荆各庄矿通风能力核定文档格式.docx
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2011年矿井通风能力核定为195.72万t/a，2011年实际出原煤125.07万t。
1.1.1井田位置及范围
矿井位于唐山市境内的荆各庄村附近，距市中心18km，在开平煤田凤山西北侧，自成一盆状向斜，井田面积9.23km2。
地理位置优越，交通方便快捷。
北距大秦铁路和京沈高速公路、102国道10km，南距七滦铁路和205国道、津秦高速公路7km，矿井自备铁路北到陡河电厂，南与七滦线相接，距秦皇岛、塘沽、京唐港均100km，形成了比较完整的交通网，四通八达，陆运、汽运、海运十分便利。
1.1.2矿井储量
截至2011年底，剩余地质储量5273.9万吨，其中可采储量371.4万吨。
1.1.3矿井煤层赋存条件
（1）可采煤层数量、厚度
井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成，煤系地层总厚度约450m，共含大小煤层19层，煤层总厚度25.3m，含煤系数5.7%，其中可采煤层共四层，集中在大苗庄组和赵各庄组，即煤9、煤11、煤12-1、煤12-2，平均总厚度16.22m。
煤9：
为矿井的主采煤层，厚度为0～17.67m，平均厚度为7.43m，煤层为黑色、条带状构造，玻璃光泽，以亮为主。
煤层容重1.44t/m3，煤层一般含2～3层夹矸，多为炭质页岩，夹矸变厚处煤层厚度明显变薄，且上分层煤往往尖灭于煤层顶板，下分层煤是主要煤层。
煤11：
厚度0.37～4.22m，平均1.62m。
倾角3～68°
，平均14°
。
玻璃光泽以亮为主，内含黄铁矿结核。
中间有一层夹石，但分布不稳定。
煤的容重1.42t/m3。
区内煤层厚度变化较大，总的趋势是：
东翼、西翼、轴东采区厚度较大，而轴西采区和南翼则较薄。
煤12-1：
煤层厚度为0.53～4.05m，平均2.17m。
倾角0～65°
，平均为15°
，煤层厚度变化较稳定。
煤层为黑色块状—条带状构造，玻璃光泽以亮为主。
煤层中间夹一层稳定的炭质页岩，上分层煤厚为0.19～1.95m，平均0.85m，下分层煤厚为0.20～2.06m，平均0.75m，夹矸厚度为0～1.64m，平均0.698m。
煤层容重为1.35t/m3。
煤12-2：
为矿井主采煤层，煤层厚度为1.27～11.58m，平均5.00m。
煤层黑色，快状构造，质硬，含夹石4～5层，最多达11层，为复杂结构煤层，其中下部含一层分布极稳定的细砂岩夹矸，灰白色或浅灰色，条带状，致密坚硬，厚度0.02～0.78m，平均0.39m。
煤层的容重为1.53t/m3。
（2）煤层煤质
矿井生产的产品为气煤，为低硫高灰煤，不能用来当作炼焦用煤和化工用煤，发热量为16.33～16.47MJ/kg。
1.1.4矿井生产规模
矿井设计生产能力120万t/a，1983年进行了环节改造，使产量逐年上升，2011年核定生产能力为195.723万t/a，2011年实际出原煤125.07万t。
1.1.5矿井开采
井田矿井开拓方式为立井多水平斜井延深方式，第一水平标高为-375m，阶段垂高为205m（-375m至煤层露头），以中央石门为主巷，分东翼、西翼和南翼，在煤12-2底板砂岩中各开拓两条大巷，分别为1148辅助运输大巷、1149胶带运输大巷、1248辅助运输大巷、1240胶带运输大巷、1048辅助运输大巷、1049胶带运输大巷，其端部为集中皮带上山。
第二水平标高为-475m，阶段垂高为100m，采用暗斜井开拓方式，从南翼大巷南端始，向井田深部开拓四条斜井，即：
2048辅助运输、2049胶带运输斜井、2020E回风斜井、2020W回风斜井，至-475m标高开拓二水平车场，然后由-475m向各煤层施工上山。
采掘方式为大巷盘区和集中上山开采，目前井田共分五个采区，即：
东翼采区、西翼采区、南翼采区、轴东采区、轴西采区，目前南翼采区、东翼采区、轴东采区、轴西采区均在开采。
开采煤层顺序自上而下为：
煤9～煤11～煤12-1～煤12-2。
至目前为止，三个水平的9煤层基本采完，但以三个水平均有残余储量待回采。
目前矿井共有4个综采工作面，1个备用工作面，4个掘进工作面。
1.1.6矿井瓦斯情况
2012年度矿井瓦斯等级鉴定，绝对瓦斯涌出量1.04m3/min，相对瓦斯涌出量0.42m3/t；
二氧化碳绝对涌出量9.64m3/min,相对涌出量3.85m3/t，鉴定等级为瓦斯矿井。
1.1.7矿井通风情况
（1）矿井通风系统及通风方式
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，1#副井、2＃副井进风，主井兼作回风。
矿井现有三个生产水平，分别是-375水平（一水平）、-475水平（二水平）和-530水平（三水平），目前二水平没有生产活动；
两个回风水平，分别是-246水平和-365水平。
-246水平是一水平的回风水平，-365水平是二、三水平的回风水平。
（2）通风机主要参数
主井安装两台型号为2KZ-28轴流式通风机，配套电机型号TD143-34/10，电机功率800KW，一台工作，一台备用，担负着全矿井的通风任务。
目前电机输入功率540.14kW，总效率71.08%，风机叶片安装角度为45°
（3）矿井主要通风参数
目前该矿井总排风量9929.4m3/min，总进风量9457.8m3/min，矿井有效风量8942.4m3/min，矿井需风量7666.55m3/min，通风机工作负压2320Pa,矿井通风阻力为2185.53Pa，等积孔4.09m2。
（4）矿井煤尘、自然发火情况
井下所有可能产生煤尘的地点采取综合防尘措施。
综采工作面采取机组内外喷雾、移架喷雾、净化水幕等措施防尘；
掘进工作面采取除尘风机配合旋流器、掘进机内外喷雾、放炮使用水炮泥、放炮喷雾、净化水幕、防尘帘等措施防尘、降尘；
各转载点采取自动喷雾等措施进行综合防尘技术，主要进回风大巷、各工作面按要求定期冲刷巷道清除积尘，并按规程要求安设了隔爆设施，粉尘防治达到了国家标准要求。
2012年未发生自然发火事故。
（5）井下用风地点
目前该矿井回采工作面共有1013、2025D、3126D、1195F等4个综采工作面，共有2390柱1个备用工作面。
掘进工作面有:
1112F风道掘进、0021B运道掘进、2390柱风道切眼掘进、2390柱运道绕道掘进4个掘进工作面。
需独立供风机电硐室有-375火药库、-375中央水泵房、-375蓄电车房、2030配电室、1434配电室、1138配电室、-475水泵房、-530水泵房、-530蓄电车房、1134避难硐室共10个。
1.2矿井通风能力核定依据
（1）《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿生产能力核定管理办法》
（2）《煤矿通风能力核定办法（试行）》；
（3）《煤矿安全规程》（2011年版）；
（4）《煤炭工业设计规范》（GB50359-2005）；
（5）其他有关法律、法规、规定。
⑹《煤矿生产能力核定标准》（中华人民共和国安全生产行业标准AQ1056-[2008]号文件）；
1.3矿井通风能力核定条件
（1）矿井有完整、独立的通风、防尘、防灭火以及安全监控系统；
通风系统合理，通风设施齐全、可靠；
（2）矿井采用机械通风，运转风机和备用风机具备同等能力；
矿井通风机经唐山翼东矿业安全检测检验有限公司检验、测试合格；
（3）安全检测仪器、仪表齐全可靠；
（4）局部通风机的安装和使用符合规定；
（5）采掘工作面的串联通风符合规定；
（6）矿井瓦斯管理符合有关规程规定。
2矿井通风能力核定
按照《煤矿生产能力核定标准》（中华人民共和国安全生产行业标准AQ1056-[2008]号文件）进行核定。
2.1矿井需风量计算
矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。
式中：
——矿井需要风量，m3/min；
——采煤工作面实际需要风量，m3/min；
——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
——硐室实际需要风量，m3/min；
——备用工作面实际需要风量，m3/min；
——其他用风巷道实际需要风量，m3/min；
——矿井通风需风系数（抽出式
取1.15～1.20，压入式
取1.25～1.30）。
2.1.1采煤工作实际需要风量的计算
（1）每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
①按气象条件计算
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一中选取，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，㎡；
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；
70%——有效通风断面系数；
60——为单位换算生产的系数。
表1采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温℃
采煤工作面风速（m/s）
＜20
1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～1.8
表2kch——采煤工作面采高调整系数
采高/m
＜2.0
2.0～2.5
＞2.5及放顶煤面
系数（kch）
1.1
1.2
表3kcl——采煤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（kcl）
＜15
0.8
15～80
0.8～0.9
80～120
120～150
150～180
＞180
1.30～1.40
②按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100×
qcg×
kcg
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平均的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量
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。
③按照二氧化碳涌出量计算
Qcf=67×
qcc×
kcc
Qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min.；
Kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不平均的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
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。
④按炸药量计算
a）一级煤矿许用炸药
Qcf≥25Acf
b）二、三级煤矿许用炸药
Qcf≥10Acf
Acf——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；
25——每千克一级煤矿许用炸药需风量m3/min；
10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量m3/min。
⑤按工作人员数量验算；
Qcf≥4Ncf
Ncf——采煤工作面同时工作的人数，人；
4——每人需风量，m3/min；
⑥按风速进行验算
a）验算最小风量
Qcf≥60×
0.25Scb
Scb＝lcb×
hcf×
70%
b）验算最大风量
Qcf≤60×
4.0Scs
Scb＝lcs×
c）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾等降尘措施后，验算最大风量。
5.0Scs
Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
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，m2；
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%——有效通风断面技术，m/s。
4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s。
5.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s。
矿井目前布置采煤工作面有4个。
各工作面风量依据以上公式计算其汇总结果见表4。
表4采煤工作面需要风量计算表
工作面
参数
采煤工作面
3126D工作面
1013工作面
2025D工作面
1195F工作面
Vcf（m/s）
Scf（㎡）
8.28
6.89
8.625
kch
qcg（m3/min）
0.08
0.26
0.13
0.29
Kcg
qcc（m3/min）
0.46
0.32
0.77
Kcc
Acf（kg）
6
20.15
Ncf（人）
50
53
Scb（m2）
8.97
7.395
9.315
Scs（m2）
7.59
5.625
7.935
lcb（m）
3.9
4.35
9.3
lcs（m）
3.3
3.75
7.9
hcf（m）
2.3
1.7
Q气侯条件（m3/min）
382.5
318.3
398.5
Q瓦斯（m3/min）
9.6
31.2
15.6
69.6
Q二氧化碳（m3/min）
55.2
38.4
92.4
Q炸药量（m3/min）
60
201.5
Q人数（m3/min）
200
212
Q风速验算（m3/min）
134.55～1821.6
110.93～1350
97.81～1333.08
Q需风量（m3/min）
合计（m3/min）
1481.8m3/min
则，矿井采煤工作面需要风量合计∑Q采=1481.8m3/min。
（2）备用工作面
备用工作面实际需要风量应满足按瓦斯、二氧化碳、气像条件等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。
矿井有1个备用工作面，即2390柱工作面;
备用工作面按实际需要风量最大的采煤工作面的1/2的进行计算。
=199.25m3/min
式中Qb——备用工作面需要风量，m3/min。
则，1个备用工作面需要风量：
∑Qb=199.25×
1=199.25m3/min
（3）各采煤工作面风量计算汇总
∑Qcf＝Qb＋Qcf＝1681.05m3/min
（4）备用工作面实际需要风量应该满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。
（5）布置有专用排瓦斯巷的采煤工作面实际需要风量计算
Qcf=Qcr+Qcd
Qcr=100×
qgr+kcg
Qcr=40×
qgd+kcg
Qcr——采煤工作面回风巷需要风量，m3/min；
Qcd——采煤工作面专用排瓦斯巷需要风量，m3/min；
qgr——采煤工作面回风巷的排瓦斯量，m3。
qgd——采煤工作面专用排瓦斯巷的风排瓦斯量，m3；
40——专用排瓦斯巷回风流中的瓦斯浓度不应超过2.5%的换算系数。
我公司无专用排瓦斯回风巷的回采工作面。
2.1.2掘进工作面需要风量核算
（1）掘进工作面实际需要风量的计算
①每个掘进工作面实际需要风量，瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际需风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值
Qhf=100×
qhg×
khg
qhg——掘进工作面回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；
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，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。
qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；
khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，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。
Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；
按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量。
⑤按局部通风机实际吸风量计算
a）无瓦斯涌出的岩巷
b）有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷
Qaf——局部通风机实际吸风量，m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.15——无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；
0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；
——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积m2。
⑥按工作人员数量验算
4——每人每分钟供风标准，4m3/min；
Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，人;
⑦按风速进行验算
a）验算最小风量
——无瓦斯涌出的岩巷
——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷
b）验算最大风量
Qaf≤60×
4.0Shf
Shf——掘进工作面巷道的净断面积，m2。
（2）各掘进工作面风量计算汇总
矿井目前布置掘进工作面有4个。
各工作面风量依据以上公式计算其汇总结果见表5。
表5各工作面需要风量计算表
掘进工作面
1112F风道
2390柱风道切眼
2390柱运道绕道
0021B运道
煤岩类别
煤
qhg（m3/min）
0.16
khg
qhc（m3/min）
0.41
0.93
Khc
Ahf（kg）
6.9
8.7
9.15
Qaf（m3/min）
300
I（台）
1
Shd（m2）
8.77
9.08
9.48
Nhf（人）
23
Q除尘风机（m3/min）
262.2
282.3
62.4
49.2
111.6
69
87
91.5
Q风机实际吸风量（m3/min）
436.2
442.2
Q人员数量验算（m3/min）
92
131.55～2104.8
136.2～2179.2
133～2500.8
Q掘m3/min
1750.8m3/min
则，矿井掘进工作面需要风量合计ΣQ掘=1750.8m3/min。
2.1.3井下硐室需要风量核算
各个独立通风硐室的需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。
（1）风量计算公式
①井下爆破材料库需要风量计算
Qem=4V/60
式中
Qem——井下爆炸材料库需要风量，m3/min；
V——井下爆炸材料库的体积，m3;
4——井下爆破材料库内空气每小时更换次数。
但大型爆炸材料库不应小于100m3/min，中、小型爆炸材料库不应小于60m3/min
②充电硐室需要风量计算
Qer=200×
qhy
Qer——充电硐室需要风量，m3/min；
qhy——充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min；
200——按其回风流中氢气浓度小于0.5%的换算系数；
但充电硐室的供风量不应小于100m3/min。
③机电硐室需要风量计算
发热量大的硐室按硐室中运行的机电设备发热量进行计算。
式中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；
数值见表6；
ρ——空气密度，一般取ρ=1.20kg/m3;
cp——空气的定压比热，一般可取cp=1.0006KJ/（kg×
k）；
Δt——机电硐室进、回风流温度差，K。
表6机电硐室发热系数（
）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或取60～80m3/min；
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℃。
（2）各硐室风量计算汇总
矿井下独立通风硐室有10个。
各硐室风量依据以上公式计算其汇总结果见表7。
表7井下硐室需要风量计算表
硐室名称
θ
∑N
（kW）
Δt
（℃）
V
（m3）
qd
（m3/min）
Q
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