新煤柱回收开采方案

新寨煤矿煤柱回收方案PAGE18—PAGE64甲盛龙集团矿业投资有限公司荔波县水尧乡新寨煤矿（东西翼）煤柱回收方案二0一七年六月十日新寨煤矿煤柱回收方案会审记录方案名称荔波县水尧乡新寨煤矿东西翼煤柱回收方案编制人编制日期会审意见：职务审核意见审核签名日期机电副矿长生产副矿长安全副矿长矿长总工程师目录前言 5第一章井田概况及地质特征 7第一节井田概况 7第二节地质特征 7第二章矿井开采现状 12第一节矿井主要生产系统现状 12第二节 东西翼煤层煤柱留设及回收可行性 19第三章东西翼煤柱回收方案 21第一节煤柱回收范围及资源储量 21第二节煤柱回收方法、采煤工艺、巷道布置、设备配备 22第三节煤柱工作面开切眼布置及空巷超前支护 24第四节煤柱工作面生产能力和服务年限 25第五节东西翼煤柱工作面 26劳动组织和主要经济技术指标 26第四章东西翼煤柱工作面主要生产系统 28第一节运输系统 28第二节通风系统 29第三节安全监测监控系统及人员定位管理系统 36第四节综合防尘系统 36第五节排水系统 38第六节供电系统 39第七节井下消防降尘及供水施救系统 39第八节采空区防灭火系统 39第九节压风自救系统 39第十节通讯照明系统 40第五章安全技术措施 40第一节一般规定 40第二节顶板管理 42第三节防治水 44第四节“一通三防”及安全监测 44第五节机电管理 47第六节油脂管理 49第七节其它 50第六章灾害预防及避灾路线 54前言贵州甲盛龙集团矿业投资有限公司荔波县水尧乡新寨煤矿（以下简称新寨煤矿）位于贵州省荔波县城东北，平距约13km，属私营企业，隶属荔波县煤炭工业局管辖。新寨煤矿为煤炭资源整合后合法保留单井，井田面积1.2244km2，开采深度由+780m至+675m标高，矿山有5km简易公路与水尧至茂兰的乡道相通，交通较为方便。贵州兴源煤矿科技有限责任公司于2010年3月编制了《黔南州荔波县水尧乡新寨煤矿开采方案设计（变更）》，矿井设计生产能力9万t/a，采煤方法为走向长壁全部垮落采煤法，采煤工艺为炮采，顶板支护采用单体液压支柱加铰接顶梁。贵州省煤炭局在[2008]156号文对原设计作了批复，在2010年8月通过《修改设计方案》专家评审，且该矿已于2012年3月通过验收。矿井投产至今，各系统运行正常，设备状况良好。新寨煤矿为合法生产矿井，各类证件齐全有效。《采矿许可证》证号为C5200002013111120132109，有效期至2017年12月；《安全生产许可证》证号为（黔）MK安许证字【1860】，有效期至2018年12月；企业法人营业执照注册号为520000000124698，有效期至2028年01月。矿井开拓方式为斜井开拓方式，亦即主、副斜井和回风斜井开拓。工业场地内布置主斜井、副斜井、回风斜井，主井、回风斜井平行布置，在井田东侧布置副斜井。全井田采用三个井筒开拓。主斜井担负全矿井煤炭提升任务，同时兼作进风井及安全出口，井筒断面为半圆拱形，净断面积4.8m2，斜长167m，倾角24º，井筒落底于710m水平，主井口装备JTP1.6×1.2型矿用提升绞车，并敷设消防和排水管路以及照明、通讯电缆。副斜井担负全矿井提矸、下料、下设备、行人任务，作为矿井主进风井并兼作安全出口。井筒断面为半圆拱形，净宽净断面积5.3m2，斜长235m，倾角25º。井筒落底于筒落底于691m水平布置辅助运输大巷，并敷设消防洒水和排水管路以及照明、通讯电缆。回风斜井担负全矿井的回风任务并兼作安全出口。回风斜井净断面为4.5m2，斜长138m，倾角24º。井下大巷煤炭运输采用人工运输、辅助运输采用调度绞车牵引。采煤方法为走向短壁后退式或倾斜短壁式、一次采全高、全部垮落采煤法，放炮落煤采煤工艺。由于东西翼煤层所有工作面已经开采完毕，留设的护巷煤柱比较完整，且具备回收条件，为避免资源损失浪费，提高矿井煤炭资源回收率，新寨煤矿组织有关工程技术人员编制了《新寨煤矿煤柱回收方案》。编制开采方案的指导思想在确保安全且不影响矿井生产系统完整性、不影响地面建筑、公路、居民住宅等地面设施安全的前提下对东西翼煤柱进行回收；尽量利用原有巷道和采煤设备，不新增井巷工程量和机械设备，不新增设备投资；尽可能提高煤炭资源回收率，减少资源损失浪费。二、编制开采方案的主要内容1、圈定东西翼煤柱开采范围并进行储量计算。2、选择合理的煤柱开采方法和开采工艺，并进行设备选型。3、针对煤柱回收方案提出有效可行的安全技术措施。4、东西翼煤柱回收利用矿井已有的提升、运输、通风、排水、压风机地面生产系统。三、编制回收方案主要存在的问题和建议1、加强采煤工作面通风管理，保持通风设施完好，临时和永久通风设施布置应及时有效，保证东西翼煤柱回收工作面有足够的风量。2、东西翼煤柱回收工作面过老巷（空巷）、风桥等通风构筑物时应结合现场情况进一步完善顶板管理措施，防止空顶产生危害；东西翼煤柱回收工作面推进到密闭附近时应对密闭口处加强支护，防止压垮密闭使采空区可能集聚的有害有毒气体泄露至工作面产生危害。第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、位置、交通荔波县水尧乡新寨煤矿位于贵州省荔波县城东北，平距约13km。矿区地理坐标为：东经107°59′12″～108°00′03″，北纬25°27′34″～25°28′15″；矿区面积1.2244km2，开采标高由+780m至+675m标高，矿山有5km简易公路与水尧至茂兰的乡道相通，交通较为方便。二、地形地貌矿区地形四周高，中间低，矿区位于向斜西翼中部的水公井田，为一个倾向SE的单斜地层，倾向100°-130°，倾角8°-13°。井田内为切割侵蚀地形，中山地貌，地势起伏较大，井田内多沟谷切割，最高标高+915m，最低标高+775m，相对高差140m。三、沟谷、河流矿区内无长年性地表水流，受季节性的水流影响。四、气象本区气候温和、雨量充沛，属亚热带高原季风气候。五、地震及灾害地质根据《建筑抗震设计规范》（GB50011－2001），本区地震基本烈度为6度。本区无泥石流、滑坡等地质灾害现象，仅在部分陡坎地段，有小面积黄土崩塌现象。第二节地质特征一、地层矿区出露地层为石炭系上统黄龙组（C2h）、大埔组（C2d）及下统大塘组罗城段（C1d3），根据相邻矿区地质资料，其矿区地层由老至新分述如下：黄龙组（C2h）：下部为浅灰～灰白色中厚～厚层细晶灰岩，含燧石结核，夹数层白云岩。厚度约350～420m。大埔组（C2d）：上部为灰白色、灰白色厚层中～粗晶白云岩，质纯，微带红色，层理不清。下部为深灰色中厚层细晶至中晶白云岩夹少量灰岩或白云质灰岩。厚约230～330m。罗城段（C1d3）：上部为灰、浅灰色薄～中厚层状细晶灰岩，夹少量泥灰岩、紫色泥岩及钙质粉砂岩等，顶部夹数层白云岩或白云灰岩。下部为灰色、浅灰色中厚～厚层状细晶灰岩，底部夹少量钙质砂岩或石英砂岩。厚约78～125m。寺门段（C1d2）：上部以泥岩、砂岩为主，夹钙质泥岩、泥灰岩，夹薄煤1～2层，厚0.02～0.20m；中部为浅灰～深灰色砂岩、石英砂岩、砂质泥岩，夹薄煤2～9层，厚0.02～0.37m；下部为灰黑色泥岩、砂质泥岩、与灰色砂岩、石英砂岩互层，其中砂岩或石英砂岩含量下部较上部多，北部较南部多，夹煤层煤线7～9层，可采煤I、II煤位于本层下部，I煤厚0～0.83m，大多在0.35～0.60m之间；II煤厚0～1.6m，一般厚1m，且向南分叉尖灭。地层厚度自北往南逐渐增厚。厚约65～330m。黄金段（C1d1）：为深灰、灰黑色灰岩及及钙质泥岩组成，顶部夹少量泥质砂岩，夹煤线3～5层。厚约60～100m。二、构造（茂兰煤田为一个NNE向、向SW倾向的开阔向斜构造。矿山位于向斜西翼中部的水公井田，为一个倾向SE的单斜地层，倾向100°～130°，倾角8°～13°。褶皱不发育，但断裂构造较发育，较大的断层如分别位于矿山东西两侧的F514、F516正断层，均呈NNE向。F514倾向西，倾角56°～76°，长6.6km，破碎带宽达7m，落差数十米，对煤层破坏性大。F516倾向南东，倾角55°～77°，长度大于10km，落差大于100m。由于F514和F516的作用，使该矿山形成一个地堑，地层和煤层向南倾。煤层标高自655m～775m。另有东西向断层F551，构成矿山北界。矿界内次级小断层以NNE向和NW向正断层为主，倾角较陡，落差一般在10m之内。本矿地质构造属简单类型。三、煤层及煤质矿区内主要煤层产于寺门段（C1d2）下部，共夹煤层煤线7～9层，I、II煤层位于该层下部，该层厚65～330m，煤层结构特征如下：Ⅰ煤：上距II煤7～11m，在107勘探线以北厚0.53～0.7m，个别达0.83m或0.5m，往南变薄，小于0.5m而不可采。顶板一般为细粉砂岩、底板为粉砂岩。Ⅱ煤：矿山主要可采煤层，全层可采，最大厚度1.6m，一般0.84m左右。顶板为砂岩或泥质砂岩，直接顶常有薄层泥岩；底板为泥岩或泥岩夹砂岩、泥质砂岩。煤层结构简单，显微结构为层状、薄层状构造，条带状结构。可采煤层特征见表1-4-1。表1－4－1可采煤层特征表煤层厚度（m）间距顶底板稳定性倾角（°）视密度（t/m3）顶板底板Ⅱ0.84砂岩、泥质砂岩泥岩、泥质砂岩稳定71.382、煤质（1）灰分（Ad）II煤层的原煤灰分，经鉴定，为15.51%,属低灰分煤，其变化无一定规律，原煤灰分随氧化程度的增高而增高。（2）硫分（St,d）II煤原煤全硫平均为2.92%，属中硫煤。以无机硫为主，且多为硫铁矿，一般全硫的70～80%，其中变化情况与灰分相应。（3）挥发分（Vdaf）由于变质程度高，挥发分均变化不大，经鉴定为10.46%，属中高挥发分煤。（4）固定碳（Cg）:煤层的固定碳为84%。（5）发热量对Ⅱ煤层原煤样品分析，发热量一般为33.87MJ/kg。新寨煤矿矿内所采的II煤层为无烟煤，按煤炭分类国家标准（GB/T5224.1-2004）分类，各煤层属低灰、中高硫、特高热值的无烟煤。煤层煤质特征见表1-4-2。表1－4－2可采煤层煤质特征表煤层灰份Ad（%）挥发份V（%）硫份Std（%）发热量Q(MJ/kg)牌号Ⅱ15.5110.462.9233.87无烟煤四、水文地质（1）含水层及隔水层根据荔波县煤矿安全生产监督管理局编制的《贵州省荔波县水尧乡新寨煤矿煤矿安全现状综合评价安全评价报告》中提供的资料，矿区主要含水带为岩溶裂隙水，主要存在于地层灰岩中，各含水层之间若无构造沟通，一般无水力联系。含水层水的补给以大气降水为主，具有季节性，补给水量与降雨量，受水面积及裂隙发育程度相关。地下水沿层流动，随着矿井揭露面积和通过的距离增大。矿坑充水亦随着增大。该区岩溶溶洞、溶隙发育，灰岩含水对煤层开采危害较大。顶板裂隙水主要为煤层地层弱含水层水，在井巷掘进中沿煤层顶板裂隙进入矿井，是矿井的直接充水因素，水量不大。老窑水主要为煤系上伏含水层的岩溶水，受采动影响，沿采动裂隙进入矿井，是矿井的主要充水因素，水量不大，随大气降水呈季节性变化。矿区煤系地层为大埔组寺门段，由深灰色中厚层细粒砂、砂岩、钙质砂岩，粉砂岩组成含水层以及由泥岩、钙质泥岩、煤层组成隔水层。矿区煤系之上的大埔组和黄龙组为厚度较大的碳酸盐岩，发育岩溶管道水，为区域性的含水层，且岩溶水的迳流、排泄受统一的地下水系控制。由于开采坑道未涉及到该灰岩，因此其岩溶管道水对其影响不大。罗城段灰岩之下的砂、泥岩及泥岩、泥灰岩岩系，为岩溶含水层的区域隔水层，有效阻止其岩溶地下水的向下渗透。从而使其开采坑道遭受地下水危害的可能性和风险性降低。（2）地表水矿区内无长年性地表水流，受季节性的水流影响。矿区属碳酸盐岩溶蚀地貌。整个矿区因四周高，中间低，主要受大气降雨的影响。洪暴期间的地表水易涌入井下，总体而言，地表水对矿区影响较大。（3）断层水断层裂隙导水由于断层发育而成为矿区的主要充水因素之一。区内断层发育且性质不明，这些断层一旦沟通富水层带将带来较大水害。（4）涌水量根据矿井观测中的数据，该矿正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为30m3/h。（5）矿井充水因素大气降水、潜水流、断层水和老窑积水是矿床充水的主要因素，一般在洪暴期间的片流、面流向相对低点汇聚形成山洪而对坑口和矿山设施造成影响；尽管矿区内潜水流和断层的涌水量不大，但可能会出现局部地段的富水，从而形成矿井充水的潜在因素；已长时期关、停、闭的开采小煤窑，会出现积水现象，对矿井充水有一定的影响。综上所述，矿井水文地质条件属中等复杂。（6）供水水源工业用水：矿井开采排出的井下水经过处理后可作为工业用水。生活用水：矿区周边的山泉水，可作供水水源，经净化处理达标后可供矿区生活饮用。五、其他开采技术条件（一）煤层顶底板岩石工程地质特征矿区内煤层顶板为砂岩或泥质砂岩，直接顶常有薄层泥岩；底板为泥岩或泥岩夹砂岩、泥质砂岩。顶底板条件一般，底板条件较差。局部砂岩裂隙发育，故应加强顶板管理和支护以及防止底板遇水产生底鼓。（二）瓦斯、煤尘、煤的自燃1、瓦斯：根据贵州省煤炭管理局文件对黔南州煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。矿井绝对瓦斯涌出量为4.89m3/min，相对瓦斯涌出量为44.86m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.36m3/min，相对二氧化碳涌出量为5.76m3/t。根据《煤矿安全规程》（2016）规定，确定新寨煤矿为高瓦斯矿井。生产过程中必须加强通风管理和瓦斯治理工作，坚持一年一度的矿井瓦斯等级鉴定工作，防止发生瓦斯爆炸事故及有毒气体的危害。随着开采深度的加大，煤层瓦斯涌出量也相应增大，易形成瓦斯积聚，必须严加防范。煤与瓦斯突出鉴定：根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室，2009年11月提供的《贵州荔波县新寨煤矿II号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，现在煤矿在+675水平以上的开采范围内无突出危险。2、煤尘：根据贵州省煤田地质局实验室2011年11月提交的《贵州省荔波县水尧乡新寨煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》，煤层煤尘无爆炸性。3、煤的自燃：根据《贵州省荔波县水尧乡新寨煤矿煤层自燃发火倾向性鉴定报告》，鉴定为三类，不易自燃煤层。第二章矿井开采现状第一节矿井主要生产系统现状一、开拓开采系统矿井采用斜井开拓方式，亦即主、副斜井和回风斜井开拓。工业场地内布置主斜井、回风斜井，主、回风斜井平行布置，在井田东侧布置副井。全井田采用三个井筒开拓。矿井设一个水平开采，水平大巷布置在水平标高+675m；在+691m水平沿煤层设辅助水平。沿II煤层布置运输大巷、辅运大巷、回风大巷，分别与主斜井、副斜井、回风斜井连通，形成矿井开拓系统。主斜井井筒倾角24°，直墙半圆拱断面，净断面积4.8m2，斜长167m，采用料石砌碹支护，落底于710m水平，主井口装备JTP1.6×1.2型矿用提升绞车，并敷设消防和排水管路以及照明、通讯电缆，敷设一趟φ108×4mm消防洒水管路、两趟φ89×4mm排水管路、两趟动力电缆、一趟通信电缆、一趟安全监测监控电缆、一趟人员定位传输电缆、一趟照明电缆，并担负矿井煤炭提升任务，兼作进风井及安全出口。副斜井井筒倾角25°，直墙半圆拱断面，净断面5.3m2，斜长235m，采用锚网喷浆支护，井筒内敷设一趟φ59×3.5mm消防洒水管路、两趟φ89×4mm排水管路，一趟通信电缆、一趟照明电缆，担负矿井材料、设备及人员行走任务，兼作进风井及安全出口。回风斜井井筒净断面4.5m2，斜长138m，采用锚网喷浆支护，井筒内设梯步行人，井口设防爆门及行人出口，担负矿井总回风任务，兼作安全出口。主要硐室：距副斜井井底约10m处设691临时水仓，691行人平巷与轨道运输斜巷交叉处设永久避难硐室；主斜井井底设机电硐室和轨道下山绞车房，在675水平设中央水泵房及主、副水仓，主、副水仓总容量200m3。主要大巷：沿煤层布置675运输大巷、691运大巷、691东平巷、东二轨道上山、691轨道上山、720运输巷、725轨道上山、东西翼回风巷。全矿井其它采面已经开采完毕，目前开采的1202工作面快要采完，预计可采期限20天左右。详见采掘工程平面图。二、提升运输系统井下主运输采用串车提升运输方式，辅助运输采用JTK1.2×1.0型矿用提升绞车运输方式。主井安全防护“一坡三挡”齐全可靠。副斜井采用JTK1.2×1.0型矿用提升绞车运输方式，担负全矿井人员行走，材料、设备的提升任务。井下煤矸、材料运输主要采用11.4KW的牵引调度绞车运输，人工推车，人工摘挂钩。三、通风系统矿井通风系统为中央分列式，通风方式为机械抽出式。主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。回风斜井安装FBCDZN0-14型防爆轴流风机2台，1台工作、1台备用，通风机额定风量1080m3/min～2520m3/min,额定负压2029Pa～537Pa，电机功率2×45kW，电压等级380V，双回路供电。回风斜井井口设防爆门及安全行人出口，安全行人出口通道设正、反向风门2组。井下设有测风站，主斜井进风量629.95m3/min，风速2.37m/s；副斜井进风量763.20m3/min，风速2.4m/s;总回风大巷回风量1466.1m3/min，风速5.43m/s；东翼煤层煤柱回收运输顺槽进风量198.40m3/min，风速0.83m/s；西翼煤层煤柱回收进风大巷（691轨道上山）进风量511.92m3/min，风速2.37m/s；西翼725轨道下山煤柱回收进风量237.6m3/min，风速1.2m/s；西翼730运输巷煤柱回收进风风量205.44m3/min，风速1.07m/sm3/min，回风斜井总风量m3/min，风硐总风量为m3/min，矿井外部漏风45m3/min，外部漏风率为3.1%。四、排水系统东翼轨道上山煤柱位于691水平东面，顶底板为泥质砂岩均不含水，经现场观测顶底板只有少量浸水，受裂隙及构造发育程度控制，东翼正常涌水量：0.5m3/h，矿井最大涌水量：1m3/h。水自流进入副井临时水仓经副井排除地面污水处理池。西翼725轨道下山迎头经现场观测，顶板无淋水，底板有一定的浸水，该处的积水通过潜水泵抽入副井井底临时水仓，经副井排出地面污水处理池。煤柱回收工作面及采空区的积水主要经排水管路排至副井泵房后排至地面。691水平以下的采空水和底板浸水主要中央水泵房及主、副水仓，水仓总容量200m3，水泵房内安装D25-50×3型水泵3台，1台工作、1台备用、1台检修，流量25m3/h，扬程150m，电机功率30kW，电压等级660V，双回路供电，电源引自井下中央变电所660V侧不同母线段，主排水管路采用φ65×4mm无缝钢管，沿主斜井一侧敷设两趟。中央水泵房设甲烷传感器1个、一氧化碳传感器1个、温度传感器1个。中央水泵房通道设防水防火密闭门。排水系统为二趟排水管路沿主斜井井筒一侧敷设，将井下涌水排至地面沉淀水池。采掘工作面及采空区的积水经排水管路排至中央泵房后排至地面。五、供电系统1、电源矿井建设规模为90kt/a，根据《煤矿安全规程》规定，矿井必须采用双回路供电。矿井专用电源一回路引自茂兰10kv变电所，二回路引自水尧10kv变电站，形成双回路供电，以确保供电安全。矿方已与供电部门签定了供电协议，供电电源安全可靠。2、用电负荷矿井安装设备总台数58台，工作台数42台，设备总容量1041.7kW，工作容量734kW，有功功率444.9kW，无功功率453.3kvar，视在功率635.1kvA，吨煤电耗25.7kWh/t。根据（GB50417-2007）煤矿井下供配电设计规范进行本矿井电力负荷统计，矿井电力负荷统计详见表5-4-1表5-4-1电力负荷统计表表5-4-1电力负荷统计表3、供配电系统地面设计10KV变电所，包括低压配电室、高压配电室、高压电容室、检修工具间及器材存放间等。地面供电变压器布置在室外，变电所设围墙。10kV电源架空线至变电所附近，经RW4—10型高压跌落保险和FS6-10型避雷器，再由电缆引入高压配电室。高压配电室内设GG-1A(FⅡ)型防误固定高压配电柜；高压开关柜采用220V直流操作电源，选用镉镍蓄电池直流屏ZKA86型1套，作为控制、保护、信号及事故照明用电。高压母线采用分段接线方式。地面变电所10KV母线上和井下变电所的高压馈电线上必须装设有选择性的单相接地保护装置。地面动力供电为380V。地面低压供电为单母线分段接线，选用JDK-1型低压开关柜。主要通风机、空压机、瓦斯抽放泵、主斜井绞车重要一、二类负荷双回路供电，一回路工作，另一回路带电备用。地面其余用单回路供电,地面变电所设接地网。矿井生产和生活用电分开，主要通风机、变电所、调度室设应急照明。向井下供电的变压器安装在地面变电所附近，采用两回0.66kV低压下井，电源取自地面变电所不同母线段上。3台水泵采用QJR-85型软起动器控制。地面变电所设有KBZ型馈电开关10台、ZBZ-2.5M型照明综合保护器1台、JJB-660型漏电继电器4台作绝缘监测及漏电保护。低压电压为660V、127V，各设备用电由各配电点采用放射式供电，局部通风机采用专用电源运行方式，掘进电源作为备用电源，并配置风电闭锁、瓦斯电闭锁。井下固定照明电压为127V。照明灯选用KBY-20/127型防爆荧光灯。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的外壳、构架等必须有保护接地。在井底主副水仓中分别设1块主接地极(主接地的面积不小于0.752，厚度不小于5mm的镀锌钢板)；各配电点均在巷道水沟内或其它就近潮湿处设置局部接地板(设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的镀锌钢管，其它地点的局部接地极为直径不小于35mm，长度不小于1.5m的钻孔钢管)。所有电气设备的保护接地点的接地电阻不得超过2Ω，每个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。(详见供电系统图)工作局扇采用三专电源供电，并对掘进面的一切非本质安全型电器设备实行“两闭锁”。因工作局扇工作负荷较小，井下局扇工作负荷为22kw，有功负荷为8.8kw，工作局扇电源为专用变压器，因此，专用电源直接选取KS9-50/10/0.69型变压器1台。备用局扇电源为另一同时带电的变压器，局部通风机采用专用开关、专用线路。局部通风机与掘进设备必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁；局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧。风机将新鲜风经风筒送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离不能超过5m。当工作局扇因故停电时，风电闭锁功能使掘进工作面电源断电，同时备用局扇电源能自动投入使用，继续保证掘进面正常供风。全矿共5台变压器，一台供地面照明及日常生活用电，一台供地面动力电源，一台供应回采电源，两台供应井下掘进。井下供电系统采用中性点不接地方式，具有短路、单相接地、过流、漏电等保护功能。在中央水泵房主、副水仓设主接地极，各配电点、高压电缆接线盒等处设置局部接地极，电气设备的外壳经接地扁钢与局部接地极连接，通过电缆的接地芯线或接地干线及接地支线与主接地极连成一体，组成了统一的接地网。主斜井、副斜井、运输大巷、辅运大巷、机电硐室等处设有固定照明装置。六、井下消防降尘及供水施救系统主、副斜井工业场地建300m3消防水池1座，水源取自井下净化水处理池，供井下生产、消防洒水使用。井下消防洒水主管路沿主副斜井敷设，采用一趟φ59×3.5mm消防洒水管路。主斜井、副斜井及井下运输巷道、辅运巷道和回风巷道均设消防洒水设施，主运输巷每隔50m设置支管和阀门，其他巷道每隔100m设置支管和阀门。采掘工作面工人配戴防尘口罩。主斜井一水平井底附近运输大巷与辅运大巷联络巷内设消防材料库。中央变电所、水泵房采用锚网喷不燃性支护材料，并设置了消防灭火器材。主斜井、副斜井、主要运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷、1202运输顺槽、1202回风顺槽均设置风流净化水幕，井下主斜井、副斜井、主要运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷、1202运输顺槽、12027回风顺槽、掘进工作面巷道内均设置隔爆水棚。主斜井、副斜井、主要运输大巷、辅助运输大巷、720运输巷、1202工作面运输顺槽及回风顺槽均安设有专门的供水施救装置。七、防灭火系统本矿防灭火系统主要是以各工作地点的防尘水作为灭火，在各机电设备处设灭火器和防火沙。八、压风自救系统主斜井工业场地设空气压缩机房，安装UT-100A型螺杆式空气压缩机2台，流量12.84m3/min、排气压力0.7MPa，电机功率75kW，电压等级380V;电源引自风井工业场地10kV变电所380V侧。入井压风主管路采用φ108×4.0mm无缝钢管，沿主、副井各敷设一趟至井下主要运输大巷、辅助运输大巷、720运输巷、691东平巷、1202工作面运输顺槽及1202工作面回风顺槽，主斜井、副斜井、主要运输大巷、辅助运输大巷、720运输巷、691东平巷、1202工作面运输顺槽及回风顺槽均安设有专门的压风自救装置。九、矿井安全监测监控系统及人员定位管理系统矿井设KJ70N型安全监测监控系统一套，由地面中心站、监测监控分站、传感器及传输线路等组成，地面中心站安设监控主机2台，地面设KJF-39监测监控分站1台，井下设KJF-39监测监控分站4台。矿井安设模拟量传感器32个，其中，甲烷传感器10台、一氧化碳传感器4台、温度传感器4台、风速传感器5台、负压传感器1台；安设开关量传感器2个，其中，风门开关传感器2台、设备开停传感器3台、烟雾传感器1台。系统具有故障闭锁、防雷电保护功能，系统各种状态下的监测、报警、显示、储存、报表功能齐全。十、矿井行政通信和生产调度通信系统矿井行政通信依托当地市话网。生产调度通信设调度总机，调度室安设KTJ101-60型（64门）数字程控调度交换机1台，地面变电所、主通风机值班室、主斜井驱动机房等安设调度通信电话机25门，井下设KTDD-1矿用本安型电话机17门。矿井设计算机管理系统，建有矿局域网，矿长办公室、总工办公室、其他矿领导及各管理部门等设有计算机终端，可实现生产、安全及管理的数据信息传输。矿井安设KJ128型人员定位考勤系统，该系统由地面主机、井下定位分站（读卡器）、人员识别卡、传输线路等组成。地面设主机1台，配备人员识别卡170个，在井口及井下有人员活动的巷道出、入口、重点区域、巷道分支处、出入口处及限制出入区域设置分站2台和读卡器6台，实现井下人员考勤自动化管理。东西翼煤层煤柱留设及回收可行性东西翼巷道布置及煤柱留设情况1、东翼煤层现保留有691运输大巷、东二轨道上山（与采空区之间留有30m保安煤柱）、东翼回风巷共三条巷道，利用东翼回风巷作为煤柱工作面回风顺槽，新掘一条巷道1204运输巷（与采空区之间留有20m保安煤柱）作为煤柱工作面运输顺槽。新掘所有巷道均沿煤层布置，从东二轨道上山到回收工作面切眼之间煤柱总宽度为150m，形成通风后方可进行回采。当1204采面回收结束后，利用原有1204采面运输巷作为煤柱回收的回风巷，分小段从上往下对东二轨道上山煤柱进行回收。最后回收691东平巷，东面回收结束。2、西翼现保留有691轨道上山、720运输巷、725轨道下山、725回风上山、730运输巷、西翼回风巷，各处巷道均能负压通风，只有局部地方存在少量维修，维修时从外向里逐架维修到回收尽头，方可从里向外进行回收。725轨道下山与730运输巷可同步回收，当730运输巷回到与725轨道下山20处时必须停止作业（保725回风上山），待725轨道下山回收上来后，沿720运输巷往外回收，最后回收691轨道上山，西翼回收结束。二、回收面东西翼主要巷道断面尺寸及支护形式1、东翼691运输大巷：梯形断面，上净宽2.0m、下净宽3m，净高2.0m、净断面积5m2，工字钢喷浆支护，安设有15kg轨道。2、东翼东二轨道上山：矩形断面，净宽3m、净高2m、净断面积6m2，锚网支护，采用绞车运输。3、东翼回风巷：矩形断面，净宽2.4m、净高1.6m、净断面积3.84m2，安厢支护。4、西翼691轨道上山：矩形断面，净宽3m、净高2m、净断面积6m2，锚网支护。5、西翼720运输巷：矩形断面，净宽2.5m、净高2m、净断面积5m2，锚网支护。6、西翼725轨道下山：矩形断面，净宽2.5m、净高2m、净断面积5m2，锚网支护。7、西翼730运输巷：矩形断面，净宽2.5m、净高1.8m、净断面积4.5m2，锚网支护。8、西翼回风巷：矩形断面，净宽3m、净高2m、净断面积6m2，锚网支护。三、大巷之间联络巷道、通风设施及硐室布置情况1、东翼轨道上山与东翼回风巷联通，形成负压通风。2、730运输巷的联络巷与西翼回风巷联通，形成负压通风。3、725轨道下山与725回风巷联通，725回风上山与西翼回风巷联通，形成负压通风。详见采掘工程平面图。四、煤层顶底板岩性及开采技术条件1、煤层顶底板岩性煤层顶板为砂岩或泥质砂岩，直接顶常有薄层泥岩；底板为泥岩或泥岩夹砂岩、泥质砂岩。煤层厚度（m）间距顶底板稳定性倾角（°）视密度（t/m3）顶板底板Ⅱ0.84砂岩、泥质砂岩泥岩、泥质砂岩稳定71.382、采区涌水量东西翼开采期间涌水量测算，采区涌水量5m3/h左右，工作面涌水量1m3/h左右。经矿部管理人员现场勘查，东西翼回风巷上为采空区，经现场观测采空区内无水。3、矿井虽然为高瓦斯矿井，但现有开采的均为煤柱，瓦斯得到了很好的稀释，故瓦斯含量不高；该回收煤层无爆炸性；为III级不易自燃煤层。五、东西翼煤柱回收的可行性对东西翼煤柱回收有影响的采空区为东西翼回风巷以上采空区，据现场调查，各工作面采空区顶板已全部垮落，无悬空不垮落现象，东西翼煤柱无集中压力；采空区无积水，少量积水通过密闭上留设的泄水孔自流入大巷临时水仓，经小水泵排至水泵房；保留的运输大巷及煤柱回收工作面运输顺槽与采空区之间均留设了20m以上保护煤柱，两者之间的联络巷道内均砌筑了永久密闭；保留的六条大巷支护可靠，无片帮、冒顶现象，煤柱回收工作面可直接利用其运输、回风；煤柱中间的空巷和联络巷支护完整可靠，对其进行超前支护后，对煤柱安全回收影响不大。根据上述分析，设计认为东西翼煤柱回收是可行的。第三章东西翼煤柱回收方案第一节煤柱回收范围及资源储量一、井田范围贵州省国土资源厅于2016年11月为贵州甲盛龙集团矿业投资有限公司荔波县水尧乡新寨煤矿颁发采矿许可证，证号C5200002013111120132109，矿山名称为荔波县水尧乡新寨煤矿，开采方式为地下开采，生产规模9万吨/年，矿区面积1.2245km2，开采深度780～675m；有效期至2017年12月。本次核实其资源储量估算范围与采矿许可证范围相同。其范围共由9个拐点圈定，各拐点坐标见下表。新寨煤矿采矿许可证范围各拐点坐标一览表井田范围拐点坐标表拐点号横坐标（X）纵坐标（Y）128182853649965022818135365001003281720036499975428170003649876052817370364986806281792036498850728179203649928582818065364992859281806536499640开采标高：+780m—+675m面积：1.2245km2二、东西翼煤柱回收范围1、确定大巷煤柱回收范围的原则东西翼煤柱回收范围确定主要考虑一下原则：（1）东西翼煤柱回收开采范围划定在不影响地面建筑物、公路、居民住宅等地面设施的区域内。（2）回收区域无大的断层、裂隙灯地质构造，有利于顶板管理，保证回收过程安全。2、回收范围东翼煤柱回收范围：1204采面（东翼1块段）、东二轨道上山煤柱（东翼二块段）、691东平巷煤柱（东翼3块段）、采区回风下山煤柱（东翼4块段）。西翼煤柱回收范围：725轨道下山（西翼1块段）、720-730运输巷（西翼2块段）、691轨道上山（西翼3块段）。详见新寨煤矿煤柱回收块段图。三、资源储量（一）东翼煤柱储量1、东翼回收煤柱地点：东翼1204煤柱走向长度150米，倾斜长度100米；东二轨道上山长160米，宽20米保护煤柱；东平巷长170米，煤柱厚10米；采区回风下山长160米，走向50米。煤层平均厚0.55米。容重按1.4t/m3。2、东翼工作面回收储量工作面煤炭储量=面积×煤厚×容重Q工=【（100×150）+（160×20）+（170×10）+（160×50）】×0.55×1.4=2.15万t可采储量=Q可=Q工×95%=2.15×0.95=2.14万t（二）西翼煤柱储量1、西翼回收煤柱地点：691轨道上山长150m，煤柱宽20m;720运输巷长350m，煤柱宽20m；730运输巷长200m,煤柱宽40m；725轨道下山长250m，煤柱宽20m；1205采面走向长15m，斜长100m;1207采面走向长15m，斜长70m；725轨道下山底部车场长50m，宽50m；煤层厚度0.8m，容重按1.4t/m3。2、西翼工作面回收储量工作面煤炭储量=面积×煤厚×容重Q工=【（20×150）+（350×20）+（200×40）+（250×20）+（100×15）+（70×15）+（50×50）】×0.8×1.4=3.12万t可采储量=Q可=Q工×95%=3.12×0.95=2.96万t（三）、东西翼可回收储量为：5.1万吨。第二节煤柱回收方法、采煤工艺、巷道布置、设备配备一、煤柱回收方法采煤方法：根据煤柱回收走向较短的特点，采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护，采煤方法用走向短壁后退式采煤法。二、采煤工艺1、落煤方式：回收面采用放炮落煤，单排炮眼布置，排眼水平距为0.8m，炮眼距顶板0.4m，采高0.8米，循环进尺1.0米。2、挂梁、背顶、支柱3、装、运煤方式：装煤采用人工攉煤，攉煤前后处理掉伞檐、探头煤，随时敲帮问顶，将煤清净，够宽够高；工作面采用SGD320/17B型刮板运输运煤。东翼：工作面刮板机运煤→运输顺槽（人工装煤）→绞车场→691东平巷→691平巷→副斜井→地面煤仓。西翼：725轨道下山→725车场（绞车）→720运输巷→720绞车场→691平巷→副斜井→地面煤仓。730运输巷→720绞车场→691平巷→副斜井→地面煤仓。4、支柱、回柱放顶工作面煤炭攉完后立即进入补柱工作。补齐的基本柱保证质量合格，并有足够的初撑力，而后安全快速的将该回的支柱全部回出，并实行全支撑。三、巷道布置1、1204煤柱工作面运输顺槽1204煤柱工作面运输顺槽沿煤层底板掘进，锚网支护，采用斜四边形断面，净宽2.5m，净高1.8m，断面积4.5㎡，采用φ18×1800mm钢筋锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm，锚固剂为3540树脂药卷，每眼2卷，网片采用φ4mm钢筋网，网格100mm×100mm，托盘规格50mm×50mm×8mm，锚杆锚固力不小于50KN，扭矩不小于100N.m；主要用于该工作面的进风和运煤。进风顺槽内布置一路φ50供水防尘管路，一路φ50排水管路及一路φ50压风管路，设置SGD320/17B刮板机一台作为转运煤矸。2、1204煤柱工作面回风顺槽利用原有东翼回风巷作为该煤柱面回风顺槽。3、1204煤柱工作面切眼当1204运输巷掘至150m后沿煤层倾斜布置，支护方式为单体液压支柱配合铰接顶梁，三排支护掘进，柱距为0.8m，排距为1m，顶板用30mm厚的木板扛背，扛背间距为0.3m。4、725轨道下山的煤柱回收，从下往上回收，首先沿煤层走向掘切眼与725回风上山贯通形成通风，采用倾斜短壁式进行回收，支护方式与1204采面相同。采面进回巷必须超前20m进行支护，距采面10m内双排支护，10m外单排支护。5、730运输巷和720运输巷煤柱回收，以该两条巷作为运煤和进风，上下回收两边煤柱，上与西翼回风巷贯通，下与采面回风巷贯通，形成负压通风进行回收。在掘进回收煤柱巷道时每个作业点必须安设好风机，只有在通风符合要求的前提下方可进行掘进。其他巷道煤柱回收与此同。6、煤柱工作面回撤通道东翼从1204采面→东二轨道上山→691东平巷→691平巷西翼从725轨道下山→730运输巷→720运输巷→691轨道上山→691平巷详见附图：新寨煤矿煤柱工作面巷道布置图四、设备配备1、每个工作面风煤钻2台2、液压支柱：根据工作面长短需要，多配备10%的支柱和顶梁备用。工作面选用DW12-300/100型单体液压支柱与1.0m铰接顶梁配套使用支护顶板。3、运输设备每个工作面至少有刮板运输机一部，型号：SGD320/17B。矿车10辆，114绞车一台。。4、东西翼各一台移动乳化液泵。5、725轨道下山潜水泵2台。6、各作业点备用风机一台，型号FBD-N0-2×5.5KW。第三节煤柱工作面开切眼布置及空巷超前支护一、各煤柱工作面开切眼布置、支护形式1、东翼1204切眼沿煤层倾斜布置，与东翼回风巷联通形成负压通风；支护形式为三排单体液压支柱配合铰接梁支护，支护排距1m，柱距0.8m，棚顶用木板背顶。2、东二轨道上山煤柱切眼，分小段回收，以上一块煤柱的运输巷作为下一块回收面的回风巷，直到回收至691东平巷。支护与上同。3、691东平巷，利用局部通风机从里向外回收两帮煤柱，煤柱厚度在15m，支护方式与上同。4、725轨道下山煤柱回收切眼，利用原725两边的回风上山作为煤柱回收的回风，切眼布置沿煤层走向贯通两边回风巷，支护方式与上同。5、730运输巷到720运输巷段，利用西翼回风巷作为煤柱回收的回风巷，从里向外依次回收，切眼布置在回收点沿煤层贯通西翼回风巷和原下山采面回风巷，形成负压通风。支护方式与上同。6、691轨道上山与东二回收方式、支护方式一样。二、空巷超前支护凡各煤柱回收面都必须进行超前支护，超前支护采用单体液压支柱配合铰接梁，距工作面10m范围内双排支护，10m以外单排支护，其具体要求如下：其支护质量标准及要求：（1）、支柱纵横成线，偏差不小于±100mm。单体液压支柱最大支设高度小于设计高度0.1m，最小支设高度大于设计高度0.2m，严禁支柱支设成“死柱”或超高使用。（2）、支柱支到实底，走向、倾向方向迎山有力，支设牢固，底板松软支柱出现钻底时必须垫铁鞋或木鞋支设，确保支柱初撑力不低于90KN(11.5MPa)。（3）、两巷超前支护及上下端头单体液压支柱全部用尼龙（或2分钢丝绳）防倒绳套对支柱进行防倒，防倒绳套的一端挂在顶梁的吊挂眼内，另一端挂在柱把上，防倒绳不宜过长，必须起到防倒作用。支设点柱时，使用尼龙绳将支柱连锁拴牢，且必须拴在活柱的2/3以上位置，支一棵，拴一棵，所有支柱注液阀方向一致朝向便于回收的方向。且每排单体支柱之间采用绳索连接，防止倒柱伤人。（4）、超前支护人行道净高不低于1.6米，人行道净宽不低于0.7米。第四节煤柱工作面生产能力和服务年限一、东西翼煤柱回收工作面储量情况地质储量：5.1万t可采储量：4.9万t二、煤柱工作面日产量根据目前煤层赋存状况和运输条件，确定东翼平均日产量为120吨，西翼日产量为160吨。三、煤柱回收工作面月产量：工作面设计正规循环率为85%，所以每月按25天计算东翼月产量=25×120=0.3（万吨）西翼月产量=25×160=0.4（万吨）东西翼全月产量为0.7（万吨）四、服务年限东西翼煤柱回收工作面的服务年限=可采储量／设计月产量＝4.9t／0.7t／月=7个月第五节东西翼煤柱工作面劳动组织和主要经济技术指标一、劳动组织1、作业方式东西翼煤柱回收工作面采用“三八”作业，即每班作业8小时，附图：煤柱工作面正规循环作业图表2、劳动组织东翼配备队长、副队长各一名。西翼配备队长、副队长各一名东西翼煤柱工作面每班有一名跟班班长负责组织生产，打眼工、支护工、运输工等相关工种的操作人员若干名。在岗人数54人，在册人数57人。各煤柱工作面人员配备见劳动组织图表工种一班二班三班合计跟班班长1113副班长1113打眼工2226支护回柱工3339掏煤工44412装车运输工2226刮板司机1113电工1113瓦检员1113放炮员1113安全员1113合计18181854二、主要经济技术指标各煤柱工作面的主要经济技术参数详见下表：序号名称数量序号名称数量11204走向长度150m15月循环个数75个21204倾斜长度50m16月产量0.3万t3煤层倾角5°～7°17可采期2个月4煤容重1.4t/m318正规循环率83.3%5煤硬度f=419在册人数57人6煤高度0.6m20日出勤54人7地质储量6300t21出勤率95%8可采储量5985t22工作面效率2.2t/工9回收率95%23坑木消耗0.1m3/万t10循环进尺1.0m24乳化液消耗100kg/万t11循环产量42t25炸药消耗22.5kg12日产量126t26雷管消耗50发13日进尺3.0m2714月进尺75m28其它地方煤柱根据现场煤柱的厚薄确定，暂无法计算。第四章东西翼煤柱工作面主要生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式主斜井选用JTK1.6×1.2型矿用提升绞车，其主要技术参数为：滚筒宽度1200mm，滚筒直径1600mm，Fmax＝45kN，Vmax＝2.0m/s，配套电机功率为75kw。电压等级660V。副斜井担负矿井材料、设备、矸石的提升任务。轨道暗斜井选用JTB1.0×0.8W型矿用防爆提升绞车，最大静张力20kN，最大绳速Vmax＝1.65m/s，滚筒直径1000mm、宽度800mm，配套电机功率45kW。副斜井采用JTB1.0×0.8W型矿用防爆提升绞车，最大静张力20kN，最大绳速Vmax＝1.65m/s，滚筒直径1000mm、宽度800mm，配套电机功率45kW。井下各工作面顺槽安装SGD320/17B刮板输送机1台,人工装运煤矸，由各工作面绞车运至691车场。二、运煤路线1、东翼运煤路线：1204煤柱回收工作面及巷道煤柱→1204煤柱回收工作面运输顺槽→东二轨道上山→691东平巷→691平巷→副斜井→地面煤仓采区回风下山运煤路线：采区回风下山→691东平巷→691平巷→副斜井→地面煤仓2、西翼运煤路线：725轨道下山煤柱回收工作面及巷道煤柱→725运输巷→720运输巷→691轨道上山→691平巷→副斜井→地面煤仓730运输巷煤柱回收工作面→725运输巷→720运输巷→691轨道上山→691平巷→副斜井→地面煤仓三、辅助运输系统路线1、东翼辅助运输：地面→副井→691人行平巷→691东平巷→1204运输巷→1204煤柱回收工作面2、西翼辅助运输：地面→副井→691人行平巷→691轨道上山→720运输巷→725轨道下山煤柱回收工作面（730煤柱回收面）附图：新寨煤矿煤柱回收工作面运输系统示意图第二节通风系统（一）、通风方式各煤柱工作面采用全负压通风，利用原运输顺槽、原主运大巷和原回风大巷进回风，煤柱较小（在10m内）的地方无法负压通风时采用局部通风机通风（二）、风量计算井下需风量计算井下需风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算，现有通风设施必须保证各用风地点稳定可靠供风。Q矿=（∑QIa+∑Qhf+∑QμΥ+∑QSC+∑QΥf）×k矿通m3/min式中：∑QIa——采煤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∑QμΥ——硐室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∑QΥf——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和m3/minKaq——矿井通风系数（抽出式Kaq取1.15-1.2,压入式Kaq取1.25-1.3）(一)、矿井用风量风量计算1、1202回采工作面的风量计算(1)按气象条件计算Qcf=60×70%×Vcf×Scf×kch×kcl=60×0.7×1×2.96×1×0.9=112m3/min式中：Vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/SScf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小空顶距有效断面的平均值计算，m2；kch——采煤工作面采高调整系数，具体见表2；kcl——采煤工作面长度调整系数，具体见表3；70%——有效通风断面系数；工作面控顶距取最大控顶距是4.2m和最小控顶距3.2m的平均值为3.7m；表1采煤工作面风流气温与对应风速采煤工作面进风流温度/℃采煤工作面风速/（m·s-1）<201.020～231.0～1.523～261.5～1.8表2采煤工作面采高调整系数表采高/m<2.02.0～2.5>2.5及放顶煤面系数1.01.11.5表3采煤工作面长度系数表采煤工作面长度/m长度风量调整系数(kd)<150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2>1801.30～1.40(2)按瓦斯涌出量计算Qcf=100×qcg×Kcgm3/min=100×0.5×1.2=60m3/min式中：qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量1.5m3/min。Kcg——采煤工作面瓦斯涌出不平均的备用风量系数，正常生产时连续观测1各月，日最大瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；该采面取0.5m3/min100——采煤工作面回风巷风流中的瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。(3)按二氧化碳的涌出量计算Qcf=67qccKccm3/min=67×0.42×1.5=42.21m3/min式中:qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量m3/min。Kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不平均的备用风量系数正常生产时连续观测各月，日最大二氧化碳涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；该采面取0.42m3/min67——采煤工作面回风巷风流中的二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。(4)按工作人员数量验算Qcf≥4Ncfm3/min=4×20=80m3/min式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数；4——每人需风量，m3/min（5）按工作面一次炸药消耗量计算：Q采=25AQ采—采煤工作面需要的实际风量m3/min25—每kg炸药爆破后需要的风量（m3/min）/kgQ采=25×9=225m3/min(6)按风速进行验算验算最小风量Qcf≥60×0.25Scb验算最大风量Qcf≤60×4ScgScb=lcg×hcf×70%式中：S——工作面平均断面积m2按最低风速验算：Q采＞15×S=15×2.96=44.4m3/min按最高风速验算：Q采＜240×S=240×2.96=710.4m3/min采煤工作面0.25m/s≤V≤4m/s。44.4m3/min≤225m3/min≤710.4m3/min经计算1202工作面需风量取225m3/min。而现在采面配风为378m3/min。1205回收面需风量与上同。2、掘进工作面需风量计算1204运输顺槽掘进工作面需风量计算：(1)按瓦斯涌出量计算Qhf=100×qhf×Khfm3/min=100×0.4×1.2=48m3/min式中：qhf——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量m3/minKhf——掘进工作面瓦斯涌出量不平均的备用风量系数，正常生产时连续观测1各月，日最大瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取1.2m3/min.100——掘进工作面回风巷风流中的瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。(2)按二氧化碳的涌出量计算Qhf=67qhcKhcm3/min=67×0.25×2.0=33.5m3/min式中:qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/minKhc——掘进工作面二氧化碳涌出量不平均的备用风量系数，正常生产时连续观测1各月，日最大二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取0.10m3/min67——掘进工作面回风巷风流中的二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。取K=2.0(3)按人数计算Qcf=4Ncfm3/min=4×8=32m3/min式中：Ncf——掘进工作面同时工作的最多人数，按交接班时计算；4——每人需风量，m3/min（4）按工作面一次炸药消耗量计算：Q采=25AQ采—采煤工作面需要的实际风量m3/min25—每kg炸药爆破后需要的风量（m3/min）/kgQ采=25×5=125m3/min（4）按局部通风机实际吸风量计算需要风量:Q掘=Q扇×H×KfQ扇—局部通风机的实际吸风量，局部通风机型号YBT--2×5.5，风量130-240m3/minQ掘—煤巷掘进工作面需风量H局扇台数取1台Kf为防止局部通风机吸循环风备用系数取1.2Q掘=240×1.2=288m3/min(5)按风速进行验算煤巷掘进最低风速验算Qaf≥60×0.25Shf，式中：Shf——掘进工作面的断面积m2即：Qaf>15Sm3/min=15×4=60m3/min按煤巷掘进按最高风速验算Qaf≤60×4.0Shf，Qaf≤60×4.0×4.0=960m3/min掘进工作面：0.25m/s≤V≤4m/s。60m3/min≤288m3/min≤960m3/min综合以上计算,1204运输顺槽掘进工作面供风需风量为288m3/min。3、独立供风机电硐室所需风量分配：机电硐室：供风量为80m3/min绞车硐室：供风量为80m3/min其它：供风量为150m3/min4、矿井需要总风量Q矿=（∑Q掘+∑Q采+∑Q掘+∑Q其它）×K系∑Q掘掘进工作面风量总和，1个掘进工作面，供风量为125m3/min.∑Q采回采工作面风量总和，2个回采工作面，供风量为2×225=450m3/min.∑Q修—730运输巷维修点按150m3/min.配置。∑Q其它—井下风门巷道的漏风总和，供风量为200m3/minK—矿井通风系数，取1.3Q矿=（288+450+150+150）×1.2=1223m3/min五、矿井总回风量Q回=Q进×k1×k2×k3m3/min式中：Q回——矿井总回风量m3/minQ进——矿井总进风量m3/minK1——井下空气膨胀系数，取1.02K2——地表裂隙及小窑漏风系数，取1.05K3——有害气体的涌出系数1+C，C为总回风流中有害气体含有率，经计算K3=1+0.001=1.001。故：Q回=Q进×1.02×1.05×1.001=1223×1.02×1.05×1.001=1311m3/min根据以上计算显示：矿井总进风为1223m3/min，总回风为1311m3/min；而上月测风总进风量为1456m3/min，总回风量为1461m3/min.现有风量大于分配风量，能满足现有通风要求。6月份风量分配计划表（2017年6月）序号地点计划风量m3/min备注1主斜井进风500矿井进风2行人井进风610矿井进风31202采面22531205回收面225在725轨道下山41024掘进面288如东二轨道上山风量不足，风机安设在691人行平巷内5730运输巷维修150架厢、沉底、安道6其它用风地点150井底车场联络风门、691回风联络巷、720回风联络巷、730回风联络巷8总回风巷1311（三）、通风路线1、东翼通风路线：地面→副井→691行人平巷→691东平巷→东二轨道上山→东翼回风巷→采区回风下山→总回风巷→风井→地面2西翼通风路线：地面→副井（主井）→691行人平巷→691轨道上山→720运输巷→725轨道下山→725回风上山→西翼回风巷→采区回风下山→总回风巷→风井→地面3、西翼通风路线：地面→副井（主井）→691行人平巷→691轨道上山→730运输巷→西翼回风巷→采区回风下山→总回风巷→风井→地面4、1202采面通风路线：地面→主井→轨道下山→轨道运输斜巷→1202运输巷→1202回风巷→回风下山→西翼回风巷→采区回风下山→总回风巷→风井→地面（四）、通风设施的调整及前后变化情况随着各处煤柱面的回收，该及时密闭的巷道，必须及时密闭，时风流沿回收地点进风，才能满足通风需要。详见煤柱回收工作面通风系统图第三节安全监测监控系统及人员定位管理系统矿井设KJ70N型安全监测监控系统一套，由地面中心站、监测监控分站、传感器及传输线路等组成，地面中心站安设监控主机2台，地面设KJF-39监测监控分站1台，井下设KJF-39监测监控分站4台。矿井安设模拟量传感器32个，其中，甲烷传感器10台、一氧化碳传感器4台、温度传感器4台、风速传感器5台、负压传感器1台；安设开关量传感器2个，其中，风门开关传感器2台、设备开停传感器3台、烟雾传感器1台。系统具有故障闭锁、防雷电保护功能，系统各种状态下的监测、报警、显示、储存、报表功能齐全。瓦斯、CO等有害气体检查：各煤柱回收工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔3～5小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯、CO检查牌板应设置在进风顺槽（回风顺槽）中传感器设置位置附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。瓦斯、CO等有害气体监测：加强对工作面瓦斯、CO等有害气体的监测,在距工作面回风顺槽出口5～lOm处、工作面上隅角及距工作面煤壁不大于10m的回风巷侧安装安全监测系统的瓦斯、CO等传感器,瓦斯报警浓度≥1%、断电浓度≥1.5%、复电浓度＜1.0%,断电范围为工作面及其运输顺槽、回风顺槽内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔1月调校一次。传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。每班瓦斯巡检人员每天使用光速瓦检仪、便携式甲烷检测报警仪于甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数最大者为依据，采取安全措施，并立即通知安全检测工，在8h内将两种仪器调校好。井下电焊或切割金属制品时，必须编制安全技术措施，经批准后方可进行施工。监控维护人员每7天对全井所有探头进行校对，发现问题及时处理。矿井安设KJ128A型人员定位考勤系统，该系统由地面主机、井下定位分站（读卡器）、人员识别卡、传输线路等组成。地面设主机1台，配备人员识别卡150个，在井口及井下有人员活动的巷道出、入口、重点区域、巷道分支处、出入口处及限制出入区域设置分站2台和读卡器10台，实现井下人员考勤自动化管理。第四节综合防尘系统（一）防尘供水系统各煤柱回收面的防尘用水,由地面水池沿主井进入各煤柱工作面运输顺槽、回风顺槽,供给两顺槽和工作面的用水。运输顺槽供水管路选用￠50mm的水管,每隔50m设一个三通阀门及支管,在水管进入顺槽处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。回风顺槽供水管路选用￠50mm的水管,每隔100m设一个三通阀门及支管,在水管进入顺槽处安装闸门，给除尘水幕供水。（二）防尘措施1、控制好风速对防尘具有良好的效果，回采工作面为1.5~2.5m/s.2、采煤工作面回风平巷设置一处净化水幕和二组隔爆水棚。3、运输巷设置二处防尘喷雾装置，能自动控制风流净化水幕。4、各装煤点下风侧10米处分别设置控制风流净化水幕。5、有转载点地方设置喷雾洒水降尘，并根据风流中粉尘浓度而开启供水阀门。6、定期清尘：设专人每个月定期清扫和刷洗巷道周壁沉积的煤尘，以防止煤尘在井下堆积超标并清运出矿井。7、装药必须用水炮泥，放炮后进行洒水降尘。8、运输平巷和回风平巷各设置一个压风自救硐室，每个硐室内安装八个减压装置，压风自救每个头供风不小于0.1m³/min。9、个体防护：采煤工作面的人员按《煤矿安全规程》规定佩戴安全防尘口罩。10、煤尘冲刷：对工作面回风顺槽每旬冲刷一次，进风顺槽每月冲刷一次，工作面、支架及其它部位每班冲刷一次。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面运输顺槽、回风顺槽均安装3组软质隔爆水棚。2、隔爆水棚安装质量要符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》要求。3、每处棚区长度不低于20m,每棚间距1.2-3.0m,隔爆水袋40L/个,总水量不得低于2000L,确保单位面积水量不少于200L/M2,做到经常冲刷，保证水量。4、隔爆水棚距工作面60～20Om,总共安设3处隔爆水棚。(四)、防止煤层自燃发火技术措施㈠防治措施1、工作面生产过程中，要将采空区内的物料回撤干净，严禁留有物料。2、要定期对两巷进行清理，严禁在巷道内堆积浮煤。3、加强采煤工作管理，保证正规循环进尺，加快推进速度，提高回采率，减少丢煤量。4、回采期间，要加强两巷的支护，防止巷道冒顶，对因冒顶而形成的顶板空洞，要及时充填封闭。5、设备列车、油脂库、刮板输送机头尾等按规定配置灭火器、沙箱及其它灭火工具。6、每周对工作面回风顺槽上隅角气体取样分析一次，对自然发火做好早期预测预报。7、当采空区顶板未能冒落存有悬顶时，运输顺槽端头放顶线处应使用旧风袋挂严挡风帘，并随端头回柱及时恢复，尽量减少向采空区漏风。8、当工作面推至停采线时，应及时对采空区进行封闭。㈡监测和检查1、矿井安全监测系统在工作面回风顺槽出口处各安装一台甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器。甲烷传感器报警浓度为≧1%，一氧化碳传感器报警浓度为≧0.0024﹪,温度传感器报警值为30°，当工作面风速低于规定值时，风速传感器应发出声光信号。2、安全监测系统每班必须由专职人员进行检查，确保监测系统灵敏可靠。3、定期对工作面回风隅角和回风流中的气体进行人工检查和气体分析。4、对监测系统数据及时进行分析，发现温度上升明显，CO浓度超过0.0024％或增加较快时，要及时组织进行撤人，防灭火等。附图：煤柱工作面安全监测系统示意图第五节排水系统东翼轨道上山煤柱位于691水平东面，顶底板为泥质砂岩均不含水，经现场观测顶底板只有少量浸水，受裂隙及构造发育程度控制，东翼正常涌水量：0.5m3/h，矿井最大涌水量：1m3/h。水自流进入副井临时水仓经副井排除地面污水处理池。西翼725轨道下山迎头经现场观测，顶板无淋水，底板有一定的浸水，该处的积水通过潜水泵抽入副井井底临时水仓，经副井排出地面污水处理池。煤柱回收工作面及采空区的积水主要经排水管路排至副井泵房后排至地面。691水平以下的采空水和底板浸水主要中央水泵房及主、副水仓，水仓总容量200m3，水泵房内安装D25-50×3型水泵3台，1台工作、1台备用、1台检修，流量25m3/h，扬程150m，电机功率30kW，电压等级660V，双回路供电，电源引自井下中央变电所660V侧不同母线段，主排水管路采用φ65×4mm无缝钢管，沿主斜井一侧敷设两趟。中央水泵房设甲烷传感器1个、一氧化碳传感器1个、温度传感器1个。中央水泵房通道设防水防火密闭门。排水系统为二趟排水管路沿主斜井井筒一侧敷设，将井下涌水排至地面沉淀水池。采掘工作面及采空区的积水经排水管路排至中央泵房后排至地面。附图：煤柱回收工作面排水系统示意图第六节供电系统与上节生产现状的供电相同第七节井下消防降尘及供水施救系统井下消防和供水施救系统与防尘管共用。第八节采空区防灭火系统采空区防灭火采用对采空密闭的方法，对井下采空区气体进行采集、分析和监测。第九节压风自救系统主斜井工业场地设空气压缩机房，安装UT-100A型螺杆式空气压缩机2台，流量12.84m3/min、排气压力0.7MPa，电机功率75kW，电压等级380V;电源引自风井工业场地10kV变电所380V侧。入井压风主管路采用φ