亨达煤业四采区设计说明书_.doc

山东亨达煤业有限公司四采区设计说明书目录前言1第一章 采区概况及地质特征3第一节 采区概况3第三节 煤层赋存条件及开采技术条件6第四节 储量计算12第五节 存在的问题及处理意见13第二章 采区巷道布置13第一节 巷道布置原则13第二节 采区巷道布置14第三章 采煤方法、采区生产能力及服务年限17第一节 矿井工作制度17第二节 采煤方法17第三节 采区生产能力及服务年限17第一节 采区通风系统19第二节 采区防尘及注水系统29第三节 防火系统30第四节 提升运输系统32第五节 采区供电系统36第六节 采区排水系统64第七节 采区压风系统66第八节 监测监控系统67第九节 通讯系统72第五章 安全技术措施73第一节 预防措施73第二节 避灾路线81第三节 六大系统保障系统安装、使用及维护等安全措施82第六章 经济技术指标90第一节 劳动组织90第二节 工程量与工期90第三节 采区主要经济技术指标90第七章 存在的主要问题及建议9296前言一、企业概况山东亨达煤业有限公司前身是菏泽地区茅庄煤矿，位于宁阳县堽城镇境内。1970年8月破土动工，1972年3月投产，原为解放军某部所辖，设计生产能力为9万t/a。1976年1月移交给菏泽地区经营。1997年改制为宁阳县菏泽亨达煤业有限公司，2006年更名为山东亨达煤业有限公司。2009年10月16日年由山东省煤炭工业局以鲁煤规发【2009】159号关于泰安市鑫国煤电有限公司等七处煤矿调整生产能力的批复，复核结果为15万t/a。井田东西长约4.0km，南北宽约1.17km，面积约4.697 km2。矿区范围共有6个拐点圈定。现采煤层为二叠系山西组3上煤，煤层结构简单，煤层倾角为3-13，一般为10左右，3上煤平均厚5.0m。截至2012年末，矿井保有资源储量1601.6万吨，其中储量466.2万吨，基础储量261.6万吨，资源量1340万吨。二、矿井开拓开采基本情况矿井采用主斜副立开拓方式。主斜井担负提煤、提矸、下料、行人全部生产任务兼进风；副立井为回风井。通风方式为中央分列抽出式，提升方式为双钩串车提升，供电方式为6KV双回路分列运行。矿井共开采了三个水平，第一水平为-37m水平，第二水平为-200m水平，第三水平为-270m水平。现生产水平为-200m水平二采区和-270m水平五采区。 采煤方法为走向长壁后退式，全部垮落法管理顶板，采煤工作面采用悬移支架炮采放顶煤。三、设计采区基本情况四采区所在水平为-200m水平，开采煤层为二叠系山西组3上煤，原四采区在采用放顶煤采煤法开采过程中，由于管理不善，致使工作面普遍丢撇1米左右底煤，约少放一半左右顶煤，可估算出尚剩余4-5米的3上残余煤。3下煤层已基本开采完毕。现剩余基础储量77.8万吨，可采储量58.3万吨，采区年生产能力7.5万吨/年，储量备用系数按1.4计算，服务年限为5.5年。 第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况1、采区位置及范围四采区东北至井田边界保护煤柱煤柱宽4060m，北至FM8断层保护煤柱（煤柱宽40m），南至号主下山，东F11钻孔勘探线，采区3 煤上煤层平均厚度4-5m，倾角3-10。上限标高-60.13m，下限标高-192.11m，采区走向长560m；倾向长790m；面积0.44km2。2、与邻近巷道、采区及地面关系采区北部为一采区，现已开采完毕。采区范围内地形较平整，地面标高为+65.33m+68.11m，地势由东南向西北缓慢倾斜，采区内没有任何建筑物。煤系地层全部被第四系冲积层覆盖，地表均为农田。附图 ：井上下对照图（图1）第二节 采区地质构造及水文地质一、地质构造四采区主要受F9与F25两大断层控制，致使采区内断层发育密集。根据以往地质资料和采区实际揭露，区内以断裂为主，地质构造非常复杂，四周均为落差大于10m的断层，其中落差大于50m断层有2条，都为查明断层，原采区内经实际揭露落差010m的断层较为发育，由此可见本采区地质构造极其复杂，会给开拓和回采带来较大的困难，主要断层特征一览见表1。 表1断层名称性质产状落差(m)延伸长度(m)查明程度备注走向倾向倾角()F9正NWSW30651703004000查明FM8正EWS45840650查明FM9正EWN6010400查明FM10正NNESEE50015600查明FM11正EWN50010400查明FM12正NENW6070010120查明F25正NW-EWSW-S407525702200查明F41正NNESEE307025801600查明FD1正NWSW3545825270查明FD2正NWNE45551030370查明FM23正NWSW5020330查明FD6正EWS3545818200查明附图 ：采区地质剖面图（图2）二、水文情况 1、地表水的补给关系本采区南部有茅庄河通过，为季节性河流，雨季时对第四系有补给关系，对开采影响不大。在井田东北部约6KM处有月牙河水库，面积约1.0106m2，库容约5.0106m3，该水库只是季节性向下游放水，对井下生产无影响。2、断层导水性能我公司1970年建矿以来，矿井共发生9次井下涌水，根据资料分析突水水源多为三灰和奥灰水，有的通过断层直接导入矿井，有的掘进距含水层太近或直接穿过含水层，造成涌水，本采区东北部靠近F9边界断层，落差为250m，致使奥灰、三灰和煤系地层直接接触或接近，今后在开拓布署时要严格按设计留设断层煤柱，并加强井下勘探，严防次一级伴生断层导水，保证井下正常生产，以防造成重大水害事故。历年矿井突水情况统计表见表2。 表2 序号出水时间出水位置标高（m）最大涌水量（m3/h）水源观测法实际涌水量（m3/h）导水断层173.11-9西翼探巷-820第四系水梯形堰4.0282.9-37总回上山-2420三灰水梯形堰17.0F35378.23109探巷-110130奥灰水梯形堰7.0F9401.13505溜子道-27020三灰水容积法2.0F253、采区老空水本采区主要水源为顶板砂岩水，其单位涌水量q为0.074L/s.m。在复采四采区时须制定详细的探放水方案和措施，确保安全生产。4、矿井及采区涌水量本采区直接充水水源为顶板砂岩水，其单位涌水量q为0.074L/s.m，预计正常涌水量1.0m3/h，最大涌水量1.5m3/h。虽然在正常生产中涌水量不大，但考虑到采区复采将引起新的岩层变化，破坏已经稳定的岩层形态，因此在预计矿井最大涌水量时，要加大一些，根据矿井实际涌水量情况，确定矿井最大涌水量为45m3/h。三、保安煤柱留设煤柱留设的原则为安全行和合理性，借鉴我矿其他采区煤柱留设参数，确定本采区煤柱尺寸。采区准备巷道煤柱留设30米，与其它采区边界留设煤柱20米。第三节 煤层赋存条件及开采技术条件一、地层自新而老地层为：1、第四系（Q）黄色为主，由砂质粘土、砂和砂砾层组成。厚约3.513.00m。底部有1-2层含水砂层，与下伏各岩层均为不整合接触。2、第三系（R）暗红色，由巨厚层砾岩和砂岩组成。依据钻孔资料，该地层主要分布在井田的F41断层东部，其西部缺失。3、二叠系（P）（1）下石盒子组（P21）陆相。残厚约60200m，以杂色泥岩、灰棕色砂岩为主。（2）山西组（P11）过渡相，为主要含煤地层，厚约75m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含煤5层，其中3上和3下煤为本井田最主要的可采煤层。4、石炭系（C）（1）太原组（C3）海陆交替相，也是主要含煤地层。厚约138m。由深灰色粉砂岩、灰灰绿色砂岩、石灰岩及煤层组成。含煤16层，但可采煤层只有两层（16、17煤）。含薄层石灰岩9层（一、二、三、五、八、九、十上、十下、十一灰）。（2）本溪组（C2）海陆交替相，为含煤地层。厚约25m。主要由石灰岩、杂色泥岩、煤层组成。含煤两层，均不可采。含薄层石灰岩三层（十二、十三、十四灰）。5、奥陶系（0）海相，为煤系基底。厚约450800m。由灰、肉红、茶褐色质纯、致密的厚层状石灰岩和灰白色的白云质石灰岩组成，间夹薄层浅色泥岩。岩溶发育，为强含水层。主要分布在井田北部边界（F9断层的下盘）外。二、主要标志层1、三灰厚度2.693.80m，平均3.51m。灰黑灰色，中、下部质纯致密，含海百合茎等海相动物化石，因含多量的糠皮状动物碎屑化石而易辨认。三灰上距3下煤层30.761.1m，平均43.08m；下距十下灰约86.03m。2、十下灰厚度4.106.20m，平均5.15m。上部和下部为黑灰色，中部为灰色，质纯而致密，含硅质，较坚硬，中下部含燧石结核，富含个体清晰的蜒科化石。十下灰为16煤的直接顶板，下距17煤均6.63m。3、十三灰（徐家庄灰岩）厚度8.99.62m，平均9.26m。黑灰色，质纯致密，富含海相动物化石，尤以个体较大的海百合茎为特征。上距17煤10.3025.63m,平均22.17m。4、十四灰(草埠沟灰岩)厚度0.681.32m，平均0.97m。由浅灰色、乳白色石灰岩块和鲜绿色粘土岩混杂沉积而成，因具原生砾状(又称疙瘩状)结构而易辨认。上距十三灰1.256.30m，平均4.07m。可采煤层及标志层层间距表见表三。厚度（m）名称间距（m）6.073上煤3上煤1.793下煤0.763下煤3.51三灰45.6343.08三灰5.15十下灰121.16118.6186.03十下灰0.8716煤125.85123.3090.72016煤0.9817煤131.89129.3496.766.635.1917煤9.26十三灰155.04152.49119.9129.7828.3422.17十三灰450-800奥灰164.30161.75129.1739.0437.631.439.26奥灰三、煤层1、煤层顶底板厚度3上煤顶板直接顶为粘土质粉砂岩或细砂岩，厚0.81-17.50m，深灰色，水平层理发育，含带羊齿等植物化石，f=5，老顶为全区稳定发育的灰色中粗砂岩，厚几米至几十米，成份以石英为主，斜长石次之，f=6。由于回采顶板陷落，直接顶与老顶皆处在冒落带，岩石破碎，给复采顶板控制带来不利。3上煤底板（即3下煤顶板）一般为细砂岩，有时为粉砂岩，厚度0.33-1.53m，灰色、泥质，钙质胶结，斜层理发育，由于受3上煤回采顶板陷落冲击，岩石完整性遭到破坏，抗压强度大大降低。3下煤底板一般为粘土质中细粒砂岩，厚度1.18-11.04m，灰-灰白色，粘土质胶结，含植物根部化石，f=6。2、根据井下采场和巷道实际情况可分析，该采区不存在冲击地压，从煤层顶底板岩性和矿井开采深度分析，不存在冲击地压灾害。四、各煤层层间距及变化规律四采区开采煤层为3上、3下煤层，查找原始数据后，结合采面回收率分析，3上、3下煤层平均厚度共计8.17m，采高2.0m，放顶煤只有2.27m，共计采出4.27m煤厚，推算采区剩余煤厚5.0m。煤层走向为NW，倾向SE，倾角7-15，f=1.5。1、3上煤层：为稳定的主要可采煤层，根据原四采区回采资料，平均厚6.07m。煤层为简单结构，3上煤上距2煤平均为24.55m，下距3下煤平均为0.76m，下距三灰平均为50.29m。2、3下煤：为稳定的主要可采煤层，根据原四采区探煤厚资料，平均1.79m。煤层为简单结构。3下煤距三灰为30.761.lm，平均为45.5m。附图：采区煤岩层综合柱状图（图3）五、煤质1、概述山西组煤为气煤，多为条带状的半亮煤、条带状的半暗煤及暗淡煤。颜色多为黑色及褐黑色，条痕为褐色，光泽暗淡。断口呈贝壳状及不平整状。条带状及线理状结构，薄层状构造。煤质坚硬，性脆，节理不大发育，裂隙内有次生方解石脉充填。太原组煤为肥煤，主要为条带状光亮煤及半亮煤。颜色为黑色，条痕为褐黑色;玻璃光泽。参差状及不平整状断口。条带状及线理状构造。在煤中常有片状或结核状的黄铁矿存在。2、煤质特征（1）3上煤为气煤，煤质稳定。灰分为8.6320.55，平均为14.83，属中灰煤。3上煤含硫很低，全硫一般为0.420.68，平均为0.52，属特低硫煤。挥发分为34.0041.34，平均为37.17，很稳定，变化甚小。水分为0.982.06，平均为1.70%，原煤发热量为28.87MJ/kg。（2）3下煤为气煤。灰分为8.4718.84，平均为14.30，属中灰煤。全硫为0.481.00%，平均为0.71%，属特低硫煤。挥发分为36.8744.67%，平均38.94%。水分为1.842.54%，平均为2.06。原煤发热量为28.88MJ/kg。3、煤的有害成分及煤的可选性3上煤原煤含磷量为0.0206%，3下煤为0.003%，3上煤含硫为0.52%，3下含硫0.71%。除含磷和硫外，均无其它有害成分。原煤经1.4比重液浮选后，灰分明显减少，3上煤由14.83减少到5.70，3下煤由14.30减小到5.40%,16煤由31.45%减少3至6.33%。 六、瓦斯等级、自燃发火倾向、自燃发火期、煤尘爆炸指数 1、瓦斯等级根据山东省煤炭工业局关于2011年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果审查意见的通知，矿井确定为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为3.06 m3/t，绝对涌出量为0.89 m3/t；二氧化碳相对涌出量为7.87 m3/t，绝对涌出量为2.29 m3/t。2、自燃发火倾向、自燃发火期、煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸危险，爆炸指数为34.42% 。3煤自燃发火期102-243天，自燃发火等级为类自燃。第四节 储量计算根据本区确定的开采范围及有关规定，结合矿井生产地质报告，3煤层储量计算如下：1、 3上煤 平均厚度5 m， 走向长560m，倾向长790m，3上煤的容重取1.33t/m3， 因煤层倾角小于15，故以煤层水平投影面积计算。2、 Q=mds 式中：Q-储量（万t） m-煤层平均厚度， d-煤的容重， s-块段的水平投影面积， 经过计算，本区煤层地质总储量为77.8万吨，设计利用储量为77.8万吨，3上煤煤层厚度为5 m，属厚煤层，采区回收率按75%计算， 总可采储量为58.3万吨。表3 储量计算表煤层编号块号基础储量（万吨）回采率（%）可采储量（万吨）备注33上77.87558.3合计77.858.3附图：四采区储量估算图（图4）第五节 存在的问题及处理意见1、由于采区内地质条件比较复杂，且靠近F9断层，在今后的生产过程中，应严格按设计施工，并在施工中进行超前探水，确保断层煤柱的留设安全合理。2、施工前必须编制探放设计和施工措施。3、建立完备的排水系统，加强安全管理，增强抗灾能力。4、在今后的生产过程中，加强测量技术管理的准确性，认真进行探放水总结，及时下达水害预防通知单，严格执行“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则，以确保安全生产。5、加强通风管理和气体监测，编制气体排放方案、措施。6、加强对高温点的监测，制定对高温点降温方案、措施。第二章 采区巷道布置第一节 巷道布置原则四采区巷道布置方案确定的原则由于该矿是瓦斯矿井、煤层又具有自燃发火与煤尘爆炸性。因此在设计中坚持四个原则：一是要考虑到残余煤开采的特殊性，抓住防止顶板冒落伤人事故；防止煤自燃发火；防止瓦斯涌出；防止老空水突然涌出四个重点。二是要在确保安全的前提下，尽最大可能地回收煤炭资源。四采区主要是面对残余煤体的开采问题，因此，提高煤炭资源的回收率是至关重要的关键技术问题。三是在建立完善生产系统的前提下，尽可能地利用原有可利用巷道，减少井巷工程量和工程投资。（一般岩石巷道可复用）。四是设计以安全规程为准绳，充分掌握和运用设计规范，确定的方案力求系统简单，便于生产管理，技术经济效益好。第二节 采区巷道布置 一、 采区设计、采区巷道布置情况根据四采区的地质条件、煤层赋存情况、生产能力和以上原则提出以下方案：原四采区轨道巷和四采区皮带机巷巷道断面变形较小，能满足通风行人、运输运料管线敷设等安全生产的需求，故不再重新施工，利用原四采区轨道巷和四采区皮带机巷。采区变电所采用-100变电所能满足采区负荷要求。在采区底部扩修-200泄水巷经-200东大巷流至-200水仓。二、采煤工作面巷道布置现以341采煤工作面为例，341采煤工作面回采巷道：溜子道、材料道和切眼均沿3下煤层底板布置。1、采煤工作面溜子道工作面溜子道采用11号工字钢棚支护，材料规格：2.2m腿，2.0m梁；支护规格：上宽1.7m，下宽2.4m，净高1.9m，棚距1.0m。巷道采用梯形断面，荒断面积5.8 m2，净断面积3.90 m2。塑料网铺顶，塑料网规格：5m1.1m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜。板梁、木楔腰帮背顶，顶五帮三，主要用于工作面的运煤、进风。341采煤工作面溜子道利用原3406采煤工作面溜子道约18m，在测点“E”-115.499点向里18.2m处右侧开门，按方位69，跟3下煤层底板，工程量约313m;2、采煤工作面材料道341采煤工作面材料道担负运料、回风、行人等安全生产任务，采用11号工字钢梯形棚式支护做为永久支护，断面形状为梯形，材料规格：2.2m腿，2.0m梁；支护规格：上宽1.7m，下宽2.4m，净高1.9m，棚距1.0m。巷道采用梯形断面，荒断面积5.8 m2，净断面积3.90 m2。塑料网铺顶，塑料网规格：5m1.1m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜。板梁、木楔腰帮背顶，顶五帮三。材料道总长度892m，主要用于该工作面回风、行人和运料。材料道内布置有2寸的防尘管路一趟、2寸的注氮管路一趟，2寸的压风管路一趟，并安装压风自救系统。通讯线路一趟，监测线路一趟，信号线路一趟并设有乳化液泵站及液压管路。341采煤工作面材料道在四采区轨道巷，在测点“9”-113.387点向外10.5m处为中左侧开门，按方位53，沿底施工，工程量约58m，调方位295掘进约148m，调方位221掘进约9m，调方位281掘进约130m，调方位53掘进约55m，调方位97掘进约128m，调方位59掘进约88m，调方位85掘进约64m.3、工作面切眼采煤工作面开切眼341切眼采用11#矿用工字钢支护，材料规格：2.2m腿，2.2m梁；支护规格：上宽2.0m，下宽2.8m，净高2.0m，允许误差0.1m；棚距1.20.1m。巷道亦采用梯形断面，荒断面积7.0m2，净断面积4.8m2。采用塑料网铺顶，塑料网规格2.5m1.3m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三，工程量48m。液压支架40架和SGB-620/40T（55）型刮板输送机一部。附图：采区巷道布置图（图5）附图：采区巷道主要断面图（图6）第三章 采煤方法、采区生产能力及服务年限第一节 矿井工作制度工作制度采用“三八制”，年工作日为330天，每日净提升时间为16h。第二节 采煤方法1、本采区工作面采用走向长壁放顶煤采煤法，悬移支架配合单体液压支柱与背铺塑料网支护顶板，全部垮落法管理顶板。落煤方式为放炮爆破落煤，人工攉煤，可弯曲刮板输送机接力运煤。2、据煤矿安全规程第四十八条规定：“一个采区内同一煤层的一翼最多只能布置一个回采工作面和两个掘进工作面同时作业”。四采区首采工作面为341采煤工作面。3、采煤工艺3上煤层厚度平均5.0m，采用单体液压支柱配铰接顶梁控制顶板，其回采工艺过程为：打眼清理工作面移溜子放炮联网架梁攉煤支设正规支柱回梁清理工作面。第三节 采区生产能力及服务年限参考邻近采区回采数据，根据有关要求， 本采区计划布置八个回采工作面，即341、342、343、344、345、346、347、348面，回采3上煤层。 采区生产能力按年产原煤7.5万吨计算。目前矿井工作日为330d，每天采用“三八”制循环作业方式。采区服务年限为： Tc Zc （AcK） 58.3（7.51.4）5.5年Tc-采区服务年限，年Zc采区可采储量，58.3万吨Ac采区生产能力，7.5万吨/年1.4 储量备用系数；经计算，四采区服务年限为5.5年。第四章 采区生产系统第一节 采区通风系统一、通风方式及通风系统本矿井采用中央分列抽出式通风，即主斜井进风，副立井回风。四采区采煤工作面采用“U”型通风方式，下行风；掘进工作面采用局部通风机进行供风。进风由号主下山供给，四采区皮带巷兼做进风巷，四采区轨道巷兼做回风巷。在四采区号联络巷和号联络巷分别安设两道风门，使工作面形成独立通风系统。进风路线：地面主斜井-37大巷号主下山下把钩四采区皮带巷采掘工作面回风路线：采掘工作面四采区轨道巷皮带机集运巷总回风巷风井地面二、采区风量计算根据四采区块段生产布局和各阶段的生产计划，采区内最多时布置一个采煤工作面， 两个掘进工作面和一个独立通风硐室。按照煤矿安全规程、煤矿通风能力核定办法的规定，采区所需风量按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和进行计算。（一）根据实际用风地点需配风量进行计算1、按采区同时工作的最多人数计算 Q矿需4NK矿通 m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟供给的风量，m3/min； K矿通包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素的矿井风量备用系数，K矿通取1.2四采区设计同时工作的最多人数为57人，其中341采煤工作面劳动定员33人，两个掘进工作面劳动定员分别为12人故：Q采需4571.2273.6m3/min。（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： Q矿需(QcfQ掘Q硐iQ其它i)K矿通 式中: Qcf采煤工作面需要风量的总和，m3/min； Q掘掘进工作面需要风量的总和，m3/min； Q硐i硐室需要风量的总和，m3/min； Q其它i矿井除了采煤、掘进、硐室地点外的其它需要通风井巷的风量总和，m3/min；K矿通包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素的矿井风量备用系数，K矿通1.2。1、采煤工作面实际需要风量总和的计算：按煤矿安全规程及有关计算细则规定，每个采煤工作面的实际需要风量，应按采煤工作面的瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。采煤工作面需要风量的计算方法如下:（以341采煤工作面为例）按采煤工作面气象条件进行计算：Qcf6070% VcfScfKchKclQcf采煤工作面需要风量，m3/min；Vcf采煤工作面的风速，采煤工作面进风流的温度与对应风速调整系数取值（见表5）；温度21，采煤工作面风速取1.2（m/s）；Scf 采煤工作面的有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取2.6352；Kch采煤工作面采高调整系数，查表采高2.55.0m 及放顶煤采面调整系数取1.2；（341采煤工作面实际采高平均为2.0m，因为放顶煤开采，故取1.2）；（见表6）；Kcl采煤工作面面长调整系数，341采煤工作面面长48m，调整系数取0.9（见表7）；Qcf=6070%1.22.63521.20.9=2873/min表5： 采煤工作面进风流温度与对应风速调整系数采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）201.020-231.01.523261.5-1.8表6 采煤工作面采高调整系数采高(m)系数Kch2.01.02.02.51.12.55.0及放顶煤1.2表7 采煤工作面面长调整系数采煤工作面长度（m）系数Kcl150.815800.80.9801201.01201501.101501801.201801.301.40按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：Qcf100qcgKcg式中：Qcf-采煤工作面需要风量，m3/min； qcg -采工作面回风巷风流中的平均绝对瓦斯涌出量，采煤工作面的预配风量326m3/min，瓦斯浓度0.05；Kcg-采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，该值根据矿井采煤工作面的瓦斯涌出一般规律经计算取1.1。（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值） 。100-采煤工作面回风风流中的瓦斯浓度不得超过1.0%的换算系数。Qcf=1003260.051.1=17.93 m3/min按采煤工作面绝对二氧化碳涌出量计算：Qcf67qccKcc式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min； qcc采煤工作面回风巷风流中的平均绝对二氧化碳涌出量，采煤工作面的实测风量326 m3/min，二氧化碳浓度0.12；m3/min；Kcc采煤工作面的二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，该值根据矿井采煤工作面的二氧化碳涌出一般规律经计算取1.1。（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值）。67采煤工作面回风风流中的二氧化碳浓度不得超过1.5%的换算系数。Qcf=673260.121.1=28.83 m3/min；按一次爆破的最大炸药用量计算二、三级煤矿许用炸药Qcf10Acf式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min；Acf采煤工作面一次爆破最大炸药用量，12.375kg ；10每千克煤矿许用二、三级炸药需要配风量，m3/min。（我公司井下爆破使用的炸药为煤矿许用二级炸药）；Qcf=1012.375=123.75m3/min；按采煤工作面同时工作的最多人数计算：Qcf4Ncf式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min；Ncf为采面同时工作的最多人数，33人；4采煤工作面同时工作的最多人数；Qcf=433=132 m3/min；按风速验算：a)验算最小风量Qcf 600.25ScbScb=1cbhcf70%b)验算最大风量Qcf 604.0 ScbScs=1cshcf70%式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min；Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，3.062m2；1cb采煤工作面最大控顶距，3.06 m；hcf采煤工作面实际采高，m；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，2.262m2；1cs采煤工作面最小控顶距, 2.26 m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许最大风速，m/s；604.02.262Qcf600.253.062 m3/min91.82871084.8m3/min341采煤工作面需要风量确定： Q采需=287m3/min 2、掘进工作面实际需要风量总和的计算每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。 掘进工作面需要风量计算（以342面溜子道掘进工作面为例）342面溜子道掘进工作面巷道有效通风断面（净断面）为3.90 m2；工作面同时工作的最多人数为12人；一次爆破的炸药用量为3.9kg；瓦斯浓度为0.04，二氧化碳浓度为0.08。按掘进工作面瓦斯涌出量计算：Qhf1 100qhg1khg1=1000.041661.3=8.63 m3/min。式中：Qhf1341面溜子道掘进工作面需要风量，m3/min；qhg1342面溜子道掘进工作面回风流中瓦斯浓度，0.04 ；166掘进工作面回风流风量，m3/min；Khg1掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值（该值根据矿井掘进工作面的瓦斯涌出一般规律经计算取1.3 ）；100按工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。按掘进工作面二氧化碳涌出量计算：Qhf1 67qhg1khg1=670.081661.3=11.71 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘进工作面需要风量，m3/min；qhc1 掘进工作面回风流中绝对二氧化碳浓度，0.08；166 掘进工作面回风流风量，m3/min；Khc1 掘进工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值（该值根据矿井掘进工作面的瓦斯涌出一般规律经计算取1.3 ）；67按工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。按掘进工作面一次爆破的最多炸药用量计算：Qhf1 10Ahf1=103.9=39 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘进工作面需要风量，m3/min；Ahf1掘进工作面一次爆破的最多炸药用量，3.9kg；10每千克煤矿许用二、三级炸药需要配风量，m3/min。（我公司井下爆破使用的炸药为煤矿许用二级乳化炸药）；按局部通风机实际吸入风量计算a)无瓦斯涌出的岩巷Qhf1 Qaf1I600.15Shd1=170600.153.90205.1 m3/minb)有瓦斯涌出的煤巷，半煤岩巷和岩巷Qhf1 Qaf1I600.25Shd1=170600.253.90228.5 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘进工作面需要风量，m3/min；Qaf1 局部通风机实际吸入风量，m3/min；I 342面溜子道掘进工作面同时通风的局部通风机台数，台；0.15无瓦斯涌出煤巷的允许最低风速m/s;0.25有瓦斯涌出煤巷的允许最低风速m/s;Shd1342面溜子道掘进工作面局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，3.90m2。根据煤矿安全规程的相关规定要求，安装局部通风机的巷道中的风量除了满足局部通风机的吸风量之外，还必须保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风风流之间的风速煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风或局部通风机吸风口至掘进工作面回风风流之间的巷道内风流停滞而造成瓦斯积聚。Q hf1=Q af1Ii+0.2560S=170+58.5=228.5m3/min式中：Q af1掘进工作面局部通风机实际吸入风量，FBDNO5型局部通风机配用500mm的风筒实际吸入风量经实测为170 m3/min；Ii342面溜子道掘进工作面同时通风的局部通风机台数，实际始终处于工作状态的为1台；S局部通风机安装地点巷道的有限通风断面，实际为3.9m2； 根据相关规定要求，掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯绝对涌出量、同时工作的最多人数、一次爆破的最多炸药量、局部通风机吸入风量分别计算，取其中最大值作为掘进工作面配风依据。即Q掘=228.5m3/min为掘进工作面所需风量。342面溜子道掘进工作面局部通风机安装位置在四采区皮带机巷内，所以无需为风机单独配风；按掘进工作面同时工作的最多人数计算：Qhf1 4Nhf1=412=48 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘进工作面需要风量，m3/minNhf1掘进工作面同时工作的最多人数，12人。按风速进行验算：a)验算最小风量无瓦斯涌出的煤巷：Qhf1=170600.25 Shd1=600.253.9=58.5 m3/minb) 验算最大风量Qhf1 =170604.0 Shd1=604.03.9=963 m3/min式中：Shd1掘进工作面巷道有效通风断面，3.9。掘进工作面需要风量确定后，各生产单位应根据风量大小，供风长度等条件，选择合适的局部通风机和风筒，编制局部通风作业计划，报公司总工程师批准后，方可施行。经验算符合要求。即342面溜子道掘进工作面需要风量，Qhf1=228.5m3/min。3、硐室需要风量总和的计算四采区利用原-100变电所，风量按60 m3/min计算：Q硐=60 m3/min4、四采区总需要风量总计为： Q采需(287228.5260)1.2965m3/min 所以，采区总需进风量取最大值为965m3/min。附图：四采区通风系统图 （图7）第二节 采区防尘及注水系统由于3煤层煤尘具有爆炸性，采掘作业中产生煤（岩）粉尘，危机人身及矿井安全，因此必须做好防尘工作。矿井在地面建永久性的静压水池，水池容积为220m3，备用水池容积为110 m3，水量、水质符合要求。防尘管路由6寸管路自地面供至-37水平，经-37大巷、号副下山，然后由两路2寸防尘管路经四采区皮带机巷和四采区轨道巷，最后分别供往采区采掘工作面各作业地点。工作面材料道、溜子道供水管路直径不得小于2寸，每隔50m设一个三通阀门，并分别安装水质过滤器。井下所有运煤转载点安装完善了喷雾装置，采煤工作面进回风巷、主要进风大巷及进风斜井安装有净化风流水幕，采煤工作面距上下出口不超过30m, 掘进工作面距迎头不超过50m。采煤工作面回风巷安设2道自动风流净化水幕，进风巷安设1道，水幕应封闭全断面，灵活可靠，雾化好，使用正常。 “逢采必注，不注不采”的注水方式。在采区轨道巷和采区皮带机巷分别安设一组隔爆水槽，每组40个，主要隔爆水棚组的用水量按巷道断面计算，水量不低于400L/m2、长度不低于60m、每个水量60L，均能覆盖巷道全断面，满足该采区生产要求。附图：四采区防尘系统图（图8）第三节 防火系统四采区开采煤层为3煤，经煤炭科学研究总院沈阳研究院鉴定3煤自燃发火期102-243天，自燃发火等级为类自燃。根据煤矿安全规程和矿井防灭火规范的相关要求，四采区应切实做好防灭火工作。一、我矿所开采的3层煤属II类自燃煤层，根据煤矿安全规程第二百四十条：“开采易自燃和自燃煤层时，在采区开采设计中，必须预先选定构筑防火门的位置，当采煤工作面形成通风系统10天内，必须按设计选定的防火门位置构筑防火墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料”的规定，特制定防火门安装及管理规定： 1、四采区轨道巷和四采区皮带机巷各安设一组防火门，符合煤矿安全规程要求。2、防火门门框做成凹槽式，门板为防火门。采区或采煤工作面一旦发生火灾事故需要与外界隔离时，将防火板装入门框内即可将火区隔离。3、矿井生产期间，为了确保防火门不对采区和采煤工作面的正常通风造成影响，防火门应处于常开状态，当采区和工作面发生火灾采取直接灭火措施不能灭火时，应立即关闭进回风侧的防火门，从而控制火势的蔓延，为砌筑永久防火墙争取时间。4、防火门构筑应符合下列要求：防火门用不燃材料（铁板）制作，防火门门框做成凹槽式，门框嵌入巷道墙体中或固定在巷道壁表面，门框与巷壁结实，需要砌筑墙体固定门框时墙体的厚度不得小于600mm。防火门门板放入门框凹槽内时，应连成一体封闭严密。5、防火门板材应采用不燃性材料加工。门板应妥善安置在距离门框不大于15m的合适位置，并应悬挂或垫高至于巷道一侧的底板以上，不得使门板与底板直接接触。同时设置防火门专用的明显标志，防止随意乱用。6、为了保证防火门安装方便，应在防火门门框下槽内充填合适的木板，防止煤渣和杂物淤塞门框下槽。安装门板时将木板取出，然后将门板置于门框内。二、 矿井安装一套12芯的JSG-7型煤矿自燃发火束管检测系统，主要检测采空区的一氧化碳和其他有害气体浓度。当回采工作面结束进行密闭后，利用JSG-7型煤矿自燃发火束管检测系统，对有可能发生煤层自燃区进行检测。1、完善采区的束管防火系统，确保矿井JSG-7型煤矿自燃发火束管检测系统正常运行。2、工作面的束管探头必须悬挂在采煤工作面的回风隅角，并随工作面的推进逐步外移。3、通防部束管监测系统管理人员必须每周对工作面回风隅角的空气成分进行一次全面分析，并及时上报分析结果。发现异常或问题必须及时向矿总工程师汇报。4、工作面回风隅角发现一氧化碳或其他有害气体涌出异常时，通防部束管防火系统管理人员应做到每天24h不间断地对工作面回风隅角空气成分进行分析，并及时上报分析结果。5、采区及井下所有人员有义务保障本辖区内的束管及其他配套设施处于完好状态，如发现束管断开或其它设施异常，必须及时报告矿调度室和通防部，以便得到及时处理。三、3层煤属类自燃煤层，为了防止自然发火事故的发生，需要采用喷洒阻化剂和预注黄泥浆等综合防灭火技术来预防煤层自燃发火。1、喷洒阻化剂（1）阻化剂种类选择氯化镁（Mgcl2）为阻化剂，用水配比成15%的溶液。（2）喷洒范围重点为工作面“两道”和“两线”，当因地质条件影响，采空区留有浮煤时，要对采空区喷洒阻化剂溶液。2、井下注浆系统在四采区轨道巷置移动式注浆站，在工作面材料道、溜子道分别敷设注浆管路对工作面采空区进行注浆、两巷喷洒阻化剂，也可对有发火征兆的地点预先注入黄泥浆、水玻璃等防灭火材料，及时做好采区及工作面防灭火工作。第四节 提升运输系统一、设备配置四采区轨道巷安装一部JD-40型调度绞车，采用1T矿车单钩串车提升，利用四采区皮带机巷原第一部胶带输送机作为辅助提升运输。二、运输设备选型四采区为上运式布置方式。采掘工作面均采用SGB-30刮板输送机，原煤通过皮带机巷SPJ-800型第一部胶带输送机连续运输至100m水平煤仓，仓下接车，由主暗斜井JTP-1600/1200型矿用提升绞车提升至37m水平车场，由37m水平采用CJY7/6GB-250型架线式电机车运送至主斜井底车场，由主斜井2JT-1600/824型矿用缠绕式绞车串车提升至地面。800皮带主要性能参数及运输能力验算 四采区提升运输设备选型 1、概述：轨道巷主要担负矸石以及其他物料的运输。采用1吨U型矿车，矿车自重618Kg，载重矸石1800Kg，上部车场为顺向平车场，下部车场为平车场（设高低道），采用单钩提升，提煤时提2辆车，提矸石或物料时1辆车。2、设计依据：轨道斜巷：斜巷长度：L=170m 斜井坡度：=-17 矿车自重：Qz=618 kg， 矿车载荷矸石或物料：QK=1800 kg矿车运行阻力系数f1=0.015， 矿车载荷煤： QK=1000 kg绞车最大静张力：FZ1=16 kN， 钢丝绳运行阻力系数：f2=0.53、选用绞车性能参数：根据矿井现有设备，本着适用、经济的原则，决定选用JD-40型调度绞车，其主要技术参数为：型号： JD40 外层钢丝绳最大静张力：16KN外层钢丝绳绳速m/s：1.20 钢丝绳直径mm ：16mm卷筒尺寸mm ：310400 容绳量m：400电动机型号：YBJ25 功率kW ：25KW转速r/min ：1470r/min 电压V：380/660V绞车重量kg：1450Kg4、钢丝绳性能参数：采用光面普通钢丝绳，结构为619FC，公称直径15.5mm，其公称抗拉强度1670MPa，钢丝绳最小总破断力：QS=151.0 kN，钢丝绳绳重：p=0.9kg/m5、选型计算：（1）、提升两个矸石或物料车时最远点静拉力计算Qb根据