【《年产量240万吨矿井设计》19000字】

年产量240万吨矿井设计摘要设计矿井年产量240万吨，开采煤层为10#煤层，本矿井工业储量为13265万t矿井服务年限为29年。井田内煤层赋存比较稳定，井田内整体煤层的赋质保存地质状态相对稳定,煤层倾角6~12°,平均煤厚3.5米,煤层整体地质赋存状态比较简单。该矿是一个供水量很少的天然气矿。根据实际地质数据，对雷区的开发和准备进行了初步规划。该矿决定采用主惯性波和附加垂直波的唯一水平发展，设计采用综合机械化一次性全高度采矿技术、长壁采矿法和全跨案例法处理采空区。此外，提出了矿山运输、矿山疏浚、矿山排水通风等各种生产系统的设备选型计算，以及矿山安全环保技术措施的要求，并完成了整个矿山的初步规划。主皮带举升，辅助轴跳闸运输，采用抽屉通风模式。所有矿山均机械化，采用先进技术，借鉴现代化高产高效矿山的经验，实现双面高产高效的良性效果，实现良好的经济社会效益。关键词：斜井

；低瓦斯矿井；一次采全高；综合机械化；高产高效TOC\o"1-2"\h\z\u目录摘要 11课题来源 32井田境界及储量 42.1井田境界 42.2工业储量 52.2.1储量计算的步骤 52.2.2工业储量的计算 62.3矿井可采储量 62.3.1安全煤柱留设原则 62.3.2矿井永久保护煤柱损失量 72.3.3矿井设计资源/储量(Zs) 82.3.4矿井可采储量 83矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 93.1矿井工作制度 93.2矿井设计生产能力及服务年限 93.2.1确定依据 93.2.2矿井设计生产能力 93.2.3矿井服务年限 104井田开拓 114.1井田开拓 114.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 114.1.2工业场地的位置 134.1.3开采水平的确定及采区的划分 134.1.4主要开拓巷道 134.1.5方案比较 134.2矿井基本巷道 154.2.1井筒 154.2.2井底车场及硐室 174.2.3主要开拓巷道 185.1煤层的地质特征 225.1.1位置 225.1.2煤质与地质情况 225.1.3顶底板构造特征 225.2盘区巷道布置及生产系统 235.2.1盘区数目及位置 235.2.2带区巷道布置 235.2.3盘区生产系统 235.2.4确定工作面和工作面数目 245.2.5盘区生产能力及采出率 245.2.6掘进工作面布置 错误！未定义书签。5.2.7矿井移交主要技术指标 错误！未定义书签。5.2带区车场选型设计 256采煤方法 286.1采煤工艺方式 286.1.1采煤工艺 286.1.2工作面长度 286.1.3工作面推进方向 286.1.4工作面破煤、装煤方式 296.1.5工作面运输方式 306.1.6工作面支护方式 326.1.7安全注意事项 346.1.8工作面经济技术指标 366.1.9循环图表、劳动指标、主要经济技术指标 376.2回采巷道布置 386.2.1工作面巷道布置 386.2.2工作面巷道断面特征和支护方式 397井下运输 417.1.概述 417.1.1矿井设计生产能力及工作制度 417.1.2煤层及煤质 417.1.3运输距离和载货量 417.1.4矿井运输系统 417.2盘区运输设备选择 427.2.1盘区运输设备选型及能力验算 427.3大巷运输设备选型 447.3.1运输大巷设备选择 447.3.2运输设备能力验算 448矿井提升 448.1概述 448.1.1矿井提升概况 448.2主副井提升 458.2.1主井提升及能力验算 458.2.2副井提升 459矿井通风及安全技术 469.1矿井通风选择 469.1.1通风方式及系统选择 469.1.2盘区与工作面通风方式 479.2盘区或带区及全矿所需风量 489.2.1矿井所需风量 489.2.2风量分配及矿井总风量 489.3全矿通风阻力计算 509.3.1矿井通风阻力的计算 509.3.2矿井总等积孔的计算 519.4通风机选型 519.4.1设计依据 519.4.2通风设备选型 519.5防止特殊灾害的安全措施 539.5.1瓦斯防治 539.5.2煤尘防治 549.5.3防治火灾措施 549.5.4防治水灾措施 5410设计矿井基本技术经济指标 5611环境保护 错误！未定义书签。

1课题来源任务书2井田境界及储量2.1井田境界井田范围由以下10个点座标圈定:①X=4094000.00Y=19566000.00②X=4094000.00Y=19562000.00③X=4092000.00Y=19562000.00④X=4092000.00Y=19561500.00=5\*GB3⑤X=4089000.00Y=19561500.00=6\*GB3⑥X=4087143.23Y=19562484.34=7\*GB3⑦X=4088399.72Y=19564504.33=8\*GB3⑧X=4086566.47Y=19566384.72=9\*GB3⑨X=4087524.89Y=19567431.69=10\*GB3⑩X=4089000.00Y=19566000井田南北（走向）长约7km，东西（倾向）宽约4km，井田面积为29.09km2。井田主要含太原组和山西组煤层，山西组含2、3、4、5号煤层，煤层总厚度为3.03m，山西组总厚度为60.59m，含煤率为5%,太原组含6、7、8、8、10号煤层，煤层总厚度为9.38m，太原组总厚度为114.42m，煤炭计数率为8.2%，5，10号煤层可采，5号为局部，10号全部。.2.2工业储量2.2.1储量计算的步骤(1）原始资料的检查矿井煤炭的储量影响着矿井的年产量。因此，首先对计算煤量用的有用的相关文件进行全面的研究和查核。(2）确定类别并选择不同量级的勘查密度勘察工作可信性估算后，应根据规范中勘察区域地质构造困难程度和煤层稳定性，制定煤量核算计划，确定勘察类型的勘察密度和不同煤量等级的选择。(3）确定不同煤量等级的边界线根据不同煤层，其不同煤量级别的边界线根据其勘察类别计算不同级别储量必需的勘察密度，结合井田的具体地下条件，分别确定。(4）选择储量计算的方法根据地下的情况、煤层的形状、勘察任务得到的信息等情况，结合矿井建设所需的条件，选择合理的煤量核算方法，以保证计算煤量的可信性，满足建设的需求本次煤量核算按相关的具体文件指示与要求的指标进行。1）平均可采厚度为7#3.0m，9#2.5m。2）最高可采灰分不大于40%。3）最低发热量不低于72.0mJ/kg。4）最高硫分不大于3%。5）煤层容重：2.2.2工业储量的计算矿井主采煤层为5，10号煤层，本设计针对10号煤层。10号煤层平面面积29.09km2，煤层平均倾角9°，煤层厚度3.5m，煤容重1.3。则10号煤地质储量Z：Z=29.09/cos9°×3.5×1.3=13399万吨在煤地下储量中，60%是已知的，30%是控制的，10%是推测的。在已知的和控制的数量的煤中，70%是经济高的部分，30%是经济小的部分。由此111b=Z×60%×70%=5627.58万吨122b=Z×60%×30%=2411.82万吨2M11=Z×30%×70×=2813.79万吨2M22=Z×30%×30%=1205.91万吨由于地质条件简单k取0.9333k=Z×0.9×10%=1205.91万吨Zg=111b+122b+2M11+M22+333k=13265万吨2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则（1）中央工业广场，主副井井口到进入大巷段留设保护煤柱（2）井田与非井田界限的保护煤体留设30m。2.3.2矿井永久保护煤柱损失量（1）井田与非井田界限预留支撑煤柱井田与非井田分界线的保护煤体留30m宽，则其占地面积是0.7568km2，则井田与非井田分界线保护煤体重量为：756800×3.5×1.3=344.344万吨（2）工业场地地下留设支撑煤体工业场地选择420m×420m的矩形。由垂直剖面法：q=l=s=h∙cotφH1=795-575=220mH2=795-560=235mh=10mα=2.86°φ=45°γ=77°β=75°则q=55.42ml=52.69ms=10mq+s=65.42ml+s=62.69mp=54.95m15tan⁡(90°−δ)=3.46m工业场地地下留设支撑煤体面积为：（548.11×529.9）/cos2.86°=290805.7m2保护煤柱损失量为：290805.7×3.5×1.3=132.3万吨（3）大巷保护煤柱三条井下主要巷道保护煤体留70m，则三条井下主要巷道保护煤体的重量为：614万吨（4）井口到井下大巷段保护煤柱矿井需要建设的主斜井、副竖井及风流出口井井口位于地上工业场地内部，因此井口到大巷段无需单独做保护煤体，保护煤体损失量为0。（5）断层保护煤柱本设计内无断层，因此断层保护煤体重量为0。2.3.3矿井设计资源/储量(Zs)Zs=Zg-P式中，Zs——矿井设计资源/储量P——井田境界煤柱、断层煤柱、防水煤柱、地面建筑物煤柱等永久煤柱损失量之和Zs=13265-344.344=12920.7万吨2.3.4矿井可采储量矿井设计可采储量，按下式计算：Z式中：Zk——矿井设计可采储量P2——工业场地、井筒、建筑物、河流等的保护煤柱的损失量之和C——采区采出率10号煤层属中厚煤层取0.8，矿井设计可采储量:Zk=（12920.7-132.3-614）×0.8=9739万吨

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度本集团矿拟定工时为330天/年，采取现在煤矿行业用的最多的“三八制”工作形式，两班出煤，一班检修，班工时为8小时。地下24小时提煤时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据矿区规模可依据以下条件确定:1）煤量情况:根据矿井煤炭储量及其赋存条件确定，储量较多在地下赋存工整的煤选择建设规模较大的矿井，反之，矿的规模要小；2）工业条件:包括矿井所处地方（是否离老矿区、大城市近)，交通（铁路、公路、水运)，销售渠道，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。以上客观条件好的建设不小的矿井，反之建设不大的矿井3）政府需要:对国家经济发展情况造成的对煤炭依赖的程度进行预测，需求大小是判断矿井建设大小的依据4）预期回报:对矿井能产生的经济价值进行预测，寻找投资与回报的最优解，来确定矿井的规模。3.2.2矿井设计生产能力曹村煤矿10号煤层设计生产能力240万吨/年3.2.3矿井服务年限矿井的开采年数必须与井型及工业场地可用年数相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为:T=Zk/A×K式中:T———矿井服务年限，a;Z——矿井可采储量，万t;A——设计生产能力,万t;K——矿井储量备用系数，取则，矿井服务年限为:T=9739/（240×1.4）=29年T=29a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。

4井田开拓4.1井田开拓地下的巷道工程开拓是指建造一段从地面通过地层进入地下煤体的通道，建立整个生产系统升级、运输、通风、排水、供电等生产链条。用于开采地下藏煤。用于建造的地下通道的形式、数量、位置和连接性，被称为井田开拓。一种合理的开拓方式，有必要对技术上可以实施的几种发展方法进行技术和经济比较。主要研究如何布置巷道等，有以下问题需要认真研究。确定井田开拓，需从政策，生产，资源及销售等方面来考虑确定。在解决这些问题时，应遵循下列原则:1.落实政府对煤炭产业规范出台相关文件指示，在保证生产可靠性和安全性的条件下，减少工程量保证经济效益；特别是初期建设工程量，节约基础设施投资，加快各类工程建设进度。2.合理开发不可再生的煤炭资源，减少浪费。4.煤矿安全需要重视。建立安全的生产体系，并有相应的监督问责部门进行监管。5.适应目前国内的技术水平和设备供应情况，为引进新技术、新工艺，发展煤矿生产机械化、综采机械化、自动化创造条件。6.根据市场需求，从消费侧来合理采出资源，做到有求供应。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1.井筒形式的确定井筒形式有三种:平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开挖受表土层限制，只有在适宜的地形条件下，煤层埋藏的地方才会出现较高的山地、丘陵或沟壑区。并且便于工业场地布置和铁路通入。斜井与垂直井开挖相比:井筒施工工艺、施工设备和工序相对简单，掘进速度快，费用低，投资少；地面工业建筑、井筒设备、井底车场和硐室简单，施工简单加长井方便，生产干扰少，不易受到底板含水层的威胁；且用胶带机连续提升速度快，可以满足特大型矿井的提升需求；缺点:，提升深度有限；通风路径长，阻力大；斜井穿越富含水层，流沙施工工艺复杂。垂直井的建设不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文等自然条件的制约，在相同开采深度条件下，立井井筒较短，井筒断面较大，可满足高瓦斯矿井、井喷矿井的风量要求；对地质构造和煤层开采特别复杂，能够结合深部和浅层不同的产煤地层。主要缺点是垂直井眼施工工艺复杂，设备多，技术水平高，井眼设备复杂，建设速度慢，投资大。10#煤层距地表225米左右，因此除了平硐，立井和斜井均可适用。2．井筒位置的确定井筒位置的确定原则:（1）有利于一级开采，并考虑到其他级别，有利于井底车场和主要运输巷的布置，石门工程量小；有利于将第一采区布置在井筒附近富煤阶段，第一采区向村庄移动较少或不移动；油田两翼储量基本平衡；井筒不得穿过厚土层、厚含水层、断层带、含瓦斯煤层或弱岩石；工业面积应充分利用地形，具有良好的工程地质条件，并避开高、低、采空区，不遭受山体滑坡和洪水的危害；工业用地应少占用耕地，少用煤；靠近电源、电源，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）有利于矿井初期开采井筒布置的选择应与初采区域的选择紧密结合，尽可能使井筒靠近初采小区域，以减少初采井的开井工作量，节约投资，缩短建井周期。（3）尽量不压煤或少压煤确定井眼位置，充分考虑少留井眼和工业面积保护煤柱，以免压煤或少留煤。为保证矿井投产后的可靠性，在确定井眼位置时，应尽量不要在地面工业现场给煤层加压。（4）有利于掘进与维护为了安全可靠地钻开和使用井筒，减少其掘进难度，便于维护，应使穿过井筒的岩石层和表土层具备良好的水文、围岩和地质条件。为了加快掘进速度，降低掘进成本，井筒应尽可能不要穿过流沙、较厚的冲积层和较大的含水层。为了方便井筒的掘进和维护，井筒不应位于地质破坏比较严重的区域和受开采影响的区域。（5）便于布置地面工业场地应在井口附近布置主生产系统和辅助生产系统的建筑物，并引入铁路专用线。为便于地面系统相互连接以及铺设铁路专用线与国有铁路接轨，要求地面平整，高差不能太大，专用线短，工程量小，并具备良好的技术条件。此外，井口标高应高于历年最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，井筒位置的选择应该是一个综合的全球性井田，要考虑到早期和晚期、地下和地面等不同因素。考虑到各种原因，本设计是为了将主井和副井安装在井田的中心位置。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主井和副井的井口附近，即位于井田浅基的中心。工业场地的形状和面积:0.6~1.1公顷/10万吨。因此，地面工业场地面积为14.4-26.4公顷，综合考虑确定工业场地面积为17.64公顷，即176.400平方米，为长方形，长边平行于油田方向，长边420米，宽边420米4.1.3开采水平的确定及采区的划分井田主采煤层为5#煤层和10#煤层，煤层缓倾斜，倾角为6～12°，平均为9°，为缓倾斜煤层，故设计为两水平开采。二水平标高为+575m，生产能力为:2.4Mt。可采储量为97.39Mt，服务年限为29a。4.1.4主要开拓巷道10#煤层为缓倾斜煤层，煤层厚度3.5m，赋存稳定，煤层底板起伏不大，故将三条大巷布置在煤层中。4.1.5方案比较1.提出方案根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分述如下:方案一:双立井开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，，均采用盘区式开采。大巷布置在煤层底板中。前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式通风。方案二：主斜副立式主井为斜井用胶带机提升，副井为立井，回风为立井。斜井提煤运输能力大，开凿费用低廉，大巷均布置在煤层中，前期在井田中央开采，后期开采至边界再在回风大巷左右开凿回风立井回风。方案三：双斜井主副井都选用斜井开拓。回风井用立井开拓。主副井井口位置设置在工业场地中央，回风立井开拓两个，分别布置在大巷两侧尽头，采取中央边界式回风。三种方式各有优缺点，双立井开拓建井快，投资少能快速实现生产，但是双立井的提升能力比起斜井稍有不足，且立井的施工难度更大技术要求较高。主斜副立式，斜井开拓较慢，但是提升能力更强。双斜井开拓建井周期较长，不能实现快速投产，但是提升能力最强，适合年产更大的大型矿井，因此直接放弃放弃方案三，只对方案一和方案二进行经济比较。表4--1-1基本建设费用表方案项目方案一方案二工程量/m单价/元m-1费用/元工程量/m单价/元m-1费用/元主井井筒37923208792003802320881600副井井筒回风井17752762704232047996006403201800300270423204867200696000主要大巷523822605136455110423902605110425950提升运输174601.229417141301.223806总计/元145674438119783710经经济比较，设计认为方案二更经济可行但与方案一相差不大，但是方案一的提升能力相对于矿井的年产量来说太低，综上考虑，方案二更为合适，因此推荐使用方案二。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒（1）主斜井位于矿井工业场地，担负全矿井2.4Mt/a的煤炭运输。采用胶带机提升运输工作面生产的煤炭。井筒断面为椭圆形，净断面面积为17.3m2。（2）副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为圆形，净断面面积为33.17m2.（3）中央风立井进风立井位于矿井工业场地，井筒净直径5m,担负矿井部分进风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图经过验算，各井筒风速均符合相关文件及规程的要求。图4-2-1主斜井断面图图4-2-2副立井断面图4.2.2井底车场及硐室矿井为主斜副立式开拓，煤炭由胶带机运至地面;物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运盘区。1.井底车场的形式和布置方式井底车的形状有环形和返回式两种，环形又可分为水平、倾斜和垂直，返回式又可分为穿梭式和尽头式。2．井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种:(1)移动式调车发动机车辆牵引重载列车进入车辆重载列车线，将发动机车辆钩至列车尾部，将列车顶部引至辅助井重载列车线；(2)特种设备压力表设置专用调车设备，如调车绞车或钢丝绳小车，当由机动车辆牵引的重载列车进入调车线时，机动车辆摘钩将空车牵引至空车，并做好专用调车工作；(3)机动动作和牵拉在调车线上始终存放一辆重车，在下一辆重车进入调车线的同时，将原重车顶引至井重车线，新牵引的重车引至调车线；(4)红树林机动在电动车辆道岔前方10~20m处，进行减速，并拆除运输途中电动车辆与重型列车之间的挂钩，当电动车辆在车辆道岔上加速行驶回原位后，惯性的重型列车驶向重型车辆路径。综合以上四种机动方式，根据该矿实际情况，本着快速简单的原则，设计了第二种机动方式，即上推式机动3．硐室主斜井与运输大巷间设置倾斜煤仓，大巷左右翼均设置若干永久避难硐室。4.主变电所和主排水泵房主排水泵房、变电站，中心路西侧设有中心泵房、变电所、水仓。后期，同一盘区设置南翼防火材料库、排水泵净宽度为5000mm，净断面为15.8m2，混凝土砌体支护，支护厚度为450mm。配电室净宽5000mm，净断面15.8m2，混凝土支护砌体，厚450mm。水仓容量设计为不小于矿井正常涌水量的8倍。4.2.3主要开拓巷道主要巷道有带式运输、回风巷、辅助运输巷道，其使用寿命相对较长，需要长时间满足矿山生产需要，因此采用半圆形拱形段。三大巷均位于煤层底板上，主要沿煤层布置，巷道坡度从煤层起伏一般为0°~3°左右。井底车场、石门、大巷均采用半圆拱形断面。巷道断面尺寸根据《煤炭安全规程》有关规定进行确定并进行风速校验。(参见第9章通风与安全部分)。1．胶带运输大巷如图,大巷净断面积，掘进断面积22.3m2,支护方式为锚喷。喷射厚度200mm，锚深2080mm，2.辅运大巷如图,大巷净断面积，掘进断面积22.3m2,支护方式为锚喷。喷射厚度200mm，锚深2080mm。3.回风大巷如图,大巷净断面积，掘进断面积22.3m2,支护方式为锚喷。喷射厚度200mm，锚深2080mm。图4-2-3胶带运输大巷断面图图4-2-4辅运大巷断面图图4-2-5回风大巷断面图

5准备方式——盘区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1位置设计首采一盘区。位置:地面位于井田东北部，上无村庄及河流。井下:左下为本矿井筒及井底车场。5.1.2煤质与地质情况1.煤质根据矿井勘探资料，本矿井5#煤层的煤是中灰、富硫、低磷廋煤，10#煤层的煤是中灰、中硫、低磷瘦煤。两层煤均可作为炼焦配煤。10#煤层瓦斯含量0－0.19ml/g，属于瓦斯矿井，10#煤层的煤属自燃煤层，煤尘具爆炸性。2.水文井田水文地质条件属于简单型，无构造沟通或人为破坏，不会导致底板突水。10#煤层直接充水为顶板砂岩裂隙含水层。5.1.3顶底板构造特征（1）伪顶:黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状。（2）直接顶板:黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状，含有1层夹矸，厚度0.3－0.57m。（3）老顶:黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状。（4）直接底板:黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状，含有1层夹矸，厚度0.3－0.57m。（5）间接底板:黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状。（6）开采技术条件:10#煤层顶、底板为泥岩，直接顶含有1层夹矸，厚度0.3－0.57m。顶、底板较为平整，开采时比较稳定。5.2盘区巷道布置及生产系统5.2.1盘区数目及位置根据曹村煤矿煤层的赋存情况及矿井的开发布置，本矿床采用盘区布置。10#煤层井稳定可采，分为4个盘区，第一采区为一个区盘区内无其他地质构造的区域，开采布置简单，无需在盘区内进行准备巷道，直接根据大巷北侧掘进和掘进布置在工作面进行开采。且一盘区第一开采工作面靠近井筒，矿井初期工程量小，运输距离短。5.2.2带区巷道布置矿井移交生产的一盘区长3300m。倾斜长2400m。由于本设计中只开采10#煤，并且盘区内不需要盘区准备巷道，直接在大巷北侧布置工作面生产，盘区巷道比较简单。二盘区长3300m，宽2000m左右，与一盘区相邻位于井筒西侧，开采时也是直接在大巷北侧布置生产工作面，盘区巷道比较简单。三盘区是长3000余米，宽2000余米的不规则形状盘区，与一盘区对称于大巷，工作面布置在大巷南侧，前期工作面是倾斜的，剩余边角部分用连采机开采或用房柱法开采。四盘区是长3000余米，宽2000余米的不规则形状盘区，与二盘区对称于大巷，工作面布置在大巷南侧，盘区巷道比较简单。5.2.3盘区生产系统1.运煤系统1001工作面→1001胶带运输顺槽→运输大巷→倾斜井底煤仓→主斜井→地面工业广场2.运料系统地面工业广场→副井井底车场→井底换装站→辅助运输大巷→1001辅助运输顺槽→1001工作面3.通风系统盘区内各工作面采用U型通风。地面工业广场→副井井底车场→辅助运输大巷→1001辅助运输顺槽→1001工作面→1001回风顺槽→回风大巷→回风立井5.2.4确定工作面和工作面数目盘区宽度2400m，顺槽采用单巷掘进，盘区宽度=工作面长度+工作面两顺槽+顺槽间保护煤柱宽度为减少搬家倒面的次数，发挥综合机械化采煤工作面的优势，确定工作面长度为391m，工作面数目为5个。5.2.5盘区生产能力及采出率1.采煤工作面生产能力则A0=2.4Mt/a2.掘进工作面出煤式中A1——掘进面生产能力，万t/a;L——掘进面长度，取顺槽宽掘进宽度5.0mH—采高，取平巷掘进高3.5m;V1——综掘面年推进长度，V=330×15=4950(m/a);γ————煤层容重，1.3t/m3;C1——掘进面回采率，取c=0.97。则:A1=5.0x4950×3.5×1.3×0.97=0.11Mt/a盘区内布置两个综掘面年产量为0.22Mt/a。(3）盘区生产能力A=Ao+A1，=240+22=262万t/a矿井生产能力为240万t/a，盘区生产能力为262万t/a，能满足矿井的产量要求。2．盘区采出率首采盘区一盘区长约3300m，宽2400m。盘区采出率=(盘区工业储量-开采损失）/盘区工业储量×100%因此一盘区采出率=（3150-504）/3150×100%=84%根据《煤炭工业设计规范》规定:采(带)区采出率:厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首盘区采出率为84%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计1．确定带区车场的形式、线路布置和调车方式（1）带区车场的形式和线路布置本设计区内无其它车辆场地，整个区域内设有2个进、回输行人场，与区内下部的大钢轨胡同相连，除区内上部和下部的场地外，原则上不设其它车辆场，但可根据实际情况在回输系统内设置运输场。带区的上下车场采用自升式平车，采用双速绞车提升；绞车室设置在区域空气再循环系统中；分区轨道的框架巷采用无极绳绞车牵引矿车或绞车牵引辅助运输。车辆场区下部为20m，上部为15m，坡度水平投影90m，坡度9度，竖曲线半径600mm，因所选轨距为R=12m，下部为r=12m（2）带区车场的调车方式装满设备和材料的小型矿车或材料密集型车，由电机车从轨道巷牵引至带区的车场。在设有区段车的停车场的底部，车辆与电动车分开，小型矿车和物料车通过将绞车吊至矿车场，然后送至平巷，沿矿车行驶方向将物料运至有区段的煤层。2．带区主要桐室布置(1）带区煤仓区运斜道与区内煤层带煤平巷连接处设区煤仓，用于带状巷道的位置。带区煤仓采用圆形断面立式煤仓，煤仓高25m，采用混凝土砌筑降噪支撑，壁厚300mm。煤仓容量是根据采煤机连续工作时一把煤刀的产量来计算的:式中Q——煤仓容量，单位t;Q——防空仓漏风留煤量，取Q=10t;L——工作面长度，L=391m;M——采高，M=3.5m;b——进刀深度，b=0.8m;v——煤的容重，v=1.3t/m3;C0——工作面的采出率，C0=0.97;kt——同时生产的工作面数目，取kt=1。Q=10+391×3.5×0.8×1.3×0.97×1=1496.7t煤仓的断面半径:Q=3.14×R2×1.3×25得:R=3.7m所以煤仓断面直径取8m，煤仓高度25m，容量1500t。(2）绞车房绞车房布置在煤层中，距轨道大巷25m，距离带区煤层运料斜巷30m左右，以利于维护。(3）带区变电所带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，放置在带区集中进风巷一测，酮室宽度取5.Om×3.5m拱形;通道高度取3.0m×2.0m矩形,采用锚喷支护。底板采用C10混凝土铺底,并高出邻近巷道200~300mm和具有3‰的流水坡度，以防矿井水流进变电所。铜室与通道的连接处，设有向外开的防火栅栏两用门。

6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤工艺采区所采煤层为10#煤层，平均厚度3.5m,，煤层倾角6～12°，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无断层影响。煤质硬度为2.3，煤的容重为1.3t/m3。煤层顶、底板为泥岩。含有1层夹矸，厚度0.3－0.57m。10号煤为全区可采煤层，煤厚一般变化在3.2~3.5m之间，倾角平均9度，瓦斯低，涌水量小。根据以上分析，10号煤赋存稳定，厚度大，倾角慢，含气量小，盘区内无断裂构造，仅发育宽褶皱，水文地质条件简单，煤层顶底板易控制。因此，根据10号煤层的发生情况，可以考虑一次全高开采技术。考虑到10号煤层的赋存情况，结合矿井开发布置和邻近矿井实际生产经验，设计确定了采煤工艺是一次全高开采综合机械化方法，用于顶板开采管理。6.1.2工作面长度工作面的长度主要由矿井的产量确定工作面长度L=年产量÷截深÷采高÷采煤机滚筒直径÷天数÷采出率÷容重L=2400000÷0.8÷3.5÷6÷330÷0.85÷1.3=391m6.1.3工作面推进方向工作面推进方式采用后退式，初期需要掘进较长距离的工作面巷道，但在生产过程中，工作面巷道维护量小，随采随废，漏风小，也比较安全。综采工作面平均每天向前推进4m。6.1.4工作面破煤、装煤方式目前，综采方式是由机械破碎煤、装煤、液压支架支撑的采煤工艺系统。首先，用采煤机滚筒机械破碎煤，落下的煤由采煤机下方的刮板输送机运送至末端，由运输车运送至带式输送机进入煤仓。工作面主要设备:双滚筒采煤机、弯曲刮板输送机、液压支架。顺槽的主要设备有:桥式转载机、可伸缩带式输送机、可移动变电站、泵站辅助电气设备等。本矿井10号煤根据煤层赋存条件，平均厚度3.5m，厚度变化不大，采用综采一次采全高。工作面机采，采煤机选用MXB-880型，主要技术参数见表6-1-1表6-1-1MXB-880采煤机技术特征表技术特征单位技术参数采高m2.2~4.0煤层倾角°6~12截深m6滚筒直径m1.8牵引方式无链电牵引牵引力KN576~360牵引速度m/min0~7.5~12链条规格mm销轮齿轨机面高度mm1685卧底量mm255、355电动机功率Kw400×2+40×2电动机电压V1140喷雾灭尘方式内外喷雾总重t50生产厂家西安煤机厂6.1.5工作面运输方式根据各采煤设备之间的配套关系和工作面生产能力的要求，工作面架前采用SGZ1250/3×855型可弯曲刮板输送机。其技术特征见表6-1-2。表6-1-2刮板输送机的技术特征表型号SGZ1250/3×855单位设计长度150m出厂长度260m运输能力≥3600t/ht/h链速1.35m/s电压3300V减速器速比39圆环链规格48×152mm刮板间距6×152=912mm与采煤机配套牵引方式齿轮—销轨（节距147mm）工作面端头设一部SZZ1350/700桥式转载机，其技术特征见表6-1-3，破碎机型号为PLM4000，其技术特征见表6-1-4。表6-1-3转载机技术特征表型号SZZ1350/700单位运输能力≥4000t/h铺设长度35(含破碎机长度)m适应的工作面倾角0～20°适应的工作面走向倾角±10°供电电压3300(±12%)V供电频率50Hz总装机功率700kw电机型号YBSD-700/263-4/8G电机功率700/263kw额定电压3300V6-1-4破碎机技术特征表型号PLM4000单位生产能力4000t/h最大入料粒度1350×1000mm出料粒度250-400mm电压3300V外形尺寸（长×宽×高）3480×3680×1935mm质量14.5t/h工作面运输巷内选用SSJ1000/2×110型可伸缩胶带输送机，设备特征表见表6-1-5表6-1-5顺槽胶带机技术特征表项目单位规格标准型号SSJI100/2×110运输能力t/h1400带速m/s2.5带宽mm1000张紧滚筒直径mm400输送带阻燃胶带机头尺寸mm2511×1900机尾尺寸mm1849×720卸载滚筒直径mm500机尾滚筒直径mm500传动滚筒直径mm630托滚直径mm108型号YDIS-110功率KW2×110电压V1140质量t101制造厂家张家口煤矿机械厂6.1.6工作面支护方式1.液压支架选型P=8式中:P——支护强度，MPa;M——实际采高，取3.5m;Y——岩石容重，取2500Kg/m3。支架支护强度P=8×M×Y×9.8×10°=8×3.5×2500×9.8×10-6=0.686MPa≤0.84支架工作阻力Q由式6-2计算得出:式6-2式中:Q——支架工作阻力，KN;M——实际采高，取3.5m;Y一岩石容重，取2500Kg/m3;S——支架的支护面积，m2。支架支护面积由式6-3算出式6-3式中:S——支架的支护面积，m2;Lmax——支架最大控顶距，最大控顶距5.1m;L——支架宽度，取1.42m。S=5.1×1.42=7.24m2根据以上计算数据，支架工作阻力为:Q=8×MXS×v×9.81×10-3=8×3×7.24×2500×9.8×103=4257.12KN≤6000KN根据《综采生产管理手册》规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的70～80%，本设计中取80%。所以Q初=0.8Q式中:Q初—支架的初撑力，KN;Q—支架的工作阻力，KN。Q初=0.8×4257.12=3405.57KN≤5209KN2.支护设计计算与校验（1）液压支架工作阻力的校核由液压支架技术特征表可知，所选支架工作阻力为6000KN，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。（2）液压支架初撑力的校核由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5209KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。（3）液压支架支护强度的校核由液压支架技术特征表可知，所选支架支护强度为0.84Mp，符合控顶设计对支架初撑力的要求。（4）支架的伸缩比式6-4式中:Hmax——支架最大支撑高度，m;Hmin——支架最小支撑高度，m。K=3.5/2.1=1.67符合中厚煤层K值不小于1.40~1.60的要求。由上述校核可知，所选支架符合要求。因此，工作面采用ZY12000/26/63型液压支架。3.支架布置形式本工作面使用223架ZY12000/26/63型液压支架支护顶板。工作面两端头（机头机尾）分别使用二架ZT1200/28/55D型排头架进行顶板支护，滞后工作面支架，其滞后距离不大于0.5m。支架的技术特征见表6-1-6、6-1-7、6-1-8表6-1-6郑煤ZY12000/28/63型液压支架主要技术特征表支架型式双柱支撑掩护式护帮板长度（mm）1100＋1620支撑高度（mm）2800～6300初撑力（kN）7912支架中心距（mm）1750工作阻力（kN）12000伸缩梁长度（mm）800移架步距（mm）800表6-1-7郑煤ZG12000/28/55D型过渡液压支架主要技术特征表支架型式双柱支撑掩护式伸缩梁长度（mm）800支撑高度（mm）2800～5500工作阻力（kN）12000支架中心距（mm）1750移架步距（mm）800表6-1-8郑煤ZT12000/28/55D型端头液压支架主要技术特征表支架型式双柱支撑掩护式伸缩梁长度（mm）800支撑高度（mm）2800～5500工作阻力（kN）12000支架中心距（mm）1750移架步距（mm）8006.1.7安全注意事项1．割煤(1)机组司机必须经过严格的培训，通过考试，取得工作证。(2)坚持先烧水后不加水的原则。(3)机组司机在开始工作前，应先检查机组油位、内外喷雾、各按钮情况、拦截器是否齐全、电缆拖拽是否正常，如发现问题要及时处理。检查机组前后是否有人及其他情况，一切正常后，发出开机警告，几分钟后试车，然后进行切煤。(4)司机在割煤时要精神集中，时刻注意上板的位置及时漂移或下刹车。为了与支架配合良好，请将煤壁直切，上板压平，不留下伞檐。根据煤层厚度及时调整滚筒高度，根据煤层波浪调整机身倾斜程度。防止切梁、切底或甩顶煤、底煤，以保证滑动面，保证高产量。(5)机组电缆应进入槽内，电缆槽内不得存放煤、杂物，辅助插入物连接装置应齐全，防止电缆被置换和刮掉。随时注意电缆、水管的正常运行，不允许受到外部影响，不允许电缆、水管掉落到电缆槽外。(6)割煤时，随时注意机组各部分的工作情况，发现异常及时停机，经检查处理后方可开机。(7)机组离机头、尾5m以内时，应减速至2m/min，缓慢进行，切断电枢后停止打滑，机组返回停机，手动取出电枢，然后机组缓慢切煤帮忙。机组切煤帮忙时，回风巷3m工作面内不得有人，以免滚筒甩锚或钢带伤人。2.移架(1)工作面支架应达到完好，操作支架前，施工人员应熟悉每次操作的功能。移动立柱前，应检查有人在支架3m以内，有人严禁移动立柱。(2)切断后，在机组的4-6个后滚筒上进行框架移动，当箱体或顶板严重损坏时，必须拉或跟随超前架移动框架。(3)移动架时，先将侧盘、盘、盘收回，即可放下架，支架可下放100~200mm，部分需要超前架时，必须分段保持支架成直线。(4)架移动到位后，应将支架抬起，上梁抬起，护板敲出，同时调整相邻两个支架侧护板的高差不超过2/3(除与结构相遇外)，并将操作手柄打在零位，严禁任何人随意移动。(5)移动机头支架时，必须清理底座附近的浮煤，安排好线、缆、三根支架相互向前下放支架。操作阀组人员应站在该框架踏板上，其他人员不得站在破碎机附近，支架前方10m范围内。(6)割煤时，可将机组前方10m处的推手柄打至供液位置，停止割煤时，必须及时用手打至零位。3．推溜(1)当溜子不移动时，不得移动以防止塞的顶部边必须同时设置为三个以上的组，以确保曲线段的长度不得小于15米，以免不良车轮的顶部成为直线(2)滑块必须按顺序从一个方向移动到另一个方向，以防止从两端移动到中心(3)每次移动都必须足够远，如果机器的道路有台阶、石块等障碍物，推半夜移动时，在溜子翻过来时，应归还铲煤刀，以抬或滑子(4)在移动头部、背部、机器和背面之间时，必须停止所有工作。任何人都不能留在这里，以免有人撞上或掉下去了(5)移动头部时，尾部必须放入前、后部和过渡槽，以免损坏过渡槽6.1.8工作面经济技术指标回采工作面吨煤成本材料费:材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、以及其他材料费用，综采面材料费参照邻近矿实际经验取为5.0元/吨。工资费:工效=日产量/在册职工=3215/91=35.3t/工工作面工人平均日工资按100元/d计算，则吨煤工资成本为:吨煤工资成本=日工资/工效=100÷35.3=2.83元/t工作面设备折旧费:其中，实际计算中取值分别为:（1）设备残余值按原始价格的5%计算;（2）拆除清理费按原价格的3%计算;（3）设备服务年限取10年;（4）产量按前面计算的3215t/d。各种设备的年折旧费见表6-1-9。表6-1-9年折旧费表根据电力的消耗计算出电费消耗13.99元/吨吨煤成本=5+2.83+1.238+13.99=23.058元6.1.9循环图表、劳动指标、主要经济技术指标1.工作制度采取“三八制”，工作面循环作业图表见6-1-10，进刀方式见图6-1-11图6-1-10工作面循环作业图表图6-1-11进刀方式6.2回采巷道布置6.2.1工作面巷道布置为了充分发挥机械化采煤的优势和减少工作面搬家的次数，设计首采区分带长度为391m，沿倾向长3470m，工作面年推进度为1320m。回采巷道采用单巷布置，一条运输顺槽，一条回风顺槽。煤层的倾角不大，煤层赋存条件简单，涌水量也不大，因此巷道全部在煤巷中开拓。6.2.2工作面巷道断面特征和支护方式回采巷道设计为矩形断面，采用锚网索支护，巷道精断面为4500×3500mm，巷道断面见图6-3-1、6-3-2图6-3-1图6-2-1图6-2-2

7井下运输7.1.概述7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井10#煤层埋藏深度浅，储量大，煤层生产能力大，设计生产能力为2.4Mt/a。矿井工作制度采用现在较流行的“三八制”，两半生产，一班检修，一天生产时间为16小时，一年有330天为工作日。7.1.2煤层及煤质矿井10#煤层煤层倾角6°~12°，煤的容重为1.3t/m3，是中灰、中硫、低磷瘦煤，可作为炼焦配煤。据下枣林资料10#煤层瓦斯含量0－0.19ml/g，矿井瓦斯等级属于瓦斯矿井。据邻区提供资料，煤尘未曾有爆炸现象，10号煤属自燃煤层，煤尘具爆炸性。7.1.3运输距离和载货量井下的煤从工作面通过运输顺槽运送至运输大巷，再从运输大巷运送至煤仓。井下的设备从井底车场经辅运大巷运输至回风顺槽，通过运输顺槽运至工作面进行组装。煤在顺槽的最小运输距离为200m，最大运输距离3500m，煤在大巷最小运输距离100m，最大运输距离2000m，煤的最小运输距离为300m，最大运输距离5500m；设备物料在顺槽的最小运输距离200m，最大运输距离3500m，在大巷的最小运输距离800m，最大运输距离2600m，设备物料的最小运输距离是1000m，最大运输距离6100m。7.1.4矿井运输系统1.运输方式综采工作面采出的煤通过胶带输送机运输至煤仓，掘进工作面产出的煤通过矿车运送至井底车场或煤仓，矸石也通过矿车运输至井底车场。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘人车，由其送达各个工作地点。2.运输系统(1）运煤系统1001工作面→1001胶带运输顺槽→胶带运输大巷→井底煤仓→主斜井→地面工业广场（2）运料系统地面工业广场→副井井底车场→井底换装站→辅助运输大巷→1001辅助运输平巷→1001工作面（3）运矸系统:开拓大巷产生的矸石由矿车直接拉到副井井底车场，再由副井罐笼提至地面。7.2盘区运输设备选择7.2.1盘区运输设备选型及能力验算回采工作面架前采用SGZ1250/3×855型可弯曲刮板输送机，PLM4000型破碎机，电动机功率400kW、破碎能力4000t/h，SSJ1000/2×110型可伸缩胶带输送机。根据矿井的年产量，工作面平均每小时产煤455吨煤，设备的运输能力完全能够担负工作面的运输任务。辅助运输采用绞车运输，其技术特征见表7-2-17-2-1绞车特征表项目单位技术特征型号JW1600/80钢丝最大静张力KN60两钢丝绳最大张力差KN50绳速m/min64.8滚筒直径mm1600钢丝绳直径mm28型号YB280M-6功率kW75电压V380/660外形尺寸mm3245×7210×1600确定提升时间：T式中:Tx—一次提升的时间，s;L1—分带斜巷长度，1500m;L一下部车场线路长度，取90m;V0—串车在下部车场内运行的平均速度，取1m/s;α—双钩串车提升的速度系数，取1.08;Q1—摘挂钩时间，取25s;V—最大提升速度，取4m/s。则:TX=520S保证所需运输能力的一次提升穿车的矿车数为:Z=式中:Z——一次提升矿车数；A1——每班的辅助运输提升量,这里按煤炭产量的10%计算，154t；A2——每辆矿车的装载量，3t；T——每班绞车工作时间，取4h；B1——该带区的每班材料的运量取20m3/班；B2——一辆材料车的实际体积，3m3；则Z=2.1取Z=3，故一次串车提升3辆矿车。7.3大巷运输设备选型7.3.1运输大巷设备选择辅运大巷采用8吨蓄电池电机车牵引3吨固定箱式矿车运输，供电电压132v。主运大巷采用带式输送机运输，主要参数指标如图表7-3-1大巷带式输送机主要技术参数项目单位数量带宽mm1200运量t/h2000带速m/s4.0电动机型号YBS-250功率kW2×250电压v1140外形尺寸mm8744×3250×2200质量t124生产厂家原平机械总厂7.3.2运输设备能力验算工作面平均每小时出煤455吨，采煤机最大瞬时出煤能力为800t/h，带式输送机最大运量2000t/h，能满足运输要求。8矿井提升8.1概述8.1.1矿井提升概况矿井10#煤层设计年产量240万吨，服务年限30年，平均每日产煤7273吨，每小时需提升煤455吨。矿井采用“三八制”，两半生产，一班检修，最大班下井人数119人。矿井10#煤层埋藏浅，距地表230m，煤容重1.3t/m3，属于瓦斯矿井，属于自燃煤层，煤尘具有爆炸性。矿井开拓方式为主斜副立，井口标高+795m，井底标高575m，主井净宽5m，斜长605m，副井净宽6.5m，垂深223m。主井采用带式输送机提升，副井用罐笼提升。8.2主副井提升8.2.1主井提升及能力验算主井为斜井，倾角23°，斜长605m，选用与运输大巷相同的带式输送机输。表8-2-1大巷带式输送机主要技术参数项目单位数量带宽mm1200运量t/h2000带速m/s4.0电动机型号YBS-250功率kW2×250电压v1140外形尺寸mm8744×3250×2200质量t124生产厂家原平机械总厂输送机提升能力为2000t/h，大于工作面455t/h的出煤量，因此满足提升需求。8.2.2副井提升副井选用GDG3/9/2/2型罐笼，单层乘人面积:5.8m2，乘人数:66，乘车辆数:2，罐笼总载重:13.23t，罐笼自重:11.35t，最大终端载荷:555kN，罐笼长宽:2400×1550mm，灌道宽度:180mm。9矿井通风及安全技术9.1矿井通风选择9.1.1通风方式及系统选择矿井通风方式分为抽出式和压入式，以下式二者对比：1.抽出式通风抽出式通风是目前气流的主要形式，适用于各种类型，尤其适用于高瓦斯矿井，更适合于瓦斯治理(1)矿井主通风机因某种原因停止运行时，底部的浪漫压力增大，从而降低了煤场和空区的瓦斯排放(2)通常使用主、次井回风，将风机安装在专用回风装置中，通风量小，便于气流控制(3)外推法的最大缺点是当煤埋在浅部或顶部开采时，有害气体容易出现矿井的裂缝2.压入式通风内部通风目前仅用于国内几个矿井，其缺点大于未切割的通风(1)高瓦斯矿井长期处于压力之下，当主风机因某种原因停止运行时，降低了地下的浪漫压力，从而可能增加煤和空区的瓦斯排放(2)挤压铸造的最大优点是:当煤埋在浅或顶煤开采中，煤的倾倒量较小，有害气体难以沿矿区进入矿井，对井下生产的影响较小(3)进风方式有两种:一种是将风机安装在主(或副)井内，另一种是在将风机安装在主(或副)井内时为北翼入口坡道建立特殊系统。矿井通风系统根据通风系统结构可分为统一通风和分区通风，按进、回风井在井田位置的不同，统一通风系统可分为中央式、对角式、混合式。根据10#煤层的巷道开拓及煤层条件，现提出以下可行方案比较：通风方式对比通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响;从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风线路短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多，基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深但走向长度不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、白然发火比较严重煤层走向较大(超过4km)，井型较大，媒层上部距地表较浅,瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，二水平标高为-230m，煤层为较稳定煤层，分四个盘区。矿井年产量240万t，为大型矿井，井田走向长度大于6km，煤层倾角不大，煤层有自然发火危险，煤尘有爆炸性，瓦斯涌出量小,矿井风量较大,为实现尽快采煤和保证安全起见,根据以上分析，确定前期方案为中央并列式。9.1.2盘区与工作面通风方式盘区主运和辅运大巷通过主副井进风，回风大巷通过回风立井回风。工作面采用“U”型通风方式，新鲜风流经主运或辅运大巷经运输顺槽通过综采工作面，再经回风顺槽至回风大巷最后排到地面。9.2盘区或带区及全矿所需风量9.2.1矿井所需风量据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。1.按井下同时工作的最多人数计算Q式中：N——井下同时工作的最多人数，管理人员和最大班井下工人共119人；K——矿井通风系数，K=1.25;4——每人每分钟供给的风量,m3/min。2.按矿井沼气计算根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1%的要求计算。即:Qai式中:Qai——所有出煤工作面实际需风量，m3/min;qgai——所有采煤工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，m3/min;Kai———该采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取K=1.5;工作面需风量:Qai大==100×3.5×1.5=525m3/min取为:Qai大=600m3/min=10m3/s9.2.2风量分配及矿井总风量1.采煤工作面需风量计算本设计采用综采工作面开采，工作面有效通风断面按下式计算：S=3×(M−0.3)式中： Ｓ——工作面有效通风断面m２；M——工作面采高。按上式计算，7001工作面平均有效通风断面为9.6m3。通风容易时，按工作面适宜风速2.25m/s计算，7001工作面配风量为21.6m3/s。通风困难时，配风量12m3/s。风速验算回采工作面风速要求0.25m/s~4m/s，风量应满足：15×S≤Q采≤240×SS——工作面平均有效断面16m2240m3/min≤1296m3/min≤3840m3/min验算风量满足要求。2掘进工作面需风量煤巷和半煤岩巷机械化掘进工作面配风量为8m3/s，岩巷普掘工作面配风量为6m3/s。通风容易时，一盘区最大掘进用风时考虑1套连续采煤机、2套综掘、1套普掘设备同时工作，共配风38m3/s。通风困难时配风28m3/s.3.硐室需风量矿井生产期间，岩巷掘进量很小，井下不设爆炸材料库及爆炸材料发放硐室。《煤矿安全规程》第一百三十二条规定，盘区变电所必须有独立的通风系统。本设计中，一三盘区一个变电所，二四盘区一个变电所，每个变电所配风标准为3m3/s，东盘区变电所配风总量为3m3/s，西盘区变电所配风总量为3m3/s。4.其他风量通常情况下，其它风量按采煤、掘进、硐室风量之和的5％计，各盘区为7m3/s，5.矿井总风量QK是矿井通风系数，取1.2，通风容易时矿井总配风量为Q总=80m3/s，通风困难时Q总=110m3/s。9.3全矿通风阻力计算9.3.1矿井通风阻力的计算1.自然风压根据《煤炭工业矿井设计规范(GB50215—94)》第101.7条规定，