通风系统生产能力核定及举例.docx
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通风系统生产能力核定及举例
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。
（2）严禁采用单台或多台局部通风机替代主要通风机。
因采用局部通风机或风机群作为主要通风机对矿井实施通风难以保证矿井通风的可靠与安全。
如：
局部通风机或小型风机的设计制造和工艺结构的可靠性、安全性较正规的主要通风设备有很大差距，容易发生故障；同一地点多台小型风机并联运转，相互之间会发生干扰，出力不均，可靠性差，甚至会发生烧毁电机等事故。
另外，这些设备的安装、施工都比较简陋、粗糙，漏风极为严重（一般在30%以上），不能保证井下足够的有效风量。
（3）运转风机和备用风机必须具备同等能力。
规定了运转风机和备用风机相匹配的原则。
如果两台主要通风机的排风量稍微有差别，应按照排风量小的主要通风机的能力进行能力核定，以满足矿井安全生产的需要。
（4）矿井通风机经具备资质的检测检验机构测试合格。
矿井主要通风机安装完毕之后，为了掌握安装后的通风机真实的性能参数，核实矿井真实的通风能力，在使用前，必须对通风机的排风量、风压、功率、效率等性能参数进行测定和试运转工作。
经过较长时间运转的主要通风机，通风机的性能和参数可能发生变化，所以，每5年至少进行一次主要通风机的性能测定。
在通风系统能力核定时，一定要认真查验矿井通风机经具备资质的检测检验机构测试合格证明的意见。
矿井无机械通风、使用局部通风机、风机群或主要通风机经具备资质的检测检验机构测试不合格时，资质单位不得进行矿井通风系统生产能力核定。
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。
综上，《标准》第27条中第1、2款的内容是根据《煤矿安全规程》第107条和第121条确定的，如达不到规定要求，资质单位不得对该矿进行通风系统生产能力核定。
第3、4、5、6款达不到要求的，可进行通风系统生产能力核定，但应作为问题提出，并要求限期整改。
（二）通风系统能力不足以及导致矿井通风能力变化的因素。
1、矿井通风能力不足的主要表现
（1）通风动力能力不足；
（2）通风网络能力不足，井下通风系统不合理；
（3）用风地点有效风量不足；
（4）矿井稀释瓦斯能力不足。
2、导致矿井通风能力变化的主要因素
（1）矿井更换了主扇风机；
（2）主扇电动机功率发生变化；
（3）主扇风机改变了运行状态；
（4）技术改造后矿井通风网络发生重大变化；
（5）开采水平发生变化；
（6）开采区域发生变化；
（7）用风地点显著增加或采煤工艺发生重大变化；
（8）由低瓦斯区域转向高瓦斯区域或瓦斯涌出异常区域生产。
矿井通风系统（网络）发生重大变化或通风能力有较大提高时，应由具备资质的通风检测检验机构对其进行检测，出具检测报告，做为核定能力的依据。
二、通风系统生产能力核定的主要内容
包括四个方面的主要内容：
（一）核查采煤工作面、掘进工作面及井下独立用风地，最的基本状况。
本条规定是关于井下各工作地点核查的内容，核定时应认真调查矿井采煤工作面、掘进工作面及井下独立用风地点的配风状况，为矿井需要风量计算和能力计算做好准备。
（二）核查矿井通风机的运转状况。
核定时应对矿井通风机的运转状况进行现场实际查验。
重点是：
1．主要通风机及配套的相关证件是否齐全。
2主要通风机的电动机运行功率不应超过额定功率，主通风机系统的保护及相关设施应齐全，符合《煤矿安全程》（2004版）的规定。
如：
双回路供电、防爆门、反风性能及反风设施、欠压和过流保护、监视仪器仪表等。
3．主要通风机装置运行效率应不小于最高效率的’70%。
风量和风压应满足矿井的需要和产品使用说明书的规定。
4．检测机构的检测报告，风量和风压与实际情况是否一致，现运行工况点是否在风机特性曲线上。
（三）实行瓦斯抽排的矿井，必须核查矿井瓦斯抽排系统的稳定运行情况。
本条规定明确了对矿井瓦斯抽排系统稳定性运转的核查内容。
核定时应重点检查抽放系统定期测定的有关记录，查看定期检查抽放系统的记录，检查抽放检测仪表是否齐全，是否定期校正，检查瓦斯抽放工程施工。
（四）矿井有两个以上通风务统时，应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定，矿井的通风系统能力为每一通风系统能力之和。
矿井必须按照每一通风系统能力分别合理组织生产。
本条规定明确了矿井有两个或两个以上通风系统时矿井通风能力的计算原则，是根据煤矿生产实际，对有关通风系统能力核定标准的进一步明确和深化。
当矿井有两个以及两个以上通风系统时，用总体核算法核定时需要以每一通风系统的进风量、上年度实际需要风量和上年度平均日产煤量作为计算依据，计算出每一通风系统的生产能力，然后对每一通风系统的生产能力进行累加。
用由里向外核算法核定时，需要对每一通风系统的掘工作面能力分别计算，然后对每一通风系统的生产能力进行累加。
此类煤矿由于其通风系统能力为每一系统通风能力之和，因此煤矿组织生产时，其每一系统的生产能力必须控制在通风系统能力范围之内，严禁超每一系统通风能力组织生产。
三、通风系统生产能力核定的计算及验证
该部分包括矿井用风地点的需风量计算、矿井通风能计算和矿井通风能力验证三部分内容。
公式计算比较明确，在此仅对一些与以往有变化的及需要强调的内容作重说明。
（一）通风系统能力核定参数选取原则。
正确选取有关参数是做好通风系统能力核定的关键，核定中使用的参数必须真实、可靠。
1、对核定中使用的经验数据（如上年度、同类型矿井），必须进行必要的验证，确保数据真实、可靠；
2、检测机构所测试的设备、设施必须与当前现场实际持一致；
3、现场实测的数据必须是在矿井正常生产的情况下测定的。
（二）重点条款说明。
1、第29条第1款有关胶轮车需要风量的计算。
Q胶轮车——井下采用胶轮车运输的矿井，尾气排放稀释需要的风量。
是因为胶轮车在井下运输时所排出的有害气体，影响井下空气质量，需要利用新鲜风流进行稀释。
在煤矿井下胶轮车配风标准尚未出台之前，可参考下式计算配风量：
Q胶轮车i=4×ni×Pi×ki×1.36（m3/min）
式中：
Q胶轮车i——第i个地点胶轮车尾气排放稀释需要的风量，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台胶轮车运输时，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的换算系数，lkW=1.36Hp。
2、第29条第1款关于矿井通风需风系数K的确定。
《标准》中规定，矿井通风需风系数K：
抽出式取1.15～1.20，压人式取1.25—1.30。
矿井通风需风系数主要考虑矿井内部漏风和配风不均衡等因素。
一般情况下：
低瓦斯矿井独立供风采掘工作面数量少于12个且最大通风流程小于l0000m时，抽出式取1.15，压人式取1.25。
否则抽出式取1.20，压人式取1.30。
高瓦斯矿井抽出式取1.20，压入式取1.30。
3、第29条第2款关于低瓦斯矿井不同采煤方式工作面所需的基本风量的计算。
Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/s）
此处的工作面控顶距为采煤工作面的平均控顶距，核定时取采煤工作面的最大控顶距和最小控顶距的平均值。
对于综采工作面，工作面控顶距×工作面实际采高=综采支架的断面积。
4、第29条第2款关于按回采工作面炸药量计算需要风量。
矿井回采工作面以炸药量为基础计算需风量时，每千克炸药供风≮25m3／min（硝酸铵炸药），则Q采>25A（m3／min）。
此公式仅适用于使用硝酸铵炸药的矿井计算需要风量，不适用于目前大多数使用乳化炸药的煤矿。
所以，使用乳化炸药的煤矿可以不进行此步计算。
5、第29条第3款关于掘进工作面需要风量的计算。
按局部通风机实际吸风量计算需要风量时，
岩巷掘进：
Q掘=Q扇×Ii+60×0.15S（m3／min）
煤巷掘进：
Q掘=Q扇×Ii+60×0.25S（m3/min）
式中：
Q掘——局部通风机实际吸风量，m3/min。
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外，还应保证局部通风机吸人口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于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，造成瓦斯积聚；
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
本条是关于掘进工作面按局部通风机实际吸风量计算需要风量的要求。
6、第29条第4款关于井下硐室需要风量计算。
应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算。
矿井井下不同硐室配风原则：
（1）井下爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量。
Q库=4V/60=0.07V（m3/min）
式中：
Q库——井下爆炸材料库需要风量，m3／min;
V——井下爆炸材料库的体积，m3；
大型爆破材料库不得小于100m3/min，中小型爆破材料库不得小于60m3/min。
（2）井下充电室应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。
Q充=200q
式中：
Q充——井下充电室需要风量，m3，/min;
q-充电室在充电时产生的氢气量，m3/min;
充电室供风量不得小于100m3/min。
（3）机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温。
①发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量进行计算：
Qri=3600×∑N×θ/（ρ×Cp×60×△t）
式中Qri——第i个机电硐室的需风量，m3/min;
∑N——机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率，kW；
θ——机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定，也可按表8-1选取；
ρ——空气密度，一般取1.20kg/m3；
Cp——空气的定压比热，一般可取1.0006kj/kg，K；
△t——机电硐室进、回风流的温度差，℃。
表8-1机电硐室发热系数（θ）
机电硐室名称
发热系数
空气压缩机房
0.15-0.18
水泵房
0.01一0.03
变电所、绞车房
0.02-0.04
②采区小型机电硐室，可按经验值确定需风量：
Qri=60～80m3/min
7、第29条第5款关于其他巷道风量计算中瓦斯涌出不均衡系数的选取。
K其通-瓦斯涌出不均衡系数，取1.2～1.3
在其他巷道计算风量时，
低瓦斯矿井的全岩巷道瓦斯涌出不均衡系数取1.2;
低瓦斯矿井煤巷、半煤岩及高瓦斯矿井的所有其他巷道，瓦斯涌出不均衡系数取1.3。
应当注意，井下各用风地点中，采煤、掘进工作面和峒室等应根据每个用风地点的实际条件逐个点进行计算，不允许只计算一处风量进行累加计算。
8、矿井通风能力核定计算。
（1）方法一：
总体计算法（产量在30万t/a以下矿井可使用）。
①公式一（较适用于低瓦斯矿井）主要规定了年产量低于30万t的低瓦斯矿井，平均日产吨煤需要风量q的计算方法。
q=Q,/A,（m3/min）
式中：
Q，——矿井上年度实际需要风量，m3/min；
矿井实际需要风量为矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室和其他用风巷道需要风量之和；
A,——矿井上年度平均日产煤量，t。
核定时，矿井上年度平均日产煤量应为上年度实际产量与矿井正常生产天数之比，如果上年度矿井有串联风和瓦斯超限应扣除此处的产量。
当煤层赋存条件发生变化，或技术改造移交时间短，或采煤工艺变化（如由分层开采变为一次采全高），或采煤机械化程度变化（如由炮采变为机采），导致煤矿生产情况发生较大变化时，可以用生产变化后核定前三个月的实际产量和实际需要风量，计算平均日产吨煤需要的风量。
但这种情况很少，使用时应特别注意。
②举例。
某矿井上年度产煤15万t，生产天数为330天。
但下半年因为矿井突水，造成有80天处于不正常生产状态，矿井前250天生产原煤12万t。
在这12万t中有一个掘进工作面与采煤工作面串联，此掘进工作面产量为2万t。
则矿井原煤日产量为Ad=（12-2）×10000/250=400t。
该矿井上年度总需要风量为2400m3/min，需要风量计算时矿井通风系数K=1.20。
矿井实际需要风量（各个用风地点实际需要风量的总和）为2000m3/min。
综上,该矿平均日产吨煤需要风量q=2000/400=5m3/t。
③公式二（较适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井）。
A=330Q进/（0.0926×104q相∑k）（万t/a）
式中：
Q进-矿井总进风量，m3/min;
0.0926-总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数；
q相---矿井瓦斯相对涌出量，m3/t;在通风能力核定时，当矿井有瓦斯抽放时，q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。
q相取值不小于10，小于10时按10计算。
∑k---综合系数；
∑k=k产.k瓦.k备.k漏，分别见表8-2。
表8-2∑k取值表
K值
概念
取值范围
备注
k产
矿井产量不均衡系数
（产量最高月平均日产量）/（年平均日产量）
k瓦
矿井瓦斯涌出不均衡系数
高瓦斯矿井不小于1.2，
突出矿井、冲击地压矿井不小于1.3
k备
备用工作面用风系数
K备=1.0+n备x0.05
n备—备用回采工作面个数
k漏
矿井内部漏风系数
（矿井总进风量年平均值）/（矿井有效风量年平均值）
本条是对年产量小于30万t的高瓦斯、突出矿井和有冲击地压矿井通风系统生产能力计算的规定。
（2）方法二：
由里向外核算法（适用于产量在30万t/a以上的矿井）。
根据矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量（包括按规定配备的备用工作面），计算出采掘工作面个数（按合理采掘比m1、m2），取当年度每个采掘工作面的产量，计算矿井通风能力。
A=∑A采i+∑A掘j（万t/a）
式中：
A采i---第i个回采工作面正常生产条件下的年产量，万t/a;
A掘i---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---回采工作面的数量，个；
m2---掘进工作面的数量，个；
m1、m2应符合理采掘比。
运用此公式时要注意：
①根据矿井各用风地点的需要风量，按照合理的采掘比（包括按规定配备的备用工作面），从矿井总进风量中合理分配，并考虑矿井通风系数，最后确定矿井各工作地点的个数。
②根据最后确定矿井各工作地点个数，计算矿井通风系统生产能力。
③mi、m2应符合合理采掘比。
举例：
某矿井总进风量为4426m3/min，矿井正常生产置3个回采工作面（一个12下煤、两个16煤工作面）、8个掘进工作面，7个独立通风硐室，矿井总需风量为4345.2m，/min，完全满足矿井安全、合理生产的要求。
矿井12下煤层厚度平均1.45m,16煤层平均厚度1.15m，煤层倾角0-5。
。
16煤层工作面采高1.15m，循环进尺1.1m。
12下煤层工作面采高1.45m，循环进尺1.2m。
矿井8个掘进工作面中，2个为全岩掘进，2个沿12下煤层掘进，巷道宽度3m，日掘进进尺3m。
4个沿16煤层掘进，巷道宽度3m，日掘进进尺3m。
则矿井通风能力为：
Pn=∑P采i+∑P掘j=P16采+P12采+P16掘+P12掘=L16采×h16采×r16采×b16采×n16采×N16采×C16采×a16采+L12采×h12采×r12采×b12采×n12采×N12采×
c12采×a12采+r16掘×S16掘×L16掘+r12掘×S12掘×L12掘=260×l.15×1.45×2.4×330×0.80×0.98×2+260×l.45×l.26×2.4×330×0.80×0.98×1+1.45×3.45×990×4+1.26×4.35×990×2=864022≈86.4（万t/a）
式中：
L采——回采工作面平均长度，L16采=260m，L12采=260m;h——回采工作面煤层平均采高，h16采=1.15m，h12采=1.45m;
r——回采工作面原煤视密度，r16采=1.26t/m3，r12采=1.45t/m3；
b——回采工作面正常生产平均日推进度（提供矿方正常生产日进尺的资料），
b16采=2.4m/d，b12采=2.4m/d，
n——年工作日数，取330d；
N——正规循环作业系数，%；根据采煤设备技术性能、生产组织和职工素质等因素确定，一般取0.8；
c——回采工作面回采率，取98%；
a——回采工作面平均个数，a16采=2个，a12采=1个；
r——掘进工作面原煤视密度，r16掘=1.26t/m3，r12掘=1.45t/m3；
S——巷道纯煤面积，S16掘=1.15m×3m=3.45m2，S12掘=1.45m×3m=4.35m2
L——巷道正常生产年总进尺，L16掘=330x3=990m，L12掘=330×3=990m;
a一掘进工作面平均个数，a16掘=4个，a12掘=2个。
应当注意，此处计算公式与采掘工作面能力计算公式一致，唯一区别是工作面的推进度不同。
采掘工作面生产能力核定中推进度为平均推进度，而通风系统生产能力核定中为正常生产时的推进度，不考虑地质、设备等因素的影响。
9、矿井通风能力验证。
《煤矿生产能力核定标准》第31条规定了矿井通风能力验证方法。
矿井通风能力要从矿井主要通风机性能、通风网络、用风地点的有效风量和矿井稀释瓦斯的能力等4个方面进行验证。
（1）矿井主要通风机性能的验证。
按照矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证，主要通风机实际运行工况点应处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。
同时应对矿井主要通风机进行现场检查。
（2）通风网络能力验证。
利用矿井通风阻力测定的结果对矿井通风网络进行验证，验证通风阻力是否与主要通风机性能相匹配（见表8-3），能否满足安全生产需要。
表8-3矿井风量、通风阻力合理匹配表
主要通风机
工作风量
（m3/min）
≤1000
1000-2000
2000-3000
3000-5000
5000-10000
>10000
通风系统
阻力值
（Pa）
≤500
≤1000
≤1500
≤2000
≤2500
≤3000
（3）用风地点有效风量验证。
采用采区有效风量验证用风地点的供风能力，核查矿井内各用风地点的有效风量是否满足风量需要，井巷中风流速度、温度应符合《煤矿安规程》规定。
（4）稀释瓦斯能力验证。
利用瓦斯鉴定结果以及矿井瓦斯安全监测仪器仪表检测的结果，验证矿井通风稀释排放瓦斯的能力，各地点瓦斯浓度应符合《煤矿安全规程》的有关规定。
四、矿井通风系统生产能力核定举例
该举例中通风概况描述不尽全面，应按照核定报告书的详细要求描述。
（一）矿井通风基本情况。
某矿井为立井多水平上下山和主贯穿石门分区式开拓，现有两个生产水平、一个延深水平：
-120m生产水平和-280m生产水平，-480m为延深水平。
-120m水平采用立井和中央石门贯穿上下组煤的开拓方式，
-280m水平采用暗斜井、水平大巷开拓，-120m水平和-280m水平之间采用上下山联络。
矿井通风方式为中央边界（抽出）式，新、老副井两个井筒进风，南翼风井、北翼风井回风，两风井通风系统相对独立。
北翼风井主备扇型号均为2K56–3No18型，配套电机号JSQ148-6，额定功率310kW，风机叶片安装角35度，上组煤总进风3619m3/min，总排风量3750m3/min，有效风量3256m3/min，计算需要风量3127m3/min，负压为1650Pa，等积孔为1.77m2。
南翼风井主备扇型号均为2K56–3No18型，配套电机号为JSQ148-6，额定功率为310kW，风机叶片安装角40度。
下组煤总进风量4706m3/min，总排风量4880m3/min，有效风量4172m3/min，计算需要风量3385m3/min，负压为1370Pa，等积孔为2.62m2。
矿井共安排4个采煤工作面，10个掘进工作面正常生产。
其中上组煤安排2个采煤工作面，4个掘进工作面。
下组煤安排2个采煤工作面，6个掘进工作面。
（二）矿井需要风量计算
根据《煤矿生产能力核定标准》第29条规定，经计算（过程略）各工作地点需要风量见表8-4。
表8-4各工作地点需要风量表
地点名称
需要风量
（m3/min）
备注
地点名称
需要风量
（m3/min）
备注
31205工作面
450
采煤面
31200皮带变电所
70
硐室
10804工作面
342
采煤面
31200变电所
200
硐室
31207下工作面
450
采煤面
8800车场
70
硐室
71006工作面
326
采煤面
81000车房
70
硐室
31209备用面
225
备用面
9600车房
70
硐室
3100运输上山
224
掘进面
8800变电所
150
硐室
3100轨道上山
224
掘进面
8600变电所
150
硐室
-280东大巷
263
掘进面
-280药库
86
药库
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