煤矿瓦斯治理方案.doc

威宁县克沟煤矿瓦斯防治方案 目录前 言1第一章 矿区概述4第一节 概述4第二节 开采技术条件5第二章矿井开拓开采现状7第一节 矿井开拓开采概况7第二节 主要生产系统概况8第三节 矿井“一通三防”存在的主要问题13第四节 其它相关系统存在的主要问题14第三章 瓦斯防治的必要性和可行性17第四章 瓦斯防治方案19第一节 通风系统防治方案19第二节 防尘供水系统防治方案33第三节 防灭火系统防治方案33第四节 瓦斯抽放防治方案35第五节 其它安全技术措施36第六节 其它相关系统防治方案39第五章 瓦斯防治保障措施42第一节 建立安全技术管理体系42第二节 完善各项管理制度46第三节 加强监督检查47第四节 建立安全隐患处理应急救援机制47第五节 加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患48第六章 预期效果4948威宁县克沟煤矿瓦斯治理方案 前 言一、瓦斯防治原因为贯彻落实国家能源局关于印发煤矿企业瓦斯防治能力评估管理办法和基本标准的通知（国能煤炭【2011】414号）精神及要求，威宁县工业经济和能源局关于转发贵州省煤矿企业瓦斯防治能力评估实施意见（威工能通【2012】14号）的文件要求，结合我矿的实际情况，特制定本方案。二、指导思想严格遵循国家产业政策和有关规范、规定、规程、标准；牢固树立“以人为本”、“安全发展”理念，严格贯彻“安全第一、预防为主、综合防治”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯防治工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合防治工作体系，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯防治结构，落实瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立健全稳定可靠的矿井通风系统，科学合理的瓦斯抽采体系，有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。三、瓦斯防治基本要求进一步加强一通三防管理，找出矿井通风系统和瓦斯防治工作中存在的主要问题和隐患、制定确实可行的整改措施，建立健全一通三防管理制度，提高安全管理水平，使矿井通风系统合理，稳定、可靠，瓦斯防治工作到位。力求达到生产布局优化、开拓开采正规、系统合理可靠、监测监控有效、现场管理到位，为实现到2013年安全生产状况明显好转的目标奠定坚实基础。四、瓦斯防治基本原则1.严格贯彻落实“安全第一、预防为主、综合防治”的安全生产工作方针，坚持标本兼治，重在治本的原则。2.合理生产布局，确保抽、掘、采关系平衡。3.瓦斯防治能力大于生产能力。4.建立完善可靠的通风系统（通风可靠）确保系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。5.加大瓦斯抽采力度（抽采达标），实现“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡、效果达标”的要求。6.建立有效的安全监测监控系统（监控有效），确保装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。7.严格管理（管理到位），完善制度、落实责任、认真执行、严格监督。8.排除隐患，将事故消灭在萌芽状态之中，杜绝事故的发生。五、瓦斯防治目标1.防范一般瓦斯事故、杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故；2.防范采、掘工作面瓦斯超限；3.建立完善的瓦斯防治系统，最大限度地消除瓦斯危害；4.建立完善的瓦斯监测监控系统，确保监控有效。六、瓦斯防治范围及防治重点我矿现在正进行15万吨扩建项目改造，主体工程已完成并取得联合试运转批复。我矿特别是做好通风系统的管理，不同施工阶段必须编制相应的通风技术措施，严防出现通风事故。瓦斯防治是一个系统工程，根据我矿生产现状及各系统实际情况分析，防治方案应以通风系统改造为重点，进一步完善安全监测监控、瓦斯抽放等安全系统为目标，配合各项保障措施来达到瓦斯防治的基本要求。七、瓦斯防治主要依据（一）政策法规1.煤矿安全规程（2009年版）；2.煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）；3.矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）；4.煤矿井下粉尘综合防治技术规范（AQ10202006）；5.煤矿瓦斯抽采标准（AQ10272006）及瓦斯抽采指标（AQ10262006）；（二）主要技术资料1、克沟煤矿设计。2、克沟煤矿安全专篇。3、克沟煤矿资源储量核实报告。威宁县克沟煤矿瓦斯治理方案 第一章 矿区概述第一节 概述一、交通位置克沟煤矿隶属贵州省威宁县龙场镇管辖，克沟煤矿位于威宁彝族回族苗族自治县城东南方向，矿区地理坐标为：东经10433281043458，北纬264159264329。二、矿区范围根据贵州省国土资源厅2007年8月24日颁发的威宁县龙场镇克沟煤矿采矿许可证（证号：5200000711562），该矿采矿权范围由4个拐点坐标圈定，开采深度+2200m+1700m，矿区面积：3.6875km2，矿区走向长度2.860km，倾斜宽度1.272km。其拐点坐标详见表11。矿区范围拐点坐标表11序 号XY02957000.0035456000.0012957250.0035457200.0022954500.0035458500.0032954500.0035457000.00面积：3.6875Km2开采标高+2200m+1700m克沟煤矿位于威宁彝族回族苗族自治县城东南方向，从威宁彝族回族苗族自治县城有102省道至水城，从水城沿102省道行驶13km处有至龙场镇的乡村公路，沿该乡村公路行驶3km处有简易公路直通矿区，距离约3km；另外，矿区距贵昆线树舍站约7km，交通方便，详见威宁县龙场镇克沟煤矿交通位置图（图11）。克沟煤矿图11 矿区交通位置图 第二节 开采技术条件一、水文地质矿区内于出水洞背斜西南翼，地下水主要补给来源为大气降水，各水文地质单元的碳酸盐岩与碎屑岩呈相间分布，受构造控制明显。地下水类型为碳酸盐岩岩溶水、基岩裂隙水、松散岩类孔隙水三大类。岩溶水分布较广，富水性强；基岩裂隙水、孔隙水富水性弱。二、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性1、瓦斯根据2010年9月14日，威宁县工业经济贸易和能源局对我矿进行的瓦斯等级鉴定结果：该矿为低瓦斯矿井；根据关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复，黔能源煤炭2011792号文件，瓦斯等级鉴定结果：绝对瓦斯涌出量为0.61m3/min，绝对二氧化碳涌出量0.42m3/min，该矿为低瓦斯矿井。2、煤层自燃根据贵州省煤田地质局实验室2011年12月16日对我矿的M1、M2、M4、M5煤层自燃倾向性试验结果：该矿M1、M2、M4、M5煤层自燃发火倾向性（三类不易自燃）。3、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2011年12月16日对我矿的M1、M2、M4、M5煤尘测试结果：该矿M1、M2、M4、M5煤尘有爆炸性。威宁县克沟煤矿瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况一、井筒设置克沟煤矿采用斜井开拓，设有主井、副井和风井三个井筒。主斜井：以方位角108,22的倾角由M5煤层底板穿层布置，至+1938m标高落平。主要担负矿井煤炭的运输、敷设管线（通信控制电缆及消防洒水管路等）、部分进风及行人。井筒内铺设800mm钢绳芯胶带输送机。井筒采用锚喷支护。副斜井：以方位角108,23的倾角由M5煤层底板穿层布置，至+1938m标高落平。采用绞车提升担负矿井人员、材料、设备、矸石运输，管线敷设（布置压风、洒水管路、通信控制电缆等）和进风任务；铺设30kg/m钢轨，轨距600 mm。回风斜井：以方位角108,23的倾角由M5煤层底板穿层布置，至+1938m标高落平。布置瓦斯抽放管路等，担负矿井回风任务。在三条斜井行人侧设置梯步和扶手，副斜井倾角23，梯步台阶长700mm，宽350mm，高150mm，扶手距台阶高800mm。主斜井倾角22，梯步台阶长700mm，宽360mm，高150mm，扶手距台阶高800mm。风井倾角23，梯步台阶长700mm，宽350mm，高150mm，扶手距台阶高800mm。二、采煤方法1、影响因素矿区位于出水洞背斜西南翼，总体呈单斜构造，地层走向为南东-北西向，倾向南西，倾角6372，平均70，属急倾斜薄-中厚煤层。首采煤层为M1号煤层，M1煤层平均厚度1.56m。主要煤层赋存较稳定，结构较简单。可采煤层的顶板岩性一般。矿井水文地质条件为简单。矿井按类不易自燃、煤尘无爆炸性矿井设计。矿井按有煤与瓦斯突出危险性矿井设计。2、首采煤层的采煤方法根据煤层赋存情况、构造情况、顶板稳定情况及开拓系统的布置，采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。采煤工艺采用炮采，采用全部垮落法管理顶板。第二节 主要生产系统概况一、矿井通风1、通风方式：中央并列式主斜井、副斜井进风，专用回风井回风，为两进一回。2、通风方法：机械抽出式3、FBCDZ-6-N016B型防爆轴流式风机二台，一台工作，一台备用，配套电机：YBFe315s-6,电机功率275KW（380V），风量范围28.3-62.8m/S,风压范围702-2650Pa，转速980r/min。4、掘进工作面局部通风机选用FBD5/27.5型的对旋式局部通风机其风量为168-300m3/min。二、运输系统1、采区内运煤、运料路线1）采区内煤流方向：采煤工作面（自溜）1101采面运输巷（刮板转载机、皮带）转载煤仓主斜井（皮带）地面。 2）材料流向：地面副斜井2028车场2028回风石门1101回风巷1101采煤工作面。 3）掘进工作面煤（矸）运输：1102运输掘进工作面:运输掘进工作面1102运输巷1974运输石门+1974甩车场副斜井（绞车）地面。1102回风掘进工作面:回风掘进工作面1102回风巷2006轨道石门+2006甩车场副斜井（绞车）地面。4）副斜井铺设30kg/m的轨道，1101回风巷、掘进工作面铺设18kg/m的轨道。2、运输设备主斜井主斜井选用DTL80/290固定带式输送机运输，运输能力150t/h，运距370m，运速1.6m/s，钢丝绳芯阻燃胶带，胶带宽度800mm，电机功率290kw，电压：380V。承担矿井的煤炭运输任务。副斜井副斜井铺设600mm轨距、30kg/m钢轨、混凝土轨枕，担负矿井矸石、材料、设备的任务，在副斜井上口设置一套提升设备，完成矸石、设备、材料的运输。设计选用JTP-2.01.5型单筒提升绞车1台，最大静张力Fe=60kN，电机功率110KW,绳速2.0m/s。主机生产厂家配套供给电控设备。掘进工作面及采面回风巷设备采面回风巷、掘进工作面采用JD11.4调度绞车运输。采煤工作面及运输顺槽采面采用搪瓷溜槽自溜。采面运输巷选用DSJ65/22型带式输送机运输，运输能力150t/h，运速2m/s，胶带宽度650mm，电机功率22kw，电压：660V。采面运输巷采用SZD420/22型刮板转载机，运输能力150t/h，功率22kw。运输石门+1988运输石门选用DSJ65/22型带式输送机运输，运输能力150t/h，运速2m/s，胶带宽度650mm，电机功率22kw，电压：660V。三、排水系统1、排水方式我矿为斜井开拓，在副斜井下车场侧布置主、副水仓（副井井口标高：+2110m，水泵房标高：+1938m），采用建水泵房集中排水，排水管道经副斜井将井下涌水量直接排至地面污水处理池进行处理利用或外排。2、排水泵三台MD46-505型多级离心泵，其流量为46m/h，扬程为250m；配套电机功率55kw，电压660v。正常涌水时1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水时2台工作。采用无底阀排水。3、排水管排水管路为两趟，一趟工作，一趟备用。根据AQ1055-2008第3.7.3.1.4的规定，排水管必须有一趟直接达160mm以上的要求，为应对突发情况，一趟排水管选用1808mm的无缝钢管，一趟排水管选用1145 mm的无缝钢管。吸水管分别选用1945mm的无缝钢管，壁厚5.0mm，内径为175mm，1335 mm的无缝钢管，壁厚5.0mm，内径为125mm。四、压风系统在主井工业场地建有空压机房，空压机房距主斜井口约40m，机房内安设LGU75A固定式双螺杆空气压缩机三台，在矿井需风量较小时，使用1台空压机供风，需风量较大时，使用两台空压机供风。本矿通过地面空气压缩机，在副斜井敷设一趟1334mm的无缝钢管至采、掘工作面运输巷和回风巷构成完整的压风自救系统。五、供电系统（一）矿井双回路电源回：来自威宁县35KV龙场变电站10KV线路（LGJ-70裸铝线，距离6公里）；回：来自威宁县35KV结里变电站10KV线路 (LGJ-70裸铝线，约4km)。电源可靠，矿井供电符合安全生产要求。（二）地面供电地面一级负荷有通风机、瓦斯抽放泵、空压机、副井绞车、矿井安全监测监控等；二级负荷有生产消防供水泵；其他负荷为三级负荷。地面设备总安装负荷1478kw，其中工作容量1015kw；计算有功负荷为674.8kw，无功负荷627.1kvar，视在负荷925.4kVA，平均功率因数COS=Pz/Sz=0.73，补偿电容300kvar后，COS=0.9。（三）井下供电:1、井下电力负荷井下主变压器不少于两台，应有两回及以上供电，并引至不同的母线段，当一台变压器停止运行时，其余变压器应保证一、二级负荷用电。电缆截面的选择，应在任何一回路停止供电时，其余电缆仍能保证全部负荷用电。设计由地面变电所集中供电，采用低压下井，井下低压电缆采用矿用橡套电缆。井下安装用电设备（含局部通风机）43台(件)，设备总容量558.7kw。其中，工作设备32台(件)，工作容量419.9kw，计算有功负荷为258kw，无功负荷为272.4kw，设备视在负荷360.6kvA。2、电压等级（1）低压660V；（2）手持式电气设备、照明、信号127V；（3）远距离控制线路的额定电压36V。3、电缆敷设路径及方式（1）电缆在井筒、采区上下山、水平大巷等地点的敷设1）井筒内敷设的高压、照明、信号、通讯、安全监测监控等电缆采用金属钩悬挂于巷道的顶帮或两侧，两个电缆钩之间的距离不大于3m。2）采区上下山、水平大巷敷设的高压、低压动力、照明、信号、通讯、安全监测监控等电缆采用金属钩悬挂于巷道的顶帮或两侧，两个电缆钩之间的距离不大于3m。（2）电缆在井下其他巷道的敷设采掘巷道、石门巷道、专用运输顺槽敷设的低压动力、照明、信号、通讯、安全监测监控等电缆采用金属钩悬挂于巷道的顶帮或两侧，两个电缆钩之间的距离不大于3m。六、防尘系统在工业场地东北侧2125m标高上布置有300m井下防尘、消防水池一座。由2125m标高的300m井下防尘、消防水池敷设DN100焊接钢管三趟至井下，向井下供水。由300m3生产、消防、防尘水池敷设De160聚乙烯塑料给水管（PE80型，Pn=1.0MPa）一趟至工业场地和生活区，地面最高用水点标高为2120m，几何高差小于25m，采用动压供水；井下最高用水点标高2028m，几何高差为97m，大于35m，因此，采用静压的方式向井下供水。井下消防与防尘洒水管网以DN100焊接钢管从主井、副井、风井接入井下，在井筒及石门巷中敷设DN100主管，在回采巷道和掘进巷道中敷设支管，支管为DN50焊接钢管；在井下机电硐室入口、掘进巷道入口、采煤工作面进、回风顺槽口等处设置消防与防尘洒水栓；在主井及胶带机运输巷、掘进工作面、回采工作面两顺槽每50m设置一个消防与防尘洒水栓；其他巷道每100m设置一个消防与防尘洒水栓。七、通讯系统矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机，设备选用DDK-1型矿用调度总机，电话站设在矿办公楼内，另设置15门直通用户，供特需用户。地面及井下用户话机均为按键话机，地面为HA01型，井下为HAK-1本安型。八、监测监控系统我矿已经配备有一套KJ90NA瓦斯监测、监控系统。KJ90NA型煤矿综合监控系统采用时分制分布式，主要由地面监控主机、数据库服务器、网络终端、图形工作站、通信接口、避雷器、系列监控分站、各种传感器和控制执行器等部分组成。传感器种类：瓦斯、风速、负压、一氧化碳、水位、煤位、温度、烟雾、开停、风门、风筒、馈电、流量、电流、电压、功率等。九、瓦斯抽放系统本矿井在工业场地附近建瓦斯抽放站的集中抽放方式，设置高、低负压抽放系统，抽放主管通过风井下井。矿井高负压系统选用2BEP40型两台（一台工作、一台备用）作为瓦斯抽放泵，其额定参数为：Q高=79.1m3/min，H高=40kPa，340rpm；耗水量5.5m3 /h.台；配套防爆电动机YB280M-4(90kW、380V)。矿井低负压系统选用2BEP40型两台（一台工作、一台备用）作为瓦斯抽放泵，其额定参数为：Q高=79.1m3/min，H高=40kPa，340rpm；耗水量5.5m3 /h.台；配套防爆电动机YB280M-4(90kW、380V)。第三节 矿井“一通三防”存在的主要问题一、通风系统现状及存在的主要问题矿井通风方式为中央并列式通风，风流从立井和副斜井进入，经过工作面最后从专用回风井回出。局部通风机采用局扇压入式通风。风井作有引风道、人行通道，井口安设有防爆门。主要存在的问题：矿井采掘布局不合理，通风系统复杂，可靠性差，采掘工作面通风系统紊乱，回风巷局部地方断面小。为防治矿井瓦斯，必须编制矿井通风系统改造设计，优化采掘布局，今后必须加强通风管理、及时维护巷道，确保风路正常畅通，通风构筑完整、完好。使之达到系统合理，设施完好、风量充足、风流稳定的目的。二、防尘供水系统现状及存在的主要问题防尘洒水管网以DN100焊接钢管从主井、副井、风井接入井下，在井筒及石门巷中敷设DN100主管，在回采巷道和掘进巷道中敷设支管，支管为DN50焊接钢管；在井下机电硐室入口、掘进巷道入口、采煤工作面进、回风顺槽口等处设置消防与防尘洒水栓；在主井及胶带机运输巷、掘进工作面、回采工作面两顺槽每50m设置一个消防与防尘洒水栓。管网弯曲变化较大，阻力增大致供水压力不足，井下用水点多，对水量分配产生矛盾。三、防灭火系统现状及存在的主要问题根据贵州省煤田地质局实验室2011年12月16日对我矿的M1、M2、M4、M5煤层自燃倾向性试验结果：该矿M1、M2、M4、M5煤层自燃发火倾向性（三类不易自燃）。防灭火供水管路与防尘供水管路共用，井下消防栓设置不全，防灭火器材储备不足，且品种不全。四、瓦斯抽放系统现状及存在的主要问题本矿井在工业场地附近建瓦斯抽放站的集中抽放方式，设置高、低负压抽放系统，抽放主管通过风井下井。配备打钻设备及人员，接地保护、防雷电等设施齐全。但目前已形成的抽放管网不规范，部分施工点未布设到位。第四节 其它相关系统存在的主要问题国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局联合发出安监总煤行2007167号紧急通知：要求所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统（简称“三条线”）。一、固定通讯1、矿井矿内本安型程控电话数量不够，而该系统不能满足矿井安全生产通信需要，地面管理部门多处无电话，井下有些工作面电话也配置不够，地面办公区只有监控室和矿长室有，监控室没有形成全天候有人值班，这两处人不在时，井下与地面很难联系；与外部没有固定电话，只能通过移动通信电话联系。2、井下工作地点不能形成点对点的通信，信息不能相互转达，在事故时十分不利。3、矿长等人在外不能直接了解井下某一工作面的情况，不利紧急情况的及时指挥。4、地面通风机房设有电话，与各相关地点无法联系。5、不利于救灾指挥。6、矿井有煤尘瓦斯爆炸危险，煤层会自燃，通讯不灵是非常不利的，特别不利于救灾指挥。二、压风系统 在主井工业场地建有空压机房，空压机房距主斜井口约40m，机房内安设LGU75A固定式双螺杆空气压缩机三台，在矿井需风量较小时，使用1台空压机供风，需风量较大时，使用两台空压机供风。本矿通过地面空气压缩机，在副斜井敷设一趟1334mm的无缝钢管至采、掘工作面运输巷和回风巷构成完整的压风自救系统。压风系统存在的问题：1、储气罐储气，由压风机本身配置的储气罐直接向井下供风，压风将随活塞运动产生脉冲运动，造成风动工具工作不平稳，特别是长距离供风时更突出。2、系统中只有一级安全阀保护，当安全阀不能在指定压力时动作，即将造成严重事故。3、压风机房建设不标准。三、供电系统回：来自威宁县35KV龙场变电站10KV线路（LGJ-70裸铝线，距离6公里）；回：来自威宁县35KV结里变电站10KV线路 (LGJ-70裸铝线，约4km)。存在的问题：受地方电力系统的影响，煤矿有两套供电线路，但也无法保证正常供电使用，尤其是突然停电，造成的影响相当严重；一些电气设备还未进行挂牌管理，变电所、机房等重要设施还没有设置安全警示牌，供电系统管理不到位。威宁县克沟煤矿瓦斯治理方案 第三章 瓦斯防治的必要性和可行性一、瓦斯防治的必要性煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展和可持续发展、影响地区和全省安全稳定好转的突出问题，煤矿必须认识瓦斯防治的重要性和必要性。我矿扩建初步设计按高瓦斯矿井设计，矿井地质构造复杂，开拓开采不正规，各生产系统和安全系统不完善，安全资金投入不足，管理机构人员配备不足，管理制度不完善等问题，严重制约矿井安全生产，难以达到瓦斯防治的各项要求，为此，我矿瓦斯防治不但必要，更显得事在必行。二、瓦斯防治可行性为切实搞好瓦斯综合防治，煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、综合防治”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯防治工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合防治工作体系，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯防治结构，落实瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立健全稳定可靠的矿井通风系统，科学合理的瓦斯抽采体系，有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的。因此，煤矿要以更大的决心、更强的力度、更严的态度、更扎实的措施，锲而不舍地打好煤矿瓦斯防治攻坚战，瓦斯防治是可行的。三、瓦斯防治的主要内容根据我矿生产现状和存在的主要问题，我矿瓦斯防治的主要内容为：优化生产布局，以理顺完善通风系统为核心，切实搞好一通三防管理，合理组织生产，坚持采用正规采煤方法，进一步完善其它相关安全系统，加强现场监督管理，建立健全并认真落实瓦斯防治各项管理制度。威宁县克沟煤矿瓦斯治理方案 第四章 瓦斯防治方案第一节 通风系统防治方案一、采掘部署合理1、采区上、下山、采煤工作面顺槽等巷道布置方式1）克沟煤矿采用斜井开拓，三条斜井均由M5煤层底板穿层布置，井筒落平点距M5煤层最小距离15m。利用三条斜井作为上山，采区内各区段通过石门联系煤层。首采工作面布置在M1煤层西翼，运输顺槽标高+1988m，回风顺槽标高+2028m。首采区段回风标高受煤层出露限制，接替工作面降低标高布置，运输顺槽标高+1974m，回风顺槽标高+2006m。为保证井下煤炭连续运输，设计在主斜井与采面运输石门间布置转载煤仓或溜煤眼，采面煤炭通过运输顺槽、运输石门胶带机、主斜井胶带机运输到地面煤场。2）该矿可采煤层为急倾斜薄-中厚煤层，工作面顺槽采用沿空掘巷方式布置。3）已形成的三条斜井均由M5煤层底板穿层布置，采区巷道施工过程中，揭穿煤层时不存在穿过地质构造带。后期延伸采区下山巷道时，采取超前探明构造情况，采用必要的防突措施。4）后期东、西翼采区上、下山均布置在M5煤层底板岩层中，距M5煤层最近距离25m。5）后期+1938运输大巷沿M5煤层底板岩层布置，与M5煤层相距25m。2、采区巷道层位的选择与分析该矿开拓系统已经形成，主斜井、副斜井、回风斜井均由M5煤层底板穿层布置。该矿按煤与瓦斯突出矿井管理，三条井筒穿层布置在岩层中，符合防突规定。3、专用回风巷为两个以上的采、掘工作面回风的巷道，必须是专用回风巷。该矿采用斜井开拓，布置有主井、副井和风井三个井筒，该矿风井为专用回风巷，不得用于运料、敷设电缆、安设电气设备。采、掘进工作面均实现独立进、回风，不设专用回风巷。4、瓦斯抽采巷在M5煤层底板布置上、下瓦斯抽放巷，预抽煤层瓦斯消突。瓦斯抽放巷上距M5煤层20m。鉴于首采面已经形成，在下一区段再布置底板瓦斯抽放巷。本区段采用首采面运输、回风顺槽布置底板穿层钻孔，预抽煤层瓦斯消突。5、煤层开采顺序煤层开采顺序，应根据煤层赋存条件、开采技术条件等因素确定，并应符合下列规定：（1）近距离煤层开采顺序，应先采上层、后采下层的下行式开采；煤层层间距离大，开采下部煤层不影响上部煤层完整性，开采下层经济合理时，也可采用先采下层、后采上层的上行式开采。（2）开采有煤与瓦斯突出煤层时，应先开采保护层。根据以上分析，在矿井煤层的开采顺序为：M1煤层M2煤层M4煤层M5煤层。6、采煤方法根据煤层赋存情况、构造情况、顶板稳定情况及开拓系统的布置，采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。采煤工艺采用炮采，采用全部垮落法管理顶板。7、回采工艺（1）工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面采用溜槽板运煤，运输顺槽采用刮板输送机运煤。采用伪倾斜柔性掩护支架。（2）支柱选型依据采煤方法：伪倾斜柔性掩护支架采煤法。采煤工艺：炮采。每个回采工作面长度：60m。回采工作面采高：2.2m。顶板管理方式：全部垮落法。支柱类型：外注液式单体液压支柱。8、采区生产系统（1）运煤系统采煤工作面（自溜）1101采面运输巷（刮板转载机、皮带）转载煤仓主斜井（皮带）地面。 （2）排矸系统1102运输掘进工作面:运输掘进工作面1102运输巷1974运输石门+1974甩车场副斜井（绞车）地面。1102回风掘进工作面:回风掘进工作面1102回风巷2006轨道石门+2006甩车场副斜井（绞车）地面。（3）通风系统首采工作面通风路线：主斜井、副斜井+1988运输石门、行人通风联巷1101运输巷1101切眼1101回风巷2028回风石门回风斜井 引风道地面。掘进工作面通风路线：副斜井2006甩车场1102回风掘进头回风石门回风斜井 引风道地面。主斜井、副斜井1974运输石门1102运输掘进头回风联巷回风斜井 引风道地面。二、通风可靠1、矿井通风现状矿井通风方式为中央并列式通风，风流从立井和副斜井进入，经过工作面最后从专用回风井回出。局部通风机采用局扇压入式通风。2、通风方式及通风系统首采工作面通风路线：主斜井、副斜井+1988运输石门、行人通风联巷1101运输巷1101切眼1101回风巷2028回风石门回风斜井 引风道地面。掘进工作面通风路线：副斜井2006甩车场1102回风掘进头回风石门回风斜井 引风道地面。主斜井、副斜井1974运输石门1102运输掘进头回风联巷回风斜井 引风道地面。3、通风设施（1）井下通风设施布置a、主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷及风井安全出口，必须按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。b、采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设置密闭墙，全部封闭采空区。c、控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运输巷中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。（2）确保风流稳定1、在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，并随生产的进度进行及时调节补充，风门间应尽可能设置闭锁装置。确保各用风地点的风量，风速符合煤矿安全规程的规定，确保风流稳定。2、及时清除巷道的杂物和障碍，尽量避免在主要进回风巷道内停放矿车，堆放材料及其它物品，确保风流畅通。三、风量计算及分配（一）矿井需风量计算矿井以一个炮采工作面达到设计生产能力15万吨/年，根据煤矿安全规程（2011版）及有关规定，参考原克沟煤矿及邻近生产矿井实际配风经验，满足井下人员需求、瓦斯稀释、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.8%，矿井总风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。1、投产时期 按井下同时工作的最大班下井人数计算。 Q1=4NK=4501.25=250m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，人； 4按井下每人每分钟4 m3的单位风量计算矿井总风量。 K风量备用系数，取K=1.25。 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算。Q矿井（Q采Q掘Q硐+Q其他）K矿通式中：Q采采煤实际需要风量的总和，m3/s； Q掘掘进实际需要风量的总和，m3/s； Q硐独立回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。K矿通矿井通风系数，K矿1.201.25； 采煤工作面的风量确定a.按瓦斯涌出量：根据+1938m标高以上矿井瓦斯来源及抽采比例计算，采面经预抽煤层瓦斯后，需风排瓦斯5.22m3/min，则配风量为：Qa1= 100Ka qa=1001.55.22=783m3/min=13.05m3/s式中：qa-回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min；Ka-回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于炮采工作面Ka为1.42.0，计取1.5。b.按工作面气象条件计算：Q采i=V采iS采i，m3/s式中：Q采I第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/s；V采I第i个采煤工作面风速，m/s；按煤矿安全规程规定，极限风速4 m/s，取1 m/sS采I第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，m2。4.6m2；Q采i14.64.6（m/s）c.按工作面人员数量计算Q采4Nc式中：Nc采煤工作面同时工作的最多人数，35人；Q采435140m3/min2.33m3/sd.按风速验算根据规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算（采面断面按最小、最大控顶距平均数计算），即回采工作面的风量须：Qa0.2560Sa=0.25604.6=69 m3/minQa460Sa=4604.6=1104m3/min根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Qa=13.05m3/s，满足上述风速验算要求。工作面风量满足风速验算要求。经过计算,回采工作面配风量为: 13.05m/s，既能满足瓦斯风排的要求，又能满足工作面风速的要求。 掘进工作面的风量确定掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。经分析和计算认为，本矿井地温不高，掘进工作面人数15人，掘进工作面的炸药用量13kg，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量及局部通风机实际吸风量。a.按瓦斯涌出量计算：Q掘100q瓦掘K掘通式中： Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦掘掘进工作面的瓦斯涌出量， m3/min；根据预测计算+1938m水平以上掘进面矿井绝对瓦斯经抽放后q绝=1.2m3/min。本矿正常生产期间共有两个掘进工作面，则单个掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量qb=1.2/2=0.6m3/ min。 K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常炮掘工作面一般取1.82.0，取2.0；Q掘1000.62.0120m3/min2.0m3/s；b.按炸药使用量计算：Q掘Ajb/tc式中： Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，6kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b0.1m3/kg；t通风时间，一般不少于20min；c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.024%；Q掘60.1/12000.000242.08m3/s；c.按局部通风机吸风量计算Q掘= Q扇I600.25S 3001+600.257.5=412.5（m3/min）=6.88m3/s式中: Q掘-掘进工作面实际需风量， m3/min Q扇-局部通风机实际吸风量， m3/minI-局部通风机台数，台S-掘进工作面断面积，取7.5m2掘进工作面采用FBD-5/15型7.52kw的对旋式局部通风机风量为168300m3/min；。根据计算取大值,则掘进巷中配风量为Q掘12.0m3/sd.按工作面人员数量计算：Q掘4Nc式中： Nc掘进工作面同时工作的最多人数，13人；Q掘41352m3/min0.87m3/s；e.按风速验算：Qmin=15s=157.5=139.5（m3/min）=2.3m3/sQmax=240s=2407.5=2232（m3/min）=37.2m3/s式中: s-掘进工作面断面，7.5m2。综合上述计算，掘进工作面按取Q =6.88m3/s配风。 硐室风量根据该矿井开拓及采区布置，井下无独立供风硐室，故，Q硐取0m3/s； 其它风量底板瓦斯抽放巷需风量，按最低风速不低于0.5m/s配风；其它巷道需风量：Q其它（Q采Q掘Q硐）5%（13.056.8820+0）5%1.34m3/s； 矿井总风量确定矿井需风量Q矿井(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿式中：K矿矿井通风系数，取1.25；（13.056.8821.34）1.2535.19m3/s；经计算后，矿井总风量确定为：Q矿井36m3/s 矿井风量重新分配表4-1 用风地点数量(个)分配风量(m3/s)备 注回采工作面114最优排瓦斯、排尘风速掘进工作面228最优排瓦斯、排尘风速瓦斯抽放巷00其它巷道62、困难时期矿井通风困难时期为下山采区M1煤层最后一个采面时期。（1）采面需风量按瓦斯涌出量：根据+1700m标高以上矿井瓦斯来源及抽采比例计算，采面经预抽煤层瓦斯后，需风排瓦斯7.42m3/min，则配风量为：Qa1= 100Ka qa=1001.57.42=1113m3/min=18.55m3/s式中：qa-回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min；Ka-回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.42.0，本设计取1.5。按工作面气象条件计算：Q采i=V采iS采i，m3/s式中：Q采I第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/s；V采I第i个采煤工作面风速，m/s；按煤矿安全规程规定，极限风速4 m/s，本矿取1 m/sS采I第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，m2。4.6m2；Q采i14.64.6（m/s）按工作面人员数量计算Q采4Nc式中：Nc采煤工作面同时工作的最多人数，35人；Q采435140m3/min2.33m3/s按风速验算根据规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算（采面断面按最小、最大控顶距平均数计算），即回采工作面的风量须：Qa0.2560Sa=0.25604.6=69 m3/minQa460Sa=4604.6=1124m3/min根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Qa=18.55m3/s，满足上述风速验算要求。工作面风量满足风速验算要求。经过计算,回采工作面配风量为: 18.55m/s，既能满足瓦斯风排的要求，又能满足工作面风速的要求。（2）掘进工作面需风量按局部通风机吸风量计算，取6.88m3/s；（3）硐室风量根据该矿井开拓及采区布置，后期独立通风的硐室：一个井下变电所，因此困难时期风量井下硐室配风1m3/s；（4）其它巷道需风量底板瓦斯抽放巷风量：5.60.5=2.8 m3/s；则其它巷道需风量：Q其它（Q采Q掘Q硐）5%（18.556.882+1+2.82）5%1.9m3/s；（5）矿井通风困难时期风量Q矿井(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿式中：K矿矿井通风系数，取1.25；（18.556.882+2.821+1.9）1.2549.76m3/s；经计算后，矿井总风量确定为：Q矿井50m3/s矿井风量重新分配表4-2用风地点数量(个)分配风量(m3/s)备 注回采工作面119最优排瓦斯、排尘风速掘进工作面228最优排瓦斯、排尘风速底板瓦斯巷225由最小风速决定井下变电所12其它巷道33、风量二次分配1）分配原则：确定矿井总风量后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不低于计算风量；为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求。2）分配方法确定矿井一采区总风量后，首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量；从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。4、矿井通风容易时期和困难时期的划分及服务时间矿井通风容易时期为开采M5煤层1501工作面推至停采线时，即为矿井通风最容易时期。服务的时间大约5个月。矿井通风困难时期为开采下山采区M1煤层最后一个工作面2113时期。服务的时间大约4个月。（二）通风阻力矿井通风摩擦阻力采用下式计算： （Pa）式中：通风阻力系数，（kg.s2/m3）；L巷道长度，（m）；Q通过巷道的风量，（m3/s）；S巷道净断面，（m2）；P巷道净周长，（m）；经过计算，矿井初期需风量为36m3/s，矿井后期需风量为50m3/s。矿井投产时期的通风阻力为225.6Pa，容易时期的矿井通风阻力192Pa，困难时期的矿井通风阻力769.2Pa。矿井通风阻力见计算表43、表44、表45。（三）矿井通风等积孔投产时期通风等积孔计算：A1.19Q/经计算，矿井等积孔为3.092.14m2，因此，本矿通风各阶段时期均为小阻力矿井。生产期间应加强矿井的通风设施的管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，同时加强对通风巷道的维修工作。表4-3 矿井投产时期通风阻力计算表表4-4 矿井通风容易时期阻力计算表表4-5 矿井通风困难时期阻力计算表四、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施1、根据通风需要，安设风门、调节风门；2、同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路；3、勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；4、严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；5、加强对各种通风设施和巷道的日常管理。6、对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（或煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；7、加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要；8、加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。第二节 防尘供水系统防治方案矿井的地面工业水池通过水泵将清水输送到高位水池，经回风斜井进入井下，向各采、掘工作面和其他各用水点提供用水。1.工作面和掘进头必须均采用湿式凿岩（煤），同时在井下刮板输送机、和其他转载点设置鸭咀喷雾器喷雾降尘。2.回风巷、轨道运输巷设洒水器形成喷雾水幕降尘；地面生产系统贮、装、运等起尘点进行洒水降尘。回风巷、轨道运