****集团有限公司
****煤矿
2019年度通风能力核定报告编制人：
编制单位：通防科
编制日期：2019年2月13日
报告会审人员签字
****2019年度通风能力核定报告
一、通风概况
（一）、通风方式
****采用中央并列式通风方式，机械全负压抽出式通风方法。矿井开拓方式为斜井平硐开拓，布置三条斜井，分别为主斜井、副斜井、回风斜井，在回风斜井引风道安装了2台FBCDZN016型抽出式对旋轴流通风机，一台运行，一台备用，电机功率2×75KW，风量范围：1740～4080m3/min，风压：730～2609pa。采煤工作面实现U型全风压通风，掘进工作面采用2×22KW对旋局部通风机进行压入式通风，风量范围：380～550m3/min,风压范围：560～5300pa。风筒直径800mm，局部通风机实现了“三专两闭锁”、“双风机，双电源”且自动切换。
（二）、巷道布置及用风地点分布情况
2019年度我矿生产计划主要布置在一采区M6煤层，计划原煤产量3.0万吨，其中回采煤2.8万吨，掘进煤0.2万吨，掘进进尺96米，主要回收一采区大巷煤柱，计划回采一采区煤柱面，计划掘进煤柱面跳切眼。
根据实际情况，最大同时布置为“一采两掘”，本次核定就以1个煤柱工作面，2个掘进工作面及现有硐室需风量进行通风能力核定。
现实测矿井总进风量为2058m3/min，矿井总回风量为2086m3/min。
（三）瓦斯基本情况
（1）瓦斯等级鉴定：经2009、2011、2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复均为高瓦斯矿井，2012年瓦斯等级鉴定相对瓦斯涌出量51.15m3/t,绝对瓦斯涌出量17.07m3/min。
我矿委托安顺市乡镇煤矿技术服务中心测定了2018年度矿井瓦斯和二氧化碳涌出量，测定结果为绝对涌出量为3.67m3/min，相对瓦斯涌出量为13.48m3/t，为高瓦斯矿井。
（2）煤层自燃等级鉴定：贵州省煤田地质局实验室2013年10月23日提交的****6号煤层煤的自燃倾向等级鉴定报告，为Ⅱ类（自燃煤层）。
（3）煤尘爆炸性鉴定：根据六枝（集团）恒达勘察设计有限责任公司实验室2006年9月14日提交的《贵州省普定县****6号煤层煤尘爆炸性鉴定报告》，矿区内6号煤层煤尘无爆炸性。
（4）贵州省煤炭管理局（黔煤生产字[2008]448号）《关于《普定县****M6号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》的批复》：****6号煤层在矿井矿区范围内+1181m标高以上区域，评价为不具有突出危险性。
（5）安全生产标准化建设达标情况：2017年12月经安顺市煤矿安全生产监督管理局等等上级主管部门验收，安全生产标准化等级达到二级。（安市煤安监管字【2017】41号）。
（四）主扇运行指标
新回风斜井已经安装了两台FBCDZ№16型轴流式主扇通风机，与之配套的电机功率为2×75KW、叶片角度15°、排风量为2086m3/min、通风阻力640Pa，网络等积孔为2.18m2，通风难易程度为容易。
二、矿井需风量计算
（一）、矿井风量计算原则
矿井风量计算是通风技术管理的主要基础工作，选择正确的风量计算办法，实现用风地点合理稳定供风，不仅是瓦斯治理、预防煤层自燃发火和综合防尘的先决条件，也是矿井通风能力核定的重要依据。
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少于4m3。
2、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算。
3、各地点的实际需要风量必须使该地点的风流中的瓦斯、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》的有关规定。
（二）需风量计算
矿井需要风量按各采煤工作面、掘进工作面、硐室、备用工作面及其它巷道等用风地点实际需要风量分别进行计算，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。
Q矿=（∑Q 采全+∑Q 掘全+∑Q 硐+∑Q 备＋∑Q 其它）×K 矿通（m3/min）式中：
Q 矿—矿井需要风量，m3/min；
∑Q 采全—采煤工作面需要风量之和，m3/min；
∑Q 掘全—掘进工作面需要风量之和，m3/min；
∑Q 硐—矿井独立通风硐室需要风量之和，m3/min；
∑Q 备—矿井独立通风备用工作面需要风量之和，m3/min；
∑Q 其它—矿井除了采、掘、硐室和备用工作面以外的其它用风巷道需要风量之和，m3/min；
K 矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均衡等因素，取1.2。
（一）采煤工作面需要风量计算
根据****实际情况，矿井瓦斯占主要因素，合理的分配各用风地点的风量，能有效的稀释和排放瓦斯，杜绝瓦斯积聚，确保各地点安全生产。
计算采煤工作面的风量要按照气象条件、瓦斯绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及人数等规定分别进行计算，然后取最大值作为该采煤工作面需要风量。
(1) 按照瓦斯绝对涌出量计算工作面需要风量，按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1.0％的要求计算：
Q 采=100×q CH4×K 采CH4（m3/min）
式中：
Q 采—采煤工作面实际需要风量，m3/min；
q 采CH4—采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1 个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），m3/min；
K 采CH4—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；
100—采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1.0%所换算的常数。
(2) 采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温×K瓦
式中：
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
K采高—采煤工作面采高调整系数（见表1）；
K采面长—采煤工作面长度调整系数（见表2）；
K温—采煤工作面温度调整系数（见表3）；
K瓦—瓦斯涌出不均衡配风系数，取K瓦=2.0；
Q基本—不同采煤方式工作面所需要的基本风量，m3/min；
Q基本=60×工作面平均控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速；
适宜风速—（见表3）；
70%—有效通风断面系数；
60—为单位换算产生的系数。
(3) 按采煤工作面同时作业人数计算需要风量：
每人供风量≮4m3/min：Q 采≥4N （m3/min）
式中：
N—工作面最多人数；
4—每人每分钟的供风量不得少于4m3/min；(4)按采煤工作面一次爆破最大炸药用量计算：
每千克供风量≮25m3/min：Q 采≥25A 药（m3/min）式中：
A 药—1次爆破炸药最大用量，Kg；
25—1千克炸药爆炸后需要供给的风量。
(5)按采煤工作面风速进行验算：
①验算最小风量
Q采≥60×0.25S cb（m3/min）
S cb =l cb×h cf×70%
②验算最大风量
Q采≤60×4.0S cs（m3/min）
S cs =l cs×h cf×70%
式中：
S cb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
l cb—采煤工作面最大控顶距, m；
h cf—采煤工作面实际采高, m；
S cs—采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
l cs—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。
（二）备用采煤工作面需要风量计算
备用工作面的需要风量，应满足瓦斯、风速、气温等规定计算的风量，且不得低于其采煤时实际需要风量的50%。
Q 备≥0.5×Q 采
（三）掘进工作面需要风量计算
具体计算方法：每个掘进工作面的实际需要风量，应按瓦斯涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面人数等规定分别进行计算，然后选其中最大值。再按巷道设计最大供风距离和风筒百米漏风率反算局部通风机吸风量，以风机吸风量来选定局部通风机型号，从而确定风机的最大工作风量。再以风机的最大工作风量，加上风机安装位置巷道最低风速的风量，确定整个掘进工作面的全风压供给的风量。
（1）按照瓦斯涌出量计算
Q 掘=100×q CH4×K 采CH4（m3/min）
式中：
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，煤巷取0.9m3/min、岩巷取0.3m3/min；
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数，（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）取1.2；
100—掘进巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%所换算的常数。
（2）按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量
每人供风≮4m3/min：
Q掘≥4 N
每千克炸药供风≮25m3/min：
Q掘≥25A
式中：
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；
N—掘进工作面最多人数；
A—1次爆破炸药最大用量，Kg；
4—每人每分钟的供风量不得少于4m3/min；
25—1千克炸药爆炸后需要供给的风量。
（3）按风速进行验算
岩巷掘进最低风量Q岩掘≥9S掘m3/min
煤巷掘进最低风量Q煤掘≥15S掘m3/min
岩、煤巷道最高风量Q掘≤240S掘m3/min
式中：
S掘—掘进工作面断面积，m2；
9—岩巷掘进工作面允许最低风速，0.15×60=9m/min；
15—煤巷掘进工作面允许最低风速，0.25×60=15m/min；
240—掘进工作面允许最高风速，4.0×60=240m/min。
根据上述计算取最大值确定掘进面需要风量。
（4）掘进工作面局部通风机选型
以掘进工作面计算需要风量Q掘和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机需要吸风量。
Q吸1=Q掘/(1-P百)m
式中：
Q吸1—局部通风机需要吸风量，m3/min；
Q掘—掘进工作面需要风量，（按以上计算取其中最大值）；
m—独头通风百米长度指数(即通风长度为100，200，300…600m 时，m=1，2，3…6)；
P百—柔性风筒百米漏风率，可参照表5得。
按照计算所得局部通风机的需要吸风量Q吸1来选定局部通风机型号，然后再确定局部通风机的最大吸风量Q吸2。Q吸2按局部通风机出厂时的参数查得，或将不同型号、不同功率、不同供风距离的局部通风机的实际吸风量进行实测获得，以此作为掘进工作面计算风量
的参数，根据各矿实际测定的数据，现将不同功率的局部通风机（供风距离在100m时）实际吸风量列表（表6），供参考选用。
(5)掘进工作面全风压风量计算
按照《煤矿安全规程》规定：安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25 m/s，以防止局部通风机循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。
计算公式为：
岩巷：Q掘全=Q吸2+9S
煤及半煤岩巷：Q掘全=Q吸2+15S
式中：
Q掘全—全风压供给掘进工作面的风量，m3/min；
Q吸2—选定局部通风机的最大实际吸风量，m3/min；
S—局部通风机安装地点的巷道断面，m2；
9—岩巷掘进工作面允许最低风速，0.15×60=9m/min；
15—煤巷掘进工作面允许最低风速，0.25×60=15m/min。（四）井下硐室需要风量计算
（1）机电硐室的需要风量可按经验值选用(表7)
注：小型硐室：总容量在30kW或50kVA以下，充电组2组以下。
中型硐室：总容量在30～500kW或50～380kVA，充电组3～4组。
大型硐室：总容量在500kW以上或380kVA以上，充电组5组以上。
（2）充电硐室需要风量计算
井下充电硐室必须有独立的风流，充电硐室内风流中以及内部积聚的氢气浓度都不得超过0.5%。通过对充电硐室内充电电池组数和硐室内产生的氢气量进行计算，最后确定矿充电硐室需要风量为100～
200m3/min。
（五）其它巷道需要风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q其它=200×q CH4×K 其通（m3/min）
式中：
Q其它——其它巷道需要风量，m3/min；
q CH4——其它巷道最大瓦斯绝对涌出量，取0.3m3/min；
K 其通——其它巷道瓦斯涌出不均衡系数，取1.2～1.3；
200——其它巷道中风流瓦斯浓度不超过0.5%所换算的常数。
（2）按其风速验算: Q 其它=60×0.15S其它（m3/min）
式中：
Q 其它——其他巷道的需要风量；
S其它——其它巷道断面，m2；
0.15——其他巷道允许的最低风速，m/s。
(六)经过上述公式计算得知
（1）全矿井回采工作面，实际需要总风量
￡Q采=660（m3/min）
（2）全矿井掘进工作面实际需要总风量
全矿有共2个掘进工作面，其需要总风量为：
￡Q掘=320+320=640（m3/min）
（3）全矿井硐室实际需要总风量
水泵房需要风量为124m3/min，机电硐室需要风量为96m3/min，所以全矿井硐室需要总风量为；
￡Q硐=104+96=200（m3/min）
（4）全矿井其它地点井巷需要总风量
巷道维护风量150m3/min。
￡Q其它=150=150（m3/min）
（七）矿井需风量的确定
Q矿进=（660+640+200+150）×1.2=1980m3/min
根据计算，矿井需要风量为1980m3/min。
通风测定说明矿井的通风能力完全能够满足各头面的安全生产要求。
三、矿井通风生产能力计算
矿井总进风量为2058m3/min,总回风量为2086m3/min，安排2个掘进工作面和一个回采工作面。
1、煤层采煤工作面特征列表
2、生产能力核算
我矿井上年度总供风量为1738m3/min，需要风量计算时矿井通风系数K =1.2，矿井实际需要风量（各个用风地点实际需要风量的总和）为1980m3/min。
计算公式
A pc = 330×10-4×Qai/(q ra×kva)
式中：
A pc——矿井初步计算的通风能力，104t/a;
Q ai——矿井总进风量，m3/min，矿井实际进风量应满足矿井的总需
要风量，按核定时矿井总进风量计算；
q ra——平均日产吨煤需要的风量，m3／(t. min)；
k va——高瓦斯矿井通风能力系数，取1.6；
平均日产吨煤需要风量计算：
q ra =Q ra/A，
式中：
Q ra——矿井上年度吨煤需风量，m3/min；
Q ra=1738/409=4.25m3/t
A pc=330×10-4×2058/（4.25×1.6）=10.0Mt/a
矿井年工作日数取330天。
四、矿井通风能力验证
1、矿井主要通风机性能验证
矿井总排风量2086m3/min，风压640Pa，符合安全规定。主通风机的工况点处在风压特性线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行稳定。
矿井6#煤层布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，1个机电硐室完全满足生产的需要。
2、矿井通风网络验证
矿井通风系统是由纵横交错的井巷构成的一个复杂系统。用图论的方法对通风系统进行抽象描述，把通风系统变成一个由线、点及其属性组成的系统，称为通风网络。通风系统中各井巷分配的风量大小及其方向遵循一定规律。通风网络的一个最重要的动态特性就是风流稳定性。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
总回风量比较大，通风阻力不大。矿井总进风2058 m3/min，总排风量为2086 m3/min，风阻640Pa，等积孔为2.16 m2。这说明，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且与风量相匹配。
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，不存在违反规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等地点。
3、利用用风地点有效风量验证
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。
4、利用稀释瓦斯能力进行验证
历年矿井瓦斯等级鉴定均为高瓦斯矿井。根据瓦斯等级鉴定和开采实践瓦斯管理经验，在正常通风情况下，工作进、回风巷瓦斯浓度极低，生产工作面中，从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚现象。矿井通风能满足稀释排放瓦斯的需要。
各相关地点数据验证情况具体见下表。
五、确定矿井通风能力核定结果
矿井属于高瓦斯矿井，通风系统完整、可靠，采掘工作面均实现了独立通风，没有不符合规定的串联通风、扩散通风和采空区通风。
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。各用风地点及采区有效风量满足需求，井巷中风流速度、温度等符合《煤矿安全规程》规定。各相关地点瓦斯检测结果大大低于《煤矿安全规程》的有关规定。
因此，经分析验证，确定矿井通风核定生产能力为10.0Mt/a，****2019年计划原煤产量3.0万吨，通风能力满足要求。