倡源配采设计内容

1、四、工作面顶板管理方式及支护设备选型1、工作面顶板管理方式9号煤层顶板为灰岩，厚度2.43.2m，单向抗压强度135175MPa，属于3类稳定顶板；10号煤层顶板即为9号煤层底板，为炭质泥岩、泥岩，厚度2.45m5.40m，单向抗压强度54.264.9MPa，属于1类1b不稳定顶板；11号煤层顶板即为10号煤层底板，为炭质泥岩、泥岩，厚度2.374.09m，单向抗压强度30.7MPa，属于1类1b不稳定顶板。顶板管理方式均采用自然垮落法。2、支护方式9、11号煤层综采工作面采用液压支架支护，10号煤层高档普采工作面采用单体液压支柱配型钢梁支护3、工作面支护设备选型1）、9号煤液压支架选型根据以

2、上计算设计利用矿井现有的ZY5000/17/35型二柱掩护式液压支架。工作面实际支架安装中心距为1.5，实际支架安装架数为1501.510065架，其中在机头、机尾处各设两架过渡支架，中部架96架，可以满足支护要求。（4）、端头、端尾和超前支护端头、端尾采用DW28型单体液压支柱配合DFB-2600型钢梁，一梁三柱，三对六梁交替支护，钢梁纵向与工作面垂直。超前支护采用DW28型单体液压支柱配合DFB-2600型钢梁支护，一梁三柱，钢梁纵向与工作面垂直，共设三排，超前支护长度20m。2）、10号煤单体液压支柱选型（1）、支柱高度的选择10煤层厚度1.241.35m，平均1.29m经计算：Hmax

3、=1.36m，Hmin=1.3m。根据以上计算，设计选用DW14-300/100型外注式单体液压支柱，顶梁选用DFB-2600型刚梁，其技术特征详见表5-1-12、5-1-13。表5-1-12 DW14-300/100型外注式单体支柱技术特征序号名称单位数量备注1最大支撑高度mm14002最小支撑高度mm8953额定工作阻力kN3004泵站压力MPa205初撑力kN118-1576自重Kg41.5无液表5-1-13 DFB-2600型型钢梁主要参数序号名称单位数量备注1材质simn272宽度mm1003长度mm904厚度mm85梁体承载能力KN300（3）、支柱布置方式 采用错梁齐柱布置方式，

4、错梁间距0.3m，排距0.6m，柱距0.7m；三四排控顶，机道宽度1.4m，采空区悬臂梁长度0.1m，最大控顶距3.3m，最小控顶距2.7m，放顶步距0.6m。为预防采空区冒落的矸石涌入采场，在靠近采空区最后一支柱之间支设三根加装挡矸网的戴帽点柱，作为挡矸暨切顶柱。顶梁选用DFB-2600型梁。（5）、工作面需要支柱数量NKL bd / (a+0.3) (根)式中：K为支柱承受荷载不均匀系数，1.2L工作面长,110；b顶梁数，2；d支柱/根梁，3；a对梁间距，0.7m经计算 N=792根。（6）、端头、端尾和超前支护端头、端尾采用DW22型单体液压支柱配合DFB-2600型钢梁，一梁三柱，三

5、对六梁交替支护，钢梁纵向与工作面垂直。超前支护采用DW22型单体液压支柱配合DFB-2600型钢梁支护，一梁三柱，钢梁纵向与工作面垂直，共设三排，超前支护长度20m。3）、11号煤液压支架选型（1）、支架阻力的选择P=（68）9.8SMcos式中：P支架承受的载荷，kN；S支架支护面积，m2，S=1.54.2=6.3m2（支架中心距1.5m，最大控顶距4.2m）；顶板岩石容重，取2.4t/m3；M采高，2.782.92m，平均为2.84m； 煤层倾角，515。经计算：P=25853448kN。（2）、支架结构高度的选择根据以上计算设计选用与开采9号煤层同型号的ZY5000/17/35型二柱掩护

6、式液压支架。3）、工作面需要的支架数量工作面实际支架安装中心距为1.5，实际支架安装架数为1001.56755架，其中在机头、机尾处各设两架过渡支架，中部架63架，可以满足支护要求。（4）、端头、端尾和超前支护端头、端尾采用DW28型单体液压支柱配合DFB-2600型钢梁，一梁三柱，三对六梁交替支护，钢梁纵向与工作面垂直。超前支护采用DW28型单体液压支柱配合DFB-2600型钢梁支护，一梁三柱，钢梁纵向与工作面垂直，共设三排，超前支护长度20m。五、乳化液泵站选型1、9、11号综采工作面乳化液泵站选型（1）、乳化液泵压力的确定根据以上计算，设计利用矿井现有的WRB400/31.5型乳化液泵。

7、2、10号高档普采工作面乳化液泵站选型单体液压支柱初撑力所需要乳化液泵的压力为Pb1=20Mpa，则泵站压力为泵站压力取31.5Mpa。根据以上计算设计选用WRB200/31.5型乳化液泵站额，其具体参数见表5-1-15。表5-1-16 9号煤采煤工作面设备配备序号设备名称设备型号单 位数 量使用备用合计1采煤机MG200/500-WD台112刮板输送机SGZ-764/400部113中部支架ZY5000/17/35 架96101064过渡支架ZYG5500/17/35 架445单体液压支柱DW28根174171916型梁DFB-2600根586648转 载 机SZZ-764/110台119破

8、碎 机PLM1000台1110带式输送机DSJ100/60/132部1111乳化液泵BRW400/31.5台11212喷雾泵KMPB320/10台11213注水钻ZLJ-200/270台1114注水泵7BZ-4.5/16台1115风动潜水泵FWQB15台2216调度绞车JD-1.6台33JD-2.5台11表5-1-17 10号煤采煤工作面设备配备序号设备名称设备型号单 位数 量使用备用合计1采煤机MG100/240-BW台112刮板输送机SGB-630/150部113单体液压支柱DW14根792808724单体液压支柱DW22根174171915型梁DFB-2600根322323546乳化液泵

9、BRW200/31.5台1127喷雾泵KMPB320/10台1128风动潜水泵FWQB15台229阻化剂喷射泵BH-40/2.5台1110调度绞车JD-1.6台33JD-2.5台11表5-1-18 11号煤采煤工作面设备配备序号设备名称设备型号单 位数 量使用备用合计1采煤机MG200/500-WD台112刮板输送机SGZ-764/400部113中部支架ZY5000/17/35 架636694过渡支架ZYG5500/17/35 架445单体液压支柱DW28根174171916型梁DFB-2600根586648转 载 机SZZ-764/110台119破 碎 机PLM1000台1110带式输送机D

10、SJ100/60/132部1111带式输送机DSJ100/60/75部3312乳化液泵BRW400/31.5台11213喷雾泵KMPB320/10台11214注水钻ZLJ-200/270台1115注水泵7BZ-4.5/16台1116风动潜水泵FWQB15台2217阻化剂喷射泵BH-40/2.5台1118调度绞车JD-1.6台33JD-2.5台11六、工作面回采方向与超前关系设计矿井移交生产时开采五采区9号煤层和六采区10、11号煤层，10、11号煤层交替生产，工作面为后退式开采。其中090501和110601工作面为综采工作面，100601为高档普采工作面。设计六采区10、11号煤层采区巷道联

11、合布置， 10号煤层工作面回采巷道外错11号煤层工作面回采巷道5m布置。11号煤层工作面滞后10号煤层工作面推进。根据采矿工程设计手册采区内同一区段同一翼的上、下煤层同时回采时，工作面之间应保持一定的距离，其错距应该满足以下要求：经计算上下煤层工作面的安全错距为154m，即11号煤层综采工作面应滞后于10号煤层高档普采工作面154m推进。第二节采区布置一、移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算设计矿井移交生产时开采五采区9号煤层和六采区10、11号煤层，五采区首采工作面090501位于F1断层以西，靠近矿井南部边界；六采区10、11号煤层联合布置，首采工作面100601和

12、110601位于F2断层和F6断层之间。六采区10、11号煤层联合布置，交替生产。1、采煤工作面生产能力（1）、9号煤综采工作面生产能力设计采煤工作面长度150m。采煤工作面工作制度为“四、六”制，循环进度0.6m，每班2个循环，日进尺3.6m，月进尺99m，年进度1069.2m。9号煤层回采工作面生产能力按下式计算：A9C=330NLSMCd(kt/a)。式中：A4C9号煤层回采工作面生产能力，kt/a；3309号煤层回采工作面年工作日，d；N采煤机日进刀数，6；L9号煤层回采工作面长度，150m；S截深，0.6m；M9号煤层采高，2.21m；r煤的容重，1.32t/m3；C9号煤层工作面回

13、采率，0.95；d正规循环率，0.9；经计算，9号煤层回采工作面生产能力为444.5kt/a，循环产量224.5t，日产量1347t，月产量37041t。（2）、10号煤高档普采工作面生产能力设计采煤工作面长度110m。采煤工作面工作制度为“四、六”制，循环进度0.6m，每班3个循环，日进尺5.4m，月进尺148.5m，年进度801.9m。10煤层回采工作面生产能力按下式计算：A10C=165NLSMCd(kt/a)式中：A5C10号煤层回采工作面生产能力，kt/a；165回采工作面年工作日，d；N采煤机日进刀数，9；L10号煤层回采工作面长度，110m；S截深，0.6m；M10号煤层采高，1

14、.29m；10号煤层煤的容重，1.4t/m3；C10号煤层工作面回采率，0.97；d正规循环率，0.9；经计算，回采工作面生产能力为154.5kt/a，循环产量52t，日产量468t，月产量12875t。（3）、11号煤层综采工作面生产能力设计采煤工作面长度100m。采煤工作面工作制度为“四、六”制，循环进度0.6m，每班3个循环，日进尺5.4m，月进尺148.5m，年进度801.9m。11煤层回采工作面生产能力按下式计算：A11C=165NLSMCd=1651002.841.540.690.950.9=333.2kt/a式中：A5C11号煤层回采工作面生产能力，kt/a；165回采工作面年工

15、作日，d；N采煤机日进刀数，9；L11号煤层回采工作面长度，100m；S截深，0.6m；M11号煤层采高，2.84m；11号煤层煤的容重，1.54t/m3；C11号煤层工作面回采率，0.95；d正规循环率，0.9；经计算，回采工作面生产能力为333.2kt/a，循环产量112t，日产量1010t，月产量27766t。采煤工作面生产能力AC= A9C +A10C+ A11C=932.2kt/a。2、掘进工作面生产能力矿井设计移交生产时在9、10、11号煤层各布置一个掘进工作面，均为顺槽掘进，掘进方式为综掘。9号煤层掘进工作面为煤巷，掘进方式为综掘，每班掘进进度约4.0m，日掘进进度约8m，正规循

16、环率约95，年掘进进度约2520m。运输巷净宽4.2m，净高2.5m，掘进宽度4.4m，掘进高度2.6m，矩形锚网支护，掘进断面积11.44m2；回风巷掘净宽3.5m，净高2.5m，掘进宽度3.7m，掘进高度2.6m，矩形锚网支护，掘进断面积9.62m2。10号煤层掘进工作面为半煤巷，掘进方式为综掘，每班掘进进度约,3.0m，日掘进进度约6.0m，正规循环率约95，年掘进进度约1872m。运输巷净宽4.2m，净高2.5m，掘进宽度4.4m，掘进高度2.6m，矩形锚网支护，掘进断面积11.44m2，其中纯煤面积5.7m2；回风巷掘净宽3.5m，净高2.5m，掘进宽度3.7m，掘进高度2.6m，矩

17、形锚网支护，掘进断面积9.62m2，其中纯煤面积4.8m2。11号煤层掘进工作面为煤巷，掘进方式为综掘，每班掘进进度约4.0m，日掘进进度约8m，正规循环率约95，年掘进进度约2520m。运输巷净宽4.2m，净高2.5m，掘进宽度4.4m，掘进高度2.6m，矩形锚网支护，掘进断面积11.44m2；回风巷掘净宽3.5m，净高2.5m，掘进宽度3.7m，掘进高度2.6m，矩形锚网支护，掘进断面积9.62m2。掘进工作面产煤量按以下公式计算AJ=10-3rSL式中：AJ煤层掘进煤量，kt/a；r煤层原煤视密度，t/m3；S综掘巷道纯煤面积，m2；L综掘巷道年计划长度， m。A 9J=2520(9.7

18、2+8.18)/21.320.95=11.22kt/a；A 10J=1872(5.7+4.8)/21.40.95=13.1kt/a。A 11J=2520(11.44+9.62)/21.540.95=38.7kt/a。A J=A 9J+A 10J+A 11J=63kt/a。3、矿井产量A=Ac+Aj=932.2+63=995.2kt/a经上述计算，矿井9、10、11号煤层累计生产能力995.2kt/a，满足矿井生产能力。矿井移交生产满足生产能力时采煤、掘进工作面特征见表5-2-1和5-2-2。表5-2-1 达到设计生产能力时采煤工作面特征表序号采区工作面编号采煤工艺工作面参数面长(m)采高(m)

19、年进度(m)容重(t/m3)回采率()生产能力(kt/a)1五090501综采1502.211069.21.3295444.52六100601普采1101.298021.497154.5110601综采1002.848021.5495333.2表5-2-2 达到设计生产能力时掘进工作面特征表序号采区工作面编号掘进工艺工作面参数平均掘进断面积（m2）平均纯煤面积（m2）年进度(m)容重(t/m3)正规循环率()生产能力(kt/a)1五090502工作面顺槽综掘10.538.9525201.329511.22六100602工作面顺槽综掘10.535.2518721.49513.1110602工作面

20、顺槽综掘10.5310.5325201.549538.7二、工作面接替、接续关系五采区走向平均长度1150m，倾斜宽度平均540m，可布置4个正规长壁工作面，编号依次为090501、090502、090503、090504、10(11)0501、10(11)0502、10(11)0503、10(11)0504。采区内下行开采，工作面接续方式按编号依次接替，接替顺序为01020304。六采区长度平均1150m，宽度平均360m，区内可布置3个正规长壁工作面，编号依次为10(11)0601、10(11)0603、10(11)0602，接替顺序按编号依次进行。五采区9号煤层按45万吨/年的设计能力计

21、算，服务年限为2.7年，六采区10（11）号煤层的服务年限为3.1年。当矿井六采区9号煤层开采完若仍按此设计能力开采五采区10（11）号煤层，则不能满足矿井90万吨/年的能力，应考虑继续配采别的煤层或调整10（11）号煤层生产能力，在本次设计中暂不考虑。三、煤层分组、分层关系和开采顺序本次设计开采矿井五采区9、10、11号煤层和六采区10、11号煤层。五采区内煤层下行开采，工作面接续按工作面编号接替。六采区10、11号煤层联合布置，10号煤层工作面回采巷道外错11号煤层工作面回采巷道5m布置，11号煤层工作面滞后于10号煤层84m推进，工作面接续按工作面编号接替。五、六采区交替生产。第二节矿井

22、通风一、通风方式和通风系统1.通风方式矿井通风方式为分列式，通风方法采用抽出式；2.通风系统根据井田开拓布置，矿井通风系统为中央分列式，采用混合立井、行人斜井进风，回风斜井回风，主通风机采用抽出式的通风系统。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置有2个进风井，1个回风井。即混合立井、行人斜井进风，回风斜井回风。主斜井、副斜井、回风立井三个井筒服务于整个井田，井筒服务年限即为矿井服务年限。三、回采工作面、掘进工作面通风及硐室通风回采工作面采用全风压通风，运输顺槽进风，回风顺槽回风；掘进工作面采用局部通风机压入式通风，局部通风机型号FBD6.3/230kW。

23、硐室通风：蓄电池机车充电室、爆炸材料发放硐室、采区变电所等硐室采用独立通风；其它硐室采用扩散通风，硐室长度不大于6m。四、矿井风量、负压和等积孔(一)矿井风量计算根据煤矿安全规程规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（1）、按井下同时工作的最多人数计算。Qra=4NK/60式中：Qra矿井需要风量，m3/s；N井下同时工作的最多人数，991.2人；4井下每人每分钟供风标准；K矿井通风备用风量系数，取1.15。则：Qra=4991.21.15/60=9.1m3/s。（2）、按采煤、掘进、硐室等处实际风量计算Qra=(Qcf+Qsc+Qhf+Qur+Qrl)Kaq式中：Qra

24、矿井需要风量，m3/min；Qcf回采工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qsc备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qhf掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qur硐室实际需要风量的总和，m3/min；Qrl其它用风巷道实际需要的风量总和，m3/min；Kaq矿井通风系数，取1.15。1、回采工作面实际需要风量、9号煤综采工作面风量计算按CH4涌出量计算Qcf=100qcgKcg/60式中：Qcf回采工作面实际需要风量，m3/s；qcg回采回风巷风流中平均绝对CH4涌出量，3.36m3/min；Kcg回采工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，综采取1.20；100回采工作面瓦斯

25、浓度不超过1.0%的换算系数。则：回采工作面实际需要风量为：Qcf9=1003.361.20/60=6.72m3/s。 按工作面温度计算Q采=VcScKi式中：Vc工作面适宜风速，取1.5m/s；Sc工作面平均有效断面，4.22.2170=6.5m2；Ki工作面长度系数，取1.1；则：Q采=1.56.51.1=10.7m3/s。按工作人数计算Qcf=4Ncf/60式中：Qcf回采工作面实际需要风量，m3/s；Ncf回采工作面同时工作的最多人数，20人。4每人需风量，m3/min；则：Qcf9=420/60=1.3m3/s综合以上计算，按工作面温度计算的需风量最大，为10.7m3/s。设计取Qc

26、f9=11m3/s按风速进行验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面风速应满足要求：0.25ScQ采4Sc0.256.5=1.6m3/s11m3/s4.06.5=26m3/s经验算，回采工作面风量为11m3/s时，风速符合要求。备用工作面需要风量备用工作面需风量取采煤工作面需风量的50%，则：Q备9=1150%=5.5m3/s,取Q备9=6m3/s；则取Q9采=17m3/s、10号煤综采工作面风量计算按CH4涌出量计算Qcf=100qcgKcg/60式中：Qcf回采工作面实际需要风量，m3/s；qcg回采回风巷风流中平均绝对CH4涌出量，取1.33m3/min；Kcg回采工作面瓦斯涌出不均衡备用风

27、量系数，普采取1.50；100回采工作面瓦斯浓度不超过1.0%的换算系数。则：回采工作面实际需要风量为：Qcf10=1001.331.50/60=3.33m3/s。 按工作面温度计算Q采=VcScKi式中：Vc工作面适宜风速，取1.5m/s；Sc工作面平均有效断面，3.01.2970=2.7m2；Ki工作面长度系数，取1.1；则：Q采=1.52.71.1=4.5m3/s。按工作人数计算Qcf=4Ncf/60式中：Qcf回采工作面实际需要风量，m3/s；Ncf回采工作面同时工作的最多人数，25人。4每人需风量，m3/min；则：Qcf10=425/60=1.7m3/s综合以上计算，按工作面温度计

28、算的需风量最大，为4.5m3/s。根据相关规定，设计取Qcf10=6m3/s按风速进行验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面风速应满足要求：0.25ScQ采4Sc0.252.7=0.7m3/s6m3/s4.02.7=10.8m3/s经验算，回采工作面风量为6m3/s时，风速符合要求。备用工作面需要风量备用工作面需风量取采煤工作面需风量的50%，则：Q备10=650%=3m3/s；则取Q10采=9m3/s、11号煤综采工作面风量计算按CH4涌出量计算Qcf=100qcgKcg/60式中：Qcf回采工作面实际需要风量，m3/s；qcg回采回风巷风流中平均绝对CH4涌出量，取0.95m3/min；Kc

29、g回采工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，综采取1.20；100回采工作面瓦斯浓度不超过1.0%的换算系数。则：回采工作面实际需要风量为：Qcf11=1000.951.20/60=1.9m3/s。 按工作面温度计算Q采=VcScKi式中：Vc工作面适宜风速，取1.5m/s；Sc工作面平均有效断面，4.22.8470=8.4m2；Ki工作面长度系数，取1.1；则：Q采=1.58.41.1=13.8m3/s。按工作人数计算Qcf=4Ncf/60式中：Qcf回采工作面实际需要风量，m3/s；Ncf回采工作面同时工作的最多人数，20人。4每人需风量，m3/min；则：Qcf11=420/60=1.3m3

30、/s综合以上计算，按工作面温度计算的需风量最大，为13.8m3/s。设计取Qcf11=14m3/s按风速进行验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面风速应满足要求：0.25ScQ采4Sc0.258.4=2.1m3/s14m3/s4.08.4=33.6m3/s经验算，回采工作面风量为14m3/s时，风速符合要求。备用工作面需要风量备用工作面需风量取采煤工作面需风量的50%，则：Q备11=1450%=7m3/s；则取Q11采=21m3/s、回采工作面总需风量Q采=Q9采+Q10采+Q11采=47m3/s2、掘进工作面实际需要风量(1)按CH4涌出量计算Qhf=100qhgKhg/60式中：Qhf掘进工

31、作面实际需要风量，m3/s；qhg掘进回风流中平均绝对CH4涌出量，0.69m3/min；Khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取2.0。则：Qhf=1000.692.0/60=2.3m3/s(2)按二氧化碳涌出量计算Q掘=100q掘CO2Kd式中：q掘C04掘进工作面瓦斯涌出量，0.2m3/min；Kd备用风量系数，取2.0；则：Q掘=1000.22.0=0.7m3/s。(3)按炸药使用量计算Q炮掘=25A=100m3/min=1.7m3/s式中：Q炮掘掘进工作面实际需风量，m3/s；A掘进面一次爆破所用的最大炸药量，取4kg；(4)按工作人员数量计算Q掘=4Nj/60式中：Nj掘井工

32、作面同时工作的最多人数，15人；则：Q掘=415/60=1.0m3/s；(5)按局部通风机实际吸风量计算Q掘=QfI+60VS/60式中：Qf局部通风机额定风量，综掘和炮掘面均配备FBD6.3/30kW型局部通风机，其吸风量为420240m3/min；取420m3/min。I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；V防止局部通风机吸入循环风，局部通风机吸风口至掘进工作面回风流之间的风速，煤巷及半煤岩巷不小于0.25m/s；S局部通风机至掘进工作面回风流之间巷道的断面积，10.5m2经计算，；Q掘=4201+600.2510.5/60=9.6m3/s按以上计算结果取最大值，即Q综=9.6m3/

33、s。设计取Q综=10m3/s。(6)按风速进行验算验算最小风量：0.25ScQ掘4Sc0.2510.5=2.6m3/s10m3/s410.5=42m3/s经验算，Q掘=10m3/min风速符合要求。全矿井共布置3个掘进工作面，则：Qhf=310=30m3/s。3、硐室需要风量井下独立通风硐室有爆炸材料发放硐室1个、蓄电池机车充电室1个、采区变电所2个。蓄电池机车充电室按120m3/min配风，其他独立通风硐室按90m3/min配风。Q硐室=6.5m3/s；4、其它用风巷道需要风量按回采、掘进、硐室风量总和的5%计算Q其它=(Q采+Q掘+Q硐)5%=（47+30+6.5）5%=4.2m3/s。取

34、Q其它=5m3/s5、矿井总风量计算Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)1.15 =(47+30+6.5+5)1.15=101.8m3/s设计取102m3/s6、矿井风量分配(1)、按井筒分配混合立井和行人斜井进风量按自然分配的原则分配。根据各井筒断面、支护形式、井口至主、副斜井联络点长度、井筒内的装备，采用下式计算：根据：h主=h副则：Q=Q主+Q副经计算：Q混=90m3/sQ行=12m3/s(2)、各工作面风量分配根据上述计算结果，风量分配如下：9号煤层采煤工作面需风量：11.0m3/s； 备用工作面需风量：6.0m3/s；10号煤层采煤工作面需风量：6.0m3/s； 备用工作面需风量：3.0

35、m3/s；11号煤层采煤工作面需风量：14.0m3/s； 备用工作面需风量：7.0m3/s；掘进工作面需风量：12.0m3/s3；硐室需风量爆炸材料发放硐室：2.0m3/s；蓄电池机车充电室：3.0m3/s；采区变电所：2.0m3/s2；其它：10.0m3/s。五、矿井通风阻力及等积孔矿井通风阻力主要包括巷道摩擦阻力、局部摩擦阻力和矿井自然风压，即：h=h摩+h局+hn式中：h矿井通风阻力；h摩通风巷道摩擦阻力；h局通风巷道局部摩擦阻力；hn矿井自然风压。1、摩擦阻力摩擦阻力按下式计算：式中：h摩井巷摩擦阻力，mmH2O；摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；Q通过

36、井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2。2、局部阻力按煤炭工业矿井设计规范规定，矿井井巷的局部阻力，按井巷摩擦阻力的15%计算。3、自然风压该矿开采深度较浅(400m以下)，进、出风井井口标高差不大(150m以下)，故矿井的自然风压忽略不计。经计算，矿井通风容易时期通风总阻力h=1420Pa，矿井通风困难时期通风总阻力h=1780Pa。(三)、等积孔计算矿井通风容易时期等积孔：A1=1.19Q通/hmin0.5=3.22m2矿井通风困难时期等积孔：A2=1.19Q通/hmax0.5=2.88m2说明：矿井通风容易时期和困难时期均为小阻力矿。第三节灾害预防及安全装备一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措

37、施(一)预防瓦斯爆炸的措施为保障矿井安全、高效生产，保证设备的正常运行，该矿已安装1套KJ90NB型矿井安全监测及生产监控系统，对矿井的主要通风机开停、矿井负压、回风巷风速、采掘工作面瓦斯等各种设备及环境参数进行了监测监控。矿井建立有瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，瓦斯检查地点和检查次数符合煤矿安全规程149条的规定。通风瓦斯日报表经总经理、总工程师审阅签字。测风记录、瓦斯检测记录和处理瓦斯积聚记录完善。井下采掘工作面机组割煤前由瓦斯检查员检查工作面瓦斯，局部工作地点进行爆破作业时，能够执行“一炮三检”和“三人联锁” 放炮制度。矿井配备有瓦斯检查员相应瓦斯检查设备。(二)防止煤尘爆炸的措

38、施该矿所采9、10（11）号煤层均具有煤尘爆炸性，按照煤矿安全规程要求，设计在采煤工作面、掘进工作面、运输巷、材料巷、回风巷、顺槽等定点尘源点均设有静压洒水管道，每隔50m安设三通及胶管，喷出的雾状水捕捉浮游煤尘，使其湿润，增加重量而迅速沉降，降低了飞扬性。采煤工作面配备煤层注水设备，对煤层进行超前预注水。矿方及时清除巷道中的浮煤，清扫冲洗沉积煤尘，同时为防止煤尘爆炸由局部扩大为全矿性的灾难，该矿在井下运输、材料、回风大巷，采掘工作面运输、回风巷等巷道均按照相关规定设置了相应的隔爆水棚。根据开拓、采区巷道布置，在主要巷道设置主要隔爆水棚，掘进工作面巷道设置辅助水棚。（三）、煤层注水防尘为降低回

39、采工作面煤尘，设计对开采煤层进行采前预注水。根据煤矿安全规程第154条的有关规定采取煤层注水防尘：由于10、11号煤层重叠布置，10号煤层注水后影响11号煤劳动条件恶化，故不对10号煤层注水。钻孔直径主要有钻机、钻杆直径所决定，孔径一般为45mm左右，用钻机打孔时，孔径为5860mm，少数大于70mm。在孔径选择时，要考虑煤的硬度、破碎情况、封孔技术及注水量等因素，通常，如果煤的硬度大、注水量大、封孔技术好、孔径可取较大一些，反之易取较小的直径，根据我国目前统配煤矿注水实情、钻孔直径均在4575mm之间。、9号煤注水参数(1)钻孔注水量按下式计算：Q=BLM(W1W2)K式中：Q一个钻孔注水量

40、，m3；B孔间距10m；L工作面长度，150m；M煤层厚度，1.81m；煤的容重，1.4t/m3；W1注水后要求达到的水分，取4%；W2煤层原有水分，0.35%；K考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。Q=101501.811.4(4%0.35%)1.5=208(m3)(2)矿井日注水量矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1W2)式中：Q日矿井日注水量，m3；K1注水系数，取1.5；G矿井计划注水回采工作面日产量，897t。则Q日=1.5897(4%0.35%)=50(m3)(3)注水流量(或注水速度)与注水时间注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标

41、志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水。注水时间为3天。采用单侧孔注水方式，动压注水系统。供水水源引自井下消防洒水管网。煤层注水钻机：ZLJ-200/270型，1台，煤层注水泵：7BZ-4.5/16，1台。、11号煤注水参数(1)钻孔注水量按下式计算：Q=BLM(W1W2)K式中：Q一个钻孔注水量，m3；B孔间距10m；L工作面长度，100m；M煤层厚度，2.4m；煤的容重，1.4t/m3；W1注水后要求达到的水分，取4%；W2煤层原有水分，0.35%；K考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。Q=101002.41.4(4%0.35%)1.5=184(m3)(2)矿井日注水量

42、矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1W2)式中：Q日矿井日注水量，m3；K1注水系数，取1.5；G矿井计划注水回采工作面日产量，1121t。则Q日=1.51121(4%0.35%)=62(m3)(3)注水流量(或注水速度)与注水时间注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水。注水时间为3天。采用单侧孔注水方式，动压注水系统。供水水源引自井下消防洒水管网。煤层注水钻机：ZLJ-200/270型，1台，煤层注水泵：7BZ-4.5/16，1台。二、预防井下火灾的措施矿井制定有井上、下防火措施和防灭火制度，敷设有消防管路，配备有消防设施

43、。地面工业广场布置有生活消防水池，水池容积为1200m3。矿井在主要巷道、采掘工作面铺设有消防洒水管路。在采煤工作面开采后，对采空区采取喷洒阻化剂防灭火措施，并配备KSS-200型束管监测系统。1、阻化剂防火原理阻化剂大都是吸水性很强的溶液，当它们附着在易被氧化的煤体表面时，吸收了空气中的水分，在煤体表面形成了含水液膜，从而阻止了煤与氧的接触，起到了隔氧阻化作用；同时水在蒸发时吸收热量，使煤体降温，从而抑制煤的自热和自燃，延长自然发火期的作用。2、阻化剂灭火原料来源广泛，价格便宜，制备、使用方便，不会大幅增加采煤成本；对人、设备及正常生产无影响；具有较好的渗透性和附着性；阻化率高，阻化寿命长。

44、目前，我国常使用的阻化剂有水玻璃(Na2OnSiO2)、氢氧化钙Ca(OH)2、工业CaCl2及卤块(工业MgCl2)等。其中水玻璃模数n严格要求在12之间，且其成本较高，吨煤成本高；氢氧化钙溶解度较小，和水混合而成是混浊液，且碱性强，具有很强的腐蚀性，对注液设备的防腐蚀性要求高，又因为其溶液是颗粒悬浮状混浊液，颗粒大小对使用泵和封孔器的正常运行产生影响；而工业CaCl2来源广、供应稳定、成本低，故选用工业CaCl2作为阻化剂。阻化剂浓度确定阻化剂浓度的合理性是降低成本、提高阻化效果的重要方面。根据国内矿井使用效果来看，20%的溶液阻化率较高，阻化效果较好；10%的阻化液也能防火，但阻化率有所

45、下降，因此，阻化剂浓度控制在15%20%之间，一般不小于10%，可暂定把浓度控制在20%，以后根据实际的阻化效果进行适当调整，并采用重量法进行浓度测定。(2)喷洒压注工艺系统目前我国煤矿常用机动性、半永久和永久性三种喷洒压注系统。机动性喷洒压注系统这种系统是将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上，采用电动或气动方式喷洒压注阻化剂。半永久性喷洒压注系统这种系统是在盘区巷或硐室内设置贮液池和注液泵通过管道输送到喷洒地点进行喷洒。永久性喷洒压注系统在地面设置永久性贮液池通过管道输送到喷洒地点进行喷洒。考虑到半永久和永久性喷洒压注系统需建贮液池且需要铺设较长的喷洒管路，且阻化剂防灭火属于辅助性

46、防灭火，设计喷洒采用电动喷洒压注装置，将喷洒压注设备和阻化剂溶液罐安装在矿用平板车上，由直径50.8mm胶管从拉杆泵接到防灭火处理地点，并与喷嘴和封孔器连接，由电动机启动，拉杆泵进行压注和喷洒。该系统具有工艺简单，施工快，投资小，机动性大等特点。(3)参数计算根据2013年5月2日山西公信安全技术有限公司的鉴定报告，9号煤层为不易自燃煤层，自燃倾向性等级为级。故不喷洒阻化剂。、10号煤根据本矿实际情况，阻化剂确定采用工业氯化钙(CaCl25H2O)，浓度为20%，阻化率为70%90%，平均密度为1.11t/m3。工作面底板浮煤喷洒量：G1=K1K2LBh1A1=1.20.91101.60.20

47、.058=2.2t式中：K1一次喷洒加量系数，一般取1.2；K2松散煤的密度，取0.9；L工作面长度，110m；B一次喷洒宽度，取1.6m；h1底板浮煤厚度，取0.2m；A1浮煤的吸液量，取0.058t/t。工作面一次喷洒总量：G=G1=2.2V=G/=2.2/1.11=1.98m3式中：V工作面一次喷洒的阻化剂溶液总体积，m3；G工作面一次喷洒的阻化剂溶液总重量，t；阻化剂溶液的密度，1.11t/m3。工作面一次喷洒所需阻化剂用量：g=G=2.220%=0.44t=440kg式中：g工作面一次喷洒所需阻化剂用量，kg；阻化剂溶液的浓度，20%。、11号煤工作面底板浮煤喷洒量：G1=K1K2L

48、Bh1A1=1.20.91001.60.20.058=2.0t式中：K1一次喷洒加量系数，一般取1.2；K2松散煤的密度，取0.9；L工作面长度，100m；B一次喷洒宽度，取1.6m；h1底板浮煤厚度，取0.2m；A1浮煤的吸液量，取0.058t/t。工作面一次喷洒总量：G=G1=2.0V=G/=2.0/1.11=1.80m3式中：V工作面一次喷洒的阻化剂溶液总体积，m3；G工作面一次喷洒的阻化剂溶液总重量，t；阻化剂溶液的密度，1.11t/m3。工作面一次喷洒所需阻化剂用量：g=G=2.020%=0.40t=400kg式中：g工作面一次喷洒所需阻化剂用量，kg；阻化剂溶液的浓度，20%。(4

49、)喷洒压注设备本设计每个工作面选用WJ-24型阻化剂喷射泵各1台，与其配套的器材有钢管、压力胶管、闸阀、喷枪，以及压力表、流量计等。3、阻化剂阻化效果阻化剂浓度的合理性是降低成本、提高阻化效果的重要方面。根据国内矿井使用效果来看，20%的溶液阻化率较高，阻化效果较好；10%的阻化液也能防火，但阻化率有所下降，因此，阻化剂浓度控制在15%20%之间，一般不小于10%。设计本矿阻化剂暂采用浓度20%，阻化率89.4%-97.4%的工业氯化钙（CaCI2）溶液，以后根据实际的阻化效果进行适当调整，并采用重量法进行浓度测定。4、阻化剂防灭火使用条件必须不污染井下空气，不危害人体健康；阻化剂的种类和数量

50、、阻化效果等主要效果等主要参数，都必须在设计中明确规定；应采取防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。5、防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施设计选用工业氯化钙CaCl2作为阻化剂，对人、设备及正常生产影响较小；由专人手持喷枪从支架间隙向采空区喷洒，喷枪枪口要超过支架10cm，尽量避免液体淋洒到支架及设备上，如不慎喷溅到金属构件上应尽快擦拭，减少液体在金属构件上的附着时间；工作面容易被阻化剂腐蚀的机械设备、支架等金属构件采用喷锌封闭处理。喷洒人员要定职定责，爱岗敬业，喷枪要专人负责管理和维护。三、隔爆措施矿井9、10、11号煤层煤尘有爆炸性危险，根据煤矿安全规程的要求，在主要巷道

51、和采区巷道中设置主要隔爆水棚，在采掘工作面巷道中设置辅助隔爆水棚。为防止煤尘爆炸由局部扩大为全矿性的灾难，设计采用在井下容易发生爆炸的地点设置隔爆水棚措施。设置地点如下：、矿井两翼与井筒相连通的主要大巷设置集中式主要隔爆水棚；、采区运输巷道和回风巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；、在井底煤仓上下口相连的巷道设置集中式主要隔爆水棚；、采煤工作面进、回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚；、采区内的煤和半煤巷掘进巷道设置集中式辅助隔爆水棚。1、隔爆水棚(1)水棚的结构与选型主要隔爆水棚选用GBSD-80型水袋，每个水袋有效容积为80L，水袋规格900480270mm。辅助隔爆水棚选用GBSD-40型水袋，每个水袋有效容积为40L，水袋规格600400250mm。(2)水棚的布置与计算主要巷道、采区巷道设置主要隔爆棚；采掘工作面巷道设置辅助隔爆棚。(3)每组水棚水量计算每组水棚水量依下式计算：G=gS式中：G总水量，kg；g每m2巷道需水量，L/m2。主要隔爆棚不小于400L/m2