躍進煤礦通風能力核定報告
煤礦通風能力核定報告
煤礦名稱：*********礦
煤炭生產許可證號：
2011年7月13日
目 錄
第一章 礦井基本情況 2
一、地理位置 2
二、地質概況 3
三、礦井開采現狀 6
四、礦井通風係統： 7
第二章 礦井通風能力核定 8
一、 礦井通風能力核定計算公式 8
二、 礦井總進風量
的計算 8
1、按井下同時工作最多人數計算礦井風量： 8
2、按采煤、掘進、獨立通風硐室及其各用風點需風量計算： 9
三、礦井通風負壓、等積孔計算 14
1、礦井通風總阻力 14
2、等積孔計算及通風難易程度的評價15
四、礦井平均日產噸煤需要風量q值的選取 16
五、礦井通風能力核定計算 16
六、礦井通風能力驗證 17
七、礦井通風能力核算結果 17
一、核定通風係統能力必備條件：
1、必須有完整獨立的通風、防塵、防滅火及安全監控係統，通風係統合理通風設施齊全可靠;
2、必須采用機械通風、運轉風機和備用風機必須具備同等能力，礦井通風機經具備資質的檢驗機構測試合格;
3、安全檢測儀器、儀表齊全可靠;
4、局部通風機的安裝和使用符合規定;
5、采掘工作麵的串聯通風符合規定;
二、通風係統能力核定的主要內容：
第一章 礦井基本情況
一、交通位置
礦區位於烏魯木齊西部，距烏魯木齊市約50km，北西距昌吉市45km，北距硫磺溝鎮10km，距八一鋼鐵廠20km。路經礦區的公路有烏魯木齊通往廟爾溝旅遊區及昌吉市通往廟爾溝的瀝青公路，礦區內有簡易公路通往各礦，交通條件良好。
二、地形地貌
本區屬天格爾山脈中段西部，地形複雜，總體上西高東低，北高南低，溝穀縱橫，屬低山丘陵地形，海拔高程+1260—+1380m，高差100—200m。
三、河流
礦區東界外2km處發育有一條區域性地表水係(頭屯河)，其流向自南西向北東流逕礦區東部邊緣。河道寬20—60m，河床寬150m左右，河水流量隨季節性變化而變化。6—7月流量最大可達81.1m3/s，每年10月到3月為枯水期，1—3月份最小流量僅達0.9—0.95 m3/s，為常年流水的河流。此外，區內尚有各溝穀，在雨季和洪水期可形成短暫地表水流。
四、氣象與地震
區內屬大陸性氣候，氣候變化的總趨勢是冬季嚴寒，夏季炎熱，春秋兩季氣候多變。全年最冷在12月至翌年3月，最低氣溫-20℃左右，每年7—8月氣溫最高，平均在20℃以上，年降水量222.1—264.1mm，年平均降水日70—90d，年蒸發量一般為1882.6mm。凍土深度達1m，3月下旬至4月開始解凍。風向以西南風為主，春秋為風季，最大風速2.9m/s，一般風速1.2—2.0m/s。
礦區位於天格爾山北部邊緣，屬強震斷裂帶範圍之內，地震活動強度大，頻率高，小震多，其烈度劃為8級區。
五、現有水、電源情況
目前，生活用水主要從頭屯河利用原有的設施、設備將河水通過輸水管道泵入礦區高位蓄水池，以利於生產、生活用水。
目前，礦井主供電源將改為從硫磺溝110變電站(新建)，電壓等級為35kv，備用電源為硫磺溝變電站，電壓等級為10kv，形成雙回路供電。
第二節 地質特征
一、礦區地質
A、地層
礦區範圍內以第四係覆蓋為主，其它地層(中侏羅統西山窯組)僅在礦區中部有所出露。
B、構造
礦區位於阿克德向斜南翼，地層走向為北東—南西向，為一向北西傾斜的單斜構造，地層傾角地表為11—18°，全區內未發現其它斷裂、撓曲等構造，構造簡單。但在老斜井+1130m水平北翼巷道中在掘進時發現一小斷層，為一個小逆斷層，影響不大。
二、煤層
(一)含煤性
中侏羅統西山窯組是礦區的主要含煤地層，其煤層主要發育於西山窯組地層的下部，煤層較為集中，各煤層沿走向有一定的變化，在頭屯河以東，煤層合並層數少，結構簡單，煤層間距較小，西部煤層由於沉積環境有所改變，煤層開始分叉，煤層層數增加，煤層結構由簡單趨向於相對複雜，煤層間距相對增大。共計含煤18層，其煤層編號為1—18號，其中頭屯河礦區全區可采的煤層為4—5、7、9—15號煤層，9—15號煤層在43—45線以西分叉為9—10、11、12、13、14—15號煤層，其中9—10、14—15號煤層為全區可采煤層。煤層總厚35.13—44.28m，平均總厚40.14m，含煤係數為7%，其中含可采煤層4層，其編號為4—5、7、9—10、14—15號煤，可采總厚23.02—40.86m，平均總厚為33.33m。
(二)可采煤層
4—5號煤層：全區可采，煤層厚度較穩定，為9.22m，沿走向傾向有一定變化，多以單一煤層發育，含夾矸1層，頂板多為粉砂岩，局部為中細砂岩，底板多為粉砂岩，極少為中砂岩。
7號煤層：平均厚度 2.53m，發育比較穩定，結構簡單，含夾矸1層，頂板為粉砂岩，底板多為粉砂岩，局部發育有中砂岩。
9—10號煤層：全區可采，含夾矸2—3層，該煤層沿走向變化不大，但沿傾向有變薄、夾矸變多的趨向，平均厚度為10.90m，發育比較穩定，煤層頂板多為粉砂岩，局部發育有炭質泥岩，底板為粉砂岩、泥岩。
14—15號煤層：由2—3層單煤層組成，平均厚為10.68m，煤厚沿走向自東向西加厚，沿傾向向深部煤層加厚，夾矸變薄，該煤層發育較為穩定，煤層頂板多為粉砂岩，局部為炭質泥岩，底板多為粉砂岩，局部發育有炭質泥岩。煤層特征見下表。
三、其它開采技術條件
1、煤層頂底板特征
礦區煤層頂底板岩性多為較致密灰色、深灰色粉砂岩，個別區段煤層偽頂發育有炭質泥岩，但這些煤層的直接頂板均為粉砂岩。岩層致密堅硬，但風化易碎，遇水變軟，煤層頂底板均屬泥質膠結的粉砂岩，略含炭質，岩石穩定性中等。4—5號煤層頂板飽和狀態下的單向抗壓強度可達56.3Mpa，其底板為35.5Mpa，屬半堅硬岩石，穩定性中等;7號煤層頂板飽和狀態下單向抗壓強度為33.6Mpa，其底板為41.0Mpa，為半堅硬岩石，穩定性中等;9-10、14-15號煤層，其頂底板岩石飽和狀態下單向抗壓強度均小於 30MPa，為軟弱岩石，不穩定。煤層頂底板岩石物理力學性質見下表
2、瓦斯
根據新煤協便發[2007]134號文批準的《關於對*********礦〈礦井瓦斯等級和二氧化碳湧出量鑒定〉成果的綜合評審意見》，礦井瓦斯絕對湧出量為0.93m3/min，礦井瓦斯相對湧出量為5.2m3/t，二氧化碳絕對湧出量0.87m3/min，二氧化碳相對湧出量3.81m3/t，確定礦井為低沼氣礦井。
3、煤塵的自燃
礦區內礦井主采煤層均屬低灰—中灰、低硫—特低硫、低磷易燃煤。各煤層自燃發火期為4—5號煤層5—6個月，9—15號煤層4—6個月。
煤層自燃傾向性見下表。
四、水文地質
本區位於準噶爾盆地南緣，天格爾山北麓，烏魯木齊凹陷的頭屯河河穀中遊兩岸。天格爾山山峰聳立，發育著較豐富的積雪和冰川，是構成山前丘陵地帶山前衝積扇和山前傾斜平原地下水的主要補給源。
本礦以孔隙、裂隙充水為主的礦床，地下水以大氣降水為主要的充水水源，含水層富水性弱，可采煤層直接頂底板岩性多為膠結致密的粉砂岩、細砂岩岩層，為穩定的隔水層，且本區地質構造簡單，因此，本礦區的水文地質類型為簡單型。
C、充水因素03manbetx
本礦區內含煤地層的充水含水層雖然含水性弱，對礦床充水影響可能不甚嚴重，但可能造成礦床突發性充水的因素還是存在的。
1、采空區積水
本礦區原主要生產礦井位於礦區東部，煤層傾向上遊，2001年已閉井。礦區範圍內淺部各煤層已被采空，現生產礦井位於煤層傾向的中深部，現主采4—5號煤層，已采8個水平，儲量所剩無幾，井田範圍內已形成大麵積采空區，其中可能積存一定量的積水。另外，周邊煤礦開采時間均在十幾年以上，在各自的礦區範圍內形成大麵積的采空區。
2、采空裂隙導水
本區現主要可采煤層共4層，累計可采厚度平均為33.33m，預計本區導水裂隙帶平均高度為115.46m，隨著本礦區井巷的延伸及開拓，采空塌陷形成的裂隙會成為大氣降水、地表水及鄰近老塘積水進入井下的通道。
雖然本區屬幹旱氣候，但往往以暴雨形式集中降水，由於地表植被稀少，且坡降大，易在溝中形成洪水，裂隙帶使地表水對礦井充水成為可能。
D、礦井湧水量預計
由於本礦水文地質條件簡單，采用類比法預計湧水量。
參照本礦區內現生產礦井，該礦井現開采水平+1118m，采空麵積16.605萬m2，日湧水量為8m3，設定地下水以大氣降水為補給源，以本礦區內最低地麵高程(+1260m)，為初始水位高程，則降深為142m。
設定未來礦區開采最低水平為+1000m，則水位降深為260m，井田內開采形成的全部采空區麵積為28.405萬m2。
采用類比法，湧水量與開采麵積，水位降深成直線關係的計算公式：
Q=Q0×F/F0×S/S0
式中：Q0—參照礦井湧水量(m3/d)
Q—預算礦井湧水量(m3/d)
F0—參照方現采空麵積(m2)
F—預算采區麵積(km2)
S0—現礦井水位降深(m)
S—未來設計水位降深(m)
依此計算未來礦井湧水量Q=24m3/d
三、礦井開采現狀
本礦井為9萬噸/年改擴建礦井，礦井始建於1997年，2004年建成3萬噸/年規模， 2006年經自治區批準進行“九萬噸”改擴建，改擴建工程自2006年4月份起正式開工，2009年3月完成建設進行試生產, 2009年6月份通過驗收取得“五證”，投入正式生產。
礦井開拓方式為斜井開拓，現有主混合提升斜井、主斜風井(兼第二安全出口)。主混合提升斜井井(井口標高+829.604m)主要承擔礦井的進風、提煤、運料、提升人車、安全出口等任務，主斜風井(井口標高+838.056m)主要為礦井總出風口，安裝有人行梯架作為礦井第二安全出口。
礦井通風方式為中央並列式，通風方法為機械抽出式，地麵安裝兩套FBCZ-6-NO14型同等能力的主扇風機，礦井有完善的通風係統，通風設施完好。
礦井為低瓦斯礦井，已安裝了KJ90N型礦井安全監控係統，係統完好正常使用。還安裝了人員定位係統，也使用正常。
礦井現生產水平為+740m水平，回采階段為+750m水平。目前開采煤層為45-2#煤層，采煤方法為水平分段巷柱式輕型支架放頂煤，工作麵采用ZF2800/15/24F型低位放頂煤液壓支架。+750水平運輸順槽采用SGB420—30型刮板輸送機運輸。
現回采煤層為45-2#煤層，為本礦井田內可開采煤層的最底板煤層，在+740水平45-2#煤層上部煤層45-1#、43-2#、43-1#、41#、40#、38#煤層均為原小窯采空，無可采價值，為此，《初步設計》將9萬噸首采麵布置在+740水平唯一沒有回采的45-2#煤層，待+740水平45-2#煤層開采結束後,將轉入下階段+650水平從頂板向底板依次開采。因此，在+740水平沒有向頂板煤層掘進巷道進行開采，本次瓦斯等級鑒定也沒有對在本水平揭露其它煤層進行鑒定，待下水平開采揭露後再補做其他煤層的瓦斯等級鑒定。
依據規定我礦井下隻準布置一采兩掘，本年度我礦掘進及回采區域為45-2#煤層，目前井下+740水平45-2#煤層東布置一個回采麵，+740水平西翼布置一個掘進麵，+650水平布置一個掘進麵。
四、礦井通風係統：
礦井通風方式為中央並列式，通風方法為抽出式，通風係統完善，設備齊全，風井安裝有兩台同型號的主扇，一台工作，一台備用，主扇型號：FBCZ-6-NO14型，功率：30KW，額定風量：750—1890m3/min;風壓：100—550Pa。通風係統完好暢通、設施齊全，斜風井防爆門及反風設施完好，經反風試驗反風率達73%以上。
本次進行通風能力核定時礦井的通風路線：
路線A：主混合斜井→+740水平石門車場大巷→+740水平45-2#煤層東主運輸巷 → +750水平刮板運輸順槽→+750水平回采工作麵→+760水平回風順槽→+760水平主回風巷→總斜風井→地麵。
路線B：主混合斜井→+740水平石門車場大巷→+740水平45-2#煤層西主運輸巷 → +740水平掘進工作麵→+740-+760水平回風上山眼→+760水平回風巷→+760水平至+793水平回風上山→+793水平主回風巷→總斜風井→地麵。
路線C：主混合斜井→+740水平石門車場大巷→+740水平45-2#煤層東主運輸巷 → +740-+793水平東軌道上山斜巷→+793水平絞車硐室→+793水平東回風巷→總回風斜風井→地麵。
路線D：主混合斜井→+600水平車場巷道→+600水平中央變電室→+600水平主水泵房→主回風斜巷→總風井→地麵。
第二章 礦井通風能力核定
式中：——年通風能力，萬t/a;
——礦井總進風量，m3/min;
——平均日產噸煤需要風量，(m3/min)/t/d ;
—— 礦井通風係數，取1.3～1.5，取值範圍不得低於此取值範圍，結合礦井實際選取確保瓦斯不超限的係數。
350——一年按350天計算，d/a。
二、 礦井總進風量的計算
1、按井下同時工作最多人數計算礦井風量：
Q=4×N×K(m3/min)
式中： 4——每人每分鍾供風量 m3/min
N——井下同時工作的人數，取40人(根據賽福特煤礦初步設計)
K---礦井通風係數，取值1.3～1.5範圍。
根據以上進行總風量計算：
Q=4×40*1.5=240 m3/min
2、按采煤、掘進、獨立通風硐室及其各用風點需風量計算：
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
式中：∑Q采—采煤工作麵實際需風量總和，m3/min;
∑Q掘—掘進工作麵實際需風量總和，m3/min;
∑Q硐—硐室實際需風量總和，m3/min;
∑Q它—其它需風量總和，m3/min。
K礦備----礦井通風係數，包括礦井內漏風和配風不均勻勻因素，一般取1.1---1.2。
1)、采煤工作麵所需要的風量
按同時回采的各采煤工作麵實際需要風量的總和計算。
1)、按工作麵同時工作的最多人數計算：
Q采=4N=4×15人=60 m³/min
2)、按瓦斯(二氧化碳)湧出量計算：
瓦斯：Q采 =100×QCH4/C×K采通
=100×0.51/1×2
=102 m³/min
∑Q采—礦井采煤工作麵實際需要風量(m³/min)
∑QCH4—采煤工作麵瓦斯絕對湧出量(m³/min)
C—采煤工作麵回風中允許的最大含量(﹪)，《01manbetx 》規定不能超過1﹪，即：C=1﹪
K采通—采煤工作麵的通風係數，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—礦井采煤工作麵實際需要風量(m³/min)
∑QCO2 —采煤工作麵二氧化碳湧出量(m³/min)
C— 采煤工作麵回風中允許最大含量，C=1.5﹪。
K采通---采煤工作麵的通風係數，通常取1.4-2。
3)、按采煤工作麵一次性爆破最大炸藥量計算:
Q采=25A=25×9=225m³/min
A—采煤工作麵一次使用最大藥量，取9kg。
4)、按工作麵的溫度計算
Q采=60V采S采K采
式中:V采--采煤工作麵溫度在20℃時，一般取0.8-1.1m/s。
S采—采煤工作麵的有效通風斷麵，取最大控頂距和最小控頂距的平均值。采煤工作麵的平均有效斷麵，由於工作麵采用巷放頂煤開采，工作麵布置1付支架，寬度2.8米，采高2.4米，有效斷麵取6.7m2。
K采—工作麵長度係數，工作麵小於15米時，取0.8。.
Q采=60×1.12×6.7×0.8=360m³/min
5)、按風速計算
240S≥Q≥15S(m³/min)
式中：S—采煤工作麵平均有效斷麵，取9.6m2
Q≥15S=15×9.6=144m³/min
Q≤240S=240×=2304m³/min
6)、風量確定
根據以上計算結果，回采工作麵風量最大值為：
Q采=360m³/min
以上計算結果,符合《煤礦安全01manbetx 》和《設計規範》的規定。
2)、掘進工作麵所需要的風量
按同時掘進的各工作麵實際需要風量的總和計算。
1)、按工作麵同時工作的最多人數計算：
Q掘=4N=4×10人=40 m³/min
2)、按瓦斯(二氧化碳)湧出量計算：
瓦斯：Q掘 =100×QCH4/C×K掘通
=100×0.4/1×2
=80 m³/min
∑Q掘—礦井掘進工作麵實際需要風量(m³/min)
∑QCH4—掘進工作麵瓦斯絕對湧出量(m³/min)
C---掘進工作麵回風中允許的最大含量(﹪)，《01manbetx 》規定不能超過1﹪，即：C=1﹪
K掘通---工作麵的通風係數，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—礦井掘進工作麵實際需要風量(m³/min)
∑QCO2 —掘進工作麵二氧化碳湧出量(m³/min)
C—掘進工作麵回風中允許的最大含量，C=1.5﹪。
K掘通---工作麵的通風係數，通常取1.4-2。
3)、按掘進工作麵一次性爆破最大炸藥量計算:
Q掘=25A=25×5=125m³/min
A—掘進工作麵一次使用最大藥量，取5kg。
4)、按工作麵的溫度計算
Q掘=60V掘S掘K掘
式中:V掘—工作麵溫度在15℃時，一般取0.3-0.5m/s。
S掘 —工作麵的有效通風斷麵，取最大控頂距和最小控頂距的平均值，m2。
K掘 —工作麵長度係數，工作麵小於15米時，取0.8。
Q掘 =60×0.5×2.2×2.8×0.8=147.8 m³/min(取150m³/min)
5)、按局部通風機實際吸風量計算：
Q掘=Qf×I×kf
式中：Qf-局扇吸風量，按FBD№5.0/11局扇吸風量180m3/min取;
I-局扇台數,取1台;
kf-為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，一般取1.1—1.2。
Q掘=180×1×1.17=210m3/min
6)、按風速驗算
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)、風量確定
根據以上計算結果，掘進工作麵風量最大值為：
Q掘=210m³/min
以上計算結果,符合《煤礦安全規程》和《設計規範》的規定。
3)、硐室需風量計算
①井下水泵房
Q泵=3600×∑W×θ/ρ×CP×60×△t (m3/min)
式中：∑W——機電硐室中運轉的電動機(或變壓器)總功率，75KW
θ——機電硐室的發熱係數，水泵房取0.02
ρ——空氣密度，一般取1.2kg/ m3
CP——空氣的定壓氣熱，一般取1.0006Kj/
t——硐室內進、回風溫差，取2
Q泵=3600×75×0.02/1.2×1.0006×60×2=37 m3/min
通過以上計算，井下水泵房所需風量為37 m3/min
②井下中央變電所
Q變=3600∑W*θ/ρCP60△t m3/min
式中：∑W——機電硐室中運轉的電動機(或變壓器)總功率，400KW
θ——機電硐室的發熱係數，水泵房取0.02
ρ——空氣密度，一般取1.2kg/ m3
CP——空氣的定壓氣熱，一般取1.0006Kj/
t——硐室內進、回風溫差，取4
Q泵=3600×400×0.02/1.2×1.0006×60×1=99 m3/min
通過以上計算，井下中央變電所所需風量為99 m3/min，為滿足變電所值班和檢修人員得正常供風，所以井下中央變電所需風量為100m3/min。
因水泵房和變電所為一體合計配風按100m3/min。
③采區絞車房，根據國內類似礦井的經驗，其供風量按50m3/min計算。
4)、其它地點需風量
根據礦井開拓布置，再無其它獨立用風地點。
5)、礦井總風量計算：
Q總=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
=(1×360+2×210+50+100)×1.1
=1023m3/min
根據以上計算結果，礦井最大總需風量為：1023m3/s。
三、礦井通風負壓、等積孔計算
1、礦井通風總阻力
h總=∑(aluq2/s3)+h局+He
式中：h總——礦井通風阻力Pa
a——井巷摩擦阻力係數N.s2/m4
l——井巷長度m
u——井巷周邊長m
s——井巷淨斷麵積m2‘
q——井巷中流過的風量m3/s
h局——局部阻力Pa
He——自然風壓Pa
由於礦井通風線路是一個複雜的網絡。地麵大氣從主、進入礦內，直到從主扇風機出口排到大氣中，要克服各段井巷的通風阻力。根據井巷風阻的疊加原則，將井下各巷道的通風阻力計算出來進行累加。
①經計算得：礦井生產初期通風阻力最大風路井巷通風阻力h=57.6Pa，具體見附表。
②局部阻力取井巷阻力的15%。h局=57.6×0.15=8.64 Pa。
③自然風壓=Hρ1g-Hρ2g
=Hg(ρ1-ρ2)
式中：H—礦井深度，為232米;
ρ1— 進風井平均密度，計算如下：
即：0.003484×P×13.6×9.8/(273+T1)
ρ2— 回風井平均密度，計算如下：
即：0.003484×P×13.6×9.8/(273+T2)
P—地麵大氣壓力，取760毫米Hg;
T1—進風側平均溫度;
T2—回風側平均溫度;
g — 重力加速度，取9.8。
自然風壓=232×9.8{0.003484×760×13.6×9.8/(273+10)-0.003484×760×13.6×9.8/(273+15)}
=44.56 Pa
(本公式取自采礦設計手冊，本礦全年平均進井溫度10度，出風井平均溫度15度。)
則礦井總阻力h總=57.6+44.56+8.64=110.8 Pa
2、等積孔計算及通風難易程度的評價
(1)、礦井等積孔
礦井等積孔：A=1.19Q/
式中：A—等積孔，m2;
Q—礦井總風量，m3/s;
H—礦井通風負壓，pa
經計算，礦井通風等積孔生產初期為2.47m2。
(2)、通風難易程度評價
礦井通風生產時期為容易。
四、礦井平均日產噸煤需要風量q值的選取
由實測數據和礦井通風情況進行q計算時，首先應對上年度供風量的安全、合理、經濟性進行認真03manbetx 與評價，對上年度生產能力安排合理性進行必要的03manbetx 與評價，對串聯和瓦斯超限等因素掩蓋的噸煤供風量不足要加以修正，q計算應考慮近三年來的變化，取其合理值。 我礦從2007年至2009年期間為建井階段，2010年才開始投入正常的生產時期，目前井下布置“一采兩掘”三個工作麵，根據2010年瓦斯等級鑒定結果和日常瓦斯檢查報表來看，各工作麵的瓦斯濃度在0—0.02%之間，礦井瓦斯湧出基本穩定，這說明礦井各用風地點的風量基本滿足排放瓦斯的要求，符合礦井通風設計和01manbetx 的規定標準。
所以，在選取q值時，按照不小於1.5的設計規定，結合我礦生產噸煤的通風和瓦斯排放情況，計算選取q值為2.5。
五、礦井通風能力核定計算
由實測數據和礦井通風設計相比，可知礦井各用風地點的實際配風均比設計大，將有關數據代入公式(2.10)中可得礦井年通風能力為：
=1023×350/(2.5×1.4×104)
=10.23(萬t/a)
所以，礦井通風係統能力為10.23萬t/a。
六、礦井通風能力驗證
1、礦井通風動力的驗證。
按照礦井主要通風機的實際特性曲線對通風能力進行驗證，主要通風機實際運行工況點應處於安全、穩定、可靠、合理的範圍內。 2、在進行通風能力核定中,按規定選取有關係數，進行通風網絡解算。依據對礦井所有巷道的通風阻力測定，根據測定結果對礦井通風網絡進行解算，驗證通風阻力與主要通風機性能匹配，能否滿足安全生產實際需要。 3、用風地點有效風量驗證。采用礦井內采區有效風量驗證用風地點的供風能力，核查礦井內各用風地點的有效風量能滿足風量需要，井巷中風流速度、溫度應符合《煤礦安全規程》規定。 4.稀釋瓦斯能力驗證。利用瓦斯等級鑒定結果以及礦井瓦斯安全監測儀器儀表檢測的結果，驗證了礦井通風稀釋排放瓦斯的能力，各地點瓦斯濃度應符合《煤礦安全規程》的有關規定。
七、礦井通風能力核算結果
按照以上方法所計算的通風能力為礦井初步通風能力，符合《煤礦01manbetx 》有關規定的，礦井通風係統不存在不符合有關規定的串聯通風、擴散通風、采空區通風的用風地點的通風能力，礦井通風係統完善健全，通風設施完好可靠，能滿足礦井安全通風的要求。
根據以上計算結果，該礦井的通風能力為10.23萬噸/年，符合9萬噸/年生產能力的設計標準。
