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(新标准)矿 井 通 风 能 力 核 定


矿 井 通 风 能 力 核 定
一、矿井通风概况
矿井通风方式为中央边界式,通风方法为抽出式,新、老副井两个井 筒进风,老副井净直径4.5 米,新副井净直径6.0 米;上、下组煤两座风 井回风,上组煤风井直径3 米,垂深87.54 米,下组煤风井直径4 米,垂 深83 米。 矿井通风系统合理,矿井采用两个进风井(老、新副井)进风,两个回 风井(上、下组煤风井)

回风;老副井主要服务于上组煤-120m 水平的六采 区、-400m 水平的八采区,新副井主要服务于下组煤-280m 水平的西三、 西四、东三采区及-480m 水平延深的西五采区,上、下组煤分别有独立的 回风系统,故矿井上、下组煤通风系统相对独立;矿井各采区内无不符合 《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风,各用风地点无 角联通风线路,进回风线路干、支清晰,通风网络合理、稳定。 2009 年 8 月矿井总进风量 7983m /min, 总排风量 8376m /min, 计算需要风量 7573m /min,矿井有效风量 7335m /min,有效风量 率 87.6%; 其中: 上组煤总进风 2440m /min, 总排风量 2558m /min, 有效风量 2233m /min,计算需要风量 2342m /min;下组煤总进风 量 5543m /min,总排风量 5818m /min,有效风量 5102m /min,计 算需要风量 5231m /min。 矿井分三个水平开采, 第一水平为-120m 水平(现生产水平), 第二水平为-280m 水平(现生产水平);为提高矿井提升及抗灾能 力,矿井于 1997 年进行了技术改造,矿内施工一座新副井(立 井),井底标高为-280m,第三水平为-480m 水平,即矿井下组煤 主要延深水平,现正在开拓施工。
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矿井及生产采区实现了分区通风, 无风量不足的生产作业地 点,2009 年 8 月全矿井共有生产采区 6 个,其中:上组煤 2 个 生产采区(1 个生产,1 个准备),布置有 1 个采煤工作面,4 个 掘进工作面,5 个机电硐室, 1 个井下爆炸材料库,1 个其它工 作地点;下组煤 6 个采区(3 个生产,2 个准备,1 个开拓),布 置有 2 个采煤工作面,1 个备用工作面,8 个掘进工作面,5 个 机电硐室,1 个井下爆炸材料库,3 个其它工作地点。 历年瓦斯鉴定均为低瓦斯、低二氧化碳矿井,2009 年鉴定 结果为:矿井CH4绝对涌出量为1.05m /min,CH4相对涌出量为0.47m /t, CO2绝对涌出量为20.73m /min,CO2相对涌出量为9.18m /t。 上组煤(单电机,双风叶)风井主、备通风机型号均为 2K56-3№18 型,配套电机型号 JSQ148-6,额定功率 310kW,风机叶片安装角 35 (南) °~45°(北) 下组煤原有风机及配套电机于上组煤相同, ; 2008 年矿井对下组煤风机进行了更换,现下组煤(双电机,双风叶)主、备 通风机均为 BDK-8-№24 型, 配套电机型号为 YBF560S1-8, 额定功率为 2 ×250kW,风机叶片安装角 25°(靠反风道侧)~30°(靠电机侧) ;上 组煤风井采用反风道反风,下组煤风井采用风机反转反风。 曹庄煤矿于 2009 年 4 月,由山东省煤碳技术服务公司对矿 井上、下组煤主通风机进行了扇风机性能鉴定,4 台风机均具有 良好的运转性能,符合稳定性运转的条件,其运转工况点均在稳 定工作区。2009 年 5 月委托山东省煤碳技术服务公司进行了矿 井通风阻力测定。 矿井负压上组煤为 1421Pa,下组煤为 1715Pa。 矿井通风等积孔为4.12m ,其中:上组煤为1.34m ,下组煤为2.78m ;
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矿井通风最大流程上组煤为 4420m,下组煤为 6450m;全矿井同时最多工 作人数880 人。 截止 2007 年底,矿井累计探明资源储量 11200.1 万 t,保有资源 储量 6854.8 万 t,基础储量 4491.1 万 t,资源量 2363.7 万 t,可采储 量 2250.4 万 t。 矿井 2008 年生产原煤 115 万吨,矿井设计能力为 60 万吨, 经改扩建后核定生产能力为 120 万吨。

二、矿井需要风量计算
(一)矿井需要风量计算原则 根据《煤矿生产能力核定标准》AQ 1056—2008 要求:对矿 井需要风量进行计算, 2009 年 8 月全矿井共布置有 4 个采煤工 作面, 14 个掘进作工作面,13 个机电硐室,2 个井下爆炸材料 库,4 个其它工作地点。 (二)采煤工作面需要风量计算 全矿井采煤工作面实际需要风量为:

∑Qcf =Qcf1+Qcf2+Qcf3+Qcf4
=403+323+229.3+229.3 =1184.6(m /min) 单个采煤工作面需要风量的计算公式为:
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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 4 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,m; 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 ;
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70%—有效通风断面系数; 60—为单位换算产生的系数 K 采高—回采工作面采高调整系数表
采高(m) 系数(K 采高) <2.0 1.0 2.0~2.5 1.1 1.5 表2 2.5~5.0 及放顶面

K 采面长—回采工作面长度调整系数表
回采工作面长度(m) 长度调整系数(K 采面长) 80~150 1.0 150~200 1.0~1.3

表3 >200 1.3~1.5

K 温—回采工作面温度与对应风速调整系数表
回采工作面空气温度(℃) <20 20~23 23~26 采煤工作面风速(m/s) 1.0 1.0~1.5 1.5~1.8 1.0 1.00~1.10 1.10~1.25

表4

配风调整系数(K 温)

据此,每个采煤工作面需要风量计算如下:

一、 31200 煤柱工作面需要风量
(1)、基本参数
工作面长 (米) 95 二氧化碳涌出量 采煤方法 (m3/min) 0.77 机采 作人数 25 度(℃) 20 消耗量(Kg) 2.45 采高 (米) 2.4 最大控顶距 最小控顶距 (米) 4.65 (米) 3.65 平均控顶距 (米) 4.15 瓦斯涌出量 (m3/min) 0

每班最多工 工作面环境温 一次乳化炸药

(2)、计算 每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量 和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、 风速和人数等规定
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分别进行计算,然后取其中最大值。 ①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl =60×0.7×1.0×8.72×1.1×1.0 =403(m /min) 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 4 中选取,1.0m/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,8.72m ; Kch——采煤工作面采高调整系数,1.1,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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 ②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量 根据煤矿安全规程规定, 按回采工作面风流中瓦斯或二氧化 碳浓度不超 1.0%的要求计算: Qcf=67×qCC×KCC =67×0.77×1.5 =115.5(m /min) 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 KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取 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。 ③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf
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=10×2.45 =24.5(m /min) 式中: Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,2.45kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m /min。 ④、按回采工作面同时作业人数验算需要风量: 每人供风≦4m /min: Qcf≥4Ncf (m /min) 式中: Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m /min) 取以上计算结果中最大值,31200 煤柱工作面需要风量为 403m /min。 ⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb Scb =lcb ×hcf ×70%=4.65 ×2.4 ×0.7=7.8 m 403>60×0.25×7.8=117 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs Scs= lcs×hcf×70%=3.65 ×2.4 ×0.7=6.1 m 403<60×4.0×6.1=1464 式中: Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; lcb—采煤工作面最大控顶距, m;
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hcf—采煤工作面实际采高, m; Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m ; lcs—采煤工作面最小控顶距, 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; 经过计算及验算后,确定 31200 采煤工作面需要风量为 403m /min。
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二、8600 煤柱工作面需要风量计算
(1)、基本参数
工作面长 (米) 78 二氧化碳涌出量 采煤方法 (m3/min) 0.86 机采 作人数 25 温度(℃) 20 消耗量(Kg) 3.6 采高 (米) 1.75 最大控顶距 最小控顶距 (米) 5.4 (米) 3.4 平均控顶距 (米) 4.4 瓦斯涌出量 (m3/min) 0

每班最多工 工作面环境 一次乳化炸药

(2)、计算 每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量 和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、 风速和人数等规定 分别进行计算,然后取其中最大值。 ①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl =60×0.7×1.0×7.7×1.0×1.0 =323(m /min) 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 4 中选取,1.0m/s,
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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,7.7m ; Kch——采煤工作面采高调整系数,1.0,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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 ②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量 根据煤矿安全规程规定, 按回采工作面风流中瓦斯或二氧化 碳浓度不超 1.0%的要求计算: Qcf=67×qCC×KCC =67×0.86×1.5 =86.4(m /min) 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 KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取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。 ③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf =10×3.6 =36(m /min) 式中: Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.6kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m /min。 ④、按回采工作面同时作业人数验算需要风量: 每人供风≦4m /min: Qcf≥4Ncf (m /min) 式中:
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Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m /min) 取以上计算结果中最大值,8600 煤柱工作面需要风量为 323m /min。 ⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb Scb =lcb ×hcf ×70%=5.4 ×1.75 ×0.7=6.6 m 323>60×0.25×6.6=99 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.75 ×0.7=4.1 m 323<60×4.0×4.1=984 式中: Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; lcb—采煤工作面最大控顶距, m; hcf—采煤工作面实际采高, m; Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m ; lcs—采煤工作面最小控顶距, 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; 经过计算及验算后,确定 8600 采煤工作面需要风量为 323m /min。
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三、 7503 工作面需要风量
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(1)、基本参数
工作面长 (米) 127 二氧化碳涌出量 采煤方法 (m3/min) 0.281 机采 作人数 26 温度(℃) 20 消耗量(Kg) 3.6 采高 (米) 1.2 最大控顶距 最小控顶距 (米) 4.4 (米) 3.4 平均控顶距 (米) 3.9 瓦斯涌出量 (m3/min) 0

每班最多工 工作面环境 一次乳化炸药

(2)、计算 每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量 和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、 风速和人数等规定 分别进行计算,然后取其中最大值。 ①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl =60×0.7×1.0×5.46×1.0×1.0 =229.3(m /min) 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 4 中选取,1.0m/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,5.46m ; Kch——采煤工作面采高调整系数,1.0,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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 ②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量 根据煤矿安全规程规定, 按回采工作面风流中瓦斯或二氧化 碳浓度不超 1.0%的要求计算: Qcf=67×qCC×KCC
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=67×0.281×1.5 =28.2(m /min) 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 KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取 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。 ③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf =10×3.6 =36(m /min) 式中: Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.6kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m /min。 ④、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量: 每人供风≦4m /min: Qcf≥4Ncf (m /min) 式中: Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m /min) 取 以 上 计 算 结 果 中 最 大 值 , 11200 工 作 面 需 要 风 量 为 229.3m /min。 ⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量
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Qcf ≥60×0.25Scb Scb =lcb ×hcf ×70%=4.4 ×1.4 ×0.7=4.3 m 460>60×0.25×4.3=64.5 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.4 ×0.7=3.3m 460<60×4.0×3.3=793.5 式中: Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; lcb—采煤工作面最大控顶距, m; hcf—采煤工作面实际采高, m; Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m ; lcs—采煤工作面最小控顶距, 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; 经过计算及验算后,确定 7503 采煤工作面需要风量为 229.3m /min。
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四、9401 工作面需要风量计算
(1)、基本参数
工作面长 (米) 104 二氧化碳涌出量 采煤方法 (m3/min) 0.57 机采 作人数 25 温度(℃) 20 消耗量(Kg) 4.5 采高 (米) 1.4 最大控顶距 最小控顶距 (米) 4.4 (米) 3.4 平均控顶距 (米) 3.9 瓦斯涌出量 (m3/min) 0

每班最多工 工作面环境 一次乳化炸药

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(2)、计算 每个采煤工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量 和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、 风速和人数等规定 分别进行计算,然后取其中最大值。 ①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量: Qcf =60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl =60×0.7×1.0×5.46×1.0×1.0 =229.3m /min 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 4 中选取,1.0m/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,5.46m ; Kch——采煤工作面采高调整系数,1.0,具体取值见表 2; Kcl ——采煤工作面长度调整系数,1.0,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 ②、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量 根据煤矿安全规程规定, 按回采工作面风流中瓦斯或二氧化 碳浓度不超 1.0%的要求计算: Qcf=67×qCC×KCC =67×0.57×1.5 =57.3(m /min) 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 KCC —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取 1.5 67 - 按 采 煤 工 作 面 回 风 流 中 二 氧 化 碳 的 浓 度 不 应 超 过
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1.5%的换算系数。 ③、炸药量计算需要风量: Qcf≥10 Acf =10×4.5 =45(m /min) 式中: Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg; 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m /min。 ④、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量: 每人供风≦4m /min: Qcf≥4Ncf (m /min) 式中: Ncf—工作面最多人数按交接班期间计算,2 Ncf=25×2; 依上式计算得: Qcf=4×50=200(m /min) 取 以 上 计 算 结 果 中 最 大 值 , 9401 工 作 面 需 要 风 量 为 229.3m /min。 ⑶、按风速进行验算: a) 验算最小风量 Qcf ≥60×0.25Scb Scb =lcb ×hcf ×70%=4.4 ×1.4 ×0.7=4.3 m 229.3>60×0.25×4.3=64.5 b) 验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs Scs= lcs×hcf×70%=3.4 ×1.4 ×0.7=3.3m 229.3<60×4.0×3.3=793.5
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式中: Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m ; lcb—采煤工作面最大控顶距, m; hcf—采煤工作面实际采高, m; Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m ; lcs—采煤工作面最小控顶距, 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; 经过计算及验算后,确定 9401 采煤工作面需要风量为 229.3m /min。
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(三)掘进工作面的需要风量计算
全矿井掘进工作面需要风量为: ∑Qhf =Qhf1+Qhf2+…+Qhf11+Qhf14 =264+228.6+223.3+223+271.8+256.5+306.2+259+ 288.6+233.1+241.2+288.6+243.9+319.2 =3646.9(m /min) 式中: ∑Q 掘——全矿井掘进工作面需要风量, Q 掘1、Q 掘2、…Q 掘i—单个掘进工作面的需要风量, 1、3800 煤柱运中掘进工作面需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 265 断面 (m2) 5.2 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.16
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m /min; m /min。
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3

根据采场安排的 14 个掘进工作面需要风量详细计算如下:

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巷道类别 煤

工作面温度(℃) 21

每班最多工作人数 11

一次乳化炸药消耗量 (Kg) 4.2

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.16×1.5 =14.4(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×4.2=42 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.2kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×9.4=264 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min
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(m /min)

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I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,9.4m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a) 验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.2=46.8 m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×5.2=1248 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.2m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚。 由此确定 3800 煤柱运中掘进工作面全风压供风需要风量为 264m /min。 2、3803 地堑煤风道需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 105 巷道类别 断面(m2) 5.2 工作面温度(℃) 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.14 一次乳化炸药消耗量 (Kg)
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11

3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.14×1.5 =14.1(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.14m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Q ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3=30 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3 kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×4.8=223.2 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1
18
3 3 3 3 3 3

(m /min)

3

0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,4.8m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×4.8=43.2 m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×4.8=1152 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.2m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚。 由此确定 3803 地堑煤掘进工作面全风压供风需要风量为 223.2m /min。 3、 3104 风道需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 260 巷道类别 煤 断面(m2) 5.2 工作面温度(℃) 20 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 11 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.16 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 4.2
3 2 3 3 3 2

19

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.16×1.5 =16.1(m /min) 式中:qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.16m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Q ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf 10×4.2=42 式中: (m /min)
3 3 3 3

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量, 4.2kg。
3

根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×5.4=228.6 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,5.4m ④按作人员数量验算
2 3 3

20

Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×4.8=43.2 m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×4.8=1152 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 4.8m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚。 由此确定 3104 风道掘进工作面全风压供风需要风量为 228.6m /min。 4、 3104 运中掘进工作面需要风量
瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 11 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3
3 2 3 3 3

⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 260 巷道类别 煤 断面(m2) 5.2 工作面温度(℃) 21

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc

21

=67×0.338×1.5 =34(m /min) 式中: hc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量, q 0.338m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条 件下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化 碳涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3=30 式中: (m /min)
3 3 3 3

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3kg。
3

根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×4.78=223 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,4.78m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人
3 2 3 3

22

⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.2=46.8 m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×5.2=1248 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.2m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚。 由 此 确 定 3104 掘 进 工 作 面 全 风 压 供 风 需 要 风 量 为 223m /min。 5、 7700 石门需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 600 巷道类别 煤 断面(m2) 7.74 工作面温度(℃) 21 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 11 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.281 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 4.5
3 2 3 3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.281×1.5 =28.25(m /min) 式中:
23
3

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.281m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf=10×4.5=45 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×10.2=271.8 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,10.2m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算
3 2 3 3 3 3

3

(m /min)

3

24

a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×7.74=69.7 m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×7.74=1857.6 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 7.74m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由 此 确 定 7700 石 门 掘 进 工 作 面 全 风 压 需 要 风 量 为 271.8m /min。 6、 八—七层石门需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 90 巷道类别 煤 断面(m2) 8.5 工作面温度(℃) 20 瓦斯绝对涌出量 (m /min) 0 每班最多工作人数 11
3

3

3

2

3

二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.281 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 4.5

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.281×1.5 =28.3(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.281m /min;
25
3 3

khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10Ahf =10×4.5=45 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×8.5=256.5 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,8.5m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量
3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

26

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×10.2=91.8m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×10.2=2448 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 10.2m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由此确定八—七层石门掘进工作面全风压需要风量为 256.5m /min。 7、 8700 运输机掘进工作面风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 820 巷道类别 煤 断面(m2) 9.8 工作面温度(℃) 22 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 11 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.281 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 4.5
3 2 3

3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.281×1.5 =28.3(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.281m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件
3 3

27

下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×4.5=45 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg。 根据计算结果,由于该巷道较长,确定该掘进工作面选用 FBD/6 2×11kW 局部通风机,其实际吸风量为 240 m /min,选用 ф 500mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =240×1+60×0.15×7.36=306.2 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,240m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,7.36m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量
3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

28

Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×9.8=88.2m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×9.8=2352 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 9.8m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由 此 确 定 8700 运 输 机 掘 进 工 作 面 全 风 压 需 要 风 量 为 306.2m /min。 8、 7500 煤仓需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 30 巷道类别 岩 断面(m2) 7.13 工作面温度(℃) 21 瓦斯绝对涌出量 (m /min) 0 每班最多工作人数 14
3

3

3

2

3

二氧化碳绝对涌出量 (m /min) 0.149 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3.3
3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.149×1.5 =15m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.149m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件
29
3 3

下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3.3=33 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.3kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×8.78=259 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,8.78m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×7.13=64.17m /min
3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

30

b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×7.13=1711.2 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 7.13m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由 此 确 定 7500 煤 仓 掘 进 工 作 面 全 风 压 需 要 风 量 为 259m /min。 9、 8501 运中需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 200 巷道类别 煤 断面(m2) 5.13 工作面温度(℃) 20 瓦斯绝对涌出量 (m /min) 0 每班最多工作人数 14
3

3

2

3

二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.281 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3.6

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.281×1.5 =28.2(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.281m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳
31
3 3

涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3.6=45 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.6kg。 根据计算结果,由于该巷道较长,确定该掘进工作面选用 FBD/6 2×11kW 局部通风机,其实际吸风量为 240 m /min,选用 ф 500mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =240×1+60×0.15×5.4=288.6 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,5.4m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.13=46.17m /min
3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

32

b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×5.13=1231.2 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.13m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由 此 确 定 8501 运 中 掘 进 工 作 面 全 风 压 需 要 风 量 为 288.6m /min。 10、8501 风道需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 150 巷道类别 煤 断面(m2) 5.13 工作面温度(℃) 21 瓦斯绝对涌出量 (m /min) 0 每班最多工作人数 11
3

3

2

3

二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.281 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3.6

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.281×1.5 =28.2(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.281m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳
33
3 3

涌出量的比值;取值为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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×4.5=45 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×5.9=233.1 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,5.9m ④按作人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.13=46.17m /min b ) 验算最大风量
3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

34

Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×5.13=1231.2 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.13m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由 此 确 定 8501 风 道 掘 进 工 作 面 的 全 风 压 需 要 风 量 为 233.1m /min。 11、 9305 贯眼需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 90 巷道类别 煤 断面(m2) 3.24 工作面温度(℃) 21 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 11 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.281 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 4.2
3 2

3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.281×1.5 =28.2(m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.281m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为1.5
35
3 3

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。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×4.2=42 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,4.5kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×6.8=241.2 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,6.8m ④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×3.24=29.16m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×3.24=777.6 m /min
3 3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

36

式中:Shf——掘进工作面的断面积 3.24m 。 按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚 由 此 确 定 9305 贯 眼 掘 进 工 作 面 的 全 风 压 需 要 风 量 为 241.2m /min。 12、 101002 泄水巷需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 200 巷道类别 煤 断面(m2) 5.4 工作面温度(℃) 19 瓦斯绝对涌出量 (m /min) 0 每班最多工作人数 11
3

2

3

二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3.3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.338×1.5 =40m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.338m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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
37
3 3

系数。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3.3=33 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.3kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/6 2×11kW 局部 通风机,其实际吸风量为 240 m /min,选用ф 500mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =240×1+60×0.15×5.4=288.6 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,240m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,5.4m ④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×5.4=48.6m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×5.4=1296 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 5.4m 。
2 3 3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

38

按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚。 由此确定 101002 运中巷掘进工作面全风压需要风量为 288.6m /min。
3

13、91000 上车场需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 60 巷道类别 岩 断面(m2) 6.8 工作面温度(℃) 19 瓦斯绝对涌出量 (m3/min) 0 每班最多工作人数 12 二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3.3

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.338×1.5 =40m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.338m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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
39
3 3

系数。 ②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3.3=33 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.3kg。 根据计算结果,确定该掘进工作面选用 FBD/5 2×5.5kW 局 部通风机,其实际吸风量为 180 m /min,选用ф 400mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =180×1+60×0.15×7.1=243.9 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,180m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,7.1m ④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×24=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,12×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×6.8=61.2m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×6.8=1632 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 6.8m 。
2 3 3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

40

按照《煤矿安全规程》规定: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而外,还应保证局部通风机吸 入口至掘进工作面回风流之间的风速,岩巷不小于 0.15m/s、煤 和半煤岩巷不小于 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,造成瓦斯集聚。 由 此 确 定 91000 上 车 场 掘 进 工 作 面 全 风 压 需 要 风 量 为 243.9m /min。 14、 东四运输巷需要风量 ⑴、基本参数
巷道设计长度 (米) 260 巷道类别 煤 断面(m2) 8.6 工作面温度(℃) 19 瓦斯绝对涌出量 (m /min) 0 每班最多工作人数 11
3

3

二氧化碳绝对涌出量 (m3/min) 0.338 一次乳化炸药消耗量 (Kg) 3.6

⑵、计算: ①、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算需要风量: Qhf = 67×qhc×Khc =67×0.338×1.5 =40m /min) 式中: qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.338m /min; khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, 正常生产条件 下, 连续观测 1 个月, 日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳 涌出量的比值;取值为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。
41
3 3

②、按炸药量计算需要风量: Qhf ≥10 Ahf 每千克炸药供风≦10m /min,即: Qhf≥10 Ahf =10×3.6=36 式中: Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,3.3kg。 由于巷道较长,断面较大,根据计算结果,确定该掘进工作 面选用 FBD/6 2×11kW 局部通风机, 其实际吸风量为 240 m /min, 选用ф 500mm 风筒。 ③按局部通风机实际吸风量计算 Qhf =Qaf×I +60×0.15Shd =240×1+60×0.15×8.8=319.2 m /min 式中:Qaf —局部通风机实际吸风量,240m /min I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速 Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,8.8m ④按作业人员数量验算 Qhf≥4Nhf 4Nhf =4×22=88 m /min 式中: Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,11×2 人 ⑤按风速进行验算 a)验算最小风量 Qaf ≥60×0.15Shf=60×0.15×8.6=77.4m /min b ) 验算最大风量 Qaf ≤60×4.0S hf=60×4.0×8.6=2064 m /min 式中:Shf——掘进工作面的断面积 8.6m 。
2 3 3 3 2 3 3 3 3

(m /min)

3

42

由此确定东四运输巷掘进工作面全风压需要风量为 319.2m /min。 (四)井下硐室需要风量 全井下硐室需要风量合计为: ∑Q 硐室 =Q-120 库+Q-280 库+∑Q 机电 =80+70+1270 =1420 (m /min) 式中: ∑Q 硐室 ——全井下硐室需要风量的总和, m /min; Q库 ——井下爆炸材料库需要风量, m /min;
3 3 3 3 3

∑Q 机电——全井下机电硐室需要风量的总和, m /min。 1、井下爆炸材料库需要风量计算 井下爆炸材料库的需要风量按照每小时 4 次换气量计算: Qem-120 库=4V-120 库/60 =4×1194/60=79.6 (m /min) Qem-280 库=4V-280 库/60 =4×1040/60=69 (m /min) 式中: Qem—井下爆炸材料库需要风量,m /min; V —井下爆炸材料库的体积,-120 库=1194m ,-280 库=1040m V V
3 3 3 3 3 3

因此:-120 火药库所需要风量为 80m /min。 -280 火药库所需要风量为 70m /min。 2、机电硐室需要风量选取 机电硐室需要风量选取的原则是, 保证机电硐室温度不超过30℃, 其 它硐室温度不超过26℃,确定井下各硐室需要风量: 根据我矿历年来机电峒室实际配风情况, 结合现场实际和 经验,确定各机电峒室的实际配风,表 6
43
3

硐室应配风量表
硐 风 室 量(m3/min) 小 型 中 型

表 5
大 型

40~60

70~100

100~200

机电硐室需要风量如下表
序号 硐室名称 3100 车房 31200 皮带变电所 3100 变电所 81000 车房 81000 变电所 8500 变电所 8800 车房 容量(KW 或 KVA) 型 110KW 315KVA 1260KVA 110KW 1260KVA 1260KVA 110KW 1120 KW 1260 KW 1000 KW 1250 KW 130 KW 110 KW 号

表 6

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13

中型 中型 大型 中型 大型 大型 中型 大型 大型 大型 大型 中型 中型

需要风量 温度 进风侧 回风侧 (m3/min) 差 温度 温度 4 14 18 70 70 150 70 150 150 70 100 100 100 100 70 70 7 13 4 13 13 4 13 13 13 13 4 4 15 14 14 14 14 15 14 14 14 15 14 14 22 27 19 27 27 19 27 27 27 28 18 18

-120 老泵房 -120 新泵房 -280 泵房 -480 泵房 3800 车房 31200 车房

发热量大的机电硐室,按照硐室中运行的机电设备发热量进 行计算:

Qmr=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t Qmr—机电硐室的需要风量,m3 /min ∑W—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;表 7 ρ —空气密度,一般取ρ =1.20kg/m CP—空气的定压比热,一般可取 CP =1.0006KJ/(kg×K) Δ t—机电硐室的进、回风流的温度差,K

44

机电硐室发热系数
机电硐室名称 空气压缩机房 水泵房 变电所、绞车房 发热系数 0.20~0.23 0.01~0.03 0.02~0.04

表 7

Qmr1=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min Qmr2=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×315×0.03/1.20×1.0006×60×7 =67.5 m3 /min Qmr3=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1260×0.03/1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min Qmr4=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×7 =41.3 m3 /min Qmr5==3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1260×0.03/1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min Qmr6==3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1260×0.03/1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min Qmr7=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min Qmr8=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1260×0.03/1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min Qmr9=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1260×0.03/1.20×1.0006×60×13 =145.4 m3 /min Qmr10=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1000×0.03/1.20×1.0006×60×13 =115.4 m3 /min Qmr11=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×1250×0.03/1.20×1.0006×60×13
45

=144.2 m3 /min Qmr12=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min Qmr13=3600∑Wθ /ρ CP×60Δ t1 =3600×110×0.03/1.20×1.0006×60×4 =41.3 m3 /min 3.其他地点的需要风量计算 按风速验算 Qrc ≥60×0.15Src 3 Qrc—一般用风巷道实际需要风量,m /min; 2 Src—一般用风巷道净断面积,m ; 其他地点的需要风量按最低风速不低于 0.15m/s 供给 。 3 Q=60×0.15×S m /min 3 11200 回风 Q=60×0.15×S = 9×5.4= 48.6 m /min 3 9600 运输上山:=60×0.15×S= 9×5.2=46.8 m /min 3 -480 西翼副巷:Q=60×0.15×S=9×5.8= 52.2 m /min 3 -280 西翼副巷:Q=60×0.15×S= 9×5.4 = 48.6 m /min
其他地点需要风量是各地点需要的风量的总和

Σ Qrc= Qrc1+Qrc2+............+Qrci 式中: Σ Qrc 他——全矿井其他地点需要风量的总和, Q 其他 1、Q 其他 2、Q 其他 i——各用风地点的需要风量, 3 Σ Qrc=48.6+46.8+52.2+48.6 =196.2 m /min ㈤、矿井需配风量 全矿井需要风量为: Q 矿=(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐+∑Q 其它)×K 矿通 =(1184.6+3646.9+1490+196.2)×1.15 =6517.7×1.15 =7495m /min 式中:
3

m /min m /min 3 m /min
3

3

∑Q 采——全矿井采煤工作面实际需要总进风量, m /min;
46

3

∑Q 掘——全矿井掘进工作面实际需要总进风量, m /min; ∑Q 硐——全矿井硐室实际需要总进风量, m /min; ∑Q 其它——全矿井其它井巷实际需要总进风量, m /min; K 矿通——矿井风量备用系数,包括漏风系数、配风不均衡系数取K 矿通 =1.15。 三、矿井通风能力计算 经 计 算 , 矿 井 需 要 风 量 为 7495m /min , 实 际 进 风 量 7983m /min,富余风量 488m /min; 根据矿井需要风量计算结果,正常生产条件下,风量可满 足 4 个采煤面, 14 个掘进工作面同时生产。 (煤与半煤岩掘进 工作面 12 个,岩巷掘进工作面 2 个) 全矿井通风能力 A=∑A 采 i+∑A 掘 j 式中: A ——矿井通风能力,万 t/a A 采 i——第 i 个回采工作面正常条件下的年产量 A 掘 j——第 j 个掘进工作面正常条件下的年产量 算: ㈠、上组煤通风能力计算: 1、采煤工作面通风能力: 采煤工作面通风能力计算中,采煤工作面推进度按正常生 产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。 上组煤布置 1 个 3 层工作面。
三层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 95 正规循环作业系 数 平均采高 (m) 2.1 工作面个 数(个) 原煤密度 (t/m3) 1.3 日推进度 (m/d)
47
3 3 3 3 3

3

万 t/a 万 t/a

曹庄煤矿上、下组煤通风系统相对独立,故通风能力分开计

回采率 (%) 98 采煤方法

年工作日数 (d) 330 生产能力 (万 t/a)

(%) 80
-4

1

4.5

机采

37.74

Ac 上=330×10 lc×hc×rc×bc×cc =330×10 ×95×2.1×1.3×4.5×0.98 =37.74 万 t/a 式中:Ac—采煤工作面年产量,万吨每年; lc —采煤工作面平均长度,m; hc —采煤工作面煤层平均采高, m; rc —采煤工作面的原煤视密度,t/m ; bc —采煤工作面平均日推进度,m/d; cci —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。 5.3.3 单个掘进工作面年产量计算 2、上组煤掘进工作面通风能力 掘进工作面通风能力计算中,掘进工作面推进度按正常生 产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。 上组煤布置 4 个 3 层掘进工作面。
三层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面 积(m2) 4.8 原煤密度 (t/m3) 1.30
-4 -4

日进尺 (m/d) 7.8

年工作天 数 (d) 330

工作面个 数 (个) 4

生产能力 (万 t/a) 6.42

Ah 上=330×10 ×sh×rh×bh×n =330×10 ×4.8×1.3×7.8×4 =6.44 万 t/a 式中:Ah —掘进工作面年产量,万吨每年; Sh —掘进工作面纯煤面积,m ; rh —掘进工作面的原煤视密度,t/m ; bh —掘进工作面平均日推进度,m/d。
48
3 2 -4

n—同一煤层掘进工作面个数
3、上组煤通风能力 Apc 上=Ac 上+Ah 上=37.74+6.44=44.18 万 t/a ㈡、下组煤通风能力计算: 1、采煤工作面通风能力: 采煤工作面通风能力计算中,采煤工作面推进度按正常生 产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。 下组煤布置 1 个七层采煤工作面,1 个八层采煤工作面,1 个九层采煤工作面
七层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 127 正规循环作业系 数 (%) 80 平均采高 (m) 1.4 工作面个 数(个) 1 原煤密度 (t/m3) 1.30 日推进度 (m/d) 3 回采率 (%) 98 采煤方法 机采 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万 t/a) 22.43

八层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 78 正规循环作业系 数 (%) 80 平均采高 (m) 1.75 工作面个 数(个) 2 原煤密度 (t/m3) 1.30 日推进度 (m/d) 5 回采率 (%) 98 采煤方法 机采 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万 t/a) 28.7

九层煤工作面特征表
工作面平均长 (m) 99 正规循环作业系 数 (%) 80 平均采高 (m) 1.4 工作面个 数(个) 1 原煤密度 (t/m3) 1.30 日推进度 (m/d) 3 回采率 (%) 98 采煤方法 机采 年工作日数 (d) 330 生产能力 (万 t/a) 17.5

49

Ac 七=330×10 lc×hc×rc×bc×cc
-4

=330×10 ×127×1.4×1.3×3×0.98 =22.43 万 t/a Ac 八=330×10 lc×hc×rc×bc×cc
-4

-4

=330×10 ×78×1.75×1.3×5×0.98 =28.7 万 t/a Ac 九=330×10 lc×hc×rc×bc×cc
-4

-4

=330×10 ×99×1.4×1.3×3×0.98 = 17.5 万 t/a 式中:Ac—采煤工作面年产量,万吨每年; lc —采煤工作面平均长度,m; hc —采煤工作面煤层平均采高, m; rc —采煤工作面的原煤视密度,t/m ; bc —采煤工作面平均日推进度,m/d; cci —第 i 个采煤工作面回采率,%。 Ac 下=Ac7+Ac8+Ac9 =22.43+28.7+17.5=68.63 万 t/a 2、下组煤掘进工作面通风能力 掘进工作面通风能力计算中,掘进工作面推进度按正常生 产时的推进度,不考虑地质、设备等因素的影响。 下组煤布置 2 个 7 层掘进工作面,4 个 8 层掘进工作面,1 个 9 层掘进工作面, 1 个 10 层工作面。
七层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面 积(m2) 4.8 原煤密度 (t/m3) 1.30 日进尺 (m/d) 8.0 年工作 天数 (d) 330 工作面 个数 (个) 2 生产能力 (万 t/a)

-4

1.65

50

八层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面 积 (m2) 4.8 原煤密度 (t/m3) 1.30 日进尺 (m/d) 12 年工作天 数 (d) 330 工作面个 数 (个) 4 生产能力 (万 t/a)

5.56

九层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面 积 (m2) 4.8 原煤密度 (t/m3) 1.30 日进尺 (m/d) 9 年工作天 数 (d) 330 工作面个 数 (个) 1 生产能力 (万 t/a)

5.56

十层煤掘进工作面特征表
巷道纯煤面 积 (m2) 5.4 原煤密度 (t/m3) 1.30
-4

日进尺 (m/d) 7.2

年工作天 数 (d) 330

工作面个 数 (个) 1

生产能力 (万 t/a)

5.0

Ah 下七=330×10 ×sh×rh×bh×n =330×10 ×4.8×1.3×8×2 =3.29 万 t/a Ah 下八=330×10 ×sh×rh×bh×n
-4 -4

=330×10 ×4.8×1.3×12×4 =9.88 万 t/a Ah 下九=330×10 ×sh×rh×bh×n
-4

-4

=330×10 ×4.8×1.3×9×1 =1.85 万 t/a Ah 下十=330×10 ×sh×rh×bh×n
-4

-4

=330×10 ×5.4×1.3×7.2×1 =1.66 万 t/a 式中:Ah —掘进工作面年产量,万吨每年; Sh —掘进工作面纯煤面积,m ;
51
2

-4

rh —掘进工作面的原煤视密度,t/m ; bh —掘进工作面平均日推进度,m/d; n — 同一煤层掘进工作面个数。 =3.29+9.88+1.85+1.66 =16.68 万 t/a 3、下组煤通风能力为: Apc 下=Ac 下+Ah 下=68.63+16.68=85.31 万 t/a ㈢、全矿井通风能力 Apc= Apc 上+ Apc 下=44.18+85.31 =129.49 万 t/a 矿井通风能力确定为 129.49 万 t/a,均以正常生产条件为依据,矿 井因受水文地质条件复杂、断层较多、防治水工作难度大、村庄压煤等不 利因素的影响,经常出现工作面改造、条带开采、扇形开采、残采等开采 方法,由此可见,矿井通风能力有富裕。 四、矿井通风能力验证 本次核定的通风能力为 129.49 万 t/年。 根据矿井现场实测数据,对照矿井上、下组煤风井主要通风 机性能测试报告和矿井阻力测定报告, 对矿井目前通风动力进行 验证。 1、按照矿井主要通风机的实际特性曲线进行验证 上组煤风井主通风机排风量 2558m /min,负压 1421Pa,主 通风机的特性曲线及工况点如图 1。 主通风机的额定风压力 970~3210Pa,现主通风机的风压为 1421Pa,小于该风机最大风压的 0.9 倍,符合安全规定。 由主扇风机的特性曲线可以看出, 主扇风机的工况点处在风 压特性曲线“驼峰”的右侧,在合理工作范围之内,运行稳定。
3

3

Ah 下=Ah 下七+Ah 下八+Ah 下九+Ah 下

52

下组煤风井风机的排风量为 5818m /min,负压 1715Pa,主 通风机的特性曲线及工况点如图 3。 主通风机的额定风压为 970~3210Pa,现主通风机的风压为 1715Pa,小于该风机最大风压的 0.9 倍,符合安全规定。
北风井北台

3

北台主通风机系统个体特性曲线
270.0

P af(kW)

230.0 190.0 150.0 110.0 70.0 25 30 35

P af -q vf

40

45

50

55

60

65

70

75

q vf(m 3/s)

2800

200 190

p sf (Pa)

2680

2560 2440
2320 2200

p sf -q vf

180 170
160 150

2080 1960
1840 1720

qvf psf:1651 Pa

:51.60m3/s

140 130
120 110

1600 1480
1360 1240

100 90
80 70

1120
1000 880 760

ηsf -q vf

60
40 30
sf (%)

50

640
520 400

20
10 0

25

30

35

40

45

50

55

60

65

70

75

q vf (m 3 /s)

53

η

北风井南台

南台主通风机系统个体特性曲线
270.0

P af(kW)

230.0 190.0 150.0 110.0 70.0 25 30 35

P af -q vf

40

45

50

55

60

65

70

75

q vf(m 3/s)

2800

100 95

p sf (Pa)

2680

2560 2440
2320 2200

p sf -q vf

90 85
80 75

2080 1960
1840 1720

70 qvf:49.5m3/s psf:1557 Pa 65
60 55

1600 1480
1360 1240

50

ηsf -q vf

45
40 35

1120
1000 880 760

30
20 15
sf (%)

25

640
520 400

10
5 0

25

30

35

40

45

50

55

60

65

70

75

q vf (m 3 /s)

54

η

南风井北台

北台主通风机系统个体特性曲线
320.0

P af(kW)

280.0 240.0 200.0 160.0 120.0 30 40 50

P af -q vf

60

70

80

90

100

110

120
3

130

q vf(m /s)

3700

320

p sf (Pa)

3500 3300 3100
2900 2700 2500 qvf:87.6m3/s psf:1818 Pa

300

p sf -q vf

280 260
240 220 200

2300 2100
1900 1700 1500 1300

180 160
140 120

ηsf -q vf

100
sf (%)

80

1100 900
700 500

60 40
20 0

30

40

50

60

70

80

90

100

110

120

130

q vf (m 3 /s)

55

η

南风井南台

南台主通风机系统个体特性曲线
320

P af(kW)

280 240 200 160 120 30 40 50

P af -q vf

60

70

80

90

100

110

120

130

q vf(m 3/s)

3700

320

p sf (Pa)

3500 3300 3100
2900 2700 2500

300

p sf -q vf

280 260
240 220 200 qvf:84.4m3/s psf:1702 Pa

2300 2100
1900 1700 1500 1300

180 160
140 120

ηsf -q vf

100
sf (%)

80

1100 900
700 500

60 40
20 0

30

40

50

60

70

80

90

100

110

120

130

q vf (m 3 /s)

2、通风网络验证 2009 年 4 月委托山东煤矿机电设备安全检测中心进行了矿

56

η

井通风阻力测定,矿井总进风量大于需要风量,满足矿井生产的 需要,矿井通风阻力主要集中在回风段,主要是因为通风线路较 长。 按八月分通风情况上组煤通风系统等积孔为: A 上=1.19× A 下=1.19×
Q
h

=1.19×42.63/ =1.19×96.97/
3/2

1421 =1.34m

2

下组煤通风系统等积孔为:
Q
h

1715 =2.78

m

2

全矿井通风等积孔为: A =1.19×(Q 上+Q 下) ÷ = 4.12m
2

h上Q上 + h下Q下
3/2

=1.19×(42.63+96.97) ÷

1421 ? 42.63+ 1715 ? 96.97

对矿井通风系统进行通风网络解算,解算结果表明,通风阻 力风量与矿井主通风机性能匹配,各用风地点风量、风速能符合 要求,风流方向稳定,因此,矿井通风网络能满足 129.49 万 t/a 的通风能力。 3、利用用风地点有效风量进行验证 2009 年 8 月,矿井总进风量 7983m /min,矿井有效风量 7335m /min , 其 中: 上 组煤 总进 风量 2440m /min , 有 效 风 量 2233m /min, 需要风量 2342m /min, 下组煤总进风量 5543m /min, 有效风量 5102m /min,需要风量 5231m /min,矿井内各用风地点 的有效风量满足风量要求, 井巷中的风流速度、 温度全部符合 《煤 矿安全规程》的有关规定。各地点数据验证情况具体见付表 4、 表 5、表 6。 4、利用稀释瓦斯能力进行验证 历年矿井瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井。 根据历年矿井瓦斯 等级鉴定和开采实践、瓦斯管理经验,正常通风情况下,工作面 进、 回风巷瓦斯含量极低, 几乎检测不到有瓦斯, 生产工作面中,
3 3 3 3 3 3 3 3

57

从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚现象, 矿井通风能力满足稀释排 放瓦斯的需要。具体验证数据见付表 7

五、矿井通风能力核定结果确定
矿井属于低瓦斯矿井,矿井通风系统独立、完整、可靠,采 区工作面均实现了独立通风,无不符合规定的串联通风、扩散通 风和采空区通风,因此无《煤矿生产能力核定标准》中所涉及的 扣减通风能力的项目。经过以上计算和能力验证,矿井主通风机 实际运行工况点位于安全、稳定、合理、可靠的范围内,通风动 力与主通风机性能相匹配,能够满足安全生产实际需要;井巷中 风速、温度等符合《煤矿安全规程》规定,矿井各相关地点瓦斯 检测结果都大于《煤矿安全规程》的有关规定,因此,经分析计 算验证确定矿井通风能力为 129.49 万 t/a。 2009 年矿井通风能力核定为 129.49 万 t/a, 2009 年比 2008 年下降了 1.42 万 t/a,主要原因是矿井采场重点由上组煤转移 到下组煤,随着矿井向深部延伸,水文地质条件复杂,受水害威 胁严重,采煤工作面生产条件越来越困难,工作面频繁搬家,采 煤工作面生产能力降低; 由于矿井服务年限较长, 巷道压力较大, 变形严重,扩修迎头较多,以上原因共同造成了矿井生产能力的 下降,同时矿井通风能力整体也随之下降。

六、问题与建议
存在的问题: 1、2009 年 4 月矿井通风阻力测定结果,矿井通风阻力主要 集中在回风段,主要是通风路线较长。总回风巷个别区段失修, 通风断面减小,造成通风阻力增大。 2、下组煤西五采区、东三采区、东四采区正在准备、开拓 之中, 下一步下组煤通风需要风量将进一步增加, 造成通风困难。 建议:

58

1、及时调整优化矿井通风系统,使矿井通风系统更加稳定、 合理,坚决实现以风定产,以风保产。 2、扩修上组煤总回风巷失修区段,下组煤采区回风巷道, 降低回风阻力。 3、矿井采场大部已转入下组煤生产,下一步将全部转入下 组煤生产,下组煤风井通风能力需要进一步提高,上组煤供风范 围将逐步减少,为均衡上、下组煤的通风能力,需对矿井通风网 络进行认真综合分析,结合今后的采场接续安排,对矿井通风网 络进行优化调整。

59


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