滑滩子煤矿联合试运转方案(审定稿)

1、邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿 联合试运转方案邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿改扩建工程建设项目 联合试运转方案2011/11/18文 件 名滑滩子煤矿联合试运转方案编制单位生产技术科编制日期2011年11月18日编 制 人编制日期2011年11月18日审 核 人审核日期2011年11月19日批 准 人批准日期2011年11月19日发放范围广安市经济信息委员会 邻水县煤炭局发放方式纸质文件目录.第一章 编制目的4第二章 矿井概况4第一节 地理位置及地形地貌4第二节 井田面积、煤层赋存条件及储量5第三节 地表小窑开采情况9第三章 矿井设计及建设情况9第四章 联合试运转方案4第一节 联合试运

2、转工作领导小组4第二节 联合试运转方案表6第三节 联合试运转的预期目标和效果8第五章 应急救援预案9第六章 煤矿试生产期间的安全技术措施32第一节 联合试运转工作领导小组32第二节 顶板管理安全技术措施33第三节 一通三防管理安全技术措施35第四节 防治透水安全技术措施56第五节 其他安全措施60第七章 附件71 .第一章 编制目的为确保邻水县滑滩子煤业有限公司联合试运转期间煤矿各系统能顺利地按照开采方案设计要求组织生产，并确保试运转期间的安全，特编制邻水县滑滩子煤业有限公司矿井改扩建联合试运转方案，在试运期间必须严格按照此方案执行。第二章 矿井概况第一节 地理位置及地形地貌一、地理概况邻水县

3、滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿位于邻水县正南方向，直距约9km的风垭乡新桥村七社境内。矿区经18km碎石公路至邻水县九龙镇，由九龙镇向西经36km高速公路至邻水县城、向北至大竹县城100km、向东至长寿县城134km、向南至么滩镇14km，交通方便。 二、地形地貌矿区处于四川盆地东北部的川东平行岭谷区，矿区及其周边地形属构造剥蚀低山，为单斜侵蚀低山和构造剥蚀单面低丘。丘陵地貌，地形陡缓相间，山脉走向与构造线方向基本一致，呈北东25°28°方向展布。矿区西高东低，最高点海拔+660.6m，最低点海拔+335m，相对高差300m。地形坡度一般20°左右，最大坡度约45&

4、#176;。三、水系区内无大的地表水体。季节性溪沟发育，雨季暴涨暴落，矿区东部有一条溪沟，一般流量为0.5m3/h。四、气象 矿区所在区域属亚热湿润气候。年平均气温17.1，年平均相对湿度为82%，年平均降雨量1323.02mm，其中最大降雨量1551.4mm、最小降雨量905.3mm，降雨量多集中于5月9月，冬季雨量十分偏少。第二节 井田面积、煤层赋存条件及储量一、井田境界根据川国土资储备字2008235号“关于四川省邻水县滑滩子煤矿资源储量核实报告评审备案的证明”、川评审【2008】231号四川省邻水县滑滩子煤矿资源储量核实报告评审意见书和2008年12月26日四川省国土资源厅批准的占用矿

5、产资源储量登记书，矿区范围由18号拐点圈定，走向长约5.23km，宽平均0.669km，矿区面积为3.5km2，开采深度+420.38m±0m，开采煤层为正连和砂槽子煤层。矿井开采范围见附表。附表 矿区范围拐点坐标表 拐点XY拐点XY13333530363932345333894536393765233354113639337363337329363931463333734236393879733355123639274243338554363943848333373236392616二、矿区地质概况（一）地层区内出露地层较单一，最老地层为三叠系上统须家河组（T3xj）第四段（T3x

6、j4），最新地层为下侏罗统珍珠冲组（J1z）。地层总体呈北东南西向展布。由老到新简述如下。1、须家河组第四段（T3xj4）：主要岩性为浅灰色、灰白色厚层状长石石英砂岩，泥质胶结，分选性好。地层厚度大于135m。2、须家河组第五段（T3xj5）为本区主要含煤段，上部以灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹少量粉砂岩和细砂岩及煤层组成，含菱铁矿结核。含煤两层，即正连及砂槽子煤层。正连纯煤厚度0.360.45m（主斜井附近实际揭露煤层厚度为0.85-0.90m），砂槽子厚度0.350.40m；中部以灰白色长石石英砂岩为主，夹少量砂质泥岩和泥质页岩；下部以深灰色泥岩和砂质泥岩为主，夹薄层细砂岩。地层厚度64-11

7、0m。3、须家河组第六段（T3xj6）岩性为灰白色中厚层细砂岩，夹长石石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，顶、底部各含砾石层一层，并含少量菱铁矿结核，是该层主要标志层。层厚80-190m。4、珍珠冲组（J1z） 岩性为灰白色中厚层状石英砂岩、灰色细砂岩、紫红色钙质泥岩不等厚互层，砂岩中含泥砾。厚度大于152m。（二）构造矿区位于明月山背斜的东翼，地质构造简单，总体显示为一倾向东的单斜构造。岩层产状：倾向90°105°、倾角35°65°。岩层平均倾角48°，向深部产状变缓。局部发育张节理，其产状为247°53°、193°46

8、°。无断层及其它构造。（三）水文地质条件对煤层开采有影响的含水层有两层，分别为正连煤层以上40米的须家河组第六段（T3xj6）和砂槽子煤层以下30米的须家河组第六段（T3xj4）的中厚层长石英砂岩中的裂隙水及砂岩孔隙水含水层。地层中的泥岩、砂质泥岩、煤为隔水层，在没有裂隙导流的情况下，含水层之间互不相通。地下水类型主要以层间承压水、砂岩裂隙水为主，砂岩孔隙水次之，此外还有老空水，补给源为大气降水。水文地质条件属简单类。矿区内未见大的导致隔、含水层之间发生水力联系的断层。地表也仅南东边界附近有一条小河流过，区内无水库、池塘等水体，其水文地质勘探类型a型，即以风化与构造裂隙为主，顶、底板

9、直接进水，水文地质条件较为简单的裂隙充水矿床。矿井正常涌水量为10.6m3/h，最大涌水量为41.7m3/h。煤层顶、底板：主采煤层顶板多为砂岩、粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较为坚固。底板多为泥岩，砂质泥岩、不会发生膨胀、底鼓现象。（四）、瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性（1）瓦斯根据广信经信201036号广安市经济委员会关于2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知，本矿2010年度瓦斯等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量0.42m3/min，为低瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸性根据煤炭科学研究总院重庆分院检测报告，本矿开采的正连煤层和砂槽子煤层的煤尘均有爆炸危险性。（3）煤的自燃倾向性根据煤炭科学研究总院重庆分

10、院检测报告，本矿开采的正连和砂槽子煤层的自燃倾向性等级为三类，属不易自燃煤层。本矿历年开采未发生过煤层自燃现象。（五）煤层赋存情况及顶底板岩性区内可采煤层为正连及砂槽子煤层，煤层赋存于须家河组第五段（T3xj5）上部，上距须家河组第六段（T3xj6）底部砂岩40m。煤层倾角5658°平均57°。正连煤层位于T3xj6上部，下距砂槽子煤层约80230m，区内大部可采。纯煤厚0.360.45m，平均厚0.42m（但在主斜井附近实际揭露正连煤层为0.850.9m），含一层0.05m左右的泥岩、粉砂质泥岩薄夹矸。伪顶厚度0.060.08m，为高炭质泥岩。煤层直接顶为砂岩，底板为泥岩

11、、砂质泥岩。 砂槽子煤层：位于T3xj5中下部，下距T3xj4砂岩约1040米，为单一煤层，区内大部可采。煤层厚度0.320.35m、平均厚0.32m，不含夹矸。伪顶厚度0.080.10m，为高炭质泥岩。煤层直接顶为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。（六）、煤质1、煤的物理性质：正连煤层为黑色，块状，玻璃光泽，条带状结构，似层状构造，参差状断口。上部性软易碎，下部质地较坚硬。煤组分为：镜煤组、暗煤组，偶夹丝碳透镜体。煤岩类型：以亮煤为主，半亮煤型次之。砂槽子煤层为黑色，玻璃光泽至半玻璃光泽，条带状结构，似层状构造，结构较致密，参差状断口。以亮煤、镜煤为主，煤岩类型为半亮煤型。（七）资源储量1矿井保有

12、资源储量按照四川省地矿局物探队2008年6月提供的邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿资源储量核实报告，矿区范围内共获保有资源储量1534kt，其中（122b）类290kt，（333）类为1244kt。2矿井设计资源/储量本矿无断层、防水、井田境界、地面建筑物等永久煤柱损失，矿井设计资源储量=矿井保有资源/储量=1534kt。3矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计资源/储量减后工业场地和主要井巷煤柱后乘以采区回采率。本矿设计可采储量为1152.8kt。（八）设计能力及服务年限1、矿井设计生产能力：9万t/a2、矿井服务年限：10.7年。第三节 地表小窑开采情况本矿附近无邻近矿井。在矿区内存

13、在老窑和老窑采空区，老窑大多为平硐，老采空区可能存在积水。第三章 矿井设计及建设情况一、设计依据1、采矿许可证：2010年2月9日延续取得采矿许可证（矿区拐点坐标8个，面积为3.5234Km2，生产规模为9万吨/年），有效期至2020年2月9日。2、地质资料：四川省地质矿产公司2008年6月提交的四川省邻水县滑滩子煤矿资源储量核实报告及相关图纸，并于2008年9月经四川省矿产资源储量评审中心以川评审2008231号文批复。3、可行性研究报告：四川省煤炭设计研究院于2009年1月提交的四川省邻水县滑滩子煤矿可行性研究报告，并经四川省经济委员会川经煤炭发函2009311号文批复。二、设计概况1、井

14、田开拓：采用斜井开拓，原+342.56m主斜井和+361.5m回风平硐功能不变，扩建后仍作矿井的主斜井和回风平硐，利用距主斜井80m的原+342.3m老副斜井及其井口段29m井筒下段井筒平行主斜井新掘，井筒数为3个。2、井 筒：主斜井（+342.56m）：净断面6.1m2，担负全矿井提升运输和主要进风任务并兼作矿井安全出口。回风平硐（+361.5m）：净断面6.1 m2，担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。副斜井（+342.3m）：净断面6.1m2，担负全矿井人员升降、管线敷设和部分进风任务，并兼作矿井安全出口。井筒特征见下表。井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风平硐井口坐标X3335993.

15、6633359823336071Y36393118.273639316736393049Z+342.56+342.3+361.5193o193o133°井筒倾角25 o25o3井筒长度(m)47947975井筒断面(m2)净6.16.16.1掘进6.76.76.7井筒支护厚度(mm)505050支护形式锚喷锚喷锚喷井筒装备22kg/m单轨/3、水平划分及标高：划分为2个水平，即+140m水平和±0m水平，其中+140m水平为利用水平。4、大巷布置：将运输大巷和回风大巷布置在正连煤层底板以下30m左右稳定的砂岩中，布置采区开采。5、通风方式：根据矿井开拓布置情况，矿井通风容易

16、和困难时期均采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。采煤工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。6、区段及采区划分：根据矿井煤层赋存及开采技术条件，经分析比较，矿井移交生产时，布置1个采区即中央一采区，布置1个采煤工作面即可达到90kt/a的矿井生产能力。7开采顺序：本矿井开采正连和砂槽子煤层共2层，煤层平均间距为170m。采用分层布置、分层开采，两层煤配采。采区内自上而下开采，先开采上区段，下区段接替上区段。煤层距离近时，同一区段先开采上煤层，后开采下煤层。工作面推进方式：采煤工作面采用区内后退式开采。工作面采用伪倾斜布置。8、采煤方法本矿煤层倾角5658°，采

17、用俯伪斜分段密集长壁采煤法。9、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备配备工作面采用ZMS1.2型湿式电煤钻打眼、放炮落煤、人工攉煤，采煤工作面煤炭自溜入工作面运输巷1台SGD420/22G型可弯曲刮板运输机，经刮板运输机转运至联络眼，再自溜入工作面轨道巷固定矿车。10、工作面支护与顶板管理方式（1）支护方式：采煤工作面采用单体液压支柱配木柱帽支护顶板。（2）支护设备：工作面配备有1台RB80/20乳化掖泵站(N=37kw，n=1470r /min，U=380V，配套液箱为RX-640型)，泵站安放位置在工作面轨道巷，乳化液经一趟DN25×5型无缝钢管输送至采煤工作面下段，至工作面各使用地

18、点用16的高压胶管以无缝钢管预留的快速接头相连接，单体液压支柱配备DZ-Q1型注液枪。单体液压支柱的长度根据工作面采高确定，矿井投产时配备DZ0625/80型单体液压支柱。（3）支护形式：工作面采用俯伪斜分段密集布置，工作面 “三四排控顶”、“见四回一”，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m；小巷沿煤层伪斜布置，伪斜角25°左右，长6m，柱距1.0m、排距1.0m，采用“二三排控顶”、“见三回一”，最大控顶距2.4m，最小控顶距1.4m。密集支柱每空（两根正柱间）掺3根，密集支柱后背防矸石冲击的笆片或排柴，形成柔性缓冲垫层。工作面支柱支护密度估算：、参照相关资料：根据老顶分级和采高

19、确定工作面支护强度。详见下表：老顶分级采高m11501.3×1501.6×150按采空区处理方案确定22501.3×2501.6×25033501.3×3501.6×350根据该煤层顶板情况，该矿采煤工作面老顶划为级，采煤工作面单体支护强度取1.3×150=225kN/m2。、查表取外注式单体液压支柱工作阻力250kN/根，支柱承载不均匀系数取0.9，支柱实际承载能力P按下式计算：P单=250×0.9=225kN/根、工作面支护密度单= =1.0根/m2式中： 支柱密度，根/m2；W支护强度，kN/m2；P支柱实际

20、承载能力，kN/根；、确定柱排距 根据工作面推进度取排距1.0m；据此确定柱距。R=1/L=1÷1.00=1.0m式中：R柱距，m；L排距，m；根据计算，确定工作面采用“三四”排支柱控顶；支柱排距为1.0m，柱距1.0m；（4）特殊支护方式：工作面上下安全出口和工作面前方不低于20m巷道内采用在原支架下靠梁头下支设DZ20-30/100型双排单体液压支柱等措施进行超前加强支护。（5）顶板管理：工作面均设密集支柱，密集支柱每空（两根正柱间）掺3根，密集支柱后背防矸石冲击的笆片或排柴，形成柔性缓冲垫层。顶板管理方法为全部垮落法管理。11、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度采煤

21、工作面年生产330d，每天3个循环，循环进度为1.0m，正规循环率86%，年进度860m，月进度72m，工作面长度为90m。三、主要生产系统及设备（1）通风方式和通风系统通风方式：中央分列式。通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式。回采工作面全负压通风，采用U形通风方式。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。（2）、风井数目、位置、服务范围及时间矿井整个生产期间均只有一个风井即回风平硐（+361.5m），担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。矿井投产时主要通风风流路线为：新鲜风流从主斜井、副斜井中央一采区人行上山一区段运输车场中央一采区各个采（掘）工作面一采区各回风巷一区段回风上山总

22、回上山+361m回风平硐地面。通风设备：选用FBCDZ12.5型防爆对旋轴流式通风机2台，配用U=380V、n=1450r/min、YBF225M-4、2×45kW电机,其中1台工作、1台备用 (与风机配套供货)。（2）压风系统压风设备：压缩空气站设在副斜井井口附近，地面标高为+342.3m。压缩空气站内选用3台螺杆式空气压缩机，其中2台OGLC-110A型螺杆式空气压缩机，OGLC-110A型螺杆式空气压缩机（排气量19m³/min，排气压力0.8Mpa），配用电动机110kW，电压380V；1台OGLC-55型螺杆式空气压缩机（排气量9.5m³/min，排气压

23、力0.8Mpa），配用电动机55kW，电压380V。OGLC-110A型螺杆式空气压缩机工作时、OGLC-55型螺杆式空气压缩机备用。空气压缩机配套设置空气进、出过滤分离系统，排出空气体含油量小于0.2PPM。供气主管路为ø125×5的无缝钢管，支管均用ø57×3.5的无缝钢管。压风系统：压风机房副斜井一采区人行上山一采区人行石门各采（掘）工作面。（3）提升运输系统主斜井：担负煤炭、矸石、材料运输和进风任务。井筒内铺设600mm轨距，22Kg/m钢轨、混凝土轨枕。提升运输设备为JTP-1.6×1.2/24型绞车1台、MGC1.1-6A型矿车。行

24、人斜井：担负全矿井人员升降、管线敷设和部分进风任务，并兼作矿井安全出口，安设RJY22-25/350型系列架空乘人器，采用索道架空人车吊座运送人员。回风平硐：担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。运输顺槽：经1台SGB420-22型刮板输送机输送至工作面轨道巷装车。采煤工作面：采用搪瓷溜槽自溜运输，车组再经1台防爆柴油机车运输至采区中部车场运输石门主斜井地面筛分系统地面煤场。运矸线路：耙岩机装入固定矿车，由人力推车至掘进铺设的临时车场，再由机车经工作面轨道巷转运至轨道上山中部车场。掘进工作面已掘巷道轨道上山中部车场运输石门主斜井地面堆矸场。运料线路：地面材料库主斜井运输石门轨道上山中部车场已掘

25、巷道掘进工作面（采煤工作面）。（4）排水系统排水线路：矿井采用斜井开拓方式，采用一级机械排水系统，在副斜井+140m水平井底附近设置主排水泵房。采掘工作面涌水（自流）工作面运输顺槽（已掘巷道）水沟区段运输石门水沟井底水仓水泵房（水泵）行人斜井（排水管）地面（水处理站）达标后排放或复用。排水设备：+140m水平水泵房选用MD85-45×6型水泵3台（1台工作、1台备用、1台检修），流量为4885m3/h，扬程为360300m，配用YB2-315S-2型电机，功率为110kW，电压660V。排水管选用直径为125×5，长550m的无缝钢管，沿副斜井敷设两趟排水管路，一趟工作，一

26、趟备用。（5）供电系统电气设备：井下电机和电气设备选用矿用隔爆型电气设备；控制、通讯、信号选用矿用防爆型电气设备；井下电话选用本质安全型电话；照明、灯具选用矿用防爆型。外部供电：本矿井采用两路电源电路供电。一回10kV电源来自邻水九龙35/10kV变电站，供电架空线路为LGJ-95型，供电距离约为8km，作为矿井主供电源；另一回10kV供电电源来自椿木35/10kV变电站， 供电架空线路为LGJ-95型，供电距离约为15km，作为矿井备用电源。邻水九龙35/10kV变电站属地方电网、椿木35/10kV变电站属国家电网，供电可靠。地面供电：矿井地面供配电采用10kV、380/220V二

27、级电压，一、二级用电负荷采用双回路供电。当一回供电电源发生故障，另一回电源可担负矿井全部负荷容量。地面供电电压等级为380V和220V，由矿井地面变电站向地面设备供电。主要通风机、水泵、绞车、空压机为双回路供电。井下供电：井下采用10kV供电系统，矿井井下供电电压为10kV、660V、127V三种电压等级。为双回路电缆下井，井下高压电缆选用MYJV22-8.7/10，3×35型煤矿用交联聚乙烯钢带铠装电缆，下井电缆沿副斜井敷设至+140m水平中央变电所，单回线路全长630m。当任一回路出现故障或检修时，另一回路可承担井下全部负荷用电。局部通风机采用专用变压器、专用电缆和专用开关供电。

28、井下供电线路为地面变电站副斜井区段运输石门井下各用点地点。输变电设备：矿井工业场地变电所设2台S11-MR-500/10/0.4型变压器，矿井井下+140m水平中央变电所内设有2台矿用隔爆型干式变压器，型号为KBSG-160/10型（10/0.69kV,160kVA），正常运行时2台变压器分裂运行，故障时可互为备用。（KS9-M-500/10-0.63，额定容量500KVA）（6）监测监控系统地面主中站：监测系统主机设备和传感器及其传输设备均选用KJ101N系统的配套设备。井下分站：KJ101N-F1系列传输：中心站到分站采用PUYV31-1×4×1型传输电缆进行传输。分站

29、到模拟量传感器之间采用PUYVR-1×4×7/0.52型信号电缆进行传输。传感器：根据相关规定在相应的地点设置甲烷传感器，风速传感器，设备开停传感器，风门开关传感器，压力传感器，粉尘传感器5，风筒传感器，温度传感器等。四、设计及批复 2010年2月延续取得采矿许可证，证号：C5100002010021120056423，（矿区拐点坐标8个，面积为3.5234Km2，生产规模为9万吨/年），有效期至2020年2月。四川省煤炭设计研究院于2009年1月提交的邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿扩建工程初步设计（代可行性研究，含开发利用方案）和邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿扩建

30、（独立扩能）工程初步设计安全专篇，并于2009年3月四川省经济委员会以川经煤炭函2009311号文批复和2009年6月四川省煤矿安全监察局以川煤监审批2009115号文批复。2009年7月广安市经济委员会以广经2009156号文开工备案批复。五、开工时间及设计工期设计建设工期为18个月,我矿于2009年7月正式组织开工建设。2011年6月广安市经济和信息化委员会以（广经信煤炭【2011】 26号文件）批复关于邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿扩建工程初步设计修改内容的批复中确认本矿建设工期增加6个月为24个月,即2011年6月延至2011年11月完成建设任务。六、矿井建设情况（一）技改扩能工程

31、投资我矿技改扩能工程，自2009年7月全面开工建设以来，至2011年10月末，累计完成投资2913.15 万元。其中：矿建工程累计完成掘进进尺7312m，完成工程投资1456.6万元；土建工程累计完成房屋面积 4426 m2，矿区公路 216 m，完成工程投资223.35 万元；机电安装工程累计完成矿井双回路双电源工程、安装设备55 台件，完成投资 483.6万元；设备购置651.3万元,其它工程完成投资98.3万元。技改扩能工程基本建成，达到安全生产基本条件规定。（二）“三量”情况截止11月末，矿井“三量”分别为：开拓煤量 316kt吨，按9万吨/年设计能力，可采期为3.5年；准备煤量229

32、 kt，可采期为2.5年，回采煤量71kt，可采期为 7.9个月。（三）中央一采区生产能力核定A采LiMiliriCi×10-3 90×0.85×842×1.4×0.97×10-387.5kt式中：Li工作面倾斜长，m； Mi煤层厚度。储量报告正连煤层开采厚度（包括夹矸和伪顶）平均0.55m，砂槽子煤层0.43，实际揭露主斜井附近正连煤层为0.850.9m。 li工作面年推进度， m。 ri煤层视密度， t/m3； Ci工作面回采率，薄厚煤层取97%。 考虑3的掘进出煤，矿井移交生产时的生产能力为： A1.05A采 1.05×

33、;87.5 91.8kt/a因此，1个回采工作面能保证达到150kt/a的矿井设计生产能力。（四）矿井总风量计算矿井风量计算方法按1个采煤工作面、2个掘进工作面，生产能力90kt/a进行计算。1、矿井总需风量计算1)按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中：N井下同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟供风标准，m3/min.人； K风量备用系数，取1.2；Q=4×80×1.2 =3843/min =6.4m3/s 2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K漏式中：Q采、Q掘、Q硐、Q它分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风

34、硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/ min；K漏井下漏风系数，矿井采用并列式通风，取1.2。（1）采煤工作面需风量计算采煤工作面风量计算a、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q采=100×q采×Kc=100×0.9×2=180m3/min式中：Q采采煤工作面供风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据矿井提供资料，回采区绝对瓦斯涌出量最大占50%，为0.9m3/ min。Kc 工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0；经计算，每个采煤工作面Q采为180m3/min。b、按工作面温度计算Q采=60×Vc×Sc

35、×Ki=60×1.2×3.8×1=273.6m3/min式中：Vc回采工作面适宜风速，取1.2m/s；Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取3.8m2； Ki工作面长度系数，取1.0。经计算，每个采煤工作面Q采为273.6m3/min。c、按炸药使用量计算Q采=25 Ac式中：Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，取9；经计算，每个采煤工作面Q采为225m3/min。d、按工作人员数量计算Q采=4 nc=4×10=40 m3/min式中：4每人每分钟供风标准，m3/min.人；nc采煤工作面同时工作的最多人数，取10人

36、。经计算，每个采煤工作面Q采为40 m3/min。e、按风速验算 15×ScQ采240×Sc式中：Sc回采工作面平均有效断面，取3.8m2 采煤工作面取以上计算风量的最大值，为273.6m3/min。经验算，所配风量符合要求。掘进工作面风量计算a、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q掘=100×q掘×kd=100×0.36×2=72m3/min式中：Q掘掘进工作面供风量，m3/min；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据矿井提供资料，掘进区绝对瓦斯涌出量最大占40%，为0.72m3/ min。每个掘进工作面取0.36m3/

37、min。kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取2.0；经计算，每个掘进工作面Q掘为72m3/min。b、按炸药使用量计算Q掘=25 Aj=25×9=225m3/min式中：Aj掘进工作面一次使用最大炸药量，取9；经计算，每个掘进工作面Q掘为225 m3/min。c、按局部通风机吸风量计算Q掘=Qf×I×kf=160×1×1.43=228.8 m3/mi式中：Qf掘进工作面局部通风机额定风量，FBD-2-5/5.5×2型局部通风机取160 m3/min；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf风量备用系数，取1.43。

38、经计算，每个掘进工作面Q掘为228.8m3/min。d、按工作人员数量计算Q掘=4 nj=4×8=32m3/min式中：4每人每分钟供风标准，m3/min.人；nj掘进工作面同时工作的最多人数，取8人。经计算，每个掘进工作面Q掘为32m3/min。e、按风速验算 15×SjQ掘240×Sj 式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2掘进工作面取以上计算风量的最大值228.8 m3/min，经验算所配风量符合要求。硐室配风量计算通风容易时期：井下有1个变电所和1个避难硐室为独立硐室，按经验配风取Q硐为240 m3/min。通风困难时期：井下有1个采区变电所、一个绞车硐室

39、和1个架空乘人装置硐室为独立硐室，按经验配风取Q硐为330 m3/min。接替工作面及其它维修行人巷道配风量计算通风容易时期：井下有4条其它维修行人巷道，按经验配风取Q它=420m3/min。通风困难时期：井下有4条其它维修行人巷道，按经验配风取Q它=420m3/min。矿井总风量为：通风容易时期：Q =（273.6228.8×2240420）×1.2=1669.44m3/min=27.82m3/s 取28m3/s根据煤矿安全规程规定，总风量应选以上风量计算方法中的最大值。按实际配风情况，将矿井总风量确定为28m3/s。通风困难时期：Q =（273.6228.8×

40、2330420）×1.2=1777.44m3/min=29.62m3/s 取30m3/s根据煤矿安全规程规定，总风量应选以上风量计算方法中的最大值。按实际配风情况，将矿井总风量确定为30m3/s。根据煤矿安全规程规定，矿井总进风量应选以上风量计算方法中的最大值。矿井通风容易时期总进风量确定为28m3/s；矿井通风困难时期总进风量确定为30.0m3/s。 (二)矿井风量分配通风容易时期：合计28.0 m3/s采煤工作面：5.0×1=5.0m3/s 掘进工作面：5.0×2=10.0m3/s硐室用风： 3.0×2=6.0m3/s接替工作面及其他行人维修巷道用风

41、：7.0m3/s通风困难时期：合计30.0 m3/s采煤工作面：5.0×1=5.0m3/s掘进工作面：5.0×2=10.0m3/s硐室用风： 3.0×3=9.0m3/s接替工作面及其他行人维修巷道用风：6.0m3/s（三）矿井通风总阻力计算1、矿井通风井巷阻力计算沿着投产初期通风路线计算矿井通风阻力，沿着通风后期通风路线计算矿井通风阻力，计算的风量、阻力参数作为风井主要通风机选型的依据。通风摩擦阻力计算公式如下：h=式中：h 通风摩擦阻力，Pa； 井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4 L 井巷长度，m； P 井巷净断面周长，m； Q 通风井巷的风量，m3/s； S 井

42、巷净断面面积，m2。通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15。经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为259.5Pa，通风困难时期通风总阻力为1254.0Pa。2、自然风压计算由于矿井井筒高差小于150m，矿井开采深度小于400m，因而不计算自然风压。（五）技改工程项目变更和调整我矿严格按批准的开采方案设计（变更）和安全专篇为依据组织施工，通过全矿员工的共同努力，在上级相关部门的指导下，已先后完成了土建、井建、机电设备安装等工程建设，建成了矿井供电系统、通风系统、排水系统、提升运输系统、压风系统、防尘系统、通讯系统、安全监测监控系统，形成了首采工作面，达到了进行联合试运转的要求。矿井建设过程中，因现场地

43、质条件发生变化，经四川省煤炭设计研究院同意，对小部分技改工程项目进行了必要的变更和调整，变更后，生产系统的安全性能和抗灾能力进一步提高，变更和调整情况见下表。第27页共71页邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿 联合试运转方案工程项目局部变更和调整情况表 内容序号名 称原设计变更后设计变更原因一井田开拓1开拓方式斜井开拓斜井开拓不变2井筒数量33不变3投产水平+140m、±0m水平+140m、±0m水平不变4采区划分8个4个井田西翼中部揭露一条断距达600m以上的大断层，导致该翼煤层无开采价值，重新划分采区后采区个数减少。5井筒及大巷布置原+342.56m主斜井和+361.5

44、m回风平硐功能不变，在距主斜井30m处新掘一条+342.3m副斜井，共3个井筒。运输大巷和回风大巷布置在正连煤层底板以下30m左右稳定的砂岩中。利用距主斜井80m的原+342.3m老副斜井及其井口段29m井筒，下段井筒平行主斜井新掘。其余按原设计不变。续前表原设计副斜井可能与老副斜井贯通，增加施工安全及支护难度。二采区布置及装备1首采区位置东翼一采区中央一采区1）原设计主斜井东上已采至+140m标高，实际开采标高为+270m； 2）原设计正连煤层开采厚度（包括夹矸和伪顶）平均0.55m，砂槽子煤层0.43，实际揭露主斜井附近正连煤层为0.850.9m，砂槽子煤层薄化不可采；2采区布置首采区位于

45、主斜井以东700m。可采正连和砂槽子煤层两层，采用联合布置、分层开采。布置1条轨道上山，1条人行上山，回风上山分煤层布置。轨道上山和人行上山布置在正连煤层和砂槽子煤层间的岩层中，倾角25°，长450m；回风上山分煤层沿煤层真倾斜方向布置，采用卧底不破顶布置。 首采区布置在斜井两翼的中央。该采区可采正连煤层一层，砂槽子煤层薄化不可采。利用斜井兼采区上山：主斜井兼中央一采区轨道上山，副斜井兼中央一采区人行上山，再沿正连煤层伪斜布置一段回风上山与原回风上山沟通，构成采区开采系统。原设计首采区布置在主斜井以东700m，井巷工程量多、工期长、投资大，无法按时投产。2采煤工作面布置每个工作面布置

46、1条轨道巷、1条运输巷和1条回风巷共3条巷道。 取消首工作面运输巷，其余按原设计不变。首采工作面下区段煤层已开采，不需再留区段煤柱。3投产采区个数1个1个不变4开采煤层正连、砂槽子正连首采区砂槽子薄化不可采。5采掘工作面数2采3掘1采2掘首采区正连煤层增厚，砂槽子煤层薄化不可采。1采2掘能达产和满足接替。6采掘设备 采煤工作面采用电煤钻打眼放炮落煤，工作面自溜，单体液压支柱配木柱帽支护；工作面运输巷采用。每个掘进工作面每个配备2台YT24型气腿式凿岩机、1台P-30B型耙斗装岩机和1台YBT-11型局部通风机。设计还备用了1台TXU75型探水钻和1台TBW50/15型泥浆泵供采掘工作面探放水。

47、 取消工作面运输巷后，将SGB420-22型刮板运输机移至工作面下口的轨道巷内。采煤工作面设备按原设计不变。掘进工作面局部通风机型号改为FBD-2-5/5.5×2型，每个工作面增加至2台，并在每个掘进工作面各配备1台ZLJ-360型探水钻和1台TBW50/15型泥浆泵。1）首采区下段被开采，不再需维护采后巷道，因此取消工作面运输机巷，将SGB420-22型刮板运输机移至工作面下口的轨道巷内；2）局部通风机改为高效风机；3）每个掘进工作面按防治水规定均配备续前表探放水设备。7移交标准及建设工期移交1个采区、2个回采工作面、3个掘进工作面。矿井建设工期18个月。移交1个采区、1个回采工作

48、面、2个掘进工作面。矿井建设工期按原批复18个月不变，减去各种原因影响工期6个月，需顺延6个月。原设计主、副斜井利用未算工期，实际刷大改造增加工期3个月，设计变更后投产不再利用的+140m水平700m半煤岩巷刷大改造工期3个月。三通风系统1风井位置及服务范围布置一个+361m回风平硐，服务全矿井。按原设计不变不变2通风方式分列分列不变3矿井需风量（1）通风容易时期34m3/s28m3/s 煤层厚度增加，采掘工作面数量减少。（2）通风困难时期36m3/s30m3/s煤层厚度增加，采掘工作面数量减少。3矿井通风总阻力（1）通风容易时期787Pa259.5 Pa 通风距离缩短，阻力减少（2）通风困难

49、时期1486Pa1254 Pa通风距离缩短，阻力减少四主要设备1提升设备1）主斜井选用JTP-1.6×1.2/24型提升绞车,选用YR400M-6型电动机（N=160kW，U=380V，n=980r/min）；2）副斜井安装1台RJY22-25/479型架空乘人器，配置电机YB2-200L2-6型，22kW，380V；1）主斜井提升绞车、副斜井架空乘人装置按原设计不变。2）利用副斜井井口已有1台JTP-1. 2×1.0/30型提升绞车，解决该采区一区段设备、材料及巷道维修煤、矸提运输。设计变更后重新布置首采区。新布置中央一采区利用副斜井井口已有1台JTP-1. 2×

50、;1.0/30型提升绞车，解决该采区一区段设备、材料及巷道维修煤、矸提运任务，以减少主斜井至一区段回风巷石门掘进工程量。2主要通风机采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法，新鲜空气从主斜井（+342.56m）和副斜井（+342.3m）进入，污风由回风平硐（+361.5m）排出。矿井前后期选用2台FBCDZ-6-16B型防爆对旋轴流式主要通风机，1台运行，1台备用；每台风机配置2台YBFe280S-6型防爆电动机，单台电机功率N45kW、U380V、n980r/min。回风平硐不变。矿井通风容易时期、困难时期主要通风机均选用FBCDZ12.5型防爆对旋轴流通风机二台，一台运行，一台备用。每台风机

51、配置2台YBF225M-4型矿用防爆型电机(N=45kW，U=380V，n=1450r/min)。原通风容易时阻力787Pa，通风困难时阻力1486a；设计变更后通风容易时阻力259.5Pa，通风困难时阻力1254a.矿井通风阻力见小，主要通风机功率不变，满足使续前表用要求。3排水系统+140m水平排水泵原设计+140m水平水泵房选用MD43-30×9型水泵3台（1台工作、1台备用、1台检修），流量为2648m3/h，扬程为306250m，配用YB2-250M-2型电机，功率为55kW，电压660V。排水管选用直径为108×4，长550m的无缝钢管，沿副斜井敷设两趟排水管路

52、，一趟工作，一趟备用。+140m水平水泵房利用80D30×9型水泵3台（1台工作、1台备用、1台检修），流量为2350 m3/h，扬程为307.8239.4m，配用YB2-250M-2型电机，功率为55kW，电压660V。矿井已购相同功率水泵满足使用予以利用。4空气压缩设备选用2台SA-75A型风冷螺杆式空气压缩机（排气量12.8m3/min，排气压力0.85Mpa），其中1台工作，1台备用检修。空气压缩机配用电动机75kW，电压380V。供气管路主管和供采煤工作面的支管管径均选用89×4.5、掘进工作面支管管径选用57×3.5的无缝钢管。利用矿井现有3台螺杆式空

53、气压缩机，其中1台OGLC-110A型螺杆式空气压缩机（排气量19m3/min，排气压力0.8Mpa），配用电动机110kW，电压380V，2台OGLC-55型螺杆式空气压缩机（排气量9.5m3/min，排气压力0.8Mpa），配用电动机55kW，电压380V。OGLC-110A型螺杆式空气压缩机工作时、OGLC-55型螺杆式空气压缩机备用。供气主管选用125×5的无缝钢管，支管均选用57×3.5的无缝钢管。 利用矿井现有空气压缩机；调整后供气增加、主管路增大。五供电系统1地面供电地面工业场地变电所和矿井10kV配电所联合布置。矿井工业场地配电所的10kV母线为单母线分段接

54、线，母联开关为隔离开关和断路器。10kV选用VD4-12型户内交流金属铠装中置式开关设备，共13台，其中进线柜2台，馈出柜7台，母联柜2台，PT柜2台该配电所担负向全矿井供配电任务。矿井工业场地变电所设2台S11-MR-500/10/0.4型变压器，中性点为接地方式，地面电气设备为保护接零，零线重复接地。1、地面供配电方案按原设计不变。2、由地面变电所向中央一采区人行上山（副斜井）架空乘人器供电。因该架空乘人器机头设在井下，在地面增设2台SG-50/0.4kV型三相隔离变压器，经隔离变压器向架空乘人器供电。3、主要通风机选用CHF100A-045G/055P-4型变频器控制。4、低压配电柜按原设计不变。续前表用电设备变化，需重新调整。2井下供电原设计为双回路电缆下井，下井电压为10kV。矿井下设有2座变电所：+140m水平中央变电所、一采区变电所。双回路电缆下井，下井电压为10kV。生产初期井下设1处变+140m水平变电所。变电所重新设计。水平变电所兼采区变电所功能。六监测监控及通讯根据采掘工作面