采区设计说明书.doc

采 区 设 计说 明 书 目 录第一章 采区概况和地质条件1第一节 采区概况1 第二节 采区地质1第二章 采区储量和生产能力2第一节 采区储量2第二节 采区生产能力和服务年限3第三章 采区巷道布置4第一节 采区巷道布置方案选择4第二节 工作面长度确定6第三节 工作面接替顺序7第四章 采煤工艺8第一节 采煤工艺方式确定8第二节 工作面设备选型和支护方式8第五章 采区生产系统10第一节 采区运煤运料排矸系统10第二节 采区运输系统及运输方式10第六章 采区通风10第一节 采取通风系统10第二节 采掘工作面及硐室所需风量计算12第三节 采区总供风量14第四节 风量分配14第五节 风量验算15第七章采区主要技术经济指标16 辽宁工程技术大学采矿工程专业课程设计说明书 第一章 采区概况和地质条件第一节 采区概况 本采区西部为井田边界，东部为三采区，上部-50m标高以上为风化带煤柱，下部边界标高-250m。 采区内地质构造简单，为单斜构造。区内无断层和褶曲，东部局部有火成岩侵入。无大的含水层和地下水，开采条件较好。运输和回风石门标高分别为-250m和-50m。采区生产能力110万吨第2节 采区地质 本采区内仅有两成煤，厚度及顶板岩性见下图。煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70%。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。 地层岩性柱状图第二章 采区储量与生产能力第一节 采区储量1采区资源储量储量计算公式为：/cos储量（万吨）面积（m2）M厚度（m）d容重（t/m3）煤层倾角采取储量：Q= 2000910(4.0+4.2)1.3cos12=1983.63(万吨)2采区设计可采储量设计可采储量公式:ZK=（Zg-p）C 式中： ZK- 设计可采储量, 万t； Zg- 工业储量，万t； p- 永久煤柱损失量，万t； C- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。30m30m30m60m30m 采区留煤柱示意图第一煤层煤柱损失：P1=30220004.01.3+152(910-302)4.01.3+60(910-302) 1.34.0=102万t 第二煤层煤柱损失：P2=30230004.21.3+152(910-302)4.21.3+60(910-302) 1.34.2=138万t第一煤层可采储量：ZK1=( Zg1-p1)C1=（967-102)0.8=865万t第二煤层可采储量：ZK2=( Zg2-p2)C2=(1015-138)0.8=877万t采区设计可采储量：ZK= ZK3 +ZK3 =692+877=1742万t第2节 采取生产能力和服务年限1采区生产能力采区生产能力的煤主要来自回采工作面。掘进出煤一般不超过5%10%。A=nA0BK(万吨/年)式中：A -采区生产能力(万吨/年)；A0每个回采工作面的生产能力 万吨/年；n采区同时生产的工作面个数（个）；B掘进出煤率 取1.051.10K工作面产量不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面时取0.95，三个工作面时取0.9。）所以A=NA1BK(万吨/年) =11121.11 =123A=NA2BK(万吨/年) =11181.11 =129A= A+ A =2522采区服务年限采区服务年限公式：式中： T-采区服务年限，a;A-生产能力，110万t；ZK-设计可采储量；K-储量备用系数，取1.3。T= ZK/(AK) =1742/（1101.3）=12a第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置方案选择1采煤方法本采区地质构造简单，为单斜构造，首采煤层为本区的主要可采煤层，全区发育，煤层赋存稳定，倾角较小，12左右，可采煤层厚度平均4.0m，为中厚煤层，煤层结构较简单，适合采用综采工艺。2采煤工艺针对本条件的采煤提出了两种方案：一方案为大采高综采，二为放顶煤综采。两方案的特点如下：一方案：大采高综采采煤机高度超过3.5m的大采高综采近10年来的发展较快，已取得显著成效，已经成为我国建设高产高效矿井的重要采煤方法。大采高综采长壁工作面开采后，跨落带高度随采高增大而增加，如垮落的直接顶岩层不能填满采空区，而在坚硬岩层下方出现较大的自由空间，折断后的基本顶岩层往往在靠直接顶附近难以形成“砌体梁”式的平衡，在其回转运动过程中往往对下位岩层和工作面支架形成冲击载荷及在工作面前方的煤体中形成较高的支撑力，并在工作面引起强烈的周期来压。因此，大采高工作面基本顶周期来压更为剧烈，局部冒顶和煤壁片帮现象更为严重。煤壁片帮深度随采高增加而增加。此外大采高综采还包括以下问题： 需控制初采高度。为了有利于在开切眼中进行大采高液压支架，采煤机，输送机等设备安装，开切眼高度一般不宜超过3.5m。初采高度与开切眼高度一致。防治煤壁片帮。工作面容易出现大面积片帮，片帮后端面距加大，顶板失去煤壁支撑，常造成冒顶事故。液压支架防倒防滑。大采高综采工作面的装备重量达，高度高，工作面倾角加大后，输送机及液压支架下滑及倾倒的问题将很突出。煤层厚度超过采煤机采高是造成部分煤炭资源损失。 二方案：放顶煤综采 我国综放开采经过将近10年的快速发展，已经取得了长足的进步，综采开采技术已经处于世界领先地位，作为一种高产高效，安全，低耗，经济效益好的采煤方法已经成为厚煤层开采的首选之一。它有着如下的优点：高产高效。由于综采放顶煤实现了采放平行作业，能使一面多点同时出煤，一个工作面可相当与多个工作面同时生产，单产和工效均可提高80%-100%以上。巷道掘进率低。工作面搬家次数少。一般同等条件下搬家次数较分层开采减少一半以上。吨煤成本低。大幅度减少了材料与吨煤成本工资支出。对地质条件和煤层赋存条件适应性强。综采放顶煤可在缓斜煤层中适应煤层厚度变化。对落差不超过割煤高度的断层，对破碎顶板及“三软”煤层有更好的适应性。根据上述分析，为提高矿井的机械化及劳动生产率水平，本次设计采用大采高一次采全厚的回采工艺。3方案比较在综采低位放顶煤中还存在着三种巷道布置方案：一是单翼开采，在采区左侧开采轨道上山，运输上山及回风上山；二是两翼开采，在中部开掘轨道上山，运输上山；三是两翼开采，在中部开掘轨道上山，运输上山及回风上山（1）沿煤层走向在井田边界布置两条运输上山（运输上山回风、轨道上山进风），采用单翼开采。（2）沿煤层走向在井田中央布置两条上山（运输上山回风、轨道上山进风），采用双翼开采。 （3）沿煤层走向在井田中央布置三条运输上山（运输上山进风、轨道上山进风、单独的回风上山回风)，采用双翼开采。 两条上山单翼开采 两条上山双翼开采 三条上山双翼开采根据已提出的方案及方案比较的原则，三个方案中相同的部分可不参加比较，固区段巷道布置方案不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较。方案的技术比较见下表。表21 采区方案技术比较法项目方案一单翼开采方案二双翼开采掘进工程量工程量大，与矿井主要航道之间的联络巷道长工程量少工程难度位于采区中间巷道联系错综复杂较容易通风距离长而复杂短而简单管理环节管理环节多，溜煤眼多，漏风点多少巷道维护维护工程量大，费用高维护工程量少工程期长短表22 采区方案经济比较汇总表序号项目方案一方案二备注1初期投资537050.3520350.52初期投资比较/%103.211003总投资661873.8912190.74总费用659005.4622690.95总费用比较/%105.83100根据以上比较结果，选用方案二双翼两条上山作为本采巷道布置。第2节 工作面长度确定1煤层地质条件 该采区上山阶段煤层埋藏稳定，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向小，涌水量小，一般综采工作面取180-200m。2采区走向长度 本采区平均走向长度2100m，西部为井田边界，东部有一条断层。3工作面长和工作面数目煤层工作面走向长2100m，工作面长190m，煤层倾向长930米，煤层分为4个区段8个工作面。4工作面生产能力 工作面设计设计设计生产能力为110万t/年，正规循环采用每天进8刀，每刀进500mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。工作面生产能力计算公式：A= LlmrK（ 吨/年）式中：A回采工作面年生产能力，吨；L工作面推进度 m/年l工作面长度 mM煤层厚度，m；R煤的容重t/ m3K工作面的回采率,取0.95本采区采用综合机械化采煤工艺，两采一准，每天割八刀，截深为0.5M，一年工作300天，工作面长度为Z=190米，工作面的回采率取K3=0.95，所以年推进度为L=80.5300 =1200m 所以 A=LlmrK=12001904.01.30.95=112万吨5顶板管理 该采区顶板较稳定，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。6经济合理的工作面长度 工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且易管理，可以加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最优的技术经济效益。第三节 工作面接替顺序目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序如下表：第一煤层煤层工作面接替顺序：110111021103110411051106110711081101停采线60m1102110311041105110611071108第二煤层煤层工作面接替顺序：210121022103210421052106210721082101停采线60m2102210321042105210621072108第四章 采煤工艺第一节 采煤工艺方式确定选取第一煤层，进行采煤工艺设计。煤层厚度为4.0米，属于厚煤层，结构简单，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺，进行大采高一次采全厚开采。1确定落煤方式采用综合机械化开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。2确定截深选择滚筒截深500mm,日进8刀,采用“三八制”，两采一准备的工作制度。3确定进刀方式为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式，如图1-13。第二节 工作面设备选型和支护方式1工作面设备选型 序号设备名称数量型号备注1采煤机1MXA-300/4.52液压支架136ZYY4410/23/423刮板输送机2SCZ-764/264A4下端头支架12ZFS4800/30/40A5上端头支架6ZFS4800/30/40B6转载机1SZZ-764/1327胶带运输机1SSJ1200/3200M8喷雾泵站1XP250/559乳化液泵站1XRB B-80/35.D10设备列车111配电箱112变电站113液压安全绞车1YAJ12214集中控制台1液压支架各参数如下：参数类型参数值参数类型参数值型号ZYY4410/23/42中心距1500mm型式支撑掩护式外形尺寸447014301600mm运煤方式双输送机运输适应煤层倾角25高度2.3-4.2m供液泵压31.4Mpa工作阻力4315 kN支架重量13.5t初撑力3922 kN设计单位北京开采研究所2确定移架方式 因为此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。3确定支护方式 此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。4确定超前支护方式与距离 超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面25米。5支架高度与强度校核 高度校核： 在实际使用中，一般所选用的支架得最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200-300mm。 1=2.8-2.6=200mm200mm，满足要求； 2=1.8-1.6=200mm200mm，满足要求； 故所选支架高度满足工作要求。 强度校核： 强度校核公式如下： P=kh110-3gA/ (公式2-2) 式中：P-顶板对支架得作用力，kN； k-顶板高度系数，一般取48，此采区顶板结构稳定，可取k=6； h1-工作面采高，m； -岩石密度,kg/m3； A-液压支架的有效作用面积，m2； -压力有效作用系数，此处取=0.8； 将各参数值代入则有： P=62.62.5103101.55.1410-3/0.8 =3758.6 kN由于3758.6 kN4225 kN(支架工作阻力)，因此支架选型满足工作要求。 N=N1+N2=6+130=136 架6采空区处理采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。第五章 采区生产系统第一节 采区运煤运料排矸系统运煤系统：在运输上山和区段运输平巷内均铺设有皮带运输机，在工作面内铺设两部刮板输送机。其运输路线为：工作面内采煤机采落的煤和放出的煤经刮板输送机和转载机，运至区段运输平巷的皮带运输机，运至溜煤眼，经溜煤眼溜到运输上山的皮带上，运至采区下部车场采区煤仓上口，通过采区煤仓在运输大巷内大巷装车外运。 运料排矸系统：运料和排矸采用600轨距的矿车和平板车。物料自下部车场，经轨道上山到上部车场，然后经区段回风巷送至采煤工作面。区段回风巷和区段运输巷所需的物料，自轨道上山中部车场送入。 掘进巷道时所出的岩石或采煤所出的矸石，利用矿车从各平巷运出，经轨道上山到下部车场。 通风系统：采煤工作面所需的新鲜风流，有下部车场，经轨道上山中部车场，区段运输平巷到达工作面，从工作面出来的泛风经回风巷，进入回风石门，流入回风大巷。第二节 采区运输系统及运输方式本采区工作面内利用刮板输送机，在平巷及运输上山上采用皮带输送机。第六章 采区通风第一节 采区通风系统1采区通风系统的基本要求（1） 每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。煤层群或分层开采的 每个上、下山采区，采用联合布置，都必须至少设置一条专门的回风巷。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。（2） 采煤工作面和掘进工作面都应该采用独立通风，有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。（3） 煤层倾角大于12的打煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，并必须遵守下列规定：采煤工作面风速，不得低于1m/s；机电设备设在回风巷时，其风流中的瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测报警断电装置；进、回风巷中，都必须设置消防供水管路，有煤与瓦斯（二氧化碳）突出的采煤工作面严禁采用下行风。（4）采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。水采工作面由采空区和冒落区回风时，必须使水采工作面有足够的新鲜风流，保证水采工作面及其回风巷的风流中的瓦斯和CO2浓度都必须符合煤矿安全规程的规定。2采区进风与回风上山的选择对于薄及中厚的缓倾斜煤层，我国广泛采用走向长壁采煤法。上（下）山至少要有两条，即运输机上山及轨道上山；对生产能力大的采区可有三条或四条上山。三条上布置时，新鲜风流由大巷经进风上（下）山、进风平巷进入采煤工作面，回风经回风巷、回风上（下）山到采区回风石门。（1） 轨道上山进风，回风上山回风（2） 运输机上山进风，回风上山回风（3） 两种通风方式的比较轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热的影响，轨道上山的绞车房易于通风；变电所布置轨道上山与运输上山之间，其回风口设调节风窗，利用两上山间的风压差进行了通风。输送机上山进风，由于风流方向与煤炭运输方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。进、回风上山的选择应根据煤层赋存条件、开采方法以及瓦斯、煤尘及温度等具体条件通过技术比较后确定。 设计采区煤层赋存条件稳定，煤层结构简单，煤层倾角不大，缓倾斜中厚煤层，采用综采械化采煤方法且瓦斯涌出量较大，煤尘有一定的爆炸性危险。结合两种通风方式的优缺点比较，设计采区应采用轨道上山进风，回风上山回风的通风方式。3采区回采区段的通风系统 采煤工作面的通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层自燃发火等所确定的。根据采煤工作面进回风巷道的布置方式和数量，可将工作面通风系统分为以下几种类型：U型和Z型通风系统（后退式）优点：结构简单、巷道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理；缺点：上隅角瓦斯易超限，工作面进、回风巷要提前掘进，维护工程量大；Y型、W型及双Z型通风系统H型通风系统优点：工作面风量大，采空区瓦斯不涌向工作面，气象条件好，增加了工作面的安全出口，工作面机电设备都在新鲜风流流巷道中，通风阻力小，在采空区的回风巷道中可以抽放瓦斯，易于控制上隅角的瓦斯气体；缺点：沿空护巷困难，由于有附加巷道，可能影响通风的稳定性，管理复杂； 结合设计采区具体情况，经过各种通风方式优缺点比较，采用“U”型通风，主要风流经轨道上山进入下区段回风巷、上区段运输平巷，冲洗工作面，乏风经区段回风平巷进入采区回风石门、回风大巷，从风井排到地面。4采煤工作面上行通风与下行通风上行通风与下行通风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。这两种通风方式各有优缺点。采煤工作面涌出的瓦斯比空气轻，其自然流动和局部积存的可能性较小；下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。采用上行通风时，须先把采区的进风流导入至采区下部进风巷，然后进入工作面，流经的路线较长，风流会由于压缩和地温加热而升温；又因巷道机电设备散发的热量也加入风流中，故上行风比下行风工作面的温度高。采用上行风，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同；而下行风，其作用方向相反，故下行风比上行风所需要的机械风压要大；而且，主要通风机一旦因故停转，工作面的下行风流就有停风或反向的可能。工作面一旦起火，所产生的火风压和下行风工作面的机械风压作用方向相反，会使工作面的风量减少，瓦斯浓度增加，故下行风在走火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。 无论是上行风还是下行风，都应该采取防止风流逆转和防止火灾气体侵入进风流的安全措施。 第二节 采掘工作面及硐室所需风量计算1回采工作面所需风量(1)回采工作面通风系统的基本要求：回采工作面和掘进工作面都应独立通风；风流稳定，在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联结或复杂网络的内联结上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；漏风小，应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风；、回采工作面的调风设施可靠；保证风流畅通。采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 1)按瓦斯涌出量计算 Qwi= 100 Qgwikgwi （5-1）式中 Qwi 第i个采煤工作面需要的风量，m3/min；Qgwi 第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；kgwi 第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常采煤工作面取kgwi=1.21.6；炮采工作面取kgwi=1.42.0；水采工作面取kgwi=2.03.0。由公式（5-1） Qwi=100 Qgwikgwi =10020.561.2=2467.2 m3/min；2)按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条，其气温与风速应符合表5-2-1的要求。5-2-1采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/C采煤工作面风速/ms-115 0.30.5 15180.50.818200.81.020231.01.523261.51.8采煤工作面的需风量按下式计算： Qwi= 60 VwiSwikwi （5-2）式中 Vwi 第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表中选取，m/s；Swi 第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时的有效断面的平均值，m2 ；kwi 第i个采煤工作面的长度系数，可按表5-2-2选取。表5-2-2 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kwi 1801.301.40由公式（5-3）得 Qwi= 60 VwiSwikwi =601.011.21.2=873.6m3/min；3)按工作面人员数量计算 Qwi=4n wi （5-4）式中 4 每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； n wi 第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个；由公式（7-4）得 Qwi=4n wi =444=176m3/min根据的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，则工作面需风量确定2467.2m3/min。2掘进工作面需风量的计算煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。 Qhi= 100 Qghikghi 式中 Qhi 第i个掘进工作面需要的风量，m3/min；Qghi 第i个掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；kghi 第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取1.52.0。由公式（5-5）得 Qhi = 100 Qghikghi= 1002.42.0=480 m3/min Qhi=QhfiKhfi 式中 Qhfi 第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可以按表5-3选取。Khfi 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。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。表5-3 各种局部通风机的额定风量 风机型号 额定风量/ m3min-1 JBT-51(5.5KW) 150JBT-52(11KW) 200JBT-61(14KW) 250JBT-62(28KW) 300由公式（5-7）得 Qhi=QhfiKhfi=6001.3=780m3/min 4)按工作面人员数量计算Qhi=4n hi=420=80m3/min；式中 n wf第i个掘进工作面同时工作的最多人数，个。3独立硐室实际需风量计算井下爆破材料库取80m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取40m3/min，机电硐室取80m3/min；则 Q8040+80200m3/min4其它巷道实际需风量计算各类其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。1)按瓦斯涌出量计算：Qoi=133Qgoikgoi=1331.51.25=250 m3/min；2)按最低风速验算： Qoi600.15Soi Qoi600.1510=90 m3/min；取Qoi=250 m3/min；第三节 采区总供风量采区的总进风量应按采煤、掘进、硐室和其他地点实际需要的风量总和计算。Q（QaQbQcQd）K= (2467.2+780+200+250) 1.2= 4436.64m3/min式中 Q 采区总供风量，m3/min； Qa 采煤工作面实际需风量之和，m3/min；Qb 掘进工作面实际需风量之和，m3/min；Qc 硐室实际需要风量和，m3/min；Qd 采区除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量之和，m3/min；K 矿井通风系数，可取1.151.25。第四节 风量分配1风量分配原则分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不小于各用风地点设计计算的风量；为维护巷道，防止坑木腐烂、金属腐蚀、以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2风量分配方法当采区总风量确定后，首先按照采区布置图给回采工作面、掘进工作、硐室等分配风量；从总风量中减去回采工作面、掘进工作、硐室用风量；余下的风量按采区总产量、采掘面数目、硐室数目等按照一定的比例这部分风量分配到其它用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。第五节 风速验算1采煤工作面风速验算1)按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量 Qwi600.25Swi=600.2511.2=168m3/min Qwi =2467.2168 m3/min； 满足要求。 2)按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量Qwi604Swi=60411.2=2688 m3/minQwi =2467.2108 m3/min； 满足要求。2)按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量 Qhi604Shi=60412=2880Qhi=7802880m3/min；满足要求。 Shi 第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。3其它井巷风速验算1)其它井巷需风量 Qoi=300 m3/min；Qoi600.1512=108 m3/min；满足要求。2)大巷风速验算矿井总风量Q（QaQbQcQd）K= (2467.2+800+200+250) 1.2= 4436.64 m3/min；V=Q/S=4436.64/15.7= 4.7m3/s；根据中要求，大巷中风速不能超过8 m/s,则符合要求。通过验算，各风速均满足要求。第七章 采区主要技术经济指标1循环作业图表(见工作面布置层面图)2劳动组织表序 号工 种早班中班晚班合 计1班长11182采煤机司机22263输