矿井通风阻力测定报告.docx
耒阳市马康煤业公司炭山煤矿矿井通风阻力测定报告
2018年3月
会审表
为了确保矿井安全生产，保证矿井通风正常，根据《煤矿安全规程》规定，我矿于2017年4月28日矿井通风系统风阻进行一次测定。
一、组织领导小组
组长：胡召祥
副组长：王德华
成员：尹小平（通风技术员）、刘爱明（生产副矿长）、曹国金（安全副矿长）、刘仁仕（采煤技术员）、雷群松（地质技术员）、欧学明（机电技术员）、候井德（掘进技术员）
1、概述
矿井通风系统现状生产布置及风量分配情况：
主（副）斜井→运输石门→运输巷→采煤工作面→回风巷→回风→回风斜井→引风道→地面。
2、通风阻力实际测定、计算及分析
2.1、通风阻力测定的目的矿井通风阻力测定是矿井通风技术管理的一项重要内容，其主要目的在于
（1）了解矿井通风系统的阻力分布情况；
（2）为生产矿井通风系统优化和合理配风提供基础资料和参数；
（3）为矿井井下灾害防治和风流调节提供必要的基础资料；
（4）为保证矿井的正常生产和增产提效提供依据；
（5）为矿井通风能力核定提供基础参数。
2.2、通风阻力测定的技术依据及方法
《矿井通风阻力测定方法》MT/T 440-1995MT/T440-1995
《煤矿安全规程》第119条规定：“新井投产前必须进行次通风阻力测定，以后每年至少次，矿井转入新水平生产或改变一翼通风系统后，必须重新进行矿井通风阻力测定。
采用基点法测定时两测点间的通风阻力计算
公式为：）＋ Z1－Z2 g，（1）
式中：1、2――分段阻力，
Pa；P1，P2――，
Pa；――分段巷道起点和末点基点绝对静压，
Pa；ρ1，ρ2――的空气密度，Kg/m3；
V1，V2――的风速m/s；
g――重力加速度m/s2；
Z1，Z2――的标高，m。
式中：――空气密度，Kg/m3；
――干球温度，℃；?
一、概况
参照湖南省煤炭工业局《关于2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》（湘煤行[2012]21号）文件，根据《矿山储量年报》和周边煤矿的瓦斯情况，确定该矿为瓦斯矿井，设计采用矿井相对CH4涌出量为9.6m3/t，相对CO2涌出量为19.2m3/t。
根据2010年湖南省煤安检验检测中心检验报告，检验结果是该矿井可采煤层无煤尘爆炸性，矿井可采煤层属不易自燃煤层。
矿井无地温异常现象；矿井最大班下井人数为60人。
二、矿井通风
1、矿井通风方式和通风方法
矿井通风方式为分区式，通风方法为机械抽出式
2、风井数目、位置及服务时间
风井为2个，分别有西风井和东风井。
西风井(原大坪煤矿主井) 井口坐标：X＝2904638，Y＝，Z＝+149，井筒方位角126°,坡度为28°，长度208.5m，落底标高为+50m。服务时间为6年。
东风井(原峒探井风井) 井口坐标：X=2904832，，Z=+145.2，井筒方位角20°,坡度为28°，长度219m，落底标高为+42m。服务时间为6年。
3、掘进通风和硐室通风
矿井生产时，设计安排有三个掘进工作面，采用局部通风机压入式通风；井下设有中央变电站、中央水泵房、采区绞车房等硐室，其中中央变电站、中央水泵房回风串入生产采区；采区绞车房、机车充电室采用独立配风。
三、矿井风量计算
矿井风量根据《煤矿安全规程》要求和矿井生产实际情况，按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室等用风点实际需风量进行分别计算，取其最大值。
1、按井下同时工作的最多人数计算
Q=4NK/60=4×60×1.25/60=5.0(m3/s)
式中：Q————矿井总供风量，m3/s；
4————每人每分钟供风标准，m3/min；
N————井下同时工作最多人数，人；
K————矿井通风系数，取1.25；
2、按采煤、掘进、硐室等用风点实际需风量计算
⑴、采煤工作面需风量计算
设计按相对瓦斯涌出量、相对二氧化碳涌出量、工作面温度、工作面炸药消耗量和采煤工作面人数等分别计算，取其中最大值，并用风速进行验算。
①、按瓦斯相对涌出量计算采煤工作面需风量
Q采=q CH4×T×Kc×100/(24×60×60)
=9.6×273×1.5×100/(24×60×60)
=4.56（m3/s）
式中: q CH4—————矿井相对瓦斯涌出量,取9.6m3/t;
T———————单个工作面日产量，取273吨；
Kc——————涌出不均衡风量备用系数，取1.5。
②、按二氧化碳相对涌出量计算采煤工作面需风量
Q采=q CO2×T×Kc×100/(24×60×60)
=19.2×273×1.5×100/2.0/(24×60×60)
=4.55（m3/s）
式中: q CO2—————矿井相对二氧化碳涌出量,取19.2m3/t;
T———————单个工作面日产量，取273吨；
Kc——————涌出不均衡风量备用系数，取1.5。
③、按工作面温度计算
Q采=Vc·Sc·Ki =1.0×4.2×1.0=4.2（m3/s）
式中：Vc——回采工作面适宜风速；取1.0m/s;
Sc——回采工作面平均有效断面积；
Sc=4.2m2
Ki——工作面长度系数，＜50m取0.8，50—80m取0.9，80—120m 取1.0；
④、按炸药消耗量计算
Q采=25×A=25×10÷60=3.75（m3/s）
式中：25————每kg炸药爆破后，需供给的风量，m3/min·kg；
A—————采面一次使用最大炸药量，取A=10kg。
⑤、按工作面人数计算
Q采=4N÷60=4×20÷60=1.3（m3/s）
式中：N————回采面同时工作人数，取20人。
⑥、按风速进行验算
通过以上计算可知，+50m水平与±0m水平工作面所需风量相差不大，其最大值为4.56m3/s，取Q采为4.6m3/s。
按风速验算如下：
60×0.25S＜Q采＜60×4S
Q采=4.2 m3/s=252m3/min
60×0.25×4.2≤Q采≤4×60×4.2
63≤276≤1008
通过以上验算，工作面风量Q采取4.6m3/s满足风速要求，全矿井2个工作面生产，故∑Q采=9.2m3/s。
⑵、掘进工作面需风量计算
设计按绝对瓦斯涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药消耗量、工作面人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算。
①、按瓦斯绝对涌出量计算
因矿井无掘进工作面瓦斯涌出量参数，根据同类矿井瓦斯涌出量规律，掘进工作面绝对瓦斯涌出量按全矿20%选取。
Q掘= q CH4×T×Kc×100/(24×60×60)
=9.6×20%×273×1.5×100/(24×60×60)
=0.91（m3/s）
式中：Q掘——单个掘进工作面实际需要风量，m3/s；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量；
Kj—————掘进工作面涌出不均衡风量备用系数，取1.5。
②、按局部通风机吸风量计算
A、半煤岩巷掘进工作面
Q掘=Q扇+15S
=180+15×6.24
=273.6m3/min=4.6m3/s。
式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；
Q?扇—局部通风机实际吸风量，半煤岩巷局部通风机型号为YBT—11，取Q?扇=180m3/min；
S—掘进工作面断面积，6.24m2。
B、岩巷掘进工作面
Q掘=Q扇+9S
=180+9×6.55
=239（m3/min）=4.0（m3/s）
式中： Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；
Q?扇—局部通风机实际吸风量，局部通风机型号为YBT—11，取Q?扇=180m3/min；
S—掘进工作面断面积，6.55m2。
③、按炸药使用量计算
A、岩巷掘进工作面
Q掘=25×A=25×8÷60
=3.33（m3/s）
式中：25————每kg炸药爆破后，需供给的风量，m3/min·kg；
A—————掘进工作面一次使用最大炸药量，取A=8kg。
B、半煤岩巷掘进工作面
Q掘=25×A=25×6÷60
=2.50（m3/s）
式中：25————每kg炸药爆破后，需供给的风量，m3/min·kg；
A—————掘进工作面一次使用最大炸药量，取A=6kg。
④、按工作面人数计算
Q掘=4N÷60=4×8÷60=0.53（m3/s）
式中：N————掘进工作面同时工作人数，取8人。
通过上述计算，单个掘进工作面风量取Q掘=4.0m3/s。
⑤、按风速进行验算
A、岩巷掘进工作面
V岩=Q掘/S =4.0/6.55=0.61（m/s）
B、半煤岩巷掘进工作面
V半煤=Q掘/S =4.6/6.24=0.74（m/s）
根据《煤矿安全规程》101条规定，岩巷掘进工作面最低风速为0.15m/s，最高风速为4m/s；半煤岩巷掘进工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s；通过验算，掘进工作面风速符合《规程》要求。
根据上述计算取最大值，则Q掘取4.6 m3/s。全矿设计配备3个掘进工作面，其中3个为半煤岩巷掘进工作面，均设计为独立配风，故∑Q掘=13.8m3/s。
⑶、硐室需风量计算
该矿井为小型煤矿，设有一个机车充电硐室Q硐=1.2m3/s。11采区和12采区绞车房各配Q硐=1.2m3/s井下未配备井下爆破材料库，—50水泵房、—50变电所回风串入生产采区，因此∑Q硐前=3.6m3/s。后期—50水泵房、—50变电所、下山绞车房、回风串入生产采区，设有一个机车充电硐室Q硐=1.2m3/s。∑Q硐后=1.2m3/s。
⑷、其它地点需风量
矿井无其它地点需单独供风。
∑Q它=0
⑸、矿井投产初期（通风容易时期）总需风量
Q容易=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K
=（9.2+13.8+3.6+0）×1.2=32(m3/s)
式中：∑Q————矿井需要的总风量，m3/s；
∑Q采————矿井各回采工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q掘————矿井各掘进工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q硐————矿井各独立通风硐室所需风量之和，m3/s；
∑Q其它————矿井除采掘硐室外其它需风量之和，m3/s；
K——————矿井通风系数，取1.2。
通过上述计算，矿井投产初期矿井总进风量为32 m3/s。
⑹、矿井末期（通风困难时期）总需风量
矿井通风困难时期设计采煤工作面2个，掘进工作面4个，只有一个机车充电硐室Q硐=1.2m3/s。
Q容易=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K
=（9.2+18.4+1.2+0）×1.2=34.5(m3/s)
式中：∑Q————矿井需要的总风量，m3/s；
∑Q采————矿井各回采工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q掘————矿井各掘进工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q硐————矿井各独立通风硐室所需风量之和，m3/s；
∑Q其它————矿井除采掘硐室外其它需风量之和，m3/s；
K——————矿井通风系数，取1.2。
通过上述计算，矿井后期矿井总进风量为34.6m3/s。
二、矿井风量分配
矿井投产初期为矿井通风容易时期，两采三掘，即1172工作面和1271工作面采煤时期，矿井总进风量为32.0m3/s，其中主井进风量为20.0m3/s，副井进风量为12.0m3/s。矿井总回风巷量32.0m3/s，其中西风井回风巷量19.5m3/s，东风井回风巷量12.5m3/s。具体用风地点为2个回采工作面配风11.0m3/s，3个掘进工作面共配风16.5m3/s，3个机电硐室配风4.5m3/s。
矿井通风最困难时期，两采四掘即1178工作面和1277工作面采煤时期，矿井总进风量为34.5m3/s，其中主井进风量为22.0m3/s，副井进风量为12.5m3/s。矿井总回风巷量34.5m3/s，其中西风井回风巷量18.0m3/s，东风井回风巷量16.5m3/s。具体用风地点为2个回采工作面配风11.0m3/s，4个掘进工作面共配风22.0m3/s，3个机电硐室配风1.5m3/s。
风量分配见矿井通风系统图C1218—171—01、C1218—171—02。
三、矿井风压与等积孔
1、矿井负压计算
h= α×L×P×Q2/S3
式中：h——井巷的风压，Pa
α——井巷的摩擦阻力系数，N·S2/m4。
L——巷道长度，m
P——井巷周长，m
S——井巷的净断面积，m2
Q——井巷的通过风量，m3/s
通过计算得出，通风容易时期：
Q西=19.5m3/s， H容=317.3Pa；
Q东=12.5m3/s, H容=219.24Pa；通风困难时期：
Q西=18.0m3/s， H困=327.04Pa；
Q东=16.5m3/s, H困=319.02Pa；
计算结果见表5—1、5—2、5—3、5—4。
2、等积孔
风井等积孔：
A=1.19Q/h 1/2
式中：A —————风井等积孔，m 2； Q —————矿井总进风量，m 3/s ； h —————矿井通风阻力，Pa 。 A 西容=1.19×19.5/317.31/2 =1.3(m 2)
A 东容=1.19×12.5/219.241/2
=1.0(m 2)
A 西困=1.19×18.0/327.041/2 =1.18(m 2)
A 东困=1.19×16.5/319.021/2
=1.09(m 2)
该井初南、北风井通风容易时期通风难易程度均为中等，为中等阻力矿井。
全矿井等积孔：
A 总=
东
西东
东西西东西Q Q h Q h Q Q Q +++)
(19.1
式中： A —————矿井等积孔，m 2； Q ————— 总进风量，m 3/s ；
h ————— 通风阻力，Pa 。 A 总容=
5
.125.1924
.2195.123.3175.19)5.125.19(19.1+?+?+?
=2.28(m 2) A 总困=
5
.160.1802
.3195.1604.3270.18)5.160.18(19.1+?+?+?
=2.28(m 2)
该井总通风容易时期和困难时期的通风难易程度均为容易，为小阻力矿井。
矿井初期西风井通风阻力计算表 表5—1
矿井初期东风井通风阻力计算表表5—2
矿井后期西风井通风阻力计算表表5—3
矿井后期东风井通风阻力计算表表5—4