(完整word版)初步设计方案(修改)

四川大业矿业集团有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程
修改初步设计
说
明
书
四川华宇矿山设计咨询有限公司
二O一二年六月
四川大业矿业集团有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程
修改初步设计
说明书
工程编号：C1131
建设规模：150kt/a
总经理：刘天应
总工程师：杨天佑
项目负责人：张俊
四川华宇矿山设计咨询有限公司
二O一二年六月
目录
前言 (1)
1 坐标系及井口坐标修改说明 (11)
1.1 修改原因 (11)
1.2 井口坐标修改 (11)
2 采区布置及移交标准修改说明 (12)
2.1 修改原因 (12)
2.2 采区布置修改 (12)
2.3 采区溜煤上山断面 (16)
2.4 巷道掘进修改 (17)
2.5 采掘设备的安全性 (18)
2.6 溜煤上山事故的防治措施 (19)
3 矿井通风修改说明 (21)
3.1 矿井需风量、风压及等积孔计算 (21)
3.2 主要通风机 (29)
3.3 掘进通风设备 (33)
4 井下安全避险“六大系统” (36)
4.1 紧急避险系统 (36)
4.2 人员定位系统 (37)
4.3 压风自救系统 (37)
4.4 井下消防、防尘供水系统 (43)
4.5 通信系统 (44)
4.6 安全监控系统 (45)
5 运输系统修改说明 (58)
5.1 主平硐运输设备 (58)
5.2 +190m运输大巷运输设备 (62)
5.3 ±0m运输大巷运输设备 (65)
5.4 防范机车运输事故的主要技术措施 (68)
6 排水系统 (71)
6.1 修改原因 (71)
6.2 排水设备校验 (71)
7 供配电系统修改说明 (80)
7.1 供电负荷 (80)
7.2 送变电 (81)
7.3 地面供配电 (82)
7.4 井下供配电 (84)
8 安全管理机构和劳动定员 (89)
8.1 建立完善矿级管理机构 (89)
8.2 建立完善煤矿安全生产职能部门管理机构 (90)
8.3 劳动定员 (91)
附录
1、四川大业矿业集团有限公司陈家岭煤矿营业执照
2、四川大业矿业集团有限公司陈家岭煤矿采矿许可证
3、广元市煤炭工业管理局广煤函[2010]37号“关于对广元市陈家岭煤业有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程初步设计的批复”
4、四川煤矿安全监察局川煤监审批[2010]282号“关于广元市陈家岭煤业有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程初步设计安全专篇的批复”
5、旺苍县煤炭工业管理局旺煤函(2010)83号“关于广元市陈家岭煤业有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程开工建设的批复”
6、四川大业矿业集团有限公司陈家岭煤矿煤层自燃倾向性、煤层爆炸危险性检测报告。

附图
前言
本公司受广元市陈家岭煤业有限公司陈家岭煤矿委托，于2010年编制了《广元市陈家岭煤业有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程初步设计》和《广元市陈家岭煤业有限公司陈家岭煤矿水平接替（延伸）工程初步设计安全专篇》，矿井设计生产能力为150kt/a。

广元市煤炭工业管理局于2010年3月21日以“广煤函[2010]37号文”批复了《初步设计》；四川煤矿安全监察局于2010年5月10日以“川煤监审批[2010]282号文”批复了《安全专篇》。

矿井于2011年1月7日重新办理了营业执照，企业更名为四川大业矿业集团有限公司,矿井名称仍为陈家岭煤矿。

一、原设计要点
1、开拓方式及水平划分
矿井范围内煤层呈单斜构造，煤层倾角40～42°，许可开采3、8、18、19号煤层，煤层厚度分别为0.4m、0.47m、0.9m、0.5m。

矿井为平硐、斜井综合开拓方式。

全矿共设通达地面的井筒3个，分别是陈家岭平硐、尚武进风斜井和尚武风井。

1）陈家岭平硐（+566m主平硐）
陈家岭平硐是矿井的主平硐，全长598m，位于矿井西部，垂直煤层走向穿层布置于煤层顶板岩层中。

陈家岭平硐担负矿井煤炭、矸石、材料、设备的运输和行人、进风、排水及敷设管线等。

2)尚武进风斜井（+553m进风斜井）
尚武进风斜井位于矿井东部，斜长511，以垂直煤层走向方位穿层布置于煤层顶板岩层中，落平于+378.2m，巷内安装架空乘人装置。

尚武进风斜井担负矿井辅助进风、行人及敷设管线等。

3)尚武风井（+648m风井）
尚武风井是矿井的专用回风井，位于矿井东部，由上平巷和斜井两段构成，上平巷长40m, 垂直煤层走向穿层布置于煤层底板岩层中；斜井段长101m，沿倾向布置于18号煤层中。

矿井划分为三个水平，一水平标高＋370m、二水平标高＋190m，三水平标高±0m。

矿井西部资源由一、二水平进行开采，分别由一、二级主、副暗斜井进行延伸，其中一水平资源早已枯竭，目前矿井开采西翼二水平资源，仅剩余3号煤层约32kt资源尚未开采，该资源由现有生产系统进行开采。

矿井中部为煤层薄化带，本设计开采矿井东部二、三水平的资源。

矿井东部与西部之间由+190m西运输大巷进行联系，布置于距8号煤层140m的底板岩层中。

+190m西运输大巷通过+190m石门进入距18号煤层10m的底板岩层中，从而布置+190m东运输大巷。

于+190m西运输大巷末端设三级主、副暗斜井延伸至±0m水平。

±0m水平采用上下山布置形式，其下山采区的最低开采标高为-100m。

2、采煤方法
设计采用俯伪斜分段密集走向长壁采煤法、爆破落煤、单体液压支柱戴帽点柱支护、单排密集支柱切顶，全部垮落法处理采空区。

全矿同时生产的采区为2个（一、二采区），在一个采区布置1个19号煤层工作面，在二采区布置1个18号煤层工作面同时生产，从而达到矿井150kt/a的设计生产能力。

3、矿井提升、运输
主平硐、+190m运输大巷和±0m运输大巷均选用CCG5.0/600型矿用防爆柴油机车牵引矿车运输；一、二、三级主暗斜井均采用2JTPB－1.6×0.9/20型矿用防爆提升绞车进行提升运输，其中利用2台；一、二、三级副暗斜井、及各采区行人上山均采用RJY22－28/750型架空乘人装置运送人员。

各采区轨道上山均选用JTPB1.2×1.0/24型矿用防爆绞车提升运输。

4、矿井通风
矿井设一个专用回风井（尚武风井），采用分列式通风方式，抽出式通风方法。

风井选用FBCDZ-6-№16B型防爆对旋轴流式通风机2台，配套电机功率2×75kw。

回采工作面为“U”型通风，掘进工作面选用FBD№5.0型2×5.5kW局部通风机配抗静电阻燃胶质风筒进行压入式供风。

5、矿井排水
矿井正常涌水量为124m3/h，最大涌量为180m3/h。

于一、二、三级暗斜井井底和四采区下车场分设+362m水泵房、+183m水泵房、±0m水泵房和-100m水泵房，采用机械排水。

各水泵房均配套设计主、副水仓，其中＋362m主、副水仓总容积1800m3；＋183m主、副水仓总容积1100m3；±0m主、副水仓总容积800m3；-100m主、副水仓总容积600m3。

+362m水泵房安设三台150D30×9型多级离心水泵，沿一级副暗斜井安装两趟φ194×8无缝钢管作为排水管。

+183m水泵房安设三台MD120-50×5型多级耐磨离心水泵，沿二级副暗斜井安装两趟φ159×6无缝钢管作为排水管。

±0m水泵房安设三台MD85-45×6型多级耐磨离心水泵，沿三级副暗斜井安装两趟φ140×6无缝钢管作为排水管。

-100m水泵房安设三台MD85-45×6型多级耐磨离心水泵，沿四采区行人下山安装两趟φ108×5无缝钢管作为排水管。

6、矿井供电
矿井现已形成二回35kV供电电源和一回6kV供电电源。

陈家岭平硐工业场地已建成一座35kV变电站。

一回35kV电源来自白水35kV变电站，供电距离6.2km，线路规格LGJ-95mm2；另一回35kV电源来自唐家河35kV变电站，供电距离8.8km，线路规格LGJ-95mm2。

尚武进风斜井工业场地已建成一座6kV配电所。

一回6kV电源来自嘉川电厂，供电距离6.9km，线路规格LGJ-70mm2；另一回6kV电源来自陈家岭35kV变电站, 供电距离6km，线路规格LGJ-70mm2。

设主平硐变电所，其双回6kV电源来自陈家岭35kV变电站，所内安设S11-M-200/6/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供陈家岭平硐地面工业场地用电。

设尚武进风斜井工业场地变电所，其双回6kV电源来自尚武6kV配电所，所内安设S11-M-100/6/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供尚武进风斜井工业场地用电。

设尚武风井变电所，其两回6kV电源来自尚武6kV配电所，所内安设S11-M-200/6/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供主要通风机用电。

矿井采用三回6kV电源线路下井，陈家岭35kV变电所馈出两回6kV电源至井下一号变电所，并经一号变电所向二号变电所馈出两回6kV电源。

井下二号变电所馈出一回6kV电源向矿井东部三号、四号变电所供电；另由尚武6kV配电所馈出一回6kV电源向矿井东部四号、三号变电所供电。

井下局部通风机采用“三专”供电；排水泵采用双回路电源线路供电。

采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁，掘进工作面的电气设备设风电闭锁和瓦电闭锁。

矿井主要通风机、压风机、监控中心站及井下排水泵等采用双回路电源线路供电。

7、安全监控
矿井安装KJ101N型监控系统，井下设分站，并按《煤矿安全规程》和《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装各类传感器，一旦出现瓦斯超限，能自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源。

矿井消防、防尘、压风自救及通讯系统等按《煤矿安全规程》及有关文件规定装备。

二、修改设计原因
陈家岭煤矿根据批复的初步设计和安全专篇，于2010年8月3日开工建设，由于下列原因需对原设计部分内容进行修改。

1、由于原设计采用的是1954北京坐标系，而国土资源厅新颁发的采矿许可证为1980西安坐标系，需相应修改坐标系及井口坐标。

2、矿井拟采用提高机械化程度来实现合理化集中生产，从而减少同时生产的采区数，需对首采区巷道布置及投产移交标准进行修改。

3、需根据安监总煤装(2011)33号文、川安监（2011）244号文、安监总煤装〔2012〕15号文要求，需补充完善矿井安全避险“六大系统”设计
内容。

根据上述主要变化，在满足设计规范等各类技术标准的前提下相应修改采区布置、矿井通风、安全监控、提升运输、压风、井下消防防尘、供配电等，修改内容详见修改内容对照表。

修改内容对照表
第7页
第8页
第9页
第10页
1 坐标系及井口坐标修改说明
1.1 修改原因
原设计采用1954北京坐标系，根据采矿许可证，现采用1980西安坐标系重新实测各井口坐标，对原设计坐标系及井口坐标进行修改。

1.2 井口坐标修改
1、陈家岭平硐（+566m主平硐）
原设计主平硐井口坐标为：X=3571150、Y=35603136、Z=+566m。

修改后主平硐井口坐标为：X=3571090、Y=35603055、Z=+566m。

2、尚武进风斜井（+553m进风斜井）
原设计进风斜井井口坐标为：X=3569748、Y=35607236、Z=+553m。

修改后进风斜井井口坐标为：X=3569689、Y=35607156、Z=+553m。

3、尚武风井（+648m风井）
原设计风井井口坐标为：X=3570682、Y=35606678、Z=+648m。

修改后风井井口坐标为：X=3570641、Y=35606593、Z=+648m。

2 采区布置及移交标准修改说明
2.1 修改原因
矿井拟采用提高机械化程度实现合理化集中生产、减少初期投资，需对投产移交标准及采区布置进行修改。

2.2 采区布置修改
2.2.1 投产采区位置及数目
矿井投产一采区，一采区位于井田东部的+190m水平。

2.2.2 采区布置及开采顺序
1、采区布置
设计区域划分为五个采区，其中＋190m水平东部剩余资源为一采区，±0m水平大巷以上为二、三采区，±0m水平大巷以下为四、五采区。

一采区划分为4个区段开采，二、三采区划分为3个区段开采，四、五采区划分为2个区段开采。

一、二、三、四、五采区均设4条上山，即轨道上山、行人上山、溜煤上山和回风上山。

轨道上山、行人上山均沿伪倾斜布置于18号煤层底板岩层中，除二采区利用的行人上山倾角为30°外，其余的采区轨道上山、行人上山均为新建，倾角均为25°；各采区回风上山均沿煤层真倾向布置于19号煤层中；各采区溜煤上山均沿煤层真倾向布置于18号煤层中。

2、首采区特征
一采区为矿井投产采区。

一采区设计开采标高＋195～＋379m，垂高为184m，煤层平均倾角40 ，倾斜宽约286m，走向长约500m，划分为4个区段开采。

沿煤层伪倾斜方位
于18号煤层底板布置轨道上山和行人上山，上山倾角均为25 ；沿煤层真倾向于19号煤层中布置回风上山，沿煤层真倾向于18号煤层中布置溜煤上山。

采区内19、18、8号煤层联合布置开采。

3、开采顺序
采区内各区段自上而下开采，工作面采用后退式开采。

2.2.3 回采工作面
1、回采工作面巷道布置
回采工作面巷道由工作面运输巷、风巷及开切眼组成。

采用沿空护巷技术，将上区段的运输巷作为下区段的回风巷。

1）在工作面回采过程中于工作面后方运输巷采空区侧砌筑3m宽的矸石条带，用于护巷，并采用黄泥封堵减少漏风。

2）上区段工作面回采过程中必须在工作面后方的运输巷中设置栅栏和闲人免进的安全标志，该安全标志设置在工作面进风口后方6m的范围内，且随工作面推进而前移。

3）下区段工作面开采前，必须编制上区段运输巷瓦斯排放和巷道维护安全措施，按安全措施规定启用上区段工作面保留下来的运输巷。

2、首采工作面
一采区1区段(区段标高+287～+333m)19号煤层工作面和18号煤层工作面为首采工作面，工作面编号分别为11（19）2和11（18）1。

11（19）2工作面走向长400m，倾斜宽80m；11（18）1工作面走向长300m，倾斜宽80m。

工作面采高为煤层全高，即11（19）2工作面采高为0.7m，11（18）1工作面采高为1.2m。

3、工作面长度及推进度
矿井开采极薄～薄煤层，工作面长度设计为80m。

矿井按年生产330d、
采用“三、八”作业制、“自采自准”循环作业方式、工作面日循环进度为
3.0m、正规循环率按85%计算，则工作面年推进度为842m。

4、工作面生产能力
工作面生产能力按下式计算：
A采＝I·M·L·γ·C
式中：A采——采煤工作面生产能力，kt/a；
I——工作面长度。

11（19）2工作面长80m；11（18）1工作面长80m；
M——纯煤厚度，19号煤层厚0.47m、18号煤层厚1.14m。

L——工作面走向年推进度，842m；
γ——煤层容重，1.42t/m3；
C——工作面回采率，97%。

A采1＝0.47×80×842×1.42×0.97/1000
＝43.6(kt/a)
A采2＝1.14×80×842×1.42×0.97/1000
＝105.8(kt/a)
ΣA采＝A采1+A采2＝43.6+105.8＝149.4(kt/a)
5)矿井生产能力
矿井3个掘进队，全年进尺约3200m,掘进出煤约4.5kt，则：
ΣA矿＝149.4+4.5＝153.9(kt/a)
全矿布置2个回采工作面，3个掘进工作面同时生产，能满足矿井150kt/a的设计生产能力。

2.2.4 采区生产系统及设备
1、采区生产系统
1)煤炭运输
工作面煤炭自溜至工作面运输巷，经安装于运输巷的1台SGB420/22型刮板转载机将煤炭装入矿车；工作面运输巷内采用矿车运输至采区中部后煤炭经采区溜煤上山自溜至采区下部车场后装入矿车。

2)矸石运输
掘进工作面矸石由矿车运输至采区中部车场，经采区轨道上山绞车下放至下部车场，从而运至+190m运输大巷。

3)材料及设备运输
材料、设备通过采区轨道上山绞车提升至采区中部车场，转运至作业地点。

4)人员运送
各采区的作业人员通过采区行人上山架空乘人装置运送至各区段后步行至各作业点。

5)采区通风
回采工作面的新鲜风流从轨道上山、行人上山、中部车场、工作面运输巷进入工作面，污风经工作面风巷、回风绕道进入采区回风上山。

掘进工作面的新鲜风流从施工联络巷通过局部通风机压入掘进工作面，污风经回风上山进入总回风巷。

6)主要硐室通风
于一采区下部车场附近设一采区变电所，采用独立通风，其回风直接引入采区回风上山。

于二采区上部车场附近设二采区变电所及机车修理间，采用独立通风，其回风直接引入二、四采区总回风斜巷。

7)排水
采区巷道内均设有水沟，一采区涌水通过+190m东运输大巷汇集于+183m主、副水仓后通过水泵逐级排出；二采区涌水通过±0m运输大巷汇集于±0m主、副水仓后通过水泵逐级排出。

2、采区设备
投产时一、二采区主要设备配置详见表2-2-1。

表2-2-1 采区主要设备配置表
2.3 井巷断面调整
1、采区溜煤上山
由于采区布置修改后，各采区均沿煤层真倾斜方向于18号煤层中布置了采区溜煤上山，采区溜煤上山采用矩形断面，锚喷支护，净高1.8m，净宽2.0m，净断面积3.6m2。

2、工作面运输巷和回风巷
由于本次修改设计煤层巷道增加了机掘工艺，原设计的工作面运输巷和回风巷断面不能满足机掘要求，故需增加机掘煤层巷道断面图。

1)采用机掘施工的工作面运输巷
采用机掘施工的工作面运输巷采用梯形断面，金属支架支护，上宽2.6m，下宽3.5m，净高2.5m，净断面积7.6m2。

2)采用机掘施工的工作面回风巷
采用机掘施工的工作面回风巷采用梯形断面，金属支架支护，上宽2.6m，下宽3.5m，净高2.5m，净断面积7.6m2。

调整后的井巷断面详见断面图册C1131-122(修)。

3、其它
+190运输巷系利用巷道，该巷道修改为采用锚喷支护形式，部分巷道压力较大，围岩破碎采用锚喷支护困难的情况下可采用工字钢支护的形式；尚武进风斜井及进风暗斜井系利用巷道，设计修改为锚喷支护。

2.4 巷道掘进修改
1、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备
投产时全矿布置3个掘进工作面，其中1个机掘工作面（11(18)3运输巷），2个炮掘工作面（11(19)4运输巷掘进面、二采区轨道上山掘进面）。

机掘工作面配备EBZ100型悬臂式掘进机和DZQ65/16/4型皮带转载机；炮掘工作面采用风动凿岩机和煤电钻打眼，P30B型耙斗装岩机装岩。

2、矿井生产时期采掘比例
矿井正常生产时期，2个回采工作面，3个掘进工作面，采掘比为2:3。

经计算，矿井设计掘进率为24.0m/kt。

3、移交生产时井巷工程量
移交生产时，矿井新施工井巷长度总计3474m，其中岩巷1483m，半煤巷1831m，煤巷160m，井巷工程量总计20442m3。

详见表2-4-1。

表2-4-1 井巷工程量统计表
2.5 采掘设备的安全性
修改后掘进工作面增加了EBZ100型悬臂式掘进机。

使用掘进机掘进应遵守下列规定：
1、掘进工作面必须采取综合防突措施，当效果检验没有突出危险时，方能掘进。

2、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。

司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。

3、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。

4、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。

5、开动掘进机前，必须发出警报。

只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。

6、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3Mpa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5Mpa；如果内喷雾装置的使用水压小于3Mpa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。

7、掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。

8、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。

2.6 溜煤上山事故的防治措施
1、溜煤上山内的煤必须经常放出，防止堵塞，但不得放空。

严禁站在溜煤上山内的煤上作业。

2、溜煤上山必须有防止人员、物料坠入和煤、矸堵塞的设施。

检查煤仓、溜煤（矸）眼和处理堵塞时，必须制定安全措施，严禁人员从下方进入。

3、处理溜煤上山堵塞前必须检测瓦斯、煤尘等，在确认不危及操作人员及周围人员安全时，方可处理，以防发生事故。

4、处理溜煤上山堵塞时防止煤、水突然冲下瘀塞巷道造成淹埋人员事故；处理溜煤上山堵塞前必须停止向溜煤上山内装煤，进入处理堵塞人员必须栓好保险绳，溜煤眼上口必须有人看守。

5、处理卡在溜煤上山中的煤、矸时，如果确无爆破以外的办法，可爆破处理，但必须遵守下列规定：
1）必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤（矸）眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药。

2）每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过450g。

3）爆破前必须检查溜煤（矸）眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯。

4）爆破前必须洒水。

6、严禁将溜煤槽兼做流水道，溜煤槽内有淋水时，必须采取封堵疏干措施；没有得到妥善处理不得使用。

3 矿井通风修改说明
采区布置及投产移交标准修改后，矿井的需风量、通风路线及长度发生了变化，需对矿井的通风阻力重新进行核算。

通风系统图详见图C1131-171-1(修)、C1131-171-2(修)。

3.1 矿井需风量、风压及等积孔计算
3.1.1 矿井需风量计算
1、按井下同时工作的最多人数所需风量计算
Q＝4Nk
式中：N——井下同时工作的最多人数为80人；
4——每人每分钟供风标准，m3/min；
k——矿井通风系数，取1.2。

Q＝4×80×1.2＝384(m3/min)＝6.4m3/s
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算
Q＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它)×k
式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面，掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维护巷道所需风量总和(m3/s)；
k——矿井通风系数，取1.2。

1）采煤工作面需风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算
Q采＝100×q采×k c
式中：q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，原设计预测为0.5m3/min；
k c——工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面取1.8。

则采煤工作面需风量为：
Q采＝100×0.5×1.8＝90(m3/min)＝1.5m3/s
（2）按工作面温度计算
Q采＝60×V采×S采×K i
式中：V采——采煤工作面适宜风速，m/s，回采工作面进风流温度年均20℃左右，对应风速取1.0m3/s；
S采——采煤工作面的平均有效断面积，m2；
工作面最大控顶距为4.2m，最小控顶距3.2m，工作面的最大采高为1.0m，则：工作面平均有效断面积为：
S采2＝工作面采高×
2工作面最小控顶距
工作面最大控顶距 ＝3.7 K i——回采工作面长度系数，取1.0。

工作面需风量为：
Q采＝60×1.0×3.7×1.0＝192(m3/min)＝3.7m3/s
（3）按炸药量计算
Q采＝25A c
式中：A c——采煤工作面一次使用最大炸药量，A c＝6.0kg。

Q采＝25×6.0
＝150(m3/min)
＝2.5m3/s
（4）按工作面最多人数计算
Q采＝4×n c
式中：n c——回采工作面同时工作的最多人数，设计n c＝10人。

Q采＝4×10＝40(m3/min)＝0.7m3/s
（5）按风速进行验算
按式：0.25＜Q采/S采＜4.0进行验算。

式中：Q采——根据以上计算取最大值，Q采＝3.7m3/s；
S采——回采工作面有效断面，工作面最大控顶距为4.2m，最小控顶距3.2m，按最小采高0.7m进行验算，则：工作面最小有效断面积为2.6m2。

经验算，Q采＝3.7m3/s符合风速要求。

矿井有2个采煤工作面同时开采，则采煤工作面需风量总和为：
∑Q采＝2Q采＝7.4m3/s。

2）掘进工作面风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算局部通风机需风量
Q f＝100×q掘×k d
式中：Q f—局部通风机需风量，m3/min；
q掘—按煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算，原设计预测为
0.2m3/min；
k d—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k d＝1.8。

Q f＝100×0.2×1.8＝36（m3/min）＝0.6m3/s
（2）按工作面最多人数计算局部通风机需风量
Q f＝4×n j
式中：n j—掘进工作面同时工作的最多人数，取n j＝6人。

Q f＝4×6＝24(m3/min)＝0.4m3/s
（3）按炸药量计算局部通风机需风量
Q f＝25A j
式中：A j—掘进工作面一次起爆的最大炸药量，取A j＝6kg。

Q f＝25×6＝150(m3/min)＝2.5m3/s
(4)按局部通风机实际吸入风量计算
Q掘＝Q局×I×k f
式中：Q局——掘进面局部通风机吸入风量，根据局部通风机选型计算为3.4m3/s；
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，设计每个掘进工作面使用1台局部通风机，I＝1台；
k f——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.43。

Q掘＝3.4×1×1.43＝4.9(m3/s)
根据以上计算取最大值,Q掘＝4.9m3/s
(5)按风速进行验算：S掘小＝4.4m2，S掘大＝6.0m2
0.25≤Q掘/S掘≤4(m3/s)
0.25(m3/s)＜1.1(m3/s)＜4(m3/s)
0.25(m3/s)＜0.82(m3/s)＜4(m3/s)
故Q掘＝4.9m3/s符合风速要求。

矿井共3个掘进工作面，则掘进工作面需风量总和为：
∑Q掘＝3Q掘＝14.7m3/s。

3）硐室需风量
一采区变电所、二采区变电所及机车修理间、一采区轨道上山绞车房需独立通风，其需风量Q硐各取2.0m3/s。

则：
ΣQ硐＝6.0m3/s。

4）其它需风量
掘进工作面贯通期间以及排放瓦斯时需配备的备用风量，按一个掘进
工作面的需风量配备，则Q 它1＝4.9m 3/s
5）矿井需风量
Q ＝(∑Q 采＋∑Q 掘＋∑Q 硐＋∑Q 它)×k ＝(7.4+14.7+6.0+4.9)×1.2 ＝40(m 3/s) 6）按风速验算
回风斜井：Q 总/S 回＝40.0/6.3＝6.3＜8(m/s) 即Q 总＝40.0m 3/s 符合要求。

3、矿井需风量确定
矿井通风容易时期和困难时期的采、掘进工作面、独立通风硐室数量相同，按以上1、2项计算结果取最大值，矿井需风量确定为40.0m 3/s 。

3.1.2 矿井风量分配
采煤工作面：配风4.5m 3/s ，2个采煤工作面共计9.0m 3/s ； 掘进工作面：配风6.0m 3/s ，3个掘进工作面共计18.0m 3/s ； 硐 室：配风3.0m 3/s ，3个硐室共计9.0m 3/s ； 其它巷道：共计4.0m 3/s 。

合计：40.0m 3/s 。

3.1.3 矿井通风风压
通过分析、比较，确定矿井延伸后的通风容易和困难时期如下： 一采区开采时通风最容易；四、五采区开采时通风最困难。

分别沿按各风井通风容易时期和通风困难时期的最大通风阻力路线计算通风总阻力。

通风摩擦阻力计算公式如下：
h ＝
3
2
S
LPQ。