(最终版活井)大柳塔煤矿2010年矿井通风能力核算

通风系统生产能力核定及举例主要内容一、基本原则和要求二、通风系统生产能力核定的主要内容三、通风系统生产能力核定的计算及验证四、矿井通风系统生产能力核定举例五、通风系统生产生产能力核定程序一、基本原则和要求《煤矿生产能力核定标准》第八章分别从矿井通风系统生产能力核定的必备条件、核定的主要内容、矿井需要风量核定办法、核定计算方法以及矿井通风能力验证等方面制定了明确的标准。

通过通风能力核定，及时校正因通风系统发生变化而引起的能力变化，有效解决煤矿生产中的通风能力不足问题，以确保不超通风能力组织生产。

（一）核定通风系统生产能力必备条件。

1、必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠。

通风系统是矿井生产系统的重要组成部分。

所有矿井的通风系统必须符合“系统简单、安全可靠、经济合理”的原则，系统简单才便于管理，经济合理可以节约费用，而安全可靠至关重要。

同时矿井通风系统也是“一通三防”的基础，是煤矿安全的重中之重。

所谓“独立通风系统”是指矿井必须设有符合规定的主要通风机装置，并有独立的进风井筒和独立的回风井筒，形成一个完整的、独立的通风网络结构。

如无完整的独立通风系统，资质单位不得进行矿井通风系统生产能力核定。

2、必须采用机械通风，运转风机和备用风机必须具备同等能力，矿井通风机经具备资质的检测检验机构测试合格。

本条规定重点强调了以下四点：(1)矿井必须采用机械通风。

一般地，矿井通风有自然通风和机械通风两种方法。

自然通风是利用进、回风井口海拔标高的差距，致使进、回风侧空气温度不同所产生的自然风压而对矿井进行通风的一种方法。

这种方法受自然条件影响，通风极不稳定，容易导致重大灾害事故。

机械通风是利用安装在地面的主要通风机的连续运转所产生风压，对矿井实施通风的一种方法。

机械通风能够保障连续不断地供给井下所有用风地点足够的新鲜空气，还可以据矿井生产情况及时进行调整；在人风井筒、入风大巷发生火灾等灾害时，机械通风可采取反风的救灾措施。

矿井的风量计算公式一、生产矿井的需风量1、矿井总进风量Q总按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值：⑴、按井下同时工作的最多人数N计算，即Q总=4NK 米3/分式中：N------井下同时工作的最多人数K------考虑矿井内部漏风和配风等的系数，一般取K=1.2~1.25 ⑵、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算，即Q总=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)k通米3/分式中：∑Q采------各回采工作面和备用工作面实际需要风量的总和，米3/分∑Q掘-----各掘进工作面实际需要风量的总和，米3/分∑Q硐------各硐室实际需要风量的总和，米3/分∑Q其他------其它地点实际需要风量的总和，米3/分k通------考虑矿井内部漏风和配风等的系数，一般取K=1.2~1.252、采煤工作面所需的风量⑴、按瓦斯涌出量计算保证采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%时，采煤工作面所需的风量为：Q采=100Q瓦斯÷c×k瓦斯，米3/分式中：Q采----采煤工作面所需的风量，米3/分Q瓦斯-----采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量，米3/分c------采煤工作面风流中瓦斯浓度；k瓦斯----瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.4~2.0⑵、按良好的气候条件计算Q采=60×v采×m×b , 米3/分式中：m-----采煤工作面的采高，米b------采煤工作面的平均控顶距离，米v采----采煤工作面的风速，一般为0.9~1.6米/秒。

⑶、按炸药消耗量计算Q采=25 A，米3/分式中：A-----采煤工作面一次放炮的最多炸药消耗量，公斤。

⑷、按人数计算Q采=4N，米3/分式中：N-----采煤工作面同时工作的最多人数。

按上述四个条件计算的结果，取其中最大值，即为采煤工作面所需的风量。

矿井中采煤实际需要的风量应为各个采煤工作面实际需要风量的总和，即：∑Q采=(Q采1+ Q采2+ Q采3+…+ Q采n)k采备，米3/分式中：Q采1-----分别为各个采煤工作面实际需要的风量，米3/分k采备------备用工作面系数，一般取1.1。

通风阻力计算说明一、风量计算根据采掘工作面配备和接替情况，1个综采工作面生产，1个安装工作面，11个掘进工作面、8个硐室均独立通风计算需要风量。

需风量按下列要求分别计算，并选用其中最大值。

{1}按区内所有作业场所实际需要风量的总和计算Q区=K区（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它），m3/min式中：Q区—所有独立通风用风地点需风量之和，m3/minK区—风量不均衡系数，取值一般为1.10～1.15，取1.1ΣQ采—采煤工作面需风量之和，m3/minΣQ掘—掘进工作面需配风量之和，m3/minΣQ硐—独立通风硐室需风量之和，m3/minΣQ它—采掘工作面、硐室以外的其它作业场所和需要独立通风的巷道风量之和，m3/min。

（1）采煤工作面配风量采煤工作面，需风量按下列要求分别计算，并选取其中最大值。

①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q采=100（67）×q采×K采通式中：Q采—采煤工作面风量，m3/min100（67）—单位瓦斯（二氧化碳）涌出量配风量，m3/min，以回风流瓦斯浓度1%或二氧化碳1.5%的换算值q采—采煤工作面回风巷风流中瓦斯或二氧化碳平均绝对涌出量，瓦斯绝对涌出量取4m3/min，二氧化碳绝对涌出量取1.2 m3/minK采通—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系系数，一般K采通=1.2~1.6，取1.2Q采CH4=100×4×1.2=800m3/minQ采CO2=67×1.2×1.2=160.8m3/min②按工作面气温条件计算：Q采=60×70%×V采×S采×K高×K长式中：Q采—采煤工作面风量，m3/minV采—采煤工作面风速，根据采煤工作面空气温度与风速对应表，工作面温度为23℃左右，取1.4m/sS采—采煤工作面平均断面积，20m2K高—采煤工作面采高调整系数，采高>2.5及放顶煤面，取1.2K长—采煤工作面长度调整系数，工作面长度200m>180m，取1.3 Q采=60⨯0.7⨯1.4×20×1.2×1.3=1834.6m3/min③按采煤工作面每班工作最多人数计算：Q采=4N采式中：N采—采煤工作面同时工作的最多人数，取26人Q采=4⨯26=104m3/min④按风速进行验算选取上述最大值Q采=1834.6m3/min，取1835 m3/mina、按最低风速验算，采煤工作面的最低风量（Q采）Q采>15S采=15×20=300 m3/min式中：S采—采煤工作面平均断面积，取20m2b、按最高风速验算，采煤工作面的最高风量（Q采）Q采<240S采= 240×20=4800m3/min式中：S采—采煤工作面平均断面积，取20m2即：300<1966<4800，符合要求。

通风系统能力核定一、通风概况（一）通风方式、方法xx矿矿井通风方式为混合式，通风方法为抽出式。

（二）进、回风井筒数量及风量矿井现有进风井筒3个、回风井筒2个，主井、副井布置在井田中央和布置在井田北端的北副井，作为进风井使用，井田南端浅部露头处的南风井和井田北端深部的北风井作为回风井使用。

（三）矿井需要风量、实际风量、有效风量目前矿井总进风量19300m3/min，需风量13378m3/min，矿井有效风量16960m3/min。

其中南风井系统进风量9440m3/min，有效风量8146m3/min，需要风量6489m3/min；北风井系统进风量9860m3/min，有效风量8512m3/min，需要风量6889m3/min。

（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量xx矿历年矿井瓦斯等级鉴定均被定为低瓦斯矿井。

2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯和二氧化碳绝对涌出量分别为15.46 M3/Min、14.16 M3/Min，瓦斯和二氧化碳相对涌出量分别为3.38M3/T、3.10M3/T。

（五）主通风设备及运行参数，风量，风压，通风阻力，等积孔xx矿南风井安装了两台型号为BDK-8-№28轴流式对旋防爆通风机，配套电机功率2×450KW,一台运转，一台备用。

总排风量10530m3/min，通风阻力3000Pa，等积孔2.85m2。

北风井安装了两台型号为GAF26.6-14-1轴流式对旋防爆通风机，配套电机功率1250KW，一台运转，一台备用。

总排风量10500m3/min，通风阻力3200Pa，等积孔2.52m2。

（六）分区通风情况xx矿井下实行分区通风，现有四个生产采区，即三2煤-390m水平22采区、三2煤-370m水平21采区和二2煤-550m水平的21、-600m水平东采区，另有三2煤-500m水平掘进准备区和二2煤-700m东掘进准备区、-700至-770m延深开拓区。

矿井总风量计算根据《煤矿安全规程》及有关规定，参考邻近生产矿井实际配风经验，满足井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.70％。

矿井需要风量应按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和分别计算，并选取其中的最大值。

1、按最大班下井人数计算Q矿=4×N·K矿式中：Q矿——矿井总供风量，m3/s；N——井下同时工作的最多人数，按50人计算；K矿——通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿=1.25。

Q矿进＝4×50×1.25＝250m3/min＝4.17m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算Q矿进=（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐+Q其它）·K矿式中：ΣQ采——实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ掘——实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ硐——回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ其它——除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。

（1）采煤工作面的风量确定①按瓦斯涌出量：Q采＝125×q瓦采·K采通——采煤工作面实际需要的风量，m3/s；式中：Q采q瓦采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；采面经抽放后相对瓦斯涌出量为6.43m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.1m3/s；K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.6；=125×4.1×1.6=820m3/min＝13.67m3/s据上式计算：Q采②按工作面风温计算Q采＝V C·Sc·K i式中：V C——采煤工作面适宜的风速，取1.2m/s；S C——采煤工作面平均有效断面，S C=9.86m2；K i——采煤工作面长度系数，工作面长度100m选取为1；据上式计算：Q=1.2×9.86×1=11.8m3/s采③按炸药使用量计算Q采=25A c式中：A c——采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，取8kg；Q采＝25×8=200(m3/min)= 3.33m3/s④按工作面人员数量计算Q采＝4N=4×40/60 =2.7m3/s式中：N——采煤工作面同时工作的最多人数，40人；＝9.86m2④按风速进行验算：S采0.25×S采≤Q采≤4×S采2.15≤Q采≤34.4(m3/s)根据以上计算取最大值13.67m3/s，经验算采煤工作面风速符合要求。

中国神华神东煤炭集团柳塔煤矿通风系统能力核定报告书编制：白亮审核：王志荣柳塔煤矿二○一一年十二月二十九日通风能力核定及报告编制人员目录第一章概述 (3)第一节核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 (3)第二节通风能力核定结果 (3)第二章矿井及通风基本概况 (4)第一节自然属性 (4)一、矿井概况 (4)二、井田范围 (4)三、井田地质情况 (4)四、主要可采煤层赋存条件及煤层情况 (6)五、水文地质情况及开采技术条件 (8)第二节矿井建设情况 (12)第三节矿井生产现状 ................................................................ 错误！未定义书签。

一、主要生产系统 ............................... 错误！未定义书签。

二、采掘工艺 ................................... 错误！未定义书签。

三、开拓方式、开采方法及水平、采区划分、工作面情况错误！未定义书签。

四、近三年生产完成情况 ......................... 错误！未定义书签。

五、煤炭资源回收率情况 ......................... 错误！未定义书签。

六、今后三年的生产接续安排 ..................... 错误！未定义书签。

第四节矿井通风概况 (14)第三章矿井通风系统能力核定 (16)第一节矿井需要风量计算 (16)一、矿井需要风量计算 (17)二、采煤工作面需要风量计算 (18)三、备用采煤工作面需要风量计算 (20)四、掘进工作面需要风量计算 (20)五、硐室需要风量计算 (28)六、其它巷道实际需要风量计算 (30)七、井下胶轮车需要风量验算 (32)八、矿井总需风量的计算结果 (33)第二节矿井通风能力计算 (35)第三节矿井通风能力验证 (38)一、矿井主要通风机性能检验 (38)二、矿井通风网络验证 (39)三、利用用风地点有效风量进行验证 (39)四、利用稀释瓦斯能力进行验证。

通风能力核定概要第七节通风系统生产能力核定一、通风概况（一）通风方式矿井采用对角式通风方式，抽出式通风方法。

（二）进回风井筒数量及风量四条进风井，二条排风井。

立、付立井，东二斜井绞车道、11井二斜绞车道入风。

东风井和西风井（均是立井）回风，矿井总进量14766m3/min，矿井总回风量15458m3/min。

（三）矿井需要风量，总进风量，有效风量矿井需要风量12850 m3/min，总进风量14766 m3/min，有效风量13343 m3/min，有效风率为90.4%。

（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对，相对涌出量。

2009年度矿井瓦斯监定结果确定为高瓦斯管理矿井，瓦斯绝对涌出量88.78m3/min，相对涌出量19.1m3/T，二氧化碳绝对涌出量8.59 m3/min,相对涌出量1.89m3/T。

（五）主要通风设备及运行参数东风井地面安装2台GAF26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，西风井地面安装两台GA26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，东西风井使用电机均1250KW，通风机出厂最大流量均为10000 m3/min。

二、计算过程及结果1、采煤工作面需要风量计算该矿有3个采煤工作面，145综采队、准备队、140队。

（1）高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。

Q采=100q采·K CH4（m3/min）Q145综=100×8.9×1.2=1068（m3/min）Q140普采=100×4.0×1.2=480（m3/min）Q准备队采=100q采·K CH4=100×6.7×1.2=804（m3/min）（2）按工作面温度计算Q采=60×V采×S采式中：V采——回采工作面适宜风速（m/s）不小于1.0mS采——回采工作面平均有效断面Q145综采=60×1.2×14.25=1026（m3/min）Q140普采=60×1.0×8.28=497（m3/min）Q准=60×1.2×12.88=927( m3/min)（3）按风速进行验算60×0.25S<q采<="" p="">Q145综采=（60×0.25×14.25）<1248<（60×4×14.25）（m3/min）Q140普采=（60×0.25×8.28）<497（60×4×8.28）（m3/min）Q145准=（60×0.25×12.88）<927<（60×4×12.88）( m3/min) 全矿采煤工作面需要风量合计；∑Q采=Q145综采+Q140+Q准=1068+497+927=2492 （m3/min）（4）备用采煤工作面风量：∑Q 备≥21Q 采该矿145综采和140普采各一个采煤备用工作面。

第一章矿井基本情况范各庄矿业分公司位于唐山市古冶区境内，是开滦（集团）有限责任公司精煤公司下属的分公司，是我国自行设计、施工的一座大型现代化矿井，于1958年6月21日开始建井，1964年10月21日正式投人生产，设计能力年产180万t。

1973年开始矿井改扩建，新增设计能力220万t/a，使矿井设计能力提高到400万t/a。

矿井1990年完成改扩建投产，2002年达产，年产量410.02万t。

一、井田位置及范围井田位于开平向斜之东南翼，井田北部及西北部与吕家砣矿相接，西及西南部与钱家营矿相邻，两矿的技术边界未确定，暂以毕25孔与毕34孔联线，再经毕34孔与O15孔联线延至9煤层-800米等高线上，作为范各庄矿与钱家营矿的储量计算边界。

东部及南部以14煤层的基岩露头为界。

唐山市毕各庄煤矿位于本井田东南部的毕各庄区域。

井田南北走向长12.25km，东西最大倾斜长3.92km，全井田总面积为31.78km2。

二、矿井储量截止到2004年底矿井地质储量为32425.6万t，可采储量为20574.9万t。

三、矿井煤层赋存条件井田的主体构造为井田北翼的塔坨向斜和南翼毕各庄区域的毕各庄向斜，该部位断裂构造比较发育。

井田的两翼断裂构造相对密度较小。

井田属于石炭-二叠纪煤系，煤系地层的总厚度为265m左右，含煤8层，煤层总厚度约13.8m左右。

其中5、7、8、9、11、12煤层属于可采煤层。

5、7、8、9、12煤层为矿井主采煤层，其他为局部可采煤层。

四、矿井生产规模设计能力年产180万t，1973年开始矿井改扩建，在主副井西施工直达-490米水平的混合井，新增设计能力220万t／a，将矿井的设计能力提高到年产400万t。

2004年实际产煤440万t。

五、矿井开采矿井采用立井、水平集中运输大巷、集中上山、阶段石门开拓方式，现主要生产水平为-490m、-600m 水平。

采煤方法为走向长壁综合机械化采煤法。

六、矿井瓦斯情况2004年度瓦斯鉴定，矿井瓦斯相对涌出量为0.143m3/t，矿井瓦斯绝对涌出量为1.29m3/min为低瓦斯矿井。

矿井通风参数计算手册2005年九月前言在通风、瓦斯抽放与利用、综合防尘的设计及报表填报过程中，经常需要进行一些计算，计算过程中经常要查找设计手册、规程、细则、文件等资料，由于资料少，给工作带来不便，为加强通风管理工作，增强“一通三防”理论水平，提高工作效率；根据现场部分技术管理人员提出的要求，结合日常工作需要，参考了《采矿设计手册》，《瓦斯抽放细则》、《防治煤与瓦斯突出细则》、《瓦斯抽放手册》，矿井通风与安全，煤矿安全读本等资料，编写了通风计算手册，以便于通风技术管理人员查阅参考，由于时间伧促，错误之处在所难免，请各位给预批评指证。

2005年9月编者目录一、通风阻力测定计算公式 (1)二、通风报表常用计算公式 (7)三、矿井通风风量计算公式 (10)四、矿井通风网路解算 (24)五、抽放参数测定 (16)六、瓦斯抽放设计 (24)七、瓦期泵参数计算 (26)八、瓦斯利用 (27)九、综合防尘计算公式 (28)十、其它 (30)通风计算公式一、通风阻力测定计算公式1、空气比重（密度） ρA ： 当空气湿度大于60%时ρ =0. 461TP (kg/m 3)当空气湿度小于60%时 ρ =0. 465T P (1-0.378P P 饱ϕ) (kg/m 3)P~大气压力(mmHg)T~空气的绝对温度 (K)ϕ~空气相对湿度 (%)P 饱~水蒸气的饱和蒸气压（mmHg ）B ： 当空气湿度大于60%时ρ =0. 003484TP(kg/m 3) 当空气湿度小于60%时ρ =0. 003484T P (1-0.378P P 饱ϕ) (kg/m 3)P~大气压力(pa)T~空气的绝对温度 (K)ϕ~空气相对湿度 (%)P 饱~水蒸气的饱和蒸气压（pa ）2、井巷断面（S ）A ：梯形及矩形断面S=H ×b (m 2)B ：三心拱S= b ×(h+0.26b) (m 2)C ：半圆形S= b ×(h+0.39b) (m 2)式中H 巷道净高（m ）b 梯形、矩形为巷道中宽，拱形为巷宽（m ）h 拱基高（m ）3、巷道周边长 u=c ss~ 巷道断面积(m 2)c~ 周边系数（梯形4.16，三心拱4.10，半圆形3.84，圆形3.54）u~巷道周边长(m)4、巷道风量Q=SV (km 3/s)Q~巷道风量 m 3 /minV~测风断面平均风速 （m/s ）S~巷道断面，m 25、动压h 动=g V 22ρ （mmH 2O ）ρ~ 空气密度 (kg/m 3)v~ 测点平均风速（m/s ）g~ 重力加速度 （m/s 2）6、巷道风阻R 1~2=2121--Q h (千缪) 百米风阻R 100=2121--L R ×100(千缪) R 1-2~任意两点间的风阻 (千缪)R 100~百米风阻 (千缪)L 1-2~ 任意两点间间距 （m ）Q 1-2~任意两点间的巷道风量，m 3/s7、通风阻力A ：压差计法h 1~2=K ×h 读（g v 221ρ1—g v 222ρ2） B ： 气压计法h 1~2=K （h 1-h 2）+(z 1-z 2) ρ+（g v 221ρ1—g v 222ρ2）8、自然风压h=z （ρ进—ρ回） A ： ρ均=n n∑1ρ B ：ρ均=∑∑i nZ Z 1ρ 9、井巷通风阻力（1）摩察风阻 R=3S LUαR~巷道风阻，kg/m 7L~ 巷道长度，mU~巷道周边长，mS~巷道断面积，m 2（2）摩察阻力h f =RQ 2=3S LU α Q 2h f ~摩察阻力, mmh 2oQ~巷道风量，m 3/sR~巷道风阻，kg/m 7L~ 巷道长度，mU~巷道周边长，mS~巷道断面积，m 2二、通风报表常用计算公式1、矿井等积孔 A=1.19h QA~矿井等积孔，mQ~主扇风量，m 3/sH~主扇负压，Pa A=0.38h QA~矿井等积孔，mQ~主扇风量，m 3/sH~主扇负压，mmh 2o多台风机联合运转时h Rrm =∑∑==ni i n i i Ri QQ h11A=1.19Rm h Qh Rrm ~多台风机联合运转加权负压， Pah Ri ~单台风机的负压，mmh 2o （Pa ）Q i ~单台风机的风量，m 3/s2、扇风机参数的计算（1）扇风机实际功率 Nc=1000h Q • Nc~扇风机的实际功率，KWh~通风机的负压， PaQ~通风机的风量，m 3/s（2）扇风机效率η=NNc ×100% Q~风机风量, m 3/sh~风机负压, Pa (可分为静压,全压计算)Nc~风机实际功率, KWN~风机轴功率, KWη风机实际效率3、有效风量矿井有效风量是指风流通过井下各工作地点（包括独立通风的采煤工作面、掘进工作面、硐室和其它用风地点）实际风量总和，按下式计算Q 有效=i Q ∑采+i Q ∑掘+i Q ∑硐+i Q ∑其它4、有效风量率是指矿井有效风量与各台主要通风机风量总和之比（C ）按下式进行计算 C=100⨯∑iQ Q 通有效%Q 通i~第I 台通风机实际风量5、外部漏率A ：外部漏风量是指主要通风机装置及其风井附近地表漏失风量总和，可用各台主要通风机风量总和减去矿井总回风量求得，按下式计算Q 外漏=i Q ∑通-i Q ∑总回Q 外漏~矿井外部漏风量i Q ∑通~各台主要通风机的风量总和iQ ∑总回~各台主要通风机总回风量之和 B ：矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各台主要通风机风量之和之比，按下式进行计算L=100⨯∑iQ Q 通外漏%L ~矿井外部漏风率6、巷道失修率A ：一般失修率一般失修巷道长度除以矿井巷道总长度的百分数d 失=%100⨯总失L Ld 失 ~巷道失修率，%L 失 ~失修巷道长度，mL 总 ~矿井巷道总长度，mB ：严重失修率严重失修巷道长度除以矿井巷道总长度的百分数d 严重=%100⨯总严重L Ld 严重 ~巷道失修率，%L 严重 ~失修巷道长度，mL 总 ~矿井巷道总长度，m三、矿井通风风量计算公式1、矿井风量按下式计算，并取其中最大值（1）按井下同时工作的最多人数计算所Q 矿井=4×N ×K 矿通 m 3/min N —井下同时工作的最多人数，人K 矿通 矿井通风系数，1.2~1.25（2）按采煤、掘井、硐室和其它地点实际需要风量总和计算Q 矿井=（∑采Q +∑掘Q +∑硐Q +∑其它Q ）K 矿通∑采Q ~ 采煤工作面实际需要风量总和，m 3/min∑掘Q~ 掘进工作面实际需要风量总和，m 3/min ∑硐Q~ 硐室实际需要风量总和，m 3/min∑其它Q~ 除采煤、掘进、硐室外其它井巷掘实际需要风量总和，m 3/min2、采煤工作面风量计算采煤工作面实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量总和计算：∑采Q=∑=n i i Q 1采+∑=ni i Q 1采备Q 采i ~第i 采煤工作面实际需要风量，m 3/min Q 采备i ~第i 采煤备用工作面实际需要风量，m 3/min 采煤工作面风量按以下方法计算： （1）按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q cH4采×K 采通Q 采—工作面需要风量，m 3/minq cH4采—工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m 3/minK采通—采面瓦斯涌出不均衡通风系数， 机采K采通=1.2~1.6，炮采K 采通=1.4~2（参考公司风量计算细则要求）（2）按工作面温度计算Q 采i =60×N i m 3/min N i —第i 个工作面同时工作的最多人数，人 Q 采=60×V 采×S 采 V 采i ~第i 个工作面风速， m/sS 采i ~第i 个工作面平均断面，m 2(可按最大和最小控顶距平均值进行计算)（3）按工作面人数计算 Q 采i =4×N i m 3/minN i—第i个工作面同时工作的最多人数，人（4）按风速进行验算按最低风速验算，其最低风量为：Q min≥15×S采i m3/min （V=0.25 m/s）Q min—采煤工作面最低风速时需要风量，m3/minS采i~第i个工作面平均断面，m2量为Q max≤240×S采i m3/minQ max—采煤工作面最高风速时需要风量，m3/min（V=4 m/s）S采i~第i个工作面平均断面，m23、掘进工作面风量按以下方法计算：（1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q cH4掘×K掘通Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/minq cH4掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/minK掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数，机掘K掘通=1.5~2（参考公司风量计算细则要求）（2）按炸药计算Q掘i=25×A i m3/minA i—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg（3）按局部通风机实际风量计算Q掘i=Q局机i×I i m3/minI i—第i个工作面同时工作的局部通风机台数，台（4）按工作面人数计算Q掘i=4×N i m3/minN i—第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人（5）按风速进行验算按最低风速验算，其最低风量为：各个岩巷掘进工作面最低风量Q min ≥9×S 岩掘i m 3/min （V=0.15 m/s ） 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面最低风量 Q min ≥15×S 煤掘i m 3/min （V=0.25 m/s ） Q min —掘煤工作面最低风速时需要风量，m 3/min S 岩掘i ~第i 个岩巷工作面断面，m 2S 煤掘i ~第i 个煤巷或半煤岩巷掘进工作面断面，m 2 Q max ≤240×S 掘i m 3/min Q max —掘煤工作面最高风速时需要风量，m 3/min （V=4 m/s ） 350~矿井年工作日S 掘i ~第i 个工作面断面，m 2 4、硐室风量计算 Q 硐室=∑=ni i Q 1硐Q 硐i ~各个独立通风硐室实际需要风量，m 3/min （1） 发热量大的空气机房和水泵房 Q 机电硐室=tW ∆⨯⨯⨯⨯⨯∑60006.12.13600θ，m 3/minQ 机电硐室~机电硐室实际需要风量，m 3/min∑W ~ 机电硐室运转电机总功率，KWt ∆~ 机电硐室进、回风的气温差，℃θ ~机电硐室发热系数，根据实际考察或（空压机0.20~0.23,水泵房0.02~0.04） 1．2 ~空气密度，kg/m 3 1．005 ~空气定压比热容，kj/kg.k (2)爆破材料库按每小4次换气量计算 Q 爆破材料库=0.07×V , m 3/minV~包括联络在内的爆破材料库空间总体积, m 3(一般情况大型100~155 m 3/min,中小型60~100 m 3/min) (3)其它硐室按经验取值a: 采区绞车房及变电硐室为60~80 m 3/minb:充电硐室按H2浓度小于0.5%,但不得小于100 m 3/min,或按经验值取100~200 m 3/min. 5其它巷道风量计算其它巷道风量应按瓦斯涌出量和风速进行验算，并取其中大值 Q 其它=∑=ni i Q 1其它（1）Q 掘=133×q cH4其它×K 其它Q 其它i —第i 个其它巷道需要风量，m 3/min q cH4其它—第i 个其它巷道瓦斯绝对涌出量，m 3/minK 其它—第i 个巷道瓦斯涌出不均衡通风系数， 机掘K 掘通=1.2~1.3 （2）按风速进行验算按最低风速验算，其最低风量为： 各个岩巷掘进工作面最低风量 Q min ≥9×S 岩掘i m 3/minQ min —掘煤工作面最低风速时需要风量，m 3/min （V=0.15 m/s ） S 其它i ~第i 个其它巷道断面，m 2 四、通风网路解算 1、风流流动的基本定律（1）风量平衡定律：网路中流入节点的风量之和等于流出节点风量之和。

煤矿常用计算公式（地质、通风类）水文地质类一、突水系数公式：㈠定义：每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。

㈡公式：Ts＝P/(M-Cp-Dg)式中：Ts—突水系数（MPa/m）；P—隔水层承受的水压（MPa）；M—底板隔水层厚度（m）；Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；Dg—隔水层中危险导高（m）。

注Cp可采下式参考计算：h=0.0021H+0.0956L+0.4186Mh—煤层底板破坏深度（m）；H—煤层埋藏深度（m）；L—工作面倾斜长度（m）；M—工作面回采高度（m）。

二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式)：㈠公式：t=L(rL-)/4Kp或H=2Kpt2/L2+rt式中t—底板安全隔水层厚度(m)；L—采掘工作面底板最大宽度(m)；r—隔水层岩石的容重(t/m3);Kp—隔水层岩石的抗张强度(t/m2)；H—隔水层底板承受的水头压力(t/m2)。

㈡公式参数取值依据：r—隔水层岩石的容重，取2.5～3.0t/m3。

H—隔水层底板承受的水头压力，此处为计算至含水层顶面的水头高度。

Kp—一般取4.26～10 t/m2。

三、防水煤柱经验公式：㈠公式：L 0.5=式中：L—煤柱留设宽度(m);K—安全系数(一般取2～5)；M—煤层厚度或采高(m);P—水头压力(t/m2);Kp—煤的抗张强度(t/m2)。

㈡主要参数取值依据：Kp取值依据：河津矿区在设计太原群系煤柱留设时Kp取1.0 t/m2。

四、老空积水量估算公式：㈠公式：Q积=∑Q采+∑Q巷Q采=KMF/cosa=KMBh/sinaQ巷=WLK式中：Q积—相互连通的各积水区总积水量(m3)；∑Q采—有水力联系采空区积水量之和(m3)；∑Q巷—与采空区有联系的各种巷道积水量之和(m3)；K—充水系数：采空区一般用0.25～0.5，煤巷充水系数一般取0.5～0.8，岩巷取0.8～1.0；M—采空区的平均采高或煤厚(m);F—采空积水区的水平投影面积(m2);a—煤层倾角；W—积水巷道原有断面(m2)；L—不同断面巷道长度(m);B—老空走向长度(m);h—老空水头高度(m)。

煤矿通风能力核定报告煤矿名称：*********矿煤炭生产许可证号：2011年7月13日目录第一章矿井基本情况 2一、地理位臵 2二、地质概况 3三、矿井开采现状 6四、矿井通风系统： 7第二章矿井通风能力核定 8一、矿井通风能力核定计算公式 8二、矿井总进风量的计算 81、按井下同时工作最多人数计算矿井风量： 82、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算： 9三、矿井通风负压、等积孔计算 141、矿井通风总阻力 142、等积孔计算及通风难易程度的评价 15四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取 16五、矿井通风能力核定计算 16六、矿井通风能力验证 17七、矿井通风能力核算结果 17一、核定通风系统能力必备条件：1、必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理通风设施齐全可靠;2、必须采用机械通风、运转风机和备用风机必须具备同等能力，矿井通风机经具备资质的检验机构测试合格;3、安全检测仪器、仪表齐全可靠;4、局部通风机的安装和使用符合规定;5、采掘工作面的串联通风符合规定;6、矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。

二、通风系统能力核定的主要内容：第一章矿井基本情况一、交通位臵矿区位于乌鲁木齐西部，距乌鲁木齐市约50km，北西距昌吉市45km，北距硫磺沟镇10km，距八一钢铁厂20km。

路经矿区的公路有乌鲁木齐通往庙尔沟旅游区及昌吉市通往庙尔沟的沥青公路，矿区内有简易公路通往各矿，交通条件良好。

二、地形地貌本区属天格尔山脉中段西部，地形复杂，总体上西高东低，北高南低，沟谷纵横，属低山丘陵地形，海拔高程+1260—+1380m，高差100—200m。

三、河流矿区东界外2km处发育有一条区域性地表水系(头屯河)，其流向自南西向北东流迳矿区东部边缘。

河道宽20—60m，河床宽150m左右，河水流量随季节性变化而变化。

6—7月流量最大可达81.1m3/s，每年10月到3月为枯水期，1—3月份最小流量仅达0.9—0.95 m3/s，为常年流水的河流。

矿井年度通风能力核定计算方法 1、 按计划安排的2个回采、1个高档、 7个掘进队组进行确定。

(其中按3个备采或撤退面、1个停掘面)。

(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 备(退)+∑Q 停+∑Q 峒+∑Q 其它)×K 1×K 2 ＝(1300＋1720＋860＋190＋490＋800)×1.15×1.05 ＝ 6474.2m 3/min ＜ Q 扇i其中:K 1_____矿井通风备用系数取1.15 K 2_____主外部漏风系数取1.05 Q 扇_____西四主扇排风量为6884m 3/min所以,按本年度满足西四主合理稳定运行的风量确定:m 1＝3,m 2＝72、按照西四区域煤层储量,可采情况可最多安排4个回采队组(其中一个高档);7个掘进队组。

选取两项关系最小值,从而选取 m 1＝3,m 2＝7 计算满足通风能力下的矿井最大生产能力。

P 矿井=∑(∑P 采+∑P 掘)=(P 综一+P 综二+P 高档)+(P 掘 一+P 掘二+P 机一+P 机二+P 机三+P 宏远十二+P 宏远十三）=(51.5＋43＋34.5)＋(1.6＋1.6＋1.6＋3.3＋3.3＋1.6＋1.6) =143.6万吨（二）、以主扇最大风量核定矿井最大生产能力Q扇大×350 6884×350P=———————— = —————————— = 135.46≈135万吨q×K1×K2×104 1.54×1.1×1.05×104其中：Q扇大——西四主扇最大排风量6884m3/minq ——矿井正常生产条件下的日产吨煤配风量1.54m3/tk1——总回风与总进风比系数取1.1k2——主扇外部漏风系数取1.05四、验算核定的通风能力1、按矿井进风井筒、回风井筒；总进风巷、总回风巷最大允许风速验算。

V进风井筒=Q进/60×S进=4151/60×24=2.88m/s＜12m/sV回风井筒=Q回/60×S回=6572/60×14=7.82m/s＜15m/sV985里=3850/60×12=5.35m/s＜8m/sV414-2=1980/60×7.2=4.58m/s＜8m/s从以上风速可知，均满足煤矿安全规程规定风速要求。

矿井通风能力核定一、矿井通风概况矿井通风方式为中央边界式，通风方法为抽出式，新、老副井两个井筒进风，老副井净直径4.5米，新副井净直径6.0米；上、下组煤两座风井回风，上组煤风井直径3米，垂深87.54米，下组煤风井直径4米，垂深83米。

矿井通风系统合理，矿井采用两个进风井(老、新副井)进风，两个回风井(上、下组煤风井)回风；老副井主要服务于上组煤-120m水平的六采区、-400m水平的八采区，新副井主要服务于下组煤-280m水平的西三、西四、东三采区及-480m水平延深的西五采区，上、下组煤分别有独立的回风系统，故矿井上、下组煤通风系统相对独立；矿井各采区内无不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风，各用风地点无角联通风线路，进回风线路干、支清晰，通风网络合理、稳定。

2009年8月矿井总进风量7983m3/min，总排风量8376m3/min，计算需要风量7573m3/min，矿井有效风量7335m3/min，有效风量率87.6%；其中：上组煤总进风2440m3/min，总排风量2558m3/min，有效风量2233m3/min，计算需要风量2342m3/min；下组煤总进风量5543m3/min，总排风量5818m3/min，有效风量5102m3/min，计算需要风量5231m3/min。

矿井分三个水平开采，第一水平为-120m水平(现生产水平)，第二水平为-280m水平(现生产水平)；为提高矿井提升及抗灾能力，矿井于1997年进行了技术改造，矿内施工一座新副井(立井)，井底标高为-280m，第三水平为-480m水平，即矿井下组煤主要延深水平，现正在开拓施工。

矿井及生产采区实现了分区通风，无风量不足的生产作业地点，2009年8月全矿井共有生产采区6个，其中：上组煤2个生产采区(1个生产，1个准备)，布置有1个采煤工作面，4个掘进工作面，5个机电硐室, 1个井下爆炸材料库，1个其它工作地点；下组煤6个采区(3个生产，2个准备，1个开拓)，布置有2个采煤工作面，1个备用工作面，8个掘进工作面，5个机电硐室，1个井下爆炸材料库，3个其它工作地点。

通风系统生产能力核定一、通风概况（一）通风方式新发矿井采用对角式通风方式，抽出式通风方法。

（二）进回风井筒数量及风量三条进风井，二条排风井。

主、付井（立井）、西部入风井（斜井）为进风井井；北风井和西风井（均是斜井）为排回风井（北风井排风6330 m3/min，等积孔2.5；西风井排5490m3/min，等积孔2.3；矿井联合等积孔4.7。

矿井总入量11350m3/min，矿井总排风量11820m3/min。

（三）矿井需要风量，总进风量，有效风量矿井需要风量10325 m3/min，总进风量11350 m3/min，有效风量10580 m3/min，有效风率为92%。

（四）矿井瓦斯等级、瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量2013年度矿井瓦斯鉴定结果确定为高瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量40.02m3/min，相对涌出量23.82m3/t，二氧化碳绝对涌出量4.73 m3/min,相对涌出量2.8 m3/t。

（五）主要通风设备及运行参数北风井地面安装2台BDK-10-№28通风机，一台使用，一台备用;西风井地面安装两台BD-11-8-№24通风机，一台使用，一台备用。

北、西风井使用电机均为2*315KW，通风机出厂最大流量均为10000 m3/min。

二、计算过程及结果1、采煤工作面需要风量计算该矿有2个采煤工作面，101高档普采队，107高档普采队。

（1）按气候条件进行计算Q cfi=60×70%×v cfi×S cfi×k chi×k cli（m3/min）101采队：现采西三采27层右一工作面，最大空顶距5.2m，采高2m，采面长度系数1.2，温度系数1.1。

Q cfi=60×70%×v cfi×S cfi×k chi×k cli（m3/min）Q101=60×70%×1.0×9.6×1.1×1.0=443 m3/minQ107=60×70%×1.0×9.1×1.0×1.2=458 m3/min式中v cfi—第i个采煤工作面的风速，m/s。

矿井风量计算公式矿井风量计算办法一、矿井需要风量的计算矿井需要风量按各采掘工作面、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。

Q ra≥(∑Q cf＋∑Q hf＋∑Q ur＋∑Q sc＋∑Q rl)×k aq (1)式中：Q ra——矿井需要风量, m3/ min；Q cf——采煤工作面实际需要风量，m3/ min；Q hf——掘进工作面实际需要风量，m3/ min；Q ur——硐室实际需要风量，m3/ min；Q sc——备用工作面实际需要风量，m3/ min；Q rl——其他用风巷道实际需要风量，m3/ min；k aq——矿井通风需风系数(抽出式k aq取1.15～1.20,压入式k aq取1.25-1.30)。

二、采煤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。

（一）按气象条件计算Q cf=60×70%×v cf×S cf×k ch×k cl (2)式中:v cf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表１中选取，m/s；S cf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；k ch——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；k cl——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。

表1采煤工作面进风流气温与对应风速表2k ch—采煤工作面采高调整系数表3k cl—采煤工作面长度调整系数（二）按照瓦斯涌出量计算Q cf=125×q cg×k cg (3)式中：q cg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。