采区设计说明书

课程设计任务书姓名：郭建龙一、设计题目：新安煤矿西六采区（6#、7#）采区设计（0.9Mt/a）二、已知技术参数和设计要求：采区地质资料（煤矿）、可采煤层底板等高线图、采区设计生产能力为0.9Mt/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（4.1～4.5）；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4～5周计算机绘图及撰写说明书；第6周验收及答辩。指导教师：教研室主任：年月日目录课程设计任务书 I摘要 V第一章采区地质情况 11.1采区概况 11.1.1采区情况 11.2地质特征 11.2.1地层情况 11.2.2地质构造 21.2.3水文地质情况 31.2.4瓦斯、煤尘及煤的自燃性 31.2.5煤质、牌号及用途 3第二章采区储量与生产能力 52.1采区储量 52.1.3采区储量计算 52.2储量计算方法 62.2.1储量计算的评价 62.3采区工作制度、生产能力、服务年限 62.3.1采区工作制度 62.3.2采区生产能力 72.3.3采区服务年限 7第三章采区方案设计 83.1采煤方法的选择 83.2采区巷道布置 83.3巷道断面设计 93.3.1巷道断面设计应满足的条件 93.3.2巷道断面尺寸的确定 9第四章回采工艺 124.1落煤 124.1.1采煤机选型 124.2支护 144.2.1支架选型及规格的确定 144.2.2工作面支架布置方式 154.3采空区处理方法 164.3.1采空区处理方法 164.3.2移架方式 174.5生产技术管理 194.5.1循环工艺流程 194.5.2工作形式 194.6采煤方法图的设计及绘制 194.6.1劳动组织形式的选择 194.7安全技术措施 21第五章采区生产系统 235.1采区运输 235.1.1选择采区运输方式应满足的要求 235.1.2本设计采区运输方式的选择 235.1.3运输系统的确定 235.2采区通风 265.2.1采区通风系统基本要求 265.2.2采区进回风上山选择 265.3采掘工作面及峒室所需风量的计算 275.3.1采煤工作面需风量计算 275.3.2掘进工作面所需风量 285.3.3各独立回风峒室所需风量 305.3.4其它巷道需风量计算 305.3.6风量分配 315.3.7风量的调节方法与措施 31致谢 32参考文献 33摘要黑龙江省双鸭山新安煤矿西六采区设计，本采区内共有2层可采煤层，煤层平均厚度2.7m。设计采区的工业储量为16.75Mt，可采储量12.35Mt，服务年限9.8本采区形式为单翼开采，采用走向长壁采煤法，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0.63m，工作面长210m关键词：走向长壁循环方式采空区处理第一章采区地质情况1.1采区概况1.1.1采区情况新安煤矿位于黑龙江省友谊县（三师十八团八营）境内，地理坐标为北纬46°26′00″—46°27′00″，东经131°40′00″—131°41′00″，坐标系统采用1954年北京坐标系统。行政区划隶属于黑龙江省双鸭山市宝山区。井田范围东以F3和F4断层为界，西以3勘探线为界，北以煤层露头为界，南抵南部断层，东西长4.5km，南北宽4.3km，面积：15.4平方千米。本设计采区为该矿西六采区。采区走向长度1600m，倾斜长度1540m。1.2地质特征1.2.1地层情况从老至新有元古界麻山群，中生界下白垩统，以及新生界第三、第四系。分别表述如下：图1-1综合柱状图1.2.2地质构造构造：该区为双鸭山煤田东端，由德发向斜，保安背斜及向阳向斜组成一不对称煤盆地，而新安向斜则为双鸭山煤田北部兴隆凸地，东侧由于断裂而保存下来的煤盆地，地层走向受基盘控制，多为NE及NNE向、倾向S，一般倾角14～18°。岩浆岩：该区分布着不同时代及不同类型的侵入岩类和喷出岩类，据现有资料，侵入岩可分为元古界侵入岩类，燕山期侵入岩类，喷出岩类有燕山期喷出岩及喜山期喷发岩以及新构造期喷发岩。1.2.3水文地质情况本区地形西部高,东部平缓,七星河阶地绝对标高为43～55m,河漫滩绝对标高为53～58m,下白垩统煤系被很厚的第四系冲击层所复盖.七星河从区外东南部流过,河床蛇曲,据杨家围子河流观测站资料,最大流量达569m3/s,冬季流量很小,几乎断流。七星河最高洪水位淹没范围为七星河以东，洪水位标高为50～59m。1.2.4瓦斯、煤尘及煤的自燃性1、瓦斯：新安煤矿属于低瓦斯矿井，在地质条件简单，开采深度浅，-550米水平以上，瓦斯涌出量非常小。随着深度增加，瓦斯涌出量逐渐增加，不同煤层瓦斯含量也有不同。根据勘探资料10号煤层瓦斯含量较高，其它各煤层含量较小。主要可采煤层CH4平均含量为0.15m3/t，可燃质、CO2各煤层平均含量为0.5m3/t，可燃质各主要可采煤层瓦斯自然成分以N2为主，CO2次之，CH4最少，本矿瓦斯相对涌出量为0.547m3/t，属于低瓦斯矿井。2、煤尘：根据煤尘爆炸性试验指标，煤尘爆炸指数45-53%之间，该矿开采的煤层属于易发生爆炸危险的煤层。3、煤的自燃：根据邻近矿井资料该矿井6#有自燃发火的倾向，煤层的自然发火期为3～6个月，矿井总体为Ⅱ级自然发火矿井。4、地温特征：本区恒温深度16～26米，温度6℃,从地温测量成果计算分析，本区平均地温梯度为2.7℃/100m,平均地热增温率为38.2m/1℃，地温梯度小于3℃。本区基本属于地温正常区。但随着开采深度的增加，地温将有所升高。给生产安全带来负面影响。5、地压特征：根据地压观测资料，煤岩层在断层附近特别破碎，特别是在大断层附近表现的尤为明显。随着开采深度的增加，地压增大。1.2.5煤质、牌号及用途根据中国煤炭的分类方案，本区以长焰煤为主，无烟煤、贫煤、弱粘结煤、气煤1号等次之。各层煤的牌号分布与煤的原始质料及其转变、聚积环境及后期变质因素有关。6#、7#号煤层为无烟煤、贫煤，由于煤层受侵入岩影响程度的不均一性，上述各煤层的牌号分布规律不明显。根据大量煤的工业分析，结焦性试验，6线以东挥发分大于35%，胶质层3-5m/m，6线以西挥发分小于15%，胶质层为零。根据上述主要煤质指数，6线东侧长焰煤可作动力煤，6线西侧无烟煤亦可作动力煤。而其它煤种可作动力煤或民用煤。灰份：6#、7#层煤基本一致，7层基本接近，其它层勘探灰份偏低，而生产煤样灰份均偏高。其原因，生产煤样包括夹石，而钻探煤样剔除0.05m挥发份：多数相差1％左右，个别层相差2％。发热量：发热量相应较高。

第二章采区储量与生产能力2.1采区储量2.1.3采区储量计算采区范围内计算的煤层有6、7、两层,各煤层储量计算边界与井田境界基本一致.矿井储量是指矿井内所埋藏的数量,具有工业价值的煤炭数量.它不仅包含着煤炭在地下埋藏的数量,而且还表示煤炭的质量,反映井田的勘探程度及开采技术条件.矿井储量可分为矿井地质储量,矿井工业储量和矿井可采储量.采区设计储量是采区工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和已有的地面建筑物，构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。采区可采储量是指采区设计储量减去保护煤柱，矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。2.1.4保安煤柱为了安全生产，按照矿井依据《规程》规定，留设保安煤柱如下：1.各煤层在露头处留设20m保安煤柱。2.边界断层留设40m煤柱。3.井田内部断层留设25m煤柱。4.河流两侧各留设25m煤柱。5.地面留设50m煤柱。按以上计算方法得：采区永久煤柱损失为：万吨2.2储量计算方法2.2.1储量计算的评价本设计采区的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量的计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差。储量计算公式为：Q——储量（万吨）S——面积（m2）M——厚度（m）d——容重（t/m3）万吨万吨万吨2.3采区工作制度、生产能力、服务年限2.3.1采区工作制度该设计矿井年工作日确定为330d,矿井每日净提升时间为14h采用四班六小时工作制制度。2.3.2采区生产能力2.3.2.1回采工作面年生产能力万吨/a式中：A0——回采工作面年生产能力，吨；L——工作面推进度，米／年；l——工作面长度，米；m——煤层厚度，米；r——煤的容重，t/m3；K3——工作面回采率，取0.93-0.97。2.3.2.采区生产能力采区生产的煤主要来自回采工作面。掘进出煤一般为5％～10%。万吨/a式中：A——采区生产能力，万吨/年；n——采区同时生产的工作面个数；A0——每个工作面的生产能力，万吨/年；B——掘进出煤率，取1.05-1.1；K——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。2.3.3采区服务年限采区服务年限Ｔ与采区生产能力Ａ的关系如下：式中：Z采区设计可采储量，t采区工业储量，tP永久煤柱损失，tK采区采出率，0.80结合本设计采区的具体情况，按以上方法计算可得到，煤柱的损失为131万吨所以可采储量为：万吨采区服务年限：年回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。

第三章采区方案设计3.1采煤方法的选择采区边界无明显地质构造，采区煤层为低涌水量、低瓦斯煤层。根据采区煤层的地质情况，倾斜长壁采煤方法不适合该采区（倾斜长壁采煤煤层倾角必须小于12度），故采用走向长壁这种方法技术成熟，设备的选型多样，使巷道掘进、辅助运输、行人都比较容易，通风线路布置简单，可靠。综上所述，可确定本采区的采煤方法为走向长壁采煤法，一次采全高。3.2采区巷道布置一、此设计的采区是6#,7#号煤，走向长度是1600m，采区内划为7个区段，每个区段斜长二、由于本采区是采用走向长壁采煤法，故沿走向将采区划分为7个区段，区段长是220m。三、采区形式采用双翼后退式采煤方法，四、采区上山布置，受煤层厚度、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。五．采区上山的布置1.上山条数的确定在一般情况下，布置两条上山（一条运输上山，一条轨道上山），就可以满足采区运输、通风和行人的需要，但在下列情况下还需要布置一条回风上山。1）生产能力很大的厚煤层采区，集中联合布置采区、分组联合布置采区。2）产量较大，瓦斯涌出量很大的采区特别是下山采区。3）产量较大，经常出现上、下分阶段同时生产、需要简化通风系统的采区。4）运输和轨道上山均布置在底板岩石中，需要弄清煤层情况或为提前掘进其他采区的巷道以及需要泄水的采区。考虑该矿井为低瓦斯矿井且产量较大，拟布置三条上山，分别为轨道上山，运输上山和回风上山，为了实现生产均衡的要求，三条上山大致布置位于采区右侧边界，各条上山间距大致留设为25m。通过经济比较，得出三条煤层上山布置方案在经济上合理，故本设计采区选用三条煤层上山布置在7#煤层中。上山倾角都为14°，在煤层底板起坡。轨道上山内用串车提升，运输上山内铺设普通胶带输送机运输，通风上山通达回风大巷，采用分区式抽出式通风方式。六、采区内煤层开采顺序为先采最上层煤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巷道断面选择本采区内服务年限长的主要运输石门，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拱形断面。3.3.3巷道断面尺寸的确定采区输送机上山巷道断面图及参数：图3-1采区运输上山断面图表3-1采区运输上山断面尺寸表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mmⅡ14．516.44740397012014.5（2）采区轨道上山巷道断面图及参数：图3-2采区轨道上山断面图表3-2采区轨道上山断面尺寸表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mmⅡ14．516.44740397012014.5（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。

第四章回采工艺4.1落煤本设计采区采用采煤机割煤。4.1.1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/m³；C0——工作面采出率，一般取0.93～0.97。则A0=210×3.78×2.7×1.4×0.95=2850t/d采煤工作面四六工作制，一天18小时出煤，则每小时产量为=158.3t/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/m³。则当牵引速度=1时=60×1.0×2.7×0.8×1.4=181t/h。满足:符合要求。表4-1煤机特征表采煤机4MG200-W总重20t采高(m)1.4—3.0机面高度（mm）1174适应煤质硬度F=1-3最大卧底量（mm）240煤层倾角（°）≤35电动机型号YBCS-200截深(mm)630电动机功率（kw）200滚筒直径1600电动机台数（台）1牵引形式无链灭尘方式内、外喷雾牵引（KN）250电压660v/1140v牵引速度（m/min）0～5.5生产厂商鸡西煤机厂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。表4-2刮板输送机特征表型号SGZ-630/220输送量450t/h长度高度150m电动机总功率220kw槽宽630mm刮板链速度1.07m/s4.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250—350mm。即：Hmin=Mmin-(0.25～0.35)m。设计煤层最大采高3.1m，最小采高1.9m，因此液压支架支护结构高度范围为：1.6～3.3m。表4-3液压支架特征表型号ZZ4400/15/32外形5220×1430×1600支撑高度1.5～3.3m支架中心1500mm类型支撑掩护式移架步距64.2支护工作面内部使用ZZ4400/15/32液压支架支护；工作面端头支护方式为基本支架加走向迈步台棚支护，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，参照近年来邻近采区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γ=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：=1\*ROMANI—g=1.1=2\*ROMANII—g=1.3=3\*ROMANIII—g=1.5～1.7=4\*ROMANIV—g=1.8～2本设计取g=1.6——附加阻力系数，B=1.6；——煤层倾角，取α=14°则：6#煤工作面：0.6MPa表4-4液压支架技术参数表项目单位6#煤工作面型号ZZ-4000/15/32支撑高度mm1500～3200初撑力kN3946工作阻力kN4400支护强度MPa0.805支架中心距mm1500泵站压力MPa30.1推移步距mm600支架运输尺寸mm5220×1430×16002、按岩重法估算式中——采高，6#煤厚2.7m；——顶板岩石容重，2.5t/m3；——煤层倾，14°。经计算：6#煤工作面：0.38～0.51MPa；综上：支护强度要大于0.51MPa，根据支护强度的计算，6#煤工作面选用ZZ4400/15/32型支撑掩护式液压支架。4.2.2工作面支架布置方式工作面支架布置方式如下图：图4-1工作面布置图1、采煤机；2、刮板输送机；3、液压支架；4、下端头支架；5、上端头支架；6、转载机；7、可伸缩带式输送机；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、液压安全绞车；14、集中控制台4.3采空区处理方法4.3.1采空区处理方法采用全部垮落法处理采空区。4.3.2移架方式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移架方式4.4采煤工艺兼于本采区设计生产能力为90wt/a及地质条件、煤层赋存的情况以综合机械化回采较为合理表4-5采煤机械设备表序号设备名称规格型号单位使用数量采煤掘进备用合计1湿失煤电钻ZMS-12A台22592可弯曲刮板输送机SGZ-630/220台113悬移液压支架XDY-1SW架220402604乳化液泵站RB80/200组225注液枪DZ-G1支12214续表6回柱绞车JH2-5台117调度绞车JW2-1600/80台1128凿岩机YT-24台4269砼喷射机转子v5.5KW台1110砼搅拌机安IV5.5KW台2211锚杆打眼安装机MGJ-1台2212局扇台21313煤巷掘进机ELMB-7522141吨矿车翻车机手动自制1115发爆机MFB-100台61242216橡胶风筒米3200320017双滚筒采煤机4MG200-W台1118喷雾泵站PB-200/63套21319可伸缩胶带输送机台4154.5生产技术管理4.5.1循环工艺流程工作面采用分段追机作业，全工作面分为三段，移架滞后采煤机割煤，推移输送机滞后移架，具体流程为：采煤机端头进刀——割煤——移架——推移刮板输送机——采煤机在机尾进刀——割煤——移架——推移刮板输送机。4.5.2工作形式设计采用“四六制”作业方式，即每日四班，3个班生产，1班准备，每班工作6个小时。4.6采煤方法图的设计及绘制4.6.1劳动组织形式的选择本设计工作面采用分段作业的劳动组织形式，“四班六小时工作制”，即每日四班，3个班生产，1班准备，每班工作6个小时，循环图表、人员安排及劳动组织和工作面技术经济表。表4-6循环图表4.6.2劳动组织表经济指标表表4-7劳动组织表表4-8经济指标表4.7安全技术措施为了安全生产，本采区设计依据《煤矿安全规程》，留设保安煤柱如下：各煤层在露头处留设20m保安煤柱；边界断层留设40m保安煤柱；地面建筑物留设50m保安煤柱。按以上计算方法得：断层，地面，边界保安煤柱损失：131万吨损失率:7.8%本设计采区属于低瓦斯矿区，但是煤尘爆炸危险性很大。预防煤尘爆炸措施（１）首先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；（２）在井下一定距离内应有完善的防尘撒水系统；（３）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。

第五章采区生产系统5.1采区运输5.1.1选择采区运输方式应满足的要求（1）考虑井田开拓系统的状况，并与运输系统统一规划，注意各环节余数能力的配合和统一。（2）运输系统尽量简化，尽量减少运输转载的次数。（3）积极采用连续运输以及全矿井辅助运输的机械化、连续化。5.1.2本设计采区运输方式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：SGZ-630/220，输送量450t/h，刮板链数0.93m/s，机槽尺寸：1500×630，当B=800mm时输送机弯曲段长度为12米。5.1.3运输系统的确定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，158.3t/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：=1.1×158.3×1.08×1=188t/h；转载机、破碎机能力应大于刮板输送机能力。6#煤工作面设计选用国产SGZ-630/220型刮板输送机、SZZ-730/32转载机、LPS-4000破碎机。表5-1刮板输送机技术参数表项目单位6#煤工作面型号SGZ-630/220输送能力t/h450电动机功率kW2×110链速m/s0.93刮板链型式m中双链中部槽规格mm(L×W×H)1500×630×232表5-2转载机技术参数表项目单位6#煤工作面型号SZZ-730/32输送能力t/h1100电动机功率kW132设计长度m41.2供电电压V1140中部槽规格mm(L×W×H)1500×730×222表5-3破碎机技术参数表项目单位6#煤工作面型号LPS-4000通过能力t/h2000电动机功率kW160出口粒度mm≤300供电电压V11402、运输平巷运输设备选型原则：=1\*GB2⑴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。=2\*GB2⑵移动尾装置宜选用液压式。3、采区上（下）山运输设备的选择运输轨道的轨距为600㎜，矿车用3.0t底卸式矿车，辅助运输用1.5t固定式矿车。选用JW2-1600/80.型号MD3.3—6，属双列弹簧式，容积3.3m3，最大牵引力60KN，名义载重3t，外形尺寸（mm）：3450×1200×1400，轨距600mm，质量1800kg，轴距1100m5.2采区通风5.2.1.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。5.2.2采区进回风上山选择本设计采区新鲜风流经轨道上山进风，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。5.2.1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型后退式通风系统。5.2.2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。5.3采掘工作面及峒室所需风量的计算5.3.1.采煤工作面需风量计算(1)按瓦斯涌出量计算：Q采=100·q采·kiQ采=100×20.17×1.5=3025.5m³(2)按工作面温度计算：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15mKi——工作面长度系数，按下表取：则Q采=60×1.5×15×1.2=1620m³/min(3)按人员计算：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,m³/min。以上几种方法计算的采煤工作面所需最大风量为：Q=3025.5m³/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≥60×0.25×Sai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15m按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Q采≤60×4×Sa225m3/min≤Q采≤3600由风速验算可知，采煤工作面所需最大风量Q采=3025.5m³/min，符合要求5.3.2掘进工作面所需风量(1)按瓦斯涌出量计算Q掘=100·q掘·Kd式中：Q掘——掘进工作面的需要风量，m³/min；q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/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1.5～2.0。掘进工作面的需风量Q掘=100×3.5×1.5=525m³(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，m³/min。则Q掘=4Ni=4×22=88m³/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，m³/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1.2～1.3；无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。故：Q掘=5.0×60×1.3=390m³(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=2×585=(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≥60×0.25×Sai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15m按最高风速验算各个掘进工作面的最大风量：Q掘≤60×4×Sa225m3/min≤Q掘≤由风速验算可知，掘进工作面所需最大风量Q掘=1170m³/min5.3.3、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=60～80m³/min，本次设计取80m³/min(2)爆破材料库Q爆=4×V/60式中：V——库房容积，m²。