【正文】 采煤工作面絕對瓦斯涌出量計算：采煤工作面的絕對瓦斯涌出量按下式計算：q絕=q相T/1440=300/1440=式中：q絕————絕對瓦斯涌出量m3/minq相————采煤工作面相對瓦斯涌出量，m3/t，根據相鄰礦井及同類礦井在生產中的實際統(tǒng)計，采煤工作面瓦斯涌出量一般占礦井瓦斯涌出量的65%，則采煤工作面的瓦斯涌出量為：65％＝。T————最高日產量（t/d），取300t按絕對瓦斯涌出量計算：采煤工作面按絕對瓦斯涌出量計算風量的公式為：Q=100 q絕k=100=258m3/min =式中: q絕————采煤工作面絕對瓦斯涌出量， m3/minK————瓦斯涌出不均衡系數，～；。②按最大班出勤人數計算Q=4N=425=100m3/min=式中: N——工作面最大班出勤人數③按炸藥使用量計算Q采＝25Ac式中 Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸藥量，取8kg；故 Q采＝258=200(m3/min)= (m3/s)④按工作面溫度計算Q采＝VcScKi==式中: Vc——工作面風速， Sc——工作面平均斷面，Ki：工作面長度系數。⑤按風速驗算Qmin=15s=15=Qmax=240s=240= m3/min= m3/s式中: s——工作面平均斷面積綜合上述計算，回采工作面按Q采=。2）掘進工作面風量計算①按絕對瓦斯涌出量計算掘進工作面按絕對瓦斯涌出量計算風量的公式為：Q=100 q絕k=100=式中: q絕———掘進工作面絕對瓦斯涌出量， q絕=K————瓦斯涌出不均衡系數，②按最大炸藥消耗量計算Q=25A=254=100 m3/min=式中： A——掘進工作面最大炸藥消耗量，約4Kg。②按工作面最大班出勤人數計算Q=4N=415=60 m3/min=1 m3/s式中：N——掘進工作最大班出勤人數，取15人③按局部通風機實際風量計算Q掘= Q扇I＋60 ＝2101+60=276m3/min=式中: Q掘————掘進工作面實際需風量， m3/min Q扇————局部通風機實際吸風量， m3/minI————局部通風機臺數，臺S————工作面平均斷面，其風量為150～210m3/min。④按風速驗算Qmin=15s=15=66m3/min=Qmax=240s=240=1056m3/min=式中: s——掘進工作面斷面，m2綜合上述計算，掘進工作面按取Q=。3)硐室風量計算①容易時期：該礦容易時期設計有兩個獨立通風硐室， m3/s；一個為11絞車房， m3/s；一個為11水泵房， m3/s。硐室的風量按下式計算： Q硐=（3600ΣWθ）/（ρCP60Δt） 式中：Q硐——機電硐室供風量（m3/min）3600——熱功當量，1KWh=3600kJΣW——機電硐室中運轉的電動機總功率，kwθ——機電硐室發(fā)熱系數，ρ——空氣密度，CP——空氣的定壓氣熱，KΔt——機電硐室進回風巷的溫度差，℃ Q絞=（360095）/（60） =95m3/min=Q泵=（360037）/（60） =37m3/min= m3/s②困難時期：該礦困難時期設計有四個獨立通風硐室，；一個為11絞車房， m3/s；一個為12絞車房， m3/s；一個為變電所， m3/s；一個為21水泵房， m3/s。硐室的風量按下式計算： Q硐=（3600ΣWθ）/（ρCP60Δt） 式中：Q硐——機電硐室供風量（m3/min）3600——熱功當量，1KWh=3600kJΣW——機電硐室中運轉的電動機總功率，kwθ——機電硐室發(fā)熱系數，ρ——空氣密度，CP——空氣的定壓氣熱，KΔt——機電硐室進回風巷的溫度差，℃Q絞=（360095）/（60） =95m3/min=Q泵=（360055）/（60） =55m3/min= m3/s。4）分別法，按各需風地點實際需風量計算礦井風量：Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)K礦式中：ΣQ采——采煤工作面所需風量之和；ΣQ掘——掘進作面所需風量之和；ΣQ硐——各獨立供風硐室所需風量之和；ΣQ其它——其它行人和維護巷道所需風時之和，根據該礦的開拓及巷道布置，?。é睶采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）的10％。容易時期：∑Q其它=（+2+）10％=（m3/s）困難時期：∑Q其它=（+2+）10％=（m3/s）K礦————礦井通風系數（包括礦井內部漏風和配風不均勻系數）。Q 易=（+2++）=Q 困=（+2++）=因此，礦井容易時期總風量按Q＝23m3/s配風，困難時期總風量按Q＝26m3/s配風。5）風量分配：①容易時期礦井總風量為23m3/s,其中：回采工作面配風8m3/s， m3/s,硐室配風3m3/s，其它1 m3/s。風量分配見下表：表621 風量分配表 供風地點需風量m3/s回采工作面8掘進工作面（2個）2硐室3其它1合計23②困難時期礦井總風量為26m3/s,其中：回采工作面配風8m3/s， m3/s,硐室配風3m3/s，其它1 m3/s。風量分配見下表：表622 風量分配表 供風地點需風量m3/s回采工作面8掘進工作面（2個）2硐室6其它1合計26（二）通風阻力礦井通風摩擦阻力采用下式計算： （Pa）式中：Α—摩擦阻力系數，（NS2/m8）； 巷道長度，（m）； q通過巷道的風量，（m3/s）；s巷道凈斷面，（m2）；p巷道凈周長，（m）；礦井通風容易時期需風量為23m3/s，；通風困難時期需風量為26m3/s。礦井通風容易時期的通風線路（見圖6－2－1）為：主平硐→進風繞道→11101運輸巷→11101切眼（首采工作面）→11101回風巷→回風平硐→引風道→地面。礦井通風容易時期阻力見計算表623。表623 礦井通風容易時期阻力計算表礦井通風困難時期的通風線路（見圖6－2－2）為：主平硐→11運輸下山→12運輸下山→21運輸下山→21109運輸巷→21109切眼（21采區(qū)北翼最后一個工作面）→21109回風巷→21回風下山→12回風下山→11回風下山→回風平硐→引風道→地面。礦井通風困難時期阻力見計算表624。表624 礦井通風困難時期阻力計算表 　　　3）礦井通風等積孔（m2）`式中： A全礦井等積孔，（m2）；Q礦井需風量，（m3/s）；h全礦井通風阻力，（Pa）；經計算，，屬于中等阻力礦井。因此，生產期間應加強礦井的通風設施的管理，特別是設置風門和密閉，減少漏風，合理配風，同時加強對通風巷道的維修工作。第三節(jié) 通風安全裝備一、通風設施為保證采、掘工作面的風量并使風流按規(guī)定流動，在風流流動的路線中設置有風門及調節(jié)風門等通風構筑物。為防止爆炸性氣體沖擊主要通風機，在回風平硐井口設置防爆門，引風道與回風平硐之間的夾角為30186。，防爆門至井筒內引風道開口位置為15m，礦井安裝兩臺同型號同能力的主要通風機，一臺工作，一臺備用，礦井主要通風機通過風機反轉反風。二、防止漏風措施風門等通風構筑物應設在圍巖堅固、地壓穩(wěn)定地段，并加強管理，經常檢查、維修，保持完好，防止通風設施、構筑物漏風。三、降低風阻措施砌碹巷道應盡可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低風阻。在容易產生局部阻力地點，應盡量減少局部阻力系數。巷道連接邊緣應做成斜線或圓弧形，巷道轉彎處應盡量避免直角轉彎或小于90186。轉彎，并將轉彎處內、外側按斜線或圓弧型施工，必要時應設置導風板。在日常通風管理中，應避免在主要巷道停放礦車、堆雜物，有的材料應堆放整齊，巷道應隨時修復，保證巷道有足夠的有效通風斷面，以利風流暢通。四、反風方式、反風系統(tǒng)及設施反風方式采用風機反轉進行反風。反風設施的檢查，反風演習，必須按《煤礦安全規(guī)程》第122條：“生產礦井主要通風機必須裝有反風設施，并能在10min內改變巷道中風流方向，當風流方向改變后，主要通風機的供風量不應小于正常供風量的40%” 執(zhí)行。每季至少檢查1次反風設施，每年進行1次反風演習，礦井通風系統(tǒng)有較大變化時，應進行1次反風演習。在通風系統(tǒng)中各種通風設施的配置已考慮保證反風系統(tǒng)的形成。首采面反風路線為：新鮮風流→通風機→引風道→回風平硐→11101回風巷→11101采面→11101運輸巷→進風繞道→聯絡巷→主平硐。五、安全避災途徑礦井安全出口設置與保證措施⑴ 本礦井根據斜井開拓的具體布置，分別在主平硐、回風平硐設有兩個通往地面的安全出口，安全出口間的距離大于30m。井下采區(qū)內，通過大巷或聯絡巷道分別與兩個井筒相連。為保證安全出口暢通，井下井巷交叉地點必須設置路標，表明所在地點，指明通往安全出口的方向，井下工作人員必須熟悉通往安全出口的路線。⑵ 安全出口應經常清理、維護，保持暢通。井下避災路線（詳見 圖 10 避災線路圖）根據井下發(fā)生災害的地點不同或災害類型不同，有不同的避災路線。因此事故發(fā)生時，在場人員應盡量了解和判斷事故性質、地點及災害程度，并由在場的負責人或有經驗的老工人帶領，根據當時當地的實際情況，選擇安全路線或按預先規(guī)定的安全線路，迅速撤離危險區(qū)域。井下發(fā)生冒頂事故時，要及時加強冒頂區(qū)的支護，全力營救被煤、矸埋住的人員。（1）火災、瓦斯及煤塵爆炸井下發(fā)生火災、瓦斯及煤塵爆炸時，要立即通知附近的工作人員迅速撤除災區(qū)，向火焰燃燒的相反方向迎著新鮮風流撤退，最好利用平行巷道，迎著新鮮風流繞過火區(qū)，沿新鮮風流流向的相反方向撤退，人從火區(qū)撤出時，必須帶上自救器。采、掘工作面的火災、瓦斯及煤塵爆炸避災路線（井下人員朝新鮮風流來向撤退出礦井）：采煤工作面：采煤工作面→11101運輸巷→進風繞道→聯絡巷→主平硐→地面；11102回風巷掘進工作面：掘進工作面→11運輸下山→聯絡巷→主平硐→地面；11102運輸巷掘進工作面：掘進工作面→11運輸下山→聯絡巷→主平硐→地面；（2）水災井下發(fā)生透水事故時，應撤退到涌水地點上部水平，避免進入涌水附近的獨頭巷道。但當獨頭上山下部唯一出口被淹沒無法撤退時，也可在獨頭工作面暫避。若是老塘老空積水涌出，則須在待避前快速構筑避難硐室，以防被涌出的有毒有害氣體傷害。采、掘工作面發(fā)生水災時的避災線路為：采煤工作面：回采工作面→11101回風巷→回風平硐→地面；11102回風巷掘進工作面：掘進工作面→11回風下山（11運輸下山）→回風平硐（聯絡巷→主平硐）→地面；11102運輸巷掘進工作面：掘進工作面→11回風下山（11運輸下山）→回風平硐（聯絡巷→主平硐）→地面；頂板災害：發(fā)生頂板災害時根據人員所在遇險位置向安全地點撤離。第七章 礦井主要設備第一節(jié) 提升、運輸設備本礦井采用平硐開拓，主平硐調度絞車運輸，11運輸下山采用絞車提升，擔負礦井煤炭、矸石、設備、材料和人員的運輸等提升作業(yè)任務。礦井設計生產能力9萬噸/年。礦井年工作日330d，四班制工作，每天三班生產，一班準備。一、11運輸下山提升設備提升方式在11絞車房（11運輸下山上口）設置一套提升設備作單鉤串車提升；完成煤炭、矸石、設備、人員和材料等的提升任務。設計依據 （1）井筒傾角25176。，斜長400m；（2）車場形式：車場為平車場；（3）工作制度：年工作日為330d，每天三班提升；（4）提升量：①；②(按年產量的20％計)；③最大班下井人數45人；④設備2次/班、材料5次/班；⑤炸藥、雷管1次/班； （5）提升容器：－6，MC1－6材料車，人車XRB86/3型（一頭車一尾車組成列車，頭車重1600kg，尾車重1000kg）；提升設備選型，滾筒直徑D=1600，滾筒寬度D=1200，最大靜張力Fj＝40kN,最大提升速度Vm＝，電機功率110Kw。設備選型計算⑴提升斜長：L＝LX＋Ld式中：LX——11運輸下山斜長（m）；Ld——井底車場長度（m），取20m。則提升斜長：L＝400＋20＝420（m）⑵一次提升循環(huán)時間：T物＝2L/VP＋80＝(2420)/＋30＝354(s)式中：VP——提升速度。T人＝2L/VP＋100＝(2420)/＋60＝384(s)式中：VP——提升速度。T炸＝2L/VP＋100＝(2420)/＋60＝900(s)式中：VP——提升速度。⑶ 最大班提升時間平衡表詳表7－1－1 表7－1－1 最大班提升時間平衡表，符合《煤炭工業(yè)小型礦井設計規(guī)范》要求。⑷一次提升量（t）① 小時提升量AX＝（A）/（33016）＝（90000）/（33016）＝（t）式中：A——礦井年提升量（t/a）；——提升不均衡系數；——提升能力富裕系數；330——年工作日數；16——日提升小時數。② 一次提升量Q＝（AXT）/3600＝（354）/3600＝（t）⑸一次性提升礦車數① 按產量要求計算礦車數Z1＝Q/（ψγVC）＝（）＝（輛）式中：ψ——裝載系數，；γ——煤的散集密度（t/m3），；VC——礦車容積（m3）。② 按連接器強度計算車數：Z2≤≤≤8(個)（）（）或30人（人車XRB86/3型，一頭一尾組列）。⑹繩端載荷Q＝Z1（G1＋G2）（sinβ＋f1cosβ）g247。1000式中