1、Good is good, but better carries it.精益求精，善益求善。亨達煤業四采區設計說明四采區設計說明書山東亨達煤業有限公司四采區設計說明書目錄前言1第一章 采區概況及地質特征3第一節 采區概況3第三節 煤層賦存條件及開采技術條件6第四節 儲量計算12第五節 存在的問題及處理意見12第二章 采區巷道布置13第一節 巷道布置原則13第二節 采區巷道布置14第三章 采煤方法、采區生產能力及服務年限17第一節 礦井工作制度17第二節 采煤方法17第三節 采區生產能力及服務年限17第一節 采區通風系統19第二節 采區防塵及注水系統29第三節 防火系統30第四節 提升運輸系統3

2、2第五節 采區供電系統35第六節 采區排水系統64第七節 采區壓風系統66第八節 監測監控系統67第九節 通訊系統72第五章 安全技術措施73第一節 預防措施73第二節 避災路線81第三節 六大系統保障系統安裝、使用及維護等安全措施81第六章 經濟技術指標90第一節 勞動組織90第二節 工程量與工期90第三節 采區主要經濟技術指標90第七章 存在的主要問題及建議919797前言一、企業概況山東亨達煤業有限公司前身是菏澤地區茅莊煤礦，位于寧陽縣堽城鎮境內。1970年8月破土動工，1972年3月投產，原為解放軍某部所轄，設計生產能力為9萬t/a。1976年1月移交給菏澤地區經營。1997年改制為寧

3、陽縣菏澤亨達煤業有限公司，2006年更名為山東亨達煤業有限公司。2009年10月16日年由山東省煤炭工業局以魯煤規發【2009】159號關于泰安市鑫國煤電有限公司等七處煤礦調整生產能力的批復，復核結果為15萬t/a。井田東西長約4.0km，南北寬約1.17km，面積約4.697 km2。礦區范圍共有6個拐點圈定。現采煤層為二疊系山西組3上煤，煤層結構簡單，煤層傾角為3-13°，一般為10°左右，3上煤平均厚5.0m。截至2012年末，礦井保有資源儲量1601.6萬噸，其中儲量466.2萬噸，基礎儲量261.6萬噸，資源量1340萬噸。二、礦井開拓開采基本情況礦井采用主斜副立

4、開拓方式。主斜井擔負提煤、提矸、下料、行人全部生產任務兼進風；副立井為回風井。通風方式為中央分列抽出式，提升方式為雙鉤串車提升，供電方式為6KV雙回路分列運行。礦井共開采了三個水平，第一水平為-37m水平，第二水平為-200m水平，第三水平為-270m水平。現生產水平為-200m水平二采區和-270m水平五采區。 采煤方法為走向長壁后退式，全部垮落法管理頂板，采煤工作面采用懸移支架炮采放頂煤。三、設計采區基本情況四采區所在水平為-200m水平，開采煤層為二疊系山西組3上煤，原四采區在采用放頂煤采煤法開采過程中，由于管理不善，致使工作面普遍丟撇1米左右底煤，約少放一半左右頂煤，可估算出尚剩余4-

5、5米的3上殘余煤。3下煤層已基本開采完畢。現剩余基礎儲量77.8萬噸，可采儲量58.3萬噸，采區年生產能力7.5萬噸/年，儲量備用系數按1.4計算，服務年限為5.5年。 第一章 采區概況及地質特征第一節 采區概況1、采區位置及范圍四采區東北至井田邊界保護煤柱煤柱寬4060m，北至FM8斷層保護煤柱（煤柱寬40m），南至號主下山，東F11鉆孔勘探線，采區3 煤上煤層平均厚度4-5m，傾角3-10°。上限標高-60.13m，下限標高-192.11m，采區走向長560m；傾向長790m；面積0.44km2。2、與鄰近巷道、采區及地面關系采區北部為一采區，現已開采完畢。采區范圍內地形較平整，

6、地面標高為+65.33m+68.11m，地勢由東南向西北緩慢傾斜，采區內沒有任何建筑物。煤系地層全部被第四系沖積層覆蓋，地表均為農田。附圖 ：井上下對照圖（圖1）第二節 采區地質構造及水文地質一、地質構造四采區主要受F9與F25兩大斷層控制，致使采區內斷層發育密集。根據以往地質資料和采區實際揭露，區內以斷裂為主，地質構造非常復雜，四周均為落差大于10m的斷層，其中落差大于50m斷層有2條，都為查明斷層，原采區內經實際揭露落差010m的斷層較為發育，由此可見本采區地質構造極其復雜，會給開拓和回采帶來較大的困難，主要斷層特征一覽見表1。 表1斷層名稱性質產狀落差(m)延伸長度(m)查明程度備注走向

7、傾向傾角(°)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查明附圖 ：采區地質剖面圖（圖2）二、水文情況 1、地表水的補給關系本采區南部有茅莊河通過

8、，為季節性河流，雨季時對第四系有補給關系，對開采影響不大。在井田東北部約6KM處有月牙河水庫，面積約1.0×106m2，庫容約5.0×106m3，該水庫只是季節性向下游放水，對井下生產無影響。2、斷層導水性能我公司1970年建礦以來，礦井共發生9次井下涌水，根據資料分析突水水源多為三灰和奧灰水，有的通過斷層直接導入礦井，有的掘進距含水層太近或直接穿過含水層，造成涌水，本采區東北部靠近F9邊界斷層，落差為250m，致使奧灰、三灰和煤系地層直接接觸或接近，今后在開拓布署時要嚴格按設計留設斷層煤柱，并加強井下勘探，嚴防次一級伴生斷層導水，保證井下正常生產，以防造成重大水害事故。歷

9、年礦井突水情況統計表見表2。 表2 序號出水時間出水位置標高（m）最大涌水量（m3/h）水源觀測法實際涌水量（m3/h）導水斷層173.11-9西翼探巷-820第四系水梯形堰4.0282.9-37總回上山-2420三灰水梯形堰17.0F35378.23109探巷-110130奧灰水梯形堰7.0F9401.13505溜子道-27020三灰水容積法2.0F253、采區老空水本采區主要水源為頂板砂巖水，其單位涌水量q為0.074L/s.m。在復采四采區時須制定詳細的探放水方案和措施，確保安全生產。4、礦井及采區涌水量本采區直接充水水源為頂板砂巖水，其單位涌水量q為0.074L/s.m，預計正常涌水量

10、1.0m3/h，最大涌水量1.5m3/h。雖然在正常生產中涌水量不大，但考慮到采區復采將引起新的巖層變化，破壞已經穩定的巖層形態，因此在預計礦井最大涌水量時，要加大一些，根據礦井實際涌水量情況，確定礦井最大涌水量為45m3/h。三、保安煤柱留設煤柱留設的原則為安全行和合理性，借鑒我礦其他采區煤柱留設參數，確定本采區煤柱尺寸。采區準備巷道煤柱留設30米，與其它采區邊界留設煤柱20米。第三節 煤層賦存條件及開采技術條件一、地層自新而老地層為：1、第四系（Q）黃色為主，由砂質粘土、砂和砂礫層組成。厚約3.513.00m。底部有1-2層含水砂層，與下伏各巖層均為不整合接觸。2、第三系（R）暗紅色，由巨

11、厚層礫巖和砂巖組成。依據鉆孔資料，該地層主要分布在井田的F41斷層東部，其西部缺失。3、二疊系（P）（1）下石盒子組（P21）陸相。殘厚約60200m，以雜色泥巖、灰棕色砂巖為主。（2）山西組（P11）過渡相，為主要含煤地層，厚約75m。由砂巖、粉砂巖、泥巖和煤層組成。含煤5層，其中3上和3下煤為本井田最主要的可采煤層。4、石炭系（C）（1）太原組（C3）海陸交替相，也是主要含煤地層。厚約138m。由深灰色粉砂巖、灰灰綠色砂巖、石灰巖及煤層組成。含煤16層，但可采煤層只有兩層（16、17煤）。含薄層石灰巖9層（一、二、三、五、八、九、十上、十下、十一灰）。（2）本溪組（C2）海陸交替相，為含煤

12、地層。厚約25m。主要由石灰巖、雜色泥巖、煤層組成。含煤兩層，均不可采。含薄層石灰巖三層（十二、十三、十四灰）。5、奧陶系（0）海相，為煤系基底。厚約450800m。由灰、肉紅、茶褐色質純、致密的厚層狀石灰巖和灰白色的白云質石灰巖組成，間夾薄層淺色泥巖。巖溶發育，為強含水層。主要分布在井田北部邊界（F9斷層的下盤）外。二、主要標志層1、三灰厚度2.693.80m，平均3.51m。灰黑灰色，中、下部質純致密，含海百合莖等海相動物化石，因含多量的糠皮狀動物碎屑化石而易辨認。三灰上距3下煤層30.761.1m，平均43.08m；下距十下灰約86.03m。2、十下灰厚度4.106.20m，平均5.15

13、m。上部和下部為黑灰色，中部為灰色，質純而致密，含硅質，較堅硬，中下部含燧石結核，富含個體清晰的蜒科化石。十下灰為16煤的直接頂板，下距17煤均6.63m。3、十三灰（徐家莊灰巖）厚度8.99.62m，平均9.26m。黑灰色，質純致密，富含海相動物化石，尤以個體較大的海百合莖為特征。上距17煤10.3025.63m,平均22.17m。4、十四灰(草埠溝灰巖)厚度0.681.32m，平均0.97m。由淺灰色、乳白色石灰巖塊和鮮綠色粘土巖混雜沉積而成，因具原生礫狀(又稱疙瘩狀)結構而易辨認。上距十三灰1.256.30m，平均4.07m。可采煤層及標志層層間距表見表三。厚度（m）名稱間距（m）6.0

14、73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奧灰164.30161.75129.1739.0437.631.439.26奧灰三、煤層1、煤層頂底板厚度3上煤頂板直接頂為粘土質粉砂巖或細砂巖，厚0.81-17.50m，深灰色，水平層理發育，含帶羊齒等植物化石，f=5，老頂為全區穩定發育的

15、灰色中粗砂巖，厚幾米至幾十米，成份以石英為主，斜長石次之，f=6。由于回采頂板陷落，直接頂與老頂皆處在冒落帶，巖石破碎，給復采頂板控制帶來不利。3上煤底板（即3下煤頂板）一般為細砂巖，有時為粉砂巖，厚度0.33-1.53m，灰色、泥質，鈣質膠結，斜層理發育，由于受3上煤回采頂板陷落沖擊，巖石完整性遭到破壞，抗壓強度大大降低。3下煤底板一般為粘土質中細粒砂巖，厚度1.18-11.04m，灰-灰白色，粘土質膠結，含植物根部化石，f=6。2、根據井下采場和巷道實際情況可分析，該采區不存在沖擊地壓，從煤層頂底板巖性和礦井開采深度分析，不存在沖擊地壓災害。四、各煤層層間距及變化規律四采區開采煤層為3上、

16、3下煤層，查找原始數據后，結合采面回收率分析，3上、3下煤層平均厚度共計8.17m，采高2.0m，放頂煤只有2.27m，共計采出4.27m煤厚，推算采區剩余煤厚5.0m。煤層走向為NW，傾向SE，傾角7-15°，f=1.5。1、3上煤層：為穩定的主要可采煤層，根據原四采區回采資料，平均厚6.07m。煤層為簡單結構，3上煤上距2煤平均為24.55m，下距3下煤平均為0.76m，下距三灰平均為50.29m。2、3下煤：為穩定的主要可采煤層，根據原四采區探煤厚資料，平均1.79m。煤層為簡單結構。3下煤距三灰為30.761.lm，平均為45.5m。附圖：采區煤巖層綜合柱狀圖（圖3）五、煤質

17、1、概述山西組煤為氣煤，多為條帶狀的半亮煤、條帶狀的半暗煤及暗淡煤。顏色多為黑色及褐黑色，條痕為褐色，光澤暗淡。斷口呈貝殼狀及不平整狀。條帶狀及線理狀結構，薄層狀構造。煤質堅硬，性脆，節理不大發育，裂隙內有次生方解石脈充填。太原組煤為肥煤，主要為條帶狀光亮煤及半亮煤。顏色為黑色，條痕為褐黑色;玻璃光澤。參差狀及不平整狀斷口。條帶狀及線理狀構造。在煤中常有片狀或結核狀的黃鐵礦存在。2、煤質特征（1）3上煤為氣煤，煤質穩定。灰分為8.6320.55，平均為14.83，屬中灰煤。3上煤含硫很低，全硫一般為0.420.68，平均為0.52，屬特低硫煤。揮發分為34.0041.34，平均為37.17，很

18、穩定，變化甚小。水分為0.982.06，平均為1.70%，原煤發熱量為28.87MJ/kg。（2）3下煤為氣煤。灰分為8.4718.84，平均為14.30，屬中灰煤。全硫為0.481.00%，平均為0.71%，屬特低硫煤。揮發分為36.8744.67%，平均38.94%。水分為1.842.54%，平均為2.06。原煤發熱量為28.88MJ/kg。3、煤的有害成分及煤的可選性3上煤原煤含磷量為0.0206%，3下煤為0.003%，3上煤含硫為0.52%，3下含硫0.71%。除含磷和硫外，均無其它有害成分。原煤經1.4比重液浮選后，灰分明顯減少，3上煤由14.83減少到5.70，3下煤由14.30

19、減小到5.40%,16煤由31.45%減少3至6.33%。 六、瓦斯等級、自燃發火傾向、自燃發火期、煤塵爆炸指數 1、瓦斯等級根據山東省煤炭工業局關于2011年度全省煤礦瓦斯等級鑒定結果審查意見的通知，礦井確定為低瓦斯礦井，瓦斯相對涌出量為3.06 m3/t，絕對涌出量為0.89 m3/t；二氧化碳相對涌出量為7.87 m3/t，絕對涌出量為2.29 m3/t。2、自燃發火傾向、自燃發火期、煤塵爆炸指數煤塵具有爆炸危險，爆炸指數為34.42% 。3煤自燃發火期102-243天，自燃發火等級為類自燃。第四節 儲量計算根據本區確定的開采范圍及有關規定，結合礦井生產地質報告，3煤層儲量計算如下：1、

20、 3上煤 平均厚度5 m， 走向長560m，傾向長790m，3上煤的容重取1.33t/m3， 因煤層傾角小于15°，故以煤層水平投影面積計算。2、 Q=m×d×s 式中：Q-儲量（萬t） m-煤層平均厚度， d-煤的容重， s-塊段的水平投影面積， 經過計算，本區煤層地質總儲量為77.8萬噸，設計利用儲量為77.8萬噸，3上煤煤層厚度為5 m，屬厚煤層，采區回收率按75%計算， 總可采儲量為58.3萬噸。表3 儲量計算表煤層編號塊號基礎儲量（萬噸）回采率（%）可采儲量（萬噸）備注33上77.87558.3合計77.858.3附圖：四采區儲量估算圖（圖4）第五節 存

21、在的問題及處理意見1、由于采區內地質條件比較復雜，且靠近F9斷層，在今后的生產過程中，應嚴格按設計施工，并在施工中進行超前探水，確保斷層煤柱的留設安全合理。2、施工前必須編制探放設計和施工措施。3、建立完備的排水系統，加強安全管理，增強抗災能力。4、在今后的生產過程中，加強測量技術管理的準確性，認真進行探放水總結，及時下達水害預防通知單，嚴格執行“預測預報、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原則，以確保安全生產。5、加強通風管理和氣體監測，編制氣體排放方案、措施。6、加強對高溫點的監測，制定對高溫點降溫方案、措施。第二章 采區巷道布置第一節 巷道布置原則四采區巷道布置方案確定的原則由于該礦是瓦斯

22、礦井、煤層又具有自燃發火與煤塵爆炸性。因此在設計中堅持四個原則：一是要考慮到殘余煤開采的特殊性，抓住防止頂板冒落傷人事故；防止煤自燃發火；防止瓦斯涌出；防止老空水突然涌出四個重點。二是要在確保安全的前提下，盡最大可能地回收煤炭資源。四采區主要是面對殘余煤體的開采問題，因此，提高煤炭資源的回收率是至關重要的關鍵技術問題。三是在建立完善生產系統的前提下，盡可能地利用原有可利用巷道，減少井巷工程量和工程投資。（一般巖石巷道可復用）。四是設計以安全規程為準繩，充分掌握和運用設計規范，確定的方案力求系統簡單，便于生產管理，技術經濟效益好。第二節 采區巷道布置 一、 采區設計、采區巷道布置情況根據四采區的

23、地質條件、煤層賦存情況、生產能力和以上原則提出以下方案：原四采區軌道巷和四采區皮帶機巷巷道斷面變形較小，能滿足通風行人、運輸運料管線敷設等安全生產的需求，故不再重新施工，利用原四采區軌道巷和四采區皮帶機巷。采區變電所采用-100變電所能滿足采區負荷要求。在采區底部擴修-200泄水巷經-200東大巷流至-200水倉。二、采煤工作面巷道布置現以341采煤工作面為例，341采煤工作面回采巷道：溜子道、材料道和切眼均沿3下煤層底板布置。1、采煤工作面溜子道工作面溜子道采用11號工字鋼棚支護，材料規格：2.2m腿，2.0m梁；支護規格：上寬1.7m，下寬2.4m，凈高1.9m，棚距1.0m。巷道采用梯形

24、斷面，荒斷面積5.8 m2，凈斷面積3.90 m2。塑料網鋪頂，塑料網規格：5m×1.1m，扣扣相連，20公分系一死扣，網鋪平拉緊，杜絕網兜。板梁、木楔腰幫背頂，頂五幫三，主要用于工作面的運煤、進風。341采煤工作面溜子道利用原3406采煤工作面溜子道約18m，在測點“E”-115.499點向里18.2m處右側開門，按方位69°，跟3下煤層底板，工程量約313m;2、采煤工作面材料道341采煤工作面材料道擔負運料、回風、行人等安全生產任務，采用11號工字鋼梯形棚式支護做為永久支護，斷面形狀為梯形，材料規格：2.2m腿，2.0m梁；支護規格：上寬1.7m，下寬2.4m，凈高1

25、.9m，棚距1.0m。巷道采用梯形斷面，荒斷面積5.8 m2，凈斷面積3.90 m2。塑料網鋪頂，塑料網規格：5m×1.1m，扣扣相連，20公分系一死扣，網鋪平拉緊，杜絕網兜。板梁、木楔腰幫背頂，頂五幫三。材料道總長度892m，主要用于該工作面回風、行人和運料。材料道內布置有2寸的防塵管路一趟、2寸的注氮管路一趟，2寸的壓風管路一趟，并安裝壓風自救系統。通訊線路一趟，監測線路一趟，信號線路一趟并設有乳化液泵站及液壓管路。341采煤工作面材料道在四采區軌道巷，在測點“9”-113.387點向外10.5m處為中左側開門，按方位53°，沿底施工，工程量約58m，調方位295

26、76;掘進約148m，調方位221°掘進約9m，調方位281°掘進約130m，調方位53°掘進約55m，調方位97°掘進約128m，調方位59°掘進約88m，調方位85°掘進約64m.3、工作面切眼采煤工作面開切眼341切眼采用11#礦用工字鋼支護，材料規格：2.2m腿，2.2m梁；支護規格：上寬2.0m，下寬2.8m，凈高2.0m，允許誤差±0.1m；棚距1.2±0.1m。巷道亦采用梯形斷面，荒斷面積7.0m2，凈斷面積4.8m2。采用塑料網鋪頂，塑料網規格2.5m×1.3m，扣扣相連，20公分系一死扣

27、，網鋪平拉緊，杜絕網兜，板梁、木楔腰邦背頂，頂五幫三，工程量48m。液壓支架40架和SGB-620/40T（55）型刮板輸送機一部。附圖：采區巷道布置圖（圖5）附圖：采區巷道主要斷面圖（圖6）第三章 采煤方法、采區生產能力及服務年限第一節 礦井工作制度工作制度采用“三八制”，年工作日為330天，每日凈提升時間為16h。第二節 采煤方法1、本采區工作面采用走向長壁放頂煤采煤法，懸移支架配合單體液壓支柱與背鋪塑料網支護頂板，全部垮落法管理頂板。落煤方式為放炮爆破落煤，人工攉煤，可彎曲刮板輸送機接力運煤。2、據煤礦安全規程第四十八條規定：“一個采區內同一煤層的一翼最多只能布置一個回采工作面和兩個掘進

28、工作面同時作業”。四采區首采工作面為341采煤工作面。3、采煤工藝3上煤層厚度平均5.0m，采用單體液壓支柱配鉸接頂梁控制頂板，其回采工藝過程為：打眼清理工作面移溜子放炮聯網架梁攉煤支設正規支柱回梁清理工作面。第三節 采區生產能力及服務年限參考鄰近采區回采數據，根據有關要求， 本采區計劃布置八個回采工作面，即341、342、343、344、345、346、347、348面，回采3上煤層。 采區生產能力按年產原煤7.5萬噸計算。目前礦井工作日為330d，每天采用“三八”制循環作業方式。采區服務年限為： Tc Zc ÷（Ac×K） 58.3÷（7.5×1.4

29、）5.5年Tc-采區服務年限，年Zc采區可采儲量，58.3萬噸Ac采區生產能力，7.5萬噸/年1.4 儲量備用系數；經計算，四采區服務年限為5.5年。第四章 采區生產系統第一節 采區通風系統一、通風方式及通風系統本礦井采用中央分列抽出式通風，即主斜井進風，副立井回風。四采區采煤工作面采用“U”型通風方式，下行風；掘進工作面采用局部通風機進行供風。進風由號主下山供給，四采區皮帶巷兼做進風巷，四采區軌道巷兼做回風巷。在四采區號聯絡巷和號聯絡巷分別安設兩道風門，使工作面形成獨立通風系統。進風路線：地面主斜井-37大巷號主下山下把鉤四采區皮帶巷采掘工作面回風路線：采掘工作面四采區軌道巷皮帶機集運巷總回

30、風巷風井地面二、采區風量計算根據四采區塊段生產布局和各階段的生產計劃，采區內最多時布置一個采煤工作面， 兩個掘進工作面和一個獨立通風硐室。按照煤礦安全規程、煤礦通風能力核定辦法的規定，采區所需風量按采煤、掘進、硐室及其他用風地點實際需要風量的總和進行計算。（一）根據實際用風地點需配風量進行計算1、按采區同時工作的最多人數計算 Q礦需4×N×K礦通 m3/min式中：N井下同時工作的最多人數，人； 4每人每分鐘供給的風量，m3/min； K礦通包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素的礦井風量備用系數，K礦通取1.2四采區設計同時工作的最多人數為57人，其中341采煤工作面勞動定員

31、33人，兩個掘進工作面勞動定員分別為12人故：Q采需4×57×1.2273.6m3/min。（二）按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算： Q礦需(QcfQ掘Q硐iQ其它i)×K礦通 式中: Qcf采煤工作面需要風量的總和，m3/min； Q掘掘進工作面需要風量的總和，m3/min； Q硐i硐室需要風量的總和，m3/min； Q其它i礦井除了采煤、掘進、硐室地點外的其它需要通風井巷的風量總和，m3/min；K礦通包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素的礦井風量備用系數，K礦通1.2。1、采煤工作面實際需要風量總和的計算：按煤礦安全規程及有關計算細則規定，每

32、個采煤工作面的實際需要風量，應按采煤工作面的瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害氣體產生量以及工作面氣溫、風速和人數等規定分別進行計算，然后取其中最大值。采煤工作面需要風量的計算方法如下:（以341采煤工作面為例）按采煤工作面氣象條件進行計算：Qcf60×70%× Vcf×Scf×Kch×KclQcf采煤工作面需要風量，m3/min；Vcf采煤工作面的風速，采煤工作面進風流的溫度與對應風速調整系數取值（見表5）；溫度21，采煤工作面風速取1.2（m/s）；Scf 采煤工作面的有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，取2.635×

33、;2；Kch采煤工作面采高調整系數，查表采高2.55.0m 及放頂煤采面調整系數取1.2；（341采煤工作面實際采高平均為2.0m，因為放頂煤開采，故取1.2）；（見表6）；Kcl采煤工作面面長調整系數，341采煤工作面面長48m，調整系數取0.9（見表7）；Qcf=60×70%×1.2×2.635×2×1.2×0.9=2873/min表5： 采煤工作面進風流溫度與對應風速調整系數采煤工作面進風流氣溫（）采煤工作面風速（m/s）<201.020-231.01.523261.5-1.8表6 采煤工作面采高調整系數采高(m)系數Kc

34、h<2.01.02.02.51.12.55.0及放頂煤1.2表7 采煤工作面面長調整系數采煤工作面長度（m）系數Kcl150.815800.80.9801201.01201501.101501801.201801.301.40按采煤工作面絕對瓦斯涌出量計算：Qcf100×qcg×Kcg式中：Qcf-采煤工作面需要風量，m3/min； qcg -采工作面回風巷風流中的平均絕對瓦斯涌出量，采煤工作面的預配風量326m3/min，瓦斯濃度0.05；Kcg-采煤工作面的瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，該值根據礦井采煤工作面的瓦斯涌出一般規律經計算取1.1。（正常生產條件下，連續

35、觀測一個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日瓦斯絕對涌出量的比值） 。100-采煤工作面回風風流中的瓦斯濃度不得超過1.0%的換算系數。Qcf=100×326×0.05×1.1=17.93 m3/min按采煤工作面絕對二氧化碳涌出量計算：Qcf67×qcc×Kcc式中：Qcf采煤工作面需要風量，m3/min； qcc采煤工作面回風巷風流中的平均絕對二氧化碳涌出量，采煤工作面的實測風量326 m3/min，二氧化碳濃度0.12；m3/min；Kcc采煤工作面的二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數，該值根據礦井采煤工作面的二氧化碳涌出一般規律經計算取1.

36、1。（正常生產條件下，連續觀測一個月，日最大絕對二氧化碳涌出量與月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值）。67采煤工作面回風風流中的二氧化碳濃度不得超過1.5%的換算系數。Qcf=67×326×0.12×1.1=28.83 m3/min；按一次爆破的最大炸藥用量計算二、三級煤礦許用炸藥Qcf10×Acf式中：Qcf采煤工作面需要風量，m3/min；Acf采煤工作面一次爆破最大炸藥用量，12.375kg ；10每千克煤礦許用二、三級炸藥需要配風量，m3/min。（我公司井下爆破使用的炸藥為煤礦許用二級炸藥）；Qcf=10×12.375=123.75m3

37、/min；按采煤工作面同時工作的最多人數計算：Qcf4Ncf式中：Qcf采煤工作面需要風量，m3/min；Ncf為采面同時工作的最多人數，33人；4采煤工作面同時工作的最多人數；Qcf=4×33=132 m3/min；按風速驗算：a)驗算最小風量Qcf 60×0.25ScbScb=1cb×hcf×70%b)驗算最大風量Qcf 60×4.0 ScbScs=1cs×hcf×70%式中：Qcf采煤工作面需要風量，m3/min；Scb采煤工作面最大控頂有效斷面積，3.06×2m2；1cb采煤工作面最大控頂距，3.06 m；

38、hcf采煤工作面實際采高，m；Scs采煤工作面最小控頂有效斷面積，2.26×2m2；1cs采煤工作面最小控頂距, 2.26 m；0.25采煤工作面允許的最小風速，m/s；70%有效通風斷面系數；4.0采煤工作面允許最大風速，m/s；60×4.0×2.26×2Qcf60×0.25×3.06×2 m3/min91.82871084.8m3/min341采煤工作面需要風量確定： Q采需=287m3/min 2、掘進工作面實際需要風量總和的計算每個獨立通風的掘進工作面實際需要的風量，應按巷道斷面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸藥用量、局部

39、通風機實際吸風量、風速和人數等規定要求分別進行計算，并必須采取其中最大值。 掘進工作面需要風量計算（以342面溜子道掘進工作面為例）342面溜子道掘進工作面巷道有效通風斷面（凈斷面）為3.90 m2；工作面同時工作的最多人數為12人；一次爆破的炸藥用量為3.9kg；瓦斯濃度為0.04，二氧化碳濃度為0.08。按掘進工作面瓦斯涌出量計算：Qhf1 100×qhg1×khg1=100×0.04×166×1.3=8.63 m3/min。式中：Qhf1341面溜子道掘進工作面需要風量，m3/min；qhg1342面溜子道掘進工作面回風流中瓦斯濃度，0.

40、04 ；166掘進工作面回風流風量，m3/min；Khg1掘進工作面瓦斯涌出不均勻備用風量系數，正常生產條件下，連續觀測一個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日絕對瓦斯涌出量的比值（該值根據礦井掘進工作面的瓦斯涌出一般規律經計算取1.3 ）；100按工作面回風流中瓦斯濃度不應超過1%的換算系數。按掘進工作面二氧化碳涌出量計算：Qhf1 67×qhg1×khg1=67×0.08×166×1.3=11.71 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘進工作面需要風量，m3/min；qhc1 掘進工作面回風流中絕對二氧化碳濃度，0.08；166 掘進工

41、作面回風流風量，m3/min；Khc1 掘進工作面二氧化碳涌出不均勻備用風量系數，正常生產條件下，連續觀測一個月，日最大絕對二氧化碳涌出量與月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值（該值根據礦井掘進工作面的瓦斯涌出一般規律經計算取1.3 ）；67按工作面回風流中二氧化碳濃度不應超過1.5%的換算系數。按掘進工作面一次爆破的最多炸藥用量計算：Qhf1 10Ahf1=10×3.9=39 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘進工作面需要風量，m3/min；Ahf1掘進工作面一次爆破的最多炸藥用量，3.9kg；10每千克煤礦許用二、三級炸藥需要配風量，m3/min。（我公司井下爆破使用的炸藥為

42、煤礦許用二級乳化炸藥）；按局部通風機實際吸入風量計算a)無瓦斯涌出的巖巷Qhf1 Qaf1×I60×0.15Shd1=17060×0.15×3.90205.1 m3/minb)有瓦斯涌出的煤巷，半煤巖巷和巖巷Qhf1 Qaf1×I60×0.25Shd1=17060×0.25×3.90228.5 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘進工作面需要風量，m3/min；Qaf1 局部通風機實際吸入風量，m3/min；I 342面溜子道掘進工作面同時通風的局部通風機臺數，臺；0.15無瓦斯涌出煤巷的允許最低風速m/s;

43、0.25有瓦斯涌出煤巷的允許最低風速m/s;Shd1342面溜子道掘進工作面局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積，3.90m2。根據煤礦安全規程的相關規定要求，安裝局部通風機的巷道中的風量除了滿足局部通風機的吸風量之外，還必須保證局部通風機吸風口至掘進工作面回風風流之間的風速煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通風機吸入循環風或局部通風機吸風口至掘進工作面回風風流之間的巷道內風流停滯而造成瓦斯積聚。Q hf1=Q af1×Ii+0.25×60×S=170+58.5=228.5m3/min式中：Q af1掘進工作面局部通風機實際吸入風量，FBDNO5型局部通

44、風機配用500mm的風筒實際吸入風量經實測為170 m3/min；Ii342面溜子道掘進工作面同時通風的局部通風機臺數，實際始終處于工作狀態的為1臺；S局部通風機安裝地點巷道的有限通風斷面，實際為3.9m2； 根據相關規定要求，掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯絕對涌出量、同時工作的最多人數、一次爆破的最多炸藥量、局部通風機吸入風量分別計算，取其中最大值作為掘進工作面配風依據。即Q掘=228.5m3/min為掘進工作面所需風量。342面溜子道掘進工作面局部通風機安裝位置在四采區皮帶機巷內，所以無需為風機單獨配風；按掘進工作面同時工作的最多人數計算：Qhf1 4×Nhf1=4×

45、12=48 m3/min式中：Qhf1342面溜子道掘進工作面需要風量，m3/minNhf1掘進工作面同時工作的最多人數，12人。按風速進行驗算：a)驗算最小風量無瓦斯涌出的煤巷：Qhf1=17060×0.25 Shd1=60×0.25×3.9=58.5 m3/minb) 驗算最大風量Qhf1 =17060×4.0 Shd1=60×4.0×3.9=963 m3/min式中：Shd1掘進工作面巷道有效通風斷面，3.9。掘進工作面需要風量確定后，各生產單位應根據風量大小，供風長度等條件，選擇合適的局部通風機和風筒，編制局部通風作業計劃，報

46、公司總工程師批準后，方可施行。經驗算符合要求。即342面溜子道掘進工作面需要風量，Qhf1=228.5m3/min。3、硐室需要風量總和的計算四采區利用原-100變電所，風量按60 m3/min計算：Q硐=60 m3/min4、四采區總需要風量總計為： Q采需(287228.5×260)×1.2965m3/min 所以，采區總需進風量取最大值為965m3/min。附圖：四采區通風系統圖 （圖7）第二節 采區防塵及注水系統由于3煤層煤塵具有爆炸性，采掘作業中產生煤（巖）粉塵，危機人身及礦井安全，因此必須做好防塵工作。礦井在地面建永久性的靜壓水池，水池容積為220m3，備用水池

47、容積為110 m3，水量、水質符合要求。防塵管路由6寸管路自地面供至-37水平，經-37大巷、號副下山，然后由兩路2寸防塵管路經四采區皮帶機巷和四采區軌道巷，最后分別供往采區采掘工作面各作業地點。工作面材料道、溜子道供水管路直徑不得小于2寸，每隔50m設一個三通閥門，并分別安裝水質過濾器。井下所有運煤轉載點安裝完善了噴霧裝置，采煤工作面進回風巷、主要進風大巷及進風斜井安裝有凈化風流水幕，采煤工作面距上下出口不超過30m, 掘進工作面距迎頭不超過50m。采煤工作面回風巷安設2道自動風流凈化水幕，進風巷安設1道，水幕應封閉全斷面，靈活可靠，霧化好，使用正常。  “逢采必注，不注不采”的注

48、水方式。在采區軌道巷和采區皮帶機巷分別安設一組隔爆水槽，每組40個，主要隔爆水棚組的用水量按巷道斷面計算，水量不低于400L/m2、長度不低于60m、每個水量60L，均能覆蓋巷道全斷面，滿足該采區生產要求。附圖：四采區防塵系統圖（圖8）第三節 防火系統四采區開采煤層為3煤，經煤炭科學研究總院沈陽研究院鑒定3煤自燃發火期102-243天，自燃發火等級為類自燃。根據煤礦安全規程和礦井防滅火規范的相關要求，四采區應切實做好防滅火工作。一、我礦所開采的3層煤屬II類自燃煤層，根據煤礦安全規程第二百四十條：“開采易自燃和自燃煤層時，在采區開采設計中，必須預先選定構筑防火門的位置，當采煤工作面形成通風系統

49、10天內，必須按設計選定的防火門位置構筑防火墻，并儲備足夠數量的封閉防火門的材料”的規定，特制定防火門安裝及管理規定： 1、四采區軌道巷和四采區皮帶機巷各安設一組防火門，符合煤礦安全規程要求。2、防火門門框做成凹槽式，門板為防火門。采區或采煤工作面一旦發生火災事故需要與外界隔離時，將防火板裝入門框內即可將火區隔離。3、礦井生產期間，為了確保防火門不對采區和采煤工作面的正常通風造成影響，防火門應處于常開狀態，當采區和工作面發生火災采取直接滅火措施不能滅火時，應立即關閉進回風側的防火門，從而控制火勢的蔓延，為砌筑永久防火墻爭取時間。4、防火門構筑應符合下列要求：防火門用不燃材料（鐵板）制作，防火門

50、門框做成凹槽式，門框嵌入巷道墻體中或固定在巷道壁表面，門框與巷壁結實，需要砌筑墻體固定門框時墻體的厚度不得小于600mm。防火門門板放入門框凹槽內時，應連成一體封閉嚴密。5、防火門板材應采用不燃性材料加工。門板應妥善安置在距離門框不大于15m的合適位置，并應懸掛或墊高至于巷道一側的底板以上，不得使門板與底板直接接觸。同時設置防火門專用的明顯標志，防止隨意亂用。6、為了保證防火門安裝方便，應在防火門門框下槽內充填合適的木板，防止煤渣和雜物淤塞門框下槽。安裝門板時將木板取出，然后將門板置于門框內。二、 礦井安裝一套12芯的JSG-7型煤礦自燃發火束管檢測系統，主要檢測采空區的一氧化碳和其他有害氣體

51、濃度。當回采工作面結束進行密閉后，利用JSG-7型煤礦自燃發火束管檢測系統，對有可能發生煤層自燃區進行檢測。1、完善采區的束管防火系統，確保礦井JSG-7型煤礦自燃發火束管檢測系統正常運行。2、工作面的束管探頭必須懸掛在采煤工作面的回風隅角，并隨工作面的推進逐步外移。3、通防部束管監測系統管理人員必須每周對工作面回風隅角的空氣成分進行一次全面分析，并及時上報分析結果。發現異常或問題必須及時向礦總工程師匯報。4、工作面回風隅角發現一氧化碳或其他有害氣體涌出異常時，通防部束管防火系統管理人員應做到每天24h不間斷地對工作面回風隅角空氣成分進行分析，并及時上報分析結果。5、采區及井下所有人員有義務保

52、障本轄區內的束管及其他配套設施處于完好狀態，如發現束管斷開或其它設施異常，必須及時報告礦調度室和通防部，以便得到及時處理。三、3層煤屬類自燃煤層，為了防止自然發火事故的發生，需要采用噴灑阻化劑和預注黃泥漿等綜合防滅火技術來預防煤層自燃發火。1、噴灑阻化劑（1）阻化劑種類選擇氯化鎂（Mgcl2）為阻化劑，用水配比成15%的溶液。（2）噴灑范圍重點為工作面“兩道”和“兩線”，當因地質條件影響，采空區留有浮煤時，要對采空區噴灑阻化劑溶液。2、井下注漿系統在四采區軌道巷置移動式注漿站，在工作面材料道、溜子道分別敷設注漿管路對工作面采空區進行注漿、兩巷噴灑阻化劑，也可對有發火征兆的地點預先注入黃泥漿、水

53、玻璃等防滅火材料，及時做好采區及工作面防滅火工作。第四節 提升運輸系統一、設備配置四采區軌道巷安裝一部JD-40型調度絞車，采用1T礦車單鉤串車提升，利用四采區皮帶機巷原第一部膠帶輸送機作為輔助提升運輸。二、運輸設備選型四采區為上運式布置方式。采掘工作面均采用SGB-30刮板輸送機，原煤通過皮帶機巷SPJ-800型第一部膠帶輸送機連續運輸至100m水平煤倉，倉下接車，由主暗斜井JTP-1600/1200型礦用提升絞車提升至37m水平車場，由37m水平采用CJY7/6GB-250型架線式電機車運送至主斜井底車場，由主斜井2JT-1600/824型礦用纏繞式絞車串車提升至地面。800皮帶主要性能參

54、數及運輸能力驗算 四采區提升運輸設備選型 1、概述：軌道巷主要擔負矸石以及其他物料的運輸。采用1噸U型礦車，礦車自重618Kg，載重矸石1800Kg，上部車場為順向平車場，下部車場為平車場（設高低道），采用單鉤提升，提煤時提2輛車，提矸石或物料時1輛車。2、設計依據：軌道斜巷：斜巷長度：L=170m 斜井坡度：=-17 º 礦車自重：Qz=618 kg， 礦車載荷矸石或物料：QK=1800 kg礦車運行阻力系數f1=0.015， 礦車載荷煤： QK=1000 kg絞車最大靜張力：FZ1=16 kN， 鋼絲繩運行阻力系數：f2=0.53、選用絞車性能參數：根據礦井現有設備，本著適用、經

55、濟的原則，決定選用JD-40型調度絞車，其主要技術參數為：型號： JD40 外層鋼絲繩最大靜張力：16KN外層鋼絲繩繩速m/s：1.20 鋼絲繩直徑mm ：16mm卷筒尺寸mm ：310×400 容繩量m：400電動機型號：YBJ25 功率kW ：25KW轉速r/min ：1470r/min 電壓V：380/660V絞車重量kg：1450Kg4、鋼絲繩性能參數：采用光面普通鋼絲繩，結構為6×19FC，公稱直徑15.5mm，其公稱抗拉強度1670MPa，鋼絲繩最小總破斷力：QS=151.0 kN，鋼絲繩繩重：p=0.9kg/m5、選型計算：（1）、提升兩個矸石或物料車時最遠點靜拉力計算Qb根據公式：Q