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” 。为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，对矿井生产系统进行矿井通风能力核定。
一、核定的目的及指导思想
1、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。
2、杜绝超通风能力生产现象和超负荷运转。
3、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
1、安监总煤字（2005）42号文件关于《煤矿通风能力核定（试行）》 2、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”。
3、矿井通风系统图及测风记录等相关资料。 4、煤矿安全规程（2011年）。
- 1 -
5、贵州省能源局黔能源发（2010）40号文件“关于对遵义市煤炭局《关于请求对<习水县XX煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告>进行审批的报告》的批复”。
6、《20123综采工作面回采作业规程》、《22226运输巷掘进作业规程》、《22226回风巷掘进作业规程》、《2015东翼大巷掘进作业规程》。
7、其他相关规定。
- 2 -
第一章 矿井概况
一、交通位置
XX煤矿位于习水县城以西,直距6km,属XX镇和XX乡管辖。地理坐标：东经106°08′30″～106°11′00″，北纬28°18′15″～28°19′15″。
省道S302(梨园坝—赤水)从矿区以北通过，距习水县城运距18km，距习水电厂25km，距合江县长江码头里程 120km，距遵义市红花岗区里程250km，交通方便。
二、地形地貌
矿区处于云贵高原北端向四川盆地南部过渡的斜坡地带，属大娄山系和长江流域赤水河水系。区内最高海拔1522.00m(楠木桥)，最低海拔1100m(K2岩溶洼地)，高差422.00m；为浅切割的低中山风化剥蚀——溶蚀地貌。区内山高谷深，地层展布蜿蜒起伏，山脉走向由东向西呈波状延伸，山脊走向与沟谷展布并列相间,其北部地势较低而开阔，南部高而陡峻，为浅切割低中山地形，多以圆顶及平顶山峰形成垄岗谷地地貌景观。
三、河流
XX矿区处于长江流域赤水河水系支流黄金河与临江河的补给
- 3 -
区,本区无较大的地表水体,仅见雨源型小溪较发育,绝大部份小溪向北面的木楠坝小溪汇集,流量20～100l/s ,形成伏流渗入地下,向北排泄于黄金河；南东及南面的小溪水与地下水主要向深部岩溶管道汇集，向南排泄，于临江河形成地表迳流，然后注入长江支流赤水河。
四、气候
本区属北亚热带湿润型季风气候，降雨量充沛，冬无严寒，夏无酷暑。据习水县气象局统计资料，年平均气温13.1℃，极端最高气温34.4℃，极端最低气温-8.3℃；多年平均降雨量1137.8mm，日最大降雨量178.8mm,雨季多集中在5～10月；年平均相对湿度85%。全年多为西风，平均风速1.5m/s。
五、地震
根据《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）规定，本区地震烈度为Ⅵ度。
六、矿井邻近煤矿及小窑情况
XX煤矿各可采煤层均为隐伏煤层，从未开采，仅在XX背斜轴部位出露的龙潭组上部地层中有一老窑，开采C5之上一薄煤层，开采时间为上世纪七十年代，终因煤层太薄而停采，因年代久远已无法调查。在采掘过程中应严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，同时留设足够的防水煤柱，以保证生产安全。
- 4 -
七、矿区水源、电源及通信情况 1、水源条件
经现场调查了解，该矿井范围内水系不甚发育，主要水源有： （1）熊洞泉水
熊洞处泉水（地面标高约1145.000）位于副斜井井口西北面，枯季最小流量为0.017m3/s，即1468.80m3/d。该水源无污染，水质较好，作该矿井生产、生活消防用水水源需消毒处理。
熊洞处泉水距矿井副斜井井口直线距离约1.0km，距矿井副斜井井口西北面600m3生活、消防调节水池（池底标高1200.000）直线距离约650m。
（2）井下水
根据相关专业资料，该矿井井下正常排水量为63m3/h，最大排水量为297m3/h，经混凝沉淀处理消毒后，主要作该矿井井下生产用水水源，不足部分井下生产用水由该矿井生活、消防用水水源（熊洞处泉水）补给。
2、电源
XX煤矿位于贵州省东北部的习水县东皇镇木栏坝村附近，在该矿井东面8公里处有习水110kV变电所，主变容量为31.5MVA+10MVA ，习水110kV变电源来自习水电厂的两回110KV线路和桐梓220KV变的一回110KV线路，该变35KV、10KV侧均可提供供电间隔，为该矿生产、生活用电提供保障。
- 5 -
3、通讯
根据习水县通信网的现状，本片区已形成了较完善的通信网，其通信系统均已实现程控化，具备将全片区的行政通信系统纳入公用网的条件。供行政办公使用的电话可纳入习水县通信支局，通信支局接入电信公共本地网。
八、煤层开采技术条件 1、瓦斯
根据《XX煤矿2014年矿井瓦斯涌出量测定报告》：矿井相对瓦斯涌出量为9.677m3/t，绝对瓦斯涌出量为17.721m3/min，相对二氧化碳涌出量为1.393m3/t，绝对二氧化碳涌出量为2.55m3/min。矿井瓦斯等级鉴定为突出矿井。
2、地温
根据勘探地质报告，最高井温在ZK1103为28.4℃,处于微温环境，总体上区内均无地热高温异常。
3、煤尘爆炸性
根据贵州煤矿矿用安全产品检验中心2013年12月12日提交的《贵州煤矿矿用安全产品检验中心煤层自燃倾向性鉴定报告》及贵州省地质矿产中心实验室2010年11月25日提交的《贵州省习水县XX煤矿煤层爆炸性及自燃发火倾向性鉴定报告》结论：C12、C8、C5煤层均无爆炸性。
4、煤的自燃倾向性
- 6 -
根据贵州煤矿矿用安全产品检验中心2013年12月12日提交的《贵州煤矿矿用安全产品检验中心煤层自燃倾向性鉴定报告》及贵州省地质矿产中心实验室2010年11月25日提交的《贵州省习水县XX煤矿煤层爆炸性及自燃发火倾向性鉴定报告》，煤炭自燃倾向等级鉴定结果见下表：
煤炭自燃倾向等级鉴定报告表
工业分析（%） 煤层号 水份Mad 0.70 3.02 1.68 灰分Ad 16.15 15.92 27.16 挥发分Vdaf 7.99 9.12 12.54 全硫St.d% 0.52 2.03 3.06 煤吸氧量3Cm/g干煤 0 1.08 0.86 自燃倾向分类 Ⅲ类 Ⅰ类 Ⅱ类 C5 C8 C12 根据以上鉴定结结果：C12煤层自燃发火倾向鉴定为Ⅱ类自然煤层；C8煤层自燃发火倾向鉴定为Ⅰ类易自然煤层；C5煤层自燃发火倾向鉴定为Ⅲ类不易自然煤层。
5、煤与瓦斯突出危险性
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年11月提交的《XX煤矿C5、C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定及瓦斯赋存参数测定研究报告》，XX煤矿C5、C8煤层为突出煤层.C5煤层在+1140m标高以上，埋深在140m以上区域无煤与瓦斯突出危险;C8煤层在+1140m标高以上，埋深在130m以上区域无煤与瓦斯突出危险；C12煤层在+1115m标高以上，埋深在135m以上区域无煤与瓦斯突出危险。
根据煤炭科学研究总院安全检测中心2014年8月30日提交的《习水县东皇镇XX煤矿一采区西翼C12煤层区域煤与瓦斯突出危险性鉴定
- 7 -
报告》，XX煤矿一采区西翼在鉴定范围+999m标高以上由下述拐点圈定的鉴定区域内无煤与瓦斯突出危险，拐点坐标如下：
①（X=3133078,Y=35612028）②（X=3132810,Y=35612150） ③（X=3133314,Y=35613349）④（X=3133661,Y=35613380）
根据2015年矿井采掘布置：20123综采工作面及上覆C5、C8煤层在鉴定范围内，无煤与瓦斯突出危险。准备工作面22226工作面C12煤层在鉴定范围内，无煤与瓦斯突出危险。上覆C8、C5煤层超过鉴定范围，有煤与瓦斯突出危险。
九、井田范围、开拓及开采情况 1、井田范围
根据国土部门划定的开采范围，矿区范围由以下8个拐点坐标依次连线圈定而成。矿区面积6.2294km2，开采深度为+1300—750m标高。
井田境界拐点坐标表
拐点编号 1 2 3 4 5 6 7 8 X Y 3134062.938 3134074.538 3134536.338 3134564.038 3133178.538 3133162.638 3132700.838 3132677.438 356111894.3 35613120.43 35613116.03 35615976.73 35615990.33 35614355.43 35614359.83 35611907.43 2、开拓情况
矿井采用斜井开拓，主斜井、副斜井布置在煤层顶板长兴灰岩内，
- 8 -
运输上山、轨道上山、回风斜井布置在顶板长兴灰岩内。石门揭穿煤层布置采煤工作面进行回采。2015年矿井布置一个采煤工作面20123综采工作面、二个煤巷掘进工作面22226运输巷、22226回风巷、一个岩巷掘进工作面2015东翼大巷。
3、开采情况
在矿区范围内，现所采煤层为C12煤层。2015年采煤工作面为20123综采工作面，工作面走向长870m、倾斜长140m。工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。
- 9 -
第二章 矿井通风核定
一、通风方式和通风系统
1、通风方式：矿井的通风方式为分区抽出式机械通风。 2、通风系统：2015年采掘布置情况：一个回采工作面：20123回采工作面；二个煤巷掘进工作面：22226运输巷掘进工作面和22226回风巷掘进工作面；一个岩巷掘进工作面：2015东翼大巷。具体通风线路为：
（1）20123回采工作面
新鲜风流→主斜井（副斜井）→运输上山（轨道上山）→111轨道石门→20123运输巷→20123回采工作面→20123回风巷→101回风石门→一区段总回风石门→回风斜井→地面。
（2）22226运输巷掘进工作面
新鲜风流→主斜井（副斜井）→井底车场→2015运输石门→局部通风机→22226运输巷掘进工作面→142回风道→回风斜井→地面。
（3）22226回风巷掘进工作面
新鲜风流→主斜井（副斜井）→轨道上山（运输上山）→三区段车场→局部通风机→22226回风巷掘进工作面→132运输石门回风道→回风斜井→地面。
（4）2015东翼大巷掘进工作面
新鲜风流→主斜井（副斜井）→井底车场→局部通风机→2015东翼大巷掘进工作面→2015石门回风道→回风斜井→地面。
- 10 -
二、风井数目、位置、服务范围及时间
矿井走向长3.156km。走向上划分为二个采区，矿井以一个采区达产，布置2个进风井，即主斜井和副斜井；一个回风井，即回风斜井。主、副斜井井口位于矿区北部中央，回风斜井位于矿区南部中央。主、副斜井服务于整个井田，服务时间与矿区服务年限相同。回风斜井服务于一、三采区，服务时间约19年。
三、通风设施及构筑物布置
1、主要通风机：在回风斜井井口地面场地安装2台型号为FBCDZ54-6-No18防爆对旋式轴流通风机，选用YBFe315L1-6，110kW，380V型矿用防爆电动机。一台工作，一台备用。
2、局部通风机
（1）在2015东翼大巷安设2台型号为FBD No 6.3/2×30局部通风机，供风地点为22226运输巷掘进工作面。
（2）在井底车场安设2台型号为FBD No 7.1/2×30局部通风机，供风地点为2015东翼大巷掘进工作面。
（3）在三区车场安设2台型号为FBD No 6.3/2×30局部通风机，供风地点为22226回风巷掘进工作面。
3、井下通风构筑物
井下通风构筑物主要为防突风门、调节风门和密闭（挡风墙），详见通风系统图。
- 11 -
四、矿井需风量计算
(一)、按最大班下井人数计算 Q=4×N×K
式中：4—每人需风量m3/min；
N—最大班下井人数，138人； K—风量备用系数，取1.2。
计算得：Q=4×138×1.2=662.4m3/min。 （二）、按矿井各需风地点实际需风量计算 Q矿井=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它）×K矿通 式中：∑Q采—采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量总和，m3/min； ∑硐—硐室实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q其它—矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需
要进行通风的风量总和，m3/min；
K矿通—风量备用系数，取1.2。
1、20123回采工作面需风量计算 （1）、按工作面瓦斯涌出量计算
根据10121采煤工作面瓦斯涌出情况，预计20123回采工作面绝对瓦斯涌出量为17.87m3/min，以70%的抽放率计算，预计20123回采工作面的风排瓦斯量为5.36m3/min。故20123回采工作面需风量为：
Qcf=100×qcg×Kcg=100×5.36×1.6=857.6m3/min
- 12 -
式中：qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，抽放矿井的瓦斯涌出量应扣除瓦斯抽放量进行计算；
Kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。
（见表1）
表1 各种采煤工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
采煤工作面采煤方式 机采工作面 炮采工作面 水采工作面 采煤工作面风速/m•s 1.2～1.6 1.4～2.0 2.0～3.0 -1（2）、按工作面温度计算
Qcf=60×Vcf×Scf×Kcl
式中：Qcf—采煤工作面实际需要的风量，m3/s；
Vcf—采煤工作面的风速，m/s；根据《煤矿安全规程》规
定，极限风速4m/s，按18℃～20℃风温取1.0m/s ；（见表2）
Scf—采煤工作面的平均有效通风断面积，m2；
Kcl—采煤工作面长度调整系数，本矿工作面长度平均为
140m，取Kcl=1.1；（见表3）
60—单位换算产生的系数；
根据经验公式S=4.13×(M-0.3),M为煤厚，采高为2.2m，平均有效断面为7.8m2。
Qcf＝60×1.0×7.8×1.1＝515m3/min 表2 采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速/m•s -1 - 13 -
<15 15～18 18～20 20～23 23～26 0.3～0.5 0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 表3 采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度/m <15 50～80 80～120 120～150 150～180 >180 工作面长度风量系数Kcl 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.30～1.40 （3）、按最大班出勤人数计算：
Qcf＝4×Ncf＝4×30＝120（m3/min） 式中：Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，30人；
4—每人需风量，m3/min。
经以上计算分析，Qmax＝{857.6、515、120}＝857.6m3/min。
（4）、按风速验算：
按《煤矿安全规程》规定综采和综放工作面的最小风量应满足：
Qcf≥60×0.5Scs＝60×0.25×7.8＝117m3/min 按《煤矿安全规程》规定的最大风量应满足：
Qcf≤60×4 Scs＝60×4×7.8＝1872 m3/min 其中 Scs＝7.8m2为综采工作面的平均断面积； 故：117<857.6<1872m3/min满足要求；
根据相关规定，综采工作面风量必须≥1200m3/min，故20123采煤工作面需风量按1200m3/min计算。
根据贵州省人民政府办公厅文件《省人民政府办公厅关于加强煤
- 14 -
矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见（黔府办发[2008]83号）》：矿井采掘工作面回风流中的瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业。工作面回风流瓦斯浓度为5.36/857.6×100%=0.63%，经验算，工作面风量满足回风流瓦斯浓度要求。
2、22226运输巷掘进工作面需风量的计算 （1)、按瓦斯涌出量计算 根据公式Q=100×q×k
式中：q—掘进工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量，取1.48m3/min；
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.2～2.0，取值K=2.0。
故，Q=100×1.48×2.0=296m3/min。 (2)、按同时工作最多人数计算： Q＝4×N＝4×25＝100 m3/min 式中：N—交接班时最多人数，25人；
4—每人每分钟需风量，m3/min。 (3)、按炸药使用量计算：
按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：
Q掘＝Aj·500/t
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取19.5kg； t—通风时间，取30min；
- 15 -
Q掘＝19.5×500÷30＝325m3/min
经以上计算分析，Qmax＝{296、100、325}＝325m3/min。 (4)、按风速验算：
按《煤矿安全规程》规定有瓦斯涌出的煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最小风量应满足：
Q掘≥60×0.25S掘＝60×0.25×12.15＝182.25m3/min； 按《煤矿安全规程》规定掘进工作面的最大风量应满足：
Q掘≤60×4S掘＝60×4×12.15＝2916m3/min；
式中：S掘—工作面的断面积，12.15m2；
所得风量满足182.25<325<2916m3/min的通风要求。 (5)、按漏风系数计算：
P=1÷（1-L÷100×P100） =1÷（1-1400÷100×1.5%） =1.26
式中：P100—百米漏风率，参照表4取P100=1.5%； L—风筒长度，L=1400m；
表4 柔性通风的百米漏风率
通风距离/m L100/% ＜200 ＜15 200-500 ＜10 500-1000 ＜3 1000-2000 ＜2 ＞2000 ＜1.5 Q扇=P×Q=1.26×325=410m3/min 则风机的吸风量为410m3/min。
(6)、按局部通风机台数和型号的额定吸风量总和计算：
- 16 -
Q掘= QI×kf
式中：QI—掘进面局部通风机额定风量（380～620）m3/min，型号FBD№6.3/2*30；
kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷
中无瓦斯涌出时，取1.15。
故：Q＝620×1.15＝713m3/min
为了保证局部通风机不发生循环风，防止局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，除了保证局部通风机吸风量外，还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风道之间的最低风速要求。
即：Q掘=Q+9S
=620+9×14=746 m3/min
式中：S—局部通风机安装位置为岩巷，巷道净断面积为14m2。根据贵州省人民政府办公厅文件《省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见（黔府办发[2008]83号）》：矿井采掘工作面回风流中的瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业。工作面回风流瓦斯浓度为1.48/380×100%=0.39%，经验算，工作面风量满足回风流瓦斯浓度要求。
3、22226回风巷掘工作面需风量计算 (1)、按瓦斯涌出量计算 根据公式Q=100×q×k
式中：q—掘进工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量，取
- 17 -
1.51m3/min；
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.2～2.0，取值K=2.0。
故，Q=100×1.51×2.0=302m3/min。 (2)、按同时工作最多人数计算： Q＝4×N＝4×25＝100 m3/min 式中：N—交接班时最多人数，25人；
4—每人每分钟需风量，m3/min。 (3)、按炸药使用量计算：
按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：
Q掘＝Aj·500/t
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取19.5kg； t—通风时间，取30min； Q掘＝19.5×500÷30＝325m3/min
经以上计算分析，Qmax＝{302、100、325}＝325m3/min。 (4)、按风速验算：
按《煤矿安全规程》规定有瓦斯涌出的煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最小风量应满足：
Q掘≥60×0.25S掘＝60×0.25×10.26＝153.9m3/min； 按《煤矿安全规程》规定掘进工作面的最大风量应满足：
Q掘≤60×4S掘＝60×4×10.26＝2462.4m3/min；
- 18 -
式中：S掘—工作面的断面积，10.26m2；
所得风量满足153.9<325<2462.4m3/min的通风要求。 (5)、按漏风系数计算：
P=1÷（1-L÷100×P100） =1÷（1-1400÷100×1.5%） =1.26
式中：P100—百米漏风率，参照表4取P100=1.5%； L—风筒长度，L=1400m；
表4 柔性通风的百米漏风率
通风距离/m L100/% ＜200 ＜15 200-500 ＜10 500-1000 ＜3 1000-2000 ＜2 ＞2000 ＜1.5 Q扇=P×Q=1.26×325=410m3/min 则风机的吸风量为410m3/min。
(6)、按局部通风机台数和型号的额定吸风量总和计算：
Q掘= QI×kf
式中：QI—掘进面局部通风机额定风量（380～620）m3/min，型号FBD№6.3/2*30；
kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷
中无瓦斯涌出时，取1.15。
故：Q＝620×1.15＝713m3/min
为了保证局部通风机不发生循环风，防止局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，除了保证
- 19 -
局部通风机吸风量外，还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风道之间的最低风速要求。
即：Q掘=Q+9S
=620+9×8=692 m3/min
式中：S—局部通风机安装位置为岩巷，巷道净断面积为8m2。根据贵州省人民政府办公厅文件《省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见（黔府办发[2008]83号）》：矿井采掘工作面回风流中的瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业。工作面回风流瓦斯浓度为1.51/380×100%=0.40%，经验算，工作面风量满足回风流瓦斯浓度要求。
4、2015东翼大巷掘进工作面需风量计算 (1)、按瓦斯涌出量计算 根据公式Q=100×q×k
式中：q—掘进工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量，取0.92m3/min；
K—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.2～2.0，取值K=2.0。
故，Q=100×0.92×2.0=184m3/min。 (2)、按同时工作最多人数计算： Q＝4×N＝4×25＝100 m3/min 式中：N—交接班时最多人数，25人；
4—每人每分钟需风量，m3/min。
- 20 -
(3)、按炸药使用量计算：
按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：
Q掘＝Aj·500/t
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取19.5kg； t—通风时间，取30min； Q掘＝19.5×500÷30＝325m3/min
经以上计算分析，Qmax＝{184、100、325}＝325m3/min。 (4)、按风速验算：
根据《煤矿安全规程》规定：岩巷掘进工作面的最小风量应满足以下要求：
Q掘≥60×0.15S掘＝60×0.15×13.39＝120.51m3/min； 按《煤矿安全规程》规定掘进工作面的最大风量应满足：
Q掘≤60×4S掘＝60×4×13.39＝3213.6m3/min；
式中：S掘—工作面的断面积，13.39m2；
所得风量满足120.51<325<3213.6m3/min的通风要求。 (5)、按漏风系数计算：
P=1÷（1-L÷100×P100） =1÷（1-1400÷100×1.5%） =1.26
式中：P100—百米漏风率，参照表4取P100=1.5%； L—风筒长度，L=1400m；
- 21 -
表4 柔性通风的百米漏风率
通风距离/m L100/% ＜200 ＜15 200-500 ＜10 500-1000 ＜3 1000-2000 ＜2 ＞2000 ＜1.5 Q扇=P×Q=1.26×325=410m3/min 则风机的吸风量为410m3/min。
(6)、按局部通风机台数和型号的额定吸风量总和计算：
Q掘= QI×kf
式中：QI—掘进面局部通风机额定风量（340～625）m3/min，型号FBD№7.1/2*30；
kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷
中无瓦斯涌出时，取1.15。
故：Q＝625×1.15＝719m3/min
为了保证局部通风机不发生循环风，防止局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，除了保证局部通风机吸风量外，还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风道之间的最低风速要求。
即：Q掘=Q+9S
=625+9×14=751 m3/min
式中：S—局部通风机安装位置为岩巷，巷道净断面积为14m2。根据贵州省人民政府办公厅文件《省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见（黔府办发[2008]83号）》：矿井采掘工作面回风流中的瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业。工作
- 22 -
面回风流瓦斯浓度为0.92/340×100%=0.27%，经验算，工作面风量满足回风流瓦斯浓度要求。
5、硐室需风量计算 (1)、中央变电所及泵房
中央变电所及泵房配风量取经验值240m3/min。 (2)、采区变电所
采区变电所配给风量取经验值120 m3/min。 (3)、轨道上山绞车房
轨道上山绞车房配风量取经验值120 m3/min。 (4)、井底炸药库（未使用）
井底炸药库风量取经验值120m3/min。 6、其它地点供风量
矿井其他巷道用风地点有：121回风石门、井底煤仓回风道、2015东翼大巷、101运输石门、131运输石门、111轨道上山措施巷、111轨道石门联络巷、101运输石门、101运输石门挡风墙。上述地点均无瓦斯涌出。按巷道最低风速计算风量。
(1)、121回风石门配风量：Q=9×8.5=76.5m3/min。 (2)、井底煤仓回风道配风量：Q=9×6=54m3/min。 (3)、111轨道上山措施巷配风量：Q=9×6=54m3/min。 (4)、111轨道石门联络巷配风量：Q=9×6=54m3/min。
- 23 -
(5)、131运输石门配风量：Q=9×8=72m3/min。 （6）、101运输石门配风量：Q=9×6=54m3/min。 （7）、101运输石门挡风墙配风量：Q=9×6=54m3/min。
∑Q其它=76.5+54+54+54+72+54+54=418.5m3/min。 （三）、矿井总需风量
矿井风量 Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通 式中：
∑Q采—采煤工作面所需风量，根据上述计算为m3/min； ∑Q掘—掘进工作面所需风量之和m3/min ∑Q硐—各独立供风硐室所需风量之和 m3/min； ∑Q其它—其它行人和维护巷道所需风量之和m3/min； K矿—矿井通风系数，取K矿=1.2； 式中：
Q=（1200+975+240+418.5）×1.2 =3400.2m3/min
从上述结果看，全矿井需风量为3400.2m3/min，而矿井总进风实测风量为3928m3/min，满足矿井生产要求。
五、矿井风压、等积孔计算
矿井通风阻力采用下列公式进行计算：
h＝α·p·L.Q2/s3
式中：h－矿井负压； α－通风阻力系数；
- 24 -
p－巷道净周长，m； L－巷道长度，m； S－巷道净断面，m2； Q－通风巷道的风量，m3/s。
根据《2014年矿井通风阻力测定报告》：矿井通风阻力为546.44Pa。则：矿井等积孔计算为： A＝1.189Q/hmax
式中：A—矿井等积孔，m2； Q—矿井总风量，m3/s； Hmax—困难时期负压，Pa。
矿井通风困难时期等积孔：
A＝1.189×Q/hmax＝1.189×65.5/546.441/2＝3.28m2>2 可见，矿井为小阻力矿井。 六、通风机设备、功率复核
1、主要通风机为运城市安运风机有限公司生产的FBCDZ54-6-No18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2400-4200m3/min，转速960r/min，负压172-2403Pa，配套电机型号为YBFe315L1-6，功率为110kw。
2、局部通风机型号为FBD No6.3/2×30型矿用防爆轴流式通风机，数量四台，电动机功率为30kw，吸风量为380-620m³/min。FBD No7.1/2×30型矿用防爆轴流式通风机二台，电动机功率为30kw，吸风量为340-625m³/min。
- 25 -
七、矿井通风能力核定
本矿为煤与瓦斯突出矿井。矿井设计生产能力为30万吨/a。故按下列公式计算：
P=（Q×350）/（0.0926×q×∑k×104） 式中：P—通风能力，万t/a； Q—矿井总进风量，m³/min；
0.0926—总回风巷按瓦斯浓度不超过0.75%核算为单位分
钟的常数；
q—矿井相对瓦斯涌出量，m³/t； ∑k—综合系数。
（1）矿井总进风量；
经过实测矿井总进风量为3928m3/min ，经过计算，矿井实际需风量为3400.2m3/min，取Q=3928 m3/min。
（2）矿井相对瓦斯涌出量
根据《2014年矿井瓦斯涌出量测定报告》结论：矿井相对瓦斯涌出量为9.677m3/t。
（3）矿井综合系数 ∑k=K产. K瓦.K备.K漏
式中：∑k—综合系数；
K产—矿井产量不均衡系数，产量最高月平均日产量/均日产量取K产=2000/1000=2.0；
K瓦—矿井瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；
- 26 -
K备—备用工作面用风系数，无备用工作面取1； 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取
K漏=3928/3400.2=1.15；
故∑k =2.0×1.2×1×1.15=2.76
故：P=（Q×350）/（0.0926×q×∑k×104）
=（3928×350）/（0.0926×9.677×2.76×104） =55.59万t/a
根据以上计算，该矿的通风能力能满足55.59万t/a的生产规模。矿井设计生产能力为30万吨/a，不会超通风能力生产。
八、矿井通风能力验证
1、20123综采工作面供风量为1200m3／min，大于实际需风量857.6 m3／min,可满足工作面需风要求。
2、22226运输巷掘进工作面供风的两台局扇安设处的风量为710m3
／min，大于工作面供风的供风量325m3／min，满足生产要求。
3、22226回风巷掘进工作面供风的两台局扇安设处的风量为1519 m3／min，大于工作面供风的供风量325m3／min，满足生产要求。
4、2015东翼大巷掘进工作面供风的两台局扇安设处的风量为720 m3／min，大于工作面供风的供风量325 m3／min，满足生产要求。
5、矿井总进风量为3928 m3／min，大于目前正常生产情况下的需风量3400.2m3／min，满足生产要求。
- 27 -
6、主扇提供的吸风量为4200m3／min，实测总回风量为3933m3／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
通过核定矿井的通风能力，矿井的供风能力可达55.59万吨/a的井型，满足矿井现30万吨/a的井型。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、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。
3、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。
4、加强矿井的通风基础数据的收集整理工作。
5、严格矿井测风制度，掌握风量的动态变化，以便加强通风管理。 6、做好对瓦斯的监测监控工作，严查瓦斯检查员空班漏检。 7、做好防尘工作，防止瓦斯煤尘积聚。
8、严格电气设备管理，确保入井的电气设备无失爆现象。
- 28 -
9、当采掘关系发生变化时，应根据具体情况，按各采掘地点的实际需风量进行调节分配。
10、加强各采面及掘进头的风量分配管理工作，确保各采掘地点有足够的风量。
11、排放瓦斯前，必须指定严格的排放瓦斯措施，并认真贯彻执行。
12、加强瓦斯检查员的培训以及复训工作，确保有足够合格的瓦斯检查员。
13、严格瓦斯检查制度，要求井下各采掘地点有瓦斯检查员跟班作业。
14、严格自查自纠制度，加强井下瓦斯管理，技术处理积聚瓦斯，杜绝瓦斯超限作业。
附件：XX煤矿通风系统图
- 29 -
木担坝煤矿通风系统示意图
5A6 通风系统示意图- 30 -
因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容