采面设计说明书

AAAA县XXXXXX煤矿1505采煤工作面布置说明书AAAA县XXXXXX煤矿二一三年十一月AAAA县XXXXXX煤矿1505采煤工作面布置说明书设计：审核：矿长：目 录第一章 工作面概况及危险源分析1第一节 工作面概况1第二节 危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定3第三节 采掘工艺、采面生产能力确定7第二章 工作面工程设计10第一节 工作面巷道布置10第二节 巷道断面支护10第三章 工作面各生产系统设计14第一节 主运输系统设计14第二节 辅助运输系统14第三节 通风系统14第四节 供电系统18第五节 供水施救及综合防尘系统20第六节 排水系统21第七节 通讯系统22第八节 监测监控系统和人员定位系统22第九节 压风自救系统23第十节 防灭火系统24第十一节 采面液压系统25第十二节 紧急避险系统25第四章 水害防治26第五章 防治煤与瓦斯突出31第一节 区域防突综合措施31第二节 局部防突综合措施37第三节 安全防护措施45第六章 瓦斯抽采47第七章 掘进安全技术措施50第一节 施工安全措施50第二节 运输管理50第三节 巷道维修安全技术措施52第四节 防治瓦斯52第五节 综合防尘53第六节 防火安全措施53第七节 爆破管理54第八节 防治水57第六章 采煤安全技术措施58第一节 一般规定58第二节 顶板管理安全技术措施58第三节 防治水59第四节 爆破60第五节 “一通三防”及安全监控61第六节 运输63第七节 机电64第八节 初采初放安全技术措施66第九节 灾害应急措施及避灾路线67附件：1、贵州省矿山安全科学研究院文件“关于对AAAA县XXXXXX煤矿C5、C8煤层+830m+770m标高煤与瓦斯突出鉴定报告的综合论证评审意见(黔矿安院突出论证字201228号)”2、贵州省能源局文件关于AAAA市工业和能源委员会关于呈报2010年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复(黔能源发2010701号)、关于AAAA市工业和能源委员会关于呈报2011年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复(黔能源煤炭201179号)和关于AAAA市工业和能源委员会关于呈报2012年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复(黔能源煤炭2012494号)3、贵州省煤田地质局实验室2009年12月提交的C5、C8煤层的煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向性等级鉴定报告附图：1、井上下对照图 1：20002、1505采面巷道布置平面图 1：2000 3、1505采面巷道布置剖面图 1：20004、1505采面投产时期避灾线路图 1：20005、1505采面投产时期通风系统示意图 示 意6、1505采面投产时期消防系统和供水施救系统图 1：20007、1505采面投产时期传感器布置及人员定位系统图 1：20008、1505采面投产时期紧急避险系统图 1：20009、1505采面投产时期压风管路压风自救系统 1：200010、1505采面投产时期通信系统图 示 意11、1505采面投产时期抽放系统图 1：200012、1505采面供电系统示意图 示 意13、AAAA县XXXXXX煤矿“采掘工程平面图” 1：2000 参加审查人员名单项目职务姓名日期备注审查人员矿长生产矿长机电矿长安全矿长技术负责人公司技术部公司安监部公司通瓦部公司总工程师审查意见1、在1505采面进行施工前，矿井技术人员必须进一步优化巷道布置。并做好施工图的设计工作。2、完成1505采面涉及到的巷道施工作业规程和安全技术措施的编制工作。3、在实施过程中必须严格执行“四位一体”的防突工作，加强工作面的效果检验和预测预报工作。4、严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采” 的探放水原则，采掘工作面必须按探放水设计进行施工。5、严格执行 “关于做好矿井防治煤与瓦斯突出工作的通知钰祥矿安监字20130092号”，做好瓦斯突出防治工作。49第一章 工作面概况及危险源分析第一节 工作面概况一、采面概况1505采面位于矿区东翼的上大下小的三角区域中，即1505采面位于+788m下部，矿区1号和2号拐点以北，西起排水斜井落底下部，东至1号拐点，1505采面所在于区域尚未开发。采面设计平均倾斜长510m，南北平距宽160m，采高1.0m，储量1.53万吨。该采面标高+788+719m，地面标高+1143 +885m，埋深393115m。对应地面为山坡地，地面上无建筑物及水体。二、煤层赋存情况1505采面开采煤层为C5煤层，其分布于含煤岩系的中上部，其上距长兴组底界3540m。顶板岩性主要为粉砂质泥岩；底板岩性主要为粘土岩、泥岩。根据矿井揭露的煤层赋存条件和地质资料综合分析，C5煤层厚度较稳定，在0.8 1.1m之间，平均1.0m。煤层倾角910，平均7。三、地质构造从1505采面周围地质资料和矿井揭露资料分析，预计1505采面不会出现断距超过2m的断层，因此1505采面地质构造较简单。四、水文地质条件矿区可采煤层位于龙潭组，约70m，龙潭组岩溶裂隙不发育含水性较弱，导水性较差。龙潭组上伏的长兴组厚平均约40m，为岩溶裂隙含水层，导水性中等。由于1505采面开采煤层为C5煤层，其上距长兴组底界3540m。因此采面的充涌水主要为龙潭组顶部的岩溶裂隙水，故采面水文地质条件较简单。五、瓦斯等级根据贵州省能源局文件：黔能源发2010701号、黔能源煤炭2011791号和黔能源煤炭2012494号，矿井在连续三年的矿井瓦斯等级鉴定中，其瓦斯最大涌出量：相对为29.82m3/t，绝对为10.61m3/min。矿井各年度的煤矿瓦斯涌出量情况表 表111 序号年 度相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）审批意见12010年度5.3618.38低瓦斯矿井22011年度12.214.24高瓦斯矿井32012年度29.8210.61高瓦斯矿井六、煤与瓦斯突出危险性根据贵州省矿山安全科学研究院文件“关于对AAAA县XXXXXX煤矿C5、C8煤层+830m+770m标高煤与瓦斯突出鉴定报告的综合论证评审意见(黔矿安院突出论证字201228号)”，矿井的C5、C8煤层+830m+770m标高内无突出危险性。七、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2009年12月22日提交的煤尘爆炸性鉴定报告鉴定结果，矿井的C5、C8煤层煤尘无爆炸性。八、煤层自然发火倾向性根据贵州省煤田地质局实验室2009年12月22日提交的煤炭自燃倾向等级鉴定报告鉴定结论，水矿井的C5、C8煤层自燃倾向性分类为三级，为不易自燃煤层。九、地温本矿区属地温正常区，无热害影响。十、设计的依据1、贵州省矿山安全科学研究院文件“关于对AAAA县XXXXXX煤矿C5、C8煤层+830m+770m标高煤与瓦斯突出鉴定报告的综合论证评审意见(黔矿安院突出论证字201228号)”2、贵州省能源局文件关于AAAA市工业和能源委员会关于呈报2010年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复(黔能源发2010701号)、关于AAAA市工业和能源委员会关于呈报2011年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复(黔能源煤炭201179号)和关于AAAA市工业和能源委员会关于呈报2012年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复(黔能源煤炭2012494号)3、贵州省煤田地质局实验室2009年12月提交的C5、C8煤层的煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向性等级鉴定报告4、煤炭科学研究总院沈阳研究院2012年6月编制的AAAA县XXXXXX煤矿C5、C8煤层+830m+770m标高煤与瓦斯突出鉴定报告5、贵州省地矿局一0二地质大队2008年6月提交的贵州省AAAA县XXXXXX煤矿生产地质报告6、防治煤与瓦斯突出规定。7、煤矿瓦斯抽放规范。8、煤与瓦斯突出矿井鉴定规范9、煤矿防治水规定10、国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于印发煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范的通知（安监总煤装201115号）第二节 危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定1、顶板煤层顶板岩性主要为粉砂质泥岩，属类顶板，中等稳定。 2、水害矿区可采煤层，厚约70m，龙潭组上伏的长兴组厚平均约40m，为岩溶裂隙含水层，导水性中等，正常情况下该层地下水不能进入矿床，属间接充水含水层。由于1505采面开采煤层为C5煤层，位于龙潭组其上距长兴组底界3540m。龙潭组岩溶裂隙不发育含水性较弱，导水性较差，故采面水文地质条件较简单。在开采活动中必须坚持执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，坚持物探先行和钻孔验证的探放水思路，确保安全生产。3、煤层的煤尘爆炸性和自燃性经鉴定，1505采面煤层为不易自燃煤层，煤尘无爆炸危险性。4、地温1505采面无属于地温正常区。5、地质构造1505采面地质构造简单。6、瓦斯（1）实测的瓦斯基本参数根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2012年6月编制的AAAA县XXXXXX煤矿C5、C8煤层+830m+770m标高煤与瓦斯突出鉴定报告，矿井C5、C8煤层瓦斯基本突出参数测定详见下表。表1-2-1 突出参数测定结果表 煤层编号煤层破坏类型煤层瓦斯压力P（MPa）瓦斯放散初速度（P）坚固性系数（f）测点标高（m）埋深（m）C50.3127.580.72+790385.92C80.2524.400.19+790441.0（2）煤层压力梯度瓦斯压力梯度计算：Pm =（P1P0）/（H1H0）式中：P1实测瓦斯压力，Mpa；H1测瓦斯压力P1地点的垂深，m；P0瓦斯风化带的瓦斯压力，一般取P0=0.10Mpa；H0测瓦斯风氧化带的深度，取50m。经计算， C5、C8煤层的瓦斯压力如下表所示。表1-2-2 瓦斯压力梯度计算表煤层实测瓦斯压力（Mpa）实测瓦斯压力P1地点垂深（m）瓦斯风化带的瓦斯压力（Mpa）瓦斯风氧化带深度垂深（m）瓦斯压力梯度（Mpa/m）C50.31385.920.1500.0006 C80.254410.1500.0004 （3）推测瓦斯压力根据上述的瓦斯压力梯度，推测C5煤层在1505采面最大垂深（即1505切眼）时的瓦斯压力和1505采面相对应的C8煤层在最大垂深（即1805切眼）时的瓦斯压力。P=P0+Pm(H-H0)式中：P瓦斯压力，Mpa；P0瓦斯风化带的瓦斯压力，一般取0.10Mpa；Pm瓦斯压力梯度，Mpa/m，H0瓦斯风氧化带的垂深，m。H-垂深，m；表123 瓦斯压力计算表煤层风化带的瓦斯压力（Mpa）瓦斯压力梯度（Mpa/m）风氧化带深度垂深（m）预测瓦斯压力点垂深（m）预测瓦斯压力（Mpa）C50.10.0006 503930.31 C80.10.0004 504050.24 （4）煤层瓦斯含量预测设计采用经验公式对1505采面和1805采面的可采煤层在1505切眼和1805切眼最大垂深时的瓦斯含量作预测计算，详细计算如下。 W0= WX+ WY式中：W0煤层原始瓦斯含量，m3tWX=式中:WX在瓦斯压力为P，煤层温度为20时煤的吸附瓦斯量，m3/t；W f、AF、V f煤的水分、灰分、挥发分，%；a2.4+0.21 V f；b1-0.004 V f；1/en 温度系数，查表取0.678；WY游离瓦斯量，m3/t，WY=fnP/(9.8KY)其中:fn煤的孔隙率，%，查表取8； P可采煤层瓦斯压力，详见表1-2-3。 KY瓦斯压缩系数，查表取1.15；煤的容重。煤质特征表见表1-2-4。表1-2-4 煤质特征表 煤层编号水份（mad%）灰份(Ad%)挥发份(Vdaf%)硫份(Std%)发热量(MJ/Kg )C51.4011.357.70.7831.39C82.0815.437.541.1127.86代入公式计算得1505采面和1805采面的可采煤层在1505切眼和1805切眼最大垂深时的瓦斯含量详见表125。表125 煤层瓦斯含量计算表煤层编号Wf（%）Af（%）Vr（%）P (MPa)1/enbfn (%)(t/m3)KY计算结果WXWY合计C51.411.357.70.31 0.678 4.0170 0.9692 8.00 1.42 1.15 7.03 0.16 7.19 C82.0815.437.540.24 0.678 3.983 0.9698 8.00 1.42 1.15 6.32 0.12 6.44 （5）煤层残存瓦斯含量的预计煤层残存瓦斯含量按矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006），预测煤层残存瓦斯含量。煤层残存瓦斯含量：由于地质勘探报告不能提供煤层的残存瓦斯含量，根据下式对煤层的可燃质残存瓦斯含量进行换算：Wc= 式中：W1c煤的可燃质残存瓦斯含量，ml/gr，可根据各煤层的平均挥发分从表126（AQ1018-2006标准附录C）中进行插值选取。表126 煤的可燃质残存瓦斯含量表煤的平均挥发分Vdaf(%)6881212181826263535424256可燃质残存瓦斯含量W1c (m3/t.r)96644332222可采煤层瓦斯含量及换算后的残存瓦斯含量见表127。表127 矿井可采煤层残存瓦斯含量表煤层Mad(%)Aad(%)预计纯煤的残存瓦斯含量（m3/tr）预计煤层残存瓦斯含量（m3/t）C51.411.356.34 5.51 C82.0815.436.75 5.53 （6）回采瓦斯涌出量的计算 q采= q1+q2式中：q采回采煤工作面瓦斯相对涌出量，m3/t；q1开采层瓦斯相对涌出量，m3/t； q2邻近层瓦斯相对涌出量，m3/t。1）本煤层瓦斯涌出量q1=1.31.050.881.1/1.1(7.19-5.51)=1.83 m3/t式中：K1围岩瓦斯涌出系数；取1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，取1.05；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，按K3（L2h）/ L计算，经计算K30.88；m开采层厚度，1.1m；M工作面采高，1.0m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t，详见表1-2-5；Wc煤层的殘存瓦斯量，详见表1-2-7。2）邻近层瓦斯涌出量q2=(6.44-5.53)1.1/1.185%=0.78 m3/t式中：mi邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；i邻近层瓦斯排放率，按AQ1018-2006标准附录D-3中图D-1选取，；Wi0邻近层煤层瓦斯含量，详见表1-2-5；Wic邻近层煤层残存瓦斯含量，详见表1-2-7。3）回采工作面瓦斯涌出量：q采= q1+q2= 1.83+0.78=2.61m3/t矿井的生产规模为15万吨/年，根据下一节“采面的生产能力确定”，采面的生产能力为661 t/d，由此计算出采面的绝对瓦斯涌出量为1.19 m3/min。（7）掘进瓦斯涌出分为掘进落煤和巷道煤壁两部分。q掘= q3+ q4式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3min；q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3min。q3= DVq0()D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，C5为21.0=2.0m。； V巷道平均掘进速度，0.00347m/min；L巷道长度，平均取800m；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2min)。q0=0.0260.0004(V f)2+0.16 W0q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3minq4=SV(W0-WC)式中：S掘进巷道断面积，6.3m2；V巷道平均掘进速度，0.00347m/min；煤的密度，1.42tm3；W0-C5煤层的原始瓦斯含量，7.19m3/t；Wc- -C5煤层残存瓦斯含量，5.51m3/t；V f-C5煤层的挥发份， 7.7。代入公式,其计算结果如下表所示。表1-2-8 掘进瓦斯涌出量计算表 开采层 项目C5掘进巷道断面积S(m2)6.3巷道暴露煤壁周边长度D(m)2巷道平均掘进速度V（m/min)0.00347巷道长度L（m）800煤壁瓦斯涌出强度q0（m3/m2min)0.0299 挥发份（%)7.7煤层原始瓦斯含量Wo（m3/t)7.19 煤层残存瓦斯含量Wc（m3/t)5.508 巷道煤壁瓦斯涌出量q3(m3/min)0.20 掘进巷道落煤瓦斯涌出量q4(m3/min)0.06 掘进巷道瓦斯涌出量(m3/min)0.25 经以上计算1505回采工作面在回采过程中采面瓦斯涌出量为2.61m3/t，1505采面巷道在掘进过程中的瓦斯涌出量为0.25m3/min。第三节 采掘工艺、采面生产能力确定一、掘进工艺1、掘进方法巷道巷采用炮掘方法施工。2、掘进工艺 (1)落煤方式采用爆破落煤。(2)装煤人工装煤(3)运煤采用刮板运输机运至胶带运输机，再经另一条皮带等运到1505煤仓。(4)巷道支护巷道断面采用直角梯形，沿C5煤层顶板施工，巷道净宽2.8m，净高2.2m米，净断面6.2m2，掘进断面6.3m2。二、回采工艺1、煤层赋存条件工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。煤厚0.91.1m，平均1.0m，。煤层倾角910，平均7。按炮采工作面布置，一次采全高。2、采煤方法的确定（1）采煤方法的论证1505采面位于矿区东翼的上大下小的三角区域中，如采用走向长壁采煤法必须在+788m标高布置三条下山至矿井最低开采标落底并在落底标高布置车场及硐室，三条下山沿煤层的倾向布置，同时在三条下山中沿煤层走向布置采面的运输和回风巷道。从此三角区域来看，只能布置二个工作面，每个工作面走向从上到下呈递减的形式，即工作面的走向长度从350m递减至50m左右。如果在此三角区域中采用倾斜长壁采煤法，即须在+788m标高沿煤层的倾向向下布置采面的运输巷和回风巷即可，无须布置三条下山。采用采用倾斜长壁采煤法的优点是：巷道布置简单，巷道掘进工程量少，投产快。运输系统和通风系统均较简单，回采工作面技术经济效果好。易于实现等长工作面，减少了由于工作面长度变化而增加采面搬家的时间。（2）采煤方法的确定根据上述，在矿区南翼的上大下小的三角区域中，采用走倾斜长壁采煤法。此三角区域可布置1505采面和1506采面。3、落煤：打眼放炮4、装煤：采用人工装煤至SGB420/30刮板运输机。5、运煤：工作面采用SGB420/30型刮板运输机运煤，额定能力100t/h。运输巷运煤采用刮板运输机和皮带运输机运输，刮板运输机的型号为SGB420/30型，Q=100t/h，N=30Kw。皮带输送机DTL65/20/30可伸缩式胶带输送机， B=650mm，Q=150t/h，N=30Kw。6、工作面支护：采用DW14-300/100单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁进行支护，支柱排距1.0m、柱距0.7m，“三四”排支护，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。5、顶板管理：全部垮落法管理顶板。三、采面生产能力确定QLDmC16031.01.420.97661 (t/d)式中: Q-工作面日生产能力，t/d；L-工作面长度，160m；D-工作面日推进度，3m，；m-煤层平均采高1.0m；-煤的容重，1.4 2t/m3；C-工作面回采率， 0.97。工作面生产能力为661t/d，按正规循环率80%计算，工作面达15860t/月。第二章 工作面工程设计第一节 工作面巷道布置一、工作面简述1505采面位于+788m下部，矿区1号和2号拐点以北，西起排水斜井落底下部，东至1号拐点，1505采面所在区域尚未开发。采面设计平均倾斜长510m，南北平距宽160m，采高1.0m，储量1.53万吨。该采面标高+788+719m，地面标高+1143 +885m，埋深393115m。对应地面为山坡地，地面上无建筑物及水体。二、工作面巷道布置1505采煤工作面按倾斜长壁布置，为1505采面服务的巷道有：1505煤仓，1505运输斜巷、1505运输巷，1505联络巷，1505切眼，1505回风巷，1505回风联络巷。第二节 巷道断面支护1、巷道断面及支护形式的确定巷道断面采用直角梯形，沿C5煤层顶板施工，巷道净宽2.8m，净高2.2m米，净断面6.2m2，掘进断面6.3m2。巷道采用锚网支护。2、巷道锚杆支护参数的确定（1）顶锚杆按加固拱原理确定锚杆参数锚杆长度L：L=N（1.1+B/10）=1.1(1.1+2.8/10)=1.52m式中:L-锚杆长度，m；B巷道宽度，m；N安全系数。锚杆直径D：D=L/110=1.52/110=13.8mm锚杆排距a：a0.5L=0.51.52=76mm，设计取800mm。根据上述计算，考虑一定的安全系数和支护效果，虑到该巷道服务年限，设计选用182000mm全螺纹钢锚杆，全断面挂网支护，锚杆间排距0.8m。（2）帮锚杆二帮支护采用同样型号的锚杆，即设计选用182000mm全螺纹钢锚杆，全断面挂网支护，锚杆间排距0.8m。3、锚网设计选用直径4mm，网格4040mm的拔丝网。4、1505采央面巷道断面及图如下所示。第三章 工作面各生产系统设计第一节 主运输系统设计一、主运输设备1、采面运输设备1505工作面采用SGB420/30型刮板运输机运煤，额定能力100t/h。2、采面运输巷运输设备1505采面运输巷运煤采用刮板运输机转载，皮带运输机运输，转载用的刮板运输机的型号为SGB420/30型，Q=100t/h，N=30Kw。皮带输送机型号为DTL65/20/30可伸缩式胶带输送机，B=650mm，Q=150t/h，N=30Kw；所用的皮带运输机共有二台。1505运输斜巷采用DTL65/20/30可伸缩式胶带输送机。3、出煤系统1505回采工作面（刮板运输机）1505运输巷（刮板运输机、皮带运输机）1505运输斜巷（皮带运输机）1505煤仓。第二节 辅助运输系统一、辅助运输设备1505运输斜巷为机轨合一的巷道，1505回风巷除了作回风外，还兼作1505材料运输。材料运输主要采用JD-25型调度绞车，调度绞车安装在1505回风巷和1505运输巷的上半部。绞车窝尺吋必须保证绞车安装后有2.0m2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于4250mm，与轨道不小于600mm。二、材料运输系统轨道下山（绞车）1505车场（人工推车）1505运输斜巷（调度绞车）1505运输巷（调度绞车）1505回风联络巷（人工推车）1505回风（调度绞车）巷1505采面。第三节 通风系统一、掘进期间1、1505运输巷（1）通风系统主、副斜井轨道下山局部通风机1505运输巷掘进工作面1505运输巷1505联络巷1505回风平巷回风下山回风斜井引风道主要通风机地面。（2）局部通风机选型按掘进工作面瓦斯涌出量计算Q=125/0.8qk=125/0.80.252.0=78.1m3/min=1.3m3/s式中: 0.8根据贵州省人民政府办公厅文件（黔府办发200883号）“省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见”，“实现瓦斯零超限管理，采掘工作面瓦斯浓度必须治理到0.8以下”； q掘进工作面绝对瓦斯涌出量，第一章二节计算，取0.25m3/mim；K掘进面瓦斯涌出不均衡系数,取2.0按局部通风机吸风量计算掘进工作面配风，以所选局部扇风机的吸入风量作为依据进行选择。Q= QfIRf式中： Q掘进工作面配风量；Qf局部通风机最大吸风量，365m3/min；I同时运转风机台数，取1；Rf风量备用系数，取1.34。Q掘= QfIRf= 36511.34=489.1m3/min=8.2m3/s按最大炸药消耗量计算Q=25A=258=200 m3/min=3.3(m3/s)式中： A工作面最大炸药消耗量，kg按风速验算Q0.2560SO=156.3=94.5m3/min=1.6m3/sQ460SO=2406.3=1512m3/min =25.2m3/s式中:SO掘进工作面掘进断面,SO=6.3m2根据风量计算，掘进工作面配风不得小于94.5m3/min，不得大于1512m3/min，根据经上计算,O掘取8.2m3/s。根据计算的风量确定选用FBD5/211Kw的局部通风机供风，其风量200365m3/min，风压6004250Pa，N=211kw，最大送风距离为800m。风筒直径采用600mm的抗静电、阻燃胶质风筒。局部通风机为二台,一台工作，一台备用。2、1505回风巷（1）通风系统主、副斜井轨道下山局部通风机1505回风巷掘进工作面1505回风巷1505回风联络巷1505回风平巷回风下山回风斜井引风道主要通风机地面。（2）局部通风机选型按掘进工作面瓦斯涌出量计算Q=125/0.8qk=125/0.80.252.0=78.1m3/min=1.3m3/s式中: 0.8根据贵州省人民政府办公厅文件（黔府办发200883号）“省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见”，“实现瓦斯零超限管理，采掘工作面瓦斯浓度必须治理到0.8以下”； q掘进工作面绝对瓦斯涌出量，第一章二节预测结果，q取0.25m3/mim；K掘进面瓦斯涌出不均衡系数,取2.0按局部通风机吸风量计算掘进工作面配风，以所选局部扇风机的吸入风量作为依据进行选择。Q= QfIRf式中： Q掘进工作面配风量；Qf局部通风机最大吸风量，365m3/min；I同时运转风机台数，取1；Rf风量备用系数，取1.34。Q掘= QfIRf= 36511.34=489.1m3/min=8.2m3/s按最大炸药消耗量计算Q=25A=258=200 m3/min=3.3(m3/s) 式中： A工作面最大炸药消耗量，kg按风速验算Q0.2560SO=156.3=94.5m3/min=1.6m3/sQ460SO=2406.3=1512m3/min =25.2m3/s式中:SO掘进工作面掘进断面,SO=6.3m2根据风量计算，掘进工作面配风不得小于94.5m3/min，不得大于1512m3/min，根据经上计算,O掘取8.2m3/s。根据计算的风量确定选用FBD5/211Kw的局部通风机供风，其风量200365m3/min，风压6004250Pa，N=211kw，最大送风距离为800m。风筒直径采用600mm的抗静电、阻燃胶质风筒。局部通风机为二台,一台工作，一台备用。二、采面回采期间1、通风系统采面形成后，1505采面的通风线路为：副斜井轨道下山1505车场1505运输斜巷1505运输巷1505采面1505回风巷1505回风联络巷1505回风平巷回风下山回风斜井引风道主要通风机地面。排水斜井1505运输斜巷1505运输巷1505采面1505回风巷1505回风联络巷1505回风平巷回风下山回风斜井引风道主要通风机地面。2、采面供风量计算（1）按最多作业人数计算：Q=4NK=430=120m3/min=2.0m3/s（2）采面瓦斯涌出量计算Q=125/0.8qk=125/0.81.192.0=372m3/min=6.2m3/s式中: 0.8根据贵州省人民政府办公厅文件（黔府办发200883号）“省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见”，“实现瓦斯零超限管理，采掘工作面瓦斯浓度必须治理到0.8以下”； q采采面绝对瓦斯涌出量，根据第一章第一节，预测采面绝对瓦斯涌出量为1.19m3/mim； K工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常炮采工作面取1.42.0。本设计取2.0。(3）按最大炸药消耗量计算Q=25A=2512=300 m3/min=5(m3/s)式中： A工作面最大炸药消耗量，12kg(4）按风速验算:Q15S采=153.7=55.5m3/min=1.0m3/sQ240S采=2403.7=888m3/min=14.8m3/s式中: S采回采工作面平均有效断面 S铁=3.7m2设计采面配风为10m3/s。三、矿井风量的确定根据煤矿安全规程及有关规定，在满足井下人员需求和各用风地点稀释瓦斯、风速等要求，且每翼总回风流中瓦斯浓度不超过0.70%的规定，矿井总风量采用以下二种方法计算，并选取其中的最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算Q4NK4501.2=240m3/min=4.0m3/s式中：Q矿井总供风，m3/min；4每人每分钟供风标准，m3/min；N井下同时工作的最多人数，取50人；K矿井通风系数，取K=1.2。2、按分别法计算Q（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K式中：Q采采煤工作面所需风量Q掘掘进作面所需风量Q硐各独立供风硐室所需风量之和Q其它其它行人和维护巷道所需风时之和其计算如下：（1）根据前述计算：Q采=10m3/s（2）根据前述计算：Q掘=8.22=16.4m3/s（3）Q硐独立通风硐室实际需风量总和。矿井独立通风的硐室为中央变电硐室和水泵房，各配风1.0 m3/s，计2m3/s。（4）Q它除采掘硐室外其它需风量总和，按(Q采+Q掘+Q硐)的5%计算Q它=(10+16.4+2)5%=1.4m3/s；（5）K矿井通风系数，取K=1.20。Q矿井(1016.421.4)1.20=35.8m3/s经计算，矿井所需总风量取36m3/s。第四节 供电系统一、1505采面掘进期间供电1505运输巷和平1505回风巷掘进期间的主要用电负荷分别为专（备）用风机（211 Kw），排水泵（4Kw），调度绞车（25Kw），刮板运输机（30 Kw），二台皮带输送机(30Kw)。其供电电源均来自井下中央变电所，局部通风机供电由二台KBSG-100的移动变压器完成，掘进面的他用电设备由一台KBSG-630的移动变压器完成，详见下图。二、1505采面回采期间供电采用安装在中央变电所的一台KBSG-630型移动变压器进行供电，选用一趟MY-370+135橡套电缆供电，详见下图。第五节 供水施救及综合防尘系统一、供水系统设计1505采面的可采煤层为C5煤层，煤尘无爆炸危险性性。1505采面的防尘供水系统的供水主管接自于皮带下山的防尘供水主管，其管径75mm，由接口处加装一控制阀门。皮带下山的水源来自地面生产消防水池，水池容量300m3，池底标高为+932m。1505采面供水管路分别布置在1505车场、1505运输巷、1505运输巷、1505回风联络巷、1505回风巷，巷道中铺设一趟50 mm的供水管，在管路中每隔50m及各转载点加一个三通阀门，配备25m软管供对巷道进行洒水灭尘。二、工作面综合防尘系统设计1、上下出口各10米范围内安设一道净化水幕。2、每班对巷道进行一次彻底洒水灭尘。3、各转载点安设转载点喷雾。4、距工作面60200m处安设隔爆水棚。5、采面每隔50m设一个洒水喷头。6、个人佩戴防尘口罩。三、掘进期间综合防尘系统设计1、掘进巷道内安设二道净化水幕，水幕安设在距工作面3050m处。2、各转载点必须安设喷雾装置，开机运转时，必须打开喷雾装置降尘。放炮喷雾装置灵敏可靠，保证放炮后喷雾设能够自动打开。3、巷道内安设的供水管，50m接一个三通阀门，配备25m的软管，供巷道洒水灭尘和消防用水。4、巷道内设专人负责洒水灭尘，冲刷巷道帮顶。5、巷道内安设的洒水管路及防尘设施要经常检查，管路要吊挂平直，捆扎牢固，接头严密不漏水，杜绝滴、跑、漏水等现象。6、巷道内的风筒及电器设备要经常清扫积尘，保持清洁卫生。四、供水施救系统设计1、水源供水水源为地面生活用水。2、井下施救给水系统井下施救给水系统与井下消防防尘供水为同一管路，井下每个避难所或避难硐室均铺设50洒水支管和阀门。给水管路布置详见上述“供水系统设计”第六节 排水系统一、工作面涌水概况采面总体呈上高下低，掘进及回采期间工作面均有水量涌出。根据地测部门提供资料：1505采面运输巷、回风巷预计的正常涌水量5 m3/h、最大涌水量为10m3/h。根据采面运输和回风两巷底板等高线及附近掘进所测导线点标高推断：1505采面排水高程为69m。二、排水设备的确定工作泵能力应具备Qb1.25=6m3/h，排水管径(排水流速按1.75m/min)Dp= =0.0348m。考虑管路阻力和保留一定的富余系数及矿井现有设备，在采面运输巷选用KWQB20-75/5-5.5型水泵两台，一专一备，排水能力20m3/h，扬程75m，配5.5KW电机，安装在1505运输巷适当位置并设水泵窝进行排水。排水管路选用=50m的钢管。三、排水线路1505采面（自流）1505运输巷临时水仓1505运输巷（水管）1505联络巷（水管）1505回风平巷（自流）水仓排水斜井（水管）地面。第七节 通讯系统1、液压泵站、皮带机头和机尾、临时避灾硐室、井下永久避难硐室、1505煤仓上下装煤点、采掘工作面分别设置电铃、电话、信号装置。小绞车运输设置声光信号装置。2、采掘工作面电话设置的要求距掘进工作面3050m范围内，距采煤工作面两端1020m范围内。第八节 监测监控系统和人员定位系统为了能够准确、及时地反映井下环境参数，达到对灾害的早期预测、预防安全事故的发生；并对主要生产环节的设备工作状态等参数进行监测，为生产调度及时提供各种设备的运行状况，进而有效地指挥生产。矿井现使用的安全生产监测监控设备型号为KJ90NA。一、掘进期间传感器的布置1、掘进工作面甲烷传感器与掘进工作面的距离小于5m，其报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。2、掘进工作面回风流中甲烷传感器设置在距巷道末端1015m处，其报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。3、风筒传感器风筒传感器布置在风筒传感器安装在风筒末端，卡在风筒上。主要用于检测煤矿井下局部通风机风筒内的风量，实现对风筒内风量是否正常的监测。二、回采期间传感器的布置1、在采煤工作面上隅角设置甲烷传感器，其报警浓度为0.8CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2、工作面甲烷传感器在距工作面上隅角10m的回风巷中，其报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。3、工作面回风巷回风流中甲烷传感器设置在距回风巷道末端1015m处 ，其报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4、工作面进风巷甲烷传感器设置在靠近采面下出口10m处 ，其报警浓度为0.5%CH4，断电浓度为0.5%CH4，复电浓度为0.5%CH4，断电范围为工作面进风巷内全部非本质安全型电气设备。5、工作面进风巷甲烷传感器设置在距进风巷开始端1015m处 ，其报警浓度为0.5%CH4，断电浓度为0.5%CH4，复电浓度为0.5%CH4，断电范围为工作面进风巷内全部非本质安全型电气设备。6、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每星期一调校1次。各类传感器应按使用说明书要求定期调校。安全监测设备发生故障时应及时处理，在井下连续运行612个月，须将井下部分设备全部运到井上进行全面检修。井下分站均安放在主要的进风巷道内、环境相对好的地方，传感器布置在既能满足工况要求又无滴水和相对安全的地方，以保证其工作的可靠性。所有的分站和传感器都具有防爆合格证，满足井下使用条件，并且是经使用反映较成熟的产品，从而确保系统安全可靠地运行。在管理上矿井通风部门负责安全监测工作，并配备相应的具有通风和安全监测专业知识的工程技术人员，并建立安全监测员岗位责任制。所有管理和维护人员都要经过技术培训方能上岗。 三、人员定位系统的布置1505运输巷和1505回风巷上口分别布置有一个人员定位系统分站，其能接收来自于1505采面任何一个地点的识别卡信号。第九节 压风自救系统1、压风管路1505采面压风管路接自于轨道下山，压风主管使用100mm无缝钢管，支管使用50mm无缝钢管。2、压缩氧自救器每一个下井人员在领取矿灯的同时必须领取自救器，在井下必须随身携带隔离式自救器，每天下井前与升井后必须对自救器进行气密性检查，以保持自救器性能良好。3、在采面两巷掘进期间压风自救安装在距离工作面2540m安设一组压风自救，其数量按工作面最多出勤人数确定，最低不少于10个，该组压风自救随工作面的掘进前移，在该组之后，巷道每掘进100m增加一组压风自救，其袋数为5个，安装高度为距底板1.21.5m，每个自救袋风量不少于0.1m3/min。4、采面回采期间压风自救安装在采面上下出口向外2540m安设一组压风自救，其数量按工作面最多出勤人数确定，最低不少于20个，该组压风自救随工作面的推进前移，安装高度为距底板1.21.5m，每个自救袋风量不少于0.1m3/min。5、压风自救管理施工单位指定专人对压风管路进行检查，确保管路不漏气及压风自救完好，并及时移动压风自救，保证压风自救与掘进工作面保持合适的距离，要对气水分离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。第十节 防灭火系统一、防火1、每个施工人员都必须严格遵守井口入井验身制度，严禁携带任何易燃易爆物品及火种入井，严禁穿化纤衣服入井。2、机电设备定期检查，保持完好，及时清理设备上的煤尘，杜绝电器失爆引起火灾。3、严禁两金属相互撞击产生火花。4、检修设备用过的棉纱、破油布等必须当班回收升井，严禁乱塞乱放。5、1505运输巷各台皮带运输机机头各配备2台干粉灭火器，灭火器悬挂在巷道上帮距底板以上0.5米位置,保证摘取方便，灭火器要定期检查气体含量,不足时应及时更换,保证完好灵敏可靠。6、风筒采用阻燃风筒。7、施工人员发现井下火灾时，保持头脑冷静，首先采取一切尽可能的办法直接灭火，并派人汇