煤矿通风系统生产能力核定.doc

xxx煤矿通风系统生产能力核定

一、通风概况
（一）通风方式、方法。
xxx煤矿通风方式为混合式，通风方法为抽出式。现有一个生产水平，即-420m水平。
（二）进、回风井筒数量及风量。
xxx煤矿现有四个井筒，即主、副、中央风井和西风井筒，主、副井入风，中央风井和西风井排风；矿井总入风量为14095m3/min，其中副井入风8825m3/min，主井入风5270m3/min；矿井总排风量为14383 m3/min，其中中央风井排风5735m3/min，西风井排风为8648m3/min。
（三）矿井需要风量、实际风量、有效风量。
矿井需要风量为13674m3/min，实际风量为14095m3/min，有效风量为14071m3/min。
现有3个采煤（综采）和2个备用面，12个掘进（9个综掘、3个炮掘，其中有2个开拓）工作面和15个硐室（1个火药库、1中央个变电所、1个中央水泵房、1个充电室、2个绞车房、3个瓦斯抽放泵站、1个装载硐室、2个注氮机硐室、2个避灾硐室、1个西部变电所）。2008年生产能力核定为1.80 Mt/a（省局已批复），2010年完成产量为1.80Mt， 2011年计划产量为1.80 Mt，2012年生产能力核定为4Mt/a（省局已批复），2013年计划产量为4 Mt。
（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量。
2011年瓦斯等级鉴定结果为高沼气矿井，瓦斯相对涌出量为14.03m3/t, 瓦斯绝对涌出量为48.56m3/min；二氧化碳相对涌出量为2m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为7.17m3/min。
（五）主要通风设备及运行参数，风量、风压、通风阻力、等积孔。
中央风井现有两台BDK-10-№25型轴流式隔爆对旋主扇，1台使用，1台备用,主扇电动机型号为YBF450-M1-10，电机功率为2×250Kw，一台运行，一台备用。西风井现有两台FBCDZ-10-№30型轴流式隔爆对旋主扇，主扇电动机型号为YBF630-M1-10，电机功率为2×450Kw，一台运行，一台备用。矿井总入风量为14095m3/min，总排风量为14383m3/min，通风阻力为2840Pa，等积孔为5.58m2。
二、计算过程及结果
（一）矿井需要风量计算
Q矿≥（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×k矿通
=（3000+1000+4550+1650+460）×1.2
=12792m3/min
式中：∑Q采—采煤工作面实际需要风量总和 ，m3/min ；
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量总和，m3/min ； ∑Q硐—硐室实际需要风量总和 ，m3/min；
∑Q备—备用工作面实际需要风量总和，m3/min；
∑Q其它—除了以上项目以外其它巷道需要风量总和，m3/min ；
k矿通—矿井通风系数取1.2。
1、采煤工作面需要风量
201队采煤工作面需要的风量（综采，31902）:
（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量公式进行计算：
Q采31902=100.q采.KCH4
=100×7.4×1.75
=1295(m3/min)
式中： Q采31902—采煤工作面需要风量，m3/min;
q采—采煤工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，7.4m3/min；
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.75。
（2）按温度计算：
Q采31902＝60V采·S采
=60×1.2×15.34=1104.48(m3/min)
式中:V采—采煤工作面风速取1.2m/s,；
（3）按人数计算:
每人供风≮4m3/min，Q采>4N m3/min；
Q采31902＞4N=4×17=68(m3/min)
式中:N—采煤工作面最多人数,取17。
（4）按风速进行验算：
15S综采,12006)：
（1）按瓦斯(二氧化碳)涌出量公式进行计算：
Q采12006=100.q采.KCH4
=100×5.2×1.6
=832(m3/min)
式中： Q采12006—采煤工作面需要风量，m3/min;
q采—采煤工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，5.2m3/min；
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.6
（2）按温度计算：
Q采12006＝60V采·S采
=60×1.2×9.36=673.92(m3/min)
式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s,；
（3）按人数计算:
每人供风≮4m3/min，Q采>4N m3/min；
Q采12006＞4N=4×16=64 (m3/min)
式中:N—采煤工作面最多人数,取16;
（4）按风速进行验算：
15SCH4
=100×5.06×1.5
=759(m3/min)
式中： Q采31908—采煤工作面需要风量，m3/min;
q采—采煤工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，5.06m3/min；
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5
（2）按温度计算：
Q采31908＝60V采·S采
=60×1.2×9.36=673.92(m3/min)
式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s,；
（3）按人数计算:
每人供风≮4m3/min，Q采>4N m3/min；
Q采31908＞4N=4×16=64 (m3/min)
式中:N—采煤工作面最多人数,取16;
（4）按风速进行验算：
15S00.q采.KCH4
=100×5.2×1.6
=832(m3/min)
式中： Q采12002、12005—采煤工作面需要风量，m3/min;
q采—采煤工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，5.2m3/min；
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.6
（2）按温度计算：
Q采12002、12005＝60V采·S采
=60×1.2×9.36=673.92(m3/min)
式中:V采—采煤工作面风速，取1.0m/s,；
（3）按人数计算:
每人供风≮4m3/min，Q采>4N m3/min；
Q采12002、12005＞4N=4×16=64 (m3/min)
式中:N—采煤工作面最多人数,取16;
（4）按风速进行验算：
15S需要风量的计算：
掘进工作面使用的局扇分别选用山西运城、白山泵业公司生产的FBD型和YBF型对旋局扇，2×7.5Kw、2×11 Kw、2×15Kw和2×30Kw局扇的风量分别为140-300、160-360、220-447和320-667 m3/min。
222、223、215队掘进工作面需要风量(12001上、下顺、下顺联巷，半煤巷, 锚网支护，综掘，局扇功率为2×7.5Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×1.7×1.1=187(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取1.7m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.1。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+60×0.25S=195+15×8=315(m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8=120(m3/min)
Q高<240S=240×8=1920(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8m2。
决定风量Q掘为350m3/min, 即: 120<350<1920,符合规定。
221队掘进工作面需要风量(中央区轨道巷延伸，半煤巷, 锚网支护，炮掘，开拓，局扇功率为2×7.5Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×1.2×1.1=132(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取1.2m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.1。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+60×0.25S=150+15×8.8=282(m3/min)

（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×12=48（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取12。
（4）按掘进工作面1次爆破最大炸药量计算：
按每千克炸药供风≮25 m3/min，Q掘>25A m3/min;
Q掘>25A=25×3.6=90 (m3/min)
式中: A—1次爆破最大炸药量，取3.6kg。
（5）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8.8=132(m3/min)
Q高<240S=240×8.8=2112(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8.8m2。
决定风量Q掘为350m3/min, 即: 132<350<2112,符合规定。
226队掘进工作面需要风量(西II区皮带巷，半煤巷, 锚网支护，综掘，开拓，局扇功率为2×11Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×1.8×1.2=216(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取1.8m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+15S=250+15×9.1=386.5 (m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按风速进行验算：
Q低>15S=15×9.1=130.5(m3/min)
Q高<240S=240×9.1=2184(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取9.1m2。
决定风量Q掘为400m3/min, 即:136.5<400<2184,符合规定。
235、233队掘进工作面需要风量(21906上顺、21903上顺，煤巷, 锚网支护，综掘，局扇功率为2×15Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×2.0×1.2=240(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取2.0m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+15S=280+15×8.8=412 (m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8.8=132(m3/min)
Q高<240S=240×8.8=2112(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8.8m2。
决定风量Q掘为450m3/min, 即:132<450<2112,符合规定。
231队掘进工作面需要风量(21906下顺，煤巷, 锚网支护，综掘，局扇功率为2×30Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×2.4×1.3=312(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取2.4m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+15S=350+15×8.8=482(m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8.8=132(m3/min)
Q高<240S=240×8.8=2112(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8.8m2。
决定风量Q掘为550m3/min, 即: 132<550<2112,符合规定。
232队掘进工作面需要风量(31903上顺，煤巷, 锚网支护，综掘，局扇功率为2×30Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×2.4×1.3=312(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取2.4m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+15S=350+15×8.8=482(m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8.8=132(m3/min)
Q高<240S=240×8.8=2112(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8.8m2。
决定风量Q掘为550m3/min, 即: 132<550<2112,符合规定。
212队掘进工作面需要风量(31903下顺，煤巷, 锚网支护，综掘，局扇功率为2×15Kw)：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通 =100×2.0×1.2=240(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取2.0m3/min ；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.2。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q扇+15S=280+15×8.8=412 (m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8.8=132(m3/min)
Q高<240S=240×8.8=2112(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8.8m2。
决定风量Q掘为450m3/min, 即:132<450<2112,符合规定。
225、213队掘进工作面需要风量（31909上、下顺，煤巷，锚网支护、炮掘，局扇功率为2×7.5Kw）：
（1）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算：
Q掘=100×q综掘×K综掘=100×0.52×1.1=57.2(m3/min)
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（二氧化碳）的绝对涌出量，取0.52m3/min
K综掘—瓦斯涌出不均衡系数，取1.1。
（2）按局部通风机实际风量计算需要风量：
Q掘=Q局+15S=140+15×8.8=272(m3/min)
（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算：
每人供风≮4m3/min，Q掘>4N m3/min；
Q掘>4N=4×13=52（m3/min）
式中：N—掘进工作面最多人数，取13。
（4）按掘进工作面1次爆破最大炸药量计算：
按每千克炸药供风≮25 m3/min，Q掘>25A m3/min;
Q掘>25A=25×3.6=90 (m3/min)
式中: A—1次爆破最大炸药量，取3.6kg。
（5）按风速进行验算：
Q低>15S=15×8.8=132(m3/min)
Q高<240S=240×8.8=2112(m3/min)
式中：S—掘进工作面的断面积，取8.8m2。
决定风量Q掘为350m3/min, 即: 132<350<2112,符合规定。
xxx煤矿目前有12个煤与半煤巷掘进工作面，其中有9个综掘和3个炮掘工作面，按上述方法分别计算各掘进工作面的风量，各工作面需要风量为:12001上、下顺、下顺联巷风量各350m3/min；31909上、下顺风量各为350m3/min；中央区轨道巷延伸风量为350 m3/min；西II区皮带巷风量为400 m3/min；21906上顺风量为450m3/min21906下顺风量为550m3/min；31903上顺风量为550m3/min；31903下顺风量为450m3/min；21903上顺风量为450m3/min。
∑Q掘=6×350+400+3×450+2×550
=4550（m3/min）
各工作地点需要风量表
地点名称
需要风量
(m3/min)
备 注
地点名称
需要风量
(m3/min)
备 注
201队
（31902工作面）
1300
综采
225队
（31909上顺）
350
炮掘
202队
（12006工作面）
900
综采
213队
(31909下顺)
350
炮掘
203队
（31908工作面）
800
综采
火药库
100
硐室
12002
(备用工作面)
500
备面
中央变电所
100
硐室
12005
(备用工作面)
500
备面
中央水仓
100
硐室
222队
(12001下顺)
350
综掘
2个绞车房
200
硐室
223队 （12001上顺）
350
综掘
充电室
100
硐室
215队 （12001下顺联巷）
350
综掘
1个装载硐室
100
硐室
221队 （中央区轨道巷）
350
开拓炮掘
3个瓦斯抽放泵站
450
硐室
226队 （西二区皮带巷）
400
开拓综掘
西部区变电所
100
硐室
235队
（21906上顺）
450
综掘
2个避灾硐室
200
硐室
231队
（21906下顺）
550
综掘
2个注氮机硐室
200
硐室
233队 （21903上顺）
450
综掘
其它地点
460
其它
323队
（31903上顺）
550
综掘

212队
（31903下顺）
450
综掘

矿井总需要风量
合计
10660

4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计算:
∑Q硐=Q硐1+ Q硐2+…+ Q硐n m3/min
式中: ∑Q硐—所有独立通风硐室风量总和，m3/min ；
Q硐1、 Q硐2、…、 Q硐n —每个独立通风硐室风量， m3/min
根据《煤矿生产能力核定标准》规定，火药库、充电室、变电所、水泵房各取100 m3/min，绞车房取100 m3/min，瓦斯抽放泵站取150，装载硐室100m3/min。
xxx矿井下有1个火药库、1中央个变电所、1个中央水泵房、1个充电室、1个绞车房、3个瓦斯抽放泵站、1个清扫斜巷绞车房、1个装载硐室、2个注氮机硐室、2个避灾硐室、1个西部变电所，则硐室总需风量为：
∑Q硐=12×100+3×150=1650（m3/min）
5、其它井巷实际需要风量计算：
xxx煤矿目前在用的5个其它用风地点（中央区老瓦斯抽放泵站、11907老泵站、副井泄水巷、5号皮带巷、11908上顺闭前巷道）基本上经常无人或只有1-2人短时间作业，因此，期中4个其它地点需风量均按100 m3/min配风，1个按照60m3/min配风。则其它地点用风量为：
∑Q其它=4×100+60=460（m3/min）
（二）矿井通风系统生产能力计算。
采用由里向外核算法计算（方法二）。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m1、m2），取当年度每个采掘工作面的产量，计算矿井通风能力。
xxx煤矿现有3个采煤(3个综采)，10个煤与半煤岩巷掘进工作面，2个开拓掘进（其中：9个综掘,3个炮掘）,有5个其他用风地点。
-420水平总入风量为14095m3/min，西部区布置2个综采8个掘进（8个煤与半煤岩巷，其中2个炮掘）工作面；中央区布置1个综采工作面和4个掘进（4个半煤巷，其中1个炮掘）工作面。由于掘进工作面大多数采用综掘装备，掘进速度大大提高，完全能够满足矿井生产需要。
1、采掘工作面特征表（见下表）。
31902综采工作面特征表
工作面平均长 （m）
平均采高
（m）
原煤视密度
（t/m3)
回采率
（%）
年工作日数
（d）
110
3.7
1.4
95
330
正规循环作业系数（%）
工作面个数
日推进度
(m/d)
采煤方法
生产能力 (万t/a)
84
1
13
综采
195.07
31908综采工作面特征表
工作面平均长 （m）
平均采高
（m）
原煤视密度
（t/m3)
回采率
（%）
年工作日数
（d）
120
2.1
1.4
95
330
正规循环作业系数（%）
工作面个数
日推进度
(m/d)
采煤方法
生产能力 (万t/a)
84
1
12
综采
111.49

12006综采工作面特征表
工作面平均长 （m）
平均采高
（m）
原煤视密度（t/m3)
回采率 （%）
年工作日数（d）
65
2.1
1.4
95
330
正规循环作业系数（%）
工作面个数
日推进度(m/d)
采煤方法
生产能力 (万t/a)
84
1
12
综采
60.39

12001上、下顺煤巷综掘工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)

工作面 个数
生产能力
(万t/a)
8
1.4
15
330
2
11.09
31909上、下顺煤巷炮掘工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)
工作面 个数
生产能力
(万t/a)
8.8
1.4
10
330
2
8.13
21903上顺煤巷综掘工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)
工作面 个数
生产能力
(万t/a)
8.8
1.4
15
330
1
6.10
21906上、下顺煤巷综掘工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)
工作面 个数
生产能力
(万t/a)
8.8
1.4
15
330
2
12.20
31903上、下顺煤巷综掘工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)
工作面 个数
生产能力
(万t/a)
8.8
1.4
15
330
2
12.20

西II区皮带巷半煤岩巷综掘工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)
工作面 个数
生产能力
(万t/a)
8.2
1.4
12
330
1
4.55

中央区轨道巷炮掘半煤巷工作面特征表
巷道纯煤面积(m2)
原煤视密度(t/m3)
日进尺(m/d)
年工作日数(d)
工作面 个数
生产能力
(万t/a)
7.1
1.4
10
330
1
3.28

2、生产能力计算
矿井通风系统生产能力为：
P31902综采=(l.h.r.b.n.N.c.a)10-4=（110×3.7×1.4×13×330×0.84×0.95×1）10-4=195.07万t/a)
P31908综采=(l.h.r.b.n.N.c.a)10-4=（120×2.1×1.4×12×330×0.84×0.95×1）10-4=111.49(万t/a)
P11914综采=(l.h.r.b.n.N.c.a)10-4=（65×2.1×1.4×12×330×0.84×0.95×1）10-4=60.39(万t/a)
P12001上、下顺综掘=r.S.L.a =1.4×8×15×330×2=11.09(万t/a)
P31909上、下顺炮掘=r.S.L.a =1.4×8.8×10×330×2=8.13(万t/a)
P21906上、下顺综掘=r.S.L.a =1.4×8.8×15×330×2=12.20(万t/a)
P21903上顺综掘 =r.S.L.a =1.4×8.8×15×330×1=6.10(万t/a)
P31903上、下顺综掘=r.S.L.a =1.4×8.8×15×330×2=12.20(万t/a)
P西II皮带巷 =r.S.L.a =1.4×8.2×12×330×1=4.55(万t/a)
P中央区轨道巷 =r.S.L.a =1.4×7.1×10×330×1=3.28(万t/a)
P采= P21901综采+ P31901综采+ P11914综采
=195.07+111.49+60.39
=366.95(万t/a)
P掘= P中央区轨道巷+ P西II皮带巷+ P31903上、下顺综掘+ P21903上顺综掘+P21906上、下顺综掘+P31909上、下顺炮掘+ P12001上、下顺综掘
=3.28+4.55+12.20+6.10+12.20+8.13+11.09
=57.55(万t/a)
则矿井总通风系统生产能力为：
P=P采+ P掘=366.95+57.55=424.5(万t/a)
式中:l—回采工作面平均长度，m；
h—采（掘）工作面煤层平均高度，m；
r—采（掘）工作面原煤视密度，t/m3；
b—采（掘）工作面正常生产平均日推进度，m/d
n—年工作日数，取330d；
N—采煤工作面正规循环作业系数， %；
C—回采工作面回采率，%；
a—采（掘）工作面个数,个;
S—巷道纯煤面积，m2；
L—掘进巷道正常生产年总进尺，m。
（三）矿井通风能力验证
1、矿井通风动力的验证
xxx矿有一个生产水平，即-420m水平。-420水平总入风量为14095m3/min，各地点实际需要风量为10660 m3/min,能够满足生产需要。
xxx矿BDK-10-No25型主扇、西风两台YBF630-M1-10型主扇于2012年10月经吉林煤矿矿用安全产品检验中心检定，四台主扇实际运行的工况点处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。

2、矿井通风络验证
矿井总入风量为14095m3/min，总排风量为14383m3/min，有效风量为14071m3/min,最大通风流程为7900m，西部区入风为8517 m3/min，排风为8648 m3/min,通风阻力为3200Pa,等积孔为A=1.19×(8648/60)/=3.03m2；中央区入风为5578 m3/min，主井排风为5735 m3/min，通风阻力为2300Pa，等积孔为A=1.19×(5578/60)/=2.31m2。
则矿井总通风阻力为：
h总=(3200×8648/60+2300×5578/60)/(8648/60+5578/60)
=2847Pa，
矿井总等积孔为：
A总=1.19×(144.13+92.97) 3/2/
=5.29m2
通过计算，各项指标均在特性曲线工作范围之内，因此，通风网络符合《煤矿安全规定》和《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1026-2006）的规定。通风系统完善，合理可靠，不存在不合理串联、扩散和采空区通风等地点。
xxx煤矿坚持每月对井下所有的通风设施进行全面检查，对失修的设施进行维修和注浆，对严重失修的设施进行翻修，确保了通风系统更加稳定、合理、可靠。因此，通风网络能力能够满足安全生产的需要。
3、矿井用风地点有效风量验证
矿井各用风地点有效风量详见矿井用风地点有效风量验证表。
从表中可以看出，矿井各用风地点的有效风量能够满足要求，各地点中的风速、温度符合《煤矿安全规程》中的有关规定。
4、利用稀释瓦斯能力验证
xxx煤矿瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。随着开采速度、裂隙带及采空区的增加，各采掘工作面的瓦斯含量有所增加，但在正常通风的情况下，工作面进风巷的瓦斯含量都比较低(只是从煤体中逸出少量的游离瓦斯,浓度在0.1%以下)，只有在采煤工作面上部、上尾巷、上隅角和回风巷中涌出瓦斯，掘进工作面回风流中的瓦斯含量都在《规程》规定以下，在正常生产的各采掘工作面中，很少出现过瓦斯超限报警、断电和积聚现象。
该矿已于2007年9月安装了KJ19N型安全监控系统，并于2008年1月实现了局域联网，2010年5月系统进行了第二次升级，升级后型号为KJ406R，实现了热机双备,并与吉煤集团实现了联网。在各采掘工作面、硐室和其它地点都按《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ 1029-2007）中的规定安设了甲烷、压力、温度、一氧化碳、设备开停、风速、风机开停、风门开关、馈电等传感器。公司又专门规定：所有采煤工作面上隅角必须安设了甲烷传感器、采煤工作面必须安装风速传感器，综采、综掘机械都安设了机载式甲烷传感器或悬挂便携式甲烷传感器，在主扇房安了风量、负压和温度传感器，地面中心站和井下所有分站都配备了备用电源，监控系统对各地点进行24小时连续监测监控系统在这些年的运行中，稳定可靠。此外，该矿还配备了560台便携式瓦斯检测仪和20台瓦斯报警矿灯，并按《煤矿安全规程》规定进行了配备，以便相关人员对各工作地点的瓦斯进行随时检测。为了加大瓦斯检查力度，该矿于2009年初安设了瓦斯巡检系统，杜绝了瓦检员“假、漏、空”检现象，增强了防范瓦斯事故的能力。
为了加大瓦斯治理力度，该矿认真贯彻执行“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针和“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的十六字瓦斯治理体系，加大了瓦斯治理力度和资金投入，先后建立了井上、井下瓦斯抽放泵站，利用地面泵站抽放采煤工作面高位瓦斯、井下移动泵站抽放上尾巷和上隅角瓦斯，使矿井采煤工作面很少出现瓦斯报警断电现象，瓦斯治理工作收到了较好的效果，确保了矿井的安全生产。因此，矿井通风能力瓦斯完全能够满足稀释排放瓦斯的需要。具体验证数据详见矿井稀释瓦斯能力验证表。
5、瓦斯抽采能力的验证
5.1矿井概况
5.1.1井田境界
xxx煤矿井田位于吉林省珲春市境内，珲春煤田河北区西部，西以图们江为界，东邻城西立井井田，北及东北与英安矿井田相接。南北平均长8km，东西平均宽4.66km，面积37.3 km2。
5.1.2煤炭储量
截止2011年末,共有地质储量21256.8万吨，其中工业储量17680.1万吨，可采储量9369.8万吨。
5.2矿井地质与煤区赋存
5.2.1矿井地层
本井田含煤地层为第三系珲春组(E2-3H),基底为上侏罗统屯田营组(J3T)上覆第四系。19煤层至28下煤层为中含煤段，是主要含煤段。以灰、浅灰色粉砂岩、细砂岩为主，中粗砂岩、泥岩次之。夹有薄层钙质中粗砂岩和凝灰岩标志层。水平波状、镐状及混浊层理较发育。含有19、19-2、20、26等4层主要可采煤层，本段厚度0-130m。
5.2.2地质构造
本区构造比较复杂，与其东邻城西立井井田的构造基本一致。可以看作城西立井井田主体构造向西的延续。以断裂构造为主，褶皱宽缓起伏，略向西平缓倾伏，地层走向总体为近EW-NEE，倾角小于15。。
1、褶皱：本区为一轴向近东西、向西倾伏的宽缓背斜。背斜轴位于城西立井区的F7-F10之间。背斜两翼平缓，并有一次一级波状起伏，组成一个宽缓式背斜。
2、断层：本区断层发育，以近东西走向断层为主，伴有北东、北西两组断层，均为正断层。近东西向走向断层（主干断层）发生在复式背斜之上，由一系列倾向相反近似平行背斜轴的断层，构成与背斜轴向近平行的地堑和地垒及伴有阶梯状断层，为本区主要构造形迹和特征。区内探煤钻孔172个，共发现126个断点，首采区地震勘探发现115个断点，经综合研究分析，组成53条落差大于15m以上的断层，其中落差大于100m的断层有6条，落差大于50m的有13条，其余均小于50m。
5.3煤层及煤质
5.3.1煤层
本井