矿井机械化升级改造初步设计 第5章 通风和安全.doc

第五章 通风与安全第一节 概 况一、井田瓦斯、煤尘、自燃、煤和瓦斯突出及地温情况（一）瓦斯1、邻近矿井瓦斯等级根据山西省煤炭工业局瓦斯鉴定结果，本矿井邻近矿井瓦斯等级大部分为低瓦斯，见表511。邻近矿井瓦斯等级鉴定结果表 表511矿井名称年度CH4CO2瓦斯等级文件号绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）天泰20075.572.14/（技改）/（技改）高晋煤安发20072030百僧庄20060.331.080.351.49低晋煤安发2007734北河坡20050.291.650.281.59低晋煤安发20059862、本井田瓦斯赋存情况（1）2003年6月由山西地宝能源有限公司编制的生产矿井地质报告提供的对井田内P26号孔煤芯取样分析结果，见表512。煤层瓦斯含量表 表512煤号CH4含量（ml/g燃）煤中自然瓦斯成分（）煤层埋深（m）备注CH4CO2N2分带915.7694.770.534.70沼气带472.811510.9596.782.900.32沼气带539.415下1.6491.785.242.89沼气带549.18偏小（2）中国矿业大学（北京）2007年6月编制的河北金牛能源股份有限公司段王煤矿煤层瓦斯赋存规律及瓦斯抽放优化研究项目阶段报告中提供的采用井下间接测定法测定的9号煤层瓦斯基本参数结果为：原煤瓦斯含量： 4.645.68m3/t；煤层瓦斯原始压力： 0.560.7MPa；钻孔瓦斯流量衰减系数：0.18(d-1)；煤层透气性系数： 0.082 m2/MPa2·d；煤层对瓦斯的吸附性： 吸附常数a=57.14m3/t，b=0.20Mpa-1。瓦斯放散初速度： 7.2；煤的孔隙率： 3.33测点距地表垂深：186237m。15号煤层瓦斯基本参数测定结果为：原煤瓦斯含量： 1.66m3/t；煤层瓦斯原始压力： 0.160.19MPa；煤层对瓦斯的吸附性： 吸附常数a=54.64m3/t，b=0.23Mpa-1；瓦斯放散初速度： 5.94；煤的孔隙率： 2.68测点距地表垂深：236m。矿井各区域瓦斯分布不均匀，瓦斯含量随着煤层埋藏深度的增加而增加。（3）2008年6月山西省煤炭地质公司提交的矿井地质报告对部分钻孔采取了煤层瓦斯样，共采样26个，瓦斯含量试验成果见表513。各煤层瓦斯含量试验成果汇总表表513瓦斯含量(毫升/克·可燃质)自然瓦斯成分煤层号总计CH4CO2N2C2-C8CH4CO2C2-C8%62.833.890.070.3139.8144.510.882.8854.5455.910.071.403.36 0.19 0.17 42.16 1.88 55.23 0.74 96.5412.290.030.330.030.0768.2894.580.742.882.9329.750.020.818.23 0.20 0.05 85.24 1.98 12.61 0.20 116.4312.750.060.470.100.0375.6191.530.644.337.2520.060.200.589.34 0.21 0.15 85.11 1.82 12.92 0.39 156.4719.790.120.540.010.8293.6397.501.082.840.173.990.092.3411.34 0.21 0.17 96.08 1.90 1.31 0.71 15下5.6613.540.060.340.010.0789.6197.951.064.700.386.050.050.389.50 0.22 0.04 94.96 2.65 2.18 0.21 3、矿井瓦斯涌出量根据2007年12月19日山西省煤炭工业局“晋煤安发【2007】2030号关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复文件”，段王煤矿2007年度瓦斯鉴定结果见表544。鉴定时生产能力为90万t/a，月均日产量为2828t。属高瓦斯矿井。矿井2007年度瓦斯等级鉴定结果表 表514矿井名称年度CH4CO2瓦斯等级文件号绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）段王200725.4312.953.551.81高晋煤安发20072030目前，矿井开采的煤层属于浅部煤层，因此，矿井瓦斯涌出量较小。根据段王煤矿2008年14月测风报表，2008年全矿井最大绝对瓦斯涌出量为23.13 m3/min（含瓦斯抽采量5m3/min），150302工作面最大绝对瓦斯涌出量为3.0m3/min，090412工作面绝对瓦斯涌出量为7.5m3/min以上（含瓦斯抽采量5m3/min）。4、煤与瓦斯突出段王煤矿目前未做煤与瓦斯突出鉴定，同时该矿提交的各种资料说明该矿目前尚未发生过煤与瓦斯突出动力现象，本次设计按高瓦斯矿井进行设计。今后若矿井发生煤与瓦斯突出动力现象，经鉴定为煤与瓦斯突出矿井后，应修改本设计。（二）煤尘根据测试结果，井田内各煤层煤尘均有爆炸性。（三）煤的自燃发火倾向性根据测试结果，井田内6号煤层自燃倾向性等级为类，属容易自燃自燃；9号煤层自燃倾向性等级为类，以自燃、不易自燃为主，局部为容易自燃；11号煤层自燃倾向性等级为类，属自燃不易自燃；15号煤层自燃倾向性等级为类，以不易自燃、自燃为主，局部为容易自燃；15下号煤层自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层。（四）煤和瓦斯突出地质报告未提供有关本井田煤和瓦斯突出的信息。根据矿井开采实践，本井田无煤和瓦斯突出现象。（五）地温本次补充勘查中测试了D3、D8、D10号3个钻孔的简易井温测量，测温资料结果本区为无热害区。二、随着开采深度的增加，对各水平瓦斯等级及地温变化的预测和依据（一）瓦斯涌出量预测随着开采深度的增加，矿井瓦斯涌出量亦会增加。为此，段王煤矿于2008年8月委托煤炭科学研究总院重庆研究院编制了寿阳县段王煤化有限责任公司矿井瓦斯抽采工程初步设计（修订版）。2008年9月12日山西省煤炭工业局以“晋煤安发【2008】787号”文件批准了该设计。该设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006，国家安全生产监督管理总局），采用分源预测法对矿井生产规模达到1.8Mt/t时的瓦斯涌出量进行了预测。需要说明的是，由于瓦斯抽放设计编制在前，矿井地质报告编制在后，设计所采用的煤层瓦斯含量为2003年生产矿井地质报告提供的瓦斯样数据。由于仅采取了1个钻孔的3个瓦斯样，数量较少，代表性较差。但对照2008年矿井地质报告提供的瓦斯含量试验成果，可以看出，9号煤层瓦斯含量前者高于后者，15号煤层基本接近，说明瓦斯抽放设计所采用的数据及得出的结论对矿井而言是偏于安全的。本设计以现瓦斯抽放设计做为矿井通风设计的依据。1、设计采用的煤层瓦斯含量采用地质勘探时期对煤芯取样分析的结果，9号煤层CH4含量为15.76ml/g·燃，15号煤层CH4含量为10.95ml/g·燃，瓦斯含量换算成原煤瓦斯含量，9号煤层原煤瓦斯含量13.40m3/t，15号煤层原煤瓦斯含量10.00m3/t。2、瓦斯涌出量预测（1）回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面相对瓦斯涌出量按下式计算：q采q1q2 式中 q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t； q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；、开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：q1K1·K2·K3··(W0Wc) 式中 K1围岩瓦斯涌出系数，根据顶板管理方法查表选取；K2工作面丢煤系数，用回采率的倒数来计算；9#煤层15#煤层K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数； L回采工作面长度；h掘进巷道预排等值宽度，m，根据煤种查表选取，h13m；9#煤层15#煤层m开采层厚度，m；M工作面采高，m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，根据煤的挥发分查表选取，m3/t；回采工作面基本情况见表515，预测结果见表516。综采工作面基本情况一览表 表515煤层埋藏深度（m）煤层厚度（m）采高（m）工作面长度(m)平均日产量(t)地质构造情况备注9#472m左右4.894.41603600无大构造15#540m左右4.354.11401400无大构造综采工作面瓦斯涌出预测结果一览表 表516煤层相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）备注9#12.4630.1515#8.037.81注:残存瓦斯含量根据煤的挥发分查表选取；9#煤层q11.2×1.08×0.84××(13.43.1)12.46m3/t；绝对涌出量12.46×3600/1440=31.15m3/min；15#煤层q11.2×1.18×0.81××(10.03.4)8.03m3/t；绝对涌出量8.03×1400/1440=7.81m3/min、根据可采煤层特征表确定邻近层相对瓦斯涌出量。 式中 mi第i邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wci第i个邻近层煤层残余瓦斯含量，m3/t； i第i个邻近层瓦斯排放率，根据相关标准查表选取。本矿井，受9#煤层开采影响的邻近层主要有6#、8#、11#三层煤，受15#煤开采影响的邻近层主要有15#下煤，计算结果见表517、表518。9#煤层q2(0.95×0.85+1.09×0.9+0.92×0.45)×5.16m3/t；绝对涌出量5.16×3600/1440=12.90m3/min；邻近层瓦斯涌出预测结果一览表（1） 表517邻近层煤层厚度（m）采高（m）瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）瓦斯排放率（%）相对涌出量（m3/t）备注6#0.954.413.403.1851.898#1.094.413.403.1902.3011#0.924.413.403.1450.9715下#1.524.110.003.4801.96邻近层瓦斯涌出预测结果一览表（2） 表518 邻近层相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）备注6# 8# 11#5.1612.909#煤邻近煤层15下#1.961.9115#煤邻近煤层15#煤层q2(1.52×0.8)×1.96m3/t；绝对涌出量1.96×1400/1440=1.91m3/min。把q1和q2的计算结果代入式：q采q1q2 中,考虑到瓦斯涌出的不均衡性，因此瓦斯涌出量还需乘以不均衡系数Kn，取Kn为1.2,计算结果见表519。 回采工作面瓦斯涌出预测结果一览表 表519回采工作面不均衡系数相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）备注9#煤回采工作面1.221.1452.8515#煤回采工作面1.211.9911.66从表中可以看出：9#煤回采工作面相对瓦斯涌出量q1.2×(5.16+12.46)21.14m3/t； 绝对瓦斯涌出量21.14×3600/1440=52.85m3/min。15#煤回采工作面相对瓦斯涌出量q1.2×(1.96+8.03)11.99m3/t；绝对瓦斯涌出量11.99×1400/1440=11.66m3/min。（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面的瓦斯涌出量由落煤瓦斯涌出量和煤壁瓦斯涌出量两部分组成，其绝对瓦斯涌出量按下式确定：q掘q3q4 式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Q3落煤瓦斯涌出量，m3/min； Q4煤壁瓦斯涌出量，m3/min；q3Sv(W0Wc) 式中S煤巷掘进断面积，m2；V巷道平均掘进速度，m/min；煤的密度，t/m3。Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，根据煤的挥发分查表选取，m3/t。式中：q4煤壁瓦斯涌出量，m3/min； D巷道断面内暴露煤面的周边长度，m。对于薄及中厚煤层，D=2m0，m0为煤层厚度，对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度； v巷道平均掘进速度，m/min； L巷道长度，m； qo煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·min），按下式计算：q00.0260.0004(Vr)20.16W0 式中Vr煤的挥发份，%。W0煤层原始瓦斯含量，m3/t。9#、15#煤掘进工作面基本情况见表5110，瓦斯涌出量预测见表5111。掘进工作面基本情况一览表 表5110 煤层煤层厚度（m）密度（t/m3）挥发分（%）巷道断面（m2）巷道长度（m）掘进速度（m/min）瓦斯含量（m3/t）9#4.891.4314.2515.7525000.00713.4015#4.351.4113.721225000.00710.00注：矿井的综掘速度为300m/月。9#煤综掘工作面瓦斯涌出量:q3=15.75××1.43×(13.4-3.1)=1.61m3/min；q4=(2×3.5+4)××0.084×(2)=7.70m3/min；q掘1.61+7.709.31m3/min。15#煤综掘工作面瓦斯涌出量：q3=12××1.41×(10.0-3.4)=0.78m3/min；q4=(2×3+4)××0.061×(2)=5.08m3/min；q掘0.78+5.085.86m3/min。 掘进工作面瓦斯涌出量预测一览表 表5111煤层煤壁瓦斯涌出量（m3/min）落煤瓦斯涌出量（m3/min）绝对瓦斯涌出量（m3/min）备注9#7.701.619.31综掘15#5.080.785.86综掘（3）采区瓦斯涌出量预测根据采区布置，在矿井产量1.8Mt/a时，设两个采区，每个采区配一个回采工作面，两个掘进头。采区内瓦斯涌出量除了回采和掘进涌出外，还包括采区内已采区段老空区瓦斯涌出。其计算公式为： 式中：q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t； Ao 生产采区平均日产量，t/d； q采i第i回采工作面瓦斯涌出量，m3/t； Ai 第i回采工作面平均日产量，t/d； k生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.2； q掘i第i掘进面工作面瓦斯涌出量，m3/min。9#煤层采区相对瓦斯涌出量绝对瓦斯涌出量30.88×4000/1440=85.78m3/min。15#煤层采区相对瓦斯涌出量绝对瓦斯涌出量23.21×1740/1440=28.05m3/min采区瓦斯涌出量预测结果见表5112。 采区瓦斯涌出量预测一览表 表5112煤层采 区工作面瓦斯涌出量m3/t掘进瓦斯涌出量m3/min采 区 日产量(t)瓦斯涌出量备注相对量m3/t绝对量m3/min9#XX采区21.149.31400030.8885.781.8Mt/a9.3115#XX采区11.995.86174023.2128.055.86注：日产量5740t（1.8Mt/a）,2个综采工作面，4个综掘工作面。（4）矿井瓦斯涌出量预测 式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t； q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t； A0 i第i个生产采区平均日产量，t； K已采采空区瓦斯涌出系数，取1.2。34.27m3/t矿井绝对瓦斯涌出量34.27×（4000+1740）/1440=136.59m3/min。矿井瓦斯涌出量预测结果见表5113。矿井瓦斯涌出量预测结果 表5113煤层采区瓦斯涌出量m3/t日产量(t)矿井瓦斯涌出量备注相对量 m3/t绝对量m3/min9#32.85400034.27136.591.8Mt/a15#23.741740注：日产量5740t（1.8Mt/a）,2个综采工作面，4个综掘工作面。3、瓦斯抽采（1）矿井抽采瓦斯的必要性根据原煤炭工业部1997年颁布的矿井瓦斯抽放管理规范第9条规定，凡符合下列情况之一者必须建立瓦斯抽放系统，开展瓦斯抽放工作： 符合煤矿安全规程第150条的(即一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min，或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决不合理的)。 矿井绝对瓦斯涌出量大于15m3/min，年产量等于或小于40万t；矿井绝对瓦斯涌出量大于20m3/min，年产量等于或小于60万t：矿井绝对瓦斯涌出量大于25m3/min，年产量等于或小于100万t；矿井绝对瓦斯涌出量大于30m3/min，年产量等于或小于150万t；矿井绝对瓦期涌出量大于40m3/min。 开采具有煤与瓦斯突出危险煤层。历史上矿井瓦斯相对涌出量最大为：18.38 m3/t，绝对涌出量为：31.13 m3/min，大于25m3/min。根据预测，当矿井采至深部，产量达到1.80Mt/a时，矿井绝对瓦斯涌出量将达到136.59m3/min，远大于40m3/min。因此，矿井建立瓦斯抽采系统采取瓦斯抽采措施是必要的。（2）瓦斯抽采的可行性目前段王煤矿测得的9号煤百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.18d-1，透气性系数为0.082 m2/MPa2.d，此煤层为低透气性煤层，属于较难抽采煤层。所以在抽采方法上结合开采煤层预抽和采空区抽采达到抽采目的。由于煤层属于较难抽采煤层，因此在采取煤层预抽时，为了提高预抽效果，可以延长预抽时间，增大钻孔密度，以及采用交叉钻孔进行瓦斯抽采。因此，虽然段王煤矿的煤层属于较难抽采煤层，但采取适当措施后，瓦斯抽采也是可行的。（3）抽采瓦斯方法选择段王煤矿主要开采9#、15#煤层，从煤层瓦斯赋存规律阶段报告、预测的瓦斯涌出量构成以及实测来看，其瓦斯来源主要为本煤层的瓦斯涌出。矿井抽采瓦斯的目的是为了降低煤层瓦斯含量，为煤炭开采提供安全生产环境。因此，根据矿井的瓦斯赋存状况、矿井开拓及抽采瓦斯的目的，结合抽采瓦斯方法的选择原则，确定段王煤矿抽采瓦斯方法为以本煤层瓦斯抽采为主、采空区抽采（裂隙带抽采）为辅，预抽与边采边抽、边掘边抽相结合的综合抽采瓦斯方法。（4）抽采参数的确定 抽采率的确定抽采率根据煤层可抽性及抽采时间确定。根据我国其他预抽瓦斯矿井实际抽采瓦斯情况的统计分析，预抽1年的预抽率可达25%，预抽两年的预抽率可达40%。据此，设计确定本矿井9号煤层的预抽率为35%，15号煤层的预抽率为40%。 抽采时间从保证回采工作面的安全需要，结合矿井采掘计划安排，设计9号煤综采面预抽率为35%，预抽时间为0.51.5年，15号煤综采面预抽率为40%，预抽时间为12年，预抽时间随着煤层瓦斯含量增加而增加。矿井开采初期，由于开采浅部煤层，煤层瓦斯含量低，可抽采瓦斯量少，因此，在浅部15号煤层暂不考虑进行瓦斯抽采，随着向深部开采，加强瓦斯监测，当采用通风解决瓦斯困难时，即时对15#煤层采取抽采措施。 抽采负压根据邻近矿井及其它矿井的瓦斯抽采经验，采煤工作面预抽的孔口负压为15kPa，掘进工作面抽采的孔口负压为710kPa，采空区瓦斯抽采的孔口负压为5kPa。（5）抽采后瓦斯涌出量抽采前后各回采工作面、掘进工作面、采区和矿井瓦斯涌出量对比见表5114。由于本次计算中煤层瓦斯含量是按平均瓦斯含量来计算，在矿井浅部开采时，瓦斯含量会小于平均瓦斯含量，开采深部时瓦斯含量将大于平均瓦斯含量。因此今后矿井开采时应加强煤层瓦斯基本参数的测定工作，以便修正瓦斯抽采设计，同时使之能更科学合理的指导矿井瓦斯的抽采工作。瓦斯抽采前后涌出量预测对比 表5114 名称抽采前瓦斯涌出量（m3/min）抽采后瓦斯涌出量（m3/min）9#煤层15#煤层9#煤层15#煤层回采工作面52.8511.6619.852.97掘进工作面9.315.866.314.86生产采区102.9333.6644.8017.59全矿井136.5962.39（二）地温预测根据钻孔地温简易测试结果，本井田属地温正常区。从井田开采实际来看，至今未发现有地温异常现象。因此，推测本矿井随着开采深度的增加，地温不会发生异常。第二节 矿 井 通 风一、通风方式和通风系统根据矿井开拓布署及通风现状，设计矿井采用分区式通风系统，抽出式通风方式，主斜井、进风行人井、副斜井进风，北风井和西风井回风。矿井通风系统及通风网络见图5212。二、风井数目、位置、服务范围及时间1、风井数目及位置本矿井为升级改造性质，井田东西最宽4.5km，南北最长4.67km，面积19.0015km2，为高瓦斯矿井。矿井初期布置3个进风井，分别为主斜井、副斜井和进风行人井，布置2个回风井，分别为北风井和西风井。这5个井筒均位于井田的浅部，其中主斜井、副斜井和进风行人井位于井田的中北部，北风井位于井田的北部，西风井位于井田的西北部。在矿井生产20年时，在井田的深部潘沟村附近新打一立井，作为深部回风井。2、风井功能、服务水平、区域及时间主斜井、副斜井和进风行人井为矿井的进风井，服务于全井田，其服务年限与矿井服务年限相同，为56.2a；北风井、西风井为矿井的回风井，其中北风井担负下组煤的回风任务，西风井担负上组煤的回风任务，其服务年限同矿井服务年限，为56.2a；深部风井担负矿井深部区域开采时的回风任务，其服务年限从矿井生产20a时起至七采区15下煤层回采结束，约36.2a。三、采掘工作面及硐室通风回采工作面通风：实行独立通风，利用矿井通风系统负压通风。掘进工作面通风：实行独立通风，配备轴流式局部扇风机，采用压入式通风。硐室通风：蓄电池机车充电室、爆炸材料库、采区变电所等硐室采用独立通风；其它硐室采用扩散通风，硐室长度不大于6m。四、风量计算根据瓦斯抽采工程初步设计，矿井前后期瓦斯涌出量为同一值，但初期15号煤层回采和掘进工作面均不考虑抽采，因此，本设计按15号煤层不抽采进行风量计算，回采和掘进工作面涌出的瓦斯均通过通风方法解决。根据煤矿安全规程的规定，矿井所需风量按以下两种方法分别计算，并取其中的最大值。（一）按全矿井下同时工作的最多人数计算Q矿需 = 4 N·K矿通 式中 Q矿需 矿井需风量，m3/min；4 每人每分钟需风量，m3/min；N 井下同时工作的最多人数，取130人；K矿通 矿井通风系数，取1.1。则Q 矿需 = 4×130×1.1 = 572m3/min = 9.5 m3/s（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点需风量的总和计算 Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K式中 Q采回采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硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/min； Q它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min； K矿井通风系数，取1.1。1、回采工作面需风量计算（1）9煤综采工作面风量计算 按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K式中 q采回采工作面瓦斯绝对涌出量，19.85m3/min； K回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采工作面取1.3。则：Q采=100×19.85×1.3=2580.5m3/min =43m3/s 按同时工作的最多人数计算 采44×30120 m3/min式中 N回采工作面同时工作的最多人数，30人 按工作面温度计算 Q采Vc×Sc×Ki2×14×1.233.6 m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，取2m/s Sc回采工作面平均有效断面，14m2 Ki工作面长度系数，取1.2根据以上计算，工作面需风量取43m3/s。 按风速验算 根据煤矿安全规程规定，回采工作面风量应满足：15×ScQ采240×Sc经验算，取采43 m3/s符合要求。（2）9煤准备工作面风量计算根据瓦斯抽采初步设计，9号煤层回采工作面需进行预抽，预抽期0.51.5年，抽采率为35%。因此，在本工作面回采的同时，其接替工作面应同时进行预抽，方可满足抽采设计要求的预抽期及预抽效果，故准备工作面需适当配风，其配风量按生产工作面配风量的一半计算，即21.5m3/s。（3）15煤综采放顶煤工作面风量计算 按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K式中 q采回采工作面瓦斯绝对涌出量，11.66 m3/min； K回采工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，综采工作面取1.3。则：Q采=100×11.66×1.3=1515.8 m3/min =25.3m3/s 按同时工作的最多人数计算 采44×50200 m3/min式中 N回采工作面同时工作的最多人数，50人。 按工作面温度计算 Q采Vc×Sc×Ki2×9×1.221.6 m3/s式中 Vc回采工作面适宜风速，取2m/s； Sc回采工作面平均有效断面，9m2； Ki工作面长度系数，取1.2。根据以上计算，工作面需风量取25.3m3/s。 按风速验算 根据煤矿安全规程规定，回采工作面风量应满足：15×ScQ采240×Sc经验算，取采25.3m3/s符合要求。（4）15煤准备工作面风量计算按15煤生产工作面风量的一半计算，即12.7m3/s。2、掘进工作面风量计算矿井机械化升级改造投产后，共配备2个9煤掘工作面，2个15煤掘进工作面。（1）9煤掘进工作面配风量计算 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100×q掘×K d 式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；q掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量（风排量），6.31m3/min。K d 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.6。则Q掘 = 100×6.31×1.6 = 1009.6m3/min =16.8m3/s 按炸药使用量计算Q掘 =（Aj×b ）/（ t×c ）式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；Aj 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，m3/min，取5kg；B每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，m3/kg，取0.1；T通风排烟时间，min，取25；C爆破并经通风排烟后允许人员继续回掘进工作面工作的CO浓度，取0.02。则Q掘 = ( 5×0.1 ) /（ 25×0.0002 ）= 100 m3/min = 1.67 m3/s按掘进工作面局部扇风机吸风量计算Q掘=Qf×I×kf式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，掘进工作面选用FBD6.3/2×30型风机，其额定风量为500 m3/min；I掘进面同时运转的局部通风机台数，2台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；则Q掘 = 500×2×1.2=1200m3/min = 20 m3/s 按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q掘 = 4·N式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；4 每人每分钟需风量，m3/min；N 掘进工作面同时工作的最多人数，取15。则Q掘 = 4×15 = 60 m3/min = 1 m3/s根据以上计算，取掘进工作面的需风量为20m3/s。 验算掘进工作面风速根据煤矿安全规程的规定，掘进工作面的风速应满足下式要求：0.15·S掘 Q掘 4·S掘经验算，掘进工作面风量为20m3/s时，其风速符合煤矿安全规程第一百零一条的规定。（2）15煤掘进工作面配风量计算 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100×q掘×K d 式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；q掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量，5.86m3/min；K d 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.6。则Q掘 = 100×5.86×1.6 =937.6m3/min = 15.6m3/s 按炸药使用量计算Q掘 =（Aj×b ）/（ t×c ）式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；Aj 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，m3/min，取5kg；B每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，m3/kg，取0.1；T通风排烟时间，min，取25；C爆破并经通风排烟后允许人员继续回掘进工作面工作的CO浓度，取0.02。则Q掘 = ( 5×0.1 ) /（ 25×0.0002 ）= 100 m3/min = 1.67 m3/s按掘进工作面局部扇风机吸风量计算Q掘=Qf×I×kf式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，掘进工作面选用FBD6.3/2×30型风机，其额定风量为500 m3/min；I掘进面同时运转的局部通风机台数，2台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；则Q掘 = 500×2×1.2=1200m3/min = 20 m3/s 按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q掘 = 4·N式中 Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；4 每人每分钟需风量，m3/min；N 掘进工作面同时工作的最多人数，取15。则Q掘 = 4×15 = 60 m3/min = 1 m3/s根据以上计算，取掘进工作面的需风量为20m3/s。 验算掘进工作面风速根据煤矿安全规程的规定，掘进工作面的风速应满足下式要求：0.15·S掘 Q掘 4·S掘经验算，掘进工作面风量为20m3/s时，其风速符合煤矿安全规程第一百零一条的规定。（3）掘进工作面总风量计算矿井共配备2个9煤掘进面，2个15煤掘进面，则：掘20×2+20×2=80m3/s3、硐室需风量计算井下独立通风硐室有：爆炸材料库1个、蓄电池机