某庄煤矿初步设计说明书

某庄煤矿位于沁水煤田晋城矿区东部，行政区划隶属于长治管辖。面积1.7m3/t。可弯曲刮板机、破碎机、机等。采空区采用全部垮落法处理顶板。 摘 目 第一章概述和地质特 第一节矿区概 二、交通条 第二节地质特 二、地质构 三、水文地 第三 第二章境界与储 第一节境 第二节地质储 第三节计算可采储 第四节可采储量的计 第三章矿井工作制度、生产能力及服务年 第一节矿井工作制 第二节矿井生产能力及服务年 第四章开 第一节开拓基本问 一、开拓方式及井口位 第二节矿井基本巷 第五章准备方 第一节煤层地质特 一、带区位 四、水文地 六、地质构 第二节带区巷道布置及生产系 第六章采煤方 第一节采煤工艺方 三、回采工 第二节回采巷道布 六、工作面第七章井下第一节系统及方式的确 一、井下煤炭方式选 二、辅助第二节设备的选择与计 二、辅助设备选 第八章矿井提 第一节主斜井提升设 第二节带式输送机的计算和配 第九章矿井通风与安 第一节通风方式的选 第二节矿井风量计 第三节计算负压及等级 一、风 二、等积 第四节选取扇风 一、设计依 三、反风措 第五节安全生产技术措 二、防尘措 三、防火措 四、防水措 五、顶板管 六、其 七、避灾路 八、安全出 第六节井下安全避险“六大系统 一、监测二、人员定 三、紧急避 四、压风自 五、供水施 六、通信联 第十章技术经济指标及环境保 第一节劳动定员及劳动生产 一、定员范 二、定员依 三、定员方 第二节矿井主要技术经济指 第三节环境保 二、各种污染的防治措 致 第一章概述和地质特第一节900km2。晋城矿区东部。 302010年，全市保留生产矿井200个左右。以潞安为龙头，通过收购、兼并、参 60%。抓好潞安屯留矿井、古201050%以上。3240105.7843.1％。第二节地质特 依据资源部和国家发展和20041340km2，面积为生产矿井利用。上马家沟组峰峰组0.40-16.00m，6.20m。为一套海陆交互相含煤沉积，是内主要含煤地层之一。主要由深灰～灰黑色5～685.0-125.75m119.92mK1砂岩与下伏地层整合接触。按岩性组合特征K1砂岩底至K215.28～26.55m22.81m。以深灰～灰黑色泥岩为由K2灰岩底至K428.69～40.32m36.89m。为深灰～灰黑色泥K4灰岩顶至K755.39～68.75m60.22m。为深灰～灰黑色泥岩、5），其中8号煤层为不稳定局部可采煤层，其余为不稳定不可采煤层。1、2274.93m。（八）第四系受区域构造的影响，构造形态总体为轴向近南北向的褶曲构造，发育一条走3°～6°，13°。S1背斜：位于西部晒里村东、碾头村西一线，内延伸长约2.05km，轴向NE5°～NE15°2-3°ZK3-1、ZK4-1S2向斜：位于西部底山村、碾头村一线，内延伸长约2.7km，轴向NE5°～NE20°4-6°，轴部由地面露头点控制。S3背斜：位于中部某庄主斜井西、窑圪坨东、平家西、西掌西一线，内S4向斜：位于南中部W5号西、W2号钻孔东一线，内延伸长约2.3km，轴3-7°，轴部由地面露头点和钻孔控制。S5背斜：位于南中部W5号钻孔东、W3号钻孔西一线，内延伸长S6向斜：位于中东部某庄主斜井东、东掌西、W3号钻孔西一线，内延伸6km，4-8°，轴部由地面露头点孔和钻孔控制。据三维和井下巷道，内发育陷落柱7个，呈椭圆状，直径30-（1-2-1）表1-2- 长轴短轴XY为东南高北西低，最高点位于东南部山梁，海拔1400.2m，最低点位于北部1019.70m380.50m，内无大的河流，各沟谷平时干枯无水，只是在雨季临时洪水短暂通过，由南向北汇入外西北向的漳河支流。属海河流域漳河水系。西北角为北宋水库，雨季水量较大。 结合区域奥灰水文资料，确定奥灰水位标高在635-640m力联系较弱，水具承压性。根据钻孔，岩溶裂隙不发育，一般消耗量不大。280～320mg/LHCO3-Na·CaHCO3-Ca·Na·Mg0.028～0.034L/s.m，0.21～0.24m/d240～490mg/L，pH7.3～8.2，HCO3-CaHCO3-CaNa 硬岩导水裂隙带高度，其为：HIi

（HIi

（43.5～57.9m61.8～72.3m。坚硬岩导水裂隙带高度，其为：HIi

（HIi

（60.42～70.42m59.30～75.04m。635-640m，15780m(1) p Q0ppK—富水系数（m3/t）；p001200kt/a，330P03636.36t/d，井下正常涌水量0井涌水量时富水系数（Kp）0.858m3/t。037272.72t/d第三节119.92m，5.54m4.62%。57.55m，38.34m，9.05%。6.06%。（C3t3局部为细砂岩。3号煤层为批采煤层，底板标高在+890——m。1515号煤层俗称“臭煤”。位于太原组下部，煤层厚2.60～4.36m，平均3.67m，结构简单，大部含1层夹矸，有时不含夹矸，局部含2层夹矸，属全区稳定可采煤 表1-3- 36.72-0-泥岩2.6-0- 石灰泥岩（1）3（2）156.66—10.30m，8.85m，属非常稳定顶板。局部发育7m。2.3、15315铁矿散晶及细脉。层状构造，条带状结构。31.43t/m3，1.48t/m3。151.46t/m3，1.51t/m3局部见细条带状粘土，15表1-3- 煤质特征发热量Qgr,d1-31-25.01-1-29.15-2.90-1-24.48-9.25-1-28.53-据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2011]728号文,山西长治某庄煤业生产3号煤层，201030（30）4.35m3/min,相对1.7m3/t,7.15m3/min，二氧化碳相对涌出量为煤尘0501-MB-D0008）3号煤尘具有性据邻区雄山煤 表1-3- 煤尘性试性3有95有5有5有表1-3-4 3Ⅲ9ⅡⅡⅡ9、151～3°/100m。第二章境界与储第一节境积16.702km2。批准开采3号、15号煤层，开采标高 m第二节按照中民地质矿产部行业标准（DZ/T2015-2002）《煤、泥炭地质勘探计算面积为赋煤区面积，31516.7021km2979.97-依照中民地质矿产行业标准（DZ/T0215-2002）《煤、泥炭地质勘查规15°，资源储量估算方法采用地质块段法，如下D——视密度1.45t/m3，151.46t/m3。度、煤质、地质构造等因素进行划分，本3号煤层共划分出25个111b块段，41333，156111b，3122b，14333 333030第三节331，332333.331332，经分类333 =26797.9Z111b——探明的资源中经济的基础储量造复杂，煤层赋存不稳定的矿井，k0.7. 18727.5 Zs=Zg-P1---断层煤柱，防水煤柱，边界煤柱，地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和。=25108.9=17553.5=7555.4Zk=（25108.9-2823）*0.75 18002其中，3 =12677.915

=5324.335m10m表2-4- 储量计算 单位永久煤柱损场地和主要井巷煤第三 第一节第二节240万t，理由如下：3240万t140万t，是可行的，也是合理的。有较合理的服务年限。300万t42.6a，与设计规范规53.3a，50经上述分析论证，总体设计所确定的240万t井型是合理的第四章开第一节开拓基本问题一、开拓方式及井口位置 内可采煤层有2层，煤层间距25—29m不等，间 矿井煤炭流向为向西北方向的乡镇公路，故主井及工业场地位置宜选择在靠近中部。高级储量大部分分布在第3’勘探线和第5’勘探线与经纬网格线纬线 主斜井井口标高m，井底标高+962m，12654m，井筒内装备带式输送机，兼做矿井的安全出口。副斜井井口标高m，962m，倾角51021m，采用无轨胶轮车，兼做矿井的进风井和安全出口。26m共用，轨道和回风三条大巷。井下设三组大巷，中部大巷，布置在中部向斜的东翼，基本沿15号煤层设+960m大巷，与大巷相隔70m，在15号煤层布置轨道大巷，沿3号煤层布置回风大巷，这组大巷服务于中部东西两个盘区。北部大巷与南部大巷布置与中部大巷一样，分别服务北盘区与南盘区。平家村以北，井口标高m，井底标高+981m176m，净直径Ф5m，井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。后期风井采用边界式通风系统，即在全共划分6个盘区，每层煤3个，移交的首采区为31盘区。形平坦，场内建筑物依现边界布置，分区明确，布局合理，功能合理，功能齐主斜井井口标高m，井底标高+935m，10605m，井筒内装备带式输送机，兼做矿井的安全出口。副斜井井口标高m，960m，倾角6765m，井筒内行走无轨胶轮车，兼做矿井的进风井和安全出口。巷相连。主斜井井底煤仓为上提式，井筒落底后，通过井底煤仓与大巷相连。共用，轨道和回风三条大巷。 沿15号煤层设+960m大巷，与 大巷相隔70m，在15号煤层布置轨道大巷，沿3号煤层布置回风大巷。家村以北，井口标高m，井底标高+960m149m，净直径Ф5m，井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。后期风井采用边界式通风系统，即在南全共划分6个盘区，每层煤3个，移交的首采区为31盘区1515表4-1- 1北部23456好好789831311112压合计(1) 表4-1- 元元元（一）200m。×3＝3.6mQ采＝M1lLrC1M2lLrC2At/a；l—回采工作面长度，200m；Q采=220.810%考虑，则Q为：Q掘＝KQ＝22.14-2-1。表4-2- 采高年推进年生产能力（万311第二节175m。装备梯子间作为安全出口。故表5-1- 井筒特征辅助、进 123500mm，坚硬基岩100mm，锚杆采用Ф18mm、L＝1800mm800mm；500mm，100mm，锚杆采用Ф20mmL＝2200mm150mm，锚杆采用Ф18mmL＝2000mm由于矿井煤炭提升及均采用胶带，而辅助采用防爆无轨胶轮车，辅助、。、有变电所水泵房水仓管子道等硐室变电所水泵防联合布置，、。、主斜井井底设有井底煤仓，采用圆形直立普通煤仓井底煤仓净直径8.0m，高度25.0m，1821t。为满足井下消防要求， 大巷与轨道大巷间设有一消防材料库，采用锚喷， ， 2-5-1343m34866m3表2-5- 倾（度度掘进体积净1变电所及通道岩2岩3岩4岩5岩6煤7煤8煤91(1)拆迁物，平整工业场地1-215-3-1表5-3- 序号123456789233.第五 第一节岩砂质泥岩局部为细砂岩3号煤层为批采煤层底板标高在+890——m。3光泽，参差状—阶梯状断口，内生裂隙发育，见垂直裂隙，3号煤层裂隙中充填有。31.43t/m3，真(相据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2011]728号文,山西长治某庄煤业生产3号煤层，201030（30）4.35m3/min,相对煤尘根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘性鉴定报告（晋煤检【2011】道中的粉尘，并经常进行洒水除尘，避免发生煤尘事故。向近东西向（西掌正断层）的和一条近南北向的（F1正断层）正断层，内地层倾3°～6°，13°。 带区准备方式存在的问题，如辅助、行人比较的问题在采用无轨胶轮车后可1624m，2255m，面积约m2采用集中大巷布置分煤层开采的方式对进行开采，即将大巷和轨道大巷布之后，再采15号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，带区内开掘一条带区辅助巷，轨道大巷和大巷掘至一定位置时掘进进风行人斜巷和材料斜巷至3号煤的带区辅助巷并继续开掘顺槽和回风顺槽至 大巷，下条带的掘进出煤经下条带的溜煤眼至大巷。即每条带，采巷掘进的方式掘进工作面的顺槽和轨道顺槽,工作面回采时,密闭另一倾斜长壁综采放顶煤开采，工作面布置放顶煤支架，双滚筒采煤机，前后刮板输送20m20m30m。回采时一，天左右工作面采用顺序即先采3101再采310231033104……依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面100眼→大巷（可伸缩胶带输送机）→井底煤仓→主斜井→地面。（工作面回风）顺槽→采区水仓→轨道和大巷→井底水仓→管子道→副斜（Q采＝M1lLrC1M2lLrC2At/a；l—回采工作面长度，200m；C10.95；Q采=220.810%考虑，则Q为：Q掘＝KQ＝22.1Q矿＝Q采Q掘＝220.8+22.1＝242.988.3%75第一节．3自70年代在开滦矿务局矿试验成功厚煤层倾斜分层下行垮落金属网假顶综合312m④工作面处在减压带，降低了支架吨位和支护成本5～12m12.5～13.0m，4.5～5.0m（6.72—9.71m8.34m，有合适的采放比。技术比较后，设计确定3号煤层采用长壁综采放顶煤采煤法。．1515 3号煤层以一个综放工作面保证年产2.4Mt/aA1.5m1.6m。CQmQyfDNMtQYD——年生产天数f——能力富裕系数，1.3；N——日作业班数，4M——每日检修班数，1T——每班工作时数，6h;则 如下V Vc

60

VmaxK1.15。N60HVmaxHWHW0.9kWh/m；N60HVmaxHwK6032.310.90.9表6-1- YBCS-量QcQCKcQm1.2361.8434t/表6-1- 长度 电机功率电压等级SGZ-QGH≥Qf×Kf=514×1.5=Kf－工作面放煤流量不均匀系数，取Kf=1.5表6-1- 长度电机功率电压等级备注SGZ-机 Qz 机输送能力，t/h；Kz— QZKzQc1.1876964t/ 长度电机功率电压等级备注表6-1- 力寸寸

输送能最大输送长度 带宽机电功率 S7.5，m；式 （°

P=（6-=（6-表6-1- 支架中心距4510；；c、后排立柱之间布置宽形四连杆机构，这种机构使支架具有较小的梁端变化推力，防止端面漏冒发生。经过顶梁和掩护量的反复支撑和卸压，顶煤被矿压压酥至 ，其主要技术参数见表6-1-8。表6-1- ）））(转5表6-1- 公称流量电压 表6-1- 容量1台112架3端头液压支架224架444前刮板输送SGZ-部115后刮板输送SGZ-部116台1127机部118PCM-部119部224m根8DW30-根JH-台22台227BZ-台22MYZ-台22台44台33台11该煤矿地质条件较简单，无断层，煤层倾角平缓，该煤层平均厚度为8.30m，采煤工作面使滚筒采煤机，其布置方式为：面向工作面时，采煤机的右滚筒应（二）顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机。（五）0.6m。CDE采放比388.3%75%，满足放顶煤回采率的要求。56根据工作面情况，采煤、机电维修、安全员、瓦斯监测员、送料工、开溜工、泵站、顺槽皮带为专业工种，由专人负责；其它工作均由综合工种完成。1222282采煤3339331机机36泵站11391112222444312表3- 1m2m3度3-4%5m6t7万8%9t/人月m3m第二节1624m，2255m，面积约m2采用集中大巷布置分煤层开采的方式对进行开采，即将大巷和轨道大巷布15助巷，轨道大巷和大巷掘至一定位置时掘进进风行人斜巷和材料斜巷至3号煤的带区辅助巷并继续开掘顺槽和回风顺槽至边界,然后开掘开切眼处煤经溜煤眼至大巷，进风通过行人进风斜巷与大巷相连，本条带的掘进出煤经溜煤眼至大巷，下条带的掘进出煤经下条带的溜煤眼至大巷。即每条带，采巷掘进的方式掘进工作面的顺槽和轨道顺槽,工作面回采时,密闭另一倾斜长壁综采放顶煤开采，工作面布置放顶煤支架，双滚筒采煤机，前后刮板输送20m20m30m。回采时一，眼→大巷（可伸缩胶带输送机）→井底煤仓→主斜井→地面。（工作面回风）顺槽→采区水仓→轨道和大巷→井底水仓→管子道→副斜（、、为了保证采煤工作面正常根据回采工作面和掘进工作面的推进速度全矿配6-4-1。表6-4- 综掘工作面机械设备配备 1EBJ-台112带式QZP-7台113STJ-部114SCF-台115MQT-台1126JK-台117台2248HQ-台1129台112天左右工作面采用顺序即先采3101再采310231033104……依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面100第七章井下第一节系统及方式的确、提升方式开拓部署及目前国内井下主技术装备发展情况，设计确定大巷主运输采用胶带输送机。主要理由如下：、 具有能力大、潜力大、连续、效率高、操作简单，容 ，无轨系统一般采用无轨胶轮车，其优点是不需要铺设轨道机动灵活，无轨胶轮车从地面可直接到达井下工作面，适合于近水平煤层的连续，巷道倾角一般不大7°。缺点是要求断面较大，大巷需要铺混凝土底。，，鉴于无轨胶轮车具有系统简单机动灵活，可实现辅助从地面到达井下工作面的连续等优点。故而，本矿井辅助方式选用防爆无轨胶轮车。，第二节设备的选择与计根据《煤炭工业设计规范，结合当前的设计思想及理念，本矿井开拓巷道均采用煤巷，这样,井下不采用传统的电机车方式。布置胶带机大巷采用胶方式，根据运量与运距，大巷采用DX4-GX胶带输送机能力吨/时,输12.4Mt/a，8m，1800t。井下煤流系统为井下顺槽带式输送机将原煤直接到大巷带式输送机由大巷带矿井初期移交时装备大巷带式输送机，担负矿井早期煤炭任务。胶带输送大巷都是进风巷道，风速小于4m/s大巷带式输送机移交时安装长度600m。其初始参数：运量Q=960t/hL=997m，巷道倾角β≈5°～0°，其服务年限与盘区服务年限相同。大巷带式输送机移交时安装长度600m2500m。由移交时位置到达后期安装位置的时间间隔大约要30年左右。大巷带式输送机初始参数：运量Q=960t/h，长度L=600m（移交）／2500m（后期），巷道平均倾角β≈3-5°，其服务年限与盘区服务年限相同。2V=3.15m/s。下面以东翼上仓斜巷带式输送机为例，校核装料断面输送能力：QO=3.6SVkρ=3.6×0.1040×3.15×0.99×950=1109t/h>S=.1040（30°；k=0.99（β≤5°；ρ——原煤松散密度，ρ=950kg/m3；DX4—GX1250Q=B=V=L=mβ=°=f=μ======108mmL=150mm=m=mC==NFH＝［qR0+式中：δ18°FNd80m具体方法是把主要阻力乘以系数C，即b.d.以上中参数：B—输送带带宽30°；Cs=0.5（εAPp=3×104—10×104N/m2；＝80834N(2500NPA＝Fu×＝80834PM＝PA／η＝311式中：ηη＝0.8211本带式输送机采用头部单滚筒单电机电机传动，布置形式见图7-1-1 =

e Fyl

空段阻力Fk,FkqBLfgcosqRULfgqBLgsin=—重段阻力FZhqBqGfcossin

4，3。 qBqGgLRO(24.6388.18)

8

8F4> F'minqBgLRU8fmax

8mbF

1000125011.1 围包角F/F G=F3+F4YZL100绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保带处于张紧状态。筒为Φ800mm的胶面滚筒。尾部绞车拉紧。④器：B3SH12 2⑤液粘软启动 2 2 11069m150m/100m/月。工作制度：330d/a，每日四班作业，三班，每班时间按5h计考虑正常生产与工作面安装和搬家辅助种类及运6429×143×2000，1700×500，6t。1%70t/d。4t/d，330t/d支架13架/d、与机电设备200t/dSi—第i段距离Vi—第i，km/hS—总距离t=t1+t2+t3+39min。(4)无 设备选。根据本矿井辅助内容和距离特点，无轨胶轮车主要按国产设备选型，依据国内心生产的井下防爆无轨辅助胶轮车支架及大型设备的拖运、铲装车。12、矸石材料、设备车Q—矿井每天出矸量和水泥沙石使用量t/d；N=270×64/15×60×5=3.84(4材料、设备车材料车担负从地面到井下掘进工作面的材料、设备任务。设备台数计算同运矸车辆计算。N=130×64/15×60×5=1.84(2支架车高工效，矿井还配备了WC3E型无轨胶轮材料车和6人座管道安装车。经计算，配备的辅助车辆详见表7—2—1。表7-2- 1234TY6/20FB客WqC2J(A)型客厢式生产指挥54744244123重量202t/126参考外形尺寸8280×充填式实芯轮胎 56789WC3E64221142211重量76参考外形尺寸(6400×6200×设备、下放材料等辅助提升任务，采用无轨。第一节（一） 井下煤炭全部带式输送机的特点，本矿井主斜井选择带式输送机 3，1主斜井井筒长度L=654mm倾角α=12°主斜井井口标高 .00m矿井服务年限相同。井下原煤通过顺槽带式输送机到大巷带式输送机，由大巷带式8﹣2-1带式输送机原始数据表班4m%m%°%℃主斜井带式输送机量（Q）的确Q=A×K1×K2/M×N=627式中：Q，t/h；A——矿井年产量，2.4Mt/a；K1——不均衡系数，1.15；K2MN，16h/d1000mm，V≥4.0m/s。QO=3.6AVkρ=3.6×0..0674×4.0×0.93×950=857t/h>θ=10°；β=12°；ρ——物料松散密度，ρ950kg/m3。Q=690t／hB=1000mm；V=4m／s；L=654m；角度α=12°；阻燃防有盘形制动器2套和低速逆止器2套；1套 第二节Q=B=V=4L=mH=mβ=°=f=μ======m=mC=mFH＝［qR0+式中：δ18°FNd80m具体方法是把主要阻力乘以系数C，即b.d.本设备没有犁式卸料器，故以上中参数：B—输送带带宽30°；Cs=0.5（εAPp=3×104—10×104N/m2；倾斜阻力＝106083N(2500NPA＝Fu×PM＝PA／η＝518式中：ηη＝0.82F1= e F2

空段阻力Fk,FkqBLfgcosqRULfgqBLgsin=—重段阻力FZhqBqGfcossinLg4，3。

qB

8F5 F'minqBgLRU8

8mbF

1000200012.1 双滚筒传动功率分配计算（按最小张力计算

e1

e2P1+P2=518KW133KW2385KW1选择YZL—50的 绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，装 带式输送机的配置，主斜井井筒倾角12°，采用机尾绞车拉紧方式，对停机及意外停电装置能实现自动制动，可靠地确保带处于状态。，ST2000表8-2- 主斜井带式输送机技术参数及特征1量2原煤（0-3456度7m8m9N（MT668-YBKYSS-台12V器机尾绞8-2-ZY-KZP-22机、器、滚筒、除铁器等设备的安装、、检修工作。修、工作。第一节据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2010]746号文,山西长治某庄煤业生产3号煤层，200830（30）4.12m3/min,相对涌1.51m3/t3.25m3/min，二氧化碳相对涌出量为据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2011]728号文,山西长治某庄煤业生产3号煤层，201030（30）4.35m3/min,相对1.7m3/t,7.15m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.8m3/t，13240t，煤 表9-1-1 煤尘性试性3有5有5有表9-1-2 3ⅢⅡⅡ9、151～3°/100m→工作面第二节

0.007

Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ车+ΣQ其它）×K∑Q采=Q采+QQ准——准备工作面的风量，m3/min50%考虑。Q采100q=100×7.9×1.4/60=18.4采Q采=100×q1×K采式中：Q—采煤工作面所需风量，采Q采采式中：Q——工作面供风量，采9-2-1，1.0m/s；表9-2-1 表9-2- Q采Q4NcNc29Q采Q采Q采30.3m3/s。则∑Q采＝30.3+15.2=45.5m3/s。Q综＝100×q掘Q综=100×7.9×1.5/60≈19.75m3/sQ综＝Qf×Ii+15S/60（煤巷ff综（顺槽 综（顺槽Q掘式中：44m3；掘Q掘采用最低风速验算：Q

采用最高风速验算：Q

Q=19.75m3/s，3Q=4m3/s∑QQ＝（45.5+39.5+4+50）×5%≈7m3/s总Q=（45.5+39.5+4+50+7）×1.1=160.6m3/s161m3/s总1表9-2- 硫化氢Q柴表9-32-2 2人员79-2-3。表9-2- 47合（表9-2- 名断面风速5轨道大巷轨道大巷材料斜巷3轨道大巷轨道大巷材料斜巷 巷3号煤辅 第三节计算负压及等级孔（10～20ahrmax。Qf=（1.05～1.10）Q90%，它是矿井通风设计选择10%。hm

SP——井巷净周长，m；L——井巷长度，m；S400m，故取hz=0， ，表9-3- 容易时期通风阻力计算巷道长度净断面净周长风阻系数风阻风量风阻h风速123锚网喷索4锚网喷索56辅助大锚网喷索789表9-2-2时期通风阻力计算巷道长度净断面净周长风阻系数风阻风量风阻h风速123锚网喷索4锚网喷索56辅助大锚网喷索789锚网喷索hAhA——通风等积孔Q——总风量hQ2，根据矿井通风阻力等级分类标准回风立井服务范围内矿井为通风容易矿井矿井，9-3-3表9-3- 矿井通风难易程度2用以截断流动或防止瓦斯等有害气体自采空区向工作面扩散采用不燃性材料制作，用于疏导，主要设在掘进工作面有关的巷道中风巷之间的风门需安装和集 装置为防止矿井在反风 短路，在主要风路之间的风门应增设二道反风风门第四节20395m3/s，扇风机选K1、矿井通风量 QK2、通风容易时期负压：3、通风时期负压：1、扇风机风量计算KQ=K×QKHmin=hmin＋△h－hz=1648＋150=1798PaHmax=hmax＋△h＋hz式中：△h──通风设备阻力损失（包括风硐损失，△h=150Pa；3R=Hmin R=HmaxQQ QQ2

1

9-1) 9-4-1FBCDZ-10-№32CM点：Q＝180m3/s H

M2点：QM2＝182m3/sθ＝49º/41º ηtr—传动效率；直接传动时，容易时期叶片角度为43º/35º，时期通风机叶片角度49º/41ºFBCDZ-10-№32C310min，满足有关规程、规范的要求。第五节据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2011]728号文,山西长治某庄煤业生产3号煤层，201030（30）4.35m3/min,相对1.7m3/t,7.15m3/min，二氧化碳相对涌出量为根据试验结果，3、15号煤层均有煤尘性，开采中应采取相应防范措施，及时清除井下巷道中的粉尘，并经常进行洒水除尘，避免发生煤尘事故根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘性鉴定报（晋煤【-12、配备专职瓦斯检查员，安设瓦斯自动检测断电装置34、下井人员一律配带矿灯和自救器 明火作业，采用隔爆型电气设备5、如果使用，必须使用矿用安 ，井下放要实行“一三检”制度678910KJ83N55～100m3、采掘工作面、运煤处等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，经常洒水防5、经常检测中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道，防止粉尘过量积聚或6采区回风巷掘进巷道主要回风巷都必须安装净化水幕水幕雾化要好，78、为了防止瓦斯、煤尘事故扩大，回风井井口设有防爆门，井下巷道按规定设隔爆水棚。隔爆水棚的设点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求一切人员携带烟草和点具下井，井下及井口房内一般进行焊接作正确选择和合理使用电气设备加强保证输电线路完好设备正常运转机电硐室设烟雾监测火灾和灭火装置各胶带输送机巷和辅助大巷均铺设消放采用安全，明火放，不封泥放井下材料库设置抗冲击波活门和密闭门100m50m易燃物和可燃物以 的使用、保管和运送要遵守《煤矿安全规程12、井下变电所和水泵房应设防水门4治后采”的原则，防止发生透水事故。89、对封孔不好的钻孔，时应采取防透水措施该矿存在着突水性，采取以下防止突水的主要措施①在西部10：矿井防水煤柱主要有边界煤柱留设20m，采区边界煤柱留设10m，大巷煤柱留设30m。根据开采中的断层落差大小，在断层两侧各留设30m的防水煤柱。：必须立即发出警报，撤出所有受水患的人员。动机3台（185kW、660V）。主排水系统采管路沿副井敷设至地面污水处理池，1趟和主、副水仓，在水泵房和变电所通道内安设了防水。当水文地质条件清楚具备可靠的隔水边界资料后可在矿区或采区堵截水源，减少水的补给量，利用钻孔将粘土、水泥等材料注入含水层中，形成挡水帷幕，切断水补给通道。开采受水患的煤层时采掘工作面要设专职水情监视员水情监视员应具有很强的责任心和一定的防水经验采掘工作面还应建立水情记录设置的和警报开采受水患煤层特别是在险区作业应确定并及时修订井下人员遭遇水险的本矿井布置1个长壁式综合机械化工作面工作面支护采用高阻力支架顶板③工作面煤壁刮板输送机和支架都必须保持直线支架间的煤矸必须清理干20m：Ⅰ设备选型方面支架可选用多级护帮结构，增大护帮面积；提高支架的：支架支护，按规程要求加强三角区的；加快推进速度；尽可能采用俯斜开采。型式为高强树脂锚杆工作面安装前设金属顶梁和单体支柱补强安装后由支架支：为进一步观测矿山压力的显现规律，配备如下设备支架压力自记仪、顶板动：在空顶业。Ⅶ工作面推出切眼后，顶板仍不跨落要向汇报。220m内，须加强支护，安全出口设专人；制定安全措施，报矿主管批准；况，并有功能，便于矿井对损坏巷道和存在安全隐患的巷道进行；、Ⅻ工作面选用高阻力支架。、12345矿井投产前，应制定各种的避灾路线作人员的安全井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标牌以便井下人员在救灾指挥部的统一指挥下，准确无误地安全，减少不必要的人员伤亡。当井下发生瓦斯、煤尘时，必须首先佩戴好自救器，位于进风侧的人员，顺迎风方向组织。位于回风侧的人员，选择最近联络巷，进入进风侧，迎风至地面。其避灾路线如下：

顺槽→进风行人斜巷→大巷→主斜井（副斜井）→地面掘进顺槽→进风行人斜巷→大巷→主斜井（副斜井）→地面告后立即按预防和处理计划组织人员抢救灾区人员和实施灭作值班调度和为了保证矿工的生命安全预防突发性事故的发生所有井下人员均应配备化第六节根据《关于进一步加强企业安全生产工作（国发〔2010〕23号）和安监总煤装〔2011〕33号文《煤矿井下安全避险六大系统建设完善基本矿井为高瓦斯矿井煤层不易自燃煤尘有性根《煤矿安全规程、《煤矿安全系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007）的要求，矿井装备一套KJ90NB型安全生产监测系统该系统采用基于工业以太环网为传输平台的产品，由地面主机交换机不间断电源井下分站各种传感器断电控制器、28（或不同间隔）敷设至井底，形成监测系统井下工业以太环网。安全生产监测系统主机设在地面调度中心采用工业控制计算机双机热备在井下采煤工作面掘进工作面主要进、回风巷，巷道、机电硐室等处设置各种传感器，监测瓦斯、一氧化碳浓度、温度、控中心。当出现超限情况时，地面调度中心及现场均有声、光，通过断电器实现瓦斯风电闭锁、瓦斯断电、故障闭锁及其它必要的控制，并及时作业人员，、根据安监总煤装〔2011〕15号文《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定要求在井下避难硐（舱应配备独立的内外环境参数检测或监测仪器，1（副立井井底避难硐室1211全监测系统联网的矿井监测系统分站，并配置氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度等与分站配套的传感器，实现对避难硐室内外的环境参数进行实时。副立井井筒敷设在井下巷道内敷设的避险系统光缆在进入避难硐室前应穿20控中心之间的直通调度、、人员定位及无线通信等系统。12个移动救生舱安全监测部分设备及仪表的配置要求供货商严格按暂行规定1氧化碳、温度等与分站配套的传感器，实现对各救生舱内外的环境参数实时。接至救生舱的监测电缆在进入救生舱前穿防护确保在灾变发生时不被20m。设计按照《煤矿井业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）的要求，建设完善的井下人员。在本矿配置一套KJ251A型煤矿井下人员。该系统由地面计算机、交换机、不间断电源、井下定位分站（、人员识别卡、耦合功能的无线通讯设备，在井口及井下有人员活动的巷道出、、重点区域、巷道分支处及限制出入区域设置分站和及时准确地将井下各个区域人员的动态情况及变化情况以便在灾变情况下通知相关部位作业人员及时同时对施救行动进行在井下3个避难硐室内分别设置一台井下定位分站，在避难硐室和出口分别设置1台人员定位，对出、入避难硐室的人员进行实时监测。避难硐室内定位分站信号利用调度中心与避难硐室之间已有12芯光缆进行在井下可移动救生舱出处设置1台人员定 ，对出入救生舱的人员接至救生舱出处的电缆，应穿防护，确保在灾变发生时不被破坏，20m。井下避难硐室（救生舱）监测、空调制冷、净化、供电、供水等设备及食品，满足避险人员救生需要。矿井8212井下避难硐室（救生舱）1.21005016M16/1620M20/20强度的冲击波又能阻挡有害气体的防护密闭门第二道门采用能阻挡有害气40m，160m22.0m，8.0m20.3m永久避难硐室防护密闭门抗冲击压力不低于0.3Mpa，应有足够的气密性，，0.5l/min•0.5l/min•20min0.04%0.0024%以下。在整个额定防护时间内，紧急避险设施内部环1.0%一氧化碳浓度不大于0.0024%，温度不高于35摄氏度，湿度不大于85%紧急避100pa，避难硐室（救生舱）内按额定避险人数配备食品、饮用水、自救器、排5000kJ/d·1.5l/d·人。45min。避难硐室（救生舱）内设有与调度室直通的，并配备一定数量的消防救确定专门部门和人员对紧急避险设施进行和管理定期更换部件或设备保证括减压、节流、、过滤、开关等部件及防护袋或面罩。10min无缝，沿副立井井筒敷设，由井底车场至各盘区压风干管路选用D159×6无缝钢0.1MPa。管道在地面采用焊接连接且埋地敷设，在井筒中采用加设套85dB。0.8m装高度应距底板0.5m，便于现场人员自救应用。管路敷设要牢固平直，压风管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。压风要加强压风自救系统的管理与保证其完好