（新标准）矿 井 通 风 能 力 核 定

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

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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。

历年瓦斯鉴定均为低瓦斯、低二氧化碳矿井，2009年鉴定结果为：矿井CH4绝对涌出量为1.05m/min，CH4相对涌出量为0.47m/t，CO2绝对涌出量为20.73m/min，CO2相对涌出量为9.18m/t。

上组煤（单电机，双风叶）风井主、备通风机型号均为2K56-3№18型，配套电机型号JSQ148-6，额定功率310kW，风机叶片安装角35（南）°～45°（北）；下组煤原有风机及配套电机于上组煤相同，2008年矿井对下组煤风机进行了更换，现下组煤（双电机，双风叶）主、备通风机均为BDK-8-№24型，配套电机型号为YBF560S1-8，额定功率为2×250kW，风机叶片安装角25°（靠反风道侧）～30°（靠电机侧）；上组煤风井采用反风道反风，下组煤风井采用风机反转反风。

曹庄煤矿于2009年4月，由山东省煤碳技术服务公司对矿井上、下组煤主通风机进行了扇风机性能鉴定，4台风机均具有良好的运转性能，符合稳定性运转的条件，其运转工况点均在稳定工作区。2009年5月委托山东省煤碳技术服务公司进行了矿井通风阻力测定。

矿井负压上组煤为1421Pa，下组煤为1715Pa。

矿井通风等积孔为4.12m,其中：上组煤为1.34m，下组煤为2.78m；

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矿井通风最大流程上组煤为4420m，下组煤为6450m；全矿井同时最多工作人数880人。

截止2007年底,矿井累计探明资源储量11200.1万t,保有资源储量6854.8万t,基础储量4491.1万t,资源量2363.7万t,可采储量2250.4万t。

矿井2008年生产原煤115万吨，矿井设计能力为60万吨，经改扩建后核定生产能力为120万吨。

二、矿井需要风量计算

（一）矿井需要风量计算原则

根据《煤矿生产能力核定标准》AQ 1056—2008 要求：对矿井需要风量进行计算， 2009年8月全矿井共布置有4个采煤工作面， 14个掘进作工作面，13个机电硐室，2个井下爆炸材料库，4个其它工作地点。

（二）采煤工作面需要风量计算

全矿井采煤工作面实际需要风量为：

∑Qcf ＝Qcf1＋Qcf2＋Qcf3＋Qcf4

＝403+323+229.3+229.3 ＝1184.6(m/min)

单个采煤工作面需要风量的计算公式为：

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Qcf ＝60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl

式中：Vcf ——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表 4中选取，m/s，

Scf ——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，m;

Kch——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表 2； Kcl ——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表 3 ；

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70%—有效通风断面系数； 60—为单位换算产生的系数

K采高—回采工作面采高调整系数表 表2

采高(m) 系数(K采高) ＜2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 2.5～5.0及放顶面 1.5

K采面长—回采工作面长度调整系数表 表3

回采工作面长度(m) 长度调整系数(K采面长) 80～150 1.0 150～200 1.0～1.3 ＞200 1.3～1.5

K温—回采工作面温度与对应风速调整系数表 表4

回采工作面空气温度(℃) ＜20 20～23 23～26 采煤工作面风速(m/s) 1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 配风调整系数(K温) 1.0 1.00～1.10 1.10～1.25

据此，每个采煤工作面需要风量计算如下：

一、 31200煤柱工作面需要风量

(1)、基本参数

工作面长 (米) 95 二氧化碳涌出量 (m/min) 0.77 3采高 最大控顶距最小控顶距 (米) 2．4 (米) 4.65 (米) 3.65 平均控顶距 瓦斯涌出量(米) 4.15 (m3/min) 0 每班最多工工作面环境温一次乳化炸药采煤方法 作人数 度(℃) 消耗量(Kg) 机采 25 20 2.45 (2)、计算

每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定

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分别进行计算，然后取其中最大值。

①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量： Qcf ＝60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl

＝60×0.7×1.0×8.72×1.1×1.0 ＝403(m/min)

式中：Vcf ——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表 4中选取，1.0m/s，

Scf ——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，8.72m;

Kch——采煤工作面采高调整系数，1.1,具体取值见表 2； Kcl ——采煤工作面长度调整系数，1.0,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

②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量

根据煤矿安全规程规定，按回采工作面风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超1.0％的要求计算：

Qcf＝67×qCC×KCC

=67×0.77×1.5 =115.5(m/min)

qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m/min

KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5

67－按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。

③、炸药量计算需要风量： Qcf≥10 Acf

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=67×0.281×1.5 =28.2(m/min)

qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m/min

KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5

67－按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。

③、炸药量计算需要风量： Qcf≥10 Acf

＝10×3.6 ＝36(m/min) 式中：

Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，3.6kg； 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m/min。 ④、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风≦4m/min:

Qcf≥4Ncf (m/min)

式中：

Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算，2 Ncf＝25×2； 依上式计算得： Qcf＝4×50＝200(m/min)

取以上计算结果中最大值，11200工作面需要风量为229.3m/min。

⑶、按风速进行验算： a) 验算最小风量

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Qcf ≥60×0.25Scb

Scb =lcb ×hcf ×70%=4.4 ×1.4 ×0.7=4.3 m 460＞60×0.25×4.3=64.5 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs

Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.4 ×0.7=3.3m460＜60×4.0×3.3=793.5 式中：

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m ； lcb—采煤工作面最大控顶距, m； hcf—采煤工作面实际采高, m；

Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，m ； lcs—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；

经过计算及验算后，确定7503采煤工作面需要风量为229.3m/min。

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四、9401工作面需要风量计算

(1)、基本参数

工作面长 (米) 104 采高 最大控顶距最小控顶距 平均控顶距 瓦斯涌出量(米) 1.4 (米) 4.4 (米) 3.4 (米) 3.9 (m3/min) 0 二氧化碳涌出量 每班最多工工作面环境一次乳化炸药采煤方法 3(m/min) 作人数 温度(℃) 消耗量(Kg) 0.57 机采 25 20 4.5 12

(2)、计算

每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量： Qcf ＝60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl

＝60×0.7×1.0×5.46×1.0×1.0 ＝229.3m/min

式中：Vcf ——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表 4中选取，1.0m/s，

Scf ——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，5.46m;

Kch——采煤工作面采高调整系数，1.0,具体取值见表 2； Kcl ——采煤工作面长度调整系数，1.0,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

②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量

根据煤矿安全规程规定，按回采工作面风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超1.0％的要求计算：

Qcf＝67×qCC×KCC

=67×0.57×1.5 =57.3(m/min)

qCC——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m/min

KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5

67－按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过

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1.5％的换算系数。

③、炸药量计算需要风量： Qcf≥10 Acf

＝10×4.5 ＝45(m/min) 式中：

Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg； 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m/min。 ④、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风≦4m/min:

Qcf≥4Ncf (m/min)

式中：

Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算，2 Ncf＝25×2； 依上式计算得： Qcf＝4×50＝200(m/min)

取以上计算结果中最大值，9401工作面需要风量为229.3m/min。

⑶、按风速进行验算： a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb

Scb =lcb ×hcf ×70%=4.4 ×1.4 ×0.7=4.3 m 229.3＞60×0.25×4.3=64.5 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs

Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.4 ×0.7=3.3m229.3＜60×4.0×3.3=793.5

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式中：

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m ； lcb—采煤工作面最大控顶距, m； hcf—采煤工作面实际采高, m；

Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，m ； lcs—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；

经过计算及验算后，确定9401采煤工作面需要风量为229.3m/min。

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（三）掘进工作面的需要风量计算

全矿井掘进工作面需要风量为： ∑Qhf ＝Qhf1＋Qhf2＋…＋Qhf11＋Qhf14

＝264＋228.6＋223.3＋223＋271.8＋256.5＋306.2＋259＋

288.6＋233.1＋241.2＋288.6＋243.9＋319.2 ＝3646.9(m/min) 式中：

∑Q掘——全矿井掘进工作面需要风量, m/min； Q掘1、Q掘2、…Q掘i—单个掘进工作面的需要风量， m/min。 根据采场安排的14个掘进工作面需要风量详细计算如下: 1、3800煤柱运中掘进工作面需要风量 ⑴、基本参数

巷道设计长度 (米) 265 断面 (m2) 5.2 瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.16 33

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巷道类别 煤 工作面温度(℃) 每班最多工作人数 21 11 一次乳化炸药消耗量(Kg) 4.2 ⑵、计算:

①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量： Qhf = 67×qhc×Khc

=67×0.16×1.5 =14.4(m/min)

式中：

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m/min； khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取值为1.5

67—按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。

②、按炸药量计算需要风量： Qhf ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf ＝10×4.2＝42 (m/min)

式中：

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.2kg。

根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局通风机，其实际吸风量为180 m/min，选用ф400mm风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算

Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=180×1+60×0.15×9.4=264 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，180m/min

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I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，9.4m④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf

4Nhf =4×22=88 m/min

式中： Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，11×2 人 ⑤按风速进行验算

a) 验算最小风量

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.2=46.8 m/min b ) 验算最大风量

Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×5.2=1248 m/min

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式中：Shf——掘进工作面的断面积 5.2m。

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而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯集聚。

由此确定3800煤柱运中掘进工作面全风压供风需要风量为264m/min。

2、3803地堑煤风道需要风量 ⑴、基本参数

巷道设计长度(米) 105 巷道类别 断面(m2) 5.2 瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.14 3

2

一次乳化炸药消耗量工作面温度(℃) 每班最多工作人数 (Kg) 17

煤 21 11 3 ⑵、计算:

①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量： Qhf = 67×qhc×Khc

=67×0.14×1.5 =14.1(m/min)

式中：

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.14m/min； khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取值为1.5

67—按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。

②、按炸药量计算需要风量： Q ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf ＝10×3＝30 (m/min)

式中：

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，3 kg。

根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局部通风机，其实际吸风量为180 m/min，选用ф400mm风筒。

③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=180×1+60×0.15×4.8=223.2 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，180m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1

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3

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3

0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，4.8m④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf

4Nhf =4×22=88 m/min

式中： Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×4.8=43.2 m/min b ) 验算最大风量

Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×4.8=1152 m/min

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3

式中：Shf——掘进工作面的断面积 5.2m。

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而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯集聚。

由此确定3803地堑煤掘进工作面全风压供风需要风量为223.2m/min。

3、 3104风道需要风量 ⑴、基本参数

巷道设计长度(米) 260 巷道类别 煤 断面(m) 5.2 22

3

瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.16 一次乳化炸药消耗量(Kg) 4.2 工作面温度(℃) 每班最多工作人数 20 11 19

⑵、计算:

①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量： Qhf = 67×qhc×Khc

=67×0.16×1.5 =16.1(m/min)

式中：qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.16m/min； khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取值为1.5

67—按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。

②、按炸药量计算需要风量： Q ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf 10×4.2＝42 (m/min)

式中： Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.2kg。

根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局部通风机，其实际吸风量为180 m/min，选用ф400mm风筒。

③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=180×1+60×0.15×5.4=228.6 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，180m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，5.4m④按作人员数量验算

2

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3

3

3

3

3

3

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=144.2 m3 /min

Qmr12=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×110×0.03／1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min

Qmr13=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×110×0.03／1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min

3.其他地点的需要风量计算 按风速验算

Qrc ≥60×0.15Src

3

Qrc—一般用风巷道实际需要风量，m /min；

2

Src—一般用风巷道净断面积，m ；

其他地点的需要风量按最低风速不低于0.15m/s供给 。

3

Q=60×0.15×S m/min

3

11200回风Q=60×0.15×S = 9×5.4= 48.6 m/min

3

9600运输上山：=60×0.15×S= 9×5.2=46.8 m/min

3

-480西翼副巷：Q=60×0.15×S=9×5.8= 52.2 m/min

3

-280西翼副巷：Q=60×0.15×S= 9×5.4 = 48.6 m/min

其他地点需要风量是各地点需要的风量的总和

ΣQrc= Qrc1+Qrc2+............+Qrci m/min

3

式中：

3

ΣQrc他——全矿井其他地点需要风量的总和， m/min

3

Q其他1、Q其他2、Q其他i——各用风地点的需要风量, m/min

3

ΣQrc=48.6+46.8+52.2+48.6 =196.2 m/min ㈤、矿井需配风量

全矿井需要风量为:

Q矿＝(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通 ＝(1184.6+3646.9+1490+196.2)×1.15 ＝6517.7×1.15 ＝7495m/min

式中：

∑Q采——全矿井采煤工作面实际需要总进风量, m/min;

46

3

3

∑Q掘——全矿井掘进工作面实际需要总进风量, m/min; ∑Q硐——全矿井硐室实际需要总进风量, m/min; ∑Q其它——全矿井其它井巷实际需要总进风量, m/min; K矿通——矿井风量备用系数,包括漏风系数、配风不均衡系数取K矿通

＝1.15。

三、矿井通风能力计算

经计算，矿井需要风量为7495m/min，实际进风量7983m/min，富余风量488m/min；

根据矿井需要风量计算结果，正常生产条件下，风量可满足4个采煤面， 14个掘进工作面同时生产。（煤与半煤岩掘进工作面12个，岩巷掘进工作面2个）

全矿井通风能力 A＝∑A采i＋∑A掘j 式中：

A ——矿井通风能力,万t/a

A采i——第i个回采工作面正常条件下的年产量 万t/a A掘j——第j个掘进工作面正常条件下的年产量 万t/a 曹庄煤矿上、下组煤通风系统相对独立，故通风能力分开计算：

㈠、上组煤通风能力计算： 1、采煤工作面通风能力：

采煤工作面通风能力计算中，采煤工作面推进度按正常生产时的推进度，不考虑地质、设备等因素的影响。

上组煤布置1个3层工作面。

三层煤工作面特征表

工作面平均长 （m） 95 正规循环作业系数

3

3

3

3

3

3

平均采高 （m） 2.1 工作面个数（个） 原煤密度 （t/m3） 1.3 日推进度 （m/d） 47

回采率 （%） 98 采煤方法 年工作日数 （d） 330 生产能力 （万t/a） （%） 80 -4

1 4.5 机采 37.74 Ac上＝330×10lc×hc×rc×bc×cc

＝330×10×95×2.1×1.3×4.5×0.98 ＝37.74万t／a

式中：Ac—采煤工作面年产量，万吨每年； lc —采煤工作面平均长度，m； hc —采煤工作面煤层平均采高， m； rc —采煤工作面的原煤视密度，t/m ； bc —采煤工作面平均日推进度，m/d；

cci —第 i 个采煤工作面回采率，%，按矿井设计规范和实际回采率选取小值。

5.3.3 单个掘进工作面年产量计算 2、上组煤掘进工作面通风能力

掘进工作面通风能力计算中，掘进工作面推进度按正常生产时的推进度，不考虑地质、设备等因素的影响。

上组煤布置4个3层掘进工作面。

三层煤掘进工作面特征表

巷道纯煤面积（m2） 4.8 原煤密度 （t/m3） 1.30 -4

-4

日进尺 （m/d） 7.8 年工作天数 （d） 330 工作面个数 （个） 4 生产能力 （万t/a） 6.42 Ah上＝330×10×sh×rh×bh×n

＝330×10×4.8×1.3×7.8×4

-4

＝6.44万t／a

式中：Ah —掘进工作面年产量，万吨每年； Sh —掘进工作面纯煤面积，m ； rh —掘进工作面的原煤视密度，t/m ； bh —掘进工作面平均日推进度，m/d。

48

3

2

n—同一煤层掘进工作面个数

3、上组煤通风能力

Apc上＝Ac上＋Ah上＝37.74+6.44＝44.18万t／a ㈡、下组煤通风能力计算： 1、采煤工作面通风能力：

采煤工作面通风能力计算中，采煤工作面推进度按正常生产时的推进度，不考虑地质、设备等因素的影响。

下组煤布置1个七层采煤工作面，1个八层采煤工作面，1个九层采煤工作面

七层煤工作面特征表

工作面平均长 （m） 127 正规循环作业系数 （%） 80 平均采高 （m） 1.4 工作面个数（个） 1 原煤密度 （t/m3） 1.30 日推进度 （m/d） 3 回采率 （%） 98 采煤方法 机采 年工作日数 （d） 330 生产能力 （万t/a） 22.43 八层煤工作面特征表

工作面平均长 （m） 78 正规循环作业系数 （%） 80 平均采高 （m） 1.75 工作面个数（个） 2 原煤密度 （t/m3） 1.30 日推进度 （m/d） 5 回采率 （%） 98 采煤方法 机采 年工作日数 （d） 330 生产能力 （万t/a） 28.7 九层煤工作面特征表

工作面平均长 （m） 99 正规循环作业系数 （%） 80 平均采高 （m） 1.4 工作面个数（个） 1 原煤密度 （t/m3） 1.30 日推进度 （m/d） 3 回采率 （%） 98 采煤方法 机采 年工作日数 （d） 330 生产能力 （万t/a） 17.5 49

Ac七＝330×10lc×hc×rc×bc×cc

-4

＝330×10×127×1.4×1.3×3×0.98 ＝22.43万t／a

-4

-4

Ac八＝330×10lc×hc×rc×bc×cc

＝330×10×78×1.75×1.3×5×0.98

-4

-4

＝28.7万t／a

Ac九＝330×10lc×hc×rc×bc×cc

＝330×10×99×1.4×1.3×3×0.98

-4

＝ 17.5万t／a

式中：Ac—采煤工作面年产量，万吨每年； lc —采煤工作面平均长度，m； hc —采煤工作面煤层平均采高， m； rc —采煤工作面的原煤视密度，t/m ； bc —采煤工作面平均日推进度，m/d； cci —第 i 个采煤工作面回采率，%。

Ac下＝Ac7＋Ac8＋Ac9

＝22.43＋28.7＋17.5＝68.63万t／a 2、下组煤掘进工作面通风能力

掘进工作面通风能力计算中，掘进工作面推进度按正常生产时的推进度，不考虑地质、设备等因素的影响。

下组煤布置2个7层掘进工作面，4个8层掘进工作面，1个9层掘进工作面， 1个10层工作面。

七层煤掘进工作面特征表

巷道纯煤面积（m2） 4.8 原煤密度 （t/m3） 1.30 日进尺 （m/d） 8.0 年工作 天数 （d） 330 工作面 个数 （个） 2 生产能力 （万t/a） 1.65

50

67—按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。

②、按炸药量计算需要风量： Qhf ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf ＝10×4.2＝42 (m/min)

式中：

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4.5kg。

根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局部通风机，其实际吸风量为180 m/min，选用ф400mm风筒。

③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=180×1+60×0.15×6.8=241.2 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，180m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，6.8m④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf

4Nhf =4×22=88 m/min

式中： Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×3.24=29.16m/min b ) 验算最大风量

Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×3.24=777.6 m/min

3

3

3

3

3

2

3

3

3

36

式中：Shf——掘进工作面的断面积 3.24m。

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而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯集聚

由此确定9305贯眼掘进工作面的全风压需要风量为241.2m/min。

12、 101002泄水巷需要风量 ⑴、基本参数

巷道设计长度(米) 200 巷道类别 煤 断面(m2) 5.4 瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量(Kg) 3.3 3

2

工作面温度(℃) 每班最多工作人数 19 11 ⑵、计算:

①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量： Qhf = 67×qhc×Khc

=67×0.338×1.5 =40m/min)

式中：

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.338m/min； khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取值为1.5

67—按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

37

3

3

系数。

②、按炸药量计算需要风量： Qhf ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf ＝10×3.3＝33 (m/min)

式中：

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，3.3kg。

根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/6 2×11kW局部通风机，其实际吸风量为240 m/min，选用ф500mm风筒。

③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=240×1+60×0.15×5.4=288.6 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，240m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，5.4m④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf

4Nhf =4×22=88 m/min

式中： Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.4=48.6m/min b ) 验算最大风量

Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×5.4=1296 m/min

3

3

3

3

3

2

3

3

3

式中：Shf——掘进工作面的断面积 5.4m。

38

2

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而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯集聚。

由此确定101002运中巷掘进工作面全风压需要风量为288.6m/min。

13、91000上车场需要风量

⑴、基本参数

巷道设计长度(米) 60 巷道类别 岩 断面(m) 6.8 23

瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量(Kg) 3.3 工作面温度(℃) 每班最多工作人数 19 12 ⑵、计算:

①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量： Qhf = 67×qhc×Khc

=67×0.338×1.5 =40m/min)

式中：

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.338m/min； khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取值为1.5

67—按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

39

3

3

系数。

②、按炸药量计算需要风量： Qhf ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf ＝10×3.3＝33 (m/min)

式中：

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，3.3kg。

根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/5 2×5.5kW局部通风机，其实际吸风量为180 m/min，选用ф400mm风筒。

③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=180×1+60×0.15×7.1=243.9 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，180m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，7.1m④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf

4Nhf =4×24=88 m/min

式中： Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，12×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×6.8=61.2m/min b ) 验算最大风量

Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×6.8=1632 m/min

3

3

3

3

3

2

3

3

3

式中：Shf——掘进工作面的断面积 6.8m。

40

2

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而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯集聚。

由此确定91000上车场掘进工作面全风压需要风量为243.9m/min。

14、 东四运输巷需要风量 ⑴、基本参数

巷道设计长度(米) 260 巷道类别 煤 断面(m) 8.6 23

瓦斯绝对涌出量(m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量(m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量(Kg) 3.6 工作面温度(℃) 每班最多工作人数 19 11 ⑵、计算:

①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量： Qhf = 67×qhc×Khc

=67×0.338×1.5 =40m/min)

式中：

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.338m/min； khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取值为1.5

67—按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。

41

3

3

②、按炸药量计算需要风量： Qhf ≥10 Ahf

每千克炸药供风≦10m/min，即:

Qhf≥10 Ahf ＝10×3.6＝36 (m/min)

式中：

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，3.3kg。

由于巷道较长，断面较大，根据计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/6 2×11kW局部通风机，其实际吸风量为240 m/min，选用ф500mm风筒。

③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd

=240×1+60×0.15×8.8=319.2 m/min

式中：Qaf —局部通风机实际吸风量，240m/min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，8.8m④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf

4Nhf =4×22=88 m/min

式中： Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×8.6=77.4m/min b ) 验算最大风量

Qaf ≤60×4.0Shf=60×4.0×8.6=2064 m/min

3

3

3

3

3

2

3

3

3

式中：Shf——掘进工作面的断面积8.6m。

42

2

由此确定东四运输巷掘进工作面全风压需要风量为319.2m/min。

（四）井下硐室需要风量 全井下硐室需要风量合计为： ∑Q硐室 ＝Q-120库＋Q-280库＋∑Q机电

＝80＋70＋1270 ＝1420 (m/min)

式中：

∑Q硐室 ——全井下硐室需要风量的总和， m/min； Q库 ——井下爆炸材料库需要风量， m/min；

∑Q机电——全井下机电硐室需要风量的总和， m/min。 1、井下爆炸材料库需要风量计算

井下爆炸材料库的需要风量按照每小时4次换气量计算： Qem-120库＝4V-120库/60

＝4×1194/60＝79.6 (m/min) Qem-280库＝4V-280库/60

＝4×1040/60＝69 (m/min)

式中：

Qem—井下爆炸材料库需要风量，m/min;

V —井下爆炸材料库的体积，V-120库＝1194m ，V-280库＝1040m 因此：-120火药库所需要风量为80m/min。

-280火药库所需要风量为70m/min。 2、机电硐室需要风量选取

机电硐室需要风量选取的原则是，保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃，确定井下各硐室需要风量： 根据我矿历年来机电峒室实际配风情况，结合现场实际和经验，确定各机电峒室的实际配风，表6

43

33

3

3

3

3

3

3

3

3

3

3

硐室应配风量表 表 5 硐 室 风 量(m3/min) 小 型 40～60 中 型 70～100 大 型 100～200

机电硐室需要风量如下表 表 6

序号 硐室名称 容量(KW或KVA) 型 号 110KW 315KVA 1260KVA 110KW 1260KVA 1260KVA 110KW 1120 KW 1260 KW 1000 KW 1250 KW 130 KW 110 KW 中型 中型 大型 中型 大型 大型 中型 大型 大型 大型 大型 中型 中型 需要风量温度 进风侧 回风侧 (m3/min) 差 温度 温度 4 14 18 70 70 150 70 150 150 70 100 100 100 100 70 70 7 13 4 13 13 4 13 13 13 13 4 4 15 14 14 14 14 15 14 14 14 15 14 14 22 27 19 27 27 19 27 27 27 28 18 18 1 3100车房 2 31200皮带变电所 3 3100变电所 4 81000车房 5 81000变电所 6 8500变电所 7 8800车房 8 -120老泵房 9 -120新泵房 10 -280泵房 11 -480泵房 12 3800车房 13 31200车房

发热量大的机电硐室，按照硐室中运行的机电设备发热量进行计算：

Qmr=3600∑Wθ／ρCP×60Δt Qmr—机电硐室的需要风量，m3 /min

∑W—机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率（按全年中最大值计算），kW

θ—机电硐室发热系数；表7

ρ—空气密度，一般取ρ=1.20kg/m

CP—空气的定压比热，一般可取CP =1.0006KJ/(kg×K) Δt—机电硐室的进、回风流的温度差，K

44

机电硐室发热系数 表 7

机电硐室名称 发热系数 空气压缩机房 0.20～0.23 水泵房 0.01～0.03 变电所、绞车房 0.02～0.04 Qmr1=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1 =3600×110×0.03／1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min

Qmr2=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×315×0.03／1.20×1.0006×60×7 =67.5 m3 /min

Qmr3=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1260×0.03／1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min

Qmr4=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×110×0.03／1.20×1.0006×60×7 =41.3 m3 /min

Qmr5==3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1260×0.03／1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min

Qmr6==3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1260×0.03／1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min

Qmr7=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×110×0.03／1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min

Qmr8=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1260×0.03／1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min

Qmr9=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1260×0.03／1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min

Qmr10=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1000×0.03／1.20×1.0006×60×13 =115.4 m3 /min

Qmr11=3600∑Wθ／ρCP×60Δt1

=3600×1250×0.03／1.20×1.0006×60×13

45

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