通风能力核定

一、通风概况

（一）通风方式、方法

通风方式为中央分列式。通风方法为抽出式。 （二）进、回风井筒数量及风量

该矿井装备四支井筒，主井、副井、行人井为进风井，回风竖井为专用回风井，主井进风量2686 m3/min，副井进风量6117m3/min，行人井进风量4686m3/min。

（三）主要通风设备及运行参数，风量、风压、通风阻力、等级孔

矿井现安装FBCDZNO.34型对旋式通风机两台，风叶角度-21.3°/-19.5°，现矿井总进风量13489m3/min，总回风量13569m3/min。

通风阻力:2302.7Pa，通风等级孔：4.26 （四）分区通风情况

井下开采9#煤层，15#煤层为预抽放煤层；

9号煤风量主要由副井、行人井供给，总回风量10015m3/min； 15号煤风量主要由主井和行人井供给，总回风量3495m3/min； 二、根据采掘计划衔接情况，未来三年采掘布置用风情况如下：回采工作面1个，准备工作面1个，煤巷掘进工作面3个，岩巷掘进工作面3个，硐室3个。 （一）计算过程及结果

（1）回采工作面风量计算（以9305综采工作面应配风量为准）：

根据2011年瓦斯鉴定，9#煤会采工作面瓦斯相对涌出量为15.83m3/t，矿井一天生产原煤5280吨，矿井瓦斯涌出量为：

15.83×5280÷60÷24=58.04m3/min

由于本矿井已采用抽放系统，回采时高抽巷瓦斯抽出率为60%以上。即矿井风排量为：

58.04×40%=23.22m3/min

根据回风巷、尾巷瓦斯管理规定，尾巷排瓦斯为40%，回风巷为60%，计划尾巷排瓦斯为13.93m3/min，回风排瓦斯为9.29m3/min。

按瓦斯涌出量计算： Q=Q回采+Q采尾

=100×q采×KCH4+(qcH4尾/2.5%)×KCH4 Q ———采煤工作面需要风量； Q回采———工作面回风风量； Q采尾———工作面尾巷风量； q采 ———回风风排瓦斯涌出量； qCH4尾——尾巷风排瓦斯涌出量；

KCH4 ——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，实际小于1.3的取1.3，实际大于1.3的取实际值；

2.5% ——尾巷瓦斯浓度不得超过2.5%；

100———单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%换算值

Q =100×9.29×1.3+(13.93/2.5%)×1.3

= 1207.7+724.36 =1932.06m3/min

2、按采煤工作面温度计算需要风量。

Q采＝60×V彩×S采平均=60×1.5×0.5×（4.82+4.76）×2.2=948.42m3／min

其中：V彩－－采煤工作面风速，根据《煤矿通风能力核定办法（试行）》，取1.5m/s

S采平均－－采煤工作面最大和最小控顶距净断面积的平均值 3、按工作面最多人数为30人，每人所需风量不少于4m3/min。 Q采=30×4=120 m3/min

4、按炸药量计算（遇断层或陷落柱需放炮） Q=N×A=30×5.2=156m3/min A——一次爆破最大炸药用量（公斤） N—回采工作面同时工作的最多人数（个） Q—选用风量m3/min 5、按风速进行验算

按最低风速0.25m/s验算采煤工作面的最小风量： Q 采≥60×0.25×S=60×0.25×10.538=158.07m3/min 按最高风速4m/s验算采煤工作面的最大风量： Q 采≤60×4×S=60×4×10.538=2529.12m3/min Q采---采煤工作面需要风量；

S----采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶距时有效断面的平均值。本工作面最大控顶距为4.82m和最小控顶距为4.76m，采高为2.2m，取S=（4.82+4.76）÷2×2.2=10.538m2；

经验算：本工作面配风量Q 采=1932.06m3/min 因为,131.4m3/min≤1932.06m3/min≤2102m3/min 所以9305工作面所配风量1932.06m3/min符合规定， 故回采工作面配风量为1932.06m3/min。

（2）准备工作面风量取回采工作面风量的1/2，故准备工作面配风量为:

1932.06÷2=966.03m3/min.

(3)煤巷掘进配风量计算（以9306运输顺槽掘进为准）：

掘进工作面计划采用2×45kW的局扇2台，单机吸风量600 m3/min， 计划单进6m/d。

①、按瓦斯涌出量计算风量 Q出=q掘×100×Kd

Q出——煤头需要风机最小出风量

q掘——掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量

100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1.0%换算值

Kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。炮掘取Kd=1.8～2.0，机掘取Kd=1.5～2.0

Q出=1.0×100×2=200m3/min

根据η=（Q吸需-Q出）/Q吸需（L/100） 得出Q吸需=100 Q出/（100-ηL） Q出——工作面需要风机最小出风量 Q吸需——工作面需要风机最小吸风量 L——工作面生产期间最长风筒长度 η——风筒百米漏风率

Q吸需 =100×200/（100-0.02×1030） =251m3/min

≤45KW×2风机额定吸风量600m3/min。 ②、按局部通风机实际吸风量计算风量

Q掘= ∑Q吸+60vS

Q掘——掘进工作面需风量 Q吸——所用风机额定吸风量

∑Q吸——所有不同型号风机群总吸风量 V——巷道允许最低风速，m/s S——巷道断面积

运输巷Q掘=600+60×0.25×24=960m3/min ③、按掘进面同时作业人数计算风量 Q掘> 4N= 4×18=72m3/min ④、按炸药使用量进行验算 Q掘=Ab/tc

Q掘=17.8×25=445m3/min

A——掘进面一次爆破所用的最大炸药量 kg

b——每次炸药爆破后生成的当量CO的量取b=0.1m3/kg t——通风时间；一般不少于20min

C——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度一般取C=0.02%

⑤、按风速进行验算

该工作面需要最大风量960m3/min，大于15×S，小于240×S。所以9306运输巷工作面需要为960m3/min。

（4）岩巷掘进配风量计算及结果(以9306高抽掘进为准）： 9306高抽巷计划采用2×30kW的局扇1台，1台备用，单机吸风量400 m3/min， 9306高抽巷计划单进4m/d。

①、按瓦斯涌出量计算： Q出=q掘×100×Kd

Q出——煤头需要风机最小出风量 q掘——掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量

100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1.0%

换算值

Kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。炮掘取Kd=1.8～2.0，机掘取Kd=1.5～2.0

Q出=1.0×100×2=200m3/min 根据η=（Q吸需-Q出）/Q吸需（L/100） 得出Q吸需=100 Q出/（100-ηL） Q出——工作面需要风机最小出风量 Q吸需——工作面需要风机最小吸风量 L——工作面生产期间最长风筒长度 η——风筒百米漏风率

Q吸需 =100×200/（100-0.02×1030） =252m3/min ≤30KW×2风机额定吸风量400m3/min。 ②、按局部通风机实际吸风量计算风量 Q掘= ∑Q吸+60vS Q掘——掘进工作面需风量 Q吸——所用风机额定吸风量

∑Q吸——所有不同型号风机群总吸风量 V——巷道允许最低风速，m/s S——巷道断面积

Q掘=400+60×0.25×7.29=509.4m3/min ③、按掘进面同时作业人数计算风量 Q掘> 4N= 4×8=32m3/min ④、按炸药使用量进行验算 Q掘=Ab/tc

Q掘=6.4×25=160m3/min

A——掘进面一次爆破所用的最大炸药量 kg

b——每次炸药爆破后生成的当量CO的量取b=0.1m3/kg

t——通风时间；一般不少于20min

C——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度一般取C=0.02%

⑤、按风速进行验算

该工作面需要最大风量509.4m3/min，大于9×S，小于240×S。所以该工作面需要风量为509.4m3/min。

根据《煤矿安全规程》规定：掘进中的岩巷最低允许风速为0.15m/s，最高允许风速为4m/s。通过以上计算巷道风速均符合《煤矿安全规程》要求。 2.硐室需要风量

井下独立通风硐室为9号变电所、配电室、避难硐室，配风量150m3/min

4.其他巷道需要风量

井下需独立通风巷道，三采区非常仓库需要风量150m3/min 5、矿井所需总风量

Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其）K

=（1932.06+966.03+960×3+509.4×3+150×3+150）×1.2 =9487.55m3/min 三、进尺以及抽放循环计划

1、岩巷计划单进4m/d，煤巷计划单进6m/d（“三保二”），每月计划25天，年计划进尺为：

岩巷：4×3×25×12=3600m。 煤巷：6×2×25×12=3600m。

2、煤巷需进行掌头瓦斯抽放，每循环预计为5天，孔深70m，

设计为8个孔，施工时间为3天，预抽2天。允许掘进为50m，时间为10天。