矿井速度计算,设计依据
煤矿测风计算公式
煤矿测风计算公式
煤矿测风计算公式是用于评估矿井内气流流量和速度的数学表达式。
在煤矿工作过程中，通常需要对气流进行测量和监测，以确保工人的安全和生产效率。
以下是煤矿测风计算的公式和解释：
1. 流量公式：Q = A ×V
其中，Q表示气流流量（单位：m³/min）；A表示矿井断面积（单位：m²）；V 表示气流速度（单位：m/s）。
2. 速度公式：V = K ×(P - P₀)^n
其中，V表示气流速度（单位：m/s）；K、n、P₀为常数；P表示两点之间的压力差（单位：Pa）。
3. 压力差公式：P = (ρ×g ×h) + (ρ×V²/ 2)
其中，P表示两点之间的压力差（单位：Pa）；ρ表示空气密度（单位：kg/m³）；g表示重力加速度（单位：m/s²）；h表示两点之间的高度差（单位：m）；V表示气流速度（单位：m/s）。
上述公式中，密度、重力加速度、高度差等因素可能会影响气流速度和流量的计算结果。
因此，在实际测量中，需要对这些因素进行适当的校正和修正，以提高计算结果的准确性。
采煤设计一般原则
2、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k其中，k－可信度系数，根据本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.8。
矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k＝544+1001×0.8＝1344.8万t3、矿井设计资源/储量矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。
即：矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失＝1344.8－10.85－57.17－94.66＝1182.12（万吨）永久煤柱损失的计算：a．断层煤柱损失：井田内无断层，故无断层煤柱损失。
b．防水煤柱损失：采空区防水煤柱＝采空区长×20×采高×比重c．地面永久煤柱：在井田范围内村寨，压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层，设计留设保护煤柱，其保安煤柱留设原则：首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按煤层倾向向下方向移动角65°、向上方向按70°移动角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。
d．井田境界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。
煤柱的计算详见第四章第六节矿井水害防治。
防水煤柱10.85万吨，村寨煤柱57.17万吨，井田境界煤柱94.66万吨，井筒、工业场地煤柱35.68万吨，二、矿井生产能力1、确定矿井设计生产能力的主要原则（1）符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。
（2）立足于已探明、控制的资源/储量及范围，并考虑长远的发展。
（3）客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件（特别是瓦斯）等进行分析研究。
考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序，按照合理集中生产的原则，对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。
煤矿设计设计规范(2006)[强制条款]
![煤矿设计设计规范(2006)[强制条款]](https://img.taocdn.com/s3/m/878670fc4693daef5ef73d3e.png)
中华人民共和国建设部公告第371号建设部关于发布国家标准《煤炭工业矿井设计规范》的公告现批准《煤炭工业矿井设计规范》为国家标准，编号为：GB50215-2005，自2006年1月1日起实施。
其中，第2.1.1、2.1.3、2.1.4、3.1.7（4）（5）、3.2.1（5）、3.3.1（2）、3.3.4、4.1.3（3）、4.2.2（2）、4.3.2（2）、4.3.3、5.1.2（3）、5.2.6、5.3.3、5.3.6、7.1.1、7.2.1、7.2.2、7.2.3、7.2.4、7.2.5（1）（3）（4）、7.2.6（1）（3）（4）（5）、7.3.1、7.3.2、7.3.5、7.3.8、7.4.2、7.5.1、7.5.8、8.1.3（1）（2）（3）、8.1.4、8.1.6（1）、8.1.7、8.2.1、8.2.5（1）、8.2.6、8.3.1（1）、8.3.2（1）（2）、8.4.1（4）、8.4.3（6）、8.4.5（2）、9.2.1（3）、9.2.4、9.2.5、10.1.6（1）、10.1.12、10.1.14（3）、10.1.15（1）（2）（3）（4）（5）（6）、10.2.1、11.2.1、11.2.2（1）、11.3.1、11.4.3（1）、11.4.11、11.5.1、11.5.5、11.7.3、12.4.10、12.4.13（1）（2）（3）（4）（5）、12.4.14、12.5.1（1）（2）（3）（4）（5）（6）、12.5.2（1）（2）（3）（4）、12.5.3、12.5.7、12.5.8、12.5.9、13.1.3、13.1.5、13.5.3、13.5.6、13.5.9、13.6.1、13.6.3、13.6.4、13.6.5（1）、14.1.1、14.2.1、14.3.3、D.1.3、D.2.1、D.2.10条（款）为强制性条文，必须严格执行。
原《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-94同时废止。
2023年一级建造师之一建矿业工程实务题库附答案(基础题)
2023年一级建造师之一建矿业工程实务题库附答案（基础题）单选题（共30题）1、矿山工业场地内主要建(构)筑物中，矸石场属于( )类设施。
A.主要生产流程B.生产与辅助C.涉及重大安全、环保影响D.运送线路与管线【答案】 C2、层状岩体按单层厚度的划分，厚层为（）A.大于0.1mB.大于0.3mC.大于0.5mD.大于1.0m【答案】 C3、对于矿山巷道工程项目的招标工作，做法不正确的是（）。
A.自行招标B.采用邀请招标C.分施工招标和技术培训招标D.将工作面爆破工作单独分包【答案】 D4、单位工程施工组织设计由承担施工任务的单位负责编制，吸收建设单位、设计部门参加，由（）审批。
A.编制单位报上一级领导机关B.工程处审批C.公司(局)D.建设单位【答案】 A5、在预防爆破事故过程中，下列关于静电防治的说法，正确的是()。
A.爆破作业人员穿戴羊毛等衣物进行作业B.在压气装药系统中采用导体输药管C.机械化装药时，对可能产生静电的设备要有可靠接地装置D.使用压气装填粉状硝铵类炸药时，允许采用导爆索网路起爆【答案】 D6、施工测量控制网的精度一般和( )无关。
A.建筑物的大小B.建筑物的性质C.建筑材料的种类D.建筑结构形式【答案】 A7、关于泥浆护壁成孔灌注桩的特点，说法错误的是（）。
A.易造成现场环境污染B.不论地下水位高低的土层都适用C.设备简单，适用范围广D.成孔速度快，工作效率高【答案】 D8、《工程建设标准强制性条文》（矿山部分）规定，矿井初步设计应根据（）审批的地质勘探报告进行。
A.国家或省级矿产储量委员会B.设计单位上级主管部门C.设计单位技术负责人D.勘察单位上级主管部门【答案】 A9、煤矿许用电雷管也称为安全电雷管，煤矿许用毫秒延时电雷管的最高段别是( )。
A.2段B.3段C.4段D.5段【答案】 D10、巷道工程施工时管子道位置一般设在水泵房与变电所连接处，倾角常为()，内安设排水管路，与副井井筒相连。
矿山机械课程设计矿井提升设备选型计算
选择卷筒（或摩擦轮）直径D的主要原则是使钢丝绳在卷筒
（或摩擦轮）上缠绕时不致产生过大的弯曲应力，以保证钢 丝绳的一定承载能力和使用寿命。
理论和实践都证明，绕经卷筒和天轮的钢丝绳弯曲应力大小
及其使用寿命，取决于卷筒与钢丝绳直径的比值。《煤矿安全
规程》规定：
缠绕式提升机地面安装DD
80d
1200
井下安装DD
17:25
设计依据
4
⑴主井提升 ①矿井年产量An t/年； ②工作制度：年工作日br，日工作小时t。《煤矿工业设计规 范》规定，br=300天，t=14h； ③矿井开采水平数、各水平井深Hs及各水平的服务年限； ④提升方式：箕斗或罐笼； ⑤卸载水平与井口的高差（卸载高度）Hx，m； ⑥装载水平与井下运输水平的高差（装载高度）Hz，m； ⑦煤的松散密度，t/m3； ⑧矿井电压等级。
(m mz ) / n1
b ma 0 g
Hc
提升钢丝绳根数
Hx H
Hs
验算公式为 每根提升钢丝绳每米质量
H0
Qq (m mz )g / n1 mp gHc
ma
Hz Hh
A Hc
17:25
② 对于重尾绳，Δ= n2 mq－n1 mp > 0。当重容器在井口卸载位置时，主绳
在A点受最大静拉力，其值为 27
6
提升容器计算和选择 提升钢丝绳计算和选择 提升机滚筒直径的计算和选择 天轮直径的计算和选择 电动机功率初选 提升机与井筒相对位置计算 运动学及动力学计算 初选电动机功率的验算 主井提升吨煤电耗及效率计算 副井提升最大班作业时间平衡表制定
17:25
第二节 提升容器的选择计算
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1. 小时提升量Ah
矿井通风设计相关计算方法
矿井通风相关计算方法1、通风机效率计算:风机效率= 风机功率电机功率电机功率= 3 ×电流×电压×0.8×0.95风机功率= 风量60×负压10002、扇风机轴功率计算：N=h×Q102×ηN：扇风机轴功率，千瓦；h：扇风机全压，毫米水柱；Q：通风扇风机的风量，米3/秒；η：扇风机静效率。
3、扇风机全年电费计算：C=365×24×D×NN：电动机轴功率，千瓦；D：每度电的单价，元/度；4、三心拱巷道S=HB+0.26B2 P=2H+2.326BS:面积,米2; P:周长,米; B:巷道宽,米; H:巷道高,米;5、半圆拱巷道:S=HB－0.108B2 P=2H+1.57BS:面积,米2; P:周长,米; B:巷道宽,米; H:巷道高,米;6、圆形巷道：S= π4×d2P=πdS:面积,米2; P:周长,米; d：巷道直径，米2;7、掘进巷道压入式通风风量计算:Q=7.8t3AV2Q:风管出口处的风量,米3/分; t:爆破后通风时间,分; A:一次爆破的炸药量,公斤; V:巷道体积,米3；8、掘进巷道抽出式通风风量计算:Q= 18tAVQ:风管入口处的吸入风量,米3/分; t:爆破后通风时间,分; A:一次爆破的炸药量,公斤; V:巷道体积,米3；9、调节风窗面积计算：S 0= S0.65+2.63S R 窗S 0:风窗的面积,米2; S:巷道面积, 米2; R 窗:风窗风阻,千缪10、并联巷道风量分配计算:Q 分=Q 总R 总R 分Q 分:并联巷道某一分支巷道风量,米3/分(米3/秒);Q 总:通过全部并联巷道的风量, 米3/分(米3/秒);R 总: 全部并联巷道的总风阻,千缪(缪);R 分: 某一分支巷道风阻,千缪(缪);11、并联巷道风阻计算: R=R 1(R 1R 2 +1) 2 R1,R2小于600缪时选用此公式 R=R 1( R 1R 2 +1)R1,R2大于等于600缪时选用此公式 R:并联巷道总风阻, 缪;R1,R2:两并联巷道风阻, 缪;12、百米巷道风阻计算:R100= a×PS3×100R100:百米巷道风阻,千缪; a:摩擦阻力系数,公斤·秒2/米4；S：巷道面积，米2；P:巷道周长，米；13、自然风压计算：h自=H（r均1－r均2）h自：自然风压，毫米水柱；r均1和r均2：各个井筒内空气平均重率，公斤/米3；14、风流局部阻力计算：h=ξ×V22g×rh：局部阻力造成的风压消耗，毫米水柱；ξ：局部阻力系数；g：重力加速度，g=9.81米/秒2；V:风速,米/秒；r：空气重率，取r=1.2公斤/米3；15、倾斜压差计算：h= h读×r×sinθh：水柱真真读数，毫米水柱；h读：水柱计刻度读数，毫米；r：水柱计用液体比重；θ：水柱计倾斜角度；16、等积孔、风阻、风量、风压计算:A=0.38×Q hR=144 h2h=R×Q2Q：风量，米3/秒；h：负压，mmH2O（1Pa=0.0999mmH2O）R：风阻，缪；A：等积孔，米2；17、风流速压计算h速=V22g×rh速：速压，毫米水柱；V：风流速度，米/秒；r：空气重率，公斤/米3；g：重力加速度，9.81米/秒2；18、相对瓦斯涌出量计算：Q相= Q绝TQ 相：相对瓦斯涌出量，米3/吨；Q 绝：矿井绝对斯涌出量，米3/日； T ：矿井日产煤量，吨/日；19、按相对瓦斯涌出量计算风量：Q=q ×T24×60×0.75% Q:风量，米3/分； q ：相对瓦斯涌出量，米3/吨；T ：产量，吨/日；20、预测深部瓦斯涌出量计算：Q H = H － H 0a +Q 0Q H ：在H 深处的相对瓦斯涌出量，米3/吨； a ：瓦斯梯度，吨/米2；Q 0：在H 0深处的相对瓦斯涌出量，米3/吨；21、空气含尘量诸计算：n=q 1－ q 0c ×t×1000 n ：空气中含尘量，毫克/米3； q 0：集尘管原始重量，毫克； q 1：采样后集尘管重量，毫克； c ：采样流量，升/分；t ：采样时间，分；22、煤层爆炸指数计算：煤层爆炸指数=挥发份%×100 100-灰份%-水份%23、按井下同时工作人数计算风量：Q=4NKQ：风量，米3/分；N：井下同时工作最多人数，K：备用系数。
煤矿安全规程对倾斜井巷提升的有关规定(5篇)
煤矿安全规程对倾斜井巷提升的有关规定1、斜井提升容器的最大速度和最大加减速度的要求：①升降人员时的速度，不得超过5m/s。
②升降人员时的加速度和减速度，不得超0.5m/s2③用矿车升降物料时,速度不得超过5m/s。
④用箕斗升降物料时,速度不得超过7m/s。
⑤当铺设固定道床并采用38Kg/m钢轨时，速度不得超过9m/s。
2、人员上下的主要倾斜巷，垂深超过50m时应采用机械运送人员。
3、倾斜井巷运送人员的人车必须有跟车人。
4、斜井提升时,严禁蹬钩、行人。
二、带式输送机安全运行及安全检查要点：1、必须使用阻燃输送带。
2、巷道内应有充分照明。
3、必须装设防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。
4、应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水保护。
5、在主要运输巷道内安设的带式输送机必须装设：①输送带张紧力下降和防撕裂保护装置。
②在机头机尾防止人员与驱动滚筒和导向滚筒接触的防护栏。
6、倾斜井巷中使用的带式输送机，上运时，必须同时装设防逆转装置和制动装置。
7、带式输送机巷道中行人跨越带式输送机处应设过桥。
8、带式输送机应加设软启动装置,下运式带式输送机应加设软制动装置。
9、带式输送机机头机尾____米范围内应采用不燃材料支护。
三、电机车运输的安全运行及安全检查要点。
1、瓦斯矿井中使用机车运输的规定：1、低瓦斯矿井进风的主要运输巷道内，可使用架线电机车，但巷道必须使用不燃性材料支护。
2、在高瓦斯矿井进风的主要运输巷道内，应使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车或矿用防爆柴油机车。
如果使用架线电机车，必须遵守下列规定：①沿煤层或穿过煤层的巷道必须砌碹或锚喷支护.②有瓦斯涌出的掘进巷道的回风流,不得进入有架线的巷道中.③采用碳素滑板或其它能减少电火花的集电器。
④架线电机车必须装设便携式甲烷检测报警仪。
3、煤(岩)与瓦斯突出矿井和瓦斯喷出区域中，如果在全风压通风的主要风巷内使用机车运输，必须使用矿用防爆特殊型蓄电池机车或矿用防爆柴油机车。
2、采用电机车运输时，应遵守的规定：①列车或单独机车都必须前有照明后有红灯。
矿山开采设计用计算公式
计算公式一、矿山服务年限计算 N=)1(e A Q -⋅η （a ） 式中：N —矿山服务年限 （a ）；Q —设计利用储量 万t ；η—矿石回采率 %；（地下开采80%-90%，露天开采85%-95%） A —矿山年产量 万t/a ；e —废石混入率 %；（地下开采10%，露天开采5%）二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度验证确定矿山生产能力（露天） A=)1(e H V P -⋅⋅η （a ） 式中：A —矿山生产能力 万t/a ；P —水平分层平均矿量 万t ；V —采矿工程年延深速度 m/a ；η—矿石回收率 %；H —阶段高度 m ；e —废石混入率 %；2、根据矿山开采年下降速度计算和验证矿山生产能力（地下开采） A=βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E （万t ） 式中：A —矿山年生产能力 万t/a ；V —回采工作面下降速度 m/a ；(浅孔留矿为10-25 m/a)S—矿体开采面积 m2；γ—矿石体重 t/m3；α—矿石回收率 %；（80%-90%）β—废石混入率 %；（10%-20%）E—地质影响系数（0.7-0.9）；K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数（0.8-1.2）3、矿山生产能力计算（地下开采）A=Z EKQN-⋅⋅⋅1（万t/a）式中：A—矿山生产能力万t/a；Q—矿块生产能力万t/a；N—分布矿块数个；K—矿块利用系数（0.1-0.4）；E—地质影响系数（0.7-0.9）；Z—废石混入率（10%-20%）；4、露天矿总生产能力计算Aα=A(1+n s）=Ak+nsAk （万t/a）式中：Aα—年矿岩总生产能力 t/a；A—年矿石生产能力 t/a；n s—生产剥采比 t/t；5、露天矿可能达到的生产能力A=N·n·Q （t/a）式中：A—露天矿矿石年产量 t/a；Q —挖掘机生产能力 t/a ；n —同时工作的采矿阶段数N —一个阶段可布置的挖掘机数 （汽车运输为1-2）； N=oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ；L o —一台挖掘机占用的工作线长度 m ；6、根据矿石储量估算露天矿生产能力 A=LQ L=0.2千Q式中：A —矿山年生产能力 t/a ；Q —境界内矿石储量 t ；L —矿山寿命 a ；三、矿井需风量、负压计算1）风量计算①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m 3/min式中：Q —矿井需风量 m 3/min ；q —每人用风量 4m 3/min ；N —最多入井人数 人；②按矿井各地点实际需要风量的总和计算a 、采场需风量1°按排除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中：Q1—按排除采场炮烟所需的风量 m3/min；A—每次爆破使用的最大炸药量 kg；25—每kg炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1=V·S式中：Q1—按采场排尘所需的风量 m3/min；V—“规程”规定风速取0.25m/sS—采场通风断面积 m3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q z=25A m3/min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m3/min3°按排尘风速计算Q z=V·S m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min～80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最终矿井风量的确定Q=KQ总m3/min式中：K—为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算H=RQ2 PaR=3S LP⋅⋅γ式中：H—矿井通风摩擦阻力 PaR—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量 m3/sγ—巷道通风摩擦阻力系数P—巷道周长 mL—巷道长度 m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Q max=H p·F·φ′/1000式中：Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量 m3/dH p—设计频率暴雨量 mmφ′—暴雨地表径流系数（0.5-0.9）F—入渗区汇水面积 m22、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m=H·F·φ/1000式中：Q m—正常降雨涌水量 m3/dH—平均及降雨量 mmF—机械排水担负的汇水面积 m2φ—正常降雨地表径流系数直（0.3-0.5）3、用稳定流解析法（大井法）按潜水含水层计算矿井涌水量Q=)()2(366.1rR eg S S H K - 式中：Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3/dH —潜水含水层厚度 mK —渗透系数 m/dS —水位降深 mR —影响半径 mr —竖井半径成矿坑引用半径 m矿坑引用半径r 的确定：当开采范围为不规则形状时 r=πF 当天采范围为矩形时 r=4b a + F —为开采面积α、b —分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积V y =V s ·K s /(1+Kc)式中：V y —排土场设计的有效容积 m 3V s —剥离岩土的实系数 m 3K s —岩土的松散系数 m 3K c —岩土的下沉率（%） （7%-15%）2、排土场的设计总容积V=K 1·V y m 3式中：V —排土场的设计总容积 m 3V y—排土场的设计容积 m3K1—容积富余系数（1.02-1.05）六、采场采出矿石品位计算α12=（1-γ）d2式中：α12—采区采出矿石品位 %（或g/t）γ—废石混入率 %d2—采区矿石地质平均品位 %（或g/t）七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V b=0.6·υ·T b·η式中：V b—潜孔钻机台班生产能力 m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间 minη—潜孔钻机时间利用系数（0.6-0.4）υ—潜孔钻机钻进进度 cm/minV b一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/πD² E式中a-冲击功（kg/m）；n-冲击频率（次/min）D-钻孔直径（cm）；E-岩石凿碎功比耗（kg.m/cm³）;k-冲击能利用系数，0.6-0.8.②v=3.75Pn/Df（cm/min）P-轴压（t）；n-钻头钻速（r/min）；D-钻头直径；f-岩石坚固性系数。
矿山开采设计用计算公式
计算公式一、矿山服务年限计算N= Q（a）A(1e)式中： N—矿山服务年限（a）；Q—设计利用储量万t；η—矿石回采率%；（地下开采80%-90%，露天开采85%-95%）A —矿山年产量万t/a；e —废石混入率%；（地下开采10%，露天开采5%）二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度考证确立矿山生产能力（露天）A= P V（a）H (1e)式中： A—矿山生产能力万t/a；P—水均分层均匀矿量万t；V —采矿工程年延深速度m/a ；η—矿石回收率%；H —阶段高度m；e—废石混入率%；2、依据矿山开采年降落速度计算和考证矿山生产能力（地下开采）V S K ·K ·E（万t）A=1 1 2式中： A—矿山年生产能力万t/a；V—回采工作面降落速度m/a ；( 浅孔留矿为 10-25 m/a) S —矿体开采面积m 2；—矿石体重t/m 3；α—矿石回收率% ；（80%-90%）β—废石混入率% ；（10%-20%）E—地质影响系数（）；K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数（）3、矿山生产能力计算（地下开采）A=NQKE （万 t/a ）1 Z式中： A—矿山生产能力万 t/a ；Q—矿块生产能力万 t/a ；N—散布矿块数个；K—矿块利用系数（）；E—地质影响系数（）；Z—废石混入率（10%-20%）；4、露天矿总生产能力计算Aα =A(1+n s）=Ak+nsAk（万t/a）式中： Aα—年矿岩总生产能力t/a；A—年矿石生产能力t/a；n s—生产剥采比t/t；5、露天矿可能达到的生产能力A=N·n· Q（t/a）式中： A—露天矿矿石年产量t/a；Q—发掘机生产能力t/a；n—同时工作的采矿阶段数N—一个阶段可部署的发掘机数（汽车运输为1-2）；LN=L oL—一个台阶的矿石匠作线长度m ；L o—一台发掘机占用的工作线长度m；6、依据矿石储量估量露天矿生产能力QA=LL=千Q式中： A—矿山年生产能力t/a；Q—境地内矿石储量t；L—矿山寿命a；三、矿井需风量、负压计算1）风量计算①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m3/min式中： Q—矿井需风量m3/min；q—每人用风量4m3/min；N—最多入井人数人；②按矿井各地址实质需要风量的总和计算a、采场需风量1°按清除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中： Q1—按清除采场炮烟所需的风量m 3/min ；A—每次爆破使用的最大炸药量kg ；25—每 kg 炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1=V·S式中： Q—按采场排尘所需的风量m 3 /min ；1V—“规程”规定风速取 0.25m/sS—采场通风断面积m 3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q z=25A m 3 /min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m 3 /min3°按排尘风速计算Q z=V·S m 3 /minc、硐室需风量3 3Q3=40m/min ～ 80m/mind、矿井各地址用风量总和为Q总 =ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最后矿井风量确实定3Q=KQ总m/min式中： K—为风量备用系数（ K=）2）负压计算2H=RQ PaP LR=S3式中： H—矿井通风摩擦阻力PaR—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量m3/s—巷道通风摩擦阻力系数P —巷道周长mL—巷道长度m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Q max=H p·F·φ′/1000式中： Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量m3/dH p—设计频次暴雨量mmφ ′—暴雨地表径流系数（）2 F—入渗区汇水面积m2、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m=H·F·φ /1000式中： Q m—正常降雨涌水量m3/dH—均匀及降雨量mmF —机械排水担负的汇水面积m 2φ—正常降雨地表径流系数直（）3、用稳固流分析法（大井法）按潜水含水层计算矿井涌水量Q=1.366K ( 2H S)SRr式中： Q—竖井成矿坑的涌水量m3/dH —潜水含水层厚度mK—浸透系数m/dS—水位降深mR—影响半径mr —竖井半径成矿坑引用半径m矿坑引用半径r 确实定：当开采范围为不规则形状时r= Fa b当日采范围为矩形时r=4F—为开采面积α、 b—分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积V y=V s·K s/ (1+Kc)式中： V—排土场设计的有效容积m 3y3V s—剥离岩土的实系数m3K s—岩土的松懈系数mK c—岩土的下沉率（ %）（7%-15%）2、排土场的设计总容积3式中： V—排土场的设计总容积m 33V y—排土场的设计容积mK1—容积充裕系数（）六、采场采出矿石品位计算1α2=（1-γ）d21式中：α 2—采区采出矿石品位% （或 g/t ）γ—废石混入率%d2—采区矿石地质均匀品位% （或 g/t ）七、主要设施生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V b=·υ· T b·η式中： V b—潜孔钻机台班生产能力m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间minη—潜孔钻机时间利用系数（）υ—潜孔钻机钻进进度cm/minV b一般为 15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/ π D2 E式中 a- 冲击功（ kg/m）；n- 冲击频次（次 /min ）D-钻孔直径（ cm）；E- 岩石凿碎功比耗（ cm3 ） ;k- 冲击能利用系数，（cm/min）P- 轴压（ t ）；n- 钻头钻速（ r/min ）；D-钻头直径；f- 岩石牢固性系数。
矿山井巷工程设计规范..
2. 平巷与平硐
2.1 巷道断面设计
2.1.1 设计所需资料 1.巷道所处位置的地质资料； 2.巷道服务年限、用途及通风、排水等方面的要求； 3.运输设备类型、规格尺寸； 4.巷道内的装备、管道、电缆规格尺寸及架线要求； 5.支护材料供应情况。
2.1.2 有关规定
1.运输巷道安全间隙应符合下表规定： 安 全 间 隙
式中：L1——延伸长度 L ——车辆长度 LS——矿车轴距
6.平巷高度 1）人力运输的平巷，其有效净高应不小于1.9m； 2） 采用架线式电机车运输时，平巷高度应满足滑触线悬挂高度的要 求，如下表： 滑触线悬挂高度（自轨面算起） （单位：m） 序号 1 2 名 称 电压等级（V）
2. 斜井、风井、平巷等一般工程，采用混凝土支护时，混凝土强度等级应≥20，
采用钢筋混凝土支护，其强度等级应≥C25； 3. 当井巷工程采用锚喷或喷射混凝土支护时，其混凝土的强度等级应≥C20； 当采用混凝土预制块支护时，其强度等级应C25； 4. 地下硐室内的设备基础及地坪的混凝土强度等级应≥C20。 1.3.3 竖井、斜井、通风井、平硐等主要井巷工程出口的支护，在地震烈度大 于或等于7度的地区，应进行抗震验算。
1.3.1 井巷工程支护设计原则： 1. 支护设计方法，应以工程类比法为主，必要时，可用理论验算法验算； 2. 支护设计应充分利用围岩自身的承载能力，改善巷道或硐室的周边应力条 件，减少支护量；
3. 支护设计应优先采用喷锚支护，不用或少用木材支护；
4.在塑性岩体中，可采用先临时后永久的两次支护方法，必要时应采用监控量 测的手段进行设计。 5.处在流沙层、厚土层中的井筒，采用冻结法施工时，冻结段的支护应设计成
3.轨道铺设规定：
1）钢轨的型号应与行驶车辆的类型相适应，运输巷道内同一线路应采 用同一型号的钢轨，道岔的型号不得低于线路的钢轨型号； 2）矿用轨枕应优先采用预制钢筋混凝土轨枕，预制混凝土轨枕不宜与 木轨枕掺杂使用； 3）在有电机车通行的巷道宜采用道碴道床，在大、中型矿山的主溜井 装矿硐室，带式输送机运输巷道及马头门处的巷道均宜采用整体道床。 无轨运输的巷道底板岩石硬度要求f≥4，否则应铺设混凝土，其强度等 级不得低于C20。 4）水平及倾角小于10°的永久性路基，应铺以碎石或砾石道碴，道碴 厚度不应小于90mm，轨枕埋入道碴深度不应小于轨枕厚度的2/3，道碴道床 上部宽度应大于轨枕长度50～100mm。
煤炭工业矿井设计规范
煤炭工业矿井设计规范更新日期：2008-12-9 16:44:04索引号：53发文日期：2008-12-09名称：煤炭工业矿井设计规范煤炭工业矿井设计规范２．１．１矿井预可行性研究应根据批准的井田详查或勘探地质报告进行，可行性研究和初步设计应根据批准的井田勘探地质报告进行，且必须经认真分析研究后，对勘探程度、资源可靠性、开采条件及经济意义等作出评价。
２．１．３计算矿井设计资源燉储量时，应从工业资源燉储量中减去断层、防水、井田境界、地面建（构）筑物等永久煤柱煤量及因法律、社会、环境保护等因素影响不得开采的煤柱煤量；计算设计可采储量时，应从设计资源燉储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量；其煤柱留设要求和计算方法，必须符合现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定。
２．１．４矿井采区的回采率，应符合下列规定：１厚煤层不应小于７５％；２中厚煤层不应小于８０％；３薄煤层不应小于８５％；４水力采煤的采区回采率，厚煤层、中厚煤层、薄煤层分别不应小于７０％、７５％和８０％。
３．１．７井筒数量及兼用功能应符合下列规定：４箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作风井使用时，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定；５高瓦斯、有煤与瓦斯突出危险的矿井必须设专用回风井。
３．２．１５工业场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹、风景区、内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁；３．３．１２开拓巷道不得布置在有煤与瓦斯突出危险煤层中和严重冲击地压煤层中；３．３．４开拓巷道净断面，必须以支护最大允许变形后的断面能满足行人、运输、通风、管线及设备安装、检修等需要为原则确定。
净断面的选取应符合现行《煤矿安全规程》和国家现行标准《煤矿矿井巷道断面及交叉点设计规范》ＭＴ／Ｔ５０２４的有关规定。
４．１．３３立井井筒装备中所有金属构件及连接件，必须采取防腐蚀处理措施；４．２．２２井底车场巷道不得布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中；４．３．２２井下硐室不得布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中。
煤矿主井提升系统验算
煤矿主立井提升设备㈠矿井主要特征主井井筒直径Φ4.5m，用于提煤，提升高度435m。
工作制度为330d/a，每天16h。
㈡主井提升设备计算和校验1、设计依据缠绕式提升机：2JK-2.5/20E提升速度： 5.47m/s钢丝绳型号：31NAT-18×7+FC1670钢丝绳最小破断拉力：607kN单重： 3.81kg/m卸载高度 4.67m提煤箕斗主要技术参数：JD3.3立井单绳提煤箕斗箕斗质量3800kg载煤质量3900kg斗箱高度6850mm装卸载方式同侧2、钢丝绳安全系数校验终端荷重：Q d=Q+Q z=3800+3900=7700kg提升高度：H t= 435m钢丝绳最大悬垂长度：H c= 443m钢丝绳单位长度重量：m kg －.H m Q P B d k /29.3443567700'===C －σ 钢丝绳安全系数：()5.636.781.944381.3007134.1607000>=⨯⨯+⨯=7m 经验算，在用钢丝绳满足使用要求。
表1 提升主钢丝绳参数表3、提升设备选型计算及检验选用2JK －2.5/20E 单绳缠绕式提升机，其主要技术参数如下： 滚筒直径 2.5m滚筒宽度 1.5m最大静张力 90kN最大静张力差 55kN最大提升速度 5.47m/s验算最大静张力及张力差最大静张力：F j =7700×9.81+3.81×435×9.81=91.8kN>90kN最大静张力差：F c =3900×9.81+3.81×435×9.81=54.5kN ＜55kN经计算，最大静张力不满足使用要求。
90×103/9.81-3.81×435-3800=3716kg ，单次提升最大运煤量为3716kg3) 提升系统⑴天轮直径：Dt=2.5m⑵井架高：H j =Hx+Hr+Hp+Hg+Hh+ 0.75R t=4.67+6.15+0.7+6.04+0.57+0.75×1.25=19.07m ，井架实际高度18.5m 。
煤矿设计基本公式及参数
煤矿设计基本公式及参数（机电类）一、采煤机选型计算基本公式1、采煤机平均牵引速度工作面每进一刀按下式计算：Q刀=B×H×C×r式中：Q刀——工作面一刀产量（t/刀）；B——采煤机截深（m），根据《煤炭工业矿井采掘设备配备标准》（GB/T51169—2016）； H——平均割煤厚度（m）；L——工作面长度；C——工作面煤的回收率（%），取0.95；γ——煤的实体密度（t/m3）。
Q刀=工作面日进刀数由下式计算：n=Q年×B330×Q刀×K式中：n——采煤机日进刀数（刀）；Q年——工作面年设计产量（t/刀）；B——机采煤厚占总煤厚的百分比（%）；330——年工作天数；K——不均衡系数，0.9～0.95；Q刀——工作面一刀产量（t/刀）。
n=采煤机平均牵引速度按下式计算：V c=n·(L−L1)[(T·K−n·t1)×60]式中：V c——正常条件下割煤时采煤机平均牵引速度（m/min）； n——采煤机日进刀数（刀）；L——工作面长度；L1——进刀长度(m),取30m；T——工作面生产班时间；t1——每循环进刀时间（h）；K——采煤机开机率。
V c2、采煤机平均生产能力计算Q m=60×H×B×V c×γ×C 式中：Q m——正常条件下采煤机平均生产能力（t/h）；H——工作面煤层平均采高（m）；B——采煤机滚筒截深（m）；V c——正常条件下割煤时采煤机平均牵引速度（m/min）；γ——煤的实体密度（t/m3）；C——工作面回采率。
Q m=3、采煤机设计最大生产能力计算Q max=K c×Q m式中：Q max——采煤机设计最大生产能力（t/h）；Q m——采煤机平均生产能力（t/h）；K c——采煤机割煤不均衡系数（1.2～1.5）。
Q max=4、采煤机装机功率计算P=60×K c×B×H×V max×γ×H w式中：P——采煤机装机功率（kw）；K b——备用系数，取1.3～1.5；B——采煤机滚筒截深（m）；H——工作面煤层平均采高（m）；γ——煤层容重；H w——采煤机单位能耗，取（0.6~0.8）（kw·h）/t；V max——采煤机最大割煤速度（m/min）；K c——采煤机割煤不均衡系数（1.2～1.5）；V——采煤机平均割煤速度（m/min）。
矿山开采设计用计算公式
计算公式一、矿山服务年限计算 N=)1(e A Q -⋅η （a ） 式中：N —矿山服务年限 （a ）；Q —设计利用储量 万t ；η—矿石回采率 %；（地下开采80%-90%，露天开采85%-95%）A —矿山年产量 万t/a ；e —废石混入率 %；（地下开采10%，露天开采5%）二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度验证确定矿山生产能力（露天） A=)1(e H V P -⋅⋅η （a ） 式中：A —矿山生产能力 万t/a ；P —水平分层平均矿量 万t ；V —采矿工程年延深速度 m/a ；η—矿石回收率 %；H —阶段高度 m ；e —废石混入率 %；2、根据矿山开采年下降速度计算和验证矿山生产能力（地下开采） A=βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E （万t ） 式中：A —矿山年生产能力 万t/a ；V—回采工作面下降速度m/a；(浅孔留矿为10-25 m/a) S—矿体开采面积m2；γ—矿石体重t/m3；α—矿石回收率%；（80%-90%）β—废石混入率%；（10%-20%）E—地质影响系数（0.7-0.9）；K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数（0.8-1.2）3、矿山生产能力计算（地下开采）A=Z EKQN-⋅⋅⋅1（万t/a）式中：A—矿山生产能力万t/a；Q—矿块生产能力万t/a；N—分布矿块数个；K—矿块利用系数（0.1-0.4）；E—地质影响系数（0.7-0.9）；Z—废石混入率（10%-20%）；4、露天矿总生产能力计算Aα=A(1+n s）=Ak+nsAk （万t/a）式中：Aα—年矿岩总生产能力t/a；A—年矿石生产能力t/a；n s—生产剥采比t/t；5、露天矿可能达到的生产能力A=N·n·Q （t/a）式中：A —露天矿矿石年产量 t/a ；Q —挖掘机生产能力 t/a ；n —同时工作的采矿阶段数N —一个阶段可布置的挖掘机数 （汽车运输为1-2）； N=oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ；L o —一台挖掘机占用的工作线长度 m ；6、根据矿石储量估算露天矿生产能力 A=LQ L=0.2千Q式中：A —矿山年生产能力 t/a ；Q —境界内矿石储量 t ；L —矿山寿命 a ；三、矿井需风量、负压计算1）风量计算①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m 3/min式中：Q —矿井需风量 m 3/min ；q —每人用风量 4m 3/min ；N —最多入井人数 人；②按矿井各地点实际需要风量的总和计算a 、采场需风量1°按排除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中：Q1—按排除采场炮烟所需的风量m3/min；A—每次爆破使用的最大炸药量kg；25—每kg炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1=V·S式中：Q1—按采场排尘所需的风量m3/min；V—“规程”规定风速取0.25m/sS—采场通风断面积m3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q z=25A m3/min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m3/min3°按排尘风速计算Q z=V·S m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min～80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最终矿井风量的确定Q=KQ总m3/min式中：K—为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算H=RQ2 PaR=3S LP⋅⋅γ式中：H—矿井通风摩擦阻力PaR—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量m3/sγ—巷道通风摩擦阻力系数P—巷道周长mL—巷道长度m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Q max=H p·F·φ′/1000式中：Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量m3/dH p—设计频率暴雨量mmφ′—暴雨地表径流系数（0.5-0.9）F—入渗区汇水面积m22、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m=H·F·φ/1000式中：Q m—正常降雨涌水量m3/dH—平均及降雨量mmF—机械排水担负的汇水面积m2φ—正常降雨地表径流系数直（0.3-0.5）3、用稳定流解析法（大井法）按潜水含水层计算矿井涌水量 Q=)()2(366.1rR eg S S H K - 式中：Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3/dH —潜水含水层厚度 mK —渗透系数 m/dS —水位降深 mR —影响半径 mr —竖井半径成矿坑引用半径 m矿坑引用半径r 的确定：当开采范围为不规则形状时 r=πF当天采范围为矩形时 r=4b a + F —为开采面积α、b —分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积V y =V s ·K s /(1+Kc)式中：V y —排土场设计的有效容积 m 3V s —剥离岩土的实系数 m 3K s —岩土的松散系数 m 3K c —岩土的下沉率（%） （7%-15%）2、排土场的设计总容积V=K 1·V y m 3式中：V—排土场的设计总容积m3V y—排土场的设计容积m3K1—容积富余系数（1.02-1.05）六、采场采出矿石品位计算α12=（1-γ）d2式中：α12—采区采出矿石品位%（或g/t）γ—废石混入率%d2—采区矿石地质平均品位%（或g/t）七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V b=0.6·υ·T b·η式中：V b—潜孔钻机台班生产能力m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间minη—潜孔钻机时间利用系数（0.6-0.4）υ—潜孔钻机钻进进度cm/minV b一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/πD²E式中a-冲击功（kg/m）；n-冲击频率（次/min）D-钻孔直径（cm）；E-岩石凿碎功比耗（kg.m/cm³）;k-冲击能利用系数，0.6-0.8.②v=3.75Pn/Df（cm/min）P-轴压（t）；n-钻头钻速（r/min）；D-钻头直径；f-岩石坚固性系数。
矿井相关计算公式
矿井相关计算公式矿井是指开采矿物资源的地下作业场所，其工程计算涉及到许多方面，包括矿井设计、地下巷道和支护结构设计、通风和排水系统设计等。
本文将介绍矿井设计和巷道支护设计中常用的计算公式。
1.矿井设计：(1)计算井筒尺寸：根据开采目标、工艺要求和产量选择矿井尺寸，通常采用以下公式计算：井筒直径= sqrt((4 * Q) / (π * v))其中，Q为单位时间采净矿量，v为每天工作的小时数。
(2)车辆往返时间计算：车辆往返时间对矿井生产效率至关重要，可以通过以下公式计算：t往返=2*L/V其中，L为车辆往返距离，V为车辆的平均行驶速度。
(3)计算采场大小：采场大小的计算可以通过以下公式进行：采场面积=(Q/q)*(1/(1-h/H))其中，Q为单位时间采净矿量，q为单个采矿工人的采矿速度，h为采场厚度，H为矿体的有效高度。
2.巷道支护设计：(1)计算锚杆支护数量：锚杆是巷道支护中常用的一种方式，可以通过以下公式计算锚杆数量：N=(L*R)/(2*A)其中，L为锚杆间的距离，R为锚杆的抗拉强度，A为单根锚杆的有效面积。
(2)计算巷道允许落石直径：为了保护巷道安全，需要计算巷道允许的最大落石直径，可以通过以下公式计算：D允许=(W*l*F)/(π*σ)其中，W为巷道宽度，l为巷道高度，F为负荷安全系数，σ为矿岩的强度。
(3)计算巷道的支护结构力学参数：巷道支护结构的设计需要计算结构的力学参数，例如延性系数、刚度系数等，可通过以下公式进行计算：延性系数=P/(L*δ)刚度系数=ΔP/δ其中，P为巷道轴向力，L为巷道长度，δ为围岩位移，ΔP为围岩移动引起的巷道轴向力的变化量。
以上只是矿井设计和巷道支护设计中常用的一部分计算公式，实际应用还需要根据具体情况进行调整。
此外，由于矿井工程涉及到不同的矿石类型、地质条件和开采方式，计算公式也会有所不同。
因此，在进行矿井工程计算时，需要依据专业知识、实际测量数据和工程经验进行综合分析和计算，以确保工程的安全与可靠。
矿井风压计算公式
矿井风压计算公式矿井风压计算是矿井安全工作中的重要环节，它可以帮助矿工了解矿井内部的风压情况，为矿井通风系统的设计和运行提供依据。
矿井风压计算公式是基于空气流体力学原理推导出来的，通过公式可以计算出矿井内部的风压大小。
一、矿井风压计算公式的基本原理矿井风压计算公式的基本原理是根据流体静力学和动力学的基本原理推导而来的。
在矿井内部，空气是以一定的速度流动的，这种流动会产生压力，即所谓的风压。
风压的大小与矿井内空气的流速和密度相关，可以使用公式来计算。
二、矿井风压计算公式的具体内容矿井风压计算公式一般包括以下几个参数：1. 矿井风速：矿井内空气流动的速度，一般以米/秒为单位。
2. 矿井截面积：矿井横截面的面积，一般以平方米为单位。
3. 空气密度：矿井内空气的密度，一般以千克/立方米为单位。
根据流体力学的原理，可以得到矿井风压计算公式如下：风压 = 0.5 * 空气密度 * 矿井风速^2 * 矿井截面积其中，^2表示矿井风速的平方。
三、矿井风压计算公式的应用矿井风压计算公式的应用非常广泛。
首先，在矿井通风系统的设计中，需要了解矿井内部的风压情况，以便合理安排通风设备和通风管道的尺寸和布局。
其次，在矿井安全生产中，了解矿井内部的风压情况可以帮助矿工判断矿井是否存在风险，及时采取相应的防护措施。
此外，矿井风压计算公式还可以用于矿井通风系统的运行监测，帮助矿工了解通风系统的运行情况，及时发现和解决问题。
四、矿井风压计算公式的注意事项在使用矿井风压计算公式时，需要注意以下几点：1. 确保所使用的参数准确无误，包括矿井风速、矿井截面积和空气密度等。
2. 注意单位的一致性，确保所有参数的单位统一。
3. 根据实际情况选择合适的公式，不同的矿井风压计算公式适用于不同的情况。
4. 注意公式中的运算顺序，确保按照正确的顺序进行计算。
五、总结矿井风压计算公式是矿井通风系统设计和运行中非常重要的工具，通过公式可以计算出矿井内部的风压大小。
煤矿作业规程计算公式
煤矿作业规程计算公式1.瓦斯抽采量计算公式瓦斯抽采量是煤矿的重要指标之一，计算公式如下：瓦斯抽采量（万立方米/每日）=矿井瓦斯涌出量（立方米/每日）×瓦斯抽采浓度（%）其中，矿井瓦斯涌出量是通过煤矿的监测系统获得的，瓦斯抽采浓度是指对瓦斯进行抽采后的浓度。
2.通风量计算公式通风是保证煤矿作业安全的重要措施之一，通风量的计算公式如下：通风量（万立方米/每分钟）=风机轴功率（千瓦）/风机全压（帕）其中，风机轴功率是指风机供应风量所需的功率，风机全压是风机在通风管道中提供的总压力。
3.掌子面单次进刀推进速度计算公式掌子面单次进刀推进速度是衡量煤矿掌子面作业效率的重要指标之一，计算公式如下：掌子面单次进刀推进速度（米/分钟）=掌子面上一次推进长度（米）/推进时间（分钟）其中，掌子面上一次推进长度是指掌子面上一次推进掌子进刀的长度，推进时间是完成进刀的时间。
4.综采工作面回采率计算公式综采工作面回采率是衡量煤矿回采效率的重要指标之一，计算公式如下：综采工作面回采率（%）=回采工作面回采煤量（吨）/煤层储量（吨）×100%其中，回采工作面回采煤量是指工作面回采的煤总量，煤层储量是指煤矿地质勘探获得的煤储量。
5.瓦斯爆炸危险性计算公式瓦斯爆炸是煤矿生产过程中的重要风险之一，危险性的计算公式如下：危险性指数（HI）=瓦斯涌出量（立方米/每吨煤）×瓦斯爆炸指数（%）其中，瓦斯涌出量是指每吨煤产生的瓦斯量，瓦斯爆炸指数是指瓦斯的爆炸能力。
以上是一些常用的煤矿作业规程计算公式，这些公式能够帮助煤矿工作人员准确计算和评估煤矿生产中的各项指标和风险，有助于提高安全性和效率。
在实际应用中，还需考虑煤矿的特定情况和工艺要求，进行适当的调整和补充。
矿山井巷工程设计规范
1.1.5 工程地质勘探钻孔的技术要求 1. 钻孔深度应大于设计井深（斜井底板以下）3～5m；终孔直径不宜小于 91mm，采用金刚石钻机钻进时，终孔直径不应小于70mm； 2.垂直孔在每100m深度内，孔深误差不得大于±0.2%，钻孔弯曲度的顶角 不得大于1.5°。斜孔的顶角不得大于3°； 3. 工程地质勘探钻孔应采用全钻孔取芯，其岩芯采取率：在积岩与粘性土 中不宜小于80%，在破碎带及软弱夹层中不宜小于65%。 4. 勘探钻孔均应用不低于M10水泥砂浆封孔，并设置永久性标志。 1.1.6 工程地质勘探报告应提供下列工程地质和水文地质资料： 1.钻孔通过各岩石（土）层的物理、力学性质指标；通过地段的岩石种类、 岩性、工程特性、风化程度、完整性划分围岩级别； 2. 对主要含水层提出岩层的渗透系数、涌水量及水质分析等水文资料； 3. 岩芯RQD值的质量指标； 4. 检查钻孔地质柱状图； 5. 井筒垂深超过600m，应提供地热、地应力变化及岩爆资料。
（单位：mm）
运输方式
有轨运输 无轨运输 胶带运输
设备之间
≥300 ≥400
设备与支护间
≥300 ≥600 ≥600
2.人行道设置规定： 1）运输巷道的一侧，必须设置人行道，人行道不宜穿越运输线路； 2）运输线路之间及溜口或卸矿口一侧不设人行道； 3）线路中心距应保证两侧对开列车最突出部分之间的间隙不小于上 表所列数值。
4.人行道宽度应符合下表规定 人 行 道 宽 度
运输方式或地点 人行道宽度 电机车 ≥800 无轨运输 ≥1200 胶带机运输 ≥1000 人力运输 ≥700 人车停车处的 巷道两侧 ≥1000
（单位：mm）
矿车摘挂钩 处两侧 ≥1000
生产矿井的已有巷道人行道的宽度不符合上表的要求时，必须在巷道一侧设 置躲避硐，两个躲避硐之间的距离不得超过40m。
井巷中的风流速度应符合表2要求
第一百零一条井巷中的风流速度应符合表2要求。
表2 井巷中的允许风流速度设有梯子间的井筒或修理中的井筒，风速不得超过8m/s；梯子间四周经封闭后，井筒中的最高允许风速可按表2规定执行。
无瓦斯涌出的架线电机车巷道中的最低风速可低于表2的规定值，但不得低于0.5m/s。
综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速可高于表2的规定值，但不得超过5m/s。
第一百零二条进风井口以下的空气温度（干球温度，下同）必须在2℃以上。
生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃，机电设备硐室的空气温度不得超过30℃；当空气温度超过时，必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇。
采掘工作面的空气温度超过30℃、机电设备硐室的空气温度超过34℃时，必须停止作业。
新建、改扩建矿井设计时，必须进行矿井风温预测计算，超温地点必须有制冷降温设计，配齐降温设施。
第一百零三条矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（一）按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。
（二）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算。
各地点的实际需要风量，必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速以及温度，每人供风量符合本规程的有关规定。
按实际需要计算风量时，应避免备用风量过大或过小。
煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次。
第一百零九条进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。
第一百一十条箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作风井使用时，应遵守下列规定：（一）箕斗提升井兼作回风井时，井上下装、卸载装置和井塔（架）必须有完善的封闭措施，其漏风率不得超过15％，并应有可靠的防尘措施。
装有带式输送机的井筒兼作回风井时，井筒中的风速不得超过6m/s，且必须装设甲烷断电仪。
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(一) 设计依据
1．主井提升
1) 矿井年产量A(t/a)；
2) 工作制度即年工作日数br，日工作小时数t，《煤炭工业设计规范》规定：br = 330d，t = 16h；
3) 矿井开采水平数及各水平服务年限；
4) 矿井深度Hs，即井口至各开采水平的深度；
5) 卸载水平与井口的高差Hx(m)，可按下列数据选取：
对于底卸式箕斗：Hx＝15~25m，
对于普通罐笼：Hx＝0~15m；
6) 装载水平与井下运输水平的高差Hz(m)，对于底卸式箕斗：Hz＝18~25m；
7) 煤的散集密度(t/m3)；
8) 提升方式：箕斗或罐笼；
9) 矿井电压等级。
2．副井提升
1) 矸石年产量：
如无特别指出时，可取煤炭产量的15~20%；
最大班出矸石按日出矸石量的50%计算；
2) 最大班下井人员数目(人/班)；立井的最大班工人下井时间，不应超过40min；最大班作业时间按6h计算。
3) 矿井深度Hs (m)；
4) 每班下井材料、设备、炸药次数。
(次/班)；
5) 提升罐笼型式规格，罐笼质量(kg)，矿车质量(kg)；
6) 矸石散集密度(t/m3)。
(二) 设计的主要内容
1、计算并选择提升容器；
2、计算并选择提升钢丝绳，
3、计算并选择提升机；
4、提升电动机的预选；
5、提升机与井筒相对位置的计算；
6、运动学及动力学计算；
7、电动机功率的验算；
8、计算吨煤电耗(对于主井提升)；
9、制定最大班作业时间平衡表(对于副井)。
1．主井提升。