大雁煤业公司第二煤矿矿井生产能力核定.doc

大雁煤业公司第二煤矿矿井生产能力核定 第一章 概述 第一节 核定工作的简要过程 在公司“矿井能力核定领导小组”的正确的指导下，成立矿井生产能力核定小组，按照煤矿生产能力核定与管理指南标准，进行矿井生产能力核定。 第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法和煤矿生产能力核定标准。 第三节 核定主要系统环节及结果 提升系统为215.6万t/a，井下排水系统为739.2万t/a，供电系统为288万t/a、井下运输系统为211.2万t/a、采掘工作面能力为216.33万t/a、通风系统能力为202万t/a、地面生产系统能力为220万t/a、选煤厂生能力为304万t/a。 第四节 最终确定的煤矿核定生产能力 核定生产能力200万t/a 第二章 煤矿基本概况 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 大雁矿业集团公司第二煤矿矿井位于大雁矿区东部，地理坐标为东经120。3012“120。3427“，北纬49。1357“49。1543“，,行政区划属内蒙古自治区呼伦贝尔市鄂温克自治旗所辖,矿区东距牙克石市18公里，西距呼伦贝尔市市政府所在地海拉尔区60公里，南部有国铁滨洲线，北部有301国道，均东西方向穿过矿区。 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 井田位于大雁煤田的东北部边缘，煤田走向6.0km,倾斜宽度1.0-4.5km，面积17.0769km2, 三、井田地质情况，地层，含煤地层，构造 本地区煤系地层属中生界、侏罗系、上侏罗统扎赉诺尔群的伊敏组和大磨拐组。其中伊敏组含煤程度差，含局部可采煤层2层，既14、15号层，地层厚度450米。大磨拐组可分为上、中、下三段。其下部含煤程度较差，共含有可采和局部可采煤层4层，既33、34、35、36好煤层，地层厚度为75米；中部含煤段含煤较好，共含有可采和局部可采煤层17层，既16、17、18、19、20、21、22、25、271、272、281、282、291、292、293、294和30号煤层，地层厚度250米；上部泥岩段由粉沙及泥岩组成，地层厚度为150米。二矿井田位于大雁煤田被F1断层抬起的北翼部分，井田基本属于单一的向斜构造。本井田构造类型为Ⅱ类；井田内发育有7条大中型断层，既 F0、F16、F17、F18、F19、F20和F21等，断裂性质均为张扭性正断裂。井田内无复杂褶曲构造，无岩浆侵入。 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 分三个水平开采，现开采水平为二水平，三水平正在建设中。现矿井开采煤层为28＃层、30＃层，煤种为褐煤，截止2005年末，矿井保有储量15481.6万吨,可采储量10998.6万吨。 五、水文地质情况，开采技术条件 二矿水文地质条件为中等，地貌单元属于冲积平原类型。井田内含水层主要有4个，既第四系孔隙含水层、煤系风化裂隙带含水层、煤系内孔隙含水层及煤层裂隙含水层。矿井的正常涌水量为350m3\h。. 第二节 矿井建设情况 一、设计时间及单位 沈阳设计院 二、立项、批准时间及单位，建设期及投产期，设计生产能力，原批准的核定生产能力 第二煤矿1970年建设， 1978年投产，设计生产能力90万吨/年。原批准的核定生产能力90万吨/年。 三、技术改造、整合改造或扩建矿井设计生产能力及立项、开竣工、投产验收情况 1992年二矿三采扩建后设计能力150万吨/年。1997年核定生产能力为150万吨/年，1985年立项、1988年开工，1992年竣工，投产验收达到国家质量标准要求。 第三节 煤矿生产现状 一、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法，水平，采区划分 提升系统，井下排水系统，供电系统、井下运输系统、采掘系统、通风系统、地面生产系统。采掘工艺；采煤工艺是工作面采用长壁后退式综和放顶煤采煤法；掘进工艺采用综掘机掘进。 斜井开拓，综合放顶煤采煤法；分三个开采水平，分别是470水平，250水平、50水平。 二、通风方式 中央分列式。新副井为主入风，二号主井为主配风，二号副井为辅助配风，由二号风井排出；矿井主要通风机的工作方法为机械抽出式。地面风井装有两台型号为BD-Ⅱ-8-№23主要通风机，一台工作，一台备用。 三、现主要生产煤层、采区、工作面情况 五采区30煤层综放工作面，月平均推进度120米。 四、近几年生产完成情况 2003年完成原煤生产156万吨，2004年完成原煤生产175万吨，2005年完成原煤生产162.6万吨。 五、煤炭资源回收率为76。 六、今后三年的生产接续安排 2006年我矿正回采五采区30-Ⅳ煤层综放工作面，2007年回采三水平一区段30煤层综放工作面，2008年回采三水平一区段28煤层综采工作面。 第四节 最终确定的煤矿生产能力 根据我矿各系统能力核定结果的计算，我矿最终确定的煤矿生产能力为200万t/a。 第三章 煤矿生产能力核查计算 第一节 资源储量核查 一、资源储量估算截止日期，选取的主要参数及工业指数，估算结果（保有、累计探明、累计采出、累计损失） 二、煤层赋存条件、资源储量发生变化的情况及原因说明 三、资源储量核查结果 第二节 主井提升系统能力核定 一.概况 （一）主井提升（运输）方式 我矿主井采用GDS-1000型钢丝绳牵引胶带输送机运送煤炭，同时也用来运送人员。 （二）主要技术参数 我矿主井采用GDS-1000型钢丝绳牵引胶带输送机，带宽1000mm，带速2.3m/s，运输长度984.3m，提升高度220m，配套使用2台ZD2-152-1B型400KW电机，额定电压440V。主井倾角16。 （三）提升设备检测时间和结论 我矿钢带机检测时间为2006年5月，检测结果合格。 二.计算过程及结果 （一）根据我矿采用钢丝绳牵引胶带输送机作为主井运输设备，所以计算公式为 （二）计算参数选取依据说明 （k′k″）输送机负载端面系数，带面物料煤堆积角为25，K1K2180125 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为16度时，C取0.88 v胶带运输机带速（m/s）V取2.3 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.2 t日提升时间取16小时 （三）计算结果 由上计算,我矿主井提升能力核定为230.88万t/a。 第三节 副井提升系统能力核定 一.概况 （一）副井提升方式和提升任务（人、下料或矸石） 我矿矿井副井提升主要担负井下材料、设备运输和矸石提升任务，副井提升为斜井串车提升，承担运人。提升机型号为JK3/20。绞车提升物料、矸石、设备等。 （二）提升机主要技术参数 我矿副井采用JK3/20型提升机，滚筒直径3m，速度4.56m/s，运输长度1320m，提升高度375m，配套使用1台JR158-10型400KW电机，额定电压6000V，额定电流39A，转速590r/min。 （三）主要提升设备的检测时间和结论 我矿副井绞车检测时间为2006年5月，检测结果合格。 二.计算过程及结果 （一）根据提升方式和规定，确定核定能力计算公式 二计算参数及选取依据及说明 式中TR每班人员上下井总时间3600s； 其中实测工人每班下井时间为31min； 因我矿工组面为综采，则升降工人时间为311.6＝49.6min； 升降其他人员时间为49.60.2＝9.92min； 因此每班人员上下井总时间49.69.92＝59.52min≈60min＝3600s。 D下其它材料次数，取5次； R出矸率 2005年提升矸石39800车，原煤产量162.2万吨，则 实际出矸率为4.4％ TG提矸一次循环时间，750s/次 TC每次提升材料循环时间，750s/次 TQ运其它材料车间隔时间，750s/次 PG每次提矸石重量51.8＝9t M吨煤用材料比重1.52％ 2005年提升各类材料16500车，原煤产量162.2万吨，则 PC每次提升材料重量51.5＝7.5t（取提升各类材料每车平均重量为1.5t） 由上计算，我矿副井提升核定能力为215.6万t/a。 第四节 井下排水系统能力核定 一.概况 （一）我矿470水平中央水泵房安装MD280-437型离心式水泵4台，其中1台工作，2台备用，1台检修。沿主井井筒从470水平至地面安装∮200排水管路2趟（1趟工作，1趟备用），排水高度约为210m，水泵技术测定每台水泵平均小时排水量168 m3/h。 250水平泵房安装MD155-3010型离心式水泵4台，其中1台工作，2台备用，1台检修。沿暗主井安装∮200排水管路1趟，∮150排水管路1趟（∮200排水管路工作，∮150排水管路备用），向中央水泵房排水，排水高度约为220m，水泵技术测定每台水泵平均小时排水量93 m3/h。470水平三采水泵房安装MD280-438型离心式水泵3台，其中1台工作，1台备用，1台检修。沿老副井井筒从470水平至地面安装∮254排水管路1趟，∮200排水管路1趟（∮254排水管路工作，∮200排水管路备用），排水高度约为210m。 我矿设计正常涌水量230 m3/h，最大涌水量400 m3/h,其中470以下水平设计涌水量45 m3/h，470水平中央泵房担负的设计涌水量60 m3/h，三采水泵房负担的设计涌水量125m3/h，。2005年我矿实际正常涌水量470以下水平为47 m3/h，470水平中央泵房担负的为70 m3/h，三采水泵房负担的为133m3/h。2005年我矿实际最大涌水量470以下水平为55 m3/h，470水平中央泵房担负的为80 m3/h，三采水泵房负担的为138m3/h。同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为中央水泵房168 m3/h，三采水泵房168 m3/h，250泵房93m3/h。因实际涌水量较设计涌水量大，故计算时应按实际正常涌水量和最大涌水量计算。 （二）我矿正常涌水量和最大涌水量。 1.470以下水平我矿的正常涌水量47m3/h，最大涌水量55m3/h。 2.470水平中央泵房担负的正常涌水量70m3/h，最大涌水量80m3/h。 3.三采水泵房担负的正常涌水量133m3/h，最大涌水量138m3/h。 （三）校验水泵能否在20h内排出24h正常涌水和最大涌水量。 1.250水平水泵房 正常涌水时，1台泵工作，20小时的排水量93120＝1860（ m3） 正常涌水时，24小时的涌水量4724＝1128（ m3）﹤1860 m3 最大涌水时，24小时的涌水量5524＝1320（ m3）﹤1860 m3 2.470水平中央水泵房 正常涌水时，1台泵工作，20小时的排水量168120＝3360（ m3） 正常涌水时，24小时的涌水量7024＝1680（ m3）﹤3360 m3 最大涌水时，24小时的涌水量8024＝1920（ m3）﹤3360 m3 3.470水平三采水泵房 正常涌水时，1台泵工作，20小时的排水量168120＝3360（ m3） 正常涌水时，24小时的涌水量13324＝3192（ m3）﹤3360 m3 最大涌水时，24小时的涌水量13824＝3312（ m3）﹤3360 m3 以上计算表明，各水泵房1台水泵及1趟管路工作，备用水泵及管路未投入，20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合煤矿安全规程要求，且说明排水系统能力较大。 （四）水仓容量校验。 1.250水平水仓 由于470以下水平正常涌水量为47 m3/h﹤1000 m3/h，水仓容量应符合V≥8Qn要求。 8Qn＝847＝376（ m3） 而主水仓容量1327 m3﹥376 m3，满足煤矿安全规程要求。 2.470水平中央泵房水仓 由于470水平中央泵房负担正常涌水量为70 m3/h﹤1000 m3/h，水仓容量应符合V≥8Qn要求。 8Qn＝870＝560（ m3） 而主水仓容量833 m3﹥560 m3，满足煤矿安全规程要求。 3.470水平三采泵房水仓 由于470水平三采泵房负担正常涌水量为133 m3/h﹤1000 m3/h，水仓容量应符合V≥8Qn要求。 8Qn＝8133＝1064（ m3） 而主水仓容量1354 m3﹥1064 m3，满足煤矿安全规程要求。 （五）正常涌水时水泵排水能力计算。 水泵排水能力计算公式为 1.250水平泵房 式中Bn为工作水泵的排水能力，93 m3/h Pn为上年度日产吨煤所需排出的正常涌水量， 2.470水平中央泵房 式中Bn为工作水泵的排水能力，168 m3/h Pn为上年度日产吨煤所需排出的正常涌水量， 3.470水平三采泵房 式中Bn为工作水泵的排水能力，168 m3/h Pn为上年度日产吨煤所需排出的正常涌水量， （六）最大涌水时水泵排水能力计算 水泵排水能力计算公式为 1.250水平泵房 式中Bm为2台水泵的排水能力，（此时2趟管路配合2台水泵排水，其中1趟备用管路，1台备用水泵） Bm＝293＝186（m3/h） Pm为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量， 2.470水平中央泵房 式中Bm为2台水泵的排水能力，（此时2趟管路配合2台水泵排水，其中1趟备用管路，1台备用水泵） Bm＝2168＝336（m3/h） Pm为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量， 3.470水平三采泵房 式中Bm为2台水泵的排水能力，（此时2趟管路配合2台水泵排水，其中1趟备用管路，1台备用水泵） Bm＝2168＝336（m3/h） Pm为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量， 通过以上校验和计算，本矿排水系统符合规程要求。取计算结果的较小值，因中央水泵房与三采水泵房各两趟管路向地面排水，故排水能力取两者之和326.11170.85＝496.96t/a，确定矿井排水系统核定能力为496.96万t/a。 第五节 供电系统能力核定 一、概况 （一） 核算计算条件 我矿地面设110KV变电所一座、矿井110KV变电所安装2台主变压器，型号为SS－20000／110／35／6，其中一台工作，一台备用。 我矿实际用电6125KW,井下最大涌水时的用电负荷1760KW，沿副井井筒敷设 、沿立眼敷设下井的电缆共计6路 其中2条YJV29-3185mm2长度550m，1条ZQ20-3150 mm2长度240m，1条ZQ20-3120 mm2长度240m，1条ZLQD3-390 mm2长度800m，1条ZLQD3-390 mm2长度900m。 2005年全年全矿用电量2395.3万KWH，全年实际生产原煤162.3万吨 （二）电源线路安全载流量及压降校核。 1、安全载流量校核。 全矿计算电流 I＝6125／1.73260.9 ＝655 A 线路LGJ240允许载流量环境温度25℃时为 510A （查表） 线路LGJ120允许载流量环境温度25℃时为 310A （查表） 线路LGJ95允许载流量环境温度25℃时为265A （查表） 考虑到环境温度40℃时温度校正系数0.81 则IX5103102650.811085 A ﹥ 655 A P1.73251060.85 4.5 MW 2 、线路压降校核 线路LGJ120单位负荷矩时电压损失百分数当COSΦ＝0.85时为每MWKm负荷矩电压损失（0.60） ΔU1％＝（4.51.40.60）60.63﹤5 合格 其中该线路负荷为4.5MW、线路长度为1.4 KM， 由以上计算可知线路安全载流量及电压降均符合要求。 （三）下井电缆安全载流量及压降校核。 （1）、安全载流量校核。 井下计算负荷电流IJ＝6125／1.73260.9＝655 A 三条主线路载流量为以下 ZLQD390电缆，每一回载流量为195A ZQ203120电缆，每一回载流量为255A YJV293185电缆，每一回载流量为410A 三条备用线路载流量均等于或大于主线路载流量，当一条主线路出现故障时，其中这条主线路备用线路能保证井下这条线路的全部负荷，全部备用线路能保证整个矿井的井下的全部负荷。 则3回载流量为 IX＝195＋255410860 A IJ 655 A ﹤IX＝860 A （2）、电缆压降校验 ZLQD390电缆单位负荷矩时电压损失百分数 当COSΦ＝0.85时为每MWKm负荷矩电压损失（1.503） ΔU1％＝（2.030.91.503）60.46﹤5 其中井下负荷2.03MW （包括泵房内最大涌水量开动4台440KW水泵，与其它0.27 MW负荷量）线路长0.9KM。 Z Q20 3120 电缆单位负荷矩时电压损失百分数 当COSΦ＝0.85时为每MWKm负荷矩电压损失（0.647） ΔU2％＝（2.65（0.24＋1.0）0.647）60.354 ﹤5 其中井下负荷2.65 MW按入井电缆 最大负荷电流选定 ，线路长0.9KM。 其中地面部分架空线为1.0千米。 YJV29 3185电缆单位负荷矩时电压损失百分数 当COSΦ＝0.85时为每MWKm负荷矩电压损失（0.446） ΔU2％＝（4.26（0.551.4）0.446）60.62 ﹤5 其中井下负荷4.26 MW按入井电缆 最大负荷电流选定 ，线路长0.55KM。其中地面部分架空线为1.4千米。 经校验可知 下井电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回路发生故障时，其备用线均能满足该线路全部负荷供电要求。由于井下中央变电所需向采区变电所供电，下井电缆电压降留有较大余量。 （四）电源线路及井下电缆校验。 A＝33016P／104W＝330168043／10414.73 ＝288 （万吨／年） 式中P为供电线路容量 当线路允许载流量为860A时。 P1.73286060.98043 kw 当线路压降为5％时 P5％／0.4461.40.555.749 MW P5％／0.6471.246.23 MW P5％／1.5030.93.69 MW 合计 5.749 MW＋6.23 MW＋3.69 MW 15.669 MW15669 KW 线路合理，允许供电能力容量为 15669 KW W 上年度吨煤综合电耗，W＝2395.3 ／162.3 14.73 （KWH／t）， （5）主变压器供电能力计算。 A33016 S Ѱ／104W 33016200000.9 ／104 14.73＝645.2 万吨 S---变压器容量 20000KVA Ѱ矿井功率因数 ，取0.9 由以上校验合计算，本矿电源线路和井下合规程要求，根据线路、变压 器的计算能力计算，取较小值 ，确定矿井系统核定能力为288万 吨／年。 第六节 井下运输系统能力核定 一.概况 （一）我矿运输系统的基本情况为工作面为综采工作面，其煤流运输系统为顺槽运输皮带输送机250机上山皮带输送机250机石门皮带输送机250煤仓250煤仓给煤机暗主井强力机900转载皮带输送机900煤仓900煤仓给煤机103皮带输送机主井钢带机地面。上年度我矿产量为162.2万t/a。 二.计算过程及结果 （一）计算公式为 （二）计算参数选取依据说明 K输送机负载断面系数 B胶带运输机带宽（m） C倾角系数 v胶带运输机带速（m/s） g松散煤堆积容重（t/m3） k1运输不均匀系数 t日运转时间 1.30＃层Ⅳ面顺槽皮带长度为800m，角度0～8，采用SSJ-1000/1602型带式输送机，V2.5m/s K输送机负载断面系数，带面物料煤堆积角为25，取400 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为8度时，C取0.97 v胶带运输机带速（m/s）V取2.5 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.1 t日运转时间取16小时 2.250机上山皮带长度为210m，角度0～4，采用SSJ-1000/160型带式输送机，V2.5m/s K输送机负载断面系数，带面物料煤堆积角为25，取400 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为4度时，C取0.98 v胶带运输机带速（m/s）V取2.5 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.1 t日运转时间取16小时 3.250机石门皮带长度为260m，角度0，采用SSJ-1000/75型带式输送机，V2.5m/s K输送机负载断面系数，带面物料煤堆积角为25，取400 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为0度时，C取1 v胶带运输机带速（m/s）V取2.5 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.1 t日运转时间取16小时 4.二水平强力机皮带长度为1060m，角度14，采用L302ZD型带式输送机，V2.9m/s K输送机负载断面系数，带面物料煤堆积角为25，取400 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为14度时，C取0.9 v胶带运输机带速（m/s）V取2.5 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.1 t日运转时间取16小时 5.900转载皮带长度为90m，角度14，采用SSJ-1000/75型带式输送机，V2.5m/s K输送机负载断面系数，带面物料煤堆积角为25，取400 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为14度时，C取0.9 v胶带运输机带速（m/s）V取2.5 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.1 t日运转时间取16小时 6.103皮带长度为103m，角度5，采用DP-563/75型带式输送机，V2.5m/s K输送机负载断面系数，带面物料煤堆积角为25，取400 B胶带运输机带宽（m） B取1 C倾角系数 倾角系数为5度时，C取0.98 v胶带运输机带速（m/s）V取2.5 g松散煤堆积容重（t/m3）g取0.85 k1运输不均匀系数， K取1.1 t日运转时间取16小时 7.250煤仓给煤机和900煤仓给煤机各为一台K4系列往复式给煤机，其给料能力均为480t/h，年给煤能力为 ＝ 综上分析，井下运输系统给煤机为最薄弱环节，故生产能力为211.2万t/a。 第七节 采掘工作面生产能力核定 一、概况 （一）、煤矿现主要生产采区及接续情况 我矿现主要生产采区为五采区30-Ⅳ面，三水平30-Ⅰ面做为接续面以进入安装阶段。 （二）、采掘队个数及生产地点的接续安排 我矿现有采煤队、掘进队各一个，采煤队现生产地点为五采区30-Ⅳ面，下个接续面为三水平30-Ⅰ面 （三）、主要采煤方法为走向长壁采煤法 （四）、采煤工艺及采掘机械化装备情况 采煤工艺工作面选用长壁后退式综放顶煤采煤法 采煤机械化装情况采区MG375-15.5/31型支撑掩护式支架，排尾以排尾架选用ZFSL4000-15/32型放顶架支架，刮板输送机型号为SGZ-764/400，转载机型号SZZ-764/200，破碎机型号为PEM1000650 掘进机械化装备情况综掘机型号为S100A，皮带为SDJ-80型胶带输送机。 （五）、单产单进 单产为13.55万吨/月 产进400m/月 二、计算过程和结果 （一）、计算方法的选择及参数选取 2003年2005年度产量统计 单位万t 年度 2003 2004 2005 累计 平均 全矿产量 156 175 162.6 493.6 164.53 回采产量 150.7 169.6 156.8 477.1 159.03 掘进产量 5.3 5.8 5.4 16.5 5.5 二矿20032005年度工作面平均长度与平均推进进度表 年度 2003 2004 2005 累计 平均 工作面平均长度 179 183 181 543 181 工作面平均推进速度 1310 1440 1320 4070 1356.7 二矿20032005年度工作面平均个数表 年度 2003 2004 2005 累计 平均 工作面个数 0.84 0.9 1.2 2.94 0.98 （二）、采煤工作能力为 公式 AC10-4﹒L﹒T﹒P﹒N（万吨/a） AC10-4﹒180﹒1440﹒0.98﹒8.3210.83 式中 AC-采煤工作面平均生产能力，万吨/a L-采煤工作面平均长度，m T-采煤工作面平均推进速度，m N-采煤工作面平均个数 P-煤层平均生产能力t/m2 （三）、掘进工作面能力为 公式 AJ AC﹒C210.83﹒126/4825.5万t/a 式中 AJ-掘进工作面前三年产量平均生产能力 A-采煤工作面前三年平均的生产能力 C-掘进煤量占回采煤量的比例 CGJ/GC 式中 GJ-前三年掘进煤量总和，万 t GC-前三年回采煤量总和，万 t （四）、全矿工作面生产能力 AACAJ210.835.5216.33万 t/a 第八节 通风系统能力核定 一、通风概况 二矿矿井通风方式为中央分列式。新副井为主入风，二号主井为主配风，二号副井为辅助配风，由二号风井排出；矿井主要通风机的工作方法为机械抽出式。地面风井装有两台型号为BD-Ⅱ-8-№23主要通风机，一台工作，一台备用。 全矿井共有斜井七个，其中一个主井、两个副井、一个暗主井、一个暗副井、一个暗风井和一个风井。现开采250水平，一水平与二水平共有四条暗斜井贯通。其中两个进风暗斜井，两个回风暗风井直通二号风井，主要通风机采用反转方式反风。 2006年矿井实际进风量为4350m3/min，计划风量3350 m3/min，有效风量3850 m3/min。2006年二矿采场布置为一个综放面、三个掘进面（其中一个矿井延伸掘进面）。根据发改运行[2006]819号文件“关于印发煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法、煤矿生产能力核定标准的通知，进行2006年矿井通风能力核定 内煤局字[2006]7号“关于大雁煤业公司第一、第二煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复”中批示第二煤矿相对瓦斯涌出量低于10m3/t，绝对瓦斯涌出量低于40m3/min,按照国家煤矿安全规程第一百三十三条的规定，认定第二煤矿为低瓦斯矿井，但鉴于第二煤矿曾发生过特大瓦斯爆炸事故，为确保安全生产，该矿按高瓦斯矿井管理。2005年二矿矿井瓦斯等级鉴定报告结果见附表1 矿井通风系统生产能力核定方法采用发改运行[2006]819号文件中关于煤矿生产能力管理办法中的有关高瓦斯矿井核定方法进行矿井通风系统生产能力核定。 二、计算过程及结果 矿井总进风量计算 生产矿井需要风量按井下各地点实际用风量分别计算 Q矿＝（∑Q采＋∑Q掘∑Q硐∑Q其它）K矿通 式中 ∑Q采－－各采煤工作面实际需风量总和，m3/min； ∑Q掘－－各掘进工作面实际需风量总和，m3/min； ∑Q硐－－各独立通风硐室实际需风量总和，m3/min； ∑Q其他－－各独立通风井巷实际需风量总和，m3/min。 K矿通－－矿井通风需风系数，抽出式取1.15～1.2。本式中取1.2。 ㈠采煤工作面需要风量计算 综放工作面风量计算 ⑴按瓦斯涌出量计算 Q采100q采KCH410042800m3/min 式中 q采－－回采工作面回风巷风流中瓦斯（二氧化碳）的平均绝对涌出量，本式取瓦斯平均绝对涌出量4m3 /min进行计算。 KCH4－－采面瓦斯涌出不均衡通风系数，本式中取2。 ⑵按工作面温度选择适宜的风速计算 Q采60V采S采600.812.45597.6m3/min 式中 V采－－采煤工作面风速本式中取0.8 S采－－采煤工作面的平均断面积本式中取12.45 ⑶按回采工作面同时作业的最多人数计算 Q采4N4100400m3/min N－－工作面最多人数，100人； ⑷按一次爆破炸药最大用量计算 Q采25A256150 m3/min A－－一次爆破炸药最大用量，取6kg。 根据计算综采面风量取最大值800m3/min。 ⑷风速校核 15S＝154.153186.75158 经验算掘进面所取风量320 m3/min合适 通过计算掘进吸入风量取其最大值320m3/min。 二矿2006年同时掘进工作面数量为三个，掘进工作面需风量Q掘＝3203＝960 m3/min ㈢硐室风量（独立通风硐室） 二矿独立通风硐室为火药库 火药发放硐室风量按每小时4次换气量计算 Q0.0744030.8 m3/min 式中440----包括联络巷在内的火药发放硐室的空间总体积 根据经验值火药库风量取80m3/min ㈣其它地点风量 ⑴猴车行人巷 按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qch4K其通1000.41.352m3/min 式中 qch4巷道最大瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min；本式中为0.4。 K其通瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2～1.3本式中取1.3。 根据经验值候车行人巷风量取80m3/min 风量验算80600.15S600.156＝54 经验算猴车行人巷所选风量80m3/min符合要求。 ⑵250阶段30＃-2施工川 按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qch4K其通10011.3130m3/min 式中 qch4巷道最大瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min；本式中为1。 K其通瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2～1.3本式中取1.3。 根据经验值250阶段30＃-2施工川风量取200m3/min 风量验200600.15S600.158＝120 经验算250阶段30＃-2施工川所选风量200m3/min符合要求。 ⑶皮带转载巷 按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qch4K其通1000.41.352m3/min 式中 qch4巷道最大瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min；本式中为0.4。 K其通瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2～1.3本式中取1.3。 根据经验值900皮带转载巷风量取100m3/min 风量验算100600.15S600.158＝72 经验算皮带转载巷所选风量100m3/min符合要求。 ⑷三水平一面回风川 按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qch4K其通1000.41.352m3/min 式中 qch4巷道最大瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min；本式中为0.4。 K其通瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2～1.3本式中取1.3。 根据经验值三水平一面回风川风量取80m3/min 风量验算80600.15S600.158＝72 经验算三水平一面回风川所选风量80m3/min符合要求。 ⑸IV面顺槽小川 按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qch4K其通1000.41.352m3/min 式中 qch4巷道最大瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min；本式中为0.4。 K其通瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2～1.3本式中取1.3。 根据经验值IV面顺槽小川风量取80m3/min 风量验算80600.15S600.158＝72 经验算IV面顺槽小川所选风量80m3/min符合要求。 ⑹五采区机上山 五采区机上山内安设一台局扇为五采区综放面上隅角供风，因此机上山风量及要满足通风行人需要，又要满足局扇吸入风量的要求。 ①按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qch4K其通1000.41.352m3/min 式中 qch4巷道最大瓦斯绝对瓦斯涌出量，m3/min；本式中为0.4。 K其通瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2～1.3本式中取1.3。 ②按风机吸入风量计算 Q掘Q扇Ii15S2001＋156290m3/min 式中 Q扇－－局部通风机实际吸风量，m3/min。为使局扇不产生循环风，局部通风机吸入口至掘进工作面回风流