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矿井通风能力核定报告

参加矿井通风能力核定人员名单

序号

姓名

单位

职称

1

2

3

4

5

6

目录

前言┄┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈1

第一章矿井概况┄┈┈┈┈┈┈┈┄┈┈┈┈┈┈┈┈3

第二章矿井通风核定┄┈┈┈┈┈┈┈┄┈┈┈┈┈┈6

第三章核定的目的，今后的建议┄┈┈┈┈┈┈┈┄┈17

附：

1、矿井通风系统布置图

2、矿井通风能力核定表

3、矿井通风汇总表

4、矿井证照一览表

前言

为认真贯彻落实国务院第81次常务会议提出的“以风定产”等煤矿瓦斯治理措施，按照国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会联合下发的安监总煤字[2004]2544号关于印发（煤矿生产能力的若干规定）的通知，各煤矿每年要进行一次通风能力核定工作，并根据核定的通风能力科学合理地组织生产，严禁超通风能力生产。

预防瓦斯事故的发生，依据安监总煤矿字（2005）42号文件有关规定，受盘县洒基镇五排煤矿的委托，我公司（六盘水市纪源煤炭技术咨询有限公司）为该矿做2005年度的矿井通风能力核定报告。

一、核定的目的及指导思想

（一）坚持以风定产，根据《安全生产法》、《煤矿安全规程》的相关规定，并结合设计方案及《安全专篇》等确定矿井原煤生产规模。

（二）杜绝超通风能力生产现象和超负荷运转。

（三）优化通风系统和通风设施，减少漏风，提高有效风量，改善井下空气及气候条件，预防事故发生。

二、核定依据

（一）安监总煤字（2005）42号文件关于《煤矿通风能力核定（试行）》

（二）贵州省煤炭管理局黔煤规定（2005）129号文件“关于开展煤矿通风能力核定工作”。

（三）盘县洒基五排煤矿委托《六盘水市纪源煤炭技术咨询有限公司》为该每矿进行通风能力核定的委托书。

（四）洒基五排煤矿提供的锦旗实测通风系统图及测风记录等相关资料。

（五）煤矿安全规程（2004年）。

（六）省煤炭管理局批复的洒基五排煤矿2004年度瓦斯及二氧化碳等级鉴定报告。

本矿属技改（3万吨改6万吨）矿井，此次仅对原生产系统进行矿井通风能力核定。

第一章矿井概况

一、交通位置

洒基五排煤矿位于盘县洒基新厂村萝嘎境内，属盘县煤田的土城一、二井田。

2001年1月简易投产，年设计能力3万吨，井田内有两（河）水（城）线通过，矿井距盘县洒基镇1.2公里，距盘县电厂12公里，距小云尚火车站6.5公里，盘县至洒基公路从本矿北部外围经过，且通水城，水柏铁路松河火车站距本矿8公里，区内交通运输十分方便。

二、地形地貌

井田内为山区地势，山形走向跟地层走向基本一致，地形南高北低，南部山势较陡，滑坡较为严重，沟谷较发育，第四系地层覆盖较广。

区内最高点为+2062.94米，最低点为+1825米，相对高差为237.94米。

走向长250米，倾斜宽200米，矿井面积约0.05平方公里，属于斜井开拓。

三、河流

井田内无河流，各地层均有泉点出露，其流量大小受大气降水影响。

井田内沟谷发育，呈数枝状分布。

雨后山间沟溪流量大，暴雨后有山洪发生，枯季流量小或干枯。

四、气候

本区气候温和湿润，属于严热带高原性季风气候，全年雨量充沛，最大风速为15米/秒，风向主要为东南风。

日最高气温34℃，日最低气温-6.6℃，冰冻期为12月和元月，年平均降水量为1389.5mm，年平均湿度为74%。

五、地震

据贵州省环保厅、黔城设通发（1992）230号文件《关于公布贵州省地震烈度新区规则的通知》，本区地震烈度为Ⅵ度。

六、矿井邻近煤矿及小窑情况

井田内现已无小窑开采，但在井田煤层露头浅部曾有小窑开采过，因小窑停采时间较长，已经跨落封闭，无法调查。

虽矿方已掌握部分巷道布置数据，但在施工过程中，必须加强探放水工作以及制定掘穿老空区应采取的相应措施，确保生产安全。

七、矿区水源、电源及通信情况

（一）该矿饮用水来自矿区附近的泉水，工作用水也来自处理后的矿井水和泉水，矿井在地面修建有高位水池，作为主要水源。

总之，该矿水源丰富，可满足矿井水需要。

（二）矿井主供电源为两回路电源供电，电源引自土城矿6KV变电所，经双回路高压输电线路到该矿100KV变压器变压后使用。

（三）该矿对外通讯用程控电话和移动通信网对外联系，通讯较为方便。

井下电话设置矿用防爆电话，具体设置地点是生产调度室、井底车场、工作面运输巷及运输石门和掘进工作面等处。

八、煤层开采技术条件

（一）瓦斯

根据原一二九地质队在精查勘探时，期对所有的可煤层都进进行了煤层瓦斯含量的实验，据实验结果，算出煤层的自然瓦斯含量+1500水平以上为7.2米³/吨,为可燃物,故将此块段定为高瓦斯块段，尤其12#煤层瓦斯含量更大。

其绝对瓦斯涌出量为1.07m3/min。

，相对瓦斯涌出量为15.12m3/min。

矿井绝对二氧化碳涌出量为0m3/min,相对二氧化碳涌出量为0m3/min。

（二）地温：

井田内无地温异常现象，属于地温正常矿井。

（三）煤尘爆炸性：

原精查勘探过程中对全区范围内采取19个点作了爆炸性试验,结果表明：

火焰长度为＞5—500毫米，岩粉量50—70%，水分0.62%mad，灰分13.16%ad，挥发分26.25%vdaf，抑制煤层爆炸最低盐分量80%，焦渣特征为6，确定该块段内的各煤层其煤尘都具有爆炸危险性。

（四）煤的自燃倾向性：

该矿段内煤层有自燃发火性，自燃发火期为9~12个月，其自燃倾向分类为二类，Ⅱ级自燃矿井。

（五）煤与瓦斯突出危险性：

该矿自建矿以来从未发生过煤与瓦斯突出现象，临近矿井也从未发生过，但是，由于煤尘瓦斯含量较高，瓦斯涌出量大，随着开采深度的增加，必须加强煤与瓦斯突出防治工作。

九、井田范围、开拓及开采情况

（一）井田范围：

根据国土部门划定的开采范围，矿井井田由以下五个拐点坐标依次连线圈定而成：

拐点：

XY

1、2883270.0035455260.00

2、2883820.0035455850.00

3、2883825.0035456290.00

4、2883200.0035455820.00

5、2883150.0035455440.00

其范围为走向长250米，倾斜宽200米，矿井面积约0.05平方公里。

（二）开拓情况：

矿井开拓方式为斜井开拓揭穿各煤层，在矿井12#煤层+1768水平布置1203回采工作面回采，在+1780水平布置1712运输巷掘进工作面及1712回风巷掘进工作面准备下一个回采工作面。

（三）开采情况：

本矿现开采12#煤层，在水平布置1203回采工作面回采，采面用单体液压支柱支护，最大控顶距4.2米，最小控顶距3.2米，采用3—4排控顶，柱距800mm，排距1000mm；采用全部垮落法管理顶板，密集柱切顶，当周期来压或顶板破碎时在顶排加打丛柱，必要时设木垛加强支护。

工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，全部垮落法管理顶板。

第二章矿井通风核定

一、通风系统和通风方式

（一）通风系统：

有一个回采工作面即1203回采工作面；二个掘进工作面即1712运输巷掘进工作面和1712回风巷掘进工作面。

具体通风线路为：

1）1203回采工作面：

新鲜风流→主斜井井口→主斜井→井底车场→12#层运输大巷→12#层暗斜井→1203运输巷→1203采面→1203回风巷→12#层回风斜巷→12#层总回风巷→总回风巷→总回风上山→运行主扇→地面。

2）1712运输巷掘进工作面：

新鲜风流→主斜井井口→主斜井→井底车场→15#层运输巷→17#运输石门→1712运输巷→1712运输巷掘进迎头→1712运输巷→1712外切眼→1712回风巷回风绕道→17#层回风石门→15#层运输巷→总回风巷→总回风上山→运行主扇→地面。

3）1712回风巷掘进工作面：

新鲜风流→主斜井井口→主斜井→井底车场→15#层运输巷→17#运输石门→1712运输巷→1712回风巷掘进迎头→1712回风巷→1712回风巷回风绕道→17#层回风石门→15#层运输巷→总回风巷→总回风上山→运行主扇→地面。

（二）通风方式：

矿井的通风方式为边界式；通风方法为边界抽出式通风。

二、风井数目、位置、服务范围及时间

风井数目：

该矿井只有一个回风井口数，从主斜井井口进风，总回风上山回风。

其风井口坐标位置为：

X=2883400；Y=35455918；井口标高为+1871m；

服务范围是作为全矿井的总回风之用，服务年限11.43年。

三、井下通风设施及构筑物布置

（一）井下通风设施

1、1712运输巷掘进迎头使用型号为YBT52—2，功率为11kw，吸风量为177m³/min，局扇安设位置：

X=2883230；Y=35455750；

2、1712回风巷掘进迎头使用型号为YBT52—2，功率为11kw，吸风量为177m³/min，局扇安设位置：

X=2883235；Y=35455754；

具体见通风系统图。

（二）井下通风构筑物

1、井下通风构筑物主要为调节风门和永久风门。

（1）总回风巷与井底车场间有两道永久风门，

（2）1712外切眼调节风门

2、其通风构筑物详见通风系统图

四、需风量、风压、等积孔

（一）矿井需风量

按各菜、掘工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算

Q矿井≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它）×K矿通（m3/min）

1、2#层1203回采工作面风量计算：

（按《煤矿安全规程》（2001年版）执行说明进行计算）

（1）按稀释瓦斯计算：

Q采=100×q采×KCH4

=100×1.47×1.07=157.29m³/min

（2）按工作面温度选择适宜的风速计算

Q采=60×v1采×s采=60×0.8×7.4=355.2m³/min

（3）按采面同时作业的最多人数计算：

Q采=4×N×K

=4×30×1.35＝162m³/min

（4）按炸药消耗量计算：

Q采=25×A

=25×6=150m³/min

（5）按风速进行验算：

根据以上计算，取最大值355.2m³/min为采面的供风量。

V2采=Q采/60S=355.2/（60×7.4）=0.8m/s

即：

0.25m/s＜V采=0.8m/s＜4m/S符合风速要求。

综上所述，该矿1203回采工作面最大需风量355.2m³/min，实际供风量365m³/min，满足生产要求。

式中：

q采—回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，（取1.47m3/min，该值为2004年瓦斯等级鉴定报告中CH4的平均绝对瓦斯涌出量）。

kCH4—一采面瓦斯涌出量不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值：

即1.47/1.37=1.07）。

v1采—采煤工作面风速，m/s（回采工作面空气温度小于18。

C时，工作面风速应为0.9m/s，本矿井现工作面空气温度小于18。

C，故取0.9m/s；

s采—采煤工作面的平均断面积，采面3—4排控顶，最到控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，采高2m，则采面平均断面积7.4m2；

N—工作面同时工作的最多人，取30人；

K—风量备用系数，取1.35；

25—每公斤炸药爆破后应供给的最低风量，m3/min、公斤；

A—井下一次性爆破炸药的最大用量，6kg；

2、掘进工作面需风量的计算

掘进工作面需风量的计算与回采工作面需风量的计算方法相同。

17#层1712运输巷掘进工作面需风量计算

（1）按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×K掘通

=100×（0.01×168×0.2231）×（0.01×168×0.65）/（0.01×168×0.2231）

=109m³/min

（2）按炸药量计算

Q=25×A=25×1.8=45m³/min

（3）按同时作业的人数计算

Q=4×N×K=4×15×1.35=81m³/min

（4）按一台局部扇风机的实际吸风量计算

煤巷掘进：

Q掘=Q扇×Ii+15s=177+15×3.24=226m³/min

（5）按风速进行验算（分岩巷、煤巷、半煤岩巷分别进行验算）：

本矿井17#层属于煤巷掘进。

V掘=Q掘/60S=355.2/（60×3.24）=1.82m/s，符合通风要求。

综上所述，该矿每个掘进头所需风量226m³/min，全矿井共二个掘进工作面，即1712回风巷和1712运输巷掘进工作面，两个掘进工作面所配备的两台局扇型号完全相同，所以供需风量为226×2=452m³/min。

而两台局扇位置的实际风量为484m³/min，满足供风要求。

其中：

Q掘—一个掘进工作面需要的风量，m³/min；

q掘——掘进工作面回风流中的瓦斯（或二氧化碳）的绝对瓦斯涌出量q掘=（0.01×168×0.2231）m³/min；

K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数，（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值（0.01×168×0.65）/（0.01×168×0.2231）；

S—掘进工作面的平均面积，（上宽1.4米，下宽2.2米，中高1.8米，S均=3.24m2；

N—掘进工作面同时工作的最多人数N=15人；

A—一掘进工作面一次爆破使用最大炸药量，1.8公斤；

Ii—一掘进工作面同时通风局部通风机台数，取1台；

V掘—掘进工作面的风速，m/s；

3、硐室所需风量

该矿井井下机电硐室较分散，且设备负荷不大，绝大多数电气设备均设置于巷道较宽处，故未设机电硐室，而其它小硐室靠扩散风流变能解决，井下只考虑水仓和绞车硐室所需风量，据日常测定结果，水仓每分钟只需25—30m³/min的风量；

Q水仓=100×qCH4×K=100×0.25×1.3=32.5m³/min

绞车硐室风量实测得70m³/min

根据以上计算，全矿井的实际需风量为：

Q矿井=∑Q采+∑Q掘+∑Q其它

=355.2+2×226+32.5+70

=909.7（m3/min）=15.16m3/s；

从上述结果看，全矿井只需风量为909.7（m3/min），而矿井实测总进风量为960（m3/min），总回风量为1100（m3/min），满足生产要求。

（二）该矿井风压、等积孔

1、依据设计规范，小型煤矿只计算矿井通风困难时期的阻力。

根据各用风地点风流分配计算1203回采工作面接替时期的通风负压以及1712运输巷和1712回风巷掘进头等的通风负压，由于本矿均用木梯形棚支护，其计算如下：

总风压h、总风阻R等积孔Ａ

（1）h1=0.0025×450×8.2×189.5/4.23=23.62Pa；

R1=（0.0025×450×8.2）/4.23=0.1245kg/m7

（2）巷道突然扩大：

h1-2=（S2/S1-1）2×v22/2×1.25

=（7/4-1）2×2.12/2×1.25=0.158Pa；

R1-2=h1－2/Q2＝0.158/13.72=0.0018kg/m7

（3）风流分岔：

h2-4和h2-3

h2-3=1.1×1.25×（4.12-2×4.1×1.219cos53。

+1.2192）/2

=0.9226Pa；

R2-3=h2-3/Q2=0.9266/33.06=0.028kg/m7

h2-4=1.1×1.25×（4.12-2×4.1×1.219+1.2192）

=0.58124Pa；

R2-4=h2-4/Q22-4＝0.5812/65.6=0.0089kg/m7

（4）h3-5=（0.002×95×8×8.12）/4.13=1.447Pa；

R3-5=（0.002×95×8）/4.13=0.022kg/m7

h5-6=（0.002×31×8×8.12）/4.13=0.472Pa；

R5-6=（0.002×31×8）/4.13=0.0072kg/m7

h6-7=（0.002×50×7.2×4.82）/3.22=1.62Pa；

R6-7=（0.002×50×7.2）/3.22=0.0219kg/m7

h7-8=（0.002×70×7.2×8.12）/3.23=6.458Pa；

R7-8=（0.002×70×7.2）/3.23=0.30768kg/m7

h8-9=（0.002×90×8×8.12）/3.23=9.15Pa；

R8-9=（0.002×90×8）/3.23=0.0439kg/m7

（5）h4-10=（0.0017×45×8×4.582）/4.13=0.186Pa；

R4-10=（0.0017×45×8）/4.13=0.0089kg/m7

h10-11=（0.0017×125×8×4.582）/4.13=0.517Pa；

R10-11=（0.0017×125×8）/4.13=0.0246kg/m7

h11-12=（0.002×50×8×4.582）/4.13=0.22Pa；

R11-12=（0.002×50×8）/4.13=0.0116kg/m7

h12-13=（0.0017×125×8×4.582）/4.13=0.517Pa；

R12-13=（0.0017×125×8）/4.13=0.0246kg/m7

h13-14=（0.0017×50×8×4.582）/3.23=0.435Pa；

R13-14=（0.0017×50×8）/3.23=0.02075kg/m7

h14-15=（0.0017×90×8×4.942）/4.13=0.911Pa；

R14-15=（0.0017×90×8）/4.13=0.01778kg/m7

h15-16=（0.004×425×8×14.662）/4.23=39.45Pa；；

R15-16=（0.004×425×8）/4.23=0.183kg/m7

则矿井总风阻R为

R=R1+R1-2+R2-3+R2-4+R3-5+R5-6+R6-7+R7-8+R8-9+R4-10+R10-11

+R11-12+R12-13+R13-14+R14-15+R15-16=1.41035kg/m7

矿井总风压h阻=h1+h1-2+h2-3+h2-4+h3-5+h5-6+h6-7+h7-8+h8-9+h4-10+h10-11+h11-12+h12-13+h13-14+h14-15+h15-16

=23.62+0.158+0.9226+0.58124+1.447+0.472+1.62+6.458+9.15+

1.186+0.517+0.22+0.517+0.435+0.911+39.45

=86.665Pa=8.84mmH2O

2、该矿井的通风等积孔As１=（0.38Q）/（h阻１／２）=

＝（０.３８×13.77）／8.84１／２

＝1.938ｍ２；

矿井最没困难时期的负压根据该矿2004年由六盘水市煤矿设计所提供的安全专篇得知矿井最困难时期的总阻力h阻大及等积孔A难为：

h阻大=33.04mmH2O

A难=（0.38Q）/33.041/2=（0.38×16.54）/33.041/2=1.09m2

该矿井等积孔1＜A难＜2，属中阻力矿井。

五、通风机设备、功率复核

（一）主要通风机为江西省萍乡锐通风机厂生产的BK60—NO10型矿用防爆轴流式通风机，数量为2台，其中一台工作，一台备用，工作风量为708~1272m3/min，负压360~1580Pa，于2002年7月生产；配套电机型号均为Y225M—6，功率30kw，转速800r/min，于2002年9月生产。

（二）局部通风机为湖南煤机厂生产的局扇型号为YBT52

—2型矿用防爆轴流式通风机，数量四台，其中，两台工作，两台备用，电动机功率为11kw，吸风量为177m³/min。

六、矿井通风能力核定

（一）相关数据的确定

由于该矿为高瓦斯矿井，根据规定采用高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井计算公式：

P=（Q入×350）/（0.0926×q2×∑k×104）

取用的参数：

1、矿井总进风量（Q）；

经过实测矿井总进风量为960m3/min，经过计算，矿井实际需风量为909.7m3/min，

Q入—矿井总回风量，取1100ｍ３／ｍｉｎ。

2、矿井相对瓦斯涌出量

根据该矿2004年瓦斯等级鉴定报告结果并经贵州省煤炭管理局批复，该矿相对瓦斯涌出量为15.12m3/t；

3、矿井综合系数

∑k=K产.K瓦.K备.K漏=1.19×1.2×1.14=1.63，取1.6；

∑k—综合系数；

其中：

K产—矿井产量不均衡系数，

K产的取值范围：

产量最高月平均日产量/年平均日产量=320/268.5=1.19；

K瓦—矿井瓦斯涌出不均衡系数，高瓦斯矿井不小于1.2

K备—备用工作面用风系数（无备用工作面）；

K漏—矿井内部漏风系数，矿井总进风量/矿井有效风量年平均值960/（960-960×10%）=1.14（漏风按10%）；

4、煤矿上半年平均日产量

上半年洒基五排煤矿出煤48268吨，平均日产吨煤268吨（按180天计算）。

5、日产吨煤需风量ｍ３／ｍｉｎ。

按总回风瓦斯不超过0.75%计算：

q=（q相×10K）/（0.75×60×24）=0.0926×q相K

=0.0926×15.12×1.35=1.89ｍ３／ｍｉｎ。

q—R日产吨煤所需风量ｍ３／ｍｉｎ。

q相—相对瓦斯涌出量，15.12ｍ３／ｍｉｎ。

K—通风备用系数，根据矿井实际取1.35；

P—矿井通风能力，万ｔ／ａ；

（三）计算公式及方法

该矿井为高瓦斯矿井，根据安监总字（2005）42号文件规定，采用公式：

P=（Q×350）/（0.0926×q×∑k×104）

=（926×350）/（0.0926×15.12×1.6×104）

=11.9（万ｔ／ａ）；

根据以上计算，该矿的通风能力能满足11.9.9万ｔ／ａ的生产规模。

该矿2004生产计划为6万吨，不会超通风能力生产。

七、矿井通风能力验证

（一）工作面供风量为365ｍ３／ｍｉｎ，大于实际需风量355.2ｍ３／ｍｉｎ可满足供风要求。

（二）掘进工作面供风的两台局扇安设处的风量为484ｍ３／ｍｉｎ，大于两掘进供风的需风量2×226=452ｍ３／ｍｉｎ，满足生产要求。

（三）矿井总有效风量为960-960×0.95=912ｍ３／ｍｉｎ，大于目前正常生产情况下的需风量909.7ｍ３／ｍｉｎ，满足生产要求。

（四）主扇提供的最大风量（总回风量）为1272ｍ３／ｍｉｎ，实测总进风量为1100ｍ３／ｍｉｎ，，能满足生产要求，不会超通风能力生产。

第三章今后的建议

今后的建议：

通过核定矿井的通风能力，矿井的供风能力可达12万吨/年的井型，满足该矿现6万吨/年的井型，但也存在不足，总回风巷巷道断面偏小，弯道多，造成矿井通风阻力增大，主要通风机的效率降低。

建议在今后的通风管理中，完善以下几个方面的工作：

1、合理布局，减少巷道的数量，尽量减少巷道弯度多的情况；

2、完善矿井巷修计划，加大巷修力度；

3、通风设施要按矿井质量标准化的要求进行施工，尽可能的降低矿井内外部漏风率，提高矿井的有效风量；

4、加大对对矿井通风设施的巡查力度和维修力度，以确保矿井通风系统的稳定。

5、加强矿井的通风基础数据的收集整理工作；

6、严格矿井测风制度，掌握风量的