矿井通风系统能力核定

第一篇：矿井通风系统能力核定

2013年度全省煤矿矿井通风能力核定工作会议要求

强化矿井通风管理 防范煤矿瓦斯事故

4月12日，2013年度全省煤矿矿井通风能力核定工作

会议在昆明市召开。会议对全省2012年度煤矿矿井通风能力核定工作进行了全面总结，对通风系统方面的问题进行了认真剖析，安排部署了2013年度煤矿通风能力核定工作。省安委办副主任、省安全监管局汤忠明副局长出席会议并讲话。

会议指出，2012年度全省应进行通风能力核定煤矿矿井1044对，经核定审核公告煤矿矿井957对，全省核定煤矿矿井通风能力总计7976万吨/年，因各种原因未进行通风能力核定的煤矿矿井87对。会议强调，瓦斯是煤矿第一杀手，深入贯彻落实《七条规定》，理顺煤矿矿井通风系统，加强煤矿矿井通风能力管理，确保矿井通风系统稳定可靠，是防治瓦斯事故的治本之策，必须抓紧抓好。一是提高认识，切实加强煤矿通风能力核定工作领导。各级煤矿安全监管部门务必高度重视，切实加强领导，及时协调解决核定工作中出现的问题，确保核定工作进度和质量。煤矿企业要积极配合，提供必要的工作条件和相关资料，确保核定工作稳步推进。各核定机构要建立健全内部管理制度，严格遵守和执行通风能力核定的各项法律、法规、规章、国家标准以及行业

标准，客观公正地开展通风能力核定工作。二是突出重点，确保煤矿矿井通风系统完善稳定可靠。要结合《七条规定》有关要求，在通风能力核定工作中突出抓好完善矿井通风设施、理顺通风系统、落实反风演习3项重点工作，确保矿井通风系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。三是统一标准，严格煤矿通风能力核定结果审查。通风能力核定报告送审程序、报送材料及报告审查要严格按照报告编制和审查有关规定执行。省煤矿安全监管局将组成专家组对核定工作进行现场抽查检查，对专家办审查报送的煤矿通风能力核定结果进行抽查审核，审核合格的及时公告。四是强化监管，加强煤矿通风能力核定工作督查指导。各级煤矿安全监管部门要切实加强对核定工作的组织、指导和监督，定期对区域内煤矿通风能力核定工作进行监督检查,确保核定结果真实有效;同时，要加强监管，严防超通风能力生产。

会上，汤忠明还代表省安全监管局与参会的各通风能力核定机构主要负责人签订了《云南省煤矿矿井通风能力核定工作承诺书》。

第二篇：通风能力核定标准释义

通风能力核定标准释义 2006.4 开设矿井通风能力核定 培训课程的背景 安监总煤矿字〔2005〕42号 发改运行(2004)2544号 * 《煤矿安全规程》第104条

(必须按矿井实际供风量核定产量。)

煤矿生产能力核定的若干规定

第二条 国家发展和改革委员会和省级煤炭生产许可证颁发管理机关(以下统称煤炭生产许可证颁发管理机关)负责煤矿生产能力核定工作。

国家发展和改革委员会负责指导和监督全国煤矿生产能力核定工作，并直接负责中央企业所属煤矿生产能力的核定。 煤矿生产能力核定的若干规定

省级煤炭生产许可证颁发管理机关负责本行政区域内前款规定以外的煤矿生产能力核定。 其他部门或组织不得擅自组织煤矿生产能力核定。

第三条 煤矿生产能力核定以具有煤炭生产许可证的矿(井)为单位。

第四条 煤矿发生下列情形之一，致使生产能力变化的，须进行重新核定： ①采场、提升、运输、通风、排水、供电和地面等生产系统及环节发生变化; ②生产工艺改变;

③煤层赋存条件、储量发生变化; ④实施改建、扩建、技术改造; ⑤其它生产条件发生变化。 煤矿生产能力核定的若干规定

第五条 煤矿生产能力核定工作包括以下三个阶段： ①煤矿企业组织核定;

②主管部门(单位)审查;

③煤炭生产许可证颁发管理机关审查确认。

第六条 煤矿企业应在生产能力发生变化后六十日内，组织完成生产能力核定工作，并按照隶属关系向主管部门(单位)报送核定报告。不具备自我核定生产能力条件的矿(井)可委托具有资质的中介机构或直接由主管部门(单位)组织核定。 煤矿生产能力核定的若干规定

第七条 负责煤矿生产能力审查的主管部门(单位)为：

①市(地)属及市(地)以下煤矿由上级煤炭行业管理部门负责; ②省(区、市)直属煤矿由省级煤炭行业管理部门负责;

③省(区、市)煤炭集团公司所属煤矿，由省(区、市)煤炭集团公司负责; ④中央企业所属煤矿，由中央企业负责。 煤矿生产能力核定的若干规定

第八条 主管部门(单位)接到所属煤矿企业生产能力审查申请后，应在三十日内组织完成审查工作并签署意见，连同企业申请材料，按照隶属关系报煤炭生产许可证颁发管理机关。 煤矿生产能力核定的若干规定

第九条 煤炭生产许可证颁发管理机关自收到经主管部门(单位)审查的煤矿企业申请报告和有关资料之日起三十日内，应当完成审查确认工作，并依法办理煤炭生产许可证变更手续。 第十条 煤炭生产许可证颁发管理机关实施煤炭生产许可证年检时，按照管理权限对监管范围内所有取得煤炭生产许可证的矿(井)的生产能力进行检查核实，并将核实结果登记在煤炭生产许可证上。

煤矿生产能力核定的若干规定

第十一条 省级煤炭生产许可证的颁发管理机关应在年检结束三十日内，将监管范围内所有煤矿生产能力核实结果报国家发展和改革委员会(经济运行局)备案。

第十二条 参加生产能力核定的人员必须严格执行国家有关法律、法规和技术规范标准，实事求是地开展生产能力核定工作，并对核定结论的科学性和真实性负责。 煤矿生产能力核定的若干规定

第十三条 煤炭生产许可证颁发管理机关在煤炭生产许可证年检中，发现生产能力已经变化而没有开展核定工作的矿(井)，将不予年检，并责令限期完成核定工作。

第十四条 煤炭生产许可证颁发管理机关发现经主管部门(单位)核查的生产能力有两个以上的煤矿与实际严重不符，将对有关部门(单位)和责任人员给予通报批评，责令重新核定。

煤矿通风能力核定办法 (试行) 2006.4

一、煤矿企业必须按照《煤矿通风能力核定办法(试行)》每年进行一次矿井通风能力核定工作，并根据核定的矿井通风能力科学合理地组织生产，严禁超通风能力组织生产。各级煤炭行业管理部门和安全生产监管部门，要加强对煤矿企业按照核定的矿井通风能力组织生产情况的监督管理。煤矿安全监察机构要加大对煤矿企业按核定的矿井通风能力组织生产的监督力度。

二、矿井通风能力核定以具有独立通风系统的合法矿井为单位。

三、矿井通风能力核定的程序、组织与核准，按国家发展和改革委员会印发的《煤矿生产能力核定的若干规定》(发改运行[2004]2544号)(以下简称《若干规定》)执行。煤炭生产许可证颁发管理机关审查核准矿井通风能力后，要将结果抄送煤矿安全监察机构备案。

四、发生下列情形之一，造成矿井通风能力发生变化，必须重新核定矿井通风能力，并在30内核定完成：

(一)通风系统发生变化;

(二)生产工艺变化;

(三)矿井瓦斯等级或瓦斯赋存条件发生重大变化;

(四)实施改建、扩建、技术改造并经“三同时”验收合格;

(五)其他影响到矿井通风能力的重大变化。

五、国家煤矿安全监察机构、国家发展和改革委员会以及各级煤炭行业管理部门，负责监督监察、组织指导全国煤矿矿井通风能力核定工作。

六、从事通风能力核定工作的机构和人员，必须具备相关的专业知识。核定工作中要严格执行国家有关法律、法规和技术规范、标准，科学公正、实事求是地开展核定工作，并对核定结果负责。对在矿井通风能力核定过程中弄虚作假的，要依法追究相关人员的责任。

七、2005年煤矿通风能力核定工作要于2005年9月30日前完成。在《煤矿通风能力核定办法(试行)》印发前已按《若干规定》完成了生产能力核定的省(区、市)，要依据《煤矿通风能力核定办法(试行)》组织对矿井通风能力进行一次复核，并取已核定结果与复核结果两者中的低者作为最终的核定矿井通风能力。

八、对《煤矿通风能力核定办法(试行)》在贯彻执行中出现的问题，要及时向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反映，以利进一步修订完善。

一、关于生产能力几个概念

煤炭生产能力(coal production capacity)主要指原煤生产能力，是煤矿、矿区、省(区)等在单位时间内最大可能生产出来的原煤产量。煤炭生产能力包括设计能力、核定能力和计划能力，设计期间所规定的能力称设计能力，经过认真调查、核实的生产能力成为核实能力，而根据市场需求或订货单所安排的生产能力成为计划生产能力”。 1.设计能力 设计能力，指企业设计任务书和技术设计文件中所规定的生产能力，表示新建或改扩建矿井在建成投产后应达到的生产水平。

矿井的设计能力主要取决于矿井井田范围、矿井可采储量和矿井设计服务年限，矿井设计生产能力按年工作日330天计算，每天3班作业，每天净提升时间为16小时。

2.核定能力

核定能力，指在没有设计能力，或虽有设计能力，但由于企业的生产方案和组织技术条件已发生重大变化，原设计能力已不能正确反映企业生产能力水平时，根据新情况和现有的技术组织条件重新调查核实的能力 。 3.计划能力

计划能力，指企业在计划年度内能达到的生产能力。它是根据现有的生产技术条件，并考虑计划期内所能实现的各项技术组织措施效果，按照计划期的生产方案所确定的。核实能力，或设计能力是企业编制长期项目和采取重大技术组织措施的依据。计划能力是编制年度生产计划的重要依据。

在这三个概念中，有一个共同的选项就是能力，即生产能力。设计能力就是图纸上的煤矿生产能力;核实能力是矿井投产后的实际生产能力，既可能比图纸设计高，也可能比图纸设计低;计划能力实际上就是煤矿年度计划产量。比较之下，三个概念中，核实能力最重要。它是设计能力的具体实现，是煤矿地位条件变化和技术进步的具体实现，又是计划能力的前提和基础。

4、矿井生产能力核定 矿井生产能力的核定，包括对矿井各主要环节生产能力和矿井综合生产能力的确定。矿井的主要环节生产能力一般包括主、副井提升能力、采掘工作面生产能力、井下运输能力、矿井通风能力、排水能力和地面生产系统等6个环节能力，以以上各系统中最薄弱环节系统的生产能力来决定煤矿综合生产能力。煤矿核定生产力就是经过核定后的矿井综合煤炭生产力。

1980年、1991年和1997年，原煤炭工业部和原能源部曾三次组织专业技术力量对全国煤矿生产力进行核定。(其中，煤矿的挖潜改造，即通过对矿井进行技术改造提高生产能力，一直是国家长期坚持的一项行之有效的重大技术政策。)1997年以后，随着煤炭工业部撤销，没有再组织全国统一的煤矿生产能力核定工作，矿井生产能力核定工作主要由企业自身来组织完成。2002年和2003年，多数省区自行对管辖范围内的煤炭企业完成了最新一次煤矿生产能力核定工作。以上煤矿生产能力的核定主要是核定煤矿的实际生产能力 5.矿井通风能力 1.低瓦斯矿井公式 (1997年) (万t/a)

P-年能力 万t/a Q-矿井总进风量 m3/min q1-平均日产一吨煤需要的风量 m3/t K-矿井通风系数 大型井1.0～1.5 中型井1.2～1.45 q1根据矿井上年产量和矿井实际需要风量按《煤矿安全规程》规定计算确定。

2.高瓦斯及“双突”矿井(1997年)

(万t/a)

q2-平均日产一吨煤瓦斯涌出量 m3/t K-矿井通风系数 1.5～1.9 大型矿井取小值 小型矿井取大值

K 矿井通风系数，又称矿井风量备用系数，系一综合通风系数，由瓦斯涌出不均匀系数，备用工作面风量系数，矿井内部漏风系数等组成。

一、煤矿通风能力核定办法适用范围

本办法适用于具有独立通风系统的合法生产矿井

独立通风系统是指矿井必须有符合规定主要通风机装置，并有自己独立的进风井筒和自己独立的回风井筒。新鲜风流由进风井筒流入井底，再分别流向分区的采掘面、硐室等用风地点;然后，流入分区回风道;最后汇集到矿井总回风道，经回风井筒排出地面。

二、矿井通风能力核定办法 矿井有两个以上通风系统时，应按照每一个通风系统风别进行通风能力核定，矿井的通风能力为每一通风系统通风能力之和。

当矿井有两个以及两个以上通风系统，用总体核算法核定时需要对矿井总进风量进行累加，用由里向外核算法核定时需要对单个通风系统所能提供的用风地点分别计算，然后对用风地点累积计算。

矿井通风能力核定采用总体核算法或由里向外核算法计算。

方法一 (总体核算法，产量在30万吨/年以下矿井可使用本法)： 1.公式一(较适用于低瓦斯矿井) (万t/a)

P-通风能力 万t/a Q-矿井总进风量 m3/min q-平均日产一吨煤需要的风量 m3/t

K-矿井通风系数。取1.3～1.5，取值范围不得低于此取值范围，并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取，确保瓦斯不超限的系数。

生产矿井的总进风量是井下各工作地点的需风量和各条风路上漏失风量的总和。

q日产一吨煤需风量(1980版安全规程)

进行q计算时，首先应对上年度供风量的经济、安全、合理性进行认真分析与评价，对上年度生产能力安排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，q计算最起码应考虑近三年来的变化，取其合理值。 2.公式二(较适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井)： P= P——通风能力，万t/a;

Q入——矿井总进风量，m3/min; 0.0926——总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%且核算为 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。扣减瓦斯抽放量时应符合以下要求：

①与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的抽放量不得扣减(如封闭已开采完的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等);所谓正常生产，即矿井、煤层、一翼、水平或采区的回采量达到该地区设计产量的60%。

② 未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除;(抽放沼气的矿井，在鉴定月内应在相应的地区测定抽出的沼气量，矿井沼气等级划分，必须包括抽放的沼气量) ③ 扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值;

④ 如本年进行完矿井瓦斯等级鉴定的，取本年矿井瓦斯等级鉴定结果，本年未进行完矿井瓦斯等级鉴定的，取上年矿井瓦斯等级鉴定结果。

∑K——综合系数; ∑K=k产·k瓦·k备·k漏 表1 ∑K取值表

K产-产量不均衡系数 通常取值范围1~1.15 q相对瓦斯涌出量≤10 K=1.15 q相对瓦斯涌出量>10 K=1 K瓦-瓦斯涌出不均与系数

在开采过程中，由于煤层赋存条件、地质构造、大气压力及生产工艺不同和影响，每时每刻涌出的瓦斯量都不一样，有时大，有时小，并不均匀。最大绝对瓦斯涌出与平均绝对瓦斯涌出量相比，其比值就叫瓦斯涌出不均衡系数。测定瓦斯涌出不均衡系数时，根据需要，在测定地区(工作面、采区或全矿)进回风流中连续测定一段时间(一个生产循环、一个工作班、一天、一月或一年)的风量和瓦斯浓度，一般以测定结果中的最大一次瓦斯涌出量和各次测定的算术平均值代入公式：

式中 K瓦——测定时间内瓦斯涌出不平均系数; Qmax——测定时间内最大瓦斯涌出量，m3/min; Qa ——测定时间内的平均瓦斯涌出量，m3/min。 高瓦斯矿井通常取1.2~1.25

K备-备用工作面用风系数

通常取1.1~1.2, 备用工作面多者取大值。 K内-矿井内部漏风系数

矿井漏风分为内部漏风和外部漏风两类。矿井内部漏风是指井下各通风设施、采空区、煤柱等的漏风;矿井外部漏风是指地表裂隙、井口的风门、风硐闸门、反风装置、井口密闭等处的漏风。

通常取1.15~1.25 大型矿井，对角式通风， k=1.15 小型矿井，中央式通风， k=1.25

总体核算法是按矿井吨煤瓦斯涌出量及矿井实际总进风量来框算矿井能力，仅提供一个简便可行的方法，不涉及到矿井通风风量计算与通风设计其它方面。(1997年) 方法二 (由里向外核算法，产量在30万吨/年以上矿井使用)

1、生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。

生产矿井的需风量原则上都是采用由里往外的计算方法，即先算出各采掘工作面及硐室等各地点的需风量，再乘以漏风及备用因素的系数，得出采区和矿井的进风量，再乘以因密度变小而膨胀的系数(约为1.05)，作为矿井的回风量。将矿井回风量乘以外部漏风系数，得到抽出式主扇风量。

Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑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、硐室地点以外的其它 巷道需 风量的总和 m3/min K矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素， (抽出式K矿通取1.15~1.2, 压入式 K矿通取1.25~1.3) 。 (1)采煤工作面的需要风量 每个回采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。 低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量(用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式)确定需要风量，其计算公式为：

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温

式中：

Q采——采煤工作面需要风量， m3/min;

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min;

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面率70%×适应风速(不小于1m/s)，但最低风量不得低于表2规定的风量; K采高——回采工作面采高调整系数(见表3); K采面长——回采工作面长度调整系数(见表4); K温——回采工作面温度调整系数(见表5)。

工作面控顶距

1.单体支柱的工作面

单体支柱工作面，采场宽度即最小控顶距的大小。一般采场宽度包括有采煤机道(包括铺设输送机)，人行道和材料道。最大控顶距为最小控顶距和放顶步距之和。 2.自移式液压支架工作面

采场最小宽度(最小控顶距)等于支架的梁长与未支护宽度之和。最大控顶距就是最小控顶距加上一次落煤的截割深度(一般为随截煤前移支架)。 K采高——回采工作面采高调整系数(见表3) K采面长——回采工作面长度调整系数(见表4) K温——回采工作面温度调整系数(见表5)

工作面布置有专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算： Q采=Q采回+ Q采尾

Q采回=100 ×q采×KCH4 Q采尾= qCH4尾×KCH4/2.5%

式中：

qCH4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量， m3/min; 其他符号含义同上。 专用排瓦斯巷(尾巷)

按照《规程》第一百三十七条规定，专用排瓦斯巷是指采煤工作面回风顺槽的外侧、平行于回风顺槽、随采面的推进每隔一定距离掘进与回顺相连通的联络巷、用来排放采面及采空区瓦斯的专用巷道(也叫瓦斯尾巷)。工作面风流控制必须可靠，该巷道风流瓦斯浓度不得超过2.5%，巷内风速不得低于0.5m/s，该巷内不得进行生产作业和设置电器设备;进行巷道维修时，瓦斯浓度必须低于1.5%，必须用不燃材料支护，必须贯穿整个工作面不得留盲巷，必须安设甲烷传感器在距巷道回风口15m处，当浓度达到2.5%时必须断电撤人停止工作，煤层为不易自燃。

按工作面温度选择适宜的风速进行计算 式中：V采——采煤工作面风速， m/s; S采——采煤工作面的平均断面积，m2。 按下式验算：

每人供风≦4m3/min，Q采≥4N m3/min;

每公斤炸药供风≦25m3/min，Q采≥25A m3/min; 按风速验算：15S≤Q采≤240S m3/min。 式中：N——工作面最多人数， A——一次爆破炸药最大用量， Kg S——工作面平均断面积， m2

采煤工作面平均断面积

按照采煤工作面断面积计算而不是进(回)风顺槽断面积进行计算。 按照回采工作面支护形式实际计算，单体支护工作面按照控顶距和实际采高计算，液压支架工作面按照支架有效断面计算，放顶煤工作面要加上后部溜子道断面积。

备用工作面应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。

(2)掘进工作面的需要风量

和回采工作面所需风量的计算方法基本相同。 按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算： Q掘=100 × q掘×K掘通 式中: Q掘——单个掘进工作面需要风量， m3/min q掘——掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量，m3/min ; K掘通——瓦斯涌出不均衡的通风系数。(正常生产条件下，连续观测1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)。应按照实际观测而定，一般可取1.5~2.0。

按二氧化碳的涌出量计算需要风量，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。 Q掘=(1/1.5%) × q掘×K掘通

按局部通风机实际吸风量计算需要风量。 岩巷掘进：

Q掘=Q扇×Ii+9S 煤巷掘进：

Q掘=Q扇×Ii+15S 式中：

Q扇——局部通风机实际吸风量， m3/min，是各个掘进工作面所需风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。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，造成瓦斯集聚;

Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数; S ——局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面积，m2 。 按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量及按风速进行验算 每人供风≦4m3/min， Q掘≥4N m3/min 每公斤炸药供风≦25 m3/min，Q掘≥25A m3/min 风速符合规定

岩巷掘进最低风量 Q岩掘≥9S掘 m3/min 煤巷掘进最低风速 Q煤掘≥15S掘 m3/min 岩煤巷道最高风速 Q掘≤240S掘 m3/min 式中：N——掘进工作面最多人数， A——一次爆破炸药最大用量， Kg S掘——掘进工作面的断面积， m2 不同类型巷道断面积计算公式

(3)井下硐室需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算：

井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。 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。井下硐室配风标准(见表6)

(4)其它井巷实际需要风量，应按矿井各个其它巷道用风量的总和计算： ∑Q其它=Q其1+Q其2+Q其3+...+Q其n 式中：

Q其

1、Q其

2、Q其

3、...、Q其n分别为各其它井巷 风量，m3/min。 按瓦斯涌出量计算：

Q其i=100 qCH4×K其通 m3/min 式中：

Q其i——第i个其它井巷实际用风量， m3/min;

qCH4——第i个其它井巷最大瓦斯绝对涌出量， m3/min; K其通——瓦斯涌出不均衡系数，取1.2～1.3;

100——其它井巷中风流瓦斯浓度不超过1% 所换算的常数 。 按其风速验算: Q其它i>9×S其i (m3/min)

架线机车巷中的风速验算:

Q其它架线机车>60×S其I

式中：S其i——第i个其它井巷断面，m2 。 2.矿井通风能力计算

按照矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量(有效风量)计算出采掘工作面个数(按合理采掘比m

1、m2)，取当年度每个采掘工作面的计划计算矿井通风能力。

式中：p——矿井通风能力，万吨/年;

p采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量， 万吨/年;

p掘j——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，万吨/年; m1——回采工作面的数量，个;

m2——掘进工作面的数量，个;m1,m2应符合合理采掘比。 工作面日产量计算公式 A0=l·e·m·r·N·K 式中：A0——工作面日产量，t/d; l ——工作面长度，m; e ——采煤机截深，m;

m ——煤层(或分层)的有效厚度m; r——煤的容重，t/m3; N ——每昼夜采煤机割煤刀数; K ——工作面采出系数。 取正规循环率为80%。

月产量：=最高日产量×正规循环率×30(天) 平均月产量=最高月产量×正规循环率 年产量=平均月产量×12(月)

三、矿井通风能力验证 矿井通风动力的验证。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合理、稳定、安全可靠的范围内。 可进行通风网络解算验证矿井通风能力的企业，在进行通风能力核定中，可按下限选取有关系数。通风网络解算时，要对矿井所有巷道进行阻力测定，利用矿井通风阻力测定的结果对矿井通风网络进行解算，验证通风阻力与主要通风机是否匹配，能否满足安全生产实际需要。 用风地点有效风量验证。采用矿井内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《煤矿安全规程》规定。

稀释瓦斯能力验证。利用瓦斯等级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》有关规定。

1、通风机性能测定应测定的参数

通风机性能测定的目的是求得一定转数(离心式)或一定的叶片安装角度(轴流式)条件下风机风压、功率、效率与通风机风量的关系曲线。为求得这些关系，要测出下列参数：(1)通风机的风量;(2)通风机产生的静压和速压;(3)电动机的输入和输出功率;(4)通风机和电动机的转数;(5)通过通风机风流的大气压力、相对湿度、气温等参数。 1.风机合理工作范围确定

离心式风机：从经济性考虑，通风机效率不应低于60%，从安全性考虑，不应超过允许最大转速。 轴流式风机：

上限：应在驼峰点的右侧，最大风压小于最大风压值的0.9倍; 下限：通风机效率不应低于60%;

左限：叶片安装角的最小值，一级风机10°二级风机15°;

右限：在最大允许转速条件下，叶片安装角的最大值，实际使用一级风机不大于35°，二级风机不大于40°。

矿井主要扇风机担负区域的需风量计算

Q区i≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K矿通 m3/min Q区i应满足条件：Q区i≥Q区i总进

如果不满足上述条件，应严格执行《煤矿安全规程》以风定产的要求，相应的减少矿井用风地点的个数，直到满足要求后，确定矿井主要扇风机担负采煤工作面数量(m1)和掘进工作面数目(m2)。m1和m2必须符合《煤矿安全规程》第四十八条之规定。 2.通风网络解算

通风的基本任务是根据各用风地点的需要供给新鲜风流。新风在被送到各用风地点的前后，都要经过许多风路，这些进、回风路与用风巷道有时形成复杂的网络。复杂网络解算的目的就是要求算其总风阻，它和某一风机(其特性曲线是一定的)配合时得到总风量和各分支的风向和风量，以便验算各地的风速和风量是否符合规程，是否要采取某些调整措施。 3. 矿井有效风量

矿井有效风量是指通过井下各工作地点(包括独立通风的工作面、掘进工作面、备用工作面和其它用风地点)实际风量的总和。

矿井有效风量率是矿井有效风量与各台主通风机风量总和之比： X=Q效/∑Q通×100% 式中: X一矿井有效风量率

Q效一矿井有效风量，m3/min;

∑Q通一各主通风机风量的总和，m3/min。 《煤矿安全规程》对不同井巷的风速的规定

4.《规程》对矿井内不同地点的瓦斯浓度的规定?

(1)矿井总回风或一翼回风巷风流中瓦斯浓度不得超过0.75%; (2)采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度不得超过1%; (3)采掘工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼;瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理;

(4)采掘工作面内，体积大于0.5m3的空间，局部集聚瓦斯浓度达到2%时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理;

(5)放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮;

(6)电动机或其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理;

(7)因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可复电开动机器。

个别井下机电硐室，经矿总工程师批准，可设在回风流中，但在此回风流中瓦斯浓度不得超过0.5%，并应安装瓦斯自动检测报警断电装置。

四、矿井通风能力核定结果计算

按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力，凡不符合《煤矿安全规程》有关规定的，以及有下列情况的，应从矿井通风能力中扣减相应部分的通风能力，扣减后的通风能力为最终矿井核定通风能力。

1.高瓦斯矿井、突出矿井没有专用回风巷的采区，没有形成全风压通风系统、没有独立完整通风系统的采区的通风能力;采掘工作面通风系统不完善、不合理的，没有形成全风压通风系统的回采工作面和没有独立完整通风系统的掘进工作面的通风能力，应从矿井通风能力中扣减。

2.存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点的通风能力，应从矿井通风能力中扣减。 专用回风巷

《规程》第一百一十三条规定，高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少一条专用回风巷;低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。

专用回风巷是指在采区的巷道布置中，专门用于回风而不得用于运料或安设电器设备的巷道。在有煤与瓦斯突出区的专用回风道内还不得行人。其目的是为了保证采区通风系统稳定，为采区内的采掘工作面布置独立通风以及抢险救灾创造条件。 完整的独立通风系统

完整的独立通风系统是指矿井必须有符合规定主要通风机装置，并有自己独立的进风井筒和自己独立的回风井筒。新鲜风流由进风井筒流入井底，再分别流向分区的采掘面、硐室等用风地点;然后，流入分区回风道;最后汇集到矿井总回风道，经回风井筒排出地面。从而形成一个完善的、独立的通风网络结构。

通风系统包括矿进通风方法(指通风机的工作方法)、通风方式(指进风井与回风井的布置方式)、通风网络(指风流流经井巷的连接形式)。 分区通风(独立通风)

分区通风是指采掘面、采区和生产水平以及其他用风地点，都有自己的进、回风巷道，其回风都各自排入采区回风巷或总回风巷而不进入其他用风地点的通风布置方式。

1.串联通风 串联通风又叫做一条龙通风。采掘工作面的回风流再进入其它采掘工作面，就是串联通风。 2.扩散通风

利用矿井中空气自然扩散运动而对掘进工作面或硐室进行通风的方法叫扩散通风。

《规程》规定，掘进巷道应采用矿井全风压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。井下机电硐室必须设在进风流中。 3.采空区通风

进风顺槽中的新鲜风流，没有经过工作面，而是通过缝隙进入工作面后方的采空区经由采空区再进入工作面和回风顺槽

4.循环风

局部通风机的风流，部分或全部再回入同一局部通风机的进风流中，叫作循环风。 5.矿井全风压通风

矿井全风压通风，就是利用矿井主要通风机的机械旋转产生的风压进行的矿井通风。 铁煤集团通风能力核定对比表

本文来自: 中国煤矿安全生产网 () 详细出处参考：http:///html/2010/03/26/87660.shtml

第三篇：四道柳煤矿2016通风能力核定报告

内蒙古满世煤炭集团 四道柳煤炭有限责任公司

通风系统生产能力核定报告书

四道柳煤矿 二〇一六年五月

前 言

根据国家安全生产监管总局、煤矿安监局、国家发改委《关于印发煤矿通风能力核定办法(试行)的通知》(安监总煤矿字[2005]42号)文件要求，以及国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发改委制定的《煤矿通风能力核定办法(试行)》，对具有独立通风系统的合法矿井每年开展一次煤矿通风能力核定工作。四道柳煤矿抽调专业人员组成通风能力核定组，于2016年3月通过深入现场对井上下实地测定、统计分析、科学计算、实事求是的对矿井通风能力进行认真核定，于2016年4月完成《四道柳煤矿通风系统生产能力核定报告书》。

通过矿井通风能力核定和系统评价，可以合理安排采掘生产，发现矿井通风工作中存在的问题，制定出整改措施，从而优化通风网络，降低通风成本，提高通风效益，增加系统的稳定性和可靠性，使矿井通风工作更好的为安全生产服务。

四道柳煤矿矿井通风系统生产能力核定

第一章

矿井概况

四道柳煤矿位于鄂尔多斯市东胜区东南直距约36km处，东胜煤田四道柳找煤区第2～5勘探线之间，行政区划隶属于鄂尔多斯市准格尔旗四道柳乡。

矿区北距主要交通干线109国道约25km，经黄天棉图到包府(包头～府谷)公路约15km，均有三级柏油公路相连，矿区到东胜区公路距离约为40km。东胜区是鄂尔多斯市重要的交通枢纽，东西向有109国道，南北向有210国道，并有包府公路及包神铁路通过，交通干线四通八达。交通便利。

东胜煤田地处鄂尔多斯台向斜的东北缘，次极构造单元-伊盟隆起东部。鄂尔多斯台向斜轮廓近似一长方形，基本表现为极开阔的不对称向斜构造，向斜轴部偏西，东翼宽缓，西翼较陡。台向斜四周构造复杂，内蒙境内的西缘发育有巨大的逆掩断层和倾伏倒转褶曲，台向斜内部地质构造 简单，断裂、褶曲均不发育。其基本构造形态表现为一向南西倾斜的单斜构造，倾角一般为1～3°。四道柳找煤区位于东胜煤田的东南部，与东有生煤田总体构造形态一致，为一向西南倾斜的单斜构造，倾向210～260°，岩煤层倾角一般1～3°，无大断裂和较大褶曲构造，但发育有宽缓的波状起伏。构造复杂程度为简单类型。现开采6号煤层，可采煤层稳定程度为较稳定类型，6煤

层：赋存于延安组下部。层位及厚度较为稳定，为勘探区内主要可采煤层，煤层厚度0.35～3.25m，平均1.54m，煤层结构简单～中等，对比可靠，全区可采，煤层稳定程度为稳定～较稳定类型;顶板岩性为细粒砂岩，泥岩，底板为砂质泥岩、泥岩。煤层埋深9.30～141.55m，平均76.14m，距5煤层间距9.30～32.30m，平均15.14m。井田南北长4.61 km，东西宽2.03 km，井田面积7.3123km2。

四道柳煤矿设计生产能力为90万吨/年，核定生产能力为126万吨/年;现对6煤北翼采区进行采煤和掘进，即6102采煤工作面和6103进、回风顺槽及切眼的掘进工程。6102采煤工作面长度为985.1m，6103进回风顺槽设计掘进长度均为1270m，切眼设计掘进长度为180m;现6103进风顺槽掘进277m，6103回风顺槽掘进638m。

四道柳煤矿2016年计划采煤量为70万吨，安排两个采煤工作面即6102和6103工作面，现回采6102工作面，6103工作面为备采工作面;现掘进6103工作面两顺槽，后期安排掘进6104工作面两顺槽。

第二章

通风能力核定

一、矿井“一通三防”概况

(一)矿井通风系统

1.矿井通风方式、方法

四道柳煤矿通风方式为中央分列式，采用机械抽出式通风方法。

2.矿井需要风量、实际风量、有效风量

矿井实际需要风量为2797m3/min，矿井总进风量为4471m3/min，矿井总回风量为4517m3/min，有效风量率90.5%，矿井等积孔为4.24m2。

3.主要通风设备及运行参数

现矿井主通风机采用2台BD-Ⅱ-6-NO.20型轴流式通风机,一台工作，一台备用。

电机额定功率为2×75KW，风机额定风量为40-120m3/s，额定风压为400-1500Pa。目前主扇排风量为4632m3/min。

2015年11月矿井主要通风机经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检测合格。

4.分区通风情况

矿井进风主要通过主、副斜井进风，南翼、北翼采区布置专用总回风巷，实现分区通风，采掘工作面具有独立的通风系统，不存在不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风和不稳定的角联风路，矿井具有完整的独立通风系统。

5.局部通风机安装和使用情况

掘进通风方式全部采用压入式，局部通风机安装位置距掘进巷道回风口大于10m，并指定专人负责管理，每天至少进行一次主副风机 3

自动切换试验，其安装和使用全部符合《煤矿安全规程》第一百二十八条规定。

(二)矿井瓦斯等级及瓦斯管理

四道柳煤矿2012年8月进行了矿井瓦斯涌出量测定，测定结果：相对瓦斯涌出量为0.0.275m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.915m3/min;相对二氧化碳涌出量为0.733m3/t，绝对二氧化碳涌出量为2.442m3/min。根据《煤矿安全规程》规定，四道柳煤矿由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司，定级为瓦斯矿井。

(三)安全监控系统

四道柳煤矿配备一套KJ70N型安全监控系统型，以加强对地面和井下生产及设备运行的安全监控。井下对巷道内的瓦斯、一氧化碳、温度、风速、风门开关等参数进行实时监测，对风电闭锁开关、主要设备的开停、水仓水位等工况进行监控。遇险情时，能及时发出警报、切断危险区电源和将信息迅速传至地面中心站，以达到对灾害事故早期预测和预防，科学合理组织和管理生产的目的。

除了集中安全监测系统外，还配备常规的安全监测设备和装备，包括通风检测设备、气体检测设备、粉尘检测设备、防火测定仪、矿山压力及地质检测设备和灭火器等。

安全监控系统采用KJ70N型，实现甲烷超限声光报警、断电和甲烷风电闭锁控制，采用双电源自动切换供电系统。安全监控系统与鄂尔多斯东胜区煤炭局联网，数据24小时实时上传。监控设备及传

感器的种类、数量及安装位置等严格按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求布置和安装，并按规定定期进行调试。系统运行稳定、传输数据准确、断电灵敏可靠。

(四)防灭火系统

2014年11月委托内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对6#煤层爆炸性和煤层自燃发火倾向性进行了鉴定，矿井目前开采的6#煤层经鉴定具有爆炸性，煤属于1级容易自燃煤层。

矿井采取的防灭火措施是地面黄泥灌浆站防灭火系统为主，以移动注氮防灭火系统为辅，在6102综采工作面顺进风槽安装移动注氮装置。

(五)防尘系统

矿井防尘供水系统健全，采用消防与洒水合一的静压给水系统。水源取自风井工业场地1座800m3及洗煤厂工业场地1座1000m3的消防洒水水池，防尘管路通过主斜井、副斜井所敷设的无缝钢管输送到井下各用水地点。

井下防尘喷雾设施齐全，综采工作面采用架间自动喷雾系统。矿井主要运输道，采区回风道，皮带、运输斜井，采煤工作面上、下巷均安设防尘管路，按标准化要求设置三通闸门。井下所有运煤转载点均有完善的喷雾装置;采煤工作面进回巷、主要进风大巷及进风斜井和掘进工作面都安设净化水幕。矿井主要进回风巷、采区进回风巷按冲尘周期定期冲尘。

二、计算过程及结果

四道柳煤矿防尘、防灭火、安全监控系统完善，具有完整独立的通风系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠;采用机械通风，运转主扇和备用主扇同等能力，主要通风机经检测合格;安全监测仪器、仪表齐全可靠、局部通风机安装和使用符合规定;矿井瓦斯管理符合规定;按期进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量测定，符合通风能力核定条件。此次通风能力核定按照2016年3月份矿井实际生产情况进行核定，核定方法采用由里向外核算法计算。

(一)矿井需要风量计算

矿井总需风量按采煤、掘进、备用工作面、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和进行计算：

Q矿≥(∑Q采i+∑Q备i+∑Q掘i+∑Q硐i+∑Q其它i)×K，m3/min ∑Q采i —采煤工作面实际需要风量之和，m3/min ∑Q备i—备用工作面实际需要风量之和，m3/min ∑Q掘i —掘进工作面实际需要风量之和，m3/min ∑Q硐i —硐室实际需要风量之和，m3/min ∑Q其它i —矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min K —矿井通风需风系数，取1.30。

1、采煤工作面需风量计算

矿井目前布置1个回采工作面，风量计算结果： (1)6102综采工作面：460m3/min

因此，∑Q采 =460m3/min

2、独立掘进工作面需风量计算

矿井目前布置2个掘进工作面，风量计算结果：

(1)6103回顺：256m3/min;

(3)6103运顺及切眼：256m3/min;

因此，∑Q掘 =512m3/min。

3、硐室需风量计算

独立硐室需风量计算结果： (1)消防材料库：100m3/min (2)采区变电所：100m3/min (3)永久避难硐室：进风侧未进行独立配风 (4)中央变电所:进风侧未进行独立配风

4、其他用风地点需风量计算

(1)6003回撤通道：108m3/min (2)南翼辅运大巷南段：216m3/min (3)北区辅运回撤二联巷风门:108m3/min 7

(4)6102回撤通道风门:108m3/min

(5)北区辅运回撤四联巷风门:108m3/min

(6)北区辅运回风联巷:108m3/min

(7)五煤通风系统:216m3/min

(8)北区回撤通道一联巷配电点:108m3/min

因此：∑Q其它=1080 m3/min。

5、矿井需风量

∑Q矿=(∑Q采i+∑Q备i+∑Q掘i+∑Q硐i+∑Q其它i)×K

=(460+512+200+1080)×1.30

=2928m3/min

目前矿井实际进风量为4471m3/min，大于矿井需风量，风量满足要求。

(二)矿井通风能力计算

1、矿井通风能力计算公式：

pp采ip掘ji1j1m1

m2P：矿井通风能力，万t/a;

P采i：第i个回采工作面正常生产条件下的年产量，万t/a; P掘j：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：回采工作面的个数，个;

m2：掘进工作面的个数，个。

2、矿井通风能力计算

矿井总进风量4471m3/min，矿井需风量2797m3/min。采煤工作面需风量460m3/min，一个掘进工作面需风量256m3/min(平均值)。2016年计划原煤产量70.1万吨，其中回采煤60.3万吨，掘进煤9.8万吨。

矿井供给采煤和掘进的有效风量Q采掘

Q采掘=Q矿进-(∑Q硐i+∑Q其它i)×K矿通

=4471-(200+1080)×1.30

=2807m3/min 通过合理选取采掘比例，利用下式求出采掘工作面个数m

1、m2

Q采掘=m1Q采+m2Q掘

选取m1:m2=1:2

m1=Q采掘/(Q采+2 Q掘)

=2807/(460+2×256)

=2.9 m2=5.8 Q采、Q掘—为采面和掘面的平均风量 3.矿井通风能力：

p采i=30.2万t/a ，1个采煤队年平均产量; p掘j=4.9万t/a，1个掘进队年平均产量; P=m1p采i+ m2p掘j=2.9×30.2+5.8×4.9=116万t/a 9

(三)确定通风系统生产能力核定

经过以上计算和能力验证，矿井主要通风机实际运行工况点处于安全、稳定、合理、可靠的范围之内，主要通风机所产生的风量，满足安全生产实际需要;各用风地点及采区有效风量满足需求，井巷中风流速度、温度等符合《煤矿安全规程》规定;各相关地点瓦斯检测结果符合《煤矿安全规程》的有关规定。四道柳煤矿本次通风能力核定结果为116万吨/年。

第四篇：讲稿矿井通风系统及通风设计

矿井通风系统

主要内容：

一、矿井通风系统——基本任务、类型及其适用条件、主要通风机的工作方式与安装地点、通风系统的选择;

二、采区通风——基本要求、采区进风上山与回风上山的选择、采煤工作面上行风与下行风、采煤工作面通风系统;

三、通风构筑物及漏风——通风构筑物、漏风及有效风量、减少漏风措施;

四、矿井通风设计——矿井通风设计的内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择

一、矿井通风系统

矿井通风系统是矿井通风方式、通风方法和通风网路的总称。

(一)矿井通风系统的基本任务

矿井通风系统的基本任务如下：

(1)供给井下足够的新鲜空气，满足人员对氧气的需要。

(2)冲淡井下有毒有害气体和粉尘，保证安全生产。

(3)调节井下气候，创造良好的工作环境。

(二)矿井通风系统的类型及其适用条件

按进、回风井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。

1.中央式

进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式(中央分列式)(见图1)。

图1 2.对角式

(1)两翼对角式

进、回风分别位于井田的两翼。

进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼(沿倾斜方向的浅部)，称为两翼对角式;如果只有一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。

(2)分区对角式

进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。

两翼对角式与分区对角式通风系统如图2所示。

图2 3.区域式

在井田的每一个生产区域开凿进、回风井，分别构成独立的通风系统。

4.混合式

由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。

(三)主要通风机的工作方式与安装地点

主要通风机的工作方式有三种，即抽出式、压入式和压抽混合式。 1. 抽出式

如图3所示，主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。 2.压入式

如图4所示，主要通风机安装在入风井口，在压入式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。

图3

图4

3.压抽混合式

如图5所示，在入风井口设一风机做压入式工作，回风井口设一风机做抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。

图5

(四)矿井通风系统的选择

根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全及兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。

中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点，因此矿井初期宜优先采用。

有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式通风或分区对角式通风。

当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区对角式。

矿井通风方法一般采用抽出式。当地形复杂、露头发育老窑多、采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。

二、采区通风系统

采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元, 包括采区进、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。

(一)采区通风系统的基本要求

(1)每一个采区都必须布置回风道，实行分区通风。

(2)采煤工作面和掘进工作面应采用独立的通风系统。有特殊困难必须串联通风时，应符合有关规定。(串联通风，必须在被串联工作面的风流中装设甲烷断电仪，且瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%,其他有害气体浓度都应符合《煤矿安全规程》的规定)

4

(3)煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准。 (4)采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。

(二)采区进风上山与回风上山的选择

上(下)山至少要有两条;对生产能力大的采区可有三条或四条上山。 1.轨道上山进风，运输机上山回风 2.运输机上山进风、轨道上山回风

比较：轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，输送机上山进风，运输过程中所释放的瓦斯可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。

(三)采煤工作面上行风与下行风

上行风与下行风是相对于进风流方向与采煤工作面的关系而言的。如图6所示，当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则称下行通风。

图6

优、缺点：

(1)下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。

(2)上行风比下行风工作面的气温要高。

(3)下行风比上行风所需要的机械风压要大。

(4)下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。

(四) 采煤工作面通风系统

1.U形与Z形通风系统(见图7)

图7 2.Y形、W形及双Z形通风系统(见图8)

图8 3.H形通风系统(见图9)

图9

三、通风构筑物及漏风

矿井通风系统网路中适当位置安设的隔断、引导和控制风流的设施和装置，以保证风流按生产需要流动。这些设施和装置，统称为通风构筑物。

(一)通风构筑物

风构筑物分为两大类：一类是通过风流的通风构筑物，如主要通风机风硐、反风装置、风桥、导风板和调节风窗;另一类是隔断风流的通风构筑物，如井口密闭、挡风墙、风帘和风门等 。

1. 风门

风门：在需要通过人员和车辆的巷道中设置的隔断风流的门

安设地点：在通风系统中既要断风流又要行人或通车的地方应设立风门。在行人

6 或通车不多的地方，可构筑普通风门;而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应构筑自动风门。风门表示方式、调节风门表示方法如图10所示。

图10

设置风门的要求：

(1)每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5 m。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道。

(2)风门能自动关闭，通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置，风门不能同时敞开(包括反风门)。

(3)门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°。

(4)风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5 m，严密不漏风。墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实，墙垛平整，无裂缝、重缝和空缝。

(5)风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严。风门前后各5 m内巷道支护良好，无杂物、积水和淤泥。 2.风桥

设在进、回风交叉处而又使进、回风互不混合的设施称为风桥。

当通风系统中进风巷道与回风巷道需水平交叉时，为使进风与回风互相隔开，需要构筑风桥。风桥按其结构不同可分为以下三种：

(1)绕道式风桥：开凿在岩石里，最坚固耐用，漏风少。(见图11) (2)混凝土风桥：结构紧凑，比较坚固。(见图12)

图11

图12

(3)铁筒风桥：可在次要风路中使用。

7 3.密闭

密闭是隔断风流的构筑物，设置在需隔断风流、不需要通车行人的巷道中(见图13)。密闭的结构随服务年限的不同而分为两类：

(1)临时密闭，常用木板、木段等修筑，并用黄泥、石灰抹面。

(2)永久密闭，常用料石、砖、水泥等不燃性材料修筑。

图13 4.导风板

在矿井中应用以下几种导风板：

(1)引风导风板。 (2)降阻导风板。 (3)汇流导风板。

(二)漏风及有效风量 1.漏风及其危害

矿井有效风量：矿井中流至各用风地点，起到通风作用的风量总和。

漏风：未经用风地点而经过采空区、地表塌陷区、通风构筑物和煤柱裂隙等通道直接流(渗)入回风道或排出地表的风量。

漏风的危害：使工作面和用风地点的有效风量减少，气候和卫生条件恶化，增加无益的电能消耗，并可导致煤炭自燃等事故。减少漏风、提高有效风量是通风管理部门的基本任务。

2.漏风的分类及原因

(1)漏风的分类

矿井漏风按其地点可分为：

矿井外部漏风(或称井口漏风)：泛指地表附近如箕斗井井口、地面主通风机附近

8 的井口、防爆盖、反风门、调节闸门等处的漏风。

矿井内部漏风(或称井下漏风)：指井下各种通风构筑物的漏风、采空区以及碎裂的煤柱的漏风。

(2)漏风的原因

当有漏风通路存在，并在其两端有压差时，就可产生漏风。漏风风流通过孔隙的流态，视孔隙情况和漏风大小而异。 3.矿井漏风率及有效风量率

矿井有效风量：风流通过井下各工作地点实际风量总和。

矿井有效风量率：矿井有效风量与各台主要通风机风量总和之比。矿井有效风量率应不低于85%。

矿井外部漏风量：直接由主要通风机装置及其风井附近地表漏失的风量总和。(可用各台主要通风机风量的总和减去矿井总回或进风量)

矿井外部漏风率：矿井外部漏风量与各台主要通风机风量总和之比。 矿井主要通风机装置外部漏风率无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%。

(三)减少漏风，提高有效风量

1.外部漏风

漏风风量与漏风通道两端的压差成正比，和漏风风阻的大小成反比。应增加地面主要通风机的风硐、反风道及附近的风门的气密性，以减少漏风。

2.内部漏风

(1)采用中央并列式通风系统时，进、回风井保持一定的距离，防止井筒漏风。 (2)进、回风巷间的岩柱和煤柱要保持足够的尺寸，防止被压裂而漏风，进、回风巷间应尽量减少联络巷，必须设置两道以上的高质量的风门及两道反向风门。

(3)提高构筑物的质量，防止漏风，加强通风构筑物的严密性是防止矿井漏风的基本措施。

(4)采空区要注浆、洒浆、洒水等，可提高压实程度，减少漏风。 (5)利用箕斗回风时，井底煤仓要有一定的煤量，防止漏风。 (6)采空区和不用的风眼及时关闭。

四、矿井通风设计

(一)矿井通风设计的内容与要求

矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进和经济合理的矿井通风系

9 统。矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计。

1. 矿井通风设计的内容 (1)确定矿井通风系统。

(2)矿井风量计算和风量分配。 (3)矿井通风阻力计算。 (4)选择通风设备。 (5)概算矿井通风费用。 2.矿井通风设计的要求

(1)将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件; (2)通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力; (3)发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出;

(4)有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施; (5)通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。

(二)优选矿井通风系统

1.矿井通风系统的要求

(1)每一矿井必须有完整的独立通风系统。

(2)进风井口按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。

(3)箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。

(4)多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。

(5)每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。

(6)井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。

(6)井下充电室必须采用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。

2.确定矿井通风系统

根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。

(三)矿井风量计算

1.矿井风量计算原则

矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。

(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4 m3。 (2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。

10

2.矿井需风量的计算

(1)采煤工作面需风量的计算

按瓦斯涌出量计算、按工作面进风流温度计算、按使用炸药量计算、按工作人员数量计算按工作人员数量计算、按风速进行验算。

(2)掘进工作面需风量的计算 按瓦斯涌出量计算、按炸药量计算、按局部通风机吸风量计算、按工作人员数量计算、按风速进行验算。

(3)硐室需风量计算

机电硐室、爆破材料库、充电硐室。 3.矿井总风量计算

矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算。

(四)矿井通风总阻力计算

1.矿井通风总阻力计算原则

(1)矿井通风设的总阻力，不应超过3 000 Pa。

(2)矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

2.矿井通风总阻力计算

矿井通风总阻力：风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路(风流路线)各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。

对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。

在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。当根据风量和巷道参数直接判定最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力;当不能直接判定时，应选几条可能是最大的路线进行计算比较，然后定出该时期的矿井总阻力。

矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时亦称为通风困难时期。

对于通风困难和容易时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。

计算方法：沿着风流总阻力最大路线，依次计算各段摩擦阻力hf，然后分别累计得出容易和困难时期的总摩擦阻力hf1 和 hf2。

(五)矿井通风设备的选择

矿井通风设备是指主要通风机和电动机。

1.矿井通风设备的要求

(1)矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套备用。

(2)选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并且使通风设备长期高效率

11 运行。

(3)风机能力应留有一定的余量。

(4)进、出风井井口的高差在150 m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深 400 m以上时，宜计算矿井的自然风压。

2.主要通风机的选择

(1)计算通风机风量Qf 。

(2)计算通风机风压。

(3)初选通风机。

(4)求通风机的实际工况点。

(5)确定通风的型号和转速。

(6)电动机选择

(六)概算矿井通风费用

吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。

吨煤通风成本主要包括下列费用：

(1)电费(W1)。

(2)设备折旧费。

(3)材料消耗费用。

(4)通风工作人员工资费用。

(5)专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用。

(6)采每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用。

第五篇：第七章 矿井通风系统与通风设计

本章主要内容

1、矿井通风系统----类型、适应条件、主要通风机工作方式 、安装地点、通风系统的选择

2、采区通风----基本要求、进回风上山选择、采煤工作面通风系统

3、通风构筑物及漏风----风门、风桥、密闭、导风板;矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少漏风措施

4、矿井通风设计----内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择

5、可控循环通风

第一节 矿井通风系统

矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路、通风动力和通风控制设施的总称。

一、矿井通风系统的类型及其适用条件

按进、回井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。

1、中央式

进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式(中央分列式)。

2、对角式 1)两翼对角式

进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼(沿倾斜方向的浅部)，称为两翼对角式，如果只有一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。 2)分区对角式

进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。

3、区域式

在井田的每一个生产区域开凿进、回风井，分别构成独立的通风系统。如图。

4、混合式

由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。

二、主要通风机的工作方式与安装地点

主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。

1、 抽出式

主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。

2、压入式

主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。

3、压抽混合式

在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设一风机作抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。

三、矿井通风系统的选择

根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。

中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。因此，矿井初期宜优先采用。

有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区对角式通风;

当井田面积较大时，初期可采用中央通风，逐步过渡为对角式或分区对角式。 矿井通风方法一般采用抽出式。当地形复杂、露头发育老窑多、采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。

第二节 采区通风系统

采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元, 包括：采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。

一、采区通风系统的基本要求

1、每一个采区， 都必须布置回风道，实行分区通风。

2、采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。

3、煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，

4、采煤和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。

二、采区进风上山与回风上山的选择

上(下)山至少要有两条;对生产能力大的采区可有3条或4条上山。

1、轨道上山进风，运输机上山回风

2、运输机上山进风、轨道上山回风

比较：轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，输送机上山进风，运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。

三、采煤工作面上行风与下行风

上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。

优缺点：

1、下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。

2、上行风比下行风工作面的气温要高。

上行通风运煤方向 新风 污风下行通风运煤方向 新风 污风

3、下行风比上行风所需要的机械风压要大;

4、下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。

四、工作面通风系统

1、 U型与Z型通风系统

2、Y型、W型及双Z型通风系统

3、H型通风系统

第三节 通风构筑物及漏风

矿井通风系统网路中适当位置安设的隔断、引导和控制风流的设施和装置，以保证风流按生产需要流动。这些设施和装置，统称为通风构筑物。

一、通风构筑物

分为两大类：一类是通过风流的通风构筑物，如主要通风机风硐、反风装置、风桥、导风板和调节风窗;另一类是隔断风流的通风构筑物，如井口密闭、挡风墙、风帘和风门等 。

1、风门

按设地点：在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立

-+-+风门表示方式调节风门表示方式 风门。在行人或通车不多的地方，可构筑普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应构筑自动风门。 设置风门的要求：

(1)每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5m。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道;

(2)风门能自动关闭;通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置;风门不能同时敞开(包括反风门);

(3)门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°;

(4)风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m，严密不漏风;

墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝、重缝和空缝;

(5)风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严;风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。

2、风桥

当通风系统中进风道与回风道需水平交叉时，为使进风与回风互相隔开需要构筑风桥。按其结构不同可分为三种。

1)绕道式风桥 开凿在岩石里，最坚固耐用，漏风少。

2)混凝土风桥 结构紧凑，比较坚固。

3)铁筒风桥 可在次要风路中使用。

3、密闭

密闭是隔断风流的构筑物。设置在需隔断风流、也不需要通车行人的巷道中。密闭的结构随服务年限的不同而分为两类：

1)临时密闭，常用木板、木段等修筑，并用黄泥、石灰抹面。

5 观察孔放水孔表示方式

2)永久密闭，常用料石、砖、水泥等不燃性材料修筑。

4、导风板

在矿井中应用以下

几种导风板。 1)引风导风板 ; 2)降阻导风板; 3)汇流导风板

二、漏风及有效风量

1、矿井漏风及其危害性

有效风量：矿井中流至各用风地点，起到通风作用的风量。

漏风：未经用风地点而经过采空区、地表塌陷区、通风构筑物和煤柱裂隙等通道直接流(渗)入回风道或排出地表的风量。

漏风的危害：使工作面和用风地点的有效风量减少，气候和卫生条件恶化，增加无益的电能消耗，并可导致煤炭自燃等事故。减少漏风、提高有效风量是通风管理部门的基本任务。

2、漏风的分类及原因 1)漏风的分类 矿井漏风按其地点可分为：

(1)外部漏风(或称井口漏风)泛指地表附近如箕斗井井口，地面主通风机附近的井口、防爆盖、反风门、调节闸门等处的漏风。

(2)内部漏风(或称井下漏风)是指井下各种通风构筑物的漏风、采空区以及碎裂的煤柱的漏风。 2)漏风的原因

当有漏风通路存在，并在其两端有压差时，就可产生漏风。漏风风流通过孔隙的流态，视孔隙情况和漏风大小而异。

3、矿井漏风率及有效风量率

1)矿井有效风量Qe

是指风流通过井下各工作地点实际风量总和。

2)矿井有效风量率： 矿井有效风量率是矿井有效风量Qe与各台主要通风机风量总和之比。矿井有效风量率应不低于85%。

3)矿井外部漏风量

--指直接由主要通风机装置及其风井附近地表漏失的风量总和。(可用各台主要通风机风量的总和减去矿井总回(或进)风量) 4)矿井外部漏风率

--指矿井外部漏风量QL与各台主要通风机风量总和之比。

矿井主要通风机装置外部漏风率无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%。

4、减少漏风、提高有效风量

漏风风量与漏风通道两端的压差成正比，和漏风风阻的大小成反比。应增加地面主要通风机的风硐、反风道及附近的风门的气密性，以减少漏风。

第四节 矿井通风设计

一、矿井通风设计的内容与要求

1、矿井通风设计的内容

• 确定矿井通风系统; • 矿井风量计算和风量分配; • 矿井通风阻力计算; • 选择通风设备; • 概算矿井通风费用。

2、矿井通风设计的要求

• 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件; • 通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力; • 发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出; • 有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施; • 通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。

二、优选矿井通风系统

1、矿井通风系统的要求

1) 每一矿井必须有完整的独立通风系统。

2)进风井囗应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和

7 高温气体侵入的地方。

3)箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。

4)多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。

5)每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。

6)井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。

7)井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。 2、确定矿井通风系统

根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。

三、矿井风量计算

(一)、矿井风量计算原则

矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。

(1)按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3; (2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。

(二)矿井需风量的计算

1、采煤工作面需风量的计算

采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 (1) 按瓦斯涌出量计算：

Qwi100Qgwik式中：Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/min

Qgwi——第

i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min

kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2~1.6 炮采工作面取kgwi=1.4~2.0,水采工作面取kgwi=2.0~3.0

(2)按工作面进风流温度计算：

采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计

8 算。其气温与风速应符合表中的要求：

采煤工作面进风流气温 ℃ <15 15~18 18~20 20~23 23~26 采煤工作面风速 m/s 0.3~0.5 0.5~0.8 0.8~1.0 1.0~1.5 1.5~1.8 采煤工作面的需要风量按下式计算：

Qwi60VwiSwikwli式中

vwi—第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表中取;m/s,

Swi—第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2 ;

kwi——第i 个工作面的长度系数。

3)按使用炸药量计算：

Qwi25Awi

式中 25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min;

——第i个采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。

4) 按工作人员数量计算：

Qwi4nwi

式中

4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min

nwi——第i 个采煤工作面同时工作的最多人数,个。

5) 按风速进行验算

按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：

Qwi600.25Swi

按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：

2、掘进工作面需风量的计算：

Qwi604Swi

煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。

(1)按瓦斯涌出量计算：

Qhi100Qghikghi

式中

Qhi——第i个掘进工作面的需风量，m3/min

Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量;m3/min

kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数。一般可取1.5~2.0。

Qhi25Ahi

(2)按炸药量计算

式中

25——使用1kg炸药的供风量，m3/min;

Ahi——第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg

(3)按局部通风机吸风量计算

QhiQhfikhfi

式中

——第i个掘进工件面同时运转的局部通风机额定风量的和。

khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3;进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。

(4)按工作人员数量计算

Qhi4nhi

式中 nhi——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。 (5)按风速进行验算

按最小风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量：

Qhi600.15Shi

各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量;

10 Qhi604Sdi

按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：

Qhi600.25Shi式中

shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m

2 3、硐室需风量计算

独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：

(1)机电硐室

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： 式中

Qri——第个机电硐室的需风量，m/min

——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，

ρ——空气密度，一般取1.25kg/m3 cp——空气的定压比热，一般可取1KJ/kgk Δt——机电硐室进、回风流的温度差，℃ 采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量

Qri=60~80

m3/min

(2)爆破材料库

Qri=4*V/60

式中

v——库房空积，m3

(3)充电硐室

按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算

Qri=200*qrhi

式中 qrhi——第个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。

5、矿井总风量计算

矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和:

3Qri3600Ncp60tQm(QwtQhtQrt)km11 式中∑Qwl——采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min;

∑Qhl——掘进工作面所需风量之和，m3/min;

∑Qrl——硐室所需风量之和，m3/min;

km——矿井通风系统(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)备用系数，宜取1.15~1.25。

四、矿井通风总阻力计算

(一) 矿井通风总阻力计算原则

1、矿井通风设的总阻力，不应超过2940Pa。

2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。

(二)矿井通风总阻力计算

矿井通风总阻力：风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路(风流路线)各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。

对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。

在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。当根据风量和巷道参数直接判定最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力;当不能直接判定时，应选几条可能是最大的路线进行计算比较，然后定出该时期的矿井总阻力。

矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时亦称为通风困难时期。

对于通风困难和容易时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。

计算方法：

沿着风流总阻力最大路线，依次计算各段摩擦阻力

hf，然后分别累计得出容易和困难时期的总摩擦阻力

hf1 和

hf2。

通风容易时期总阻力 ：

12 hm1hf1hehf1(0.1~0.15)hf1(1.1~1.15)hf1hm2hf2hehf2(0.1~0.15)hf2(1.1~1.15)hf

2通风困难时期总阻力：

h

hf 按下式计算： 式中 fnhfihfiiliuisi2Qi2i

1五、矿井通风设备的选择

矿井通风设备是指主要通风机和电动机。

(一)矿井通风设备的要求：

1、矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套作备用。

2、选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。

3、风机能力应留有一定的余量。

4、进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。

(二)主要通风机的选择

1、计算通风机风量Qf Q fkQm

式中

Qf——主要通风机的工作风量，m3/s;

Qm——矿井需风量，m3/s;

k——漏风损失系数，风井不提升用时取1.1;箕斗井兼作

回砚用时取1.15;回风回升降人员时取1.2。

2、计算通风机风压

离心式通风机(提供的大多是全压曲线)：

HtdminhmhdhvdHN

容易时期

困难时期

HtdmaxhmhdhvdHN

轴流式通风机(提供的大多是静压曲线)：

HsdminhmhdHN

容易时期

困难时期

hm--通风系统的总阻力;

HsdmaxhmhdHN

hd--通风机附属装置(风硐和扩散器)的阻力;

hvd --扩散器出口动能损失;

HN--自然风压，当自然风压与通风机风压作用相同时取“+”;自然风压与通风机负压作用反向时取“-”。

3、初选通风机

根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsdmin(或Htdmin)和矿井通风困难通风机的Qf、Hsdmax(或Htdmax)在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。

4、求通风机的实际工况点

因为根据Qf、Hsdmin(或Htdmin)和Qf、Hsdmax(或Htdmax)确定的工况点，但设计工况点不一定恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。步骤：

1)计算通风机的工作风阻

用静压特性曲线时：

RsdminHRsdmaxHsdmaxQ2fsdminQ2fRtdRtdminHHtdminQ2ftdmaxQ2f max 14

用全压特性曲线时：

2)确定通风机的实际工况点

在通风机特性曲线上作通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。

5、确定通风的型号和转速

根据通风机的工况参数(Qf 、Hsd 、η、N)对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定通风机的型号和转速。

6、电动机选择

(1)通风机的输入功率按通风容易和困难时期，分别计算风所需的输入功率Nmin

，Nmax 。

Q(m3/s)(Hmin,Qfmin)RmaxMmaxRmin(Hmax,Qfmax)MminNminQfHsdmin1000sQfHtdmin1000sH (Pa)Nmax QfHsdmax1000sNmin

NmaxQfHtdmax1000s

(2)、电动机的台数及种类

NeNmaxke(etr) NeminNminNmaxke(etr)

当Nmin≥0.6Nmax时，可选一台电动机，电动机功率为：

当Nmin<0.6Nmax时，选二台电动机，其功率分别为：

初期：

后期按选一台电机公式计算。ηe ：电机效率，ηtr：传动效率。

六、概算矿井通风费用

吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。

吨煤通风成本主要包括下列费用：

1、电费(W1)

吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算：

W1(EEA)DT

E——主要通风机年耗电量，

D——电价，元/KWh;

T——矿井年产量，吨;

ηv——变压器效率，可取0.95;

EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量;

ηw——电缆输电效率

2、设备折旧费

3、材料消耗费用

4、通风工作人员工资费用

5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用。

6、采每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用。

第五节 可控循环通风概述

可控循环通风是由英国学者S.J.LEACH和A.SLACK研究提出，七十年初在英国开始应用。之后，包括中国在内的许多国家也相继对可控循环通风进行了研究和应用。

定义：在低瓦斯矿中，当采掘工作面位于矿井的边远地区，原有通风系统不能保证按需供风，而该地区的回风的风质又比较好时，可以在局部通风系统的进、回风之间安置通风设备、设施和监控设备，对回风进行合理循环控制加以再利用，以增加用风地点的实际风量。此种通风方法称为可控循环风。

循环率：

QC100%QQQc循环风机 16