毕业设计-年产100万吨煤矿西一煤采区设计说明书.doc

沈阳煤业(集团)有限责任公司红阳三矿西一七煤采区设计说 明 书设计能力：年产100万吨矿 长：总工程师：项目负责人：红阳三矿参 加 设 计 人 员专 业姓 名职 称采 矿工 程 师采 矿工 程 师采 矿工 程 师采 矿工 程 师采 矿助理工程师通 风工 程 师通 风助理工程师机 电工 程 师机 电工 程 师机 电助理工程师地 质工 程 师地 质高级工程师前 言红阳三矿于1991年12月26日破土动工，1997年5月投入试生产，2000年12月27日正式移交生产。矿井原设计生产能力为150万吨。矿井为立井单水平开拓，现有的生产采区为北二上、下采区。准备采区为西一采区和南一采区。本次的采区设计只作7煤层的设计，由于3煤层可采范围小，12煤层在本采区内以-1000米等高线为界，开采范围小，储量少，将来可以利用北二上、下采区系统联合开采，所以此次采区设计只作七煤的设计说明书。本次设计主要依据：1、原东煤公司煤田地质局一O三勘探队编制的红阳煤田三井精查地质报告；2、红阳三矿地测科编制的西一采区地质说明书；3、煤矿安全规程、煤炭工业设计规范及公司和矿有关指示精神。9目录1.地质概况11.1地层11.2构造21.3煤层与煤质31.4水文地质51.5瓦斯、煤尘、煤自燃倾向和地温62.生产能力及工作制度82.1储量82.2设计生产能力及服务年限82.3工作制度83.开拓与开采93.1开拓方式与开拓系统93.2掘进方式93.3采区布置及采煤方法94.设备选型及计算124.1工作面设备选型144.2采区运输设备能力校核155.采区通风185.1概况185.2通风系统195.3采区风量计算195.4通风阻力计算226.采区供电与通讯系统236.1采区机电设备236.2采区供电336.3采区压风、排水、降温系统426.4采区监测监控及通讯系统507.安全技术措施517.1安全设施517.2灾害预防528.采区主要经济技术指标551.地质概况1.1地层西一采区地层由第四系，第三系、侏罗系、二迭系、石炭系、奥陶系地层组成。现由新至老叙述如下：1.1.1 第四系（Q）主要为冲积洪积相及河漫相，湖沼相堆积同，岩性为砂、砂砾、砾石，夹少量粘土、亚粘土、亚砂土及淤泥组成,总厚度137.7m176.7m，平均厚155.07m。与下伏地层为角度不整合接触。1.1.2第三系（N）新第三系:由黄褐色、灰绿色泥岩、砂岩、砂砾岩组成，固结比较疏松，呈半成岩状态。偶夹薄层木质褐煤。总厚度021.08m,平均厚14.19m。与下伏地层为角度不整合接触。1.1.3 侏罗系上统大明山组（J3）本组地层角度不整合超覆沉积在上古生界不同层位之上，根据岩性可分为三段：上段梨树沟层，为灰色、灰绿色泥岩、灰白色凝灰岩夹薄层砂岩、粉砂岩、泥岩及浅灰色泥岩。中段小岭火山岩层。以中酸性安山岩、流纹岩、安山质集块岩、凝灰岩为主间夹薄层紫红色粉砂岩。下段小东沟层，以紫色厚层粉砂岩为主，夹薄层灰绿色杏仁状玄武岩。底部有15.0m左右的灰岩质砾岩。本组厚577.83m628.95m，平均厚：598.88m。1.1.4 石炭系（）：1）上统太原组（3）：本组为本区主要含煤地层。含煤七层（层号为8-14，其中12、13煤为沉积较为稳定的中厚可采煤层）。该组按岩性组合特征可分为：上部黑色泥岩，夹薄层灰岩段和中部砂岩段；下部含煤段（该区底部为D层耐火粘土）；底部砂岩段。本组厚67.70m82.22m，平均厚72.98m。2）中统本溪组（2）：平行不整合于中奥陶统马家沟组之上，按岩性大致可分为上、下两段，总厚150m左右。上段由57层薄层灰岩和浅灰绿色砂岩互层组成，灰岩厚度一般不大。下段以紫色、杂色粘土质泥岩为主，夹灰绿色砂岩。粘土岩黑色泥岩，底部为山西式铁矿及G层耐火粘土。1.1.5 奥陶系中统马沟家组（2）本组岩层的组成以深灰、灰褐色厚层石灰岩、白云质灰岩为主。含大量的头足类及角石类化石为其特征，该组约400m。1.2构造1.2.1褶曲西一采区地层平缓，产状250310412, 总体为单斜构造，而在单斜构造内有宽缓背向背斜，起伏较小。1.2.2断层本采区位于背斜轴部断层组西翼。采区中部及西侧煤层倾角3-10，精查报告提供西一采区边界断层2条，区内未组合断点3个（参见表1）。主要断层情况现分述如下：1）F60号断层：位于井田中央北斜轴部，F59号断层以南，本采区南侧，为采区南部边界断层。倾向300，倾角80，最大落差52m，正断层。已查明。2）59号断层：位于井田中央北斜轴部，F60号断层以北，本采区南侧，为采区南部边界断层。倾向120，倾角4580，最大落差76m，正断层。已查明。1.2.3 火 成 岩本井田岩浆岩活动分为两期，燕山期和第三纪喜马拉雅期。燕山期对煤系影响不大。喜马拉雅期火成岩以辉绿岩为主，沿构造和层间裂隙以及松软岩体呈岩床或岩墙侵入煤系和煤层之间，对煤层和煤质均有破坏。西一采区断层特征表 表1-2-1序号断层名称性质倾向倾角落差（m）推断依据控制程度1F60正断层3008052钻孔实见已查明2F59正断层120458076钻孔实见已查明3929号孔断点512煤缺失已查明41047号孔断点212煤缺失已查明5894号孔断点512煤缺失已查明6928与810号孔间断层正断层5煤层高差不足1.3煤层与煤质1.3.1煤层 本采区含煤地层为上石炭系太原组及下二迭系山西组，共含煤14层，可采有五层，分别为3、7、12-1、12-2、13号煤层。其中3煤位于山西组上部；7煤位于山西组下部；12-1、12-2、13号煤层位于太原组下部，现由上往下叙述如下：3煤：为局部可采的临界可采的薄煤层，采区北部、东部及南部均有不可采的块段。西部大多可采，煤厚0.641.17m，平均厚0.88m。7煤：为稳定的复合煤层，一般分为7-1、7-2、7-3三分层，其中7-1煤不可采。7-1煤厚0.200.60m,平均厚度0.36m。夹矸泥岩，厚0.561.05m,平均厚度0.70m。7-2煤厚0.250.65m,平均厚度0.42m。夹矸泥岩，厚0.100.47m,平均厚度0.25m。7-3煤厚0.741.79m,平均厚度1.14 m。7-2至7-3煤总厚为，1.402.16m,平均厚度1.73m。全区可采。12-1煤：沉积较稳定，煤厚1.341.71m，平均厚度1.52m。煤层结构一般为两分层，夹矸有时为2层，有时无夹矸。夹矸累计厚度0.050.20m,平均0.14 m,均为黑色泥岩。12-2煤：沉积较稳定，煤厚1.281.84m,平均厚度1.54m，一般为单一煤层，有时1层夹矸，均为黑色泥岩。夹矸平均厚0.08m, 均为黑色泥岩。13煤：结构复杂，沉积不稳定，灰分大，厚度变化大。煤层结构一般为两分层；夹矸1层，多为泥岩或粉砂岩，累计厚度0.20m0.63m,平均0.40 m。煤层厚度2.222.73，平均厚2.41m。详见煤层特征表1-3-1煤层特征表 表1-3-1煤层号煤层采厚（m）煤层间距（m）煤层结构可采性备注最小最大平均最小最大平均30.641.170.88单一局部38.5749.8443.6571.402.161.73复合全区60.6670.0064.8712-11.341.711.52复合全区1.071.611.3212-21.281.841.54复合大部1.393.152.14132.222.732.41复合大部1.3.2煤质1、煤种7煤煤种为贫瘦煤（PS）。2、物理性质和煤岩特征7煤多呈半光亮型，由亮煤和暗煤组成，夹有镜煤线理，含少量黄铁矿，呈透镜状或分散状分布。光泽较强，颜色为黑色或灰黑色，多呈粉状或碎粒状，条带状结构，内生裂隙发育。3、煤质特征7煤：原煤、精煤灰份，硫份和磷的含量与三煤相比都稍有偏高，属低灰、低硫、低磷煤，。详见煤质特征表1-3-2。煤质特征表 表1-3-2煤质特征单位7煤备注水分Wf%0.70灰分Ag%17.60挥发份Vr%15.15粘结性3QfDT卡/克7288QfGW卡/克QrGW卡/克SgQ%0.66Pg%0.01胶质层Ymm1.50粘结指数GRI11.01.4水文地质1.4.1地层含水性及补给来源1、第四系孔隙承压强含水层全区发育，为井田内主要含水层。该系地层由粘土、亚粘土、粉、细、中、粗砂及砂砾、卵砾等组成，总厚度137.7176.7m,平均厚度155.07m。粘土、亚粘土为隔水层，粉、细、中、粗砂，砂砾为强含水层。根据抽水试验资料，第四系单位涌水量为3.277.60 l/sm，渗透系数0.9811.0 m/d。水头深度一般20m。水力补给来源为大气降水和地表水系,补给强度随季节变化，年变化幅度为23m。2、侏罗系上统大明山组裂隙承压弱含水层，由泥岩、安山岩、细砂岩及底砾岩组成，厚度为577.83628.95m。单位涌水量0.002590.015 l/sm，渗透系数0.002210.0596 m/d。红阳三矿生产采区北一、北二采区多处巷道揭露侏罗系底砾岩，均不含水。3、石炭系上统太原组厚67.70m82.22m，由泥岩、砂岩、粉砂岩组成；中统本溪组厚约150m，由泥岩、砂岩、粉砂岩及灰岩、泥灰岩等组成。两组均为弱含水层。单位涌水量0.00004-0.00064 l/sm，渗透系数0.00004-0.00084 m/d。4、奥陶系灰岩裂隙岩溶水 灰岩中不含水，但裂隙和岩溶情况不详。巷道设计要远离该层位，防止发生岩溶水及裂隙水突水事故。5、断层水由于上侏罗统大明山组为弱含水层，覆盖在煤系地层之上，而F48、F49、F51断层仅切割石炭系地层。所以F59、F60断层水的补给来源小，预计导水和富水性较弱。但是由于地质构造的复杂性，断裂带不同地段含水、导水条件及水力来源的复杂性差异较大，故在开采中应对F59、F60断层，编制防突水施工措施。6、钻孔水本井田顶部侏罗系上覆厚度大、分布广的第四系承压强含水层。但煤系地层与第四系之间有约600m的侏罗系弱含水层相隔，第四系水平循环带不在矿床导水裂隙带范围之内，远离矿体，因此对矿床充水无直接威胁。而本井田所打钻孔均由第四系钻到太原组或本溪组地层，穿过煤系地层。所以这些钻孔就构成了各含水量和地表水通道，当巷道接近或揭露钻孔时，如封闭不好就会发生突水。西一采区有417、810、734、929、905钻孔封闭不良，故在采掘生产中采取探放水措施，防止封闭不良钻孔漏水。1.4.2涌水量预计预计西一采区正常涌水量为10 m3/h，最大涌水量为30 m3/h。1.5瓦斯、煤尘、煤自燃倾向和地温1.5.1瓦斯情况：瓦斯地质图上，本采区由北向南瓦斯含量逐渐增加。12-1、12-2、13煤北部大部分为低瓦斯区，瓦斯含量小于10m3/t；南部有瓦斯含量大于10m3/t，为高瓦斯区，最高达18.8 m3/t。7煤瓦斯含量分布规律与12、13煤基本相符，只是瓦斯含量低于12、13煤。瓦斯含量513 m3/t之间。3煤仅井检孔采了一个样，瓦斯含量7.61m3/t。综上所述，西一采区为高瓦斯区。详见表1-5-1、1-5-2、1-5-3。各煤层瓦斯含量及突出危险性在采区生产前须进一步查明。西一采区3煤层瓦斯含量一览表 表1-5-1孔号瓦斯含量孔号瓦斯含量孔号瓦斯含量孔号瓦斯含量井检7.61最小：最大：平均:单位: m3/t说明井检孔位于广场煤柱西一采区7煤层瓦斯含量一览表 表1-5-2瓦斯含量孔号瓦斯含量孔号瓦斯含量孔号瓦斯含量井检7.4090511.27最小：7.40最大：11.27平均:9.34单位: m3/t说明井检孔位于广场煤柱西一采区12、13煤层瓦斯含量一览表 表1-5-3 孔号瓦斯含量12-112-213采用值备注9543.269.359.35105010.5710.3910.57104713.3516.6216.628959.290515.008.1910.4815.0095515.4018.8017.3018.809708.51.5.2煤尘和煤的自燃倾向煤尘具有爆炸性，7煤煤尘爆炸指数为17.47%。12煤煤尘爆炸指数为17.76%。煤层为二类自燃煤层，发火期为3-6个月。1.5.3地温恒温带深度为25米，温度为9.8。本井田全孔地温梯度为3.078/100m；煤系地层地温梯度为3.27/100m。本区地温-850米水平绝大部分属于一级热害区（3137 ），-850米水平以下，属于绝大部分二级热害区。2.生产能力及工作制度2.1储量2.1.1地表西一采区地面平坦，大部分为稻田，地面标高为+21.7+23.9。地面建筑物东北部有杨家甸子村，中部有树碑台村。2.1.2西一采区范围西一采区位于井田中部，南以F60和F59号断层为界，与南一采区相邻，东以工业广场保安煤柱为界，西以7煤层-1000m等高线为界，北以纬线4595695为界。详见红阳三矿西一采区平面布置图2-1-1。2.1.3储量 见该区域储量见表2-1-1。西一采区储量表 表2-1-1 （单位：万吨）煤层基础储量（111b）储量（111）7煤468.5337.2合计468.5337.22.2设计生产能力及服务年限西一采区设计生产能力为100万吨，日产3333 吨。本采区服务年限T=ZK/AK=337.2/1001.4=2.4年式中：ZK-可采储量，万吨 A-生产能力，100万吨 K-储量备用系数，取1.42.3工作制度年工作日300天，每天三班作业，每班工作8小时。3.开拓与开采3.1开拓方式与开拓系统3.1.1开拓方式西一采区采用平斜岩巷进行开拓，一条岩巷为西翼轨道大巷，现已形成，此巷道沿-850水平进行掘进，主入风兼辅助运输；另一条岩巷为西一胶带大巷，分两段布置，一段为平巷，另一段为斜巷，现已形成；再一条为回风大巷，一部分沿煤层布置，另一部分布置在岩石中，通过斜巷联通煤层与岩石巷道。详见C1003-163-01采区巷道布置及机械配备图。3.1.2开拓系统1、西翼轨道大巷：在副井环形车场处沿-850水平拉门，沿东西方向布置一段巷道，另一段沿南西方向布置。现两段巷道已形成。并通过煤层巷道与西一采区轨道巷相连。2、西翼胶带大巷：在主井煤仓上方大致沿东西方向布置两段巷道，一段为斜巷，另一段为平巷，通过主井煤仓上方一个小溜煤眼与主井相连通，斜巷底部与西一采区胶带巷相通。3、西翼回风大巷：在7煤层中布置回风大巷，并通过联络巷与岩石回风石门、回风上山相联通，利用现有的北风井回风。4、西一采区主要巷道特征见表3-1-1。3.2掘进方式本采区的准备巷道全部布置在煤层中，掘进方式均采用综掘机施工，巷道采用锚网支护方式。3.3采区布置及采煤方法3.3.1采区巷道布置采区内三条准备巷道利用北二上采区南翼三条煤巷系统，沿南北方向平行布置三条集中巷，采区为单翼布置，工作面为仰斜开采。采区巷道工程特征及工程量见表3-1-1。103.3.2生产系统1、运煤系统：采煤工作面采出的煤经工作面运输机运输顺槽转载机、各台皮带机胶带运输巷西一胶带大巷西一溜煤眼主井千吨煤仓经箕斗提至地面。掘煤直接进入皮带运输系统。2、辅助运输系统：材料经副井井底车场西翼轨道大巷材料斜巷西一采区轨道巷运输（回风）顺槽工作面。3.3.3采煤方法本采区各煤层均采用倾斜长壁后退式采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。3.3.4采区机械设备见图 C1003-163-01 西一七煤采区巷道布置及机械配备图。3.3.5采区生产能力1、回采工作面布置投产时为一个综采工作面，即能达到设计生产能力。综采工作面为“两采一准备”，采用“双九一六制”作业方式，其中准备班检修后，生产班进刀出煤。2、采区设计生产能力为年产100万吨，其中综采工作面生产能力为90万吨，掘进煤为10万吨。西一七煤采区的服务年限为2.4年。4.设备选型及计算结合我矿西一采区工作面实际情况，采用456KW采煤机，2315KW运输机，200KW转载机，160KW破碎机，125KW乳化泵2台，2200KW皮带机3台，液压支架173组，45KW喷雾泵2台，1000KW移变2台，630KW移变1台。设备布置见图4-1-1。11序号单 位 工 程 名 称技术特征支护水沟铺轨坡度()断面积(m2)工程量(米)工作量(万元)预算编号支护方式厚度(mm)规格(kg)单双净掘合计半煤岩巷岩巷单价（元）合计半煤岩巷岩巷总计合计巷道61486148一准备巷道1西一七煤采区胶带运输巷矩形锚网无212.6012.60190919092西一七煤采区辅助运输巷矩形锚网无24单212.6012.60190019003西一七煤采区专用回风巷矩形锚网无24单212.1813.20190119014西一七煤采区材料斜巷矩形锚网无24单712.6012.602622625联络川矩形锚网无24单712.6012.6084846西一采区变电所矩形锚网喷浆100无24单212.1813.29292二首采面工程量7706运输顺槽矩形锚网无24单712.6012.60116011608706回风顺槽矩形锚网无24单712.6012.60116011609706开切眼矩形锚网无215.6815.68200200三其它巷道1011西一七煤采区巷道工程量统计表表3-1-112134.1工作面设备选型工作面主要设备表 表4-1-1采煤方法倾斜长壁后退式工作面长150-200米落煤方式采煤机螺旋滚筒落煤煤层倾角平均7度循环方式多循环采高1.8米作业方式双九一六制采煤机MG2100-456WD型顶板管理自然垮落法工作面运输机SGZ764/315型（综）SGZ830/750型（综）支护形式ZY5600/17/35型液压支架（综）顺 槽运输机SZZ800/250型转载机1200/2200皮带机支架选型计算：4.1.1ZZ5600/17/35型液压支架选型计算：1、顶板载荷计算综采工作面：P=RHY9.8=111.82.49.8=465.70KN/M2R7煤直接顶板岩石厚度加上7-1煤及夹矸厚度：取11H工作面采高Y上履岩层容重2.4T/ M32、ZY5600/17/35型液压支架的额定工作阻力为5600KN/架，实际工作阻力为4830KN/架，合算支护强度为920KN/ M2。3、支架的支护强度校合：综采工作面支架的支护强度920KN/ M2，大于顶板载荷强度465.7KN/M2，能够满足顶板初次垮落、周期来压的要求，故该支架选型合理。4.2.2ZY4800a(b)/10/22D型液压支架选型计算：1、顶板载荷计算综采工作面：P=RHY9.8=111.82.49.8=465.70KN/M2R7煤直接顶板岩石厚度加上7-1煤及夹矸厚度：取11H工作面采高Y上履岩层容重2.4T/ M32、ZYZY4800a(b)/10/22D型液压支架的额定工作阻力为4800KN/架，实际工作阻力为 3840KN/架，合算支护强度为 731.4KN/ M2。3、支架的支护强度校合：综采工作面支架的支护强度731.4KN/ M2，大于顶板载荷强度465.7KN/M2，能够满足顶板初次垮落、周期来压的要求，故该支架选型合理。4.2采区运输设备能力校核4.2.1刮板输送机运输能力：m =3600F. =36000.37910.61.1 =900.5t/h式中：m刮板输送机运输能力 t/hF货载沿溜槽中横断面积 m3煤的松散密度 取=1t/m3装满系数 取=0.6该顺槽为向上运输，运输倾角为7100，故该值取0.6刮板链与采煤机的相对运行速度根据以上计算，选择SGZ764630型中双链刮板输送机，运输能力满足要求。4.2.2皮带运输机运输能力m=3600k.B2.C. =36004581.222.51.00.95 =1566.36t/h式中：m皮带运输机运输能力 t/hB胶带宽度 1.2 m货载散集密度 因胶带以运输煤为主，煤在胶带上堆积角取300，故该值取=1t/m3k货载断面系数 取=0.6该皮带为槽型载货，煤在胶带上堆积角为300，故该值取458胶带速度 m/sC输送机倾角系数该采面为倾斜向上运输，巷道倾角为8150，该值取0.95根据以上计算，选择DST120/2200型可伸缩式胶带运输机，运输能力满足生产要求。 4.2.3各个采区及运输材料道的绞车按平均坡度90计算，提升能力为：1、JD-40绞车提升能力核算：已知：绞车牵引力：2500kg 巷道坡度：9 运输距离：450米 矿车自重：600 kg 矿车货载净重：2400 kg 矿车运行阻力系数：f1=0.015 钢绳运行阻力系数：f2=0.2 选619-18.5钢丝绳 抗拉强度170 kg/mm2 钢绳单重：121.8kg/100m 破断拉力总合：21900kg计算绞车（JD-40）一次最大提升重量Fjmax=2500-121.84.5（sin9+0.2cos9）/（sin9+0.015cos9） =2305.9/0.171=13485kg计算一次提煤、岩等材料类重车数 n=2327.5/（600+2400）（sin9+0.015cos9）=2327.5/513=4.49辆验算619-18.5钢丝绳安全系数m=21900/2500=8.766.5倍 合格结论：1、一次提煤、岩等材料类重车为4车。2、一次提工字钢、铁道、管材类重车为2车。3、一次提绞车、移变类大件重车为1车4、一次提升空车为6辆。5、一次提升最大重量（含车自重）不允许超过13000kg。2、JD-25绞车提升能力核算：已知：绞车牵引力：1600kg 巷道坡度：9 运输距离：450米 平板车自重：1000 kg 矿车自重：600kg矿车货载净重：2400 kg 矿车运行阻力系数：f1=0.015 钢绳运行阻力系数：f2=0.2 选619-15.5钢丝绳、抗拉强度170 kg/mm2 钢绳单重：84.57kg/100m 破断拉力总合：15200kg计算JD-25绞车提升能力核定：计算绞车（JD-25）一次最大提升重量Fjmax=1600-0.8457450（sin9+0.2cos9）/（sin9+0.015cos9） =1465.28/0.171=8568.88kg计算一次提煤、岩等材料类重车数N =1465.28/2400（SIN90.015COS9）=3.57车 取3辆计算一次提空车数n=1465.281000（SIN90.015COS9）=1465.28171=8.56 取6辆验算619-15.5钢丝绳安全系数m=15200/1600=9.56.5倍 合格结论1、一次提煤、岩等材料类重车为3车。2、一次提工字钢、铁道、管材类重车为1车。3、一次提绞车、移变类大件重车为1车4、一次提升空车为6辆。5、一次提升最大重量（含车自重）不允许超过8500kg。3、JM2-14绞车提升能力核算：已知：绞车牵引力：13720kg 巷道最大坡度：9运输距离：450米 平板车自重：1000 kg 矿车自重：600kg矿车货载净重：2400 kg 矿车运行阻力系数：f1=0.015钢绳运行阻力系数：f2=0.2 选61921.5钢绳 抗拉强度170 kg/mm2 钢绳单重1.658/ 破断拉力总和29800， 计算JM2-14绞车提升能力核定：1）、计算JM2-14绞车一次最大提升重量Fjmax=13720-1.658450（sin9+0.2cos9）/（sin9+0.015cos9） =13455.8/0.171=78689.3kg2）、计算一次提沙、煤、岩类重车数n=13455.8/3000（SIN90.015COS9）=26.2 取6辆3）、计算一次提空车数n=13455.81000（sin9+0.015cos9）=13455.8171=78.6 取8辆验算619-21.5钢丝绳安全系数m=29800/2462=12.16.5倍 合格结论1、一次提煤、岩等材料类重车为4车。2、一次提工字钢、铁道、管材类重车为2车。3、一次提绞车、移变类大件重车为1车4、一次提升空车为6辆。3、一次提升最大重量（含车自重）不允许超过18300kg。5.采区通风5.1概况西一采区开采煤层为7煤，根据地质资料7煤瓦斯相对涌出量为711.27m3/t；煤尘爆炸具有爆炸性，爆炸指数为17.47% ；煤炭自然发火期为36个月。 该采区利用副井及辅助提升井入风，现有风井回风。矿井主要通风机共两台，一台运行，一台备用。5.2通风系统采区由西一轨道巷入风，风流经西一采区7煤轨道巷至西一采区7煤辅助运输巷和集中运输巷进入工作面运顺。回风流由回风顺槽至西一采区7煤专用回风巷、1# 7煤回风巷、-845回风石门、-845回风上山到达风井。采区内采掘工作面均实行独立通风，回采工作面采用“U”型通风方式。掘进工作面采用压入式通风。5.3采区风量计算采区风量按下列要求分别进行计算，并取其中最大值5.3.1、按采区内同时工作的最多人数计算Q=4NK=41801.15=828 m3/min式中 Q采区供风量，m3/min； N采区内同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟供风标准，m3/min；K矿井通风系数，取1.15；5.3.2、按采煤、掘进、硐室等实际需风量计算Q =（Q采+Q掘+Q硐+Q它） K 通式中：Q采采煤实际需要风量的总和，m3/min；Q掘掘进实际需要风量的总和，m3/min；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q它其它行人和维护巷道需要风量的总和，m3/minK通通风系数，取1.151、采煤工作面需风量计算采煤工作面风量计算是根据瓦斯涌出量、温度、人员分别进行计算，并取其中最大值作为决定风量，然后按风速进行验算。计算公式如下：a、按瓦斯绝对涌出量计算：Q采=100 q采kCb、按温度计算： Q采=60VCSCKic、按工作面人员数量计算： Q采 = 4nCd、按风速验算：15SQ采240S式中，Q采-回采工作面需要风量,m3/min;q采-回采工作面风排瓦斯量, m3/min; kC-回采工作面风量备用系数,取1.3；VC -回采工作面按温度所需风速, m/s;SC-回采工作面平均断面积， m2；Ki工作面长度系数，取1.40nC -回采工作面人数。按以上公式计算各工作面风量如下：工作面日产量3000t，瓦斯相对涌出量Q瓦取11.27 m3/t，生产时间按20小时计算，工作面最高绝对瓦斯涌出量为11.273000/1200=28.175 m3/min。工作面进行瓦斯抽放，瓦斯抽放量为17 m3/min，所以采煤工作面需通风排除的瓦斯量为q采=11.175m3/min1）按瓦斯绝对涌出量计算工作面所需风量为：Q采=10011.1751.3=1453 m3/min2）按工作面温度26计算：Q采=601.86.721.4 =1016 m3/min 3） 按工作面人数计算：Q采=440=160 m3/min根据上述计算结果，取工作面的风量为1500m3/min按风速验算 ： 120 15001612 ，满足要求。 采区内布置1个采煤工作面和一个备用工作面，备用工作面配风量1000 m3/min，则采煤需要总风量为：Q采=1500+1000=2500m3/min2、掘进工作面风量计算1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘kd=1001.51.5=225 m3/min式中 Q掘掘进工作面需要风量m3/min；q掘掘进工作面平均瓦斯涌出量m3/min；kd掘进工作面瓦斯涌出风量备用系数， 1.5-2.0；2）按炸药使用量计算。Q掘=25AC=258=200 m3/min式中 Q掘掘进工作面实际风量m3/min；AC 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg.3）按局部通风机吸风量计算Q掘=QfIkf=50011.2=600m3/min式中 Q掘掘进工作面实际风量m3/min；Qf局部通风机额定风量m3/min；I局部通风机的台数；kf风量备用系数。4）按工作人员数量计算Q掘=4nj=420=80 m3/min式中 nj掘进工作面同时工作的最多人员数量，人。5）按风速进行验算按煤矿安全规程规定煤、半煤岩掘进工作面应满足：15SjQ掘240Sj 1512.6Q掘24012.6即： 189 210 3024 满足要求。式中 Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。因此，每个工作面分流风量确定为600 m3/min，采区按3个独立分流掘进工作面，则采区内掘进工作面总需风量为：Q掘=3600=1800 m3/min 3、硐 室采区变电所1个，需风量为100m3/min；4、其它行人和维护巷道其它行人和维护巷道的需风量按3个独立分流，每个独立分流风量90 m3/