前 言

一、核定目的

1、坚持以风定产，根据《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。

2、杜绝超通风能力生产现象和超负荷运转。

3、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。

二、核定依据

1、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）

2、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）

3、矿井通风系统图及测风记录等相关资料。

4、《煤矿安全规程》（2016年版）。

5、《省能源局关于2016年煤矿瓦斯等级鉴定结果的通知》

第一章  矿井概况

一、交通位置

XXXXXX煤矿位于南漳县以南108km，属XXX管辖。距XXX市92km，距XXX76km，有11111111km简易公路与11111国道相连直达XXX镇，交通较为便利。

二、资源储量

1、储量计算参数。

XXX煤矿主采XXX煤层，煤层平均厚度0.62m，平均倾角13°，煤的容重为1.5t/m³。

2、保有储量。

根据XXX煤矿矿产资源储量报告，XXX煤矿保有资源储量（122b）199.3kt，（333）198kt，总矿井地质资源储量397.3kt。

三、矿井工作制度

设计矿井年工作日为330d，每天3班作业（二采一准），每天净提升时间为16h。

四、矿井设计生产能力

根据煤层赋存条件、煤层特征及储量,开采技术装备等因素，确定矿井的生产能力为60kt/a。

五、矿井服务年限

全矿可采储量397.3kt，储量备用系数取1.4，全矿井服务年限为4.2年。

第二章 通风概况

   一、开拓方式、通风方式、方法

矿井为斜井开拓方式，并列抽出式通风，主通风机型号为FBCZ-NO14。

二、进、回风井筒数量及风量

矿井目前采用斜井开拓，新鲜风流由主斜井进入,经过XXX主运输巷、东XXX运输大巷、二级轨道下山；由XXX区段运输平巷进入首采工作面；在XXX处由局扇供风送入XXX东西两翼平巷；乏风由二级回风下山及XXX区段回风平巷在XXX回风上山处汇合，由XXXm回风平巷汇入风井，由风机抽出地面。主斜井井口坐标为：X=，Y=，Z=2；回风井井口坐标为：X=，Y=，Z=。主斜井及XXX主运输平巷均为全岩三心拱巷道，其净断面为5.82㎡；风井断面为4.84㎡。

三、矿井需要风量、实际风量、有效风量

根据矿井风量测定，负压270.48Pa；风量：总进风1188m3/min，总回风量1206m3/min；有效风量1084.6m3/min。

四、矿井瓦斯等级

2016年经XXX专家组进行复审，同意我矿“瓦斯绝对涌出量0.66m³/min，瓦斯相对涌出量为4.5m³/t,矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井”的结论。

五、主要通风机及运行参数、风压、通风阻力、等积孔

1、矿井主通风机型号为FBCZNo.14型防爆对旋式通风机两台，其中一台工作，一台备用。

2、该型号风机风压范围是100-800Pa，风量范围是13-31.8m3/s，配备YBFh-225型（30kw）电动机。

根据矿井现状，2017年XXX煤矿主要任务是尽快取得安全生产许可证，加大掘进量缓解采煤接替。目前，井下只有东XXX首采工作面一个采煤工作面，只有东XXX平巷1个掘进工作面来实现采区布置。

3、等积孔

矿井等积孔按A=1.19--计算，A=1.3㎡＞1；属中等阻力矿井。

六、并列式通风情况

矿井通风方式为并列式通风，新鲜风流由主斜井进入，经XXX运输平巷、二级轨道下山进入采掘工作面，乏风由二级回风下山、XXX区段回风平巷至XXXm总回风巷，然后由主扇抽出地面。

第三章矿井风量计算原则

一、计算原则

      按照《煤矿安全规程》第139条和《煤矿通风能力核定标准》，结合我矿实际情况，需风量按下列要求分别计算：

1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。

2、按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和计算，各地点实际需要分量，必须使该地点风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度、风速以及温度，每人供风量符合《煤矿安全规程》的规定。

3、矿井需要风量按各用风工作面、硐室及其他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，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。

二、风量计算过程及结果

（一）、Ⅰ采区风量计算

1、按井下同时工作的最多人数计算

Q＝4·N·K＝4×50×1.35＝324m3/min＝5.4 m3/s

式中Q——矿井总风量，m3/min；

N——井下同时工作的最多人数，人；

4——每人每分钟供风标准，m3/min；

K——矿井通风系数，取1.35。

2、按采掘工作面所需风量进行计算

Q＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐）×K

式中Q——矿井总风量，m3/min；

∑Q采——采煤工作面实际需风量总和，m3/min；

∑Q掘——掘进工作面实际需风量总和，m3/min；

∑Q硐——通风硐室实际需风量总和，m3/min；

∑Q它——通风硐室实际需风量总和，m3/min；

K——矿井通风系数，取1.15。

   ( 1)、采煤工作面所需风量

根据井下采掘失调现状，Ⅱ采区正在布置当中，目前没有采煤工作面。因此，不需要计算采煤工作面风量。

    (2)、掘进工作面风量计算

（1）、Ⅱ采区掘进工作面风量计算

①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q掘＝100×q掘×Kd

＝100×0.567×1.8

＝102.06m3/min

＝1.7 m3/s

式中：Q掘——掘进工作面需要的风量，m3/min；

Q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

Kd——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，炮掘工作面取1.8～2.0。

②按炸药使用量计算

Q掘＝25Aj＝25×6＝150 m3/min

式中：Q掘——掘进工作面需要的风量，m3/min；

Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取6kg。

③按局部通风机吸风量计算（以上2个掘进面局扇型号一致，每个掘进面安装FBD2×5.5KW局扇2台，一台工作，一台备用）

Q掘＝Qf×I×kf＝180×2×1.2＝360 m3/min＝6.0 m3/s

式中：Q掘——掘进工作面需要的风量，m3/min；

Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，式局部通风机,风量14-235m3/min；

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，2台；

kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3。

④按工作面人员数量计算

Q掘＝4nj＝4×20＝80 m3/min

式中：Q掘——掘进工作面需要的风量，m3/min；

nj——掘进工作面同时工作的最多人数，取20人；

4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min。

⑤按风速验算

根据《煤矿安全规程》规定，岩巷掘进工作面风量应满足：

9×Sj≤Q掘≤240×Sj

式中：Sj——掘进工作面平均有效断面，m2。

48.06≤336≤1281.6

由上式可以看出单个掘进工作面风量取180m3/min。

（3）Ⅱ采区绞车硐室风量计算

   目前避难硐室、井下消防材料库、变电所在进风流中采用扩散通风；Ⅱ采区绞车硐室未形成通风系统，因此，硐室风量无需计算。

则 ：Ⅱ采区2个掘面工作面所需风量为:

Q总＝（∑Q采+ ∑Q掘＋∑Q硐）×K

＝（3×2）×1.15

＝6.9m3/s

按Ⅱ采掘工作面所需风量进行计算为6.9m3/s。

（二）Ⅲ采区采掘工作面所需要风量计算

Q总＝（∑Q采+ ∑Q掘＋∑Q硐）×K

＝（3×2）×1.15

＝6.9m3/s

Ⅲ采区按采掘工作面所需风量进行计算为6.9m3/s

（三）矿井总风量 

原Ⅰ采区回风上山为满足行人、通风要求，目前配风量为60m3/min；矿用防爆型柴油机车配风量计算，根据井下实际，维修整改期间，运输量不大，由一辆防爆柴油机车运输，其配风量为：

   4m3/min×20KW＝80m3/min

。则矿井总风量为：

Q总=QⅡ采区+QⅢ采区+Q一采区绞车房+Q机车

=6.9+6.9+1+1.33

=16.13m3/s

第四章  矿井通风能力计算

一、矿井通风能力核定计算

采用总体核算法

A=330×10-4×Q进/q×K

 =330×10-4×18.9/2.8×1.4

 =9.55（万吨/年）

式中：Q进—矿井总进风量，为18.9×60m3/min，矿井实际进风量必须满足矿井的总需要风量，按核定时矿井总进风量计算；

      q—平均日产吨煤需要的风量，2.8m3/ min.t；

q=——（m3/min.t）

式中：Q—矿井上年度实际需要风量，12.74×60 m3/min，矿井实际进风量为矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室和其他用风巷道需要风量之和；

      q—矿井上年度平均日产煤量，t；

参数选取和计算时，首先应对上年度矿井供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价，对上年度生产安排的合理性进行必要的分析与评价，K—矿井通风能力系数，取1.4。

三、结论

通过计算方法比较，矿井通风系统通风能力核定计算取小值A=9.55万吨/年,依据《煤矿通风能力核定标准》，核定计算A=9.55万吨/年。最终核定为9.55万吨/年。符合矿井生产能力9万吨/年的通风要求。

第四章   矿井通风能力验证

矿井主风机现排风量1217.5 m3/min，负压270.48Pa，主扇的额定风压100-800Pa，主扇的风压为270.48Pa，小于风机最大风压值，符合规定。

由主扇风机的特征曲线可以看出，主扇风机的工况点处在风压特性曲线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行稳定，完全能满足生产所需。

2、矿井通风网络验证

井下巷道用风地点的风流方向稳定，风量满足要求，井巷风速满足要求。矿井总进风量1134 m3/min，实际需风量为967.8m3/min，总排风量1217.5 m3/min，通风阻力为270.48Pa。等积孔为1.37㎡，矿井的通风较容易，即通风网络“通过风流的能力”较强。通风网络中的通风阻力分配合理与风量相匹配。

矿井通风网络符合《煤矿安全规程》规定，采掘工作面通风系统完善合理；不存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等情况。

随着生产调整和对风量需要的增加，在依靠调整矿井通风系统的同时，对井下通风设施包括密闭、风门等进行全面检查和修复，从而达到良好的通风效果，使得通风系统更加稳定、合理、可靠。

3、利用用风地点有效风量进行验证

矿井总进风量1134m3/min，矿井有效风量1074.6 m3/min。矿井内各用风地点的有效风量满足要求，井巷中的风流速度、温度全部符合《煤矿安全规程》的有关规定。各相关地点数据验证情况具体见下表(一)。

矿井用风地点有效风量验证表                           表（一）

矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。根据历年矿井瓦斯等级鉴定和井下实际，在正常通风情况下，工作面进、回风巷瓦斯含量极低，生产工作面中，从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚现象。2012年矿井重新安装了KJ-70N型矿井安全监测监控系统，未出现过瓦斯超限报警现象，矿井通风能力满足稀释排放瓦斯的需要。

矿井稀释瓦斯能力验证表

XXX煤矿属于低瓦斯矿井，矿井通风系统完善、可靠，各工作面通风，没有不符合规定的串联通风、扩散通风和采空区通风，因此无《煤矿生产能力核定标准》中所涉及的扣减通风能力项目。经过以上计算和能力验证，矿井主要通风机实际运行工况点处于安全、稳定、合理、可靠的范围之内，通风动力与主要通风机性能相匹配，能够满足安全生产实际需要；矿井各用风地点及采空区有效风量满足该地点风量需求，井巷中风速、温度等符合《煤矿安全规程》规定；矿井各相关地点瓦斯检测结果低于《煤矿安全规程》的有关规定。

第六章  通风系统存在的主要问题及建议

1、加强检查维修，减少+XXXm回风巷漏风。

2、根据通风阻力测定情况及时采取降低风阻的措施，降低矿井通风阻力，提高矿井通风能力，重点对进、回风巷道检修，扩大通风断面。

3、加强盲巷和采空区管理，采空区及废弃巷道要及时严密封闭。

4、定期测风，及时合理分配风量。

5、严格瓦斯管理，严格执行瓦斯检查制度，严禁瓦斯超限作业，杜绝瓦斯事故的发生。下载本文