采矿工程专业课程设计-东荣二矿西二采区（18＃）0.75Mta采区设计.doc

黑龙江科技大学采矿工程专业课程设计题 目：东荣二矿西二采区（18）0.75Mt/a采区设计 年级专业： 采矿10-5班 姓 名： 学 号： 指导教师： 2013年12月25 日 黑龙江科技大学课程设计任务书姓名：李艳波一、设计题目：东荣煤矿西二采区（18）0.75Mt/a采区设计 二、已知技术参数和设计要求：矿井地质资料、可采煤层底板等高线图、采区设计生产能力为0.75Mt/a 。三、设计的主要内容：第1章 采区地质概况；第2章 采区储量与生产能力；第3章 采区方案设计；第4章 回采工艺；第5章 采区生产系统。四、工作量：采区平面图、采区剖面图、采区设计说明书五、工作计划：第1周 第1章 采区地质概况；第2章 采区储量与生产能力；第3章 采区方案设计（3.1、3.2）；第2周 第3章 采区方案设计（3.3）；第4章 回采工艺（4.14.5）；第3周 第4章 回采工艺（4.6）；第5章 采区生产系统（5.1、5.2）及验收；第45周 计算机绘图及撰写说明书；第6周 验收及答辩。 指 导 教师： 张俊文 教研室主任： 张俊文 年 月 日摘要黑龙江省双鸭山东荣二矿采区设计，本采区内共有1层可采煤层，煤层平均厚度1.8m。设计采区的工业储量为6.9Mt，可采储量4.9Mt，服务年限5.4年。本采区形式为单翼开采，采用单一走向长壁采煤法，工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤，一个工作面达产。“四、六”工作制，三班采煤，一班准备，每天进6刀，截深0.8m，工作面长180m，采空区处理方法为全部垮落法。关键词： 走向长壁 全部垮落法 综合机械化 I目 录摘要目录第1章 采区地质情况11.1 采区概况11.2 采区地质情况21.2.1 采区可采煤层的赋存情况21.2.2 顶板岩层性质、厚度21.2.3 地质构造31.2.4 瓦斯31.2.5 水文地质31.2.6 煤质4第2章 采区储量与生产能力52.1 采区储量52.2 采区生产能力52.2.1 采煤工作面年产量52.2.2 采区生产能力62.3 采区服务年限6第3章 采区方案设计83.1 采煤方法的选择83.2 采区巷道布置83.2.1 采区走向长度83.2.2 区段长和区段数目83.2.3 采区形式83.2.4 采区上（下）山的数目和位置83.2.5 区段平巷的布置93.2.6 区段集中平巷布置93.3 巷道断面设计9 3.3.1 巷道断面设计应满足的条件93.3.2 巷道断面选择103.3.3 巷道断面尺寸的确定10第4章 回采工艺134.1 落煤134.2 支护154.2.1 支架选型及规格的确定154.2.2 工作面支架布置方式164.3 采空区处理方法174.3.1 采空区处理方法174.3.2 回柱放顶方法174.4 采煤工艺184.5 生产技术管理184.5.1 循环方式184.6 安全技术措施194.6.1 保安煤柱的一般规定194.6.2 防止瓦斯爆炸的措施19第5章 采区生产系统205.1 采区运输205.1.1 采区运输系统及运输方式205.1.2 采区运输设备的选择205.2 采区通风225.2.1 采区通风系统225.2.2 采掘工作面及峒室所需风量的计算235.2.3 采区总供风量275.2.4 风量分配275.2.5 风速验算27致 谢29参考文献30III第1章 采区地质情况1.1 采区概况 东荣二矿位于黑龙江省集贤煤田东南端。行政区划属集贤县腰屯乡、升昌乡和二九一国营场管辖。西南距福利屯32km。经福利屯到双鸭山矿业集团公司所在地双鸭山市为40km。福利屯至富锦县公路穿过本井田中部，福前铁路在东荣矿区南部边缘外约3km处通过，交通比较方便。详见图1-1。图1-1 交通示意图 双鸭山矿区东西宽8 11km，南北长23km，面积230km2，且规划用四对井进行开发，总规模为510万t/a， 本采区没有生产、在建及停闭矿井，也没有小煤窑，在采区外15km处有正生产的双鸭山矿业集团集贤煤矿，西面约18km处有集贤县升平小煤矿，集贤煤矿采用立井开拓，设计能力60万t/a，一水平标高-150m，目前正开采18#煤层，采区正常涌水量88.88m3/h，最大涌水量278.8m3/h，采区瓦斯不大，属低瓦斯采区。1.2 采区地质情况 1.2.1 采区可采煤层的赋存情况 18号煤层是采区发育的可采煤层，间距变化比较稳定，可采厚度一般为1.62m，平均1.8m，全层属于变化复杂的煤层，顶底板均为粉砂岩。1.2.2 顶板岩层性质、厚度 煤层一般为1.62m，平均1.8m，全层属于变化复杂的煤层，顶底板均为粉砂岩。 图 1-2煤层柱状图1.2.3 地质构造本采区位于三江盆地的西部，三江盆地是中生代以来的一个断层凹陷地，区域构造属新华夏系第二隆起带，北段由一些北东向展布的次一级隆起带和凹陷带组成，本采区属盆地内的绥滨-集贤凹陷带。 本采区的区域构造主要受新华夏系和北西向构造应力场的控制，又前者派生的次级构造占明显优势，本区主要断层为F10，详见断层特征表1-2。1.2.4 瓦斯 采区瓦斯取样的控制浓度在318.5935.4m，在737.5m以上，甲烷成分为0.8535.45，在800.4933.2m深为28.6243.98，平均为34.6537.88。二氧化硫一般为6.368.54，瓦斯成分及含量均很低，由于地质报告没有明确提出采区的瓦斯等级，所以本设计只能根据上述数据进行分析，同时参考集贤矿井的煤尘瓦斯情况，初步确定本采区瓦斯等级为低沼气采区，并有煤尘爆炸危险和自然发火倾向。 本采区的恒温带温度+5.6C，深度20m，-500m水平的平均地温为19.5C，-600m水平为22.9C，-900m水平为30.7C煤层顶底板岩石主要为粉沙岩和细砂岩，抗压强度一般在5001100kg/cm2左右。根据资料，预计本采区各煤层顶板类型均在一级类以上。1.2.5 水文地质1、采区内各地段的水文地质特征各有不同，现分述如下：第四系孔隙含水层，全井田广泛发育，除山坡地区较薄外，其余均很厚，由南向北逐渐增厚，水的主要补给来源是大气降水和山区地下水，涌水量0.7057L/sm。第三系孔隙含水层在井田内广泛分布，其厚度发育规律为由东南向西北逐渐增厚，向东便薄，涌水量为0.0010.83L/sm。煤系裂隙含水带，本含水带是直接充水含水层，它与第三系有水力联系，但很微弱。基底岩层裂隙水：分布与低山和丘陵地带，由花岗岩安山岩，及变质岩组成，对煤系裂隙水带补给量甚微，而且对矿床水无影响。2、采区内的主要隔水层有第四系顶部黏土，亚黏土，中部黏土，亚黏土层和第三系泥岩，砂岩层。3、地面水及各含水层之间的关系本采区煤系裂隙水补给条件较差，富水性较小，采区在开采过程中，排水将以疏干煤系风化裂隙带的储水量为主，开采初期，矿井涌水量增大，随着开采的不断进行，水的静储量逐渐消耗，采区的涌水量会逐渐减小，并趋于相对稳定状态。本采区最大涌水量285.06m3/h，正常涌水量86.75m3/h。1.2.6 煤质 1、煤种及其变化本采区煤的挥发分一般大38.5，属低变质煤，各煤层Y值平均为5 9m/m，粘结性较低，煤种主要为1/3焦煤，长焰煤次之，煤种在垂向上无明显变化。2、煤的有害成分灰分：本采区煤的灰分含量（Ag）为10.96 24.45，多属中低灰煤层，其中几个主要可采煤层均为低灰煤层。硫：各煤层硫的含量很低，原煤全硫（SgQ）为0.1 0.38属特低硫煤。磷：各煤层原煤磷的平均含量为0.004 0.057属特低-低磷煤。3、发热量各煤层煤的平均发热量（QfD）为3080 6920大卡/kg。4、元素分析各煤层碳（Cr）的平均含量为80.72 82.12。（Hr）的平均含量为5.12-5.76。（Or）的平均含量为10.61-12.62 ，说明元素组成稳定，属低变质煤。5、工业用途评述本采区原煤按现行煤炭应用分类法属于气煤，由于本区气煤低灰，低磷，低硫，具有一定的胶质层厚度，所以，本采区原煤经洗选加工后可做为优良的配焦和化工精练，副产品可供动力或民用。第2章 采区储量与生产能力2.1 采区储量 储量计算公式为： /cos18 式中 储量，Mt煤层面积，m2煤层厚度，m煤的视密度，t/m3 根据采区煤层地板等高线可知： /cos18 =2599339.881.81.4/cos18 =6887431.38(t) 2.2 采区生产能力2.2.1 采煤工作面年产量 式中： 回采工作面年生产能力，t工作面推进度，m/aI工作面长度，m煤层厚度，m煤的视密度，t/ m3工作面的回采率,取0.95本采区采用综合机械化采煤工艺，工作制为四、六制，三班生产，一班检修，双向割煤往返一次割两刀，截深为0.8m，一年工作330d，工作面长度为=180m，工作面的回采率取=0.95，所以年推进度为=60.8330=1584m 所以 =15841801.81.40.95 =682577.28(t)2.2.2 采区生产能力采区生产的煤主要来自回采工作面。掘进出煤一般不超过10%。同采工作面个数为1个，则采区生产能力为： =1.111682577.28 =750835(t)式中：A采区生产能力，t/a； n采区同时生产的工作面个数； A0每个工作面的生产能力，t/a； K1采区掘进出煤系数，取1.1； K2工作面产量不均衡系数2.3 采区服务年限 结合本采区的具体情况按以上方法可计算得到采区服务年限T与采区生产能力A的关系如下：T=Z/1.4AZ采区设计可采储量，t采区工业储量，t永久煤柱损失，t采区回采率，0.8结合本设计采区的具体情况，按以上方法可计算得到，煤柱损失为688743.14。所以可采储量为： =（6887431.38-688743.14）0.8 =4958950.59(t)采区服务年限： T=Z/1.4A =4958950.591.4750835 =5.4(a) 第3章 采区方案设计3.1 采煤方法的选择本设计采区内煤层倾角平均为18，采用走向长壁采煤法选用生产运输设备比较容易，行人、通风、运输等方便。所以本设计采区选用走向长壁采煤法。 3.2 采取巷道布置3.2.1 采区走向长度 采区走向长度1800m,可采走向长度1600m。3.2.2 区段长和区段数目 本采区倾斜长度为1000m，区段长设计为180m，1个采区均设5个区段。3.2.3 采区形式 因采区走向长度大约在1000m，故采区采用单翼开采的形式。3.2.4 采区上（下）山的数目和位置本采区设轨道、运输、回风三条上山。采区上山布置受可采煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，应综合考虑上述因素，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。1. 上山数目的确定布置三条上山（一条运输上山，一条轨道上山，一条回风上山），三条上山大致布置位于采区走向边界，各条上山间距设为20m。2. 上山位置的选择(1)煤层上山优点：掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少；缺点：煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护困难，需要金属可伸缩支柱，煤柱留设多。适用条件：开采薄或中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短；煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护；为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山。(2）岩石上山优点：维护状况良好，维护费用低，煤柱留设少。缺点：掘进困难，联络巷道工程量大。适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区，在未采用可伸缩金属支柱的情况下，为改善维护条件，将上山布置在煤层底板岩石中。结合本采区煤层厚度小，服务年限短，瓦斯含量高的特点，为安全起见，拟布置三条岩层上山，故设计采区选用方案一。所以将三条上山均布置在煤层中。3.2.5 区段平巷的布置 区段运输平巷和区段回风平巷都沿煤层走向布置，上区段运输平巷长1300m，回风平巷长1300m。3.2.6 采区内煤层开采顺序 本采区共开采一层煤，采用后退式开采。3.3 巷道断面设计3.3.1 巷道断面设计应满足的条件（1）保证人员通行安全；（2）合理布置该断面的管路及电缆等；（3）断面通过最大风量时，不得超过规程规定的风速；（4）按水量要求，设置水沟；（5）不得小于规程规定的最小净断面和最小净高度；（6）满足其它要求，如需在巷道一侧堆放坑木和材料或安装其它设备等3.3.2 巷道断面选择1.选择原则（1）保证人员通行安全；（2）合理布置该断面的管路及电缆等；（3）断面通过最大风量时，不得超过规程规定的风速；（4）按水量要求，设置水沟；（5）不得小于规程规定的最小净断面和最小净高度；（6）满足其它要求，如需在巷道一侧堆放坑木和材料或安装其它设备等。2巷道断面选择我国煤矿井下使用的断面形状，按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类，前者如矩形、梯形、不规则型；后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质；巷道的用途及其服务年限；选用的支架材料和支护方式；巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素。一般情况下，作用在巷道上的地压大小和方向，在选择巷道断面形状时起主要作用。当顶压和测压均不大时，可选用梯形或矩形断面；当顶压较大，侧压较小时，则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面。巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面，现在采用锚喷支护和拱形断面日益增多；服务年限短的回采巷道因受采动影响，须采用具有可缩性金属支架的梯形断面。本采区内服务年限长的运输大巷、主要运输石门，上山采用直墙半圆拱形；服务年限比较短的区段平巷可采用梯形或者矩形断面。3.3.3 巷道断面尺寸的确定（1）采区运输上山巷道断面图：图3-1采区运输上山巷道断面图 （2）采区轨道上山巷道断面图： 图3-2采区轨道上山巷道断面图（3）采区回风上山：断面形状尺寸和上面的一样，但巷道内部布置任何东西，保持巷道通风流畅。 第4章 回采工艺4.1 落煤 本设计采区采用采煤机割煤。1.采煤机选型工作面综合生产能力的确定可根据下式计算：A0= LV0MrC0式中: A0工作面日生产能力，t/d；V0日推进度，m；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；r视密度，t/m；C0工作面采出率，一般取0.930.97。则A0=1804.81.81.40.95=2068t/d采煤工作面四六工作制，一天15小时出煤，则每小时产量为=137.9 t/h。2.采煤机生产能力确定采煤机的生产能力确定应大于等于工作面生产能力，即：采煤机生产能力可根据下式计算：式中:采煤机牵引速度，m/min；采高，m；截深，m；视密度，t/m。则当牵引速度=1.5时=601.51.80.81.4=181.4t/h。满足:符合要求。3.刮板输送机选型原则刮板机的生产能力应大于采煤机的生产能力。4.液压支架的选型原则通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm。即： Hmax=Mmax+0.2m。最小结构高度应比最小的采高小250350mm。即： Hmin=Mmin-(0.250.35)m。设计煤层最大采高2m，最小采高1.6m，因此液压支架支护结构高度范围为：1.22.2m。表4-1 采煤机特征表采高适应煤倾角范围滚筒直径MG200-W1.5m3.0m301.2m截深牵引形势牵引速度最大生产能力0.8m 无链电牵引05.5m/min1900t/h过煤高度 总重机面高度煤层硬度0.655m 21t1.1mf3表4-2 液压支架型号 ZZ4000/17/35外形567314201700支撑高度1.73.5m支架中心1500mm类型支撑掩护式移架步距800mm 4.2 支护 工作面内部使用ZZ4000/17/35液压支架支护；工作面端头支护方式为液压支架，并采用超前支护方式，超前20m左右4.2.1 支架选型及规格的确定根据该采区煤层顶底板情况和煤层赋存条件，参照近年来邻近矿区矿井综合机械化开采实践，确定选用支撑-掩护式液压支架。支架支护强度按以下方式估算：1、 按顶板分类估算式中：采高；采高等于平均煤厚顶板岩石容重，一般取=2.5t/m3；顶板破碎常数，取1.3；顶板周期来压不动载系数，与顶板岩石性质有关：老顶级别：Ig=1.1 IIg=1.3 IIIg=1.51.7 IVg=1.82本设计取g=1.6附加阻力系数，B=1.6；煤层倾角，取=12则：18#煤工作面：0.48MPa2、按岩重法估算式中 采高，18#煤厚1.8m；顶板岩石容重，2.5t/m3；煤层倾，18。经计算：18#煤工作面：0.250.34MPa；综上：支护强度要大于0.34 MPa，根据支护强度的计算，18#煤工作面选用ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架。技术参数见表4-1。工作面端头支护：工作面端头空顶区采用ZT1P28000/17/35支架支护，超前支护采用DZ35-20/110Q型外注液式单体支柱。压力大时，增加单体支柱数量为一梁7-8柱。ZT1P28000/17/35型端头支架的技术特征如表4-4：表4-3 液压支架技术参数表项 目单 位18#煤工作面型 号ZZ-4000/17/35支撑高度mm16403500初撑力kN3712工作阻力kN4479支护强度MPa0.83支架中心距mm1200泵站压力MPa30.1推移步距mm775支架运输尺寸mm590014001640表4-4 端头液压支架技术特征参数技术特征单位型号ZT1P28000/17/35支撑高度最大3500mm最小1700mm工作阻力8000kN初撑力6280kN支护强度0.46MPa支架重量35t对底板最大比压0.61MPa4.2.2 工作面支架布置方式 工作面支架布置方式如图4-1：图4-1 工作面设备布置示意图1、采煤机；2、刮板输送机；3、液压支架；4、端头支架；5、转载机；6、破碎机；7、胶带输送机；8、配电箱； 9、乳化液泵站；10、设备列车；11、移动变电站； 12、喷雾泵站；13、集中控制台；14、回柱绞车4.3 采空区处理方法4.3.1 采空区处理方法 采空区采用全部垮落法处理。4.3.2 回柱放顶方法设计采用的移架方式：分段式移架，属于依次顺序式，单架依次顺序式，又称单架连续式，如图4-2所示，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线。该方式操作简单，容易保证规格质量，能适应不稳定顶板，应用较多，技术相对成熟。图4-2工作面移架方式4.4 采煤工艺 本设计采区煤层赋存条件较好，地质构造简单，采用走向长壁后退式综合机械化采煤。4.5 生产技术管理4.5.1 循环方式 采用“四-六”工作制，三班采煤，一班检修。滚筒截深为0.8m，每班割2刀，每天割六刀，日推进度为4.8m。 表4-5 工作面顺环图表4.6 安全技术措施4.6.1 保安煤柱的一般规定依据保护煤柱的设计原则如下：(1)在一般情况下，保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定;(2)地面受护面积包括受护对象及周围的受护带;(3)当受护边界与煤层走向斜交时，根据基岩移动角求得垂直与受护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱;(4)立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立井深度大于或等于400m的以边界角圈定，小于400m的以移动角圈定。为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程规定，留设保安煤柱如下：各煤层在露头处留设50 m保安煤柱；边界断层留设30m 保安煤柱；井田内部断层留设20m保安煤柱；河流两侧各留设20m保安煤柱；地面建筑物留设50m保安煤柱。4.6.2 防止瓦斯爆炸的措施必须建立严格完善的规章制度，严格按煤矿安全规程中的有关规定工作；在井下一定距离内应有完善的防尘撒水系统；在有些地段采用水帘喷雾撒水散布岩粉及设置水棚等综合防尘措施,尤其在风速过大的地方,应采取严格的防尘措施。第5章 采区生产系统5.1 采区运输5.1.1 采区运输系统及运输方式在考虑到整个开采方法及井田的地质因素，结合该矿井井型、服务年限、开拓准备方式、采掘工作面集中程度、通风方式、巷道断面以及巷道布置情况，确定各运输方式和运输系统如下：煤炭运输：工作面落煤刮板输送机运输转载机转载区段运输平巷可伸缩胶带输送机溜煤眼运输上山胶带输送机采区煤仓运输大巷。材料运输：运输大巷采区下部车场轨道上山区段回风石门区段轨道平巷采掘工作面。矸石运输：采掘工作面区段回风平巷区段回风石门轨道上山采区下部车场运输大巷。5.1.2 采区运输设备的选择 工作面输送机选型原则：(1)刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍(2)要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。综上所述，刮板输送机选择型号为：SGB-630/220，输送量400t/h，刮板链数0.85m/s，机槽尺寸：1500630，当B=800mm时输送机弯曲段长度为12米。1、回采工作面运输设备的选择工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输送机的运输能力应满足：式中 刮板输送机应具有的运输能力，t/h；采煤机截割速度不均衡系数，1.1；采煤机平均落煤能力，214.2t/h；采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08；运输方向及倾角系数，1.0。经计算工作面刮板输送机的运输能力应大于：=1.1181.41.081=215.5t/h；转载机、破碎机能力应大于刮板输送机能力。18#煤工作面设计选用国产SGB-630/220型刮板输送机、SZZ-630/90转载机、LPS-4000破碎机。技术参数分别见表5-1、5-2、5-3:表5-1 刮板输送机技术参数表项 目单 位18#煤工作面型号SGZ-630/220输送能力t/h450电动机功率kW2110链速m/s0.93刮板链型式m中双链中部槽规格mm(LWH)1500630252表5-2 转载机技术参数表项 目单 位18#煤工作面型 号SZZ-630/90输送能力t/h600电动机功率kW132设计长度m30供电电压V1140V/660V中部槽规格mm(LWH)1500630222表5-3 破碎机技术参数表项 目单 位18#煤工作面型 号LPS-2000通过能力t/h2000电动机功率kW160出口粒度mm300供电电压V11402、运输平巷运输设备的选择胶带输送机：应遵循以下选型原则：工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力。移动尾装置宜选用液压式。 运输能力： Q=KB2vr Q-运输能力 t/h K-断面系数 B-胶带宽度 m r-煤的松散密度（一般取0.851.0t/m3） v-带速 m/s所以，Q=3000.62.01=384.0t/h可伸缩式带式输送机选用SSJ-1000/125型，运输能力630t/h，运距1000m，运速2m/s，带宽1000mm，机头部外形尺寸（mm）：175522661615，质量89.3t。5.2 采区通风5.2.1 采区通风系统1、采区通风系统基本要求采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，包括采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。2、采区进回风上山选择本设计采区新鲜风流由采区运输石门经轨道上山进风，经区段运输石门和区段运输平巷，到达采煤工作面，乏风经区段回风平巷、区段回风石门进入回风上山到达采区回风石门。3、采区回采区段的通风系统工作面通风系统分为U型、Z型、Y型、W型、双Z型。本设计工作面采用U型通风系统。4、上行及下行风流该采区采用上行风通风方式，工作面不易形成瓦斯积聚，主要风机所需的机械风压比下行风小。5.2.2 采掘工作面及峒室所需风量的计算1、回采工作面所需要的风量1.采煤工作面需风量计算 (1)按瓦斯涌出量计算：Q采=100q采ki式中：Q采采煤工作面需要风量，m/min；q采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min； ki采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取1.21.6。采煤工作面需风量：Q采 =10020.171.5=3025.5m/min(2)按工作面温度计算：采煤工作面应该有量好的劳动气候条件，其温度和风速符合下表要求：表5-4 工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度（）工作面风速（m/s）150.3-0.515180.5-0.818200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-1.8采煤工作面的需要风量可按下式计算:Q采 =60VaiSaiKi式中：Vai第i 个采煤工作面的风速，m/s；Sai回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，经计算得15m2； Ki工作面长度系数，按下表取： 表5-5 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数Ki1801.31.4则Q采=601.5151.2=1620m/min。(3)按人员计算：m/min式中：Ni第i个工作面最多人数,人；4每人每分钟需要的最低风量,m/min。以上几种方法计算的采煤工作面所需最大风量为：Q=3025.5m/min。(4)按风速进行验算根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Q采 600.25Sai式中，Sai回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，经计算得15m2；按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： Q采604Sa225m3/min Q采 3600m/min由风速验算可知，采煤工作面所需最大风量Q采=3025.5m/min，符合要求。2、掘进工作面所需风量(1)按瓦斯涌出量计算Q掘 =100q掘Kd式中：q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；Q掘掘进工作面的需要风量，m/min；Kd掘进工作面的瓦斯涌出部均匀和备用风量系数，一般Kd取1.52.0。掘进工作面的需风量Q掘=1003.51.5=525m/min(2)按人数计算:Q掘=4Ni式中：Ni掘进工作面同时工作的最多人数，取22人；4每人每分钟需要的最低风量，m/min。则Q掘=4Ni =422=88m/min。(3)按局部通风机吸风量计算:Q掘=Qfkf式中：Q掘掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m/min，各种通风机的额定风量按下表选取；Qf掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量和；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数， 一般取1.21.3；无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。表5-6风机的额定风量表风机型号额定风量(m/s)JK40-1NO5.5(5.5Kw)4.35.1JK40-1NO6.5(11Kw)7.18.4JK40-1NO7.5(22Kw)10.912.9JK40-1NO8 (30Kw)13.215.6选取JK40-1NO6.5型局部通风机 故：Q掘=7.5601.3=585m/min(4)按炸药量计算和按工作面人数计算，风量偏小，故不作计算。根据以上计算取最大值585m3/min，为保证生产接续，安排两个掘进面，全部为煤巷。则：Q掘=2585=1170m/min(5)按风速进行验算按最低风速验算各个掘进工作面的最小风量：Q掘600.25Sai式中，Sai回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，经计算得15m2；按最高风速验算各个掘进工作面的最大风量：Q掘604Sa225m3/minQ掘3240m/min由风速验算可知，掘进工作面所需最大风量Q掘=1170m/min。3、各独立回风峒室所需风量(1)机电硐室采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量：Q机=6080m/min，本次设计取80m/min(2)爆破材料库Q爆=4V/60式中：V库房容积，m。大型爆破材料库不得小于150m/min；中小型爆破材料库不得小于90m/min。本次设计取