq1056-2008煤矿通风能 力核定标准5.3 条，采用“由里向外核算法”，公式如下： i(4-1) hi aaa cipc 式中:-矿井通风能力，104t/a； pc a -采煤工作面通风能力，104t/a； ci a -掘进工作面通风能力，104t/a。 hi a 根据矿井总进风量与计算的矿井各用风地点的实际需要风量计 算出采掘工作面个数。矿井总进风量为 4421m3/min，矿井可安排 2 个炮采工作面（*工作面、*工作面） 、*个煤巷掘进工作面 （*上付巷） 。 20 4.2单个采煤工作面年产量计算 cicicicicici cbrhla 4 10330 (4-2) 式中：第i个采煤工作面年产量，104t/a； ci a 第i个采煤工作面平均长度，m； ci l 第i个采煤工作面煤层平均采高，放顶煤开采时为采 ci h 放总厚度，m； 第i个采煤工作面的原煤视密度，t/m3； ci r 第i个采煤工作面平均日推进度，m/d； ci b 第i个采煤工作面回采率，%，按矿井设计规范和实 ci c 际回采率选取小值。 各采煤工作面特征见表 4-1。 则采煤工作面通风能力=33.51104t/a。 ci a 表表 4-14-1 采煤工作面特征表采煤工作面特征表 工作 面名 称 工作 面平 均长 （m） 平均 采高 （m） 原煤视 密度 （t/m3） 回收 率 （%） 年工 作日 数 （d） 工 作 面 个 数