伍家冲煤矿2015年度通风能力核定报告(修改1)

兴源矿业有限公司伍家冲煤矿通风能力核定报告书2014年12月目 录第一章 矿区概述第一节 概述第二节 开采技术条件第二章 矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况第二节 主要生产系统概况第三章 矿井需风量计算第四章 矿井通风能力计算第五章 矿井通风能力验证第六章 矿井通风能力核定结果第七章 问题与建议第一章矿区概述第一节 概述一、地理位置伍家冲矿井位于耒阳市白沙矿区伍家冲井田，为白沙矿区的南端。行政区划隶属耒阳市黄市镇，矿井距耒阳市区33km，矿井地理坐标：东经为112°53′39″～112°55′34″、北纬为26°13′08″～26°15′01″。区内交通以铁路、公路为主，矿井修有 0.5km的专用公路通兴源矿业公司， 自兴源公司至公平镇与国道 107线相接，在公平镇有高速公路出口，可接南北向的京珠高速公路，耒兴铁路专线的终点站到达本矿。田三架田井至井界新冲石周家井田市竹市横白沙煤电集团龙塘田井田家石准耒阳市龙塘雷井鹿歧峰（10）冲白山坪麻夏塘白山坪矿业有限公司(21)（15）夏塘白沙机电分公司南阳煤业公司肥江南阳龙家山煤矿白沙(10)（9）（15）小水红卫矿业有限公司矿业公司嘹亮里王庙煤矿神仙岭(12)斜井前进龙形

(15) 图

竖 井坦家冲煤矿(12)例

集团公司、城市新生煤矿

沈家湾煤矿（9）

井田边界铁 路觉光寺伍家冲煤矿 伍家冲公平元山槽

轻便铁路公 路伍家冲煤矿交通位置图二、矿区范围伍家冲井田位于湖南省耒阳市东南 20km处，西至井田浅部边界与觉光寺煤矿相邻，东至井田深部边界与沈家湾煤矿相邻，北以清水铺正断层 (F15)为界，南至煤矿南部开采边界与周家坳煤矿相接。其地理坐标为：东经 112°53′44″～°55′36″，北纬26°13′08″～26°15′09″。该矿现有的采矿许可证井田范围由21个拐点连线圈定，走向长约3.5km，倾向宽约1.5km，井田面积约4.72km2。伍家冲煤矿现采矿范围边界拐点坐标拐点号XY拐点号XY129053003838966012290273038390510229053153839095013290284538390935329045303839087014290324638390645429039603839171515290428038390290529035473839269516290436038390240629026503839237017290440038390310729025003839275018290454038390240829023203839267019290468038390400929023733839226420290510038390050102901595383917902129050203838993011290256038391140标高：从+180m~-350m，面积4.72km2-350m延深水平上起-180m水平等高线，下至矿井深部边界，走向长2.8km～3.5km，倾向宽0.2km～1.0km，延深水平面积约 1.88km2。三、矿井建设及生产规模伍家冲煤矿1967年1月建井，1973年11月投产，原设计生产能力为30万t/a，2009年核定生产能力为15万t/a，近几年产量维持在10万t/a左右。湖南省煤炭工业局《关于同意兴源矿业公司伍家冲煤矿新开井筒的复函》（湘煤行函[2012]7号文）批准伍家冲煤矿生产能力按矿井原设计生产能力30万t/年进行设计。第二节 开采技术条件一、地质赋存条件㈠地层矿井出露的地层主要有第四系、三叠系下统大冶组、二叠系上统大隆组和二叠系上统龙潭组（矿井综合柱状图见图1-2-1）。其中二叠系上统龙潭组为区内的主要可采含煤地层。现由新至老分述如下：1.第四系沿河床两侧及山坡、冲沟分布冲积层和残坡积层，冲积层由砂砾石、粘土等组成，残坡积层由黄土、红土及各种岩石碎块组成。厚度 0～10m，平均厚5m。2.三叠系大冶组在矿井中部大片出露，与下伏大隆组呈整合接触。为一套浅海相碳酸盐类及泥质、砂质沉积，全组厚约 495m。3.二叠系上统大隆组及龙潭组1）大隆组：为浅海相硅质岩，厚60m，以黑色硅质岩为主，夹硅质泥岩和泥质灰岩，中部多透镜状石灰岩，含黄铁矿结核，菱形节理发育，底部有一层菱铁质灰岩厚0.92～2.30m，层位稳定与下伏地层呈整合接触。其中石灰岩为弱含水层。（2）龙潭组：为本区主要含煤地层，一般厚418.71m，含煤6层。据含煤性、岩性、古生物及岩相旋回等特征，以煤下动物化石泥岩顶为界，分上、下两段。a.上段：为本区主要含煤段，为一套泻湖潮坪及滨海三角洲平原沉积，平均厚度139.27m。b.下段：为不含煤段，井田厚 279.44m。本区仅部分钻孔揭露至上部地层，自下而上为粉砂岩、中粒砂岩、砂质泥岩。伍 家 冲中 三 下 大生迭冶界系统组

井田综合柱状图

上段丘泥质灰岩和钙质砂岩稍含承压裂隙水。黄色泥岩水平层理发育是很好的隔水层.中段:单位涌水量0.017~0.0215公升/秒.米为承压裂隙水质层重碳酸盐~钙镁型.下段：可以局部起涌水作用。林 二

伍家冲煤矿综合柱状图㈡构造区内从等高形态看，整个宏观框架似一个钩子，西翼为钩臂，南端为钩弧，受海西期构造运动的影响，其大型构造单元分述如下：褶皱构造：矿井位于白沙向斜南段转折端，轴向近似南北，则南往北倾伏，枢纽倾角9°，东西两翼向轴部倾斜，轴部倾角较缓，两翼倾角逐渐变大。西翼 ,南起15勘探线，北至清水铺断层。走向、南部 N15°W，往北变为 N45°W，走向长2800m，向东倾斜。煤层倾角南部 14°，北部25°,由南往北变陡。东翼，南起 15勘探线，北至耒河南，走向北偏东，倾向南偏东。断层：因海栖期构造运动，东西方向应力作用形成一些东西向的倾向断层为主，及走向断层为辅的构造遗迹，为未来生产带来不利因素。.F8（扫箕窝倾向正断层）：走向NWW～SEE转到E～W向，长度2.2km，切割全区，倾向N，倾角70°～80°，落差20m，地表槽探露头控制，平推错距明显。.F10（王家山倾向正断层）：走向NEE～SWW，长度2km，通过全区倾向SSE，倾角65°，水平推距30m，垂直落差20m，地表槽探露头控制。.F15（清水铺正断层）：走向NWW～SEE，至E～W，走向长约 5km，倾向北，倾角 67°～70°，平推距离110m，垂直落差 18m至50m，地表、深部均控制可靠，为井天北部自然边界。④.F4（正断层）：位于向斜深部，走向 N15°E左右，倾向E，倾角80°～75°落。差15m，据1711孔在277m至280m处可见断层，5煤层距6煤层仅13m，由此可推断，地表没有发现，为隐伏断层。综上所述，矿区构造程度为中等。二、煤层㈠含煤性矿井共含煤 7层，其6煤为主要可采煤层， 2、5煤局部可采，1、3、4、7煤不可采。三、开采技术条件㈠开采方法炮采工作面采用走向长壁后退式采煤法，沿倾斜分层，手镐落煤，全部陷落法管理顶板。机采工作面采用机械化采煤。㈡煤层顶底板工程地质特征伍家冲煤矿各主要煤层特征表煤层煤层厚度（m）层间距（m）顶底板岩性备注20~1.78顶板为灰黑色泥质粉砂岩，稳定、可采0.88底板为石英砂岩21.6530~0.59顶板为灰黑色粉砂岩，底板不稳定、不可采0.29为灰黑色粉砂岩。18.3550~1.98顶板为深灰色粉砂岩，底板不稳定、可采0.61为深灰色粉砂岩0~20.229.81顶板为深灰色粉砂岩，底板63.31为深灰色粉砂岩四水文地质㈠地表水系及气象条件井田内主要水系为耒水，从矿井南端流入，纵穿整个矿井，在麻塘附近流出，在矿井南部切割煤系地层。河道宽约150m～400m，河床最低标高 76.1m，最高洪水位 92.82m，最低水位 81.14m，流量860m3/s。现由于上、下游均建有低水位水电站，故水位稳定，水流较平缓，矿井供水水源可靠。矿井内无其它小溪、水库，仅有少量季节性水塘和终年积水池塘。本区属于亚热带大陆性气候，雨量充沛，气候宜人。据耒阳市气象站 1951年至2001年观测资料，年最高气温在每年7、8月份，最高气温40℃（1971年7月21日），最低气温在每年12月至次年2月，最低气温零下7.7℃（1972年2月9日）。年平均气温一般在 17.1℃~18.8℃之间。降雨量丰沛季节在每年 2月至5月，每年8月至次年元月降雨量减少。年最大降雨量 1802.1mm（1975年），年最小降雨量960.9mm（1971年），月最大降雨量 436.8mm（1975年5月），月最小降雨量 0.40mm（1976年7月）。年主导风向为西北风，在冬季以东北风为主， 南风次之，夏季以南风为主，春秋两季为偏南风和偏北风，最大风速 18m/s。降雪期在每年12月至次年3月，历年最大降雪为1969年，计13天。㈡含水层1）第四系（Q）：为坡积、残积物。分布在山坡或小沟洼地处，厚度0～10.0m，平均5.00m，为潜水或透水层，其潜水位线随地形和季节变化而变化。2）三叠系下统大冶组（T1d）：主要由薄层泥灰岩、灰岩、泥岩组成，厚度约495m。地表出露面积广，上段以泥岩为主，夹泥灰岩和钙质砂岩， 为隔水层；中段为泥灰岩、泥质灰岩组成，其单位涌水量为 0.017～0.0215L/s.m ，为弱含水层；下段为泥灰岩与泥质灰岩相间夹薄层灰岩，为弱含水层。3）二叠系上统大隆组（P2d）：层厚约60m，岩性由灰黑色硅质岩、硅质泥岩及硅质灰岩组成。单位涌水量为0.000038～0.0185L/s.m，为弱含水层。4）二叠系龙潭组上段（P2l2）：层厚约197.5m，岩性由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤组成。勘查阶段对煤系地层混合抽水，其单位涌水量为0.034～0.000241L/s.m 。含水性微弱。5）二叠系龙潭组下段（P2l1）由粉砂岩、砂质泥岩、泥岩夹细、中粒砂岩组成，含水性弱。五、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性㈠瓦斯等级鉴定及突出鉴定情况伍家冲煤矿历年为高瓦斯矿井，2012年瓦斯鉴定经湖南煤炭工业局审批为煤与瓦斯突出矿井，该矿近五年矿井瓦斯涌出资料见表。伍家冲煤矿近五年瓦斯涌出情况年份20092010201120122013绝对瓦斯涌出量（m3/min）3.052.863.172.982.45相对瓦斯涌出量（m3/t）11.9518.4419.2818.759.88产量（kt）9056.68698102㈡煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性湘煤安监函 [2013]163 号文《湖南省煤炭管理局关于2013年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》 ，伍家冲煤矿无煤尘爆炸性和煤层不易自燃。六、瓦斯基础参数伍家冲煤矿暂时没有进行煤层瓦斯基础参数测定工作，矿井仅在 15采区测定过瓦斯压力和瓦斯含量，测定结果见表。为了保证矿井安全生产，掌握矿井瓦斯基本情况，需尽快进行煤层瓦斯基础参数测定工作。伍家冲煤矿 15采区瓦斯压力和瓦斯含量测定结果瓦斯含量绝对瓦斯压测试地点备注/(m3/t)力/MPa伍家冲煤矿15608运巷0.95瓦斯含量为实测值距开门处65m15采区轨道上山-124m3.810.32瓦斯含量均为朗格缪尔计算值，瓦15采区轨道上山-155m2.360.16斯压力均为实测值15采区-180m南大巷4.470.42第二章矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况一、开拓布置采用立井开拓，主、副井标高均为 +122米，落底标高为 -180米。主采 6煤层，煤层平均厚度 2.5米,倾角15～20°。局部开采2、5煤层，井田面积为 4.4km2。矿井设计共分为两个水平，即：-180m和-350m水平。-70m现为回风水平，-180m水平为现开采水平， -350m水平为开拓延深水平，现正在开始布置。二、采煤方法炮采工作面采用走向长壁后退式采煤法，沿倾斜分层，手镐落煤，全部陷落法管理顶板。采煤工作面支护采用单体液压支柱配金属π梁，最大控顶距2.4m，最小控顶距1.6m，支护方式为“二梁五柱”倾向棚支护；机采工作面采用机械化采煤，最大控顶距3.6m，最小控顶距 2.4m。第二节 主要生产系统概况一、矿井通风矿井采用对角式通风方式，机械抽出式通风方法。北风井安装2台FBCDZ－6-№17/2×90对旋轴流式抽风机，其中1台工作,1台备用，电机功率2×90KW，额定风量Q＝33～78m3／s，额定风压P＝902～3684Pa。南风井安装2台BD-II－6-№15/2×75对旋轴流式抽风机，其中1台工作,1台备用，电机功率2×75KW，额定风量Q＝27～12m3／s，额定风压P＝449～1491Pa。13二、运输系统㈠煤炭运输系统井下采煤运输：采面 (掘面)→至顺槽刮板道→采区集中运输巷(SGD-330/5.5V、SGD-320/17B和SGD-420/22N型输送机)→采区溜煤斗(采区煤仓)→装入矿车(U-1T型)→2.5t至采区车场→5t、8t电机车运至主井底→主立井φ3m双滚筒绞车提升(5吨箕斗)→地面煤仓→皮带运输机→集中煤仓。㈡辅助运输系统人员、矸石、材料出入井运输：均由副井φ 3m双滚筒绞车配罐笼提升，井下大巷用 5吨、8吨电机车进行运输。一般在班首和班尾升降人员和物料，班中提升矸石。矸石到达地面后由 8吨蓄电瓶电机车运至伍家冲矸石山。三、排水系统㈠矿井主排水系统：-180m中央水泵房排水系统和 -70m水泵房排水系统。其基本情况如下：1、-180中央水泵房主排水泵6台：200D65*5型3台、D155-67*5型3台；主排水管路共4趟：φ219*9管路2趟、φ159*5管路2趟（其中一趟φ159*5管路已作压风管），排水管长度325米，均通过副井井筒排至副井口；内外水仓容积3000m3，最大涌水量340m3/h、正常涌水量267m3/h。2、-70水泵房主排水泵3台：型号为200D43*6。主排水管为φ273*9，共2趟，长度 458 米，经风井巷道排至南风井口。内外水仓容积1500m3，最大涌水量 305m3/h、正常涌水量 100m3/h。143、在-180中央石门安装防水闸门一座。㈡辅助排水系统其各生产水平共有 4个排水点：主井底清煤下山、 12612下部车场水仓、22（2）轨道下山水仓、 22（2）回风下山水仓。因所掘巷道均有 3‰的自流流水坡度，能自流汇集井底经沉淀池流入水仓，下山巷道设采区临时水仓，用水泵抽至 -180大巷水沟。各排水点基本情况如下：1、主井底清煤下山： 1台100D16*5 水泵（18KW）将下山水窝积水排至-180m大巷水沟。2、22（2）轨道下山、22（2）回风下山、12612下部车场水仓使用QW15-45-5.5型潜水泵，将积水排至-180水平大巷水沟。综上所述，矿井排水系统能满足排水要求。四、压风系统㈠压风方式我矿地面两台 SAV-250W 型螺杆式压风机护互为备用，额定压力为0.8Mpa,额定流量 30m3/min，地面空气经压风机空滤、 油滤、冷却器等过滤、冷却和分离等环节压缩后进入风包，通过管路输送至井下各用风地点。㈡压风线路地面压风机—风包—DN150主压风管路下井—DN100主压风管路至南、北大巷—DN50各压风支管至工作面—各用风设备五、供电系统(一)矿井地面供电15伍家冲矿井地面共有 2个配电房，即伍家冲地面配电房和元山槽配电房。伍家冲地面配电房的主供电源来自兴源中心降压电站，由LGJ-300架空线路和LGJ-240架空线路双回路接入,此配电房共设有15台GG1A型高压开关柜、3台GG-1A(F)高压真空开关柜、6台BS-1型低压开关柜、2台地面供电用主变压器SJ1-560-6/0.4和S7-630-6/0.4）;负责对元山槽配电房、-180m中央变电所、主副井绞车、地面北风井等供电。元山槽配电房共有 8 台 GG1A 型高压开关柜、2 台地面供电用主变压器SJ1-180-6/0.4），负责对南抽风机房、-70水泵房、鸿泰煤矿和砖厂供电。(二)矿井井下供电目前井下供电的电压等级有6000V、660V、380V和127V四个等级。井下设有一个中央变电所和五个采区变电所，即-180m中央变电所、22变电所、24变电所、22（2）采区变电所、南大巷13变电所、南翼-70变电所、15采区变电所。1、-180m中央变电所：（1）供电设备8台BGP9L-6AK 防爆高压开关、 6台高压水泵启动开关QGBZ-160、1台KBSG-315/6 干式变压器。（2）供电负荷：-180m中央水泵房 6台水泵开关（450KW和220KW各3台），其中315KVA 变压器负责对井底井窝子水泵、安全门、翻煤笼及给煤机、充电机、清煤下山供电。2、22采区变电所:22 采变共有 4 台 BGP-6AK 高爆开关,分别供 1 台16KBSG-315/6/0.66干式变压器、1台KBSG-200/6/0.66干式变压器、1台KBSG-100/6/0.66干式变压器，另一台作为22总控；所供负荷分别为12采区南、北翼供电、三专供电专线。3、22（2）采区变电所：22（2）采变共有 4台 BGP-9L 高爆开关 ,分别供 1台KBSG-315/6/0.66 干式变压器、1台KBSG-200/6/0.66 干式变压器、1台KBSG-100/6/0.66 干式变压器，另一台作为 22（2）总控；所供负荷分别为 22（2）采区动力供电、 22（2）绞车房专线和三专供电专线。4、24变电所暂时不带负荷。5、南大巷13变电所：一台KBSG-400KVA 变压器、KBZ-630A 馈电开关，负责对13区域动力供电。一台 KBSG-200KVA 变压器、KBZ-200A 馈电开关，负责对 13轨道上山绞车和局扇供电。6、-70水仓供电站：该供电站电源来自于地面元山槽配电房，线路采用 YJLV-3*50，6KV交联电缆双回路供电。该供电站共有PGB43-6 高爆开关 3台，BGP9L-6AK 高爆开关 2台（全部是做联络开关用）、QCBZ-160 高压水泵启动器 3台。主供 3台200D43*5 排水泵和一台 KBSG-200KVA 变压器，其变压器为液压绞车供电，但暂未使用。六、防尘系统矿井目前在地面设有一个 300m3的防尘水池，主管采用φ108无缝钢管沿副井井筒与南、北大巷分管连接，主井底、各装煤斗口、煤炭转载点、溜子机头均设有防尘设施，主井翻煤笼安装了自动防尘水幕、15运输大巷、-180北翼运输大巷安装了人工防尘17水幕，采掘工作面防尘系统已全部完善。七、通讯系统矿井地面调度站配有程控交换机DK-3000一套，可与公司、集团公司及其他各地方联系，井下程控电话机为HAK-2防爆电话，通迅电缆为阻燃专用电缆，主电缆采用30对阻燃专用电缆，各采区采用15对阻燃专用电缆，井下各机电硐室、绞车房、水泵房、变电所及工作面各作业地点也都安装了井下程控防爆电话直接与地面联系，通讯系统完善。八、监测监控系统矿井安装了“KJ101N矿井安全监控系统”和KJ88联网系统，各传感器安装位置和数量都符合监测、监控规定的要求，并有专人维护，每7天进行一次调试。可以全天24小时不间断对井下各工作面的瓦斯变化情况、设备开（停）、风门开（关）、井巷风速、水仓水位深度等进行监测、监控，监控室设有专人值班，随时可以掌握各参数变化情况， 采用DPSK传输方式，可实行远程断电。该系统通过 KJ88信息联网终端与矿业公司和集团公司已经联网。九、井下人员定位系统伍家冲煤矿人员管理系统2011年3月建成投入使用，采用天地常州科学院的KJ69N人员定位管理系统，该系统由地面管理计算机及软件、人员定位分站、读卡器、人员识别卡等组成，可实现对矿井人员实时监控、跟踪定位、轨道回放、考勤统计、井下人员报警等功能。目前，地面有人员定位系统监控主机（研华科技610H）两台，一台工作，一台备用，一台MT8000数据接口箱，井下共安装定位系统分站8台，读卡器23台，入井人员都佩戴有识别卡，安装18情况符合《煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范》AQ1048-2007）相关规定。十、瓦斯抽放系统伍家冲煤矿于2013年10月建立了地面永久抽采泵站，瓦斯抽放泵房设在北风井附近，四周用围墙圈定，泵房周围50m范围内无居民，20m内无明火，无易燃，易爆物品，并配备至少4只干粉灭火器和大于0.5m3的黄砂。在泵站周围设有防火栓，抽采泵站是具有爆炸危险的甲类厂房，设计门窗作为泄压面积，泄压与厂房体积比应在0.05～1.22之间，瓦斯抽采泵房采用不燃性材料构成。地面抽采泵站主要建筑为泵房，抽采泵房内设有配电装置，瓦斯泵、气水分离器、管路、阀门等设备。在泵房附近进出口处设有放水器、防爆防火装置、放空管、压力测定、流量测定装置、采样孔、阀门等附属装置，泵房内悬挂了抽采系统图、泵站供电系统图、抽采泵操作规程、抽采泵司机岗位责任制、交接班制度、要害场所管理制度、瓦斯抽放泵维护检修制度、抽采泵站管理制度等。地面瓦斯抽采泵房有2台抽采泵，型号为2BE-303，一台运行，一台备用，抽采泵额定流量为54m3/min，功率为75KW，转速590r/min，极限绝压3.3kPa，极限真空度-0.098mPa。地面抽采管路采用DN200mm焊接钢管，北风井至-180m运输大巷采用φ225mmPE连接，-180m运输大巷至22（2）采区各工作面采用φ108mmPE连接，封孔管采用φ25mmPE连接，抽采管路低洼处安装有自动和人工放水器，抽采钻场利用分流器连接抽放管，抽放支管安装有开关及导流管。19管线铺设：北风井—— -70北回风大巷—— 14采区轨道上山——14采区井底车场——-180北运输大巷——22（2）采区回风下山——22（2）采区-220m（-245m）车场——抽采工作面。管路总长度3400m。十一、紧急避险系统伍家冲煤矿于2012年建立了井紧急避险系统，副井底永久避难硐室布置在副井井底车场候车室处，硐室容量按50人的规模设置，类型为一类，双出口，一个出口设在暗副井底车场、一个出口设在副井大巷，另一个出口设主井大巷。巷道净长44米，规格：净高2.5m，净宽3m，断面采用半圆拱。设计每人不少于1m2，生存室长22.4m，过渡室长2m。22（2）采区临时避难硐室布置在22（2）采区上部车场开门往南32米处，硐室容量按15人的规模设置，类型为四类，单出口。巷道净长6米，规格：净高2.5m，净宽3m，断面采用半圆拱。设计每人不少于1m2，生存室长4.1m。2012年10月份经股份公司验收符合要求。地面有 2台压风机（型号： SAV-250W－8），压风主管路采直径不少于 108mm焊接钢管，采掘工作面压风管路采用直径不少于50mm的焊接钢管，井下各工作面都按要求设置了压风自救装置。第三章矿井需风量计算第一节 核定方法根据煤矿生产能力核定办法的要求，矿井通风能力采用由里向外核算法。20第二节矿井需风量计算一、采煤工作面需要风量㈠炮采工作面需要风量每个炮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、工作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。①．按气象条件计算Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl60×70%×1.6×3.6×1×1241.92（m3/min）＝4.03（m3/s）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3-1中选取，1.6m/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， Sc=（1.6+2.4）/2×1.8＝3.6m2；kch——采煤工作面采高调整系数， 取1.0，具体取值见表 3-2；kcl——采煤工作面长度调整系数，取 1.0，具体取值见表 3-3；70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。表3－1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温／℃采煤工作面风速／（m·s-1）＜201.020～231.0～1.523～261.5～1.826～281.8～2.52128～30 2.5～3.0表3-2：kch—采煤工作面采高调整系数采高／m＜2.02.0～2.5＞2.5及放顶煤面系数（kch）1.01.11.2表3-3 kcl—采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度／m长度风量调整系数（kcl）＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2＞1801.30～1.40②．按照瓦斯涌出量计算Qcg=100×qcg×kcg（m3/min）100×0.59×1.8106.2（m3/min）＝1.77（m3/s）式中qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据2013年鉴定结果取0.59m3/min；kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采1.4～2.0，实际取1.8；100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1％的换算系数。③．按照二氧化碳涌出量计算Qcc=67×qcc×kcc22=67×0.13×1.815.7（m3/min）＝0.26（m3/s）式中qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据2013年鉴定结果取0.13m3/min；kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。炮采1.4～2.0，实际取1.8；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。④．按炸药量计算该矿采煤工作面使用三级煤矿许用炸药，按以下进行计算：Qcfi=10Acf10×990（m3/min）＝1.5（m3/s）式中：Acf——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，根据爆破设计说明书可知，每米 1个炮眼，每循环 45个炮眼，每炮眼装药200g,一次最大炸药量为 9kg，取9kg；10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量， m3/min。⑤．按工作人员数量验算Qcfi≥4Ncf（m3/min）＝4×15＝60（m3/min）＝1.0（m3/s）式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，取15人；4——每人需风量，m3/min。⑥．按风速进行验算A、验算最小风量Qcf≥60×0.25Scb2360×0.25×6.72100.8（m3/min）＝1.68（m3/s）Scb=lcb×hcf×70%4.8×2.0×70%＝6.72（m2）式中：Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积， m2lcb——采煤工作面最大控顶距 ,m；hcf——采煤工作面实际采高 ,m；B、验算最大风量Qcf≤60×4.0Scs60×4.0×2.24537.6（m3/min）＝8.96（m3/s）Scs=lcs×hcf×70%＝1.6×2.0×0.7＝2.24（m2）式中：Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积， m2；lcs——采煤工作面最小控顶距 ,m；hcf——采煤工作面实际采高 ,m；根据上述计算，则Q采取4.03m3/s。矿井有2个炮采工作面，故∑Q炮采=8.06m3/s。㈡机采工作面需风量计算每个机采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、工作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。①．按气象条件计算Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl60×70%×1.6×1.8×1×1120.96（m3/min）＝2.02（m3/s）24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3-1中选取，1.6m/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， Sc=（1.6+3.2）/2×0.75＝1.8m2；kch——采煤工作面采高调整系数， 取1.0，具体取值见表 3-2；kcl——采煤工作面长度调整系数，取 1.0，具体取值见表 3-3；70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。表3－1采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温／℃采煤工作面风速／（m·s-1）＜201.020～231.0～1.523～261.5～1.826～281.8～2.528～302.5～3.0表3-2：kch—采煤工作面采高调整系数采高／m＜2.02.0～2.5＞2.5及放顶煤面系数（kch）1.01.11.2表3-3 kcl—采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度／m长度风量调整系数（kcl）＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.125150～180 1.2＞180 1.30～1.40②．按照瓦斯涌出量计算Qcg=100×qcg×kcg（m3/min）100×0.13×1.823.4（m3/min）＝0.39（m3/s）式中qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据2013年鉴定结果取0.13m3/min；kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采1.4～2.0，实际取1.8；100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1％的换算系数。③．按照二氧化碳涌出量计算Qcc=67×qcc×kcc=67×0.11×1.813.27（m3/min）＝0.22（m3/s）式中qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据2013年鉴定结果取0.11m3/min；kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。机采1.4～2.0，实际取1.8；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。④．按工作人员数量验算Qcfi≥4Ncf（m3/min）26＝4×15＝60（m3/min）＝1.0（m3/s）式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，取15人；4——每人需风量， m3/min。⑤．按风速进行验算A、验算最小风量Qcf≥60×0.25Scb＝60×0.25×1.89＝28.35（m3/min）＝0.47（m3/s）Scb=lcb×hcf×70%3.6×0.75×0.7＝1.89（m2）式中：Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积， m2lcb——采煤工作面最大控顶距 ,m；hcf——采煤工作面实际采高 ,m；B、验算最大风量Qcf≤60×4.0Scs60×4.0×1.68403.2（m3/min）＝6.72（m3/s）Scs=lcs×hcf×70%＝3.2×0.75×0.7＝1.68（m2）式中：Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积， m2；lcs——采煤工作面最小控顶距 ,m；hcf——采煤工作面实际采高 ,m；根据上述计算，则Q采取2.02m3/s。矿井有2个机采工作面，故∑Q机采=4.04m3/s。∑Q采=∑Q炮采+∑Q机采=8.06+4.04=12.1m3/s。27二、掘进工作面实际需要风量的计算掘进工作面实际需要风量，按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员、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。㈠煤巷掘进工作面需风量①．按照瓦斯涌出量计算Qhf=100×qhg×khg=100×0.23×1.8＝41.4（m3/min）＝0.69（m3/s）式中：qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据2013年鉴定结果取0.23m3/min；khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 ,取1.8；100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1％的换算系数。②．按照二氧化碳涌出量计算Qhf=67×qhc×khc=67×0.12×1.8＝14.5（m3/min）＝0.24（m3/s）式中：qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据2013年鉴定结果取0.12m3/min；khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.8；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。③．按炸药量计算Qhfi=10Ahf10×4＝40（m3/min）＝0.67（m3/s）28式中：Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取4kg。④．按局部通风机实际吸风量计算Qhf=Qaf+60×0.25Shd150+0.25×4.3×60=214.5（m3/min）＝3.58(m3/s)式中：Qafi——掘进工作面局部通风机实际吸风量，取150m3/min；0.25——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，取4.3m2。⑤．按工作人员数量验算∑Qafi≥4Nhfi4×6＝24（m3/min）＝0.4(m3/s)式中： Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，取 6人。⑥．按风速进行验算、验算最小风量Qaf≥60×0.25Shf60×0.25×4.3＝64.5（m3/min）＝1.08(m3/s)B、验算最大风量Qaf≤60×4.0Shf60×4×4.3＝1032（m3/min）＝17.2（m3/s)式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积， m2。根据上述计算，则 Q煤掘取3.58m3/s。矿井有4个煤巷掘进工作面，故∑Q煤掘=14.32m3/s。29㈡岩巷掘进工作面需风量①．按炸药量计算Qhfi=10Ahf10×12＝120（m3/min）＝2.0（m3/s）式中：Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取12kg。②．按局部通风机实际吸风量计算Qhf=Qaf+60×0.25Shd150+0.15×5.8×60=202.2（m3/min）＝3.37(m3/s)式中：Qafi——掘进工作面局部通风机实际吸风量，取150m3/min；0.15——岩巷允许的最低风速；Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取5.8m2。③．按工作人员数量验算∑Qafi≥4Nhfi4×5＝20（m3/min）＝0.33(m3/s)式中： Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，取 5人。④．按风速进行验算、验算最小风量Qaf≥60×0.15Shf60×0.15×5.8＝52.2（m3/min）＝0.87(m3/s)B、验算最大风量Qaf≤60×4.0Shf3060×4×5.8＝1392（m3/min）＝23.2（m3/s)式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积， m2。根据上述计算，则 Q岩掘取3.37m3/s。矿井有2个岩巷掘进工作面，故∑Q岩掘=6.74m3/s。通过上述计算，全矿共 6个掘进工作面，其中 4个煤巷掘进工作面，2个岩掘进工作面，总需风量∑Q掘＝∑Q煤掘+∑Q岩掘＝14.32+6.74＝21.06（m3/s)㈢硐室需风量－180m中央变电所水泵房回风串入生产采区。机车充电室、－180m火工产品发放硐室及13采区变电所采用独立配风方式，硐室配风量2.0m3/s，因此∑Q碉室=6.0m3/s。㈣全矿需风量∑Q矿井=1.25（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室）=1.25×（12.1+21.06+6.0）=48.95（m3/s）第四章矿井通风能力计算一.矿井通风能力计算矿井总进风量为 50.5m3／s＞48.95m3／s，满足矿井生产需要；全矿可安排2个炮采工作面和2个机采工作面，4个煤巷掘进工作面，2个岩巷掘进工作面；根据采掘工作面能力核定结果，则矿井通风能力为：ApcAciAhi（万t/a）APC＝330×10-4×120×0.75×1.5×2.4×0.95×2+330×10