矿井通风阻力测定报告

1、耒阳市马康煤业公司炭山煤矿矿井通风阻力测定报告2018 年 3 月会审表编制审核编制时间2018年3月6日姓名职 务会审意见签名会审时间胡召祥矿 长候井德总工程师胡秋元安全副矿长刘爱明生产副同长钟金良机电副矿长尹小平通风副总刘仁仕测量技术员刘腊宝米掘技术员刘显智地质技术员熊俊机电技术贝刘世玄探水队长为了确保矿井安全生产，保证矿井通风正常，根据煤矿安全规程 规定， 我矿于 2017 年 4 月 28 日矿井通风系统风阻进行一次测定。一、组织领导小组组长：胡召祥副组长：王德华成员：尹小平（通风技术员）、刘爱明（生产副矿长）、曹国金（安全副矿长）、刘仁仕（采煤技术员）、雷群松（地质技术员）、欧学明（

2、机电技术员）、候井德（掘进技术员）、概述矿井通风系统现状生产布置及风量分配情况：主（副）斜井一运输石门-运输巷一采煤工作面一回风巷一回风一回 风斜井一引风道一地面。、通风阻力实际测定、计算及分析、通风阻力测定的目的矿井通风阻力测定是矿井通风技术管理的一项重要内容，其主要目的在于1）了解矿井通风系统的阻力分布情况；2） 为生产矿井通风系统优化和合理配风提供基础资料和参数；3）为矿井井下灾害防治和风流调节提供必要的基础资料；4）为保证矿井的正常生产和增产提效提供依据；5）为矿井通风能力核定提供基础参数。、通风阻力测定的技术依据及方法、测定的技术依据煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法矿井通风阻力测

3、定方法MT/T 440-1995MT/T440-1995煤矿安全规程第119 条规定： “新井投产前必须进行次通风阻力测定，以后每年至少次，矿井转入新水平生产或改变一翼通风系统后，必须重新进行矿井通风阻力测定。、测定方法本次测定采用气压计基点测定法。基点法是将一台气压计放在井上或井下某基点处，每隔一定时间测取气压读数并记录测定时间以监测地面大气压力的变化，进而对井下测定的气压数据进行校正；另一台气压计沿事先选好的路线逐点测定气压值并记录测定时间。采用基点法测定时两测点间的通风阻力计算公式为：）Z1 Z2 g，（1）式中：1、2分段阻力，Pa ; P1, P2，Pa ;分段巷道起点和末点基点绝对

4、静压，Pa ; p 1, P 2的空气密度，Kg/m3;V1,V2的风速m/s;g重力加速度m/s2；Z1,Z2的标高，m式中：一一空气密度，Kg/m3;干球温度，c；一、概况参照湖南省煤炭工业局关于 2011 年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（湘煤行201221 号）文件，根据矿山储量年报和周边煤矿的瓦斯情况，确定该矿为瓦斯矿井，设计采用矿井相对CH涌出量为9.6m3/t ,相对CO涌出量为19.2m3/t。根据 2010 年湖南省煤安检验检测中心检验报告，检验结果是该矿井可采煤层无煤尘爆炸性，矿井可采煤层属不易自燃煤层。矿井无地温异常现象；矿井最大班下井人数为60 人。二、矿井通风1、矿井通

5、风方式和通风方法矿井通风方式为分区式，通风方法为机械抽出式2、风井数目、位置及服务时间风井为 2 个，分别有西风井和东风井。西风井（原大坪煤矿主井）井口坐标：X= 2904638, Y= 38403323, Z= +149,井筒方位角126 ,坡度为28 ,长度208.5m,落底标高 为+50m服务时间为6年。东风井 （ 原峒探井风井） 井口坐标：X=2904832， Y=38404033，Z=+145.2,井筒方位角20 ,坡度为28 ,长度219ml落底标高为 +42m服务时间为6年。3、掘进通风和硐室通风Q采=4”4 TX Kcx 100/(24 x 60X 60)矿井生产时，设计安排有

6、三个掘进工作面，采用局部通风机压入式通风；井下设有中央变电站、中央水泵房、采区绞车房等硐室，其中中央变电站、中央水泵房回风串入生产采区；采区绞车房、机车充电室采用独立配风。三、矿井风量计算矿井风量根据煤矿安全规程要求和矿井生产实际情况，按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、 硐室等用风点实际需风量进行分别计算，取其最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK/60=4 60X 1.25/60=5.0(m 3/s)式中：q矿井总供风量，m/s；4每人每分钟供风标准，m3/min ；N井下同时工作最多人数，人；K矿井通风系数，取 1.25;2、按采煤、掘进、硐室等用风点实际需风量计算、采煤

7、工作面需风量计算设计按相对瓦斯涌出量、相对二氧化碳涌出量、工作面温度、工作面炸药消耗量和采煤工作面人数等分别计算，取其中最大值，并用风速进行验算。、按瓦斯相对涌出量计算采煤工作面需风量=9.6 x 273X 1.5 x 100/(24 x 60 x 60)=4.56( m3/s )式中：q ch4矿井相对瓦斯涌出量，取9.6m3/t;T单个工作面日产量，取 273吨；Kc涌出不均衡风量备用系数，取 1.5。、按二氧化碳相对涌出量计算采煤工作面需风量Q采=qco2X TX Kcx 100/(24 x 60X60)=19.2 X273X 1.5 x 100/2.0/(24 x 60X60)=4.5

8、5 ( m3/s )式中：q CO2矿井相又t二氧化碳涌出量，取19.2m3/t;T单个工作面日产量，取 273吨；Kc涌出不均衡风量备用系数，取 1.5。、按工作面温度计算QM=Vc- Sc - Ki =1.0 X4.2X1.0=4.2 (m3/s )式中：Vc回采工作面适宜风速；取 1.0m/s;Sc 回采工作面平均有效断面积；Sc=4.2m2Ki 工作面长度系数， 50mM 0.8 , 50 80mM 0.9 , 80120m取 1.0 ;、按炸药消耗量计算Q采=25X A=25X 1060=3.75 (m/s )式中：25每kg炸药爆破后，需供给的风量，m3/min - kg;A采面一

9、次使用最大炸药量，取A=10kgo、按工作面人数计算 Q采=4Nk60=4X20 + 60=1.3 (m/s)式中：N回采面同时工作人数，取 20人。、按风速进行验算通过以上计算可知，+50m 水平与0m 水平 工作面所需风量相差不大，其最大值为 4.56m3/s，取Q采为4.6m3/s。按风速验算如下：60X0.25SCQ 采 60X4SQ 采=4.2 m3/s=252m3/min60 X 0.25 X 4.2 Q采0 4 X 60X 4.263 2760 1008通过以上验算，工作面风量Q采取4.6m3/s满足风速要求，全矿井23个工作面生广，故工；Q采=9.2m/s。、掘进工作面需风量计

10、算设计按绝对瓦斯涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药消耗量、工作面人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算。、按瓦斯绝对涌出量计算因矿井无掘进工作面瓦斯涌出量参数，根据同类矿井瓦斯涌出量规律，掘进工作面绝对瓦斯涌出量按全矿20%选取。Q= q ch4X TX Kcx 100/(24 x 60X 60)=9.6X20% 273X1.5 X 100/(24 X60X 60)=0.91 ( m3/s )式中：q掘单个掘进工作面实际需要风量，m3/s ；q 掘 掘进工作面绝对瓦斯涌出量；Kj 掘进工作面涌出不均衡风量备用系数，取、按局部通风机吸风量计算A、半煤岩巷掘进工作面Q 掘=、扇+15$= 18

11、0+15 X6.24=273.6m3/min=4.6m 3/s 。式中：Q掘一单个掘进工作面需要风量，m3/min ;Q 扇 局部通风机实际吸风量，半煤岩巷局部通风机型号为YBT 11，取 Q 扇 =180m3/min ；S 掘进工作面断面积，6.24m2。B、岩巷掘进工作面Q掘=Qn+9S= 180+9 X6.55=239（ m3/min ） =4.0（ m3/s ）式中： Q 掘 单个掘进工作面需要风量，m3/min ；Q 扇 局部通风机实际吸风量，局部通风机型号为YBT 11，取 Q 扇 =180m3/min ；S一掘进工作面断面积，6.55m2。、按炸药使用量计算A岩巷掘进工作面Q掘=

12、25X A=25X 8+60=3.33( m3/s)式中：25每kg炸药爆破后，需供给的风量，m/min - kg;A掘进工作面一次使用最大炸药量，取A=8kB、半煤岩巷掘进工作面Q掘=25X A=25X 6+60=2.50( m3/s)式中：25每kg炸药爆破后，需供给的风量，m/min - kg;A掘进工作面一次使用最大炸药量，取A=6k、按工作面人数计算Q掘=4NK60=4X 8+60=0.53 (m3/s)式中：N掘进工作面同时工作人数，取 8人。通过上述计算，单个掘进工作面风量取 Q掘=4.0m3/s。、按风速进行验算A、岩巷掘进工作面V 岩=Q/S =4.0/6.55=0.61(m

13、/s)B、半煤岩巷掘进工作面V 半夕g=Q 掘/S =4.6/6.24=0.74(m/s)根据煤矿安全规程101 条规定，岩巷掘进工作面最低风速为0.15m/s ,最高风速为 4m/s;半煤岩巷掘进工作面最低风速为 0.25m/s， 最高风速为4m/s； 通过验算，掘进工作面风速符合规程要求。根据上述计算取最大值，则 Q掘取4.6 m3/s。全矿设计配备3个掘进工作面，其中3 个为半煤岩巷掘进工作面，均设计为独立配风，故Z2Q掘=13.8m3/s。、碉室需风量计算该矿井为小型煤矿，设有一个机车充电碉室Q碉=1.2m3/s。11采区和12采区绞车房各配Q碉=1.2m7s井下未配备井下爆破材料库，

14、一 50水泵房、一50变电所回风串入生产采区，因此汇 Q碉前=3.6m3/s。后 期 50 水泵房、50 变电所、下山绞车房、回风串入生产采区，设有一个机车充电碉室 Q碉=1.2m3/s。I2Q碉后=1.2m3/s。、其它地点需风量矿井无其它地点需单独供风。EQ=0、矿井投产初期(通风容易时期)总需风量Q容易=(工;Q采+工;Q掘+工;Q碉+工;Q其它)XK=(9.2+13.8+3.6+0) x 1.2=32(m3/s) 式中：E Q矿井需要的总风量，m/s ;EQ采矿井各回采工彳面所需风量之和，m3/s ;E Q掘矿井各掘进工彳面所需风量之和，m3/s ;E Q碉矿井各独立通风碉室所需风量之

15、和，m3/s ;E Q其它矿井除采掘碉室外其它需风量之和，n3/s ；K 矿井通风系数，取 1.2。通过上述计算，矿井投产初期矿井总进风量为32 n3/s 。、矿井末期(通风困难时期)总需风量矿井通风困难时期设计采煤工作面2 个， 掘进工作面4 个， 只有一个机车充电碉室 Q碉=1.2m3/s。Q容易=(汇Q采+12Q掘+12Q碉+12Q其它)XK=(9.2+18.4+1.2+0) x 1.2=34.5(m3/s) TOC o 1-5 h z 式中：E Q矿井需要的总风量，m/s ；E Q采矿井各回采工彳面所需风量之和，m/s ；E Q掘矿井各掘进工彳面所需风量之和，m/s ；E Q碉矿井各独

16、立通风碉室所需风量之和，m/s ；E Q其它矿井除采掘碉室外其它需风量之和，m/s ；K 矿井通风系数，取 1.2 。通过上述计算，矿井后期矿井总进风量为34.6m3/s。二、矿井风量分配矿井投产初期为矿井通风容易时期，两采三掘，即1172 工作面和 1271 工作面采煤时期，矿井总进风量为32.0m3/s ，其中主井进风量为20.0m3/s ,副井进风量为12.0m3/s。矿井总回风巷量32.0m3/s ,其中西风井回风巷量19.5m3/s， 东风井回风巷量12.5m3/s。 具体用风地点为 2 个回采工作面配风11.0m3/s ， 3 个掘进工作面共配风16.5m3/s ， 3个机电硐室配

17、风4.5m3/s 。矿井通风最困难时期，两采四掘即1178 工作面和1277 工作面采煤时期，矿井总进风量为34.5m3/s,其中主井进风量为22.0m3/s,副井进风量为12.5m3/s。 矿井总回风巷量34.5m3/s， 其中西风井回风巷量 18.0m3/s， 东风井回风巷量16.5m3/s 。 具体用风地点为2 个回采工作面配风11.0m3/s ， 4个掘进工作面共配风22.0m3/s， 3个机电硐室配风1.5m3/s 。风量分配见矿井通风系统图C1218 171 01、 C1218 171 02。三、矿井风压与等积孔、矿井负压计算h= % x LXPX Q/ S式中：h井巷白风压，Pa

18、井巷的摩擦阻力系数，N S/m4。 TOC o 1-5 h z L巷道长度，mP井巷周长，mS井巷的净断面积，m2Q井巷的通过风量，m3/s通过计算得出，通风容易时期：3 Q西=19.5m/s ,H 容=317.3Pa;Q 东=12.5m3/s,H 容=219.24Pa;通风困难时期：3Q西=18.0m/s ,3Q 东=16.5m/s,困 =327.04Pa；困 =319.02Pa；计算结果见表5 1、52、53、542、等积孔风井等积孔:A=1.19Q/h1/2式中：A风井等积孔，m2;Q矿井总进风量，m3/s;h矿井通风阻力，Pa。A 西容= 1.19X19.5/317.3 1/2= 1.

19、3(m2)A 东容= 1.19X12.5/219.241/2=1.0(m 2)A 西困= 1.19 X18.0/327.041/2= 1.18(m2)A 东困= 1.19X16.5/319.021/2=1.09(m2)该井初南、北风井通风容易时期通风难易程度均为中等，为中等阻力矿井。全矿井等积孔：A M - 1.19(QW +Q ) +Q东h东 Q西十Q东式中：a矿井等积孔，m；q总进风量，m/s ；h 通风阻力，Pa。A _1.19 (19.5 12.5)A总容二19.5 317.3 12.5 219.2419.5 12.5=2.28(m2)八1.19 (18.0 16.5)A总困二18.0

20、 327.04 16.5 319.0218.0 16.5=2.28(m2)该井总通风容易时期和困难时期的通风难易程度均为容易，为小阻力矿井。矿井初期西风井通风阻力计算表表51序 号巷道名称支护阻力系 数（风）巷道长 度（L）周界（P）风量（Q）净断 面积 （S）风阻方式Nl- S2/m4(m)(m)3(M/S)(m2)(Pa)1副井锚喷0.0074941020740.332-50井底车场锚喷0.0068010.5207.44.983-50主运输大巷锚喷0.007689.8206.76.204-50运输石门锚喷0.0071721032735.945-50西翼运输大巷锚喷0.0076309.819

21、.56.754.64611采区下部车场锚喷0.0064010.5187.42.01711采区轨道上山下段锚喷0.0071079.68186.558.36811采区上车场锚喷0.006409.68116.551.009工作面运输巷金属支架0.01834210.075.56.247.7210工作面金属支架0.0451003.25.51.9261.5411工作回回风巷金属支架0.01848010.075.56.2410.831211米区+43回风右门锚喷0.007209.24116.550.5613+50西翼总回风巷（前段）锚喷0.007329.24186.552.3914+50西翼总回风巷（后段）

22、锚喷0.0071249.2419.56.5510.8515西风井锚喷0.007208.59.2419.56.5518.2516风碉硅砌0.008305.1419.53.5710.3117小计275.9118局阻按15%41.3919合计317.30矿井初期东风井通风阻力计算表表52序 号巷道名称支护阻力系 数(风)巷道长 度(L)周界(P)风量(Q)净断 面积 (S)风阻方式Nl- S2/m4(口(口3(M/S)(m2)(Pa)1副井锚喷0.0074941020740.332-50井底车场锚喷0.0068010.5207.44.983-50主运输大巷锚喷0.007689.8206.76.204

23、-50运输石门锚喷0.0071721032735.945-50东翼运输大巷锚喷0.0072889.812.56.710.26612采区下部车场锚喷0.0064010.577.40.30712采区轨道上山下段锚喷0.0071079.6876.551.26812采区上车场锚喷0.006629.685.56.550.399工作面运输巷金属支架0.01835810.075.56.248.0810工作面金属支架0.0451003.55.52.151.4511工作回回风巷金属支架0.01835610.075.56.248.0312112米区+43回风右门锚喷0.007209.245.56.550.1413

24、+43东翼总回风巷(前段)锚喷0.007859.245.56.550.5914+43东翼总回风巷(中段)锚喷0.007989.24116.552.7315+43东翼总回风巷(后段)锚喷0.0072189.2412.56.557.8416东风井锚喷0.0072199.2412.56.557.8817风碉硅砌0.008305.1412.53.574.2418小计190.6419局阻按15%28.6020合计219.24矿井后期西风井通风阻力计算表表5 3序 号巷道名称支护阻力系数()巷道长 度(L)周界(P)风量(Q)净断 面积 (S)风阻方式Nl- S7m4(的(m)3(M/S)(m2)(Pa)

25、1副井锚喷0.0074941022748.802-50井底车场锚喷0.0068010.5227.46.023-50主运输大巷锚喷0.007689.8226.77.514-50运输石门锚喷0.0071721032735.945-50西翼运输大巷锚喷0.0074269.8186.731.48611采区上部车场锚喷0.0064010.516.57.41.69711采区轨道下山(上段)锚喷0.0071079.6816.56.557.02811采区轨道下山(下段)锚喷0.0071079.68116.553.12911采区轨道下山下部车场锚喷0.006409.68116.551.0010工作面运输巷金属支架0.01850410.075.56.2411.3711工作面金属支架0.0451003.25.51.9261.5412工作回回风巷金属支架0.01845010.075.56.2410.161311米区-100回风右门锚喷0.007359.24116.550.971411采区回风下山上段锚喷0.0071009.2416.56.556.271511采区-50总回风巷锚喷0.007409.24186.552.981611采区回风上山锚喷0.0072009.24186.5514.9117+50西翼总回风巷锚喷0.0071249.241