矿井通风能力核定报告

盘县黄什煤矿

二O一四年二月

第一章  概   述

    一、核定工作简要过程

    1、前期准备工作

组织参加通风能力核定的专业人员，认真学习了《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028—3006）、《煤矿通风能力核定与管理指南》、煤矿通风能力核定标准（AQ1056—3008）、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1027—3007），进一步领会了解通风能力核定的重要意义及要求，严明工作纪律，组成两个现场调查组，每组均配有相关专业人员。

2、现场调查工作

根据黄什煤矿矿井实际，于2014年1月对矿井通风系统生产能力进行核定。⑴按“煤矿通风能力核定基础表”及需补充收集的资料逐项调查；⑵对各系统进行实查，重点是矿井通风系统、防尘、防灭火系统、监控系统等，⑶按“煤矿通风能力核定报告撰写大纲”中有关通风能力核定附图附件目录收集矿井应提供的材料。⑷调查建矿历史及矿井现状。收集掌握了大量的数据资料。 

3、核定报告的编制

根据现场收集的资料，按照煤矿通风能力核定标准（AQ1056—3008）煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1027—3007）及“煤矿通风能力核定报告撰写大纲”，经过认真分析、整理、逐项核定、汇总，编制了《黄什煤矿通风能力核定报告》。

    二、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》（生产监督管理局2012年版）

2、国家发展和改革委员会关于印发《煤矿通风能力核定的若干规定》的通知（发改运行〔2004〕254号）

3、生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会安监总煤矿字〔2005〕42号文

4、《国有煤矿瓦斯治理规定》（国家煤矿安全监察局21号令）

5、《关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》和《关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》；

6、《煤炭工业设计规范》（GB50215—3005）；

7、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1027-3006）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025-3006）、《煤矿通风能力核定及管理办法》、煤矿通风能力核定标准（AQ1056—3008）、等。

  第二章　 矿井基本情况

一、位置和范围

黄什煤矿位于盘县东南部，直距盘县县城36公里。地理坐标：东经105°12′31″～105°14′21″，北纬25°13′46″～25°14′55″。井田为一不规则多边形，东西长约2.20km，南北宽约0.35～1.02km，面积1.6594km2。

二、交通

井田交通以公路为主，盘县城关镇至兴仁县313省道从井田北东部通过，距盘县城关镇约46km。井田四周有简易公路与313省道相通，交通较为方便，（详见图1-2-1）。

图1-2-1      交通位置图

三、矿权设置

2011年12月，贵州省国土资源厅为盘县黄什煤矿颁发了采矿许可证，证号为“C520000************3317”，范围由7个拐点坐标圈定（见表1-2-1），采矿权人为“盘县黄什煤矿”，面积为1.6594km2，准采标高范围+1900～+1600m，有效期限为“2011年12月至2014年12月”，生产能力15万吨/年，现拟建生产能力45万吨/年。

表1-1-1    井田范围拐点坐标表

（一）开拓方式

根据林东矿务局设计研究所2007年11月提交的《盘县黄什煤矿安全专篇（修改）》，黄什煤矿采用斜井开拓，矿井布置有主斜井、副斜井和风井三个井筒。

1、主斜井

主斜井布置在17#煤层底板中，采用砌碹，主要用于矿井煤炭运输、进风、行人。

2、副斜井

副斜井沿17#煤层底板布置，主要用于设备、材料、矸石的运输及进风、行人，采用砌碹，井口安装一套提升设备；全矿矿车数量采用排列法计算选用40辆MF1.0—6A型翻转箱式矿车，MC1—6A型材料车5辆，MP1—6A型平板车3辆。

3、回风斜井

回风斜井沿3#煤层底板布置，主要用于回风，采用砌碹支护。

井筒特征见表1-4-1

表1-4-1       井筒特征表

井筒

（二）矿井开拓布置

1、开拓布置

根据林东矿务局设计研究所2007年11月提交的《盘县黄什煤矿安全专篇（修改）》，黄什煤矿主井布置在矿区中部的17#煤层露头线附近，以329°掘进方位、17°的倾角沿煤层作162m斜井后作甩车场，再作运输石门171m穿过17#煤层揭12#煤层；在主井的南偏西方向上72m处从17#煤层以147°掘进方位角、18°的倾角从露头沿煤层掘副井后掘甩车场，再作轨道石门揭12#煤层；风井从3#煤层露头线沿煤层以342°掘井方位角、37°的倾角掘进140m，作联络巷分别与运输石门、轨道石门联系，形成矿井开拓系统。在井筒东翼布置回采工作面，各煤层采用石门与井筒联系。矿井划分为一个采区、上下山开采。

开采顺序：煤层间开采顺序为由上往下，即3#→5#→12#→17#煤层，煤层内先采上区段，后采下区段，区内长壁后退式回采。

2、炮采工作面支护和顶板管理

根据煤层赋存情况和开采技术水平，工作面支护采用DZ14、DZ20型外注式单体液压支柱和HDJA-1000型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，工作面采用“三、四”控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.0m，柱距0.6m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。在切顶线一二排每隔两空加打一组戗柱（连续两棵切顶。在初次来压和周期来压期间，在靠放顶线一排每隔一空连续加打两棵密集支柱。

采用全部陷落法管理顶板。

回采工作面采用三班作业形式，边采边准。

3、落煤及运输方式

落煤方式：工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤。

运煤方式：采面采用SGB-620型刮板运输机运煤，运巷采用刮板运输机运输，运输石门采用机车运输，主井采用主提升机运输到地面。

    三、生产现状

1、主要生产系统

（1）、通风系统

矿井通风方式为分列式，通风方法为抽出式通风，采煤工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局扇压入式通风，矿井有一个进风井和一个回风井。进风井为主斜井，回风井为总回风上山。矿井通风主扇型号为：FBCDZNO-16型轴流式风机，共两台主扇，一台运转，一台备用，电机功率为：2×75KW。

（2）、矿井防灭火系统

地面水池蓄水量为400m3，主管路为φ108管，干、支管为D50和D25管。回采工作面采用边采边注浆和在停采线灌注阻化剂（氯化钙溶液）的方法进行防治自燃发火。工作面回采结束后，对采空区施工防灭密闭墙进行永久性封闭，并对采空区采取注浆和均压等防灭火措施。井下建有消防材料库，皮带机巷或各机电峒室、采掘工作面均按规定配备了干粉灭火器和沙箱等。

（3）、防尘系统

地面水池蓄水为400m3，对井下进行静压供水，供水主管为φ108无缝钢管，井下干支管为D50、 D25无缝钢管。工作面及转载点防尘设施分布：每个掘进工作面安设两组净化水幕，每个采煤工作面的进回风巷各安两组净化水幕，各刮板运输机转载点均安一组防尘喷雾设施。所有的防尘管路每隔50m设置一个三通阀门作为巷道洗尘设施，矿井防尘系统运行正常。

采掘工作面，使用水泡泥，装煤（矸）洒水，炮前、炮后洒水等综合防尘措施。

（4）、安全监测监控系统

监测监控系统型号为KJ218N型煤矿安全监控系统，对井下CH4、CO、温度、巷道风速、总回负压、局扇开停、主扇开停、风门开关等进行不间断监测监控。地面中心站设在调度室，在井下布置分站。总经理、总工程师、安全副总经理、生产副总经理、调度室、通风工区均安装有监控终端。监控覆盖范围为全井采掘工作面、总回、硐室、主扇房等。

（5）、压风自救系统

矿井在地面空压机房内，安设两台LU-65-8JG型空压机，其中：一台工作，一台备用（单台供风量11.8m3/min，排气压力0.8MPa）；配套电机功率65KW、电压等级380V。压风管路选用煤矿用焊逢铁管压风管DN100，PN=0.8MPa，压风管铺设在主斜井井筒中。

（6）、矿井运输提升系统

副斜井安设JK-2×1.2型单绳缠绕式矿井提升机一台,绞车电压660V,功率75KW；矿井运输系统安全设施齐全，运输设备,运行正常。

（7）、矿井供电系统

矿井在工业广场布置了矿区变电所，矿区引入两趟电源。一趟电源来老厂镇10kV变电站，供电线路规格为LGJ－70-6.4km，另一回引自珠东镇10kV变电站，供电线路规格为LGJ－70-10km，直供至黄什煤矿10kV配电房，双电源能满足矿井开发。

煤矿电源一回从老厂镇10kV电源线路供电，供电距离10.5km，一回从珠东10kV变电所供电，电源线路至矿井井口供电距离7km，为满足矿井供电要求，在井口设一配电间，配电室按电压等级安装一组GG-1A 高压开关柜3台，GGD1低压配电柜为7台，均为单面离墙布置，高压电容器设专用电容器室；室外布置1台变压器，变压器型号为S9-400/10/0.400kVA, 采用中性点接地运行方式以380V专供地面负荷。

副井绞车房、风井通风机、空压机均以二回0.4kV架空线路供电。

机修车间、坑木房、矿灯房、充电室、水源泵房等动力负荷及工业场地室内外照明等均由低压架空线路送电。

井下电压采用10/0.69/0.133kV，为中性点不接地系统。

从地面配电间引出两回MYJV22-10－3x120+1x70mm2型电力电缆经副斜井引至井下+1770m水平，井下设备采用660kV直接供电；在4770机电硐室、采区工作面、掘进工作面等位置设馈电开关。

（8）、矿井排水系统

矿井在主斜井底部设置水仓，水仓容量384m3，在水泵房安设三台IS100-65-250（37KW）型水泵，一趟DN108无缝钢管，另一趟为DN150无缝钢管，一用一备，沿主斜井铺设，直接排至地面。

（9）、矿井通讯系统

矿井采用U型矿用通讯系统，选用与DDK-3A调度总机相配套的HAK－1型本安自动防爆型话机。由副斜井下五根通信电缆，在副斜井井口、主井底、变电所、水泵房、掘进工作面、采煤工作面两巷、轨道上山等重要场所安装了电话。

2、采掘工艺：矿井采煤工艺为爆破落煤,全部跨落法管理顶板。掘进工艺为炮掘，一个综掘；采用工字钢及锚杆等支护管理顶板。

3、开拓方式：采用斜井开拓。

4、开采方法：矿井采用走向长壁后退式采煤法，煤层回采顺序为自上而下。 

5、水平及采区划分

全矿井划分为二个水平一采区开拓，第一水平标高1770m水平，布置11701工作面，第二水平标高1750m水平，正在布置。

第三章通风概况

    一、通风方式、方法，进、回风井筒数量及风量、实际风量、有效风量

1、矿井通风方式为分列式，通风方法为抽出式通风；采煤工作面为“U”型通风；掘进工作面采用局扇压入式通风。

2、矿井共有2个进风井，1个回风井，各主要井筒风量分配分别如下：

3、主斜井进风风量987m3/min；

4、总回风上山风量1816m3/min；

5、副井的有效风量806m3/min。

    二、采区巷道布置情况

矿井只有一个采区生产，两个进风井、一个回风井，一个采面（11701采面）、两个掘进工作面（11703运输巷、11703运输巷），采掘工作面实行了通风。

    三、矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量

2012年年度矿井瓦斯、二氧化碳等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为5.m3/min，相对涌出量为17.87m3/t；绝对二氧化碳涌出量为0.66m3/min,相对涌出量为2.70m3/t。鉴定结果为突出矿井（2013年度未鉴定）。

    四、主扇型号、电机功率、叶片角度、运行参数

主扇型号为FBCDZNO-16，电机功率均为2×75KW，承担全矿井通风，现运行负压为2650~702Pa，外部漏风率为2.33%，总回风量1816m3/min，等级孔为2.06m2。

    五、主扇担负区域各层别通风、矿井可采储量和布置工作面数量情况

风井主扇承担3#、5、#12#、17#煤层的通风，矿井可采储量为292.2万吨，布置一个采面（11701采面）、两个掘进工作面（11703运输巷、11703运输巷）生产。

    六、矿井上年度产量、矿井设计能力

     2013年矿井产量9.8万吨，矿井设计能力15万吨/年。

第四章   矿井需要风量计算

    一、矿井需要风量计算的原则

严格按照煤矿通风能力核定标准（AQ1056—3008）进行计算

    二、矿井需要风量计算

矿井需风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算，需风量按下式计算：

Qra≥﹙∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qru﹚·Kaq

（m3/min）

Qra—矿井需要风量，m3/min；

ΣQcf—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；

ΣQhf—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；

    ΣQur—硐室实际需要风量的总和，m3/min；

ΣQsc—备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；

ΣQru—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—矿井通风需要风量系数（抽出式K取1.15～1.20，压入式K取1.25～1.30）,取1.18。

1、采煤工作面实际需要风量计算

    根据井型及生产布局情况，需要进行风量核算的采煤工作面有1个（ 11701采面），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计算，然后取其中最大值。

     1）、按气象条件计算

             Qf=60×70%×Vcf×Scf.Kch.Kcl

式中：

   Vcf---采煤工作面风速,  m/s （根据AQ1056-3008取1.0 m/s）；

   Scf---采煤工作面平均有效断面积；7.92m2

   Kch---采煤工作面采高调整系数,（根据AQ1056-3008取1.0）；

   Kcl---采煤工作面长度调整系数,（根据AQ1056-3008取1）；

  70%---有效通风断面系数；

   60---为单位换算产生的系数。

     Q采=60×70%×Vcf×scf.Kch.kcl  

        =60×70%×1.0×7.92×1×1

        =332(m3/min)

    2）、按绝对瓦斯涌出量计算：

Qcf=100×qcg×Kcg

qcg---回采工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,    0.52m3/min；

Kcg---采面瓦斯涌出不均衡风量备用系数,（根据AQ1056-3008计算为1.79）。

                      Qcf  =100×qcg×KCg

   =100×0.52×1.79 

                     =93(m3/min)

    3）、按二氧化碳涌出量计算

       Qcf  =67·qcc·Kcc

 qcc---采煤工作面回风巷中平均绝对二氧化碳涌出量,0.24m3/min；

 Kcc---采采煤工作面回风流中二氧化碳的备用风量系数,（根据AQ056-3008，取1.75）；

67---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。

 Qcf  =67·qcc·Kcc

        =67×0.24×1.75

    =28(m3/min)

     4）、按炸药量计算

 Qcf≥10Acf

      Acf--采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,取10kg；

      10--每千克二、三级煤矿许用炸药需风量。

                      Qcf≥10Acf

                        ≥10×10

      ≥100(m3/min)

    5）、工作面同时作业人数进行计算（炮采）

Qcf≥4×Ncf  (m3/min)

式中：Ncf ---采煤工作面最多同时作业人数,35人 ；

                     Qcf≥4×30

                     Qcf≥120 (m3/min)

6）、按风速进行验算

  a)、验算最小风量 

Qcf≥60×0.25Scb

 Scb--- 采煤工作面最大控顶有效断面积,9.0 m2；

 0.25--- 采煤工作面允许最小风速，m/s。

               Qcf≥60×0.25Scb

                 ≥60×0.25×9.0           

                 ≥135(m3/min)

 b)、验算最大风量 

Qcf≤60×4.0Scb

 Scs--- 采煤工作面最小控顶有效断面积,6.84 m2；

 4.0--- 采煤工作面允许最大风速。

               Qcf≥60×4.0Scs

                 ≥60×4×6.84          

                 ≥11(m3/min)

经过验算，采煤工作面风速均在 0.25 m/s～4 m/s 之间，符合《煤矿安全规程》规定。

    7）、通过以上计算，11701中段采煤工作面实际需要风量以按气象条件计算为准，为：

                 Qf=60×70%×Vcf×Scf.Kch.Kcl

                   =332(m3/min)

    2、掘进工作面实际需要风量计算

根据矿井生产情况，需要进行风量核算的掘进工作面有2个，分别是11703运输巷、11703运输巷运输巷，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的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

    1)、11901运输巷实际需要风量计算

    （1）、按绝对瓦斯涌出量计算：

Qhf=100×qhg×Khg

qhg---掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,    0.26m3/min；

Khg---掘进工作面瓦斯涌出不均衡风量备用系数,（根据AQ1056-3008计算为1.33）。

Qhf  =100×qhg×Khg

                       =100×0.26×1.33 

                       =35(m3/min)

（2）、按二氧化碳涌出量计算

 Qhf  =67·qhc·Khc

 qhc---掘进工作面回风巷中平均绝对二氧化碳涌出量,0.20m3/min。

 Khc---掘进工作面回风流中二氧化碳的备用风量系数,（根据AQ056-3008，取1.10）。

67---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。

  Qhf  =67·qhc·Khc

         =67×0.20×1.10

    =15(m3/min)

    （3）、按炸药量计算

Qhf≥10Ahf

      Acf--掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,取10kg；

      10--每千克二、三级煤矿许用炸药需风量。

                      Qcf≥10Acf

 ≥10×10

      ≥100(m3/min)

    （4）、按局部通风机实际吸风量计算

Qhf=Qaf·I＋60×0·25Shd

    Qaf--局部通风机实际吸风量,300m3/min；

I--掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1台；

0.25--有瓦斯涌出的岩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，6.5㎡。

Qhf=Qaf·I＋60×0·25Shd

   =300×1＋60×0.25×6.5

                   =398

（5）、按工作人员数量验算（炮掘）

Qhf≥4×Nhf  (m3/min)

式中：Nhf ---掘进工作面最多同时作业人数,9人 。

                  Qhf≥4×9

                      Qhf≥39(m3/min)

（6）、按风速进行验算

  a)、验算最小风量 

Qhf≥60×0.25Shb

 Shb--- 掘进工作面净面积,4.6m2;

 0.25--- 掘进工作面允许最小风速，m/s;

                 Qhf≥60×0.25Shb

                  ≥60×0.25×4.6            

                  ≥69(m3/min)

 b)、验算最大风量 

Qhf≤60×4.0Shb

 Shs--- 掘进工作面净面积,4.6m2;

 4.0--- 掘进工作面允许最大风速；

                  Qhf≤60×4.0Shs

                   ≤60×4×4.6        

                   ≤1104(m3/min)

经过验算，11703运输巷风速均在 0.25 m/s～4 m/s 之间，符合《煤矿安全规程》规定。

（7）、通过以上计算，11703运输巷实际需要风量按局部通风机实际吸风量计算为准。

Qhf  =398(m3/min)

     2）、11703运输巷实际需要风量计算

    （1）、按绝对瓦斯涌出量计算：

Qhf=100×qhg×Khg

qhg---掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,    0.30m3/min；

Khg---掘进工作面瓦斯涌出不均衡风量备用系数,（根据AQ1056-3008计算为1.59）。

  Qhf  =100×qhg×Khg

         =100×0.30×1.59 

   =58m3/min)

    （2）、按二氧化碳涌出量计算

                    Qhf  =67.qhc.Khc

 qhc---掘进工作面回风巷中平均绝对二氧化碳涌出量,0.23m3/min；

 Khc---掘进工作面回风流中二氧化碳的备用风量系数,（根据AQ056-3008，取1.22）；

67---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。

                    Qhf  =67.qhc.Khc

      =67×0.23×1.22

  =19(m3/min)

    （3）、按炸药量计算

                    Qhf≥10Ahf

     Acf--掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,取10kg；

 10--每千克二、三级煤矿许用炸药需风量。

                        Qcf≥10Acf

                      ≥10×10

  ≥100(m3/min)

（4）、按局部通风机实际吸风量计算

Qhf=Qaf·I＋60×0·25Shd

Qaf--局部通风机实际吸风量,320m3/min；

I--掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1台；

0.25--有瓦斯涌出的岩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，6.5㎡。

Qhf=Qaf·I＋60×0·25Shd

     =320×1＋60×0.25×6.5

                 =418m3/min)

（5）、按工作人员数量验算（炮掘）

                Qhf≥4×Nhf  (m3/min)

式中：Nhf ---掘进工作面最多同时作业人数,9人。

                    Qhf≥4×9

                Qhf≥39 (m3/min)

（6）、按风速进行验算

  a)、验算最小风量 

Qhf≥60×0.25Shb

 Shb--- 掘进工作面净面积,4.6m2;

 0.25--- 掘进工作面允许最小风速，m/s;

Qhf≥60×0.25Shb

                      ≥60×0.25×4.6            

                      ≥69(m3/min)

 b)、验算最大风量 

                    Qhf≤60×4.0Shb

 Shs--- 掘进工作面净面积,4.6m2;

 4.0--- 掘进工作面允许最大风速。

                   Qhf≤60×4.0Shs

                     ≤60×4×4.6          

                    ≤1104m3/min)

经过验算，11703运输巷风速均在 0.25 m/s～4 m/s 之间，符合《煤矿安全规程》规定。

（7）、通过以上计算，11703运输巷实际需要风量按局部通风机实际吸风量计算为准。

Qhf  =418(m3/min)

3、硐室需要风量计算

矿井内无通风硐室。

4、其它用风巷道实际需要风量计算

矿井其它用风巷道有回风石门等。

1）、回风石门需要风量

（1）、按瓦斯涌出量计算

Qrg=133qrg·Krg

qrg--- 其它用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，0.08m3/min；

Krg--- 其它用风巷道中瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.25；

    133--- 其它用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。

               Qrg =133qrg·Krg

                   =133×0.08×1.25

                   =13(m3/min)

（2）、按风速验算

                Qrg ≥60×0.15Src

Qrg--- 一般用风巷道实际需要风流，m3/min；

Src--- 一般用风巷道净断面，4.6㎡；

   0.15--- 一般用风巷道允许最低风速。

                Qrg ≥60×0.15Src

                    ≥60×0.15×4.6

                    ≥41(m3/min)

（3）、通过以上计算18回风石门实际需要风量按最低允许风速风量计算为准。

Qhf  =41(m3/min)

2）、117202外切眼需要风量

（1）、按瓦斯涌出量计算

Qrg=133qrg·Krg

qrg--- 其它用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，0.12m3/min；

Krg--- 其它用风巷道中瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.25；

    133--- 其它用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。

               Qrg =133qrg·Krg

                   =133×0.12×1.25

                   =20(m3/min)

（2）、按风速验算

                Qrg ≥60×0.15Src

Qrg--- 一般用风巷道实际需要风流，m3/min；

Src--- 一般用风巷道净断面，4.6㎡；

   0.15--- 一般用风巷道允许最低风速。

                Qrg ≥60×0.15Src

                    ≥60×0.15×4.6

                    ≥41(m3/min)

（3）、通过以上计算11703外切眼实际需要风量按最低允许风速风量计算为准。

Qhf  =41(m3/min)

5、矿井实际需要风量的确定

    通过以上计算，矿井实际需要总风量根据下列公式求算而得

  Qra≥﹙∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qru﹚·Kaq

Qra—矿井实际需要总风量，m3/min

ΣQcf—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；

    ΣQhf—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；

ΣQur—硐室实际需要风量的总和，m3/min；

ΣQsc—备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；

ΣQru—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—矿井通风需要风量系数（抽出式K取1.15～1.20，压入式K取1.25～1.30）,取1.18。

    Qra≥﹙∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qru﹚·Kaq

            ≥（332＋816＋0＋0＋82）×1.18

            ≥1230（m3/min）

根据2013年12月矿井实测，矿井总进风量为1816m3/min，大于上述计算的实际需要风量1230 m3/min。

第五章   矿井通风能力计算

依照AQ1056-3008规定，采用总体核算法进行矿井通风能力计算。

                          Qar

           Apc=330·10_4——         

                        qvg· Kva

    Apc————矿井初步计算的通风能力，万吨/每年；

Qar------矿井总进风量，2380m3/min；

    qvg------平均日产吨煤需要风量，m3/min；

    Kva------低瓦斯矿井通风能力系数,取1.3；

    330------矿井年工作日。

    Qra

qra=-----

A

    式中： 

    Qra—矿井上年度实际需要风量 ,600m3/min； 

    A—矿井上年度平均日产煤量，160t。 

       Qar

           Apc=330·10_4——         

                        qvg· Kva

                                2380

                                  =330×10_4－－－－  

                        3.7×1.3

                 =16.03万吨/年

第六章   矿井通风能力验证

    一、矿井通风动力验证

矿井有一个回风井，主扇型为FBCDZ№－15轴流式风机, 电机功率均为2×75KW，承担全矿井通风，现运行负压为850Pa,总回风量1816 m3/min, 回风瓦斯浓度0.08%，等级孔为2.06m2。

    二、通风网络能力验证

矿井均有的通风系统，矿井级孔为2.06m2，通风难易程度为“容易”，在生产实际中，通风系统、通风设施稳定、可靠。采掘工作面通风系统合理完善,不存在串联通风、扩散通风、采空区通风等地点。根据2013年12月实测，矿井总进风量为1816m3/min，大于矿井实际需要风量1230m3/min，通风网络能力满足矿井安全生产需要。

    三、用风地点有效风量验证

通过对各用风地点风量计算及实际配风量、风速、温度等情况，有效风量均能满足采掘生产需要，符合《煤矿安全规程》的规定，详见下表：

    根据班中实际测定和矿井瓦斯监控系统监测数据，各采掘工作面回风流中瓦斯浓度均在0.8%以下，矿井供风达到有效稀释瓦斯的能力，符合《煤矿安全规程》的规定。另外从矿井瓦斯监控系统监测数据和矿井实际瓦斯检查结果看，正常供风的情况下，矿井各用风地点及总回风流中没有出现瓦斯超限现象。

详见下表：2013年12月份瓦斯监控系统采掘工作面及总回风流瓦斯浓度监测数据表

     矿井通风系立、完整、可靠，采掘工作面均实现了通风，无串联通风、扩散通风、采空区通风，因此无“AQ1056-3008”规定第7项中所涉及的扣减通风能力的项目。经过以上计算和能力验证，矿井通风能力满足安全生产的实际需要；矿井各用风地点及采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。

经过以上分析、计算、核定及验证，矿井通风系统生产能力为A=Apc=16.03万吨/年。下载本文