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通风能力核定报告资料

沙湾县东升煤炭有限责任公司

东升煤矿通风能力核定报告

二0一六年

会审签名表

会审单位及人员签字

生产技术科：

年月日

调度室：

年月日

机电科：

年月日

安检科：

年月日

企管科：

年月日

综合办：

年月日

机电矿长：

年月日

安全矿长：

年月日

生产矿长：

年月日

总工程师：

年月日

矿长：

年月日

目录

第一章矿井概况-1-

一、矿井概况-1-

二、井田位置及范围-1-

三、矿井开拓情况-3-

四、通风系统-4-

五、主要通风机情况-4-

六、瓦斯与二氧化碳情况-5-

七、瓦斯抽放情况-5-

八、安全监测监控系统-5-

九、煤质自燃倾向性及爆炸性-5-

第二章矿井需要风量计算-6-

一、矿井通风能力核定方法的选择-6-

二、矿井需要风量计算-6-

三、矿井总风量-15-

第三章矿井通风能力核算-16-

一、30万t/a以下矿井计算方法-16-

第四章矿井通风能力验证-18-

一、矿井主要通风机性能验证-18-

二、通风网络能力验证-18-

三、用风地点有效风量验证-18-

四、稀释瓦斯能力验证-18-

五、问题及建议-19-

第一章矿井概况

一、矿井概况

沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿原名“沙湾县苇子沟东升煤矿”，始建于2003年，2005年被列入自治区“十五”发展规划9万吨/年项目矿井。

2009年由陕西民营企业收购重组，改名为沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿，总投资1个亿，于2010年7月将矿井改扩建项目建设验收完成，2010年11月开始组织生产。

矿区内2005年底以前有多个小煤矿进行开采，在对小煤矿清理整顿过程中，逐步关闭了部分小煤矿。

原一号东井为现生产系统的副斜井。

二、井田位置及范围

沙湾县苇子沟煤矿位于沙湾县城161°方向直距50千米处的牛圈子牧场苇子沟一带，公路里程约70公里，行政区划隶属于沙湾县管辖。

井田地理坐标：

东经85°48′09″-85°49′25″，北纬43°54′18″-43°54′53″，中心地理坐标：

东经85°48′40″，北纬43°54′32″。

井田为一长方形，东西长1.8千米，南北宽1.0千米，面积1.8001平方千米。

本次勘查深度为+600米水平。

井田外部交通条件良好，自矿部向东约7千米长的简易砂石路连接石河子南山煤矿红沟分矿矿部，仅此段交通较差，由红沟煤矿矿部向北西方向15千米长的柏油路至紫泥泉子镇（151团场），由紫泥泉子镇向北40千米长柏油路与乌奎高速公路、312国道和北疆铁路相接，与312国道运距66千米，直距44千米，与北疆铁路运距61千米，直距39千米。

故矿区外部交通便利，而矿区内山高坡陡，施工、通行困难。

详见交通位置图。

矿区位于天山北麓中低山区，苇子沟中，山势陡峻，地貌形态为两山夹一沟，苇子沟夹在中间，两侧中低山中沟谷纵横、切割强烈，山势呈近东西走向，海拔高度1250-1515米，相对比高265米，总体地势南高北低、西高东低。

井田边界由4个拐点坐标连线圈定。

沙湾县东升煤矿拐点坐标一览表

拐点

54北京坐标

80西安坐标

X

Y

X

Y

S1

4865000.00

29403800.00

4864927.73

29403582.54

S2

4865000.00

29405500.00

4864927.73

29405382.54

S3

4864000.00

29405500.00

4863927.64

29405382.54

S4

4864000.00

29403800.00

4863927.73

29403582.54

拐点

54北京坐标

80西安坐标

东经

北纬

东经

北纬

S1

85°48′09″

43°54′53″

85°47′58.6474″

43°54′49.0428″

S2

85°49′25″

43°54′53″

85°49′19.3049″

43°54′49.8823″

S3

85°49′25″

43°54′18″

85°49′19.9439″

43°54′17.4860″

S4

85°48′09″

43°54′18″

85°47′59.2984″

43°54′16.6498″

三、矿井开拓情况

目前矿井采用主、副斜井开拓方式。

井田范围内共有3个井筒，即主斜井、副斜井和斜风井。

井下生产原煤通过主斜井的一对箕斗提升至地面生产系统。

主斜井：

井口坐标X=4864759.357，Y=29404584.32，Z=1326.882，井筒斜长330m，倾角33°，净断面12.24m2，料石砌碹支护，采用双箕斗提升，担负矿井提煤任务，井筒内敷设消防洒水管，作为矿井一个进风井，并兼作矿井的一个安全出口。

副斜井：

井口坐标X=4864309，Y=29404957.19，Z=1276.836，井筒斜长260m，倾角27°，净断面6.02m2，料石砌碹支护，采用单钩串车提升，担负矸石提升，运送设备、材料和人员任务。

井筒内敷设消防洒水管、排水管、动力、通讯电缆，并设置人行台阶和扶手，作矿井一个进风井，并兼作矿井的一个安全出口。

斜风井：

井口坐标X=4864717.03，Y=29404604.44，Z=1325.928，井筒斜长156m，倾角28°，净断面6.55m2，料石砌碹支护，担负矿井回风任务。

井筒内设置行人台阶及扶手，作为矿井一个安全出口。

四、通风系统

该矿采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法。

全井田布置3个井筒，其中2个进风井，分别为主斜井、副斜井，回风斜井。

回采工作面采用全负压通风，掘进工作面安装局扇风机，采用压入式通风，实现了双风机双电源自动切换。

矿井具有独立完整的通风系统，系统合理，各设施齐全可靠，具备通风能力核定的基本条件。

五、主要通风机情况

主要通风机型号FBCDZ№18，铭牌参数为：

风速Q22.2-58m3/s

全压H700-2600Pa

功率P2×75kw

最大转速980r/min

电机型号YBF315S-6，铭牌参数为：

功率：

2×75kw

电压：

380v

最大转速：

980r/min

实际其主要通风机叶片安装角度30°/25°，矿井总进风量为1350m3/min，总回风量为1420m3/min。

通风负压为564.343Pa，有效风量率87%，矿井通风等积孔A=1.25㎡，矿井通风难易程度为中等。

六、瓦斯与二氧化碳情况

矿井于2011年6月进行了瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，据此编写的《沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿瓦斯等级鉴定及二氧化碳测定报告》按照专家组审核意见进行了修改补充，基本符合《瓦斯等级鉴定规范》[AQ1025-2006]和《新疆维吾尔自治区矿井瓦斯等级鉴定指导意见》（新煤行管发[2008]180号）的要求。

专家组同意鉴定结果即：

矿井瓦斯相对瓦斯涌出量2.58m3/t，瓦斯绝对涌出量0.61m3/min；二氧化碳相对涌出量3.00m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.71m3/min，矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。

七、瓦斯抽放情况

根据矿井瓦斯等级鉴定批复，确定该矿为瓦斯矿井。

目前用通风方法可以合理解决瓦斯问题，故未设置瓦斯抽排系统。

八、安全监测监控系统

本矿现有一套KJ83N型安全监控系统和一套KJ236型井下人员定位子系统，2套系统均已通过国家的安全认证，具有煤安标志且井下设备属于本质安全型，可实现监测各种模拟量和开关量的参数，能对各种超限参数进行报警并完成相应的闭锁功能。

九、煤质自燃倾向性及爆炸性

本矿井共有B1、B2、B3、B4、B5-7、B8、B9、B12、B13、B14等10层煤，采取矿井10层煤20个自燃倾向样，根据实验结果B1、B4为不自燃煤层，B2、B5-7、B8为很易自燃煤层，B3、B9、B12、B13、B14为易自燃煤层。

井田共采集了B1、B2、B3、B4、B5-7、B8、B9、B12、B14、B15煤层的煤层爆炸样，其结果见下表。

主要煤层煤尘爆炸性成果表

煤层号

爆炸性试验

爆炸性

结论

焰长（mm）

岩粉量（%）

B1

300-400

70

有爆炸性

B2

200-300

75

有爆炸性

B3

300-400

（2）

55-85

70

（2）

有爆炸性

B4

300-400

75

有爆炸性

B5-7

＞400（4）

65-85

72.5（4）

有爆炸性

B8

＞400

75

有爆炸性

B9

100-300

（2）

55-75

65

（2）

有爆炸性

B12

＜100

（2）

45-55

50

（2）

有爆炸性

B14

>400

（2）

75-85

70

（2）

有爆炸性

B15

＞400

85

有爆炸性

第二章矿井需要风量计算

本次矿井通风能力核定，依据《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056—2008）进行。

一、矿井通风能力核定方法的选择

矿井通风能力核定有总体核算法和由里向外核算法两种方法计算。

总体核算法适用产量在30万t/a以下矿井使用，由里向外核算法适用产量在30万t/a及以上矿井使用。

为此本次矿井通风能力核定选择总体核算方法进行。

二、矿井需要风量计算

根据国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全生产监察局共同颁发的《煤矿生产能力能力核定标准》要求，按照下列公式核定通风能力。

Q矿≥（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q备＋∑Q其它）×K矿通（m3/min）

式中：

∑Q采----采煤工作面实际需要风量的总和；m3/min

∑Q掘----掘进工作面实际需要风量的总和；m3/min

∑Q硐----硐室实际需要风量的总和；m3/min

∑Q备----备用工作面实际需要风量的总和；m3/min

∑Q其它----矿井除了采、掘、开、硐室地点以外其他巷道需要风

量的总和；m3/min

K矿通----矿井通风系数（抽出式K矿通=1.15）。

（一）综采工作面需要风量计算

1）按工作面气象条件选择适宜的风速计算：

Q采=60·70％·V采温·S采·K采高·K采面长（m3/min）

Q=60×0.7×1.0×（2+1.5）÷2×2.5×1.2×0.8

=176.4m3/min

式中:

Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；

V采温——采煤工作面风速，风速取1.0m/s；

S采——采煤工作面的平均有效断面，按最大和最小有效断面的平均值计算控顶，㎡；

K采高——采煤工作面采高调整系数，采高为2.5，取1.2；

K采面长——采煤工作面长度调整系数，工作面长度15m，取0.8；

70％——有效通风断面系数。

K温——回采工作面温度与对应风速调整系数

回采工作面空气温度（℃）

采煤工作面风速（m/s）

<20

1.0

20～23

1.0～1.5

23～26

1.5～1.8

K采高——回采工作面采高调整系数

采高/m

<2.0

2.0～2.5

2.5～5.0及放顶煤面

系数（K采高）

1.0

1.1

1.2

K采面长——回采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

<15

0.8

15～80

0.8～0.9

80～120

1.0

120～150

1.1

150～180

1.2

>180

1.30～1.40

2）按瓦斯涌出量计算

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1%的要求计算：

Q采=100qch4×K采通（m3/min）

式中：

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；

qch4----工作面瓦斯绝对涌出量，回采工作面平均绝对CH4涌出量为0.28m3/min；

K采通----工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2。

Q采=100qch4×K采通

=100×0.28×1.2

=33.6m3/min

3）按照二氧化碳涌出量计算 

Q采=67qco2×k采通（m3/min）

 式中：

qco2—工作面绝对二氧化碳涌出量，回采工作面平均绝对CO2涌出量为0.32m3/min；

k采通—工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；

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。

Q采=67qco2×k采通

=67×0.32×1.2

=25.73m3/min

4）按炸药量计算

a）一级煤矿许用炸药

Q采≥25A采

b）二、三级煤矿许用炸药

Q采≥10A采

式中：

A采—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。

Q采=10x6

=60m3/min

5）按采煤工作面同时作业人数计算需要风量

Q采≥4N（m3/min）

式中:

N——工作面最多人数，取10人。

Q采=4×10=40m3/min

6）按风速进行验算

取上述结果的取大值，Q采取176.4m3/min。

60×0.25S

式中:

S——工作面最大和最小断面积，5m2、3.75m2。

按最低风速验算：

Q采≥60×0.25×5＝75m3/min

按最高风速验算：

Q采≤60×4×3.75＝900m3/min

经验算Q采=176.4m3/min符合规定，故∑Q采=176.4m3/min。

（二）掘进工作面需要风量计算

每个掘进工作面实际需要风量，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。

1）按照瓦斯涌出量计算：

Q掘=100·q掘·k掘通（m3/min）

式中:

q掘—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量为0.12m3/min；

k掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.2；

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。

 Q掘=100·q掘·K掘通

=100×0.12×1.2

=14.4m3/min

2）按照二氧化碳涌出量计算

Q掘=67q掘×k掘通（m3/min）

 式中：

q掘—掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量，掘进工作面平均绝对CO2涌出量为0.07m3/min；

k掘通—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；

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。

Q掘=67q掘×k掘通

=67×0.07×1.2

=5.63m3/min

3）按炸药量计算

a）一级煤矿许用炸药

Q掘≥25A掘（m3/min）

b）二、三级煤矿许用炸药

Q掘≥10A掘（m3/min）

式中：

A掘—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。

Q掘=10x3

=30m3/min

4）按局部通风机实际吸风量计算

掘进巷为煤巷：

Q掘=Q扇×I+60×0.25S（m3/min）

式中：

Q掘—掘进工作面实际需要的风量m3/min；

Q扇—局部通风机实际吸风量240m3/min；

I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台；

0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

S—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积。

故：

Q掘=Q扇×I+60×0.25S

=160×1+（60×0.25×6）

=250m3/min

5）按工作人员数量计算

Q掘≥4N（m3/min）

式中：

N—掘进工作面同时工作的最多人数14人（交接班时）；

4—每人需风量m3/min。

故：

Q掘=4×14

=56m3/min

6）按风速进行验算

取上述结果的取大值，Q掘取250m3/min。

60×0.25S

式中:

S——掘进工作面净断面积，取6m2。

60×0.25×6

90m3/min

故：

掘进面的全风压实际需风量为250m3/min。

我矿现有+1200mB13掘进工作面与+1210mB13掘进工作面，故

∑Q掘=250×2＝500m3/min。

（三）井下硐室需要风量计算

Q硐=3600×ΣW×θ/（ρ×Cρ×60×Δt）（m3/min）

式中：

Q硐—机电硐室供风量，m3/min；

ΣW—机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率（按全年中最大值计算），kw；

θ—机电硐室发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转的实际发热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定，也可按查表，变电所为Q=0.02—0.04；

ρ—空气密度，一般取ρ=1.2kg/m3；

Cρ—空气的定压热，一般可取Cρ=1.000KJ/kg×k；

Δt—机电硐室进回风流的温度差，取5℃；

3600—热功当量1kwh=3600KJ。

Q硐=3600×500×0.02/（1.2×1×60×5）

=100m3/min

机电硐室发热系数（θ）表

机电硐室名称

发热系数

空气压缩机房

0.20～0.23

水泵房

0.01～0.03

变电所、绞车房

0.02～0.04

机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风；采区小型机电硐室，按经验值确定需要风量；选取硐室风量，应保证机电硐室温度不超过30℃，其他硐室温度不超过26℃。

（四）其它硐室实际需要风量计算

其它用风地点：

避险硐室配风量为40m3/min；

主井井底煤仓配风量为40m3/min。

∑Q硐室＝100+40+40=180m3/min

（五）其他用风巷道实际需风量计算

1）按瓦斯涌出量计算

Q=133qrg×Krg（m³/min）

式中：

qrg—其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m³/min；

Krg—其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2～1.3；

133—其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。

2）按风速验算

Qrc≥60×0.15Src（m³/min）

式中：

Qrc—一般用风巷道实际需要风量，m³/min；

Src—一般用风巷道净断面积，㎡；

0.15—一般巷道允许的最低风速，m/s；

其他用风巷道计算结果见下表

其他巷道用风量表

序号

巷道

名称

瓦斯涌出量

m³/min

巷道断面

㎡

风量

m³/min

备注

1

+1163m集中运输巷

0

10.5

94.5

2

轨道上山

0

4.5

40.5

3

+1163mB9运输巷

0

5.5

49.5

合计

184.5

三、矿井总风量

将采、掘、硐室、其它的风量数据代入计算公式，得:

Q矿=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q备＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通

=（176.4+500+180+184.5）×1.15

=1197m3/min

式中:

∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，176.4m3/min；

∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，500m3/min；

∑Q硐——井下硐室实际需要风量的总和，180m3/min；

∑Q其他——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他井巷需风量的总和，184.5m3/min；

K矿通——矿井通风系数，抽出式取1.15～1.20。

第三章矿井通风能力核算

一、30万t/a以下矿井计算方法

1）计算公式（适用于低瓦斯矿井）

Apc=330×10-4×（Qai÷qra×Kva）（万t/a）

式中：

Apc—矿井初步计算的通风能力，万t/a；

Qai—矿井总进风量，m3/min，矿井实际进风量应满足矿井的总需要风量,按核定时矿井总进风量计算；

qra—平均日产吨煤需要的风量，m3/t·min；

kva—低瓦斯矿井通风能力系数；

330—矿井年工作日。

Apc=330×10-4×（1350/2.5×1.3）

=12.5万t/a

2）平均日产吨煤需要风量的计算

qra=Qra/A（m³/t·min）

式中:

Qra—矿井上年度实际需要风量,m3/min；

A—矿井上年度平均日产煤量，t。

a）参数选取和计算时，首先应对上年度矿井供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价，对上年度生产安排的合理性进行必要的分析与评价，对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正，并应考虑近3年矿井生产情况和通风系统的变化，取其合理值;如果由于地质构造、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），生产变化很大时，可以用生产变化后核定前三个月的矿井实际产量和矿井实际需要风量，计算平均日产吨煤需要的风量。

b）矿井上年度因风量不足发生通防事故的，平均日产吨煤需要的风量增加10%～20%。

qra=1350÷540=2.5m³/t·min

3）k能—矿井通风能力系数选取

矿井通风能力系数取1.30～1.50。

当矿井等积孔小于1m2时，k取1.50；矿井等积孔小于2m2且大于1m2时，k取1.40；矿井等积孔大于2m2时，k取1.30。

4）能力确定

矿井通风系统生产能力实际为12.5万吨，核定矿井通风系统生产能力为12万吨，满足9万t/a生产能力。

第四章矿井通风能力验证

一、矿井主要通风机性能验证

矿井主要通风机型号为FBCDZ№18/75×2型对旋轴流式通风机，配套电机为YBFe315S-6型电机（N=75kWn=980r/min）。

其中1台工作，1台备用，每台风机配2台电动机。

每台风机的主要参数为：

风量22.2m3/s～58m3/s，负压范围700Pa～2600Pa。

与风机配套的电机选用YBFe315S-6型防爆电机，其主要参数为：

N=75kWU=380/660Vn=980r/min

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，能够满足矿井安全生产的需要。

二、通风网络能力验证

矿井通风网络符合《煤矿安全规程》，采掘工作面通风系统完善、合理，不存在不符合规定的角联通风、扩散通风、采空区通风等。

通风网络能力能够满足生产安全和要求。

利用矿井通风阻力测定的结果对矿井通风网络进行验证，验证通风阻力与主要通风机性能相匹配，能否满足安全生产实际需要。

三、用风地点有效风量验证

矿井有效风量率不低于85%，矿井内各用风地点的有效风量满足需要风量，井巷中风流速度、温度符合《煤矿安全规程》规定。

四、稀释瓦斯能力验证

矿井绝对瓦斯涌出量为0.61m3/min，矿井总供风量为1215m3/min，则此时矿井瓦斯浓度为0.61/1215=0.05%＜0.75%，符合《煤矿安全规程》要求，另外从矿井实际瓦斯检查结果看，正常供风的情况下，未出现瓦斯超限现象。

五、问题及建议

为保证矿井通风连