煤矿通风能力核定报告
煤矿名称：*********矿 煤炭生产许可证号：
2011年7月13日
目 录
第一章 矿井基本情况 ............................................................................................ 2
一、地理位置....................................................................... 错误！未定义书签。 二、地质概况....................................................................... 错误！未定义书签。 三、矿井开采现状............................................................................................... 10 四、矿井通风系统：........................................................................................... 11 第二章 矿井通风能力核定.................................................................................... 12
一、 矿井通风能力核定计算公式..................................................................... 12 二、 矿井总进风量Q'的计算 ............................................................................ 12
1、按井下同时工作最多人数计算矿井风量：.......................................... 12 2、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算：.............. 13 三、矿井通风负压、等积孔计算....................................................................... 18
1、矿井通风总阻力...................................................................................... 18 2、等积孔计算及通风难易程度的评价...................................................... 19 四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取................................................... 20 五、矿井通风能力核定计算............................................................................... 20 六、矿井通风能力验证....................................................................................... 21 七、矿井通风能力核算结果............................................................................... 21
一、核定通风系统能力必备条件：
1、必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理通风设施齐全可靠；
2、必须采用机械通风、运转风机和备用风机必须具备同等能力，矿井通风机经具备资质的检验机构测试合格；
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、矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。
二、通风系统能力核定的主要内容：
第一章 矿井基本情况
一、交通位置
矿区位于乌鲁木齐西部，距乌鲁木齐市约50km，北西距昌吉市45km，北距硫磺沟镇10km，距八一钢铁厂20km。路经矿区的公路有乌鲁木齐通往庙尔沟旅游区及昌吉市通往庙尔沟的沥青公路，矿区内有简易公路通往各矿，交通条件良好。
二、地形地貌
本区属天格尔山脉中段西部，地形复杂，总体上西高东低，北高南低，沟谷纵横，属低山丘陵地形，海拔高程+1260—+1380m，高差
100—200m。
三、河流
矿区东界外2km处发育有一条区域性地表水系（头屯河），其流向自南西向北东流迳矿区东部边缘。河道宽20—60m，河床宽150m左右，河水流量随季节性变化而变化。6—7月流量最大可达81.1m3/s，每年10月到3月为枯水期，1—3月份最小流量仅达0.9—0.95 m3/s，为常年流水的河流。此外，区内尚有各沟谷，在雨季和洪水期可形成短暂地表水流。
四、气象与地震
区内属大陆性气候，气候变化的总趋势是冬季严寒，夏季炎热，春秋两季气候多变。全年最冷在12月至翌年3月，最低气温-20℃左右，每年7—8月气温最高，平均在20℃以上，年降水量222.1—264.1mm，年平均降水日70—90d，年蒸发量一般为1882.6mm。冻土深度达1m，3月下旬至4月开始解冻。风向以西南风为主，春秋为风季，最大风速2.9m/s，一般风速1.2—2.0m/s。
矿区位于天格尔山北部边缘，属强震断裂带范围之内，地震活动强度大，频率高，小震多，其烈度划为8级区。
五、现有水、电源情况
目前，生活用水主要从头屯河利用原有的设施、设备将河水通过输水管道泵入矿区高位蓄水池，以利于生产、生活用水。 目前，矿井主供电源将改为从硫磺沟110变电站（新建），电压等级为35kv，备用电源为硫磺沟变电站，电压等级为10kv，形成双
回路供电。
第二节 地质特征
一、矿区地质 A、地层
矿区范围内以第四系覆盖为主，其它地层（中侏罗统西山窑组）仅在矿区中部有所出露。
B、构造
矿区位于阿克德向斜南翼，地层走向为北东—南西向，为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾角地表为11—18°，全区内未发现其它断裂、挠曲等构造，构造简单。但在老斜井+1130m水平北翼巷道中在掘进时发现一小断层，为一个小逆断层，影响不大。
二、煤层 （一）含煤性
中侏罗统西山窑组是矿区的主要含煤地层，其煤层主要发育于西山窑组地层的下部，煤层较为集中，各煤层沿走向有一定的变化，在头屯河以东，煤层合并层数少，结构简单，煤层间距较小，西部煤层由于沉积环境有所改变，煤层开始分叉，煤层层数增加，煤层结构由简单趋向于相对复杂，煤层间距相对增大。共计含煤18层，其煤层编号为1—18号，其中头屯河矿区全区可采的煤层为4—5、7、9—15号煤层，9—15号煤层在43—45线以西分叉为9—10、11、12、
13、14—15号煤层，其中9—10、14—15号煤层为全区可采煤层。煤层总厚35.13—44.28m，平均总厚40.14m，含煤系数为7%，其中含可采煤层4层，其编号为4—5、7、9—10、14—15号煤，可采总厚23.02—40.86m，平均总厚为33.33m。
（二）可采煤层
4—5号煤层：全区可采，煤层厚度较稳定，为9.22m，沿走向倾向有一定变化，多以单一煤层发育，含夹矸1层，顶板多为粉砂岩，局部为中细砂岩，底板多为粉砂岩，极少为中砂岩。
7号煤层：平均厚度 2.53m，发育比较稳定，结构简单，含夹矸1层，顶板为粉砂岩，底板多为粉砂岩，局部发育有中砂岩。
9—10号煤层：全区可采，含夹矸2—3层，该煤层沿走向变化不大，但沿倾向有变薄、夹矸变多的趋向，平均厚度为10.90m，发育比较稳定，煤层顶板多为粉砂岩，局部发育有炭质泥岩，底板为粉砂岩、泥岩。
14—15号煤层：由2—3层单煤层组成，平均厚为10.68m，煤厚沿走向自东向西加厚，沿倾向向深部煤层加厚，夹矸变薄，该煤层发育较为稳定，煤层顶板多为粉砂岩，局部为炭质泥岩，底板多为粉砂岩，局部发育有炭质泥岩。煤层特征见下表。
煤层特征表
三、其它开采技术条件 1、煤层顶底板特征
矿区煤层顶底板岩性多为较致密灰色、深灰色粉砂岩，个别区段煤层伪顶发育有炭质泥岩，但这些煤层的直接顶板均为粉砂岩。岩层致密坚硬，但风化易碎，遇水变软，煤层顶底板均属泥质胶结的粉砂岩，略含炭质，岩石稳定性中等。4—5号煤层顶板饱和状态下的单向抗压强度可达56.3Mpa，其底板为35.5Mpa，属半坚硬岩石，稳定性中等；7号煤层顶板饱和状态下单向抗压强度为33.6Mpa，其底板为41.0Mpa，为半坚硬岩石，稳定性中等；9-10、14-15号煤层，其顶底板岩石饱和状态下单向抗压强度均小于 30MPa，为软弱岩石，不稳定。煤层顶底板岩石物理力学性质见下表
煤层顶底板岩石物理力学表
2、瓦斯
根据新煤协便发[2007]134号文批准的《关于对*********矿〈矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定〉成果的综合评审意见》，矿井瓦斯绝对涌出量为0.93m3/min，矿井瓦斯相对涌出量为5.2m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.87m3/min，二氧化碳相对涌出量3.81m3/t，确定矿井为低沼气矿井。
3、煤尘的自燃
矿区内矿井主采煤层均属低灰—中灰、低硫—特低硫、低磷易燃煤。各煤层自燃发火期为4—5号煤层5—6个月，9—15号煤层4—6个月。
煤层自燃倾向性见下表。
煤层自燃倾向性表
4、煤尘
根据以往煤层化验测试，本矿区煤层煤尘均具有爆炸性。各化验测试情况详见下表。
煤尘爆炸试验成果表
四、水文地质
本区位于准噶尔盆地南缘，天格尔山北麓，乌鲁木齐凹陷的头屯河河谷中游两岸。天格尔山山峰耸立，发育着较丰富的积雪和冰川，是构成山前丘陵地带山前冲积扇和山前倾斜平原地下水的主要补给源。
本矿以孔隙、裂隙充水为主的矿床，地下水以大气降水为主要的充水水源，含水层富水性弱，可采煤层直接顶底板岩性多为胶结致密的粉砂岩、细砂岩岩层，为稳定的隔水层，且本区地质构造简单，因此，本矿区的水文地质类型为简单型。
C、充水因素分析
本矿区内含煤地层的充水含水层虽然含水性弱，对矿床充水影响可能不甚严重，但可能造成矿床突发性充水的因素还是存在的。
1、采空区积水
本矿区原主要生产矿井位于矿区东部，煤层倾向上游，2001年已闭井。矿区范围内浅部各煤层已被采空，现生产矿井位于煤层倾向的中深部，现主采4—5号煤层，已采8个水平，储量所剩无几，井田范围内已形成大面积采空区，其中可能积存一定量的积水。另外，周边煤矿开采时间均在十几年以上，在各自的矿区范围内形成大面积的采空区。
2、采空裂隙导水
本区现主要可采煤层共4层，累计可采厚度平均为33.33m，预计本区导水裂隙带平均高度为115.46m，随着本矿区井巷的延伸及开
拓，采空塌陷形成的裂隙会成为大气降水、地表水及邻近老塘积水进入井下的通道。
虽然本区属干旱气候，但往往以暴雨形式集中降水，由于地表植被稀少，且坡降大，易在沟中形成洪水，裂隙带使地表水对矿井充水成为可能。
D、矿井涌水量预计
由于本矿水文地质条件简单，采用类比法预计涌水量。 参照本矿区内现生产矿井，该矿井现开采水平+1118m，采空面积16.605万m2，日涌水量为8m3，设定地下水以大气降水为补给源，以本矿区内最低地面高程（+1260m），为初始水位高程，则降深为142m。
设定未来矿区开采最低水平为+1000m，则水位降深为260m，井田内开采形成的全部采空区面积为28.405万m2。
采用类比法，涌水量与开采面积，水位降深成直线关系的计算公式：
Q=Q0×F/F0×S/S0
式中：Q0—参照矿井涌水量（m3/d）
Q—预算矿井涌水量（m3/d） F0—参照方现采空面积（m2） F—预算采区面积（km2） S0—现矿井水位降深（m） S—未来设计水位降深（m） 依此计算未来矿井涌水量Q=24m3/d
三、矿井开采现状
本矿井为9万吨/年改扩建矿井，矿井始建于1997年，2004年建成3万吨/年规模， 2006年经自治区批准进行“九万吨”改扩建，改扩建工程自2006年4月份起正式开工，2009年3月完成建设进行试生产, 2009年6月份通过验收取得“五证”，投入正式生产。
矿井开拓方式为斜井开拓，现有主混合提升斜井、主斜风井（兼第二安全出口）。主混合提升斜井井（井口标高+829.604m）主要承担矿井的进风、提煤、运料、提升人车、安全出口等任务，主斜风井（井口标高+838.056m）主要为矿井总出风口，安装有人行梯架作为矿井第二安全出口。
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式，地面安装两套FBCZ-6-NO14型同等能力的主扇风机，矿井有完善的通风系统，通风设施完好。
矿井为低瓦斯矿井，已安装了KJ90N型矿井安全监控系统，系统完好正常使用。还安装了人员定位系统，也使用正常。
矿井现生产水平为＋740m水平，回采阶段为+750m水平。目前开采煤层为45-2#煤层，采煤方法为水平分段巷柱式轻型支架放顶煤，工作面采用ZF2800/15/24F型低位放顶煤液压支架。+750水平运输顺槽采用SGB420—30型刮板输送机运输。
现回采煤层为45-2#煤层，为本矿井田内可开采煤层的最底板煤层，在+740水平45-2#煤层上部煤层45-1#、43-2#、43-1#、41#、40#、38#煤层均为原小窑采空，无可采价值，为此，《初步设计》将9万吨首采面布置在+740水平唯一没有回采的45-2#煤层，待+740水平45-2#煤层开采结束后,将转入下阶段+650水平从顶板向底板依次
开采。因此，在+740水平没有向顶板煤层掘进巷道进行开采，本次瓦斯等级鉴定也没有对在本水平揭露其它煤层进行鉴定，待下水平开采揭露后再补做其他煤层的瓦斯等级鉴定。
依据规定我矿井下只准布置一采两掘，本年度我矿掘进及回采区域为45-2#煤层，目前井下+740水平45-2#煤层东布置一个回采面，+740水平西翼布置一个掘进面，+650水平布置一个掘进面。
四、矿井通风系统：
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，通风系统完善，设备齐全，风井安装有两台同型号的主扇，一台工作，一台备用，主扇型号：FBCZ-6-NO14型，功率：30KW，额定风量：750—1890m3/min；风压：100—550Pa。通风系统完好畅通、设施齐全，斜风井防爆门及反风设施完好，经反风试验反风率达73%以上。
本次进行通风能力核定时矿井的通风路线：
路线A：主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层东主运输巷 → +750水平刮板运输顺槽→+750水平回采工作面→+760水平回风顺槽→+760水平主回风巷→总斜风井→地面。
路线B：主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层西主运输巷 → +740水平掘进工作面→+740-+760水平回风上山眼→+760水平回风巷→+760水平至+793水平回风上山→+793水平主回风巷→总斜风井→地面。
路线C：主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层东主运输巷 → +740-+793水平东轨道上山斜巷→+793水平绞车硐室→+793水平东回风巷→总回风斜风井→地面。
路线D：主混合斜井→+600水平车场巷道→+600水平中央变电
室→+600水平主水泵房→主回风斜巷→总风井→地面。
第二章 矿井通风能力核定
一、 矿井通风能力核定计算公式
矿井通风能力核定计算公式（低瓦斯矿井公式）： PQ'350
q1K104 （2.10）
式中：P——年通风能力，万t/a；
3Q'——矿井总进风量，m/min；
3q1——平均日产吨煤需要风量，(m/min)/t/d ；
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，结合矿井实际选取确保瓦斯不超限的系数。
350——一年按350天计算，d/a。
二、 矿井总进风量Q'的计算
1、按井下同时工作最多人数计算矿井风量：
Q=4×N×K（m3/min）
式中： 4——每人每分钟供风量 m3/min
N——井下同时工作的人数，取40人（根据赛福特煤矿初步设计）
K---矿井通风系数，取值1.3～1.5范围。
根据以上进行总风量计算：
Q=4×40*1.5=240 m3/min
2、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算：
Q＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×K
式中：∑Q采—采煤工作面实际需风量总和，m3／min；
∑Q掘—掘进工作面实际需风量总和，m3／min；
∑Q硐—硐室实际需风量总和，m3／min；
∑Q它—其它需风量总和，m3／min。
K矿备----矿井通风系数，包括矿井内漏风和配风不均匀匀
因素，一般取1.1---1.2。
1）、采煤工作面所需要的风量
按同时回采的各采煤工作面实际需要风量的总和计算。
1）、按工作面同时工作的最多人数计算：
Q采=4N=4×15人=60 m³/min
2）、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
瓦斯：Q采 =100×QCH4/C×K采通
=100×0.51/1×2
=102 m³/min
∑Q采—矿井采煤工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCH4—采煤工作面瓦斯绝对涌出量（m³/min）
C—采煤工作面回风中允许的最大含量（﹪），《规程》规定不
能超过1﹪，即：C=1﹪
K采通—采煤工作面的通风系数，通常取1.4-2。
二氧化碳：Q采=100×QCO2/C×K采通
=100×0.66/1.5×2
=88 m³/min
∑Q采—矿井采煤工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCO2 —采煤工作面二氧化碳涌出量（m³/min）
C— 采煤工作面回风中允许最大含量，C=1.5﹪。
K采通---采煤工作面的通风系数，通常取1.4-2。
3）、按采煤工作面一次性爆破最大炸药量计算:
Q采=25A=25×9=225m³/min
A—采煤工作面一次使用最大药量，取9kg。
4）、按工作面的温度计算
Q采=60V采S采K采
式中:V采--采煤工作面温度在20℃时，一般取0.8-1.1m/s。
S采—采煤工作面的有效通风断面，取最大控顶距和最小控顶
距的平均值。采煤工作面的平均有效断面，由于工作面采用巷放顶煤开采，工作面布置1付支架，宽度2.8米，采高2.4米，有效断面取
6.7m2。
K采—工作面长度系数，工作面小于15米时，取0.8。.
Q采=60×1.12×6.7×0.8=360m³/min
5)、按风速计算
240S≥Q≥15S（m³/min）
式中：S—采煤工作面平均有效断面，取9.6m2
Q≥15S=15×9.6=144m³/min
Q≤240S=240×=2304m³/min
6）、风量确定
根据以上计算结果，回采工作面风量最大值为：
Q采=360m³/min
以上计算结果,符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的规定。
2）、掘进工作面所需要的风量
按同时掘进的各工作面实际需要风量的总和计算。
1）、按工作面同时工作的最多人数计算：
Q掘=4N=4×10人=40 m³/min
2）、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
瓦斯：Q掘 =100×QCH4/C×K掘通
=100×0.4/1×2
=80 m³/min
∑Q掘—矿井掘进工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCH4—掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m³/min）
C---掘进工作面回风中允许的最大含量（﹪），《规程》规定不
能超过1﹪，即：C=1﹪
K掘通---工作面的通风系数，通常取1.4-2。
二氧化碳：Q掘=100×QCO2/C×K掘通
=100×0.6/1.5×2
=80 m³/min
∑Q掘—矿井掘进工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCO2 —掘进工作面二氧化碳涌出量（m³/min）
C—掘进工作面回风中允许的最大含量，C=1.5﹪。
K掘通---工作面的通风系数，通常取1.4-2。
3）、按掘进工作面一次性爆破最大炸药量计算:
Q掘=25A=25×5=125m³/min
A—掘进工作面一次使用最大药量，取5kg。
4）、按工作面的温度计算
Q掘=60V掘S掘K掘
式中:V掘—工作面温度在15℃时，一般取0.3-0.5m/s。
S掘 —工作面的有效通风断面，取最大控顶距和最小控顶距的
平均值，m2。
K掘 —工作面长度系数，工作面小于15米时，取0.8。
Q掘 =60×0.5×2.2×2.8×0.8=147.8 m³/min（取150m³/min）
5）、按局部通风机实际吸风量计算：
Q掘＝Qf×I×kf
式中：Qf－局扇吸风量，按FBD№5.0/11局扇吸风量180m3/min取；
I－局扇台数,取1台；
kf－为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.1
—1.2。
Q掘＝180×1×1.17＝210m3／min
6)、按风速验算
Q≥15S≤240S（m³/min）
Q≥15S=15×2.5×3.2=120 m³/min
Q≤240S=240×2.5×3.2=1920 m³/min
7）、风量确定
根据以上计算结果，掘进工作面风量最大值为：
Q掘=210m³/min
以上计算结果,符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的规定。
3）、硐室需风量计算
①井下水泵房
Q泵=3600×∑W×θ/ρ×CP×60×△t (m3/min)
式中：∑W——机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率，75KW
θ——机电硐室的发热系数，水泵房取0.02
ρ——空气密度，一般取1.2kg/ m3
CP——空气的定压气热，一般取1.0006Kj/
△ t——硐室内进、回风温差，取2
Q泵=3600×75×0.02/1.2×1.0006×60×2=37 m3/min
通过以上计算，井下水泵房所需风量为37 m3/min
②井下中央变电所
Q变=3600∑W*θ/ρCP60△t m3/min
式中：∑W——机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率，400KW
θ——机电硐室的发热系数，水泵房取0.02
ρ——空气密度，一般取1.2kg/ m3
CP——空气的定压气热，一般取1.0006Kj/
△ t——硐室内进、回风温差，取4
Q泵=3600×400×0.02/1.2×1.0006×60×1=99 m3/min
通过以上计算，井下中央变电所所需风量为99 m3/min，为满足变电所值班和检修人员得正常供风，所以井下中央变电所需风量为100m3/min。
因水泵房和变电所为一体合计配风按100m3/min。
③采区绞车房，根据国内类似矿井的经验，其供风量按50m3／min计算。
4）、其它地点需风量
根据矿井开拓布置，再无其它独立用风地点。
5）、矿井总风量计算：
Q总＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×K
＝（1×360＋2×210＋50+100）×1.1
＝1023m3／min
根据以上计算结果，矿井最大总需风量为：1023m3／s。
三、矿井通风负压、等积孔计算
1、矿井通风总阻力
h总=∑（aluq2/s3）+h局+He
式中：h总——矿井通风阻力Pa
a——井巷摩擦阻力系数N.s2/m4
l——井巷长度m
u——井巷周边长m
s——井巷净断面积m2‘
q——井巷中流过的风量m3/s
h局——局部阻力Pa
He——自然风压Pa
由于矿井通风线路是一个复杂的网络。地面大气从主、进入矿内，直到从主扇风机出口排到大气中，要克服各段井巷的通风阻力。根据井巷风阻的叠加原则，将井下各巷道的通风阻力计算出来进行累
加。
①经计算得：矿井生产初期通风阻力最大风路井巷通风阻力h=57.6Pa，具体见附表。
②局部阻力取井巷阻力的15%。h局=57.6×0.15=8.64 Pa。
③自然风压=Hρ1g-Hρ2g
=Hg(ρ1-ρ2)
式中：H—矿井深度，为232米；
ρ1— 进风井平均密度，计算如下：
即：0.003484×P×13.6×9.8/（273+T1)
ρ2— 回风井平均密度，计算如下：
即：0.003484×P×13.6×9.8/（273+T2)
P—地面大气压力，取760毫米Hg；
T1—进风侧平均温度；
T2—回风侧平均温度；
g — 重力加速度，取9.8。
自然风压=232×9.8{0.003484×760×13.6×9.8/（273+10）-0.003484×760×13.6×9.8/（273+15）}
=44.56 Pa
（本公式取自采矿设计手册，本矿全年平均进井温度10度，出风井平均温度15度。）
则矿井总阻力h总=57.6+44.56+8.64=110.8 Pa
2、等积孔计算及通风难易程度的评价
（1）、矿井等积孔
矿井等积孔：A＝1.19Q／h
式中：A—等积孔，m2；
Q—矿井总风量，m3／s；
H—矿井通风负压，pa
经计算，矿井通风等积孔生产初期为2.47m2。
（2）、通风难易程度评价
矿井通风生产时期为容易。
四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取
由实测数据和矿井通风情况进行q计算时，首先应对上年度供风量的安全、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计算应考虑近三年来的变化，取其合理值。
我矿从2007年至2009年期间为建井阶段，2010年才开始投入正常的生产时期，目前井下布置“一采两掘”三个工作面，根据2010年瓦斯等级鉴定结果和日常瓦斯检查报表来看，各工作面的瓦斯浓度在0—0.02%之间，矿井瓦斯涌出基本稳定，这说明矿井各用风地点的风量基本满足排放瓦斯的要求，符合矿井通风设计和安全规程的规定标准。
所以，在选取q值时，按照不小于1.5的设计规定，结合我矿生产吨煤的通风和瓦斯排放情况，计算选取q值为2.5。
五、矿井通风能力核定计算
由实测数据和矿井通风设计相比，可知矿井各用风地点的实际配风均比设计大，将有关数据代入公式（2.10）中可得矿井年通风能力
为：
P=1023×350/(2.5×1.4×104)
=10.23（万t/a）
所以，矿井通风系统能力为10.23万t/a。
六、矿井通风能力验证
1、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安全、稳定、可靠、合理的范围内。
2、在进行通风能力核定中,按规定选取有关系数，进行通风网络解算。依据对矿井所有巷道的通风阻力测定，根据测定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性能匹配，能否满足安全生产实际需要。
3、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能满足风量需要，井巷中风流速度、温度应符合《煤矿安全规程》规定。
4．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，验证了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》的有关规定。
七、矿井通风能力核算结果
按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力，符合
《煤矿安全规程》有关规定的，矿井通风系统不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，矿井通
风系统完善健全，通风设施完好可靠，能满足矿井安全通风的要求。
根据以上计算结果，该矿井的通风能力为10.23万吨/年，符
合9万吨/年生产能力的设计标准。
煤矿通风能力核定报告
煤矿名称：*********矿 煤炭生产许可证号：
2011年7月13日
目 录
第一章 矿井基本情况 ............................................................................................ 2
一、地理位置....................................................................... 错误！未定义书签。 二、地质概况....................................................................... 错误！未定义书签。 三、矿井开采现状............................................................................................... 10 四、矿井通风系统：........................................................................................... 11 第二章 矿井通风能力核定.................................................................................... 12
一、 矿井通风能力核定计算公式..................................................................... 12 二、 矿井总进风量Q'的计算 ............................................................................ 12
1、按井下同时工作最多人数计算矿井风量：.......................................... 12 2、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算：.............. 13 三、矿井通风负压、等积孔计算....................................................................... 18
1、矿井通风总阻力...................................................................................... 18 2、等积孔计算及通风难易程度的评价...................................................... 19 四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取................................................... 20 五、矿井通风能力核定计算............................................................................... 20 六、矿井通风能力验证....................................................................................... 21 七、矿井通风能力核算结果............................................................................... 21
一、核定通风系统能力必备条件：
1、必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理通风设施齐全可靠；
2、必须采用机械通风、运转风机和备用风机必须具备同等能力，矿井通风机经具备资质的检验机构测试合格；
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、矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。
二、通风系统能力核定的主要内容：
第一章 矿井基本情况
一、交通位置
矿区位于乌鲁木齐西部，距乌鲁木齐市约50km，北西距昌吉市45km，北距硫磺沟镇10km，距八一钢铁厂20km。路经矿区的公路有乌鲁木齐通往庙尔沟旅游区及昌吉市通往庙尔沟的沥青公路，矿区内有简易公路通往各矿，交通条件良好。
二、地形地貌
本区属天格尔山脉中段西部，地形复杂，总体上西高东低，北高南低，沟谷纵横，属低山丘陵地形，海拔高程+1260—+1380m，高差
100—200m。
三、河流
矿区东界外2km处发育有一条区域性地表水系（头屯河），其流向自南西向北东流迳矿区东部边缘。河道宽20—60m，河床宽150m左右，河水流量随季节性变化而变化。6—7月流量最大可达81.1m3/s，每年10月到3月为枯水期，1—3月份最小流量仅达0.9—0.95 m3/s，为常年流水的河流。此外，区内尚有各沟谷，在雨季和洪水期可形成短暂地表水流。
四、气象与地震
区内属大陆性气候，气候变化的总趋势是冬季严寒，夏季炎热，春秋两季气候多变。全年最冷在12月至翌年3月，最低气温-20℃左右，每年7—8月气温最高，平均在20℃以上，年降水量222.1—264.1mm，年平均降水日70—90d，年蒸发量一般为1882.6mm。冻土深度达1m，3月下旬至4月开始解冻。风向以西南风为主，春秋为风季，最大风速2.9m/s，一般风速1.2—2.0m/s。
矿区位于天格尔山北部边缘，属强震断裂带范围之内，地震活动强度大，频率高，小震多，其烈度划为8级区。
五、现有水、电源情况
目前，生活用水主要从头屯河利用原有的设施、设备将河水通过输水管道泵入矿区高位蓄水池，以利于生产、生活用水。 目前，矿井主供电源将改为从硫磺沟110变电站（新建），电压等级为35kv，备用电源为硫磺沟变电站，电压等级为10kv，形成双
回路供电。
第二节 地质特征
一、矿区地质 A、地层
矿区范围内以第四系覆盖为主，其它地层（中侏罗统西山窑组）仅在矿区中部有所出露。
B、构造
矿区位于阿克德向斜南翼，地层走向为北东—南西向，为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾角地表为11—18°，全区内未发现其它断裂、挠曲等构造，构造简单。但在老斜井+1130m水平北翼巷道中在掘进时发现一小断层，为一个小逆断层，影响不大。
二、煤层 （一）含煤性
中侏罗统西山窑组是矿区的主要含煤地层，其煤层主要发育于西山窑组地层的下部，煤层较为集中，各煤层沿走向有一定的变化，在头屯河以东，煤层合并层数少，结构简单，煤层间距较小，西部煤层由于沉积环境有所改变，煤层开始分叉，煤层层数增加，煤层结构由简单趋向于相对复杂，煤层间距相对增大。共计含煤18层，其煤层编号为1—18号，其中头屯河矿区全区可采的煤层为4—5、7、9—15号煤层，9—15号煤层在43—45线以西分叉为9—10、11、12、
13、14—15号煤层，其中9—10、14—15号煤层为全区可采煤层。煤层总厚35.13—44.28m，平均总厚40.14m，含煤系数为7%，其中含可采煤层4层，其编号为4—5、7、9—10、14—15号煤，可采总厚23.02—40.86m，平均总厚为33.33m。
（二）可采煤层
4—5号煤层：全区可采，煤层厚度较稳定，为9.22m，沿走向倾向有一定变化，多以单一煤层发育，含夹矸1层，顶板多为粉砂岩，局部为中细砂岩，底板多为粉砂岩，极少为中砂岩。
7号煤层：平均厚度 2.53m，发育比较稳定，结构简单，含夹矸1层，顶板为粉砂岩，底板多为粉砂岩，局部发育有中砂岩。
9—10号煤层：全区可采，含夹矸2—3层，该煤层沿走向变化不大，但沿倾向有变薄、夹矸变多的趋向，平均厚度为10.90m，发育比较稳定，煤层顶板多为粉砂岩，局部发育有炭质泥岩，底板为粉砂岩、泥岩。
14—15号煤层：由2—3层单煤层组成，平均厚为10.68m，煤厚沿走向自东向西加厚，沿倾向向深部煤层加厚，夹矸变薄，该煤层发育较为稳定，煤层顶板多为粉砂岩，局部为炭质泥岩，底板多为粉砂岩，局部发育有炭质泥岩。煤层特征见下表。
煤层特征表
三、其它开采技术条件 1、煤层顶底板特征
矿区煤层顶底板岩性多为较致密灰色、深灰色粉砂岩，个别区段煤层伪顶发育有炭质泥岩，但这些煤层的直接顶板均为粉砂岩。岩层致密坚硬，但风化易碎，遇水变软，煤层顶底板均属泥质胶结的粉砂岩，略含炭质，岩石稳定性中等。4—5号煤层顶板饱和状态下的单向抗压强度可达56.3Mpa，其底板为35.5Mpa，属半坚硬岩石，稳定性中等；7号煤层顶板饱和状态下单向抗压强度为33.6Mpa，其底板为41.0Mpa，为半坚硬岩石，稳定性中等；9-10、14-15号煤层，其顶底板岩石饱和状态下单向抗压强度均小于 30MPa，为软弱岩石，不稳定。煤层顶底板岩石物理力学性质见下表
煤层顶底板岩石物理力学表
2、瓦斯
根据新煤协便发[2007]134号文批准的《关于对*********矿〈矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定〉成果的综合评审意见》，矿井瓦斯绝对涌出量为0.93m3/min，矿井瓦斯相对涌出量为5.2m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.87m3/min，二氧化碳相对涌出量3.81m3/t，确定矿井为低沼气矿井。
3、煤尘的自燃
矿区内矿井主采煤层均属低灰—中灰、低硫—特低硫、低磷易燃煤。各煤层自燃发火期为4—5号煤层5—6个月，9—15号煤层4—6个月。
煤层自燃倾向性见下表。
煤层自燃倾向性表
4、煤尘
根据以往煤层化验测试，本矿区煤层煤尘均具有爆炸性。各化验测试情况详见下表。
煤尘爆炸试验成果表
四、水文地质
本区位于准噶尔盆地南缘，天格尔山北麓，乌鲁木齐凹陷的头屯河河谷中游两岸。天格尔山山峰耸立，发育着较丰富的积雪和冰川，是构成山前丘陵地带山前冲积扇和山前倾斜平原地下水的主要补给源。
本矿以孔隙、裂隙充水为主的矿床，地下水以大气降水为主要的充水水源，含水层富水性弱，可采煤层直接顶底板岩性多为胶结致密的粉砂岩、细砂岩岩层，为稳定的隔水层，且本区地质构造简单，因此，本矿区的水文地质类型为简单型。
C、充水因素分析
本矿区内含煤地层的充水含水层虽然含水性弱，对矿床充水影响可能不甚严重，但可能造成矿床突发性充水的因素还是存在的。
1、采空区积水
本矿区原主要生产矿井位于矿区东部，煤层倾向上游，2001年已闭井。矿区范围内浅部各煤层已被采空，现生产矿井位于煤层倾向的中深部，现主采4—5号煤层，已采8个水平，储量所剩无几，井田范围内已形成大面积采空区，其中可能积存一定量的积水。另外，周边煤矿开采时间均在十几年以上，在各自的矿区范围内形成大面积的采空区。
2、采空裂隙导水
本区现主要可采煤层共4层，累计可采厚度平均为33.33m，预计本区导水裂隙带平均高度为115.46m，随着本矿区井巷的延伸及开
拓，采空塌陷形成的裂隙会成为大气降水、地表水及邻近老塘积水进入井下的通道。
虽然本区属干旱气候，但往往以暴雨形式集中降水，由于地表植被稀少，且坡降大，易在沟中形成洪水，裂隙带使地表水对矿井充水成为可能。
D、矿井涌水量预计
由于本矿水文地质条件简单，采用类比法预计涌水量。 参照本矿区内现生产矿井，该矿井现开采水平+1118m，采空面积16.605万m2，日涌水量为8m3，设定地下水以大气降水为补给源，以本矿区内最低地面高程（+1260m），为初始水位高程，则降深为142m。
设定未来矿区开采最低水平为+1000m，则水位降深为260m，井田内开采形成的全部采空区面积为28.405万m2。
采用类比法，涌水量与开采面积，水位降深成直线关系的计算公式：
Q=Q0×F/F0×S/S0
式中：Q0—参照矿井涌水量（m3/d）
Q—预算矿井涌水量（m3/d） F0—参照方现采空面积（m2） F—预算采区面积（km2） S0—现矿井水位降深（m） S—未来设计水位降深（m） 依此计算未来矿井涌水量Q=24m3/d
三、矿井开采现状
本矿井为9万吨/年改扩建矿井，矿井始建于1997年，2004年建成3万吨/年规模， 2006年经自治区批准进行“九万吨”改扩建，改扩建工程自2006年4月份起正式开工，2009年3月完成建设进行试生产, 2009年6月份通过验收取得“五证”，投入正式生产。
矿井开拓方式为斜井开拓，现有主混合提升斜井、主斜风井（兼第二安全出口）。主混合提升斜井井（井口标高+829.604m）主要承担矿井的进风、提煤、运料、提升人车、安全出口等任务，主斜风井（井口标高+838.056m）主要为矿井总出风口，安装有人行梯架作为矿井第二安全出口。
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式，地面安装两套FBCZ-6-NO14型同等能力的主扇风机，矿井有完善的通风系统，通风设施完好。
矿井为低瓦斯矿井，已安装了KJ90N型矿井安全监控系统，系统完好正常使用。还安装了人员定位系统，也使用正常。
矿井现生产水平为＋740m水平，回采阶段为+750m水平。目前开采煤层为45-2#煤层，采煤方法为水平分段巷柱式轻型支架放顶煤，工作面采用ZF2800/15/24F型低位放顶煤液压支架。+750水平运输顺槽采用SGB420—30型刮板输送机运输。
现回采煤层为45-2#煤层，为本矿井田内可开采煤层的最底板煤层，在+740水平45-2#煤层上部煤层45-1#、43-2#、43-1#、41#、40#、38#煤层均为原小窑采空，无可采价值，为此，《初步设计》将9万吨首采面布置在+740水平唯一没有回采的45-2#煤层，待+740水平45-2#煤层开采结束后,将转入下阶段+650水平从顶板向底板依次
开采。因此，在+740水平没有向顶板煤层掘进巷道进行开采，本次瓦斯等级鉴定也没有对在本水平揭露其它煤层进行鉴定，待下水平开采揭露后再补做其他煤层的瓦斯等级鉴定。
依据规定我矿井下只准布置一采两掘，本年度我矿掘进及回采区域为45-2#煤层，目前井下+740水平45-2#煤层东布置一个回采面，+740水平西翼布置一个掘进面，+650水平布置一个掘进面。
四、矿井通风系统：
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，通风系统完善，设备齐全，风井安装有两台同型号的主扇，一台工作，一台备用，主扇型号：FBCZ-6-NO14型，功率：30KW，额定风量：750—1890m3/min；风压：100—550Pa。通风系统完好畅通、设施齐全，斜风井防爆门及反风设施完好，经反风试验反风率达73%以上。
本次进行通风能力核定时矿井的通风路线：
路线A：主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层东主运输巷 → +750水平刮板运输顺槽→+750水平回采工作面→+760水平回风顺槽→+760水平主回风巷→总斜风井→地面。
路线B：主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层西主运输巷 → +740水平掘进工作面→+740-+760水平回风上山眼→+760水平回风巷→+760水平至+793水平回风上山→+793水平主回风巷→总斜风井→地面。
路线C：主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层东主运输巷 → +740-+793水平东轨道上山斜巷→+793水平绞车硐室→+793水平东回风巷→总回风斜风井→地面。
路线D：主混合斜井→+600水平车场巷道→+600水平中央变电
室→+600水平主水泵房→主回风斜巷→总风井→地面。
第二章 矿井通风能力核定
一、 矿井通风能力核定计算公式
矿井通风能力核定计算公式（低瓦斯矿井公式）： PQ'350
q1K104 （2.10）
式中：P——年通风能力，万t/a；
3Q'——矿井总进风量，m/min；
3q1——平均日产吨煤需要风量，(m/min)/t/d ；
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，结合矿井实际选取确保瓦斯不超限的系数。
350——一年按350天计算，d/a。
二、 矿井总进风量Q'的计算
1、按井下同时工作最多人数计算矿井风量：
Q=4×N×K（m3/min）
式中： 4——每人每分钟供风量 m3/min
N——井下同时工作的人数，取40人（根据赛福特煤矿初步设计）
K---矿井通风系数，取值1.3～1.5范围。
根据以上进行总风量计算：
Q=4×40*1.5=240 m3/min
2、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算：
Q＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×K
式中：∑Q采—采煤工作面实际需风量总和，m3／min；
∑Q掘—掘进工作面实际需风量总和，m3／min；
∑Q硐—硐室实际需风量总和，m3／min；
∑Q它—其它需风量总和，m3／min。
K矿备----矿井通风系数，包括矿井内漏风和配风不均匀匀
因素，一般取1.1---1.2。
1）、采煤工作面所需要的风量
按同时回采的各采煤工作面实际需要风量的总和计算。
1）、按工作面同时工作的最多人数计算：
Q采=4N=4×15人=60 m³/min
2）、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
瓦斯：Q采 =100×QCH4/C×K采通
=100×0.51/1×2
=102 m³/min
∑Q采—矿井采煤工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCH4—采煤工作面瓦斯绝对涌出量（m³/min）
C—采煤工作面回风中允许的最大含量（﹪），《规程》规定不
能超过1﹪，即：C=1﹪
K采通—采煤工作面的通风系数，通常取1.4-2。
二氧化碳：Q采=100×QCO2/C×K采通
=100×0.66/1.5×2
=88 m³/min
∑Q采—矿井采煤工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCO2 —采煤工作面二氧化碳涌出量（m³/min）
C— 采煤工作面回风中允许最大含量，C=1.5﹪。
K采通---采煤工作面的通风系数，通常取1.4-2。
3）、按采煤工作面一次性爆破最大炸药量计算:
Q采=25A=25×9=225m³/min
A—采煤工作面一次使用最大药量，取9kg。
4）、按工作面的温度计算
Q采=60V采S采K采
式中:V采--采煤工作面温度在20℃时，一般取0.8-1.1m/s。
S采—采煤工作面的有效通风断面，取最大控顶距和最小控顶
距的平均值。采煤工作面的平均有效断面，由于工作面采用巷放顶煤开采，工作面布置1付支架，宽度2.8米，采高2.4米，有效断面取
6.7m2。
K采—工作面长度系数，工作面小于15米时，取0.8。.
Q采=60×1.12×6.7×0.8=360m³/min
5)、按风速计算
240S≥Q≥15S（m³/min）
式中：S—采煤工作面平均有效断面，取9.6m2
Q≥15S=15×9.6=144m³/min
Q≤240S=240×=2304m³/min
6）、风量确定
根据以上计算结果，回采工作面风量最大值为：
Q采=360m³/min
以上计算结果,符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的规定。
2）、掘进工作面所需要的风量
按同时掘进的各工作面实际需要风量的总和计算。
1）、按工作面同时工作的最多人数计算：
Q掘=4N=4×10人=40 m³/min
2）、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
瓦斯：Q掘 =100×QCH4/C×K掘通
=100×0.4/1×2
=80 m³/min
∑Q掘—矿井掘进工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCH4—掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m³/min）
C---掘进工作面回风中允许的最大含量（﹪），《规程》规定不
能超过1﹪，即：C=1﹪
K掘通---工作面的通风系数，通常取1.4-2。
二氧化碳：Q掘=100×QCO2/C×K掘通
=100×0.6/1.5×2
=80 m³/min
∑Q掘—矿井掘进工作面实际需要风量（m³/min）
∑QCO2 —掘进工作面二氧化碳涌出量（m³/min）
C—掘进工作面回风中允许的最大含量，C=1.5﹪。
K掘通---工作面的通风系数，通常取1.4-2。
3）、按掘进工作面一次性爆破最大炸药量计算:
Q掘=25A=25×5=125m³/min
A—掘进工作面一次使用最大药量，取5kg。
4）、按工作面的温度计算
Q掘=60V掘S掘K掘
式中:V掘—工作面温度在15℃时，一般取0.3-0.5m/s。
S掘 —工作面的有效通风断面，取最大控顶距和最小控顶距的
平均值，m2。
K掘 —工作面长度系数，工作面小于15米时，取0.8。
Q掘 =60×0.5×2.2×2.8×0.8=147.8 m³/min（取150m³/min）
5）、按局部通风机实际吸风量计算：
Q掘＝Qf×I×kf
式中：Qf－局扇吸风量，按FBD№5.0/11局扇吸风量180m3/min取；
I－局扇台数,取1台；
kf－为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.1
—1.2。
Q掘＝180×1×1.17＝210m3／min
6)、按风速验算
Q≥15S≤240S（m³/min）
Q≥15S=15×2.5×3.2=120 m³/min
Q≤240S=240×2.5×3.2=1920 m³/min
7）、风量确定
根据以上计算结果，掘进工作面风量最大值为：
Q掘=210m³/min
以上计算结果,符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的规定。
3）、硐室需风量计算
①井下水泵房
Q泵=3600×∑W×θ/ρ×CP×60×△t (m3/min)
式中：∑W——机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率，75KW
θ——机电硐室的发热系数，水泵房取0.02
ρ——空气密度，一般取1.2kg/ m3
CP——空气的定压气热，一般取1.0006Kj/
△ t——硐室内进、回风温差，取2
Q泵=3600×75×0.02/1.2×1.0006×60×2=37 m3/min
通过以上计算，井下水泵房所需风量为37 m3/min
②井下中央变电所
Q变=3600∑W*θ/ρCP60△t m3/min
式中：∑W——机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率，400KW
θ——机电硐室的发热系数，水泵房取0.02
ρ——空气密度，一般取1.2kg/ m3
CP——空气的定压气热，一般取1.0006Kj/
△ t——硐室内进、回风温差，取4
Q泵=3600×400×0.02/1.2×1.0006×60×1=99 m3/min
通过以上计算，井下中央变电所所需风量为99 m3/min，为满足变电所值班和检修人员得正常供风，所以井下中央变电所需风量为100m3/min。
因水泵房和变电所为一体合计配风按100m3/min。
③采区绞车房，根据国内类似矿井的经验，其供风量按50m3／min计算。
4）、其它地点需风量
根据矿井开拓布置，再无其它独立用风地点。
5）、矿井总风量计算：
Q总＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×K
＝（1×360＋2×210＋50+100）×1.1
＝1023m3／min
根据以上计算结果，矿井最大总需风量为：1023m3／s。
三、矿井通风负压、等积孔计算
1、矿井通风总阻力
h总=∑（aluq2/s3）+h局+He
式中：h总——矿井通风阻力Pa
a——井巷摩擦阻力系数N.s2/m4
l——井巷长度m
u——井巷周边长m
s——井巷净断面积m2‘
q——井巷中流过的风量m3/s
h局——局部阻力Pa
He——自然风压Pa
由于矿井通风线路是一个复杂的网络。地面大气从主、进入矿内，直到从主扇风机出口排到大气中，要克服各段井巷的通风阻力。根据井巷风阻的叠加原则，将井下各巷道的通风阻力计算出来进行累
加。
①经计算得：矿井生产初期通风阻力最大风路井巷通风阻力h=57.6Pa，具体见附表。
②局部阻力取井巷阻力的15%。h局=57.6×0.15=8.64 Pa。
③自然风压=Hρ1g-Hρ2g
=Hg(ρ1-ρ2)
式中：H—矿井深度，为232米；
ρ1— 进风井平均密度，计算如下：
即：0.003484×P×13.6×9.8/（273+T1)
ρ2— 回风井平均密度，计算如下：
即：0.003484×P×13.6×9.8/（273+T2)
P—地面大气压力，取760毫米Hg；
T1—进风侧平均温度；
T2—回风侧平均温度；
g — 重力加速度，取9.8。
自然风压=232×9.8{0.003484×760×13.6×9.8/（273+10）-0.003484×760×13.6×9.8/（273+15）}
=44.56 Pa
（本公式取自采矿设计手册，本矿全年平均进井温度10度，出风井平均温度15度。）
则矿井总阻力h总=57.6+44.56+8.64=110.8 Pa
2、等积孔计算及通风难易程度的评价
（1）、矿井等积孔
矿井等积孔：A＝1.19Q／h
式中：A—等积孔，m2；
Q—矿井总风量，m3／s；
H—矿井通风负压，pa
经计算，矿井通风等积孔生产初期为2.47m2。
（2）、通风难易程度评价
矿井通风生产时期为容易。
四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取
由实测数据和矿井通风情况进行q计算时，首先应对上年度供风量的安全、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计算应考虑近三年来的变化，取其合理值。
我矿从2007年至2009年期间为建井阶段，2010年才开始投入正常的生产时期，目前井下布置“一采两掘”三个工作面，根据2010年瓦斯等级鉴定结果和日常瓦斯检查报表来看，各工作面的瓦斯浓度在0—0.02%之间，矿井瓦斯涌出基本稳定，这说明矿井各用风地点的风量基本满足排放瓦斯的要求，符合矿井通风设计和安全规程的规定标准。
所以，在选取q值时，按照不小于1.5的设计规定，结合我矿生产吨煤的通风和瓦斯排放情况，计算选取q值为2.5。
五、矿井通风能力核定计算
由实测数据和矿井通风设计相比，可知矿井各用风地点的实际配风均比设计大，将有关数据代入公式（2.10）中可得矿井年通风能力
为：
P=1023×350/(2.5×1.4×104)
=10.23（万t/a）
所以，矿井通风系统能力为10.23万t/a。
六、矿井通风能力验证
1、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安全、稳定、可靠、合理的范围内。
2、在进行通风能力核定中,按规定选取有关系数，进行通风网络解算。依据对矿井所有巷道的通风阻力测定，根据测定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性能匹配，能否满足安全生产实际需要。
3、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能满足风量需要，井巷中风流速度、温度应符合《煤矿安全规程》规定。
4．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，验证了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》的有关规定。
七、矿井通风能力核算结果
按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力，符合
《煤矿安全规程》有关规定的，矿井通风系统不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，矿井通
风系统完善健全，通风设施完好可靠，能满足矿井安全通风的要求。
根据以上计算结果，该矿井的通风能力为10.23万吨/年，符
合9万吨/年生产能力的设计标准。