红旗煤矿矿井通风能力核定报告书.doc

红旗煤矿通风能力核定报告书

红旗煤矿

矿井通风能力核定
报 告 书

水矿集团公司
二〇一一年十月

目 录
参加核定人员名单 4
第一章 概述 5
一、核定工作的简要过程 5
1、前期准备工作 5
2、现场调查工作 5
3、核定报告的编制 5
二、核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 6
第二章 矿井基本概况 7
第一节、自然属性 7
一、地理位置、企业性质、隶属关系、地形地貌、交通情况 7
二、井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积、相邻矿井边界关系 7
三、井田地质情况、地层、含煤地层、构造 8
四、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种 9
五、水文地质情况，开采技术条件 10
第 二 节 矿井生产现状 11
一、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法 11
二、通风方式 19
三、现主要生产煤层、工作面情况 19
第三章、通风系统能力核定 20
第一节、通风概况 20
一、通风方式、方法 20
二、采区巷道布置及风量 20
三、矿井需要风量、实际风量、有效风量 20
四、矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量 21
五、主通风设备及运行参数、风量、风压、通风阻力及等积孔 21
六、主扇担负区域。主扇担负区域各层别、采区可采储量和可布置工作面数量情况 21
七、矿井上年度实际产量及设计能力 22
第二节、矿井需要风量及通风能力计算过程及结果 22
一、矿井需要风量计算原则 22
二、矿井需要风量计算 22
三、矿井实际需要风量计算： 46
四、矿井通风能力计算 46
五、矿井通风能力核定 49
第三节、矿井通风能力验证 50
一、矿井通风动力验证 50
二、矿井通风网络能力验证 50
三、矿井用风地点有效风量验证 50
四、矿井稀释瓦斯能力验证 52
第四章 矿通风能力核定结果 52
第五章 问题与建议 52
第六章 压风、防灭火、防尘、瓦斯抽排、安全程度、监测监控等核查情况 53
一、压风系统 53
二、防灭火系统核查情况 53
三、防尘系统核查情况 55
四、矿井瓦斯抽排情况 56
五、安全程度、监测监控等核查情况 57

第一章 概述
一、核定工作的简要过程
1、前期准备工作
组织参加通风能力核定的专业人员，学习了《煤矿井工开采技术条件》（AQ1028—2006）、《煤矿生产能力核定与管理指南》，进一步领会通风能力核定的重要意义及要求，严明工作纪律，组成两个现场调查组，每组均配有相关专业人员。
2、现场调查工作
根据红旗煤矿实际，于2011年10月对该矿通风系统生产能力进行核定。按：
⑴“煤矿通风能力核定基础表”及需补充收集的资料逐项调查；
⑵对各系统进行实查，重点是矿井通风系统、瓦斯抽放系统、防尘防灭火系统、监控系统等；
⑶按“煤矿生产能力核定报告撰写大纲”中有关通风能力核定附图附件目录收集矿应提供的材料；⑷调查建矿历史及矿井现状。收集掌握了大量的数据资料。
3、核定报告的编制
根据现场收集的资料，按照“煤矿生产能力核定标准”及“煤矿生产能力核定报告撰写大纲”，经过认真分析、整理、逐项核定、汇总，编制了《红旗煤矿通风能力核定报告》。
二、核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准
1、《煤矿安全规程》（国家安全生产监督管理局 2011年版）
2、国家发展和改革委员会关于印发《煤矿生产能力核定的若干规定》的通知（发改运行〔2004〕2544号）
3、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安监总煤矿字〔2005〕42号文
4、《国有煤矿瓦斯治理规定》（国家煤矿安全监察局21号令）
3、《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》和《国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》；
7、《煤炭工业设计规范》（GB50215—2005）；
8、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1027-2006）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025-2006）、《煤矿生产能力核定及管理办法》等。
第二章 矿井基本概况
第一节、自然属性
一、地理位置、企业性质、隶属关系、地形地貌、交通情况
红旗煤矿位于贵州省六盘水市钟山区大河镇境内，地理坐标：东经104°51′至104°52′，北纬26°37′30″至26°38′30″，原属大河边煤田1～2井田范围。
红旗煤矿属国有企业，隶属贵州水矿（集团）有限责任公司管辖。井田内地势起伏、沟谷纵横，煤系出露于西北至东南走向的一条槽形洼地之中。最高点海拔+2065m，最低点+1750m，相对高差300～320m。贵昆铁路从井田南约4公里通过，距水大支线裕民站2km。六盘水至汪家寨公路从矿井中部通过，矿井距市中心区约7公里，交通方便。
二、井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积、相邻矿井边界关系
1、井田位置：其位于贵州省六盘水市钟山区大河镇境内。
2、边界范围、拐点坐标：东南起自白岩脚（F1）断层，西北止于F2断层，与大河边煤矿相邻；深部到+1300m水平，南部以煤层露头为界。
拐点坐标：
点号
X坐标
Y坐标
点号
X坐标
Y坐标
1
2945880
35485770
11
2946030
35486864
2
2945652
35485987
12
2946235
35486866
3
2945567
35486270
13
2946481
35486864
4
2945440
35486485
14
2946670
35486887
5
2945460
35486535
15
2946680
35486878
6
2945660
35486567
16
2947020
35485910
M
2945714
35486420
17
2946650
35485720
L
2945738
35486405
18
2946488
35485752
K
2945747
35486360
A
2946062
35485838
J
2945805
35486275
B
2946018
35485975
I
2945890
35486263
C
2945887
35485940
N
2945849
35486780
D
2945848
35485906
9
2945769
35486850
E
2945886
35485816
10
2945895
35486765
F
2945915
35485805
3、井田面积:井田走向长1.2km，倾斜宽1.2km，面积1.2119km2。
4、相邻矿井边界关系：井田西面是大河边煤矿，以F1—3断层为界。
三、井田地质情况、地层、含煤地层、构造
矿井西南部由上二迭系峨眉山玄武岩构成缓坡单面山，东北部则由三迭系飞仙关组砂页岩和永宁镇组、关岭组石灰岩构成陡峭悬崖。矿井位于大河边向斜西翼南部，大河边向斜由于受到白岩脚断层挤压形成不完整的耳状。核部为下侏罗统香溪群砂岩，轴向NW转NNW以至正北。西翼依次为中三迭统关岭组灰岩、下三迭统灰岩、砂页岩、上二迭统煤系、玄武岩及二迭统灰岩。
矿井含煤地层为上二迭统宣威组，属海陆交互相和陆相沉积，以陆相为主。煤系厚220—245米，平均230米，含煤39层，可采及局部可采9层，可采总厚13.71米，含煤系数5.96%、矿井内为一单斜构造，地质倾角23°—35°，一般26°左右。
断层是井田内的主要构造，从性质上讲，可分正逆两组。逆断层先形成，正断层对煤层的影响大，一般以高角度大斜交和倾向正断层为主，这些断层在走向上和倾向上都延续较长，对煤层破坏严重，经过对原精查勘探、生产补勘、深部扩大勘探及生产揭露实测断层统计，水平延深范围内有大小断层5条。其中：落差40米以上的1条、落差30米的1条、落差5～20米的3条。
四、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种
㈠主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度
主要可采共5层，即1#（C605），平均厚度1.46米； 7#（C601），一般厚度2.0米；11#（C409），煤厚一般1.94米；13#（C407），煤厚一般2.24米；16#（C406c），厚度一般1.12米；
煤层层间距：
1#（C605）～7#（C601）煤层间距一般为30.44米；
7#（C601）～11#（C504）煤层间距一般为33.5米；
11#（C409）～13#（C407）煤层间距一般为7.4米；
13#（C407）～16#（C406）煤层间距一般为7米。
各可采煤层间距除煤层分叉和构造影响有所变化外，一般变化不大，比较稳定。
㈡资源储量
截止2011年9月底矿井保有地质储量787.88万吨、工业储量787.88万吨、可采储量630.3万吨。
㈢ 煤质
煤质一般较稳定，各类分析项目指数变化不大，工业牌号均在同一大类之内，仅其中小类有变化。宣威组上段、下段及中段19#（C401）煤层为富灰煤层，其中尤以4#（C603）煤层灰份最高，达47.65%，余者均属低硫煤。煤的挥发份以11#（C409）煤层最高，其值达43.28%。
㈣ 煤种
所有煤层煤质牌号均属气煤大类。
五、水文地质情况，开采技术条件
㈠水文地质情况
矿井以煤层顶板层间孔隙，裂隙水和老空积水为主，老窑、小窑积水对矿井目前生产无直接威胁，地表白岩脚小河、沙冲水沟沿煤系地层流经大河镇、汇入以乃河，沿途受两旁山沟水及井泉补给，因而流量逐渐增大。最大流量19.47m3/s、最小流量0.0265m3/s，一般0.328 m3/s.矿井水文地质条件简单，矿井涌水以大气降雨补给为主。
根据历年涌水量的观测统计及本次现场实测：矿井最大涌水量393.2m3/h、最小涌水量14.9m3/h，正常涌水量65.0m3/h
㈡ 开采技术条件
红旗煤矿采用斜井多水平开拓，暗斜井延深，煤层群集中联合布置的开拓方式。主副斜井标高为+1730米。矿井开采顺序为层间下行式、区段下行式，首采煤层1#层。
现为1个采区开采，煤层倾角在41°～17°之间，
煤层平均厚度：1＃层为1.8米、7＃层为2.0米、11＃层为2.0米、13＃上层为20米、13＃下层为1.8米，34＃层为1.8米。
工作面走向长一般为300m～400 m，倾斜长一般为90 m～150 m。
第 二 节 矿井生产现状
一、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法
红旗煤矿分为一个采区，两翼回采。
㈠ 主要生产系统
1、主井提升系统
主井提升采用大倾角钢丝绳芯皮带运输机，从+1390水平～地面煤仓。
输送机型号：DTC80/32/2×355S；
带宽：800mm；
带速：2.5m/s；
设计运输能力：300t/h；
电动机台数及功率：2×355KW；
倾角：25°；
长度：1100m。
2、副井提升系统
副井安设一台JK—2.5/20型绞车，提升方式为斜井串车提升。提升任务：担负矸石、材料、设备的提升运输。
提升机型号：JK—2.5/20；
厂家：洛阳矿山机械厂；
出厂日期；1986年6月；
卷筒直径：2.5m；
钢丝绳直径：28mm；
提升最大速度：3.8m/s；
电动机功率：380kw；
电动机厂家：湘潭电机厂；
配用矿车规格：1吨。
3、井下排水系统
现矿井已开采到1390m水平，地面标高为1796m,总排水高度406m。矿井采用二级排水，井下水从1390水泵房排至1508水泵房，再从1508水泵房排至地面。矿井正常涌水量65 m3/h，矿井最大涌水量：393.18m3/h。
⑴泵房及设备参数
A、+1508水平泵房
水泵型号、台数及备用情况：200D43×8，3台（其中1台工作，1台备用，1台检修）；φ200mm排水管趟数：2趟（其中一趟工作，一趟备用）。
水仓设计容量为1660 m3；排水高度为288m。
B、+1390水平泵房
水泵型号、台数及备用情况：200D43×4，3台（其中1台工作，1台备用，1台检修）；φ250mm排水管：2趟（其中一趟备用，一趟工作）。
水仓设计容量为1601 m3；排水高度为118m；
⑵分级排水能力
A、+1390水平
地测部门提供矿井正常涌水量46.7 m3/h,最大涌水量为63.4 m3/h,实测工作水泵排水能力为267.6m3/h。
B、+1508水平
该水平应按全井涌水量计算，矿井正常涌水量65 m3/h，矿井最大涌水量：393.18m3/h。
4、供电系统
⑴煤矿电源线路情况（回路、规格、长度）
红旗煤矿供电基本情况：红旗煤矿采用两回路供电，单回路运行的供电方式。I回路自大河35KV变电所612#盘供出至红旗地面6KV变电所611#盘，II回路自大河35KV变电所622#盘供出至红旗地面6KV变电所621#盘。两回路架空线长均为2.75km，其中，Ⅰ回路架空线规格为LGJ—95，Ⅱ回路架空线规格为LGJ—120。正常情况下，一回路运行，另一回路备用，担负矿井全部负荷。红旗井拟近期将两趟电源进线更换为JKLGYJ—150/25型绝缘架空线，货已到矿。
⑵矿井变压器容量，矿井设备装机总容量，矿井运行设备总容量，矿井实际用电容量，矿井综合电耗。
矿井设备装机容量：矿井运行设备装机总容量7163KW，矿井运行设备总容量4561KW，矿井实际用电容量3649KW，井下最大涌水时的用电负荷1952KW，上年度矿井综合用电量：938万KWh；上年度矿井原煤产量：21.57万t；矿井综合电耗43kwh/t。
⑶下井电缆规格、回路数
井下采用两回路供电，下井I回路自地面6KV变电所618#盘供出至1390变电所33—1#高爆开关，下井II回路自地面6KV变电所623#盘供出至1390变电所33—12#高爆开关，两回路电缆型号均为MYJV22 6/10KV 3×70，长度均为1760米。
5、井下运输系统
井下运输方式：801皮带巷采用一台型号为SD-80P的吊挂式皮带；采面运输巷采用一台型号为SD-80P的吊挂式皮带、一台SGB-620/40T刮板输送机；综采工作面采用型号为SGZ 764/500型刮板输送机进行运输。
6、地面生产系统
地面运输方式：采用一台型号为SD-80P的吊挂式皮带运输至地面煤仓；矿自用车队汽车运输至六盘水站。
7、通风系统
红旗煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式通风。采煤工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。进风井为：主、副斜井；回风井为：总回风斜井。
主通风机型号为FBCDZ-6-No.19（B）型轴流式风机，一台运行，一台备用，主通风机电机型号为YBFe-400-6型，功率2×185KW；叶片角度+3刻度；主通风机风量为3584m3/min，矿井总回风量为3449m3/min，通风机负压1740（Pa），通风总阻力为1670（Pa），矿井总风阻为0.468Ns2/m8,矿井等积孔为1.739m2。
8、瓦斯抽采系统
红旗煤矿现有封闭式、开放式抽放系统各一套。
开放式瓦斯抽放系统：瓦斯抽放泵安设在老井，距工业广场200m，瓦斯抽放泵SK－85型两台，电机功率195KW，最大抽放能力85m3/min，瓦斯泵抽放负压53.0Kpa，压差1.25Kpa，瓦斯抽放纯量为8.28m3/min。
封闭式管网敷设为：⑴主管路敷设从瓦斯泵房→回风斜井→六片回风上山→七片前石门（敷设10″管1144米、敷设8″管751米）；⑵干管路敷设从七片前石门→8011综采面（铺设8″管420米）。
封闭式瓦斯抽放系统：瓦斯抽放泵安设在瓦斯抽放泵站内，距工业广场200m，瓦斯抽放泵SK-60型两台，电机功率132KW，最大抽放能力60m3/min。瓦斯泵抽放负压为33.70Kpa，瓦斯抽放纯量为4.56m3/min。
开放式管网敷设为：⑴8″主管路敷设为：由瓦斯泵房→回风斜井→六片风上山→七片暗副井→1390副井车场（总长度2522米）;（2）、8″支管路敷设为：1390大倾角→1320小倾角→1320集轨巷（总长度769米）主要是对临近煤层抽放；（3）、1320机轨石门→9114机巷（总长度587米）主要是对本煤层抽放。
9、防尘、防灭火系统
1、供水系统
工业广场建有静压水池储水量为200 m3 ，利用供水管路向井下采、掘工作面及其它巷道进行供水防灭火，供水路线为：
6吋管 6吋管 6吋管
地面水池——→回风斜井——→＋1508m水平——→＋1390m
4吋管 2吋管

水平——→＋1320m水平——————→分别向各水平采、掘工作面
及其它巷道进行供水防尘及防灭火。
2、采煤工作面进、回风巷分别安设两组净化水幕，第一组净化水幕距上、下出口不大于30m，第二组净化水幕距回风口20～30m，打眼放炮时由瓦检员负责打开喷雾降尘，喷雾效果全断面封闭巷道。运输转载点均安设有喷雾设施，溜子或皮带机司机负责在运煤时打开喷雾降尘，运输机停运后关闭。
3、掘进工作面均设有两组净化水幕，第一组净化水幕距迎头不大于30m，第二组净化水幕距回风口20～30m，打眼放炮时由瓦检员负责打开喷雾降尘，喷雾效果全断面封闭巷道。运输转载点均安设有喷雾设施，溜子或皮带机司机负责在出货时打开喷雾降尘，运输机停运后关闭。
4、其它巷道防尘水管均设有净化水幕和喷雾设施，且每隔50m安设一个三通阀门，防尘工负责打开喷雾降尘和定期冲扫粉尘，杜绝粉尘堆积和飞扬。
5、防尘管路系统及设施每班有专人进行检查维护，确保正常供水防尘。
6、采煤工作面进、回风巷、掘进工作面、采区进风大巷均安设有隔爆水袋，采区进风大巷水量按每平方米不少于400升进行安设，采煤工作面进、回风巷、掘进工作面水量按每平方米不少于200升进行安设，防尘工负责每天对隔爆水袋进行检查维护，确保水袋齐全完好。
7、采用爆破的采掘工作面，使用水炮泥，装煤（矸）洒水，炮前、炮后洒水等综合防尘措施。
10、安全监测系统
监测系统型号为KJ90NA型煤矿安全监控系统，对井下CH4、CO、温度、巷道风速、总回负压、局扇开停、主通风机开停、风门开关、瓦斯泵开停、瓦斯泵的负压及管道CH4浓度等进行不间断的监测监控。地面中心站设在矿调度室，在井下布置分站。矿长、总工程师、安全矿长、生产矿长、矿调度室、通风调度室均安装有监测终端。监控覆盖范围为全井采掘工作面、总回、硐室、主通风机房及瓦斯泵房。
11、压风自救系统
红旗煤矿压风机型号为DLG-200单螺杆空压机，两台。额定容积流量: 32 m3/min,额定排气压力：0.8MPa，产地为阜新金昊空压机有限公司。
我矿利用压风管路向井下采、掘工作面及其它巷道进行供风，供风路线为：
6吋管 6吋管 4吋管
地面压风机房——→回风斜井——→＋1508m水平——→＋1390m
2吋管 2吋管(1吋管)
水平——→＋1320m水平——————→分别向各水平采、掘工作面及其它巷道
进行供风。
2、采煤工作面进、回风巷及掘进工作面分别设有压风自救管路和压风自救袋，压风自救袋安设位置距采、掘工作面25～40m，且每隔50m安设一组，每组5个，每个压风自救袋均安装有减压装置，供气量不小于0.3 m3/min，每天有专人负责检查维护，完好可靠。
12、通讯系统
红旗矿对外用水矿宏通公司提供的通讯服务，各业务科室、区队均有两部程控电话与矿井内外取得联系，并实现网络通讯与传真服务；矿井井下采用由深圳市华能达电子有限公司生产的HRD－512型调度程控电话，该系统经过程控中转后与集团公司电话联网，实现井上下通讯畅通，完全满足目前的实际生产需求。
㈡ 采掘工艺
矿井采煤采用综合机械化采煤工艺,全部垮落法管理顶板。掘进工艺为普掘，掘进支护采用36U型钢、锚网喷、注支护管理顶板。
㈢ 矿井开拓方式
采用斜井片盘开拓。
㈣ 开采方法
采区前进式、区内走向长壁后退式采煤，全部垮落法管理顶板。
㈤ 开采水平
目前开采水平标高已到+1390m，正在+1390m～+1450m区段进行开采，延深水平已到+1320米水平。
二、通风方式
矿井通风方式为分区抽出式通风方式，2条井筒进风，1条专用总回风道回风。
三、现主要生产煤层、工作面情况
现开采范围标高为为+1450米～＋1390米标高。一般保持1个工作面生产，均采用全部垮落法管理顶板，主要开采1#（C605）、7#（C601）、11#（C409）、13#（C407）、16#（C406）煤层。现开采1#煤层，正在回采8011综采工作面，接续面为8012综采工作面；掘进工作面为8012回风巷、8012切眼、1320中区石门。

第三章、通风系统能力核定
第一节、通风概况
一、通风方式、方法
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。
二、采区巷道布置及风量
全矿共有2个进风井和1个回风井。进风井为：主井筒、副井筒。回风井为：总回风道。各井的风量分配分别如下：
（一）进风井
矿井现布置进风井筒2个，回风井筒1个。主斜井进风量为1347m3/min，副斜井进风量为1988m3/min；
（二）回风井
回风井风量3449m3/min。
三、矿井需要风量、实际风量、有效风量
矿井需要风量3246.6m3/min，矿井实际需要风量2705.5m3/min ，矿井有效风量3092m3/min。
四、矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量
2010年水矿集团公司对瓦斯等级进行鉴定，其结果为高瓦斯矿井。绝对瓦斯涌出量：19.81m3/min，相对瓦斯涌出量：55.41m3/t；绝对二氧化碳涌出量：1.41m3/min,相对二氧化碳涌出量：3.08 m3/t；因此矿井为高瓦斯矿井。但水矿集团公司规定按煤与瓦斯突出进行管理。
五、主通风设备及运行参数、风量、风压、通风阻力及等积孔
目前矿井主扇型号为FBCDZ-6-No.19（B）型轴流式风机，一台运行，一台备用，主扇电机型号为YBFe-400-6型，功率2×185KW；叶片角度+3刻度；主通风机风量为3584m3/min，矿井总回风量为3449m3/min，通风机负压1740（Pa），通风总阻力为1670（Pa），矿井总风阻为0.468Ns2/m8,矿井等积孔为1.739m2。
六、主扇担负区域。主扇担负区域各层别、采区可采储量和可布置工作面数量情况
红旗煤矿通风方式为：中央并列式，走向不长。现一台主扇运行，一台备用。已满足矿井通风需要。截止2011年9月底矿井保有地质储量787.88万吨、工业储量787.88万吨、可采储量630.3万吨。可布置一个综采面和四个掘进工作面，采煤工作面为综8011综采采面，掘进工作面为煤巷8012切眼、8012风巷，岩巷 1320中区石门。
七、矿井上年度实际产量及设计能力
矿井上年度实际产量21.583万/吨；矿井设计能力21万吨/年。
第二节、矿井需要风量及通风能力计算过程及结果
一、矿井需要风量计算原则
按照国家《煤矿通风能力核定标准》AQ 1056—2008，对红旗煤矿矿井进行通风能力核定。
二、矿井需要风量计算
矿井需风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算，需风量按下式计算：
（m3/min）
式中：Q矿—矿井需要风量总和，m3/min
ΣQ采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ硐—硐室实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ备—备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；
ΣQ其他—除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min；
K—通风需风系数（抽出式K取1.15～1.20，压入式K取1.25～1.30）。该矿取1.2。
㈠采煤工作面（包括备用工作面）实际需要风量的计算
该矿井需要进行风量核算的采煤工作面有1个：是8011综采工作面。按规定分别进行了计算，取其中最大值为1000.5m3/min。
1、按气象条件计算
Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×70%×1.0×5.5×1.0×1.1
=254.1 m3/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1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，m2;
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—为单位换算产生的系数。
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
22～26
1.5～1.8
表 2 Kch—采煤工作面采高调整系数
采高（m）
<2.0
2.0～2.5
>2.5及绞顶煤面
系数（Ｋch）
1.0
1.1
1.2
表3 Ｋcl—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
80～120
1.0
120～150
1.1
150～180
1.2
>180
1.3～1.4

2、按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100×qcg×Kcg
=100×6.67×1.5
=1000.5m3/min
式中：
qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，9.275m3/min；抽出矿井的瓦斯涌出量应扣除抽放量进行计算；扣除抽放量为6.67 m3/min；
Kcg—采煤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; 矿取1.5

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
=67×0.28×1.4
=26.27m3/min
式中：
qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.28m3/min；
Kcg—采煤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; 矿取1.4
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、按工作人员数量验算
Qcf≥4Ncf
≥4×80
≥320 m3/min
式中：
Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4— 每人需风量; m3/min。
5、按风速进行验算
a)验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb
≥60×0.25× 6.5
≥97.5m3/min
b)验算最大风量
Qcf≥60×4.0Scs
≥60×4.0×5.355
≥1285.2m3/min
Scs=lcs×hcf×70%
=4.5×1.7×70%
=5.355
c)综合机械化采煤工作面，在采区煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量
Qcf≤60×5.0Scs
≤60×5.0×5.355
≤1606.5
式中：
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%—有效通风断面系数；
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；
㈡ 掘进工作面需要风量计算
1、8012切眼
a）按照瓦斯涌出量计算
Qhf=100×qhg×Khg
=125×0.84×1.6
=168m3/min
式中：
qhg—掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，实测为0.84m3/min；抽出矿井的瓦斯涌出量应扣除抽放量进行计算；
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; 矿取1.6；
125—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%（集团公司规定）的换算系数。
b）按照二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qhc×Khc
=67×0.08×1.4
=7.504m3/min
式中：
qhc—掘进工作面回风巷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; 矿取1.4；
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。
c）按炸药量计算
三级煤矿许用炸药
Qhf≥10Ahf
≥10×20
≥200 m3/min
式中：
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，Kg；
10—每千克三级煤矿许用炸药需风量; m3/min
d）按工作人员数量验算
Qhf≥4Nhf
≥4×25
≥100 m3/min
式中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人需风量; m3/min。
e）按局部通风机实际吸风量计算
8012切眼安设局部通风机型号为FBD№-6/2×15，通过实测其实际吸入风量为300 m3/min；
Qhf=Ｑaf×I+60×0.15Shd
=300×1+60×0.15×5.6
=350.4m3/min
式中：
Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；
掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
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，m2。
f）按风速进行验算
①验算最小风量
Qaf≥60×0.25Scb
≥60×0.25×11.4
≥171m3/min
②验算最大风量
Qaf≤60×4.0Scb
≤60×4.0× 11.4
≤2736m3/min
式中：
Scb—掘进工作面巷道的净断面积，m2；
2、8012风巷
a）按照瓦斯涌出量计算
Qhf=100×qhg×Khg
=125×0.75×1.6
=150m3/min
式中：
qhg—掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，实测为0.75m3/min；抽出矿井的瓦斯涌出量应扣除抽放量进行计算；
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; 矿取1.6；
125—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%（集团公司规定）的换算系数。
b）按照二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qhc×Khc
=67×0.08×1.4
=7.504m3/min
式中：
qhc—掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.08m3/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; 矿取1.4；
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。
c）按炸药量计算
三级煤矿许用炸药
Qhf≥10Ahf
≥10×20
≥200 m3/min
式中：
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，Kg；
10—每千克三级煤矿许用炸药需风量; m3/min
d）按工作人员数量验算
Qaf≥4Nhf
≥4×23
≥92 m3/min
式中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人需风量; m3/min。
e）按局部通风机实际吸风量计算
8012风巷安设局部通风机型号为FBD№-6/2×15，通过实测其实际吸入风量为300 m3/min；
Qhf=Ｑaf×I+60×0.15Shd
=300×1+60×0.15×4.7
=342.3 m3/min
式中：
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，m2。
f）按风速进行验算
①验算最小风量
Qaf≥60×0.25Scb
≥60×0.25×11.4
≥171m3/min
②验算最大风量
Qaf≤60×4.0Scb
≤60×4.0×11.4
≤2736m3/min
式中：
Scb—掘进工作面巷道的净断面积，m2；
3、1320中区石门
a）按照瓦斯涌出量计算
Qhf=125×qhg×Khg
=125×0.63×1.5
=118.125m3/min
式中：
qhg—掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，实测为0.63m3/min；抽出矿井的瓦斯涌出量应扣除抽放量进行计算；
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; 矿取1.5；
125—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%（集团公司规定）的换算系数。
b）按照二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×qhc×Khc
=67×0.08×1.4
=7.504m3/min
式中：
qhc—掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.08m3/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; 矿取1.4；
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。
c）按炸药量计算
三级煤矿许用炸药
Qhf≥10Ahf
≥10×12.5
≥125 m3/min
式中：
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，Kg；
10—每千克三级煤矿许用炸药需风量; m3/min
d）按工作人员数量验算
Qhf≥4Nhf
≥4×23
≥92 m3/min
式中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人需风量; m3/min。
e）按局部通风机实际吸风量计算
1320中区石门安设局部通风机型号为FBD№-6.3/2×30（单风机运行），通过实测其实际吸入风量为200 m3/min；
Qhf=Ｑaf×I+60×0.15Shd
=200×1+60×0.15×4.8
=243.2 m3/min
式中：
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，m2。
f）按风速进行验算
①验算最小风量
Qaf≥60×0.25Scb
≥60×0.25×9.5
≥142.5m3/min
②验算最大风量