2016年 三元煤矿通风能力核定

长治有限公司三元煤矿 矿井通风能力核定报告

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2015年11月06日

目 录

第一部分 矿井概况

第二部分 矿井需要风量计算 第三部分 矿井通风能力计算 第四部分 矿井通风能力验证 第五部分 矿井通风能力核定结果 第六部分 问题与建议

附件1：矿井主要通风机性能测定报告 附件2：矿井通风阻力测定报告 附件3：矿井通风网络解算分析结果 附件4：矿井稀释瓦斯能力情况

附件5：矿井通风系统示意图（包括现状图和2016年通风系统预测

图）

附件6：参加矿井通风能力核定人员名单表（包括姓名、专业、职

务职称、本人签字）

附件7：生产统计部门出具的采掘面平均日推进依据和证明材料 附件8：网络结算结果和新增采掘瓦斯预测内容（有新增采掘面个

数的矿井）

第一部分：矿井概况

一、矿井概况

1、地理位置和交通情况

三元煤业位于长治市郊区垢北庄镇垢西庄村南，太（原）～焦（作）铁路长治站至小宋站一段紧临井田东界；距长治火车站约2.5km，行政区划隶属长治市郊区堠北庄镇管辖。

井田地理坐标为东经113°00′22″～113°04′37″，北纬36°7′30″～36°12′57″。在工业场地北边缘建有煤炭铁路专线，长晋高速公路从井田南部的吴村和秦村之间通过，距地面工业场地约2.6km。

本区公路交通发达，长（治）～晋（城）公路从井田西侧通过，乡村间简易公路密如蛛网。矿井建设与生产期间的物资与设备运输经公路可抵达工业场地，公路运输条件极为便利。

2、矿井储量、生产能力及服务年限

山西三元煤业股份有限公司原为长治市南寨煤矿。南寨煤矿始建于1989年，设计生产能力为0.6Mt/a，1997年正式生产，1999年改制为山西三元煤业股份有限公司。经过不断技术改造，根据2005年晋煤行发［2005］711号《关于山西三元煤业股份有限公司生产能力核定的批复》，矿井核定生产能力为1.8Mt/a，2009年山西省煤炭工业局晋煤行发（2010）273号文，矿井核定生产能力为2.2Mt/a。2009年换领采矿许可证，批准开采3、9、15号煤层，井田面积22.9517km2，2013年长治市煤炭工业厅晋煤行发〔2013〕1618号文批复核定生产能力为260万t/a，现开采3#煤层。

3、矿井开采

矿井采用立井开拓方式，设有主立井、副立井、南翼回风立井和中央回风立井四个井筒。主立井净直径 5.0m，净断面 19.63m2，垂深 373.0m，担负全矿井煤炭提升，井筒内设金属梯子间，为矿井一进风井和安全出口；副立井直径为 6.0m，净断面 28.26m2，垂深347.9m，担负全矿井的辅助运输和人员升降任务，井筒内设金属梯子间，兼作进风井和安全出口；南翼回风立井净直径为5.0m，净断面积为19.63m2，井筒深度489.2m，担负南翼二采区、四采区回风任务，兼做矿井安全出口；中央回风立井位于主工业场地西北侧，井筒净直径为6.0m，净断面积为28.26m2，井深 325.6m，主要担负一采区和三采区回风任务，兼做矿井安全出口。

矿井采用单水平开拓，井底车场水平标高+620m。

根据井下开拓部署及煤柱留设情况，3号煤层布置有一采区、二采区、三采区和四采区。一采区布置有两个掘进工作面：1312回风顺槽2掘进工作面、1312回风顺槽1回风道掘进工作面；一个预备工作面：1312工作面；七个独立通风硐室：中央变电所、胶轮车检修硐室、机电设备硐室、清撒斜巷、火药库、一采区变电所和一采区避难硐室等。二采区布置有2305综采放顶煤主采工作面和一个独立通风硐室：二采区变电所。三采区布置有3301综采放顶煤备用工作面和一个独立通风硐室：三采区变电所，四采区布置有一个开拓巷道：四采区皮带巷掘进面。2015年度通风核定生产能力为378.77万t/a。

二、通风系统

1、矿井通风方式、通风方法

矿井通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式，主立井、副立井进风，中央回风立井、南翼回风立井回风。

2、矿井通风路线

北翼一采区通风路线：

一采区采区变电所 一采区避难硐室 1310回联巷 590轨道正头

北翼620轨道大巷 火药库 北翼总回 中央风井回风大巷 1312运联巷

中央变电所

胶轮车检修硐室 机电设备硐室 1312工作面

1310运巷机电硐室

主、副井 井

北翼主皮带巷尾 三采区皮带大巷

三采区胶轮车大巷 三采区胶轮车巷 1312胶轮车运输巷 1312回风顺槽2掘进面 1312工作面 北翼总回

北翼620轨道大巷 三采区皮带大巷 三采区皮带巷 1312胶轮车运输巷 1312回风顺槽2掘进面 1312工作面 北翼主皮带大巷 三采区皮带大巷 三采区皮带巷 1312胶轮车运输巷 1312回风顺槽2掘进面 1312工作面

北翼主皮带大巷 1312回风顺槽1回风道 北翼总回 中央风井回风大巷 中央风

北翼三采区通风路线：

3301回采工作面 三采区胶轮车大巷 三采区回风巷

三采区变电所

北620轨道大巷 三采区回风大巷 3301回采工作面

三采区皮带大巷 三采区回风巷 三采区皮带巷

主、副井 中央风井

3301回采工作面

北翼主皮带大巷 三采区皮带大巷 三采区回风巷 三采区回风大巷

三采区皮带巷

南翼二采区通风路线：

消防材料库 2305回联巷

南翼620轨道巷 二采区轨道巷 2305综采工作面 二采区回风巷

二采区轨道巷尾

620南翼轨道大巷 二采区轨联巷 二采区变电所

主、副井 四采区总回 南翼风井 2305综采工作面

南翼主皮带大巷 二采区皮带巷 二采区回风巷

二采区皮带巷尾

南翼四采区通风路线：

620南翼轨道大巷 四采区胶轮车大巷 四采区胶轮车巷 四采区皮带大巷尾

瓦斯管道联络巷

主、副井 南翼主皮带大巷 四采区皮带大巷 四采区回风巷 四采区总回 南翼风井 四采区皮带巷

620北翼轨道大巷 中央进风井北翼联络巷 中央进风井进风联络巷

3、矿井通风情况

矿井总进风量为13017m3/min，矿井总排风量达13506m3/min，矿井有效风量率为95.7%，矿井总等积孔为7.19m2。其中，南翼回风立井等积孔为3.53 m2，中央回风立井等积孔为3.66 m2。副井总进风量为8023m3/min，主井总进风量为4994m3/min，南翼风井总排风量达6707m3/min，中央风井总排风量达6799m3/min。

南翼回风立井担负二采区和四采区回风，中央回风立井担负一采区和三采区回风。

三、主要通风机情况

南翼回风立井和中央回风立井均安装两套FBCDZ-8-№28型矿用防爆对旋轴流式通风机，一套工作，一套备用。风机配套风机用交流变频防爆电动机，2×450kw、6kV、740r/min，采用变频调速控制，现风机叶片安装角度均为0°，运行频率为35Hz。南翼风井外漏风率为1.5%，排风量为6707m3/min，等积孔为3.53㎡，中央风井外部漏风率为1.3%，排风量为6799m3/min，等积孔为3.66㎡。

四、瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性 1、矿井瓦斯情况

三元煤业2012年瓦斯等级鉴定结果，该矿开采3号煤层，生产能力220万吨/年时，绝对瓦斯涌出量为16.38m3/min，相对瓦斯涌出量3.74m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为8.40 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.28 m3/min，经山西省煤炭工业厅以长煤局瓦发【2013】173号文批复为高瓦斯矿井。

2013年瓦斯等级鉴定结果，三元煤矿绝对瓦斯涌出量为11.75m3/min，相对瓦斯涌出量为2.76m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为4.82m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.9m3/min。矿井测定结论为瓦斯矿井，但2012年度鉴定结果为高瓦斯矿井，因此还按高瓦斯矿井鉴定。

2014年瓦斯等级鉴定结果，三元煤矿绝对瓦斯涌出量为9.07m3/min，相对瓦斯涌出量为2.25m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为2.66m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.13m3/min。矿井测定结论为瓦斯矿井，但2012年度鉴定结果为高瓦斯矿井，因此还按高瓦斯矿井鉴定。

2015年瓦斯等级鉴定结果，三元煤矿绝对瓦斯涌出量为20.56m3/min，相对瓦斯涌出量为4.30m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为14.69m3/min,掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.57m3/min。矿井测定结论为高瓦斯矿井。

2、矿井煤尘爆炸性

情况说明：3#煤层具有爆炸性 鉴定单位：山西省煤炭工业局综合测试中心 鉴定时间：2015年02月10日 鉴定煤层：3# 指 标： 序检验项目 号 1 2 3 符号 单位 检验结果 火焰长度 抑制煤尘爆炸最低岩粉用量 煤尘爆炸性 备 注 / / / mm % / 50 70 有爆炸性

复印件粘贴处：（见附件） 3、矿井煤层自燃倾向性

情况说明： 鉴定单位：山西省煤炭工业局综合测试中心 鉴定时间：2015年02月10日 鉴定煤层：3# 指 标： 序检验项目 号

符合 单位 检验结果 1 2 3 5 6 水 分 灰 分 挥发分 自燃倾向性等级 自燃倾向性 Mad Ad Vdaf / / % % % / / 0.14 10.78 17.22 Ⅲ 不易自燃 根据该矿提供资料分析，山西三元煤业股份有限公司截止本年度鉴定月未发生过火灾事故。 复印件粘贴处：（见附件） 五、瓦斯抽采情况

目前，我矿地面永久瓦斯抽放系统已经投入运行，现已对2305回采工作面实现高、低负压分源抽放，针对2015年采掘计划安排， 1312工作面为预抽工作面，目前正在对1312回风顺槽进行瓦斯管路打压调试及本煤层顺层钻

孔施工等工作，最终实现对1312工作面进行高、低负压分源抽放。

矿井地面瓦斯抽采系统布置两套高、低负压瓦斯抽采系统，共布置四台2BEC72型水环式真空泵。其中高负压瓦斯抽放泵两台，一运一备。低负压瓦斯抽放泵两台，一运一备。高负压额定流量为510m3³/min，抽放主管选择Φ630mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下主管选择Φ630mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下干管选择Φ426mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，工作面预抽及卸压抽采支管选用Φ426mm螺旋焊缝钢管。低负压额定流量为510 m3/min，抽采主管选用Φ820mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下主管选用Φ820mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管，井下干、支管选择Φ325mm内外环氧树脂螺旋焊缝钢管。

自地面瓦斯抽放泵站投运以来，通过我矿连续瓦斯抽采监测发现，其高负压每分钟的最大额定抽采量为156.65 m3 /min，其低负压每分钟的最大额定抽采量为185.26m3 /min。此外，通过WGC管道参数测定仪测定及地面瓦斯抽放泵站在线监测显示：地面瓦斯抽放泵站高负压瓦斯管路平均负压44KPa，抽放浓度平均值为3.83%，低负压瓦斯管路平均负压46KPa，抽放浓度平均值为1.32%，抽放纯瓦斯量平均值为6.06m3/min。工作面风巷回风流瓦斯浓度平均0.30%，工作面绝对瓦斯涌出量达14.86m3/min，抽放系统抽放率达28.52%，工作面上隅角瓦斯浓度低于0.66%，并处于稳定状态。

第二部分：矿井需要风量计算

根据山西三元煤业股份有限公司2016年采掘衔接计划，一采区布置有一个1312综采放顶煤主采工作面；二采区布置有一个2305综采放顶煤备用工作面；三采区布置有一个3301综采放顶煤备用工作面和一个3303运输顺槽掘进工作面；四采区布置有三条开拓巷道，四采区皮带大巷开拓面、四采区皮带大巷（反掘）开拓面和四采区变电所开拓面。

按照国家《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）、《煤矿通风能力核定办法（试行）》和《煤矿井工开采技术条件》（AQ1028-2006），对该矿井通

风能力核定如下:

1、采煤工作面需要风量核算

根据2016年采掘衔接计划知，我矿需要进行风量核算的采煤工作面有3个：1312综采放顶煤工作面、2305综采放顶煤备用工作面、3301综采放顶煤备用工作面。综采放顶煤工作面应按气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员等规定分别进行计算，然后取其中最大值。 A、1312综采放顶煤工作面需风量，核算过程及方法如下：

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1 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，㎡；

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； 70%—有效通风断面系数； 60—为单位换算产生的系数。 即：

vcf=采煤工作面的风速，经查表得vcf=1.0m/s Scf=13㎡

kch=采煤工作面采高调整系数，经查表得kch=1.2 kcl=采煤工作面长度调整系数，经查表得kcl=1.1 故Qcf =60×70%×1.0×13×1.2×1.1=721m/min。

3表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℃ ＜20 20～23 23～26 采煤工作面风速m/s 1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 表2 kch—采煤工作面采高调整系数

采高（m） 系数kch ＜2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 ＞2.5及放顶煤面 1.2 表3 kcl—采煤工作面长度调整系数

采煤工作面长度（m） ＜15 15～80 80～120 120～150 150～180 ＞180 （2）按照瓦斯涌出量计算

Qcf=100·qcg·kcg 式中：

qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m/min。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；根据1312工作面瓦斯抽采设计知，1312回采工作面瓦斯涌出量为19.25m3/min，预抽后绝对瓦斯涌出量为6.5 m3/min；

kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,瓦斯矿井可取1.5～

3长度风量调整系数kcl 0.8 0.8～0.9 1.0 1.1 1.2 1.30～1.40 2.0，高瓦斯矿井取2.0～2.5；因此取2.0。

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。 故Qcf=100×6.5×2.0=1300 m/min。 （3）按照二氧化碳涌出量计算

Qcf=67·qcc·kcc 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，m/min；经计算为2.0 m/min；

kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，经计算为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。 故Qcf=67×2.0×1.5=201m/min。 （4）按工作人员数量验算

Qcf≥4Ncf 式中：

Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素,取70人； 4—每人需风量，m/min。 故Qcf=4×70=280 m/min （5）按风速进行验算 a) 验算最小风量

Qcf≥60×0.25Scb Scb=lcb×hcf×70%

333333b) 验算最大风量

Qcf≤60×4.0Scs Scs=lcs×hcf×70% 式中：

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，13.83㎡； lcb—采煤工作面最大控顶距, 4.94m； hcf—采煤工作面实际采高, 2.8m；

Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，12.15㎡； lcs—采煤工作面最小控顶距,4.34 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； 故Scb=4.94×2.8×70%=9.68㎡ Qcf≥60×0.25×9.68=146 m3/min Scs=4.34×2.8×70%=8.51㎡ Qcf≤60×4.0×8.51=2043 m/min 146 m/min≤Qcf≤2043 m/min

综合以上计算，1312综采放顶煤工作面需风量为1300m/min。 B、2305综采放顶煤备用工作面需风量，核算过程及方法如下： （1）按气象条件计算

由于2305工作面为W型通风，故按气象条件计算2305工作面需风量时，应分两部分进行计算

Qcf=60×70%×vcf×Scf·kch·kcl

3333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1 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，㎡；

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； 70%—有效通风断面系数； 60—为单位换算产生的系数。 即：

vcf=采煤工作面的风速，经查表得vcf=1.0m/s Scf=13㎡

kch=采煤工作面采高调整系数，经查表得kch=1.2 kcl=采煤工作面长度调整系数，经查表得kcl=1.0和0.8 故Qcf1 =60×70%×1.0×13×1.2×1.0=656m/min。 Qcf2 =60×70%×1.0×13×1.2×0.8=525m/min。 Qcf= Qcf1+ Qcf2=656+525=1181 m/min

表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℃ ＜20 20～23 23～26 采煤工作面风速m/s 1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 333表2 kch—采煤工作面采高调整系数

采高（m） 系数kch ＜2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 ＞2.5及放顶煤面 1.2 表3 kcl—采煤工作面长度调整系数

采煤工作面长度（m） ＜15 15～80 80～120 120～150 150～180 ＞180 （2）按照瓦斯涌出量计算

Qcf=100·qcg·kcg 式中：

qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m/min。经计算绝对瓦斯涌出量为6.0m3/min。

kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,瓦斯矿井可取1.5～2.0，高瓦斯矿井取2.0～2.5；因此取2.0。

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。 故Qcf=100×6.0×2.0=1200 m/min。 （3）按照二氧化碳涌出量计算

Qcf=67·qcc·kcc 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，m/min；经计

333长度风量调整系数kcl 0.8 0.8～0.9 1.0 1.1 1.2 1.30～1.40

算为2.0 m/min；

kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，经计算为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。 故Qcf=67×2.0×1.5=201m/min。 （4）按工作人员数量验算

Qcf≥4Ncf 式中：

Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素,取68人； 4—每人需风量，m/min。 故Qcf=4×68=272 m/min （5）按风速进行验算 a) 验算最小风量

Qcf≥60×0.25Scb Scb=lcb×hcf×70% b) 验算最大风量

Qcf≤60×4.0Scs Scs=lcs×hcf×70% 式中：

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，13.83㎡； lcb—采煤工作面最大控顶距, 4.94m； hcf—采煤工作面实际采高, 2.8m；

3333Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，12.15㎡； lcs—采煤工作面最小控顶距,4.34 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； 故Scb=4.94×2.8×70%=9.68㎡ Qcf≥60×0.25×9.68=146 m3/min Scs=4.34×2.8×70%=8.51㎡ Qcf≤60×4.0×8.51=2043 m/min 146 m/min≤Qcf≤2043 m/min

由于2305为备用工作面，因此在满足瓦斯、二氧化碳、气温等条件下，按正常回采工作面风量50%配风，经计算为600 m3/min。 C、3301综采放顶煤备用工作面需风量，核算过程及方法如下： （1）按气象条件计算

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1 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，㎡；

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； 70%—有效通风断面系数；

333

60—为单位换算产生的系数。 即：

vcf=采煤工作面的风速，经查表得vcf=1.0m/s Scf=13.46㎡

kch=采煤工作面采高调整系数，经查表得kch=1.2 kcl=采煤工作面长度调整系数，经查表得kcl=1.4 故Qcf =60×70%×1.0×13.46×1.2×1.4=950m/min。 （2）按照瓦斯涌出量计算

Qcf=100·qcg·kcg 式中：

qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m/min。抽放矿井的瓦斯涌出量，根据瓦斯预测报告知，为4.0m3/min；

kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,瓦斯矿井可取1.5～2.0，高瓦斯矿井取2.0～2.5；因此取2.0；

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。 故Qcf=100×4.0×2.0=800 m/min。 （3）按照二氧化碳涌出量计算

Qcf=67·qcc·kcc 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，m/min；经计算为0.52m3/min；

kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的

3333比值，经计算为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。 故Qcf=67×0.52×1.5=53m/min。 （4）按工作人员数量验算

Qcf≥4Ncf 式中：

Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素,取68人； 4—每人需风量，m/min。 故Qcf=4×68=272m/min （5）按风速进行验算 a) 验算最小风量

Qcf≥60×0.25Scb Scb=lcb×hcf×70% b) 验算最大风量

Qcf≤60×4.0Scs Scs=lcs×hcf×70% 式中：

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，13.83㎡； lcb—采煤工作面最大控顶距, 4.94m； hcf—采煤工作面实际采高, 2.8m；

Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，12.15㎡； lcs—采煤工作面最小控顶距,4.34 m； 0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；

33370%—有效通风断面系数；

4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s； 故Scb=4.94×2.8×70%=9.68㎡ Qcf≥60×0.25×9.68=146 m3/min Scs=4.34×2.8×70%=8.51㎡ Qcf≤60×4.0×8.51=2043 m/min 146 m/min≤Qcf≤2043 m/min

由于3301为备用工作面，因此在满足瓦斯、二氧化碳、气温等条件下，按正常回采工作面风量50%配风，经计算为475 m3/min。

3332、掘进工作面需要风量核算

根据《煤矿通风能力核定办法》，掘进工作面需要风量的核算分为机掘工作面和炮掘工作面；根据每个工作面是煤巷或者岩巷而确定。根据2016年采掘衔接计划知，我矿井需要进行风量核算的掘进的工作面有：3303运输顺槽掘进工作面、四采区皮带大巷开拓面、四采区皮带大巷（反掘）开拓面和四采区变电所开拓面。掘进工作面应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、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。

A、3303运输顺槽掘进工作面需风量，核定方法及过程如下： (1)按瓦斯涌出量计算

Q 掘 = 100×q掘×K掘通 m3/min 式中：

Q掘——单个掘进工作面实际需要风量m3/min

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，经计算为1.41m3/min。

K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，(正常生产时连续观测1个月,日最大瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值),经计算均为1.5，

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。 故：Q掘=100×1.41×1.5=212m3/min (2)按二氧化碳的涌出量计算

Q掘=67q掘K掘通 m3/min 式中:

Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min； q

掘——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，经计算为

0.28

m3/min。

K 掘通——二氧化碳涌出不均衡系数，取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。

故：Q掘=67×0.28×1.5= 29 m3/min (3)按风速计算掘进工作面需要风量： Q掘=60V掘S掘max 式中：

V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷V掘≥0.15 m/s，煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25 m/s； S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，16.575m2； Q掘=60×0.25×16.575=249 m3/min (4)按人数计算

Q掘=4N m3/min

式中：

N——工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素，取32人。 故：Q掘=4×32=128 m3/min (5)按风速进行验算

煤巷、半煤岩巷掘进允许的最低风量

Q掘≥60×0.25S掘max=60×0.25×16.575=249 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进允许的最高风量

Q掘≤60×4.0S掘min=60×4.0×16.575=3978m3/min 式中： S

掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，经测量得：S掘max

=16.575m2；

S

掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面，经测量得：S掘min

=16.575m2；

2、局部通风机选型： (1)局部通风机工作风量计算

Q部通风机≥Q掘/（1-L×P100/100） m3/min 式中：

Q部通风机——局部通风机工作风量，m3/min； P100——百米漏风率，0.3%； L——风筒长度，m；

故：Q部通风机=249/（1-2000×0.3%/100）=265 m3/min (2)局部通风机工作风压计算

根据掘进面设计长度，局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、

风筒风阻。计算掘进工作面局部通风机工作风压值：

ht≥Rp×Qm3/s）

Rp=6.5α×L/（d5）+£ 式中：

Rp——压入式风筒的总风阻，N·S2/m8

α——风筒摩擦阻力系数，查表得0.0029 N·S2/m4 L——风筒长度，2000m； d——风筒直径，1m；

£——供风距离调整系数，查表取6. 故：ht≥801 Pa

根据计算结果，结合我矿现有的局部通风机吸风量情况，选取FBDY2×45KW局扇，吸风量为340-850 m3/min，风压为800-7000 Pa的局扇。

3、按局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算：

因为煤巷掘进，故选用公式：Q掘= Q局×Ⅰ+60×0.25S m3/min， 式中：

Q掘——掘进工作面全风压供风量 m3/min； Q

局——为掘进工作面供风的局部通风机的实际吸风量

部通风机×Q掘

Pa（公式中Q部通风机、Q掘的计算单位均为

m3/min，掘进工

作面局部通风机实际吸风量为500m3/min。

Ⅰ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

S——局部通风机安装地点至回风口间的巷道最大断面积，取16.575m2 0.25——有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速。 故：Q掘=500×1+60×0.25×16.575=749 m3/min

综合以上计算, 3303运输顺槽局扇全风压供风需风量为749m3/min。

B、四采区皮带大巷开拓面需风量，核定方法及过程如下：

(1)按瓦斯涌出量计算

Q 掘 = 100×q掘×K掘通 m3/min 式中：

Q掘——单个掘进工作面实际需要风量m3/min

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，经计算为2.4m3/min。 K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，(正常生产时连续观测1个月,日最大瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值),经计算均为1.5，

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。 故：Q掘=100×2.4×1.5=360m3/min (2)按二氧化碳的涌出量计算

Q掘=67q掘K掘通 m3/min 式中:

Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min； q

掘——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，经计算为

0.22

m3/min。

K 掘通——二氧化碳涌出不均衡系数，取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。

故：Q掘=67×0.22×1.5= 23 m3/min (3)按风速计算掘进工作面需要风量： Q掘=60V掘S掘max 式中：

V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷V掘≥0.15 m/s，煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25 m/s； S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，17.5m2； Q掘=60×0.25×17.5=263 m3/min (4)按人数计算

Q掘=4N m3/min 式中：

N——工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素，取32人。 故：Q掘=4×32=128 m3/min (5)按风速进行验算

煤巷、半煤岩巷掘进允许的最低风量

Q掘≥60×0.25S掘max=60×0.25×17.5=263 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进允许的最高风量

Q掘≤60×4.0S掘min=60×4.0×17.5=4200m3/min 式中： S

掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，经测量得：S掘max

=17.5m2；

S

掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面，经测量得：S掘min

=17.5m2；

2、局部通风机选型： (1)局部通风机工作风量计算

Q部通风机≥Q掘/（1-L×P100/100） m3/min 式中：

Q部通风机——局部通风机工作风量，m3/min； P100——百米漏风率，0.3%； L——风筒长度，m；

故：Q部通风机=360/（1-780×0.3%/100）=369 m3/min (2)局部通风机工作风压计算

根据掘进面设计长度，局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻。计算掘进工作面局部通风机工作风压值：

ht≥Rp×Qm3/s）

Rp=6.5α×L/（d5）+£ 式中：

Rp——压入式风筒的总风阻，N·S2/m8

α——风筒摩擦阻力系数，查表得0.0029 N·S2/m4 L——风筒长度，780m； d——风筒直径，1m；

£——供风距离调整系数，查表取1. 故：ht≥579.44 Pa

根据计算结果，结合我矿现有的局部通风机吸风量情况，选取FBDY2×45KW局扇，吸风量为340-850 m3/min，风压为800-7000 Pa的局扇。

3、按局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算：

因为煤巷掘进，故选用公式：Q掘= Q局×Ⅰ+60×0.25S m3/min， 式中：

部通风机×Q掘

Pa（公式中Q部通风机、Q掘的计算单位均为

Q掘——掘进工作面全风压供风量 m3/min； Q

局——为掘进工作面供风的局部通风机的实际吸风量

m3/min，掘进工

作面局部通风机实际吸风量为500m3/min。

Ⅰ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

S——局部通风机安装地点至回风口间的巷道最大断面积，取16.1m2 0.25——有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速。 故：Q掘=500×1+60×0.25×16.1=742 m3/min

综合以上计算, 四采区皮带大巷局扇全风压供风需风量为742m3/min。 C、四采区皮带大巷（反掘）开拓面需风量，核定方法及过程如下：

(1)按瓦斯涌出量计算

Q 掘 = 100×q掘×K掘通 m3/min 式中：

Q掘——单个掘进工作面实际需要风量m3/min

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，经计算为2.4m3/min。 K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，(正常生产时连续观测1个月,日最大瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值),经计算均为1.5，

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。 故：Q掘=100×2.4×1.5=360m3/min (2)按二氧化碳的涌出量计算

Q掘=67q掘K掘通 m3/min 式中:

Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min； q

掘——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，经计算为

0.22

m3/min。

K 掘通——二氧化碳涌出不均衡系数，取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。

故：Q掘=67×0.22×1.5= 23 m3/min (3)按风速计算掘进工作面需要风量： Q掘=60V掘S掘max 式中：

V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷V掘≥0.15 m/s，煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25 m/s； S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，20.4m2； Q掘=60×0.25×20.4=306 m3/min (4)按人数计算

Q掘=4N m3/min 式中：

N——工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素，取32人。 故：Q掘=4×32=128 m3/min (5)按风速进行验算

煤巷、半煤岩巷掘进允许的最低风量

Q掘≥60×0.25S掘max=60×0.25×20.4=306 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进允许的最高风量

Q掘≤60×4.0S掘min=60×4.0×17.5=4200m3/min 式中： S

掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，经测量得：S掘max

=20.4m2；

S

掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面，经测量得：S掘min

=17.5m2；

2、局部通风机选型： (1)局部通风机工作风量计算

Q部通风机≥Q掘/（1-L×P100/100） m3/min 式中：

Q部通风机——局部通风机工作风量，m3/min； P100——百米漏风率，0.3%； L——风筒长度，m；

故：Q部通风机=360/（1-1110×0.3%/100）=373 m3/min (2)局部通风机工作风压计算

根据掘进面设计长度，局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻。计算掘进工作面局部通风机工作风压值：

ht≥Rp×Qm3/s）

Rp=6.5α×L/（d5）+£ 式中：

Rp——压入式风筒的总风阻，N·S2/m8

α——风筒摩擦阻力系数，查表得0.0029N·S2/m4 L——风筒长度，1110m； d——风筒直径，1m；

£——供风距离调整系数，查表取3.

部通风机×Q掘

Pa（公式中Q部通风机、Q掘的计算单位均为

故：ht≥892.34 Pa

根据计算结果，结合我矿现有的局部通风机吸风量情况，选取FBDY2×45KW局扇，吸风量为340-850 m3/min，风压为800-7000 Pa的局扇。

3、按局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算：

因为煤巷掘进，故选用公式：Q掘= Q局×Ⅰ+60×0.25S m3/min， 式中：

Q掘——掘进工作面全风压供风量 m3/min； Q

局——为掘进工作面供风的局部通风机的实际吸风量

m3/min，掘进工

作面局部通风机实际吸风量为500m3/min。

Ⅰ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

S——局部通风机安装地点至回风口间的巷道最大断面积，取16.1m2 0.25——有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速。 故：Q掘=500×1+60×0.25×26.1=892 m3/min

综合以上计算, 四采区皮带大巷（反掘）局扇全风压供风需风量为892m3/min。

D、四采区变电所开拓面需风量，核定方法及过程如下：

(1)按瓦斯涌出量计算

Q 掘 = 100×q掘×K掘通 m3/min 式中：

Q掘——单个掘进工作面实际需要风量m3/min

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，经计算为2.4m3/min。 K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，(正常生产时连续观测1个月,日最大瓦斯

涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值),经计算均为1.5，

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。 故：Q掘=100×2.4×1.5=360m3/min (2)按二氧化碳的涌出量计算

Q掘=67q掘K掘通 m3/min 式中:

Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min； q

掘——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，经计算为

0.22

m3/min。

K 掘通——二氧化碳涌出不均衡系数，取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。

故：Q掘=67×0.22×1.5= 23 m3/min (3)按风速计算掘进工作面需要风量： Q掘=60V掘S掘max 式中：

V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷V掘≥0.15 m/s，煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25 m/s； S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，26.79m2； Q掘=60×0.25×26.79=402 m3/min (4)按炸药量计算 a)一级煤矿许用炸药 Q掘≥25A掘

b)三级煤矿许用炸药 Q掘≥10A掘

A掘——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，约28.2Kg； 因我矿为高瓦斯矿井，因此选用三级煤矿许用炸药； 故：Q掘≥10×28.2=282 m3/min (5)按人数计算

Q掘=4N m3/min 式中：

N——工作面同时工作的最多人数，考虑各种因素，取28人。 故：Q掘=4×28=112 m3/min (6)按风速进行验算

煤巷、半煤岩巷掘进允许的最低风量

Q掘≥60×0.25S掘max=60×0.25×26.79=402 m3/min 煤巷、半煤岩巷掘进允许的最高风量

Q掘≤60×4.0S掘min=60×4.0×10.29=2470m3/min 式中： S

掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面，经测量得：S掘max

=26.79m2；

S

掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面，经测量得：S掘min

=10.29m2；

2、局部通风机选型： (1)局部通风机工作风量计算

Q部通风机≥Q掘/（1-L×P100/100） m3/min

式中：

Q部通风机——局部通风机工作风量，m3/min； P100——百米漏风率，0.3%； L——风筒长度，m；

故：Q部通风机=360/（1-1320×0.3%/100）=375 m3/min (2)局部通风机工作风压计算

根据掘进面设计长度，局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻。计算掘进工作面局部通风机工作风压值：

ht≥Rp×Qm3/s）

Rp=6.5α×L/（d5）+£ 式中：

Rp——压入式风筒的总风阻，N·S2/m8

α——风筒摩擦阻力系数，查表得0.0029N·S2/m4 L——风筒长度，1320m； d——风筒直径，1m；

£——供风距离调整系数，查表取3. 故：ht≥1045.58 Pa

根据计算结果，结合我矿现有的局部通风机吸风量情况，选取FBD2×22KW局扇，吸风量为350-550 m3/min，风压为600-5500 Pa的局扇。

3、按局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算：

因为煤巷掘进，故选用公式：Q掘= Q局×Ⅰ+60×0.25S m3/min，

部通风机×Q掘

Pa（公式中Q部通风机、Q掘的计算单位均为

式中：

Q掘——掘进工作面全风压供风量 m3/min； Q

局——为掘进工作面供风的局部通风机的实际吸风量

m3/min，掘进工

作面局部通风机实际吸风量为550m3/min。

Ⅰ——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

S——局部通风机安装地点至回风口间的巷道最大断面积，取16.1m2 0.25——有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速。 故：Q掘=550×1+60×0.25×26.1=942 m3/min

综合以上计算, 四采区变电所局扇全风压供风需风量为942m3/min。

3、井下硐室需要风量核算

根据2016年采掘衔接计划知，我矿井下现独立通风硐室有火药库、一采区变电所、二采区变电所、三采区变电所、避难硐室、中央变电所、胶轮车检修硐室、机电设备硐室、清撒斜巷。 （1）火药库需要风量计算：

4V应按每小时4次换气量Q药＝

60式中：Q药——井下火药库需要风量，m3/min；

V——井下火药库的体积，经测量得：V =1220m2；

4——井下火药库内的空气每小时更换次数，应按每小时4次换

气。

但大型火药库不得小于100 m3/min，中小型爆破材料库不得小于60 m3/min；

故：Q库 =4×1220/60=81 m3/min

(2)一采区变电所根据风速计算：

机电硐室的需要风量可按经验值选用(表4)

机电硐室需要风量 (表4)

硐 室 风量m3/min 小 型 40～60 中 型 70～100 大 型 100～200 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

其需风量为0.15×60×10=90m3/min。

根据采区变电所的总容量得：机电硐室需要风量90 m3/min； Q原1305回联巷=0.25×60×13=195 m3/min

由于一采区变电所与原1305回联巷相连，故在满足变电所计划风量的同时应满足原1305回联巷计划风量。

故一采区变电所计划风量为195m3/min

(3)二采区变电所根据风速计算机电硐室的需要风量可按经验值选用(表4)

机电硐室需要风量(表4)

硐 室 风量m3/min 小 型 40～60 中 型 70～100 大 型 100～200 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

其需风量为0.15×60×11=99m3/min。

根据二采区变电所的总容量得：机电硐室需要风量99 m3/min (4)避难硐室

根据最低风速计算其风量

Q避难硐室=0.15×60×12.5=113 m3/min (5)清撒斜巷按经验值配风量为150 m3/min。

(6)中央变电所根据风速计算机电硐室的需要风量可按经验值选用(表4)

机电硐室需要风量 (表4)

硐 室 风量m3/min 小 型 40～60 中 型 70～100 大 型 100～200 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

其需风量为0.15×60×13=117m3/min。

根据中央变电所的总容量得：机电硐室需要风量117 m3/min (7)机电设备硐室

根据最低风速计算其风量

Q机电设备硐室=0.15×60×21=189 m3/min (8)胶轮车检修硐室

根据最低风速计算其风量

Q胶轮车检修硐室=0.15×60×18.5=167 m3/min

(9)三采区变电所根据风速计算机电硐室的需要风量可按经验值选用(表4)

机电硐室需要风量 (表4)

硐 室 风量m3/min 小 型 40～60 中 型 70～100 大 型 100～200 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

其需风量为0.15×60×11=99m3/min。

根据三采区变电所的总容量得：机电硐室需要风量99 m3/min 综合以上计算,井下硐室需要风量合计1210m3/min。

4、其他用风巷道实际需要风量核算

凡独立通风巷道的需风量，应根据巷道内瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其中最大值。

(1) 按瓦斯涌出量计算

Q其它i=100×q其它i×K其它i，m3/min 式中

Q其它i——第i个其它巷道的需风量，m3/min；

q其它i——第i个其它巷道最大瓦斯绝对涌出量，m3/min； K其它i——其它巷道的瓦斯涌出不均衡系数，一般可取1.2； 100——其它巷道中风流瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。 (2) 按最低风速验算 Q其它i >9×S其它i，m3/min Q其它i >15×S其它i，m3/min Q其它i >30×S其它i，m3/min 式中

9——其它巷道中的最低允许风速，0.15×60，m/min； 15——其它巷道中的最低允许风速，0.25×60，m/min；

30——敷设瓦斯抽放管路的巷道中的最低允许风速，0.5×60，m/min；

根据2016年采掘衔接计划知，我矿井下2305回联巷、二采区轨道巷尾、二采区皮带巷尾、1310回联巷、590轨道巷正头、1312回风顺槽1回风道、北翼主皮带机尾、1312回联巷、1312回风顺槽2联络巷、瓦斯抽放管道巷尾、瓦斯抽放管井联络巷、瓦斯抽放管道联络巷、四采区皮带大巷尾、四采区回风巷、四采区皮带行等为行人巷道。 (1)根据瓦斯涌出量计算风量：

Q2305回联巷 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q二采区轨道巷尾 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q二采区皮带巷尾 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q1310回联巷 =100×0.2×1.2=24 m3/min. Q590轨道巷正头 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q1312回风顺槽1回风道 =100×0.2×1.2=24 m3/min Q北翼主皮带尾 =100×0.2×1.2=24 m3/min Q1312回联巷 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q1312回风顺槽2联络巷 =100×0.2×1.2=24 m3/min Q瓦斯抽放管道巷尾 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q瓦斯管道井联络巷 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q瓦斯抽放管道联络巷 =100×0.1×1.2=12 m3/min Q四采区皮带大巷尾 =100×0.2×1.2=24 m3/min Q四采区回风巷 =100×0.2×1.2=24 m3/min Q四采区皮带巷 =100×0.2×1.2=24 m3/min (2)根据最低风速计算其需风量:

Q2305回联巷 >9×12.5=113，m3/min Q二采区轨道巷尾 >15×12=180，m3/min Q二采区皮带巷尾 >15×12=180，m3/min Q1310回联巷 >9×11.2=101，m3/min Q 590轨道巷正头 >9×12.7=115，m3/min Q1312回风顺槽1回风道 >30×6.25=188，m3/min Q北翼主皮带尾 >15×12=180，m3/min

Q1312回联巷 >9×9.18=83，m3/min

Q1312回风顺槽2联络巷 >9×23.8=215，m3/min Q瓦斯抽放管道巷尾 >30×9=270，m3/min Q瓦斯管道井联络巷 >30×9=270，m3/min Q瓦斯抽放管道联络巷 >30×9=270，m3/min Q四采区皮带大巷尾 >15×15=225，m3/min Q四采区回风巷 >15×15.5=233，m3/min Q四采区皮带巷 >15×17.1=257，m3/min 经计算，井下其它巷道需风量合计2880m3/min。

5、胶轮车尾气排放稀释需风量计算：

Q胶轮车=4×ni×pi×ki×1.36， m3/min； 式中：

Q胶轮车——第i个地点胶轮车尾气排放稀释需要的风量，m3/min； 4——每Hp每分钟应供给的最低风量，m3/min； ni——第i个地点胶轮车的台数，台； pi——第i个地点胶轮车的功率，kw;

ki——配风系数，第i个地点使用1台胶轮车运输时，ki为1.0；第i个地点使用2台胶轮车时，ki为0.75；第i个地点使用3台及以上胶轮车运输时，ki为0.50；

1.36——kw与Hp（马力）的换算系数，1kw=1.36Hp； Q胶轮车1=4×2×45×0.5×1.36+4×1×40×0.5×1.36=354 m3/min

Q胶轮车2=4×2×45×0.5×1.36+4×1×65×0.5×1.36+4×1×40×0.5=531 m3/min Q胶轮车3=4×2×45×0.5×1.36+4×1×40×0.5×1.36+4×1×65×0.5=531 m3/min 由于运输支架胶轮车和铲运胶轮车不常用，故计算尾气排放时不进行计算。一采区按三台胶轮车同时运行稀释尾气所需风量为354 m3/min，二采区按四台胶轮车同时运行稀释尾气所需风量为531 m3/min，三采区按四台胶轮车同时运行稀释尾气所需风量为531 m3/min。由于胶轮车尾气顺着风流流经一采区、二采区、三采区，而一采区、二采区、三采区风量远远大于胶轮车尾气排放所需风量，故胶轮车尾气稀释所需风量不在计算范围之内。

6、矿井实际需要风量

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。

Qra≥(ΣQcf＋ΣQhf＋ΣQur＋ΣQsc＋ΣQrl)·kaq 式中：

Qra—矿井需要风量, m3/min；

Qcf—采煤工作面实际需要风量，m3/min； Qhf—掘进工作面实际需要风量，m3/min； Qur—硐室实际需要风量，m3/min； Qsc—备用工作面实际需要风量，m3/min； Qrl—其他用风巷道实际需要风量，m3/min；

kaq—矿井通风需风系数(抽出式kaq 取1.15-1.20,压入式kaq 取1.25-1.30，根据山西省煤矿生产能力核定通风审查原则，高瓦斯矿井核定的通风能力必须保证高于矿井核定能力20％以上富余系数；按《煤矿生产能力核定标准》计算出的矿井总需风量，需要增加20％富余风量作为矿井总需风量的最终取值，因此取1.2)。

其中Q南翼=(∑Q主采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×k 矿通

=（600+742+942+500+99+1458）×1.2=5209m3/min Q北翼=(∑Q备采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×k 矿通

=（1300+475+749+1111+1422）×1.2=6068m3/min

故Qra=Q南翼+ Q北翼=11277m3/min

第三部分：矿井通风能力计算

矿井实际供风量13017m3/min，大于矿井需风量11277m3/min。按照矿井2016年度采掘衔接安排，矿井有1个主采工作面，2个备用采煤工作面，1个掘进工作面以及3个开拓工作面。根据《煤矿通风能力核定办法（试行）》计算矿井通风能力公式如下：

pp采ip掘i

i1i1m1m2式中

p—矿井通风能力，万t/a；

p采i—第i个采煤工作面正常生产条件下的年产量，万t/a；

p掘j—第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量，万t/a； m1—采煤工作面的数量，3个； m2—掘进工作面的数量，4个。

1、采煤工作面通风能力核定

三元煤业采用综采放顶煤采煤法，1312放顶煤综采工作面长度164.5m，2305备用放顶煤综采工作面长度141米，3301备用放顶煤综采工作面长度220.5米，平均采高均为7.3m。割煤高度2.8m，放煤高度4.5m。

采用“四、六”制作业方式，三班生产，一班准备。1312回采工作面每班2.5个循环，每循环进度0.8m，日循环7.5个，日进尺6.0m。工作面回采率93%，正规循环率90%。 单个采煤工作面年产量计算

ACi=330×10-4×Lci×hci×rci×bci×cci 式中：

Aci—第i个采煤工作面年产量，万吨每年；

Lil—第i个采煤工作面平均长度，m；

hih—第i个采煤工作面煤层平均采高,放顶煤开采时为采放总厚度，m； rir—第i个采煤工作面的原煤视密度，1.46t/m3； bib—第i个采煤工作面平均日推进度，m/d；

cic—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。

故2305放顶煤综采工作面核定能力为：

AC1=330×10-4×164.5×7.3×1.46×6.0×93%×90%=290.56万吨/年 2305放顶煤综采备用工作面及3301放顶煤综采备用工作面核定能力为： 由于2305放顶煤综采工作面及3301放顶煤综采工作面为备用工作面不进行生产作业，故不进行核定。

经计算得：ACi=290.56万吨/年

2、单个掘进工作面年产量计算

Ahi=330×10-4×Shi×rhi×bhi 式中：

Ahi—第i 个掘进工作面年产量，万吨每年； Shi—第i 个掘进工作面纯煤面积，m2； rhi—第i 个掘进工作面的原煤视密度，t/m3； bhi—第i 个掘进工作面平均日推进度，m/d。

3302运输顺槽，净断面16.575m2，锚网索支护，煤巷掘进，日进尺13.0m。 四采区皮带大巷，净断面17.5m2，锚网索支护，煤巷掘进，日进尺6.0m。 四采区皮带大巷（反掘），净断面17.5m2，锚喷支护，煤巷掘进，日进尺

6.0m。

四采区变电所，净断面26.79m2，锚喷支护，煤巷掘进，日进尺4.0m。 故3302运输顺槽掘进工作面核定能力为：

Ah1=330×10-4×16.575×1.46×13.0=10.38万吨/年 四采区皮带大巷开拓工作面核定能力为： Ah2=330×10-4×17.5×1.46×6.0=5.06万吨/年 四采区皮带大巷（反掘）开拓面核定能力为： Ah3=330×10-4×17.5×1.46×6.0=5.06万吨/年 四采区变电所开拓面核定能力为：

由于四采区变电所为半煤岩巷，故核算时按其一半进行核算。 Ah4=0.5×330×10-4×26.79×1.46×4.0=2.58万吨/年

经计算得：Ahi= Ah1+ Ah2+ Ah3+ Ah4=10.38+5.06+5.06+2.58=23.08万吨/年

3、矿井的通风能力核定

APc=(Acikci)(Ahikhi)

i1i1m1m2=290.56×1.2+23.08×1.2 ≈376.37万t/a 式中：

APc----矿井通风能力，万t/a； m1----回采工作面的数量1个； m2----掘进工作面的数量4个；

kci、khi----矿井通风能力大于采掘能力的富裕系数，如果在矿井采掘工作

面需要风量计算时，已考虑省煤炭厅“瓦斯矿井不小于10％，高瓦斯矿井不小于20％”的要求，且采掘工作面实际有效风量能够保证采掘工作面需要风量的最终值（即考虑省厅要求的最小需风量），则瓦斯矿井kci、khi≥1.1，高瓦斯矿井kci、khi≥1.2。因此kci、khi取1.2。

经核定通风能力为376.37万t/a。

第四部分：矿井通风能力验证

1、矿井主要通风机性能验证

根据2015年度矿井主扇性能测试报告知：

中央回风井主扇风机运行工况点参数为：1 号通风机运行频率35Hz，叶片角度为0o，风量98.19m3/s，风压1094.6Pa，2号通风机运行频率35Hz，叶片角度为0o，风量105.82m3/s，风压817.6a。

南翼回风井主扇风机运行工况点参数为：1 号通风机运行频率35Hz，叶片角度为0o，风量104.55m3/s，风压1417.8Pa，2号通风机运行频率35Hz，叶片角度为0o，风量106.56m3/s，风压1369.8Pa；风机实际运行工况点处于安全、稳定、可靠、合理的范围内,矿井正常通风情况下，通风机的效率大于70%，这说明通风机的运行效果较好，处于较为经济的运行状态。另外,主扇风机安装了变频装置, 变频装置可通过增加扇风机转速来提高扇风机的工作风量,可以说扇风机还有较大的潜力风量, 完全可以满足矿井安全生产需求。

主扇工况曲线图见图1、图2

图1中央风井主扇特性曲线及工况点图 （图中曲线为主扇实测性能曲线）

中央风井安装两台FBCDZ№28型风机进行供风，2#风机运行，运行频率为35Hz。主扇安装叶片角度为0°。图中主扇工况点，风压为817.6Pa，风量为6349.2m3/min。

图2南翼风井主扇特性曲线及工况点图 （图中曲线为主扇实测性能曲线）

南翼风井安装两台FBCDZ№28型风机进行供风，1#风机运行，运行频率为35Hz。主扇安装叶片角度为0°。图中主扇工况点，风压为1417.8Pa，风量为6273m3/min。

2、通风网络能力验证。

三元煤矿矿井总进、总回风量比较大，但通风阻力较小；根据2014年9月通风阻力测定报告表明，中央回风井通风阻力p = 648.42 Pa，等积孔 A =

4.9㎡，中央风井系统等积孔大于2㎡ ，这说明中央风井通风系统较为合理，中央风井系统矿井等级孔为4.9m2,通风容易程度为容易。南翼回风井通风阻力p = 636.21 Pa，等积孔 A =4.7㎡，南翼风井系统等积孔大于2㎡ ，这说明南风井通风系统二采区通风系统回风段所点比例略高，四采区通风系统较为合理，南风井系统矿井等级孔为4.7m2,通风容易程度为容易。通过以上数据表明：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。因此，通风网络能力能够满足生产安全的需要。

3、用风地点有效风量验证

根据三元煤矿有效风量测定的结果看，井下巷道、用风地点的风流方向稳定，矿井有效风量满足要求，井巷风速和温度均符合《煤矿安全规程》的规定。各相关地点数据验证情况见表1

表1 矿井用风地点有效风量验证

风量(m3/min) 序地 点 号 需风量 量 足要求 实测风是否满（m2） 规定 测定 合要求 规定 定 合要求 断面规程 实际 是否符规程实际测是否符风速(m/s) 温度(℃) 1 主立井进风 10744 4994 是 19.63 <12 4.24 是 / / / 2 副立井进风 8023 是 28.26 <8 4.73 是 / / / 3 620北翼轨道大巷 / 2994 是 14.03 0.25～8 3.56 是 / / / 4 620南翼轨道大巷 / 4006 是 16.72 0.25～8 3.99 是 / / / 5 北翼主皮带大巷 / 1026 是 8.0 0.25～8 2.14 是 / / / 6 北翼620轨道大巷 7 南翼620轨道大巷 / / 4873 4772 是 是 14.03 0.25～8 23.75 0.25～8 5.89 3.35 是 是 / / / / / /