蔡家沟煤矿采区设计

1、前 言 根据2010年8月9日山西省煤炭工业厅下发的关于重组整合煤矿煤炭生产许可证有关问题的通知（晋煤行发2010774号）文件的要求：“重组整合中通过能力核定达到方案批准能力的整合保留矿井，要以新换发的采矿许可证的矿区范围编制开采设计，并由市或国有重点煤炭集团审查批复。批准前，暂按原设计批准范围进行登记”，2011年6月，山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司为了变更矿井煤炭生产许可证矿井范围，特委托我公司在已经批复的生产能力核定报告基础上编制山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目（生产能力核定）开采设计。一、编制矿井设计的依据1、委托书；2、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组

2、办公室晋煤重组办发200970号文件关于吕梁市山西离柳朱家店煤业有限公司等九处煤矿企业兼并重组整合方案的批复；3、山西同地源地质矿产技术有限公司2010年10月编制的山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告；4、吕梁市煤炭工业局文件山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复吕煤规字2011358号批复文件；5、吕梁市煤炭设计院2010年2月编制的山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司生产能力核定报告；6、山西省煤炭工业厅文件晋煤行发20101400号关于山西煤炭运销集团寿阳亨元煤业有限公司等四座矿井核定生产能力的批复（包括蔡家沟煤业有限公司）；7、山西省国土

3、资源厅2010年7月12日下发的采矿许可证：；8、矿方提供的现有生产系统，井筒、设备和设施等有关图表资料，以及外部协作的协议；9、煤炭工业小型矿井设计规范、煤矿安全规程等国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策。二、设计的特点1、认真分析了各矿开拓现状，充分利用了已有井筒，根据生产能力核定报告矿井开拓方式采用斜井开拓方式。2、根据煤层赋存条件，结合矿井生产能力核定，10号煤层一采区采用一次采全煤的高档普采采煤法。3、井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式，辅助运输采用调度绞车牵引1.0t系列矿车运输。4、矿井主要系统、工程设备主要依据已经批复的生产能力核定报告批准内容。三、设计的主要技术经济指标1、

4、矿井生产能力：45万t/a。2、井田开拓方式：斜井开拓。3、水平划分及水平标高：全矿井现采用一水平开采井田内的10、11号两层煤，现有水平标高+862.590m。4、全矿井服务年限为：34.9a。5、全井田划分为两个采区，10号煤层一采区、11号煤层二采区。6、矿井以一个生产采区、一个高档普采一次采全高工作面、一个综掘工作面和一个普掘工作面来保证矿井45万t/a的设计生产能力和正常生产接替，工作面长度为160m。四、存在的主要问题及建议。1、本矿区内整合前经过多年开采，井田内10号煤层形成大面积采空区，采空区内积水成为影响矿井安全生产的重要隐患之一，因此，矿方在今后的建设和生产中须作进一步做好

5、地质勘探工作，准确探明井田范围内的采（古）空区位置、范围及积水、积气和火区情况。在进行采掘活动前应对采空区积水进行提前探放，在对于开采标高以上的积水必须疏放，待确认采（古）空区积水放空后，方可生产，严格禁止顶水作业。另外，井田内采（古）空区存在积水、积气可能存在不能探明的情况，生产时需时刻做好防治水工作，要始终坚持做到“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。2、主、副斜井工业场下存在采空区，矿方应进一步探明采空区对工业场地的影响，对采空区进行治理，确保工业场地内建筑物和井筒的安全。3、本矿井开采10号煤层一采区属低瓦斯矿井，但在生产中应加强通风管理，及时完善矿井通风系统，确保矿

6、井安全生产。4、井田内10号煤层一采区煤尘均具有爆炸性，10号煤层自燃倾向性等级为类，属自燃，矿井在生产中要时刻做好防尘、防火工作。根据煤矿安全规程（2011）第二百三十二条的相关规定，建议矿井编制相应的防灭火设计。5、井田内陷落柱较多，在建设和生产过程中应时刻注意探明其导水构造情况，做到确保安全，防止水害事故的发生。 第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况一、 采区范围：10号煤层：位于太原组下段上部，K2灰岩之下约8.30m。顶板多为灰色泥岩和砂质泥岩，局部为细砂岩，底板多为灰黒色砂质泥岩和泥岩，局部为粉砂岩。煤层厚度1.20-5.45m，平均2.30m，含夹矸0-3层，结构简单，为稳

7、定的全区可采煤层。该矿现开采10号煤层，井田东北部、西部和东南部形成少量采空区。采区面积850000m²，走向1000m，倾斜长度850m，二、邻近采区情况：山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司由原交口县双池镇讲理煤矿、原山西明坤科工贸集团蔡家沟煤业有限公司及原山西鼎鑫煤业有限公司进行兼并重组整合而成的。 三、地面位置及建筑物：地表为山坡、山梁、沟谷地形，地面多为上第三系上新统所统覆盖，主要充水来源为山西组砂岩裂隙及以上砂岩裂隙含水层通过裂隙、冒落带裂隙渗入井下，第三系上新统也是地表水与井下很好的隔水层。第四纪砂砾岩层水不会对巷道造成影响。因奥陶系灰岩岩溶水，水位标高为536m，最低底

8、板标高为838852m，高于奥陶系岩溶水水位，不属带压开采。预计最大涌水量为20m3/h，正常涌水量为10m3/h，掘进时在低凹处打水窝，配备相应能力的排水设施。第二节 煤层赋存情况及顶底板特征一、 煤层赋存情况：概述煤层赋存情况并填下表：煤层编号煤层厚度煤层倾角（度）煤层结构上（夹石）下（m）稳定性标志层层间距（m） 最小最大 平均 最小最大 平均10#47.504°-7°5°0.2稳定11#0-2-.581.964°-7°5°0.1稳定 煤层特征表煤层颜色光泽普氏系数（f）容重（吨/m3） 10#灰黑色弱玻璃1.44煤层工业指标表

9、煤层水分（%）灰分Ad（%）硫分St.d（%）挥发分（%）发热量(MJ/kg)工业牌号10#2.7519.690.7532.126.38二、 煤层顶底板特征：煤层顶底板情况顶底板名称厚度（m）硬度岩性类别顶板基本顶30.24灰黑色细、中砂岩直接顶6.03泥岩、砂质泥岩伪顶0.21黑色泥岩底板基本底1.63黑色泥岩、细砂岩岩性描述：为主要含煤地层，其岩性主要由灰色、灰白色砂岩，深灰色泥岩、砂质泥岩、石灰岩及煤组成。厚度71.8m-107.2m，平均83.83m。以K1砂岩为底界，连续沉积与本系组之上，K1砂岩厚度1.5m-5.5m，平均2.63m。第3节 采区储量分析分析计算采区煤层工业储量、可

10、采储量等 。采区面积为：930m×800m=744000m²，采高为2.3m，系数为1.35采区储量为：744000×2.3×1.35=231万吨其中陷落柱带及保安煤柱的面积为：大巷煤柱1500m×40m=60000m² 顺槽煤柱800m×20m=16000m² 顺槽距大巷的煤柱50m×160m=8000m² 煤量为：84000m²×2.3m×1.3525万吨采区储量汇总表煤层工业储量（万吨）可采储量（万吨）回采率（%）10#231206.480合计采区三条大巷长1

11、500m×3=4500m采区三条大巷宽4m，高2.6m采区三条大巷合计煤量为：4500×4×2.6×1.35=63180吨可布置五个高档普采工作面，工作面面长160m，顺槽为800m，采高2.3m。合计煤量为：160×800×2.3×5×1.35=198.7万吨采区大巷每100m布置一个贯眼计30个，顺槽每100m布置一个贯眼计8×4=32个，共62个，贯眼长20m，宽3.5m，高2.4m。贯眼煤量为：62×20×3.5×2.4×1.35=1.4万吨采区共采煤量为：

12、6.3198.71.4=206.4万吨。第四节 地质构造 煤层顶板，地质构造简单，总体呈简单单斜构造，走向为北西南东，倾向南西，煤层倾角4°7°，平均5°，属近水平煤层。 第五节 水文地质 本采区地表为山坡、山梁、沟谷地形，地面多为上第三系上新统所统覆盖，主要充水来源为山西组砂岩裂隙及以上砂岩裂隙含水层通过裂隙、冒落带裂隙渗入井下，第三系上新统也是地表水与井下很好的隔水层。第四纪砂砾岩层水不会对巷道掘进造成影响。因奥陶系灰岩岩溶水，水位标高为536m，最低底板标高为838852m，高于奥陶系岩溶水水位，不属带压开采。预计最大涌水量为20m3/h，正常涌水量为10m

13、3/h，掘进时在低凹处打水窝，配备相应能力的排水设施。 预计为实体煤区，因矿区范围存在私挖烂采的小煤矿，因此在掘进过程中必须严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水方针。 第六节 其它地质因素指标参数备注煤层厚度（m）2.6含12层夹矸煤层倾角（°）(4°7°)5°倾向西南煤层硬度23自然倾向性II级自燃绝对瓦斯涌出量(m3/min)1.60属低瓦斯矿井绝对二氧化碳涌出量(m3/min)2.41煤尘爆炸指数%50煤尘具有爆炸性地温（°C）19地压(kpa)煤层层理不发育煤层节理不发育第二章 采区方案设计及方案比较第一节 方案设计方案一：在南采轨道

14、巷520m处向90°0000掘进510m后变方位 为180°0000掘进平行布置三条下山大巷，以1913轨 道顺槽（东西方向）由北向南布置160m的工作面，由东向 西回采。方案二：在南采轨道巷520m处沿90°000平行掘进三条大巷， 在570m处沿180°0000平行布置顺槽下山巷道，160m 工作面由南向北回采。第二节 方案比较采区设计方案要求以技术上先进，经济上合理，安全上可靠为原则。技术比较：主要从采区的通风、运输、供电、排水等生产系统方面进行比较，既考虑生产，又兼顾安全，立足当前，着眼长远。经济比较：主要从开拓掘进工程量和费用、充分利用现有系统

15、节约的费用以及采区供电、排水、运输及巷道维护等方面的费用进行比较。采区设计方案比较主要从技术和经济两个方面进行全面比较，通过比较确定最优方案为方案二。第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置一、采区准备巷道布置：在南采区轨道巷520m处向东90°0000沿10#煤层布置一条皮带大巷，间隔20m布置一条轨道大巷，利用1913轨道巷作为回风巷。三条掘进巷掘平行掘进到570m时变方位180°0000布置顺槽，160m的工作面。变电所已经建成，南采区变电所。2、 采区水仓设计 采区水仓建在1911皮带顺槽与原先的1913轨道顺槽第八贯眼中间，水仓为南采区地形最低处，长15m，宽3.

16、0m，深14m，容积630m³。三、采煤工作面布置：采煤工作面布置在三条大巷570m处沿180°000的800m顺槽，工作面设计长为160m，可以平行布置5个工作面。3、 采区工程量采区三条大巷长1500m×3=4500m采区三条大巷宽4m，高2.6m采区三条大巷合计煤量为：4500×4×2.6×1.35=63180吨可布置五个高档普采工作面，工作面面长160m，顺槽为800m，采高2.3m。合计煤量为：160×800×2.3×5×1.35=198.7万吨采区大巷每100m布置一个贯眼计30个，

17、顺槽每100m布置一个贯眼计8×4=32个，共62个，贯眼长20m，宽3.5m，高2.4m。贯眼煤量为：62×20×3.5×2.4×1.35=1.4万吨采区共采煤量为：6.3198.71.4=206.4万吨。掘进日进尺10m，回采日推进6刀。第二节 巷道断面及支护一、巷道断面：巷道断面为矩形，宽4m，高2.6m,面积为10.4m²。二、巷道支护方式：1、顶板采用锚网配合220340005900型W钢带联合支护。锚杆规格为：22×L=22×2200mm的左旋螺纹钢锚杆；每根锚杆采用两节MSK23400树脂锚固剂锚固；

18、金属网规格为：4000×1000mm的14#铁丝编制的金属棱形网；锚杆配套铁托板规格为：×h=130×5mm中孔22mm的铁托板。间、排距为800×800mm，每排5根。2、巷两帮采用锚网支护。锚杆规格为：16×L16×1600mm锚杆并加挂金属菱形网、木托板；每根锚杆采用一节MSK23400型树脂锚固剂；金属网规格为：2500×1000mm的14#铁丝编制的金属棱形网；锚杆配套木托板、铁托板规格为：×L×h=400×200×50mm中孔22mm的木托板、×h=130

19、5;5mm中孔22mm的铁托板。两煤帮支护间、排距1200×800mm，呈矩形排列。距顶往下400mm处打一根，再往下按间距1200mm打一根，两根锚杆均垂直打入巷帮。3、顶板布置单排锚索加强支护，间距0.8米，锚索规格为：×L=15.4×6000mm的钢绞线锚索，钢绞线规格为7×5mm。每根锚索采用4支MSK23400树脂锚固剂锚固。锚索打在W钢带，锚索垂直打入顶板。三、巷道施工工艺： 综掘机截割工艺流程图与截割程序图。1、施工顺序：安全检查延伸刮板综掘机切割出煤敲帮问顶临时支护打锚杆眼安装锚杆进行永久支护收尾（整理工程质量标准化）。安全检查严格执行交

20、接班制度，及时处理上一班遗留的隐患。对工作面所有设备进行检查，确保能正常运转。检查工作面瓦斯，将探头挂在规定位置。对上一班的工程质量进行检查。延伸皮带每个生产班在割煤前必须延伸皮带，延伸皮带机尾掘进机联接钢丝绳的方式进行，各联接部位必须牢固，钢丝绳绳头用不少于3个绳卡固定。掘进机司机、皮带延伸作业人员必须与皮带机头涨紧绞车工用电话密切联系，互相配合好。延伸前必须先开动皮带机头涨紧绞车，将储带仓里的皮带松开。掘进机司机必须密切观察掘进机运行及皮带机尾的移动情况，发现问题立即停止作业及时处理。钢丝绳摆幅范围及皮带机尾前移方向严禁有人。皮带机尾延伸前必须备好足够的皮带管、架。皮带机尾到位后，掘进机后

21、退5m，将掘进机切断电源、闭锁开关，拆开钢丝绳。 然后将皮带机尾用地锚或其它方式固定牢固，安装好皮带管、架后将皮带涨紧。截割方法根据工作面煤层中部含有夹矸的实际情况，截割时先从中底部煤层（左方）切割掏窝槽，然后从左向右自下而上截割。开掘窝槽时，先转动截割头依靠掘进机行走履带，伸缩油缸和升降油缸完成掏槽工作，每次截深为500mm，当窝槽的开掘工作完成以后，关闭行走马达，让装载部与刮板输送机工作，使铲板紧贴底板，并落下后部稳定器将掘进机略微抬高，使机器在切割过程中有良好的稳定性。驱使转动的切割头，根据巷道断面的宽度水平摆动开掘横槽，切割头移动到位后，使其开高一个距离，每次跨距不大于500mm，接着

22、驱使切割头水平摆动。重复以上动作，直至完成整个断面的切割工作。每完成一个大循环（2.4m）后，驱动机头上下移动，切割使煤壁平直。敲帮问顶掘进完一个大循环后，停机闭锁，把截割头放在底板上，然后由带班长用长柄工具进行敲帮问顶，发现顶帮有离层现象应及时有效的进行处理，并把工作面的浮矸、活矸、伞檐处理掉，确保作业场所的安全，方可组织其它工序，敲帮问顶人员必须站在顶板支护完好区域内进行。临时支护工艺见支护工艺。永久支护工艺见支护工艺。收尾清理工作面浮煤、巷道卫生。将工作面管线、工具、设备悬挂摆放整齐。进行工程质理管理工作，巷道断面、支护质量符合设计要求。 2、掘进机使用安全注意事项；司机必须经过培训持证

23、上岗，无关人员不得擅自开机。截割头必须在旋转情况下才能向煤壁钻进。当截头已钻进煤岩壁里时，不允许启动截割电机，须先退出后，方可启动。需振动时必须等振动正常后，才能进行切割。遇到坚硬岩石时应当减小切割深度，不允许长时间空开振动。切割时必须将铲板放下后支撑打起，以增加其稳定性。掘进面为半煤半岩时，应先破煤再破岩，破岩时必须将五联阀组的进给速度变换手柄推入，方可缓慢地切割岩石。大块掉落煤岩，需用破碎后再装载，不能用刮板机强拉。工作时若有不正常的声响，应立即停机检查，查明原因排除故障后才允许开机。当发现液压系统压力值严重波动，溢流阀经常开启，系统有噪音和严重发热时，应立即停机检查。油箱油温超过70时，

24、须降温后再开机工作。载割头在工作时，若遇闷车现象，应立即停机，以防切割电机的损坏。载割前必须提前3分钟发出警报，载割过程中，掘进机左右两侧及迎头严禁有人。掘进机使用维护按EBZ135型悬臂式掘进机使用维护说明书执行。掘进机必须装有前照明灯和尾灯。掘进机更换大部件时，所使用导链的负载能力必须大于部件重量，导链要挂在牢固可靠的支护上。综掘机司机必须根据巷道中线进行截割，严禁超控超割破坏顶底板及两邦煤壁，最后支护必须由人工砍壁成型。第四章 采掘顺序及采煤办法第一节 掘进顺序大循环探掘作业：超前探水综掘机掘进再超前探水小循环破煤掘进作业：安全检查延伸刮板综掘机切割出煤敲帮问顶临时支护打锚杆眼安装锚杆进

25、行永久支护收尾（整理工程质量标准化）。第二节 回采顺序1、回采工艺回采工作面采用高档普采的采煤方法，其回采工艺流程如下：采煤机落煤装煤运煤移溜支柱回柱。第三节 采煤方法1）割煤方式由于10号煤层开采区煤层平均厚度2.3m，属于中厚煤层，设计采用双向割煤割煤方式。首先采煤机自下切口沿底上行割煤，随机挂梁和推移输送机，并同时铲装浮煤、支柱，待采煤机割至上切口后，下行重复同样工艺过程。见图所示。图 割煤方式2）进刀方式进刀方式是采煤机运行与推移输送机的配合关系，采用端部割三角煤斜切进刀方式，割三角煤进刀过程如图5-1-2所示图 割三角煤进刀 在图中(a)状态采煤机下行割至工作面下端部；由图中(b)状

26、态采煤机反向沿输送机弯曲段运行，直至完全进入输送机直线段，当其滚筒沿底板切进入煤壁达到规定截深0.6m时便停止运行；从图中(c)状态推移输送机机头及弯曲段，使其成一直线；至图中(d)状态采煤机返向沿底板割煤至工作面下段部；至图中(e)状态割煤机进刀完毕，上行正式割煤这种进刀方式有利于工作面端头管理，输送机保持成一条直线，缺点是比较费时，采煤机要在工作面端头2025m行程内往返一次，并要等待移机头和重新支护端头支柱。3）装煤运煤刮板输送机的输送能力必须与采煤机的生产能力相匹配，输送机的输送能力应大于采煤机的生产能力。刮板输送机的结构形式，应与采煤机的液压支架相配，为配合滚筒采煤机的自开缺口的需要

27、，就应优先选用短机头和可弯曲刮板输送机。4）移溜采煤机由下而上割煤，随机挂梁，机后1015m推移输送机，同时铲状浮煤，接着支设单体支柱，直到上切口。推溜时由机尾向机头方向顺序进行，禁止由机头机尾两端向中间移溜，移溜时弯曲段长为15米，移溜后在机头机尾各支两根压机柱，整部煤溜移过以后要保持平、直、稳。5）打正式支柱移溜后要利用工作面其它备用的液压柱及时在溜子的一侧打上支柱，使梁保持平整，柱距0.5米，排距1.0米，柱要迎山有力。同时为了保证回柱时做到先支后回，根据回柱时的各分段，确保切顶柱有足够的初撑力，每根切顶柱与每节横溜相连，以保证工作面横溜的推移和足够的切顶力，以便及时切断采空区顶板，减少

28、采空区悬顶面积，确保回采作业的安全推进。第四节 采煤工作面装备 DW-25型单体液压支柱技术特征表型 号最大高度(mm)最小高度 (mm)净重(kg)额定工作阻力(kN)初撑力(kN)DW-252500140054250109-145回采工作面主要设备配备见表 回采工作面主要设备配备表设备名称设备型号功率(kW)单位数量备 注使用备用合计双滚筒采煤机MG170/415-W415台1可弯曲刮板输送机SGZ630/2202×110台1刮板转载机SGZ630/2×552×55台1破碎机PLM1000×65055台1可伸缩胶带输送机DSJ800/40/2

29、5;55 2×55台1单体液压支柱DW25根12001201320型钢梁DW2600根600100700乳化液泵站RB200/31.5125套1喷雾泵站BPW-315/1075套112回柱绞车JH-811台2注液枪DZ-Q1台628注水钻机MYZ-20022台1注水泵KBZ-100/15030台112小水泵BQW20-50-7.57.5台617阻化剂发射泵WJ-24台1第五章 采区生产能力及服务年限第一节 采区生产能力依据生产能力核定结果：目前矿井生产在井田10号煤层一采区东翼布置首采区，采区内煤层稳定，对矿井达产和稳产均十分有利。1、矿井生产能力验算1）回采工作面生产能力：（1）工

30、作面日产量A=mlLC=2.3×160×3.6×1.35×0.95=1699t/a式中：A采工作面日产量，t/d；m1工作面采煤高度，2.3m；L工作面长度，160m；L1工作面日推进度，3.6m；煤的容重，1.35t/m3；C工作面采煤回采率，0.95；（2）工作面年产量考虑到正规循环率0.85，工作面年生产天数按330天计算，则工作面年产量为Qh1699×330×0.85476569.5t/a故10号煤层“一井一面”，可满足矿井45万t/a设计生产能力的要求。2、采区尺寸 井田内10号煤层首采区采区东西宽约1000m，南北长约80

31、0m。首采区内10号煤层赋存稳定，煤层平均厚度为2.3m，倾角平均为03°，设计可采储量为206.4万t，首采区服务年限4.5a。3、采区巷道布置 目前10号煤层一采区巷道均已形成，其中一采区胶带运输巷及一采区轨道运输巷布置在11号煤层中，沿11号煤层底板布置，一采区回风巷布置在10号煤层中，沿10号煤层顶板布置，目前1907回采工作面已经形成。回采工作面的胶带进风顺槽、轨道回风顺槽均沿10号煤层底板布置，胶带进风顺槽直接与一采区胶带运输巷通过溜煤眼搭接，轨道回风顺槽直接一采区回风巷连通，并通过斜巷与一采区轨道运输巷相连，形成回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。

32、 回采方式：采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采。第二节 采区服务年限采区服务年限按下式计算：T=10000ZC/ABT=10000×206.4×80%/45=4.5a式中T采区服务年限，a；Z采区可采储量，万t；C采区回采率，%； 薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80% ，厚煤层不低于75%；服务年限为4.5年。第六章 采区通风安全第一节 通风系统整合后全矿井采用分区式通风。其中，生产初期10号煤层一采区内通风利用主斜井、副斜井进风，回风立井回风，为中央并列式通风。矿井通风方法采用机械抽出式。根据井田开拓部署，全矿井共布置有两个进风井、两个回风井，主、副斜井，回风

33、立井及西回风立井，回风立井担负矿井10号、11号煤层一采区内开采回风任务。回风立井担负矿井10号一采区及全矿井内开采回风任务。依据生产能力核定报告矿井目前现有三个井筒，其中主斜井、副斜井及回风立井。主、副斜井位于原蔡家沟工业场地内，回风立井位于原风井场地。矿井掘进工作面均采用压入式局部通风机独立通风。井下硐室除采区变电所采用独立通风外，其他硐室采用全风压通风。第二节 采区供风量及负压计算一、矿井风量计算为了加强“一通三防“管理工作，严格按照国家安全生产监督管理部门安检总局煤矿研究院【2005】42号文件规定进行科学配风，确保井下采掘工作面和其他地点的配风量能满足安全生产的需要。坚持以风定产，杜

34、绝超通风能力生产，防止瓦斯、煤尘等重大事故的发生。结合我矿实际情况，特制订如下配风方案。二、10号煤层一采区采掘概况山西交口华润联盛蔡家沟煤业有限公司井田面积为8.1398K,设计生产能力为45万吨/年，10号煤层一采区设计可采储量为206.4万t，首采区服务年限4.5a。布置有1921机采面、1919皮顺掘进，1919轨顺掘进工作面，三、 10号煤层一采区采掘工作面和其它地点的风量、风速、温度、适度的要求；1、瓦斯（CH4）（1）、采掘工作面回风的瓦斯浓度不得超过1%，采掘工作面的瓦斯浓度不得超过1.5%。2、温度（T）（1）、采掘工作面的温度26.3、风速（V）（1）、采区进回风巷V6m/

35、s。（3）、采煤工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷0.25V4m/s。（4）、掘进中的岩巷0.15V4m/s。（5）、其它通风的行人巷道V0.15m/s。4、局部通风机要求无循环风，供给局部通风机的风量务必大于局部通风机的最大吸风量，且局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速为：岩巷，0.15V4m/s；煤岩和半煤岩巷，0.25V4m/s。四、 风量分配原则：（1）、采掘工作面配风，根据计算所需风量考虑，漏风、生产情况按比例分配。五、各用风地点需风量的计算：（一）1921机采工作面需风量计算 1921机采工作面需要风量根据气象条件、瓦斯涌出量、风速、工作面人数进行计算，最后取最大值为该工作面需

36、要风量，具体计算过程如下：1、采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q 采=Q基本×K采高×K采面长×K温=542（m3/min）式中: Q采采煤工作面需要风量，m3/min； Q基本采煤工作面所需的基本风量，m3/min； K采高采煤工作面采高调整系数，取1.1（见表1）； K采面长采煤工作面倾斜长度调整系数，取1.2（见表2）； K温采煤工作面温度与对应风速调整系数，取1.15（见表3）。Q基本=60×V采×S采×70%=60×1×8.5×70%=357（m3/min）式中：Q基本采煤工作面

37、所需的基本风量，m3/min； V采采煤工作面适宜风速，规程要求 V采1m/s S采=采煤工作面平均控顶距×工作面实际采高=8.5m2，采煤工作面平均控顶距=（4+3.4）/2=3.7m；工作面平均采高为2.3m70%采煤工作面有效断面积系数表1 采高(m)<2.02.02.52.5及放顶煤面K采高11.11.5K采高采煤工作面采高调整系数及放顶煤工作面系数表2 采面长度(m)80150150200200K长11.01.31.31.5K长采煤工作面长度调整系数表3 采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数K温201.01.0020231.01.51.001.1

38、023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6K温采煤工作面温度与对应风速调整系数2、按照瓦斯绝对涌出量计算需要风量根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中瓦斯、二氧化碳浓度不超过1的要求计算：Q采=100×q采×k采=100×0.94×1.26=119 m3/min式中： Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min； q采采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）日平均绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1 个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），取0.94m3/min（详见2010年度瓦斯等级鉴定批复

39、文件）； k采采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.26。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。 100采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。按二氧化碳或其它有害气体的绝对涌出量计算需要风量，根据煤矿安全规程规定，按采煤工作面回风流中不同有害气体的允许浓度并参照按瓦斯绝对涌出量的计算方法执行。3、按照工作面温度选择适宜风速进行计算； Q采=60×V采×S采=60×1.0×8.5=510m3/min；式中： Q采回采工作面风量，m3/min； V采回采工作面风速，m/s，取1.0；S采回采工作面的

40、平均断面积，m2，取 S采=（4+3.4）÷2×2.3=8.5m24、按照回采工作面同时作业人数计算需要风量；每人用风4m3/min，按作业规程提供每班最多人数为65人，则Q采=4×65=260m3/min；5、按照风速进行计算； 15SQ采240S式中： S工作面平均断面积，取8.5； 15S=15×8.5=127.5m3/min； 240S=240×8.5=2040m3/min； 127.5m3/minQ采=542min2040m3/min从以上计算结果可知，1921工作面需要风量为542m3/min,在生产过程中根据瓦斯涌出量的变化情况，

41、在轨道顺槽回风口安装两道调节风门，进行风量调整。（二）1919皮顺掘进与1919轨顺掘进需要风量掘进工作面应按瓦斯涌出量，以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取最大值作为该采煤工作面需要风量。1、按照瓦斯绝对涌出量计算需要风量Q掘=100×q掘×k掘=100×0.06×1=6m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q掘掘进工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）日平均绝对涌出量（正常生产条件下，连续观测1 个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量），取0.06m3/min；K掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1。（正常生产条件下，连续

42、观测1个月，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。按二氧化碳或其它有害气体的绝对涌出量计算需要风量，根据煤矿安全规程规定，按掘进工作面回风流中不同有害气体的允许浓度并参照按瓦斯绝对涌出量的计算方法执行。2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量Q掘60×V掘×S掘×K温164m3/min 式中：V掘局部通风机供风巷道内最低允许风速，取0.25m/s，（岩巷V掘0.15m/s，煤巷和半煤岩巷V掘0.25m/s）；S掘局部通风机供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面

43、积增大的除外)，取10.4m2；K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数，取1.05（见表4）；表4 掘进工作面空气温度（）配风调整系数K温201.0020231.001.1023261.101.2526281.251.428301.41.6K温掘进工作面空气温度调整系数3、按最多工作人数计算：Q掘=4N=4×16=64/min式中：4每人供风不小于4 /minN掘进工作面同时作业人数4、按风速要求进行验算： 按煤巷最低风速要求0.25m/s进行验算：Q掘60V低S掘=0.25×60×10.4=156m3/min 按煤巷最高风速要求4m/s进行验算： Q掘60V高S

44、掘=4×60×10.42496m3/min式中： S掘局部通风机供风巷道的净断面积，m2； V低煤巷最低风速要求，为0.25m/s V高煤巷最高风速要求，为4m/s60转换系数 5、局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算: Q掘进=2Q扇实+60×V安×S安=656（m3/min）式中： Q掘进局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min； Q扇实局部通风机实际工作风量，取250 m3/min。根据山西省通风瓦斯管理实施细则规定2×11KW局部通风机吸风量不得小于400 m3/min。 V安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷回风口之间的风速

45、，取0.25m/s，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而外，还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风巷回风口之间的风速不低于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚（岩巷取0.15m/s、煤巷和半煤巷取0.25m/s）； S安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面，取10.4m2。 2两台局部通风机7、按风速要求进行验算： 按煤巷最低风速要求0.25m/s进行验算： Q掘进60V低S掘=0.25×60×10.4=156 m3/min 按煤巷最高风速要求4m/s进行验算： Q掘全60V高S掘4

46、5;60×10.42496m3/min式中： Q掘进局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min S掘安装局部通风机的巷道断面，m2156m3/min656m3/min2496m3/min，经过风速验算，掘进工作面风机前计划风量满足要求。根据以上计算开拓运输巷掘进工作面风机前需配风量为656m3/min。5）10号煤层一采区总进风量为：1921机采为：542m3/min、1919两顺槽掘进为：656m3/min、一采区总进风量一共为：1198m3/min就能满足要求。第三节 避灾路线说明避水灾路线和避火、瓦斯、煤尘灾路线，并绘制避灾路线图。工作面-进风顺槽-南采轨道巷-井底车场-

47、副斜井-地面第四节 安全监控系统1、监控系统矿井现装备KJ95N型煤矿安全生产监控系统一套，系统可对瓦斯、风速、负压、烟雾、温度、煤位、水位、一氧化碳等参数及井下主要风门的开闭状况进行连续监测，对掘进工作面实现风电瓦斯闭锁，此外还对固定设备、采掘设备、供电系统等工况及相关参数进行连续监测。地面中心站设在矿办公楼内生产调度中心，装设安全生产监控系统主机、大屏幕显示器等设备。2、井下监控设备选型井下监控设备必须取得MA标志准用证和防爆合格证。井下采用本质安全型煤矿安全监控设备，安全监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号。安全设备之间必须采用矿用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆共用。

48、系统必须具备甲烷断电仪和瓦斯风电闭锁装备的全部功能，并且当电网停电后，必须保证正常工作时间不小于2小时。为防治雷电通过矿井安全监控系统引起井下瓦斯爆炸，系统必须具有防雷保护，具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。3、煤层自燃监测方面的措施煤层自燃火灾监测与早期预报是矿井火灾预防与处理的基础，是矿井防灭火的关键。只要能够准确、及时地对煤层自燃火灾进行早期预报，就能有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施，从而避免自燃事故的发生。对于煤层火灾的预测预报而言，采样监测技术是至关重要的。目前，煤层火灾的监测主要有矿井火灾束管采样监测系统、煤矿安全监控系统和人工检测三种手段。建立束管监

49、测系统地面固定式矿井火灾束管监测系统是借助束管将矿井井下各测点的气体经抽气泵负压抽取、汇总到指定地点，在借助气相色谱检测装置对束管采集的井下气样进行分析，实现对CO、CO2、CH4、C2H2、C2H4、C2H6、O2、N2等气体含量的在线监测，其监测结果在以实时监测报告、分析日报等方式提供数据的同时，亦可自动存入数据库中，以便今后对某种气体含量的变化趋势分析，从而实现对矿井自燃火灾的早期预报。（1）系统的组成束管监测系统是利用真空泵，通过一组空心塑料管将井下监测地点的空气直接抽至分析单元中进行监测，由采样器、接管箱、放水器、除尘器、抽气泵、采样控制柜和分析单元组成。（2）JSG-8型束管监测系

50、统束管监测系统为氮气防灭火系统中的重要辅助措施，设计采用JSG-8型矿井火灾预报束管监测系统。系统的束管监测装置、数据处理单元放置于地面办公楼内的监测监控系统中心站内，抽气设备安放在工作面附近泵房中。束管主管由办公楼引出经主斜井敷设至井下，再经4号煤胶带运输大巷送至回采工作面各顺槽中，再分接单管，与采区各监测地点相连接。测点处气体由地面设置的真空泵经束管抽至地面束管监测装置，然后将气体分析结果输送至计算机系统，连续监测井下巷道、采空区、密闭中的CO、O2、CO2、CH4等气体组分浓度，根据CO变化趋势和格雷哈系数，早期预报煤炭自燃预兆。当气体（CO、CO、CH、O）浓度超过规程规定时，往采空区

51、进行注氮。生产中，若自燃发火程度严重时，可实行连续注氮。2、安全监控系统可以连续监测CO、CO2、O2等环境参数，根据这些环境参数的变化进行煤层火灾的预报。3、人工检测一直作为煤层火灾的主要监测手段，人工气体监测主要采用O2、CO、CH4等便携式气体分析仪，由人工直接在各测点进行气体检测，并定期采用气袋取气样，送地面进气相色谱分析，给出气体的成分和浓度，以此判断煤层发火程度。该法适用性强、投入设备少，简单易行，但人工取样工作量大，间隔时间长，不能连续实时进行检测。均压防灭火均压防灭火是采用通风技术措施，调节漏风风路两端的风压差，使之减小或趋于零，使漏风量减至最小，从而抑制控制区内煤的自燃，抑制

52、封闭火区的火势发展，加速其熄灭。采用均压防灭火时应注意：实行区域性均压时，应顾及邻区通风压能的变化，不得使邻区老塘、采煤工作面、采空区或护巷煤柱的漏风量增加，严防火灾气体涌入生产井巷和作业空间；采煤工作面采用均压防灭火时，必须保持均压风机待续稳定地运转，并有确定均压风机突然停止运转时保证人员安全撤出的安全措施；利用均压技术灭火时，必须查明火源位置、瓦斯流向，并有防止瓦斯流向火源引起爆炸的措施。第七章 采区排水系统及设备选型第一节 排水系统下山采区必须建有能满足要求的排水系统，采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量。说明采区涌水排至地面的排水方式和排水路线。排水方式：出水点采区水仓中央水

53、仓地面第二节 排水设备选型一、说明：包括排水泵和排水管路的选型。设备和管路选型要有详细的计算过程。对于最大涌水量和正常涌水量差别较大的下山采区，应有规范的水仓、泵房设计；必须有工作、备用和检修水泵。工作水泵的能力，应能在20h内排出采区24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出采区24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。必须有工作和备用水管。 工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出采区24h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力，应配合工作和备用水泵在20h内排树采区24h的最大涌水量。二、 排水设备选型已知条件：采区正常涌水量qz= 5-6m3/h，最大涌水量qmax=10 m3/h，水泵房标高H1=861m，排水口标高H2= 846 m，矿井水酸碱度PH=31、选型计算：（1）选择水泵正常涌水时水泵必须的排水能力Qz=1.2qz=1.2×6=7.2m³最大涌水时水泵必须的排水能力Qmax=1.2qmaxQmax=1.2×10=12m³水泵必须扬程Hb=Hc(H1H2)Hb=1.2×30=36m。预选水泵DF85-45×4型水泵（2）选择管路正常涌水时一趟4寸排水管路，最大涌水时两趟4寸排水管路。无论正