煤矿瓦斯治理方案

1、煤矿瓦斯治理方案 目 录 目录前 言1第一章 矿区概述5第一节 概述5第二节 开采技术条件7第二章矿井开拓开采现状9第一节 矿井开拓开采概况9第二节 主要生产系统概况10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 瓦斯治理的必要性和可行性16第四章 瓦斯治理方案18第一节 通风系统治理方案18第二节 防尘供水系统治理方案30第三节 防灭火系统治理方案31第四节 瓦斯抽放治理方案33第五节 其它安全技术措施33第六节 其它相关系统治理方案38第五章 瓦斯治理保障措施41第一节 建立安全技术管理体系41第二节 完善各项管理制度45第三节 加强监督检查46

2、第四节 建立安全隐患处理应急救援机制46第五节 加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患47第六章 预期效果48附录：弥勒县吉田煤矿采矿许可证；弥勒县吉田煤矿瓦斯等级鉴定证书；重庆煤科院于2005年7月5日出具的云南省弥勒县吉田煤矿煤尘爆炸性鉴定报告；重庆煤科院于2005年6月29日出具的云南省弥勒县吉田煤矿煤自燃倾向性鉴定报告；云南省煤矿安全计量监测站于2009年6月12日出具的云南省弥勒县吉田煤矿煤自燃倾向性鉴定报告；云南省煤矿安全计量监测站于2009年6月15日出具的云南省弥勒县吉田煤矿煤尘爆炸性鉴定报告；弥勒县吉田煤矿煤矿生产能力复核证书。49煤矿瓦斯治理方案 前 言前 言一、瓦斯治理

3、原因为贯彻落实全国安全生产电视电话会议精神，深入开展煤矿安全生产治理行动，推进煤矿瓦斯综合防治工作体系建设，进一步深化我矿瓦斯治理，防治瓦斯事故的发生，确保煤矿安全生产，根据云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局关于印发云南省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定（试行）的通知（云煤安发【2008】201号），弥勒县发展和改革局、弥勒县安全生产监督管理局、弥勒县煤炭工业管理局关于印发弥勒县小煤矿瓦斯专项整治工作方案的通知（弥发改200950号）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

4、彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系，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，进一步完善瓦斯治理结构，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、瓦斯治理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治理工作中存

5、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，瓦斯治理工作到位。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2010年安全生产状况明显好转的目标奠定坚实基础。四、瓦斯治理基本原则1. 严格贯彻落实“安全第一、预防为主、综合治理”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. 瓦斯治理能力大于生产能力。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

6、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、瓦斯治理目标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、瓦斯治理范围及治理重点我矿现在正进行9万吨扩建项目改造，主体工程已完成。本次瓦斯治理按扩建后矿井实际情况考虑，矿井生产能力为9万吨

7、/年。由于我矿为扩建矿井，在扩建过程中必须处理好生产和扩建的关系，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。瓦斯治理是一个系统工程，根据我矿生产现状及各系统实际情况分析，治理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治理的基本要求。七、瓦斯治理主要依据（一）政策法规1. 煤矿安全规程（2006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（

8、AQ10272006）及瓦斯抽采指标（AQ10262006）；6. 云南省煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局关于印发云南省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定（试行）的通知（云煤安发【2008】201号；7. 云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局关于印发云南省小煤矿安全生产技术管理规定（暂行）的通知（云煤安发【2008】160号）；8. 国务院安委会办公室关于加强煤矿瓦斯治理工作体系示范工程建设的通知（安委办【2009】2好；9. 云南省人民政府关于加强瓦斯治理的实施意见（云政发【2008】230号）；（二）主要技术资料1、弥勒县吉田煤矿扩建初步设计。2、弥勒县吉田煤矿改建初步设计安全专篇说

9、明书。3、弥勒县吉田煤矿资源储量核实报告。4、弥勒县吉田煤矿资源开发利用方案说明书。5、弥勒县吉田煤矿采掘工程平面图、通风系统图。6、煤矿“三个鉴定报告”（矿井瓦斯等级鉴定、煤尘爆炸性鉴定、煤层自然倾向性鉴定）。煤矿瓦斯治理方案l 第一章 矿区概况第一章 矿区概述第一节 概述一、交通位置吉田煤矿矿区位于弥勒县城北东30直线距离约15公里处，行政区划属弥勒县弥阳镇雨舍村委会管辖，为圭山煤田脚落沼矿段的一部分。 地理坐标：东经10327161032740；北纬 242655242719。二、矿区范围矿区范围为一不规则多边形，由6个拐点坐标圈定，矿区走向长1020m，倾斜宽700m，井田面积约0.7

10、101Km2，开采深度+1700m至+1200m，其拐点坐标见表见表1-1。表11 吉田煤矿矿区范围拐点坐标及开采标高表拐点编号纵坐标（X）横坐标（Y）矿1.00.00矿2.00.00矿3.00.00矿4.00.00矿5.00.00矿6.00.00开采标高（m）+1700+1200矿区面积（km2）0.7101矿区有长约7公里的简易公路与西部的昆明至河口公路相接，至弥勒县城运距约14公里，北西经石林、宜良至昆明运距约 135公里，南至开远运距约102公里，交通运输十分方便(见交通位置图1-1)。第二节 开采技术条件一、水文地质矿区地势北东高南西低，海拔高程+1780+1560m，相对高差220

11、m。地形切割较深，有利于地表水及地下水排泄。植被不多，多为旱地，山脉走向呈北东、南西向。整个地形北高南低。地形坡度在35左右。区内仅有一条干龙河，主要由地表水汇集而成，向西流入普拉河，属季节性溪流。由于断层发育，煤层顶底板为二叠系宣威组（P2x）细砂岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩含弱裂隙水，断层、节理裂隙富水性总体较弱，但矿体处于当地侵蚀基准面及地下水位以下，加之较长时间的开采，给本区矿井充水创造了良好条件。特别是老窑造成的采空区分布范围大，塌陷地点多，地表多处出现裂缝，裂缝主要集中于开采较集中的小平坎北、大斜井北、脚落沼村北等F1断层上盘，裂缝短数十米，长上千米，直接造成大气降水充给老窑积水。整个

12、矿区对大气降水反映灵敏，而本矿所获储量在侵蚀基准面以下，水库、地表水、地下水通道较好，相互补给方便。故核实报告将该区水文地质定为以裂隙充水为主中等复杂类型。二、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性1、瓦斯根据2008年11月，云南省煤炭工业局对我矿进行的瓦斯等级鉴定结果：该矿井最大相对瓦斯涌出量为8.06m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.07m3/min，最大相对二氧化碳涌出量5.06m3/ t，最大绝对二氧化碳涌出量0.41m3/min，该矿为低瓦斯矿井。2、煤层自燃根据煤炭科学研究总院重庆分院于2005年6月17日对我矿的C4煤层自燃倾向性试验结果：该矿煤层有自燃发火倾向性（二类自燃）。云南省煤矿安

13、全计量监测站于2009年6月12日对我矿的C3煤层自燃倾向性试验结果：该矿煤层有自燃发火倾向性（一类自燃）。3、煤尘爆炸性根据煤炭科学研究总院重庆分院于2005年7月5日对我矿的C4煤尘测试结果：该矿煤尘无爆炸性。云南省煤矿安全计量监测站于2009年6月15对我矿的C3煤尘测试结果：我矿煤尘有爆炸性。瓦斯治理方案l 第二章 矿井开拓开采现状第二章 矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况弥勒县吉田煤矿是整合矿井，整合前均有两个采区，分别为南采区和北采区，南、北采区均有独立的开拓系统和通风系统。二、 原南采区1、主斜井由+1587m标高处以320的方位，-25的倾角向下掘进182m至+1510m

14、标高落平，经联络石门与井底上部车场尾部煤系底板；暗斜井再从+1510m标高处煤系底板以78方位，以-25倾角掘进320m至+1375m落平，落平后经井底车场，集运巷，石门揭穿煤系，沿C4煤层大巷至9号上山联通回风井，形成生产系统，承担+1375m标高水平采区的提升运输、进风、供电、排水、压风的任务。2、1号回风井由+1582m标高处以317的方位以-25的倾角向下掘进171m至+1510m标高落平，经联络巷，从人行下山至+1454m标高，分别联通从+1375m标高上来的1号和9号人行回风上山，形成通风系统，兼做人行安全出口。3、立井做副提升井，井口标高为+1596m，垂直掘进225m至+137

15、5m标高落平，经石门揭穿煤系与C4煤层大巷联通，形成南采区第二个进风井，立井按煤矿安全规程设置安装了升降人员的罐笼，承担进风、人员升降、 下放材料及提矸任务。二、原北采区1、主斜井自+1595.9m标高处以156的方位-26的倾角向下掘进248m与+1487m标高落平，经联络石门至煤系底板；暗斜井再从煤系底板+1487m标高处以77的方位，-27的倾角向下掘进270m于+1375m标高落平，再揭穿石门联通+1375m水平北集中运输巷。2、回风斜井自+1591m标高处以345的方位，以-25的倾角向下掘进104m于+1547m 标高落平，经石门1号上山与从北+1375m水平回风上山联通形成通风系

16、统，其开拓开采现状详见附图。三、采煤方法因我矿地质构造比较复杂，煤层赋存条件比较差，煤层倾角变化大，顶底板松软，根据县煤炭局的意见，矿井设计的采煤方法为水平分层采煤法，全部垮落法底板管理，现在采用的是水平小分段式采煤方法，但实际生产中，多数是巷采，采煤方法相对落后，而且丢煤比较严重，给我矿安全生产带来很多困难。第二节 主要生产系统概况一、矿井通风1、通风方式：中央并列式南采区立井、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、选用FBCDZ6NO14B型防爆对旋式轴流通风机，配用YBFe280S6型245 kW电机。其技术特征：通风机压力H=5372029Pa，风量Q=1

17、1342526m3min，功率245 kW，共选用2台，其中1台工作，1台备用。4、掘进通风为压入式局扇通风，局扇型号：YBT5.5型5台。二、运输系统1、南采区立井选用2m提升机提升，提升机型号： JK-21.5/20；电机功率180KW。副斜井地面选用绞车型号：JT1.20.9；电机功率：55KW, 提升暗斜井选用绞车型号：JTKB1.20.9；电机功率：55KW。2、主要运输巷运输方法，蓄电池机车运输。3、采煤工作面顺槽运输方式为刮板运输机运输。4、运输上山运输方法为溜槽自溜。5、掘进工作面（平巷）运输为人工装车，人力推车。6、北采区无工作面，主要用来维修维护现存巷道。三、排水系统我矿分

18、两个水平建有水仓，各个水仓均用两台水泵将井下水抽到地面。1375水平1水泵硐室选用D46-305水泵两台，2.5寸无缝钢管两趟，一级排水至地面；1375水平2水泵硐室选用D46-305水泵两台，2.5寸无缝钢管两趟，一级排水至地面；1510水平水泵硐室选用D85-455水泵两台，2.5寸无缝钢管两趟，将该水平涌水排水至地面；排水设备配备表设备名称规格型号安装地点单位数量离心式水泵D46-305+1375水泵1水泵硐室台2离心式水泵D46-305+1375水泵2水泵硐室台2离心式水泵D85-453+1510水泵硐室台2四、压风系统我矿在地面已配备了1台W3/6型空压机和1台SRC75.5A型双螺

19、杆式空压机。设备名称型号供气量压力单位数量空压机W3/63m3/min0.6MP台1空压机SRC75.5A10.5m3/min0.7MP台1五、供电系统我矿高压供电等级为10KVA,电源一趟来自弥阳变电站10kV架空线路,长5km，线型为LGJ35，T接；另一趟电源引自玉皇阁变电站10kV架空线路,长5km，线型为LGJ35，T接。地面供电; 在主井口附近约30m处建一变电所，安装10KV高压开关柜11面，开关柜选用XGN66A-12系列，采用真空断路器，其中2面进线，2面避雷，2面供地面用的变压器（S9-400KVA），2面供井下用电的变压器（KBSG-400KVA），井下供电: 井下供电系

20、统主要做到水泵双回路供电；采、掘用电分开，互不干扰；其他用电设备单独供电。考虑到井下水泵、局扇等安全用电，采用10kV下井至+1375m井下变电硐室。供电线路：矿井10kV变电所副井+1375m变电硐室水泵；+1375m变电硐室工作面；+1375m变电硐室掘进工作面；+1375m变电硐室其他用电设备。六、防尘系统在工业场地内，标高为+1650m处建有一座200m3的高位水池，用50mm有缝钢管经副井、+1510m总回风石门、通风人行暗斜井至井下各用水点。井下配有防尘管网、洒水及喷雾装置，设施不全，无隔爆设施。七、通讯系统煤矿已有程控交换机TC432B 一台，KTH11隔爆本安型电话12部。八、

21、监测监控系统目前矿上已经配备有一套KJ73瓦斯监测、监控系统，运转正常、良好。扩建设计仍利用原有的监控系统，仅对不足部分的探头、分站及电缆进行补充，系统进行升级，整套系统正在改造中。九、瓦斯抽放系统我矿于2005年建立了一套ZBW30Y型移动式瓦斯抽放泵站，电机功率为55kw,抽放能力为30m3/min。抽放管为159mm无缝钢管。，瓦斯抽放系统现尚未投入使用。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，在1375水平石门运输巷交汇，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

22、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。为治理矿井瓦斯，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我矿初步设计按高瓦斯矿井设计，云南省煤矿安全计量监测站鉴定C3煤有煤尘爆炸危险性，井下防尘系统不到位、喷雾装置配置不够，更需设置隔爆设施。三、防灭火系统现状及存在的主要问题根据重庆煤科院于2005年6月29日出具的云南省弥勒县吉田煤矿C4煤层自燃

23、倾向性鉴定报告：该矿煤层的自燃倾向性为二类，属自燃煤层。云南省煤矿安全计量监测站于2009年6月12日对我矿的C3煤层自燃倾向性试验结果：该矿煤层有自燃发火倾向性（一类自燃）。根据弥勒县吉田煤矿安全预评价报告的结论，矿井内因火灾危险等级级，比较危险。但该矿共开采4层可采煤层，我矿建成后、投产前尽快开展其余煤层的鉴定性工作，以正确指导矿井生产。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我矿于2005年建立了一套ZBW30Y型移动式瓦斯抽放泵站，电机功率为55kw,抽放能力为30m3/min。抽放管为159mm无缝钢管

24、。瓦斯抽放系统现尚未投入使用。瓦斯抽放系统不符合规程、规范、标准等有关规定，无备用瓦斯抽放泵，未配备打钻设备及人员，抽放管网未形成、不规范、瓦斯抽放装置无接地保护、防雷电等设施。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”）。我矿已编制设计，但未全面实施。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

25、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 煤矿安装了排风量为10.5m3/min压风机一台，型号为SRC-75SA。W3/6型空压机一台，排风量为3m3/min，配套安全装置有安全阀和储气罐。压风系统存在的问题：1、安全供风系统未建立：（

26、1）有储气罐储气，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）从矿井提供资料看，压风机为风冷式。2、压风机房建设不标准。3、无井下管网资料。4、未进行供风的油水分离，压风质量不保。三、供电系统我矿已有双回路，电源一趟来自弥阳变电站10kV架空线路,长5km，线型为LGJ35，T接；另一趟电源引自玉皇阁变电站10kV架空线路,长5km，线型为LGJ35，T接。存在的问题：目前煤矿有两套供电线路，但尚未接通使用，一些电气设备还未进行挂牌管

27、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。煤矿瓦斯治理方案l 第三章 瓦斯治理的必要性和可行性第三章 瓦斯治理的必要性和可行性一、瓦斯治理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，煤矿必须认识瓦斯治理的重要性和必要性。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，难以达到瓦斯治理的各项要求，为此，我矿瓦斯治理不但必要，更显得事在必行。二、瓦斯治理可行性为切实搞好瓦斯综合治理，煤矿要认真

28、严格贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系，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，进一步完善瓦斯治理结构，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、

29、更严的态度、更扎实的措施，锲而不舍地打好煤矿瓦斯治理攻坚战，瓦斯治理是可行的。三、瓦斯治理的主要内容根据我矿生产现状和存在的主要问题，我矿瓦斯治理的主要内容为：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治理各项管理制度。煤矿瓦斯治理方案l 第四章 瓦斯治理的必要性和可行性第四章 瓦斯治理方案第一节 通风系统治理方案一、采掘部署合理1、采区水平布置矿井沿倾向分为二个水平开拓，其中第一水平为+1375m；第二水平为+1300m；+1300m以下尚有可采储量96.3万t，采用采

30、区下山开采。沿走向分为2个采区：F13断层以西为一采区，采区走向长约600m；F13断层以东为二采区，采区走向长约400m。设计移交一水平的一采区，二采区不在本治理方案之内。我矿在1375水平10上山布置1143回采工作面一个；1375水平6上山布置1133掘进工作面一个。两个工作面的回风分别经过9上山和1上山汇至1454水平经专用回风井至地面。2、煤层开采顺序采区内各煤层开采顺序为自上而下进行，即先采上层，后采下层。采区内先采上区段，后采下区段。对倾斜分层的C4煤层，则先采上分层，再采下分层。1143上分层工作面采完后由1133上分层工作面接替，1143下分层工作面由1133下分层工作面接替

31、。各分层间考虑留设煤皮假顶，必须待假顶胶结、形成再生顶板后才能开采下分层。3、采煤方法矿井有可采煤层四层，编号分别为C2 、C3 、C4 、C5，其中C2煤平均厚1.88m，含夹矸04层；C3煤平均厚1.17m, 含夹矸02层；C4煤平均厚6.88m, 含夹矸05层； C5煤平均厚2.30 m，含夹矸03层,各煤层倾角基本一致，约2735，但根据我矿多年巷探开采看，可采C3煤层、C3煤层，C2、C5煤层不可采。可采煤层属倾斜、薄中厚煤层，按照设计要求，我矿采用走向短壁采煤法，全部冒落法管理顶板，改变了过去水平分层巷柱式采煤及下行风的落后采煤方法。首采区C4煤层厚6.9m，倾角32，设计采用倾斜

32、分层采煤法。分层采高2.2m。改变过去落后的水平分层穿巷式采煤法。4、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。外注液式单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，棘轮回柱器回柱放顶。2、支柱选型依据采煤方法：走向长壁后退式采煤法。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。5、采区生产系统1.运煤系统1143上工作面的煤（经铁溜槽自溜）1143上工作面运输机巷（经刮板输送机）溜煤眼溜煤下山+1375mC4煤运输巷 +1375m石门+1375m主（立井）车场主立井（提升机

33、提升）地面。2.排矸系统1133上工作面的矸石（经铁溜槽自溜）1133底大巷+1375mC4煤运输巷+1375m一采区石门+1375m运输巷+1375m（暗斜井）车场提升暗斜井上部车场+1510m运输石门副斜井井底车场副斜井地面排矸场。3.通风系统（1）1143工作面通风系统副斜井、立井+1375m石门+1375m运输巷（4煤）+1375m 4煤层运输巷1143运输底大巷回风上山1143上工作面运输巷1143上回采工作面9回风上山+1454m4煤回风巷+1454m石门内斜井+1510m回风平巷副斜井井底车场副斜井引风道地面。（2）1133工作面通风系统副斜井、立井+1375m石门+1375m运

34、输巷（4煤）+1375m 3煤层运输巷1133运输底大巷1133回风上山1133上掘进工作面1回风上山+1454m4煤回风巷+1454m石门内斜井+1510m回风平巷副斜井井底车场副斜井引风道地面。二、 通风可靠1、矿井通风现状整合前两矿均有独立的通风系统，从提升斜井进风、回风斜井回风。原跑马山立井刚完成+1375m水平的开拓工程，两矿的通风方式均为机械抽出式。2、通风方式及通风系统根据矿井整合后的开拓布置方式，该矿一水平为分区式通风，二水平为中央并列式通风。矿井主要通风线路为：副斜井+1510m车场+1510m运输石门提升暗斜井+1375m石门+1375m运输大巷+1375m4煤运输巷4煤轨

35、道上山1143工作面运输巷联络巷1143上工作面运输机巷1143上工作面开切眼1143上工作面回风巷煤门联络石门+1454mC4煤层回风巷+1454m回风石门内斜井+1510m回风绕道回风斜井引风道地面。（详见通风系统示意图KGC10011711）。3、通风设施（一）井下通风设施布置1、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。2、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。3、控制风流的风门、风墙、

36、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。（二）确保风流稳定1、根据设计水平划分，一水平为+1375水平，二水平为+1300水平，北采区提升井按设计为二水平+1300水平采区的回风井，为确保一水平风流的稳定，报废北采区现在的回风井，保留现在的提升井，变为进风井，故一水平采区（+1375水平）形成三进一回的通风系统，因北采区没有布置采掘工作面，所以在+1375水平分配风量中，分配8090m3/min的风量，稀释巷道中的各种有害气体，详见图。2、在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节

37、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。3、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。4、掘进通风及硐室通风 掘进工作面、绞车硐室均为独立通风。三、 风量计算及分配1、 矿井需风量计算由于该矿一水平的服务年限较长，而二水平开采时的通风系统将由分区式变为中央并列式，通风系统变化较大，此外，该矿为多年生产矿井，采用分别计算法计算矿井需风量：Q（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K漏式中：Q矿井所需风量总和，m3min；Q采回采工作面需风量之和，m3

38、min；Q掘掘进工作面需风量之和，m3min；Q硐硐室所需风量，m3min；Q它其它用风量地点所需风量之和，m3min。K漏漏风系数，取1.2。（一）Q采的计算1按采煤工作面的瓦斯涌出量计算（1）工作面瓦斯涌出量qc=q相A采/（2460）式中：q相矿井相对瓦斯涌出量8.06（m3/td）A采工作面日产量273（t） Qc =8.06273/（2460） =1.526（ m3/min）这个数据是矿井的瓦斯涌出量，已包含有采煤、掘进工作面的瓦斯涌出量，也包含有工作面丢煤、采准巷道预排、采空区、围岩、邻近层的瓦斯涌出量等。由于地质报告未提交各煤层的瓦斯含量，煤矿也未测定各煤层的瓦斯含量及压力，采、

39、掘工作面的瓦斯浓度等重要数据缺失较多，可靠性不高。鉴于本矿为扩建矿井，+1375m水平又是新开水平，为安全起见，设计以瓦斯鉴定报告的数据为基础计算采煤工作面的瓦斯涌出量，并以此计算回采工作面的需风量。（2）采煤工作面所需风量：Q采 =100qcKc式中：qc工作面绝对瓦斯涌出量（取qc1.526m3/t）Kc备用风量系数（取Kc=1.5） Q采=1001.5261.5=228.9m3/min2.按采煤工作面温度计算Q采n60VcScKj式中：n回采工作面数量，1个；Q采采煤工作面数量需要风量，m3min；Vc回采工作面适宜风速，m/s；Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平

40、均值计算，m2；Sc3.7 m2Kj工作面长度系数，取1.0；Q采160VcScKj 1601.53.71.0 333m3min3.按炸药使用量计算Q采25Ac式中：Q采采煤工作面数量需要风量，m3min；Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，取1.5kg；Q采25Ac =251.5 =37.5m3min4.按采煤工作面同时工作最多人数计算Q采4 nc式中：n回采工作面数量，1个；Q采采煤工作面数量需要风量，m3min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，20个；4每人每分钟应供给的最低风量，m3min；Q采14 nc142080 m3min根据上面的计算结果，取最大值作为采煤工作面的需风量，即Q采

41、333 m3min。5.按工作面风速验算15ScQ采240Sc（1）工作面最低风速的风量Qmin153.7 55.5 m3min（2）工作面最高风速的风量Qmax2403.7888m3min经验算：55.5 m3min333 m3min 888 m3min ，即QminQ采Qmax，可满足采煤工作面的风速要求，由于该矿仅有1个回采工作面，所以Q采= Q采，即采煤工作面的需风量为333 m3min。（二）Q掘的计算设计共有2个掘进工作面保证1个回采工作面正常生产接替，所以矿井需独立供风的掘进工作面为2个。1、按炸药使用量计算Q采25Aj式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3min；Aj掘进工作面一

42、次使用最大炸药量，取3kg；Q采25Aj =253=75 m3min2、按掘进工作面同时工作的最多人数计算 Q掘=4N掘 式中：4每人每分钟供风标准，m3min；N掘掘进工作面同时工作的最多人数；N掘=14人；Q掘=414=56m3min1m3s3、按局部风机吸风量计算Q掘=QfIkf式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，m3min。I掘进面同时运转的局部通风机台数，台； kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数；一般取1.21.3。Q掘=QfIkf =12011.3 =156m3min根据上面的计算结果，取最大值作为掘进工作面的需风量，即Q掘182 m3min。由于该矿共有2个掘进工作面,所

43、以Q掘=2156 m3min =312 m3min。（三）Q硐的计算本矿井需独立通风硐室仅有提升暗斜井绞车房，所需风量为60 m3min。（四）Q它的计算按（Q采+Q掘+Q硐）的10%计算：Q它（333 +312+60）10%70.5m3min 矿井所需总风量Q的计算：Q（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K漏 （333+312+60+70.5）1.2 930.6m3min 经计算，矿井需风量为930.6m3min。2、 矿井的风量分配按设计分风原则，将风量进行按需分配如下：1143采煤工作面340m3/ min，1133工作面运输巷掘进面和1133上工作面回风巷掘进面各配风310m3/ min，提升暗

44、斜井绞车房硐室配风60m3/ min，其它巷道配风250m3/min（包括北采区巷道和其它硐室）。3、矿井负压计算按下列公式计算：hQ2/S3 +h局 （1）RLPS3 （2）式中：H全矿井风压，Pa。R井巷摩擦风阻，NS2m8；摩擦阻力系数，NS2m4；L井巷长度，m；P井巷断面周长，m；S井巷断面积，m2；h局局部阻力，按全矿风压的10%计算，Pa。计算过程见“矿井通风风压计算表”：表41，表42。经计算:该矿一水平、一采区投产（容易）时期的风压：891.72Pa，二水平、一采区生产（困难）时期的风压：1415.03Pa。四、等积孔计算 A=(1.19Q)/ H ()式中：A等积孔，； Q

45、矿井总风量，/s； H矿井负压，Pa。通风容易时期： A=(1.1926.71)/891.721/2=1.06通风困难时期： A=（1.1926.71）/1415.031/2=0.85从以上的计算结果可以看出:该矿在一水平、一采区生产期时的通风属中等难易程度，即中等阻力矿井；当开采至二水平、一采区时的通风属困难程度，即大阻力矿井。表41 矿井移交生产时的通风阻力计算表风路井巷名称支护方式阻力系数井巷长度(m)断面净周长(m)净断面S(m2)阻力系数(NS2/m8)风量Q(m3/s)风速V(m/s)风压h(Pa)编号起止点实际允许112副斜井料石砌碹0.0050 185.00 8.50 4.50

46、 0.086316.71 3.7 824.0921510m车场料石砌碹0.0050 40.00 11.80 9.70 0.002616.71 1.7 80.7231510m运输石门料石砌碹0.0050 97.00 8.50 5.00 0.033016.71 3.3 89.21423提升暗斜井锚喷0.0120 133.00 8.50 5.00 0.108515.00 3.0 824.425提升暗斜井锚喷0.0120 187.00 8.50 5.00 0.152612.00 2.4 821.976341375m运输石门料石砌碹0.0050 193.00 8.50 5.00 0.065612.00

47、2.4 69.4571375m运输大巷料石砌碹0.0050 110.00 8.50 5.00 0.037412.00 2.4 65.398451375m4煤运输巷矿工钢0.0294 26.00 8.15 4.35 0.075722.00 5.1 636.6395131375m4煤运输巷矿工钢0.0294 185.00 8.15 4.35 0.538515.00 3.4 6121.17101314联络巷矿工钢0.0294 10.00 7.14 3.14 0.06787.00 2.2 63.32111143上工作面运输机巷矿工钢0.0294 65.00 8.15 4.35 0.18927.00 1

48、.6 49.27121143上工作面开切眼单体支柱0.0235 80.00 10.80 6.80 0.06467.00 1.0 43.16131143上工作面回风巷矿工钢0.0294 100.00 8.15 4.35 0.29117.00 1.6 414.26141471141工作面运输巷矿工钢0.0294 132.00 8.15 4.35 0.384214.00 3.2 475.31151141上工作面开切眼木支架0.0235 80.00 10.80 7.48 0.064614.00 2.1 49.51161141上工作面回风巷矿工钢0.0294 158.00 8.15 4.35 0.459

49、914.00 3.2 490.151778回风联络石门矿工钢0.0294 40.00 8.15 4.35 0.116415.00 3.4 626.20181454m4煤回风巷矿工钢0.0294 161.00 8.15 4.35 0.468715.00 3.4 6105.4519891454回风石门矿工钢0.0294 60.00 8.15 4.35 0.174723.00 5.3 692.3920910内斜井料石砌碹0.0050 133.00 8.60 4.50 0.062825.00 5.6 639.22211510m回风绕道料石砌碹0.0050 141.00 8.50 5.00 0.0479

50、25.00 5.0 1529.96221011回风斜井料石砌碹0.0050 141.00 8.60 4.50 0.066526.71 5.9 1547.4723引风道料石砌碹0.0050 20.00 7.00 3.40 0.017826.71 7.9 1512.71小计810.66局部阻力（10%）81.07总计891.72 表42 矿井困难时期的通风阻力计算表风路井巷名称支护方式阻力系数井巷长度(m)断面净周长(m)净断面S(m2)阻力系数(NS2/m8)风量Q(m3/s)风速V(m/s)风压h(Pa)编号起止点实际允许112副斜井料石砌碹0.0050 185.00 8.50 4.50 0.086326.71 5.9 861.5621510m车场料石砌碹0.0050 40.00 11.80 9.70 0.002626.71 2.8 81.8431510m运输石门料石砌碹0.0050 97.00 8.50 5.00 0.033026.71 5.3 823.53423提升暗斜井锚喷0.0120 497.00 8.50 5.00 0.405625.00 5.0 8253.4751300m运输石门料石砌碹0.0050 615.00 8.50 5.00 0.2091