安全改造設計說明書

120/141淄礦集團云南新吉克礦業(yè)有限公司安全改造設計講明書淄博礦業(yè)集團設計院二O一O年八月

淄礦集團云南新吉克礦業(yè)有限公司安全改造設計講明書編制：孟壯徐正江校核：李慶明審核：張永安所長：丁亞軍總工程師：李繼強院長：翟濤淄博礦業(yè)集團設計院二O一O年八月

參加人員名單專業(yè)姓名職稱及職務簽字職責通防孟壯助理工程師編制機電徐正江工程師機電李慶明所長工程師校核機電張永安高級工程師審核采礦丁亞軍所長工程師所長采礦李繼強總工程師高級工程師總工程師土建翟濤院長高級工程師院長

目錄前言 1一、概述 1二、編制設計的依據 1三、改造的指導思想 2四、安全改造的要緊內容 2第一章礦井概況 3第一節(jié)概況 3一、地理概況 3二、井田概況 3三、建設概況 9第二節(jié)礦井現(xiàn)有要緊生產系統(tǒng) 10一、采掘系統(tǒng) 10二、運輸系統(tǒng) 12三、通風系統(tǒng) 13四、供電系統(tǒng) 14五、瓦斯抽放系統(tǒng) 16第二章安全改造的必要性 17第一節(jié)通風系統(tǒng)改造的必要性 17第二節(jié)瓦斯抽放系統(tǒng)改造的必要性 17第三節(jié)架空乘人裝置安設的必要性 18第四節(jié)副井提升電控系統(tǒng)改造的必要性 18第五節(jié)供電系統(tǒng)改造的必要性 18第三章通風系統(tǒng)改造 19第一節(jié)風量計算 19一、采煤工作面配風量 19二、掘進工作面需風量 22三、硐室配風量 27四、其它風量 27五、礦井需風量 27第二節(jié)礦井通風負壓計算 27第三節(jié)通風系統(tǒng)改造方案 29一、井筒方案提出與比選 29二、井筒及井下超速巷道擴修 32三、改造后的通風系統(tǒng)通風負壓計算 34第四節(jié)回風立井井筒設計 37一、井筒穿過地層概況 37二、井筒施工方法 38三、井壁結構 38第五節(jié)通風設備選型 40一、計算依據 40二、扇風機所需風量、全壓 40三、扇風機選擇 40四、確定扇風機工況點 40五、結論 41六、反風 41第四章瓦斯抽放系統(tǒng)改造 42第一節(jié)瓦斯抽放泵選型 43一、抽采管路管徑、壁厚計算及管材選擇 43二、管路阻力計算 43三、標準狀態(tài)下抽采系統(tǒng)壓力計算 45四、抽采泵工況壓力計算 45五、標準狀態(tài)下抽采泵流量計算 46六、抽采泵工況流量計算 46七、瓦斯抽放設備選型 47第二節(jié)瓦斯抽放泵站場地 49一、抽放瓦斯泵站位置選擇原則 49二、抽放泵站位置選擇 49第三節(jié)瓦斯抽放泵站配套設備 49一、正壓放水器 49二、防爆和防回火裝置 49三、防爆閥 49四、配氣口 50五、放空管 50六、旁通管 50七、避雷針 50八、循環(huán)水泵 50九、起重機 50十、監(jiān)測監(jiān)控設備 51第四節(jié)瓦斯利用 53第五章行人斜井運人設施 54一、選型依據 54二、鋼絲繩選型 54三、設備選型計算 54四、滾筒直徑與鋼絲繩直徑、鋼絲繩絲徑比： 54五、系統(tǒng)防滑驗算 55六、電動機功率 55七、防滑安全系數驗算 55八、結論 57第六章副井提升電控系統(tǒng)改造 59一、現(xiàn)有操縱系統(tǒng)概況 59二、改造緣故 59三、改造后操縱系統(tǒng) 59第七章供電系統(tǒng)改造 62第一節(jié)通風機房供電 62第二節(jié)瓦斯抽放泵站供電 62第三節(jié)礦井負荷統(tǒng)計 63第四節(jié)礦井地面變電所校驗改造 66一、現(xiàn)有概況 66二、地面35kV線路校驗 67三、下井電纜校驗 68四、要緊設備改造 69第八章風井工業(yè)廣場場地布置 71第一節(jié)場地平面布置 71一、總平面布置原則 71二、平面布置 71第二節(jié)場內排水 72第三節(jié)場內運輸及道路 72第四節(jié)場區(qū)綠化 72第五節(jié)管線綜合布置 72一、管線綜合布置的原則 72二、管線綜合布置 72第六節(jié)防洪排澇 73第九章安全專篇 74第一節(jié)通信與監(jiān)控系統(tǒng) 74一、通信 74二、檢測、監(jiān)控系統(tǒng) 74第二節(jié)安全與消防 75一、生產作業(yè)安全保障措施 75二、通風機房安全措施 75三、抽采瓦斯泵站安全措施 76四、消防 76第十章投資概算 78第一節(jié)通風系統(tǒng)改造投資概算 78一、井巷工程投資 78二、土建工程投資 79第二節(jié)瓦斯抽放系統(tǒng)改造投資概算 81第三節(jié)架空乘人裝置投資概算 84第四節(jié)副井提升電控系統(tǒng)和供電系統(tǒng)改造投資概算 84第五節(jié)風井工業(yè)廣場投資概算 85第六節(jié)總投資概算 88附圖：回風立井位置方案和通風系統(tǒng)圖F124-201045-01通風系統(tǒng)改造巷道斷面圖F124-201045-02方案三回風立井工業(yè)廣場布置圖F324-201045-01方案一回風立井工業(yè)廣場布置圖F324-201045-02瓦斯泵站設備布置系統(tǒng)圖F324-201045-03前言一、概述吉克煤礦位于云南省富源縣，是云南省東部重要煤礦之一，行政區(qū)劃隸屬富源縣墨紅鎮(zhèn)管轄。本區(qū)為中低山相間的高原構造侵蝕山地地形，山區(qū)地形切割強烈，海拔標高+2175～+1792m，相對高差383m，地勢東高西低，南高北低，中部低平。1、礦權設置情況吉克煤礦采礦權人為云南新吉克礦業(yè)有限公司，采礦證號：5300000620933。有效期九年，自2006年12月至2015年12月。開采范圍（即云南省國土資源廳批準的采礦權范圍）南北長約3.08km，東西寬約2.14km，面積6.58km2，截止2008年3月31日，全礦井共獲得各類煤炭資源儲量8262萬t。2、礦井生產狀況煤礦采納斜井開拓，在賈古德村以西、20號勘探線以南沿煤層走向平行掘進主斜井、副斜井和回風斜井。主斜井和副斜井井口標高均為+1832.00m，風井標高為+1828.00m，三條井筒的方位角均為28°，傾角均為23°。主斜井采納大傾角膠帶輸送機提升原煤，同時用于進風。副斜井裝備JK2.5×2－20型單繩纏繞式提升機，用于進風，回風斜井是礦井的專用回風斜井。依照《吉克煤礦防突設計》確定將M11煤層作為愛護層先期進行開采。首采區(qū)位于賈古德村以南、副斜井井底車場附近，回采工作面差不多沿南北方向推進。二、編制設計的依據1、《云南省新吉克礦業(yè)有限公司吉克煤礦礦井初步設計講明書》；2、《吉克煤礦礦井抽放瓦斯工程初步設計》；3、《云南新吉克礦業(yè)有限公司吉克煤礦通風系統(tǒng)示意圖》；4、《云南省富源縣吉克煤礦先期開采地段補充勘探報告》；5、《云南新吉克礦業(yè)有限公司吉克煤礦煤與瓦斯突出鑒定》；6、《吉克煤礦井上下對比圖》；7、《吉克煤礦采掘工程平面圖》；8、《煤礦安全規(guī)程》（2010）；9、《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》；10、《煤礦瓦斯抽采工程設計規(guī)范(GB50471-2008)》；11、礦上提供的相關資料以及現(xiàn)場實地勘察的資料。三、改造的指導思想1、礦井要緊系統(tǒng)安全改造盡量做到一次到位，幸免出現(xiàn)重復改造，造成重復投資；2、盡量簡化系統(tǒng)，減少環(huán)節(jié)和工程量，降低工程投資；3、系統(tǒng)改造保留適當的富余系數，為礦井以后的進展和條件變化留有適當余地；4、安全上可靠、經濟上合理，技術上可行。四、安全改造的要緊內容1、對礦井通風系統(tǒng)進行改造?？紤]礦井實際情況，重新對礦井的配風量進行計算，結合地面地形情況，選定風井工業(yè)廣場位置，新建一直徑5.5m回風立井，使礦井通風系統(tǒng)變成“三進一回”，使礦井風量達到186.13m3/s，擴修井筒及井下風速超速巷道，提升礦井的通風安全保障能力，安裝2臺GAF28-14-1（GZ）防爆軸流式扇風機，配用Y5002-8型電機，功率560kW，電壓6000V，轉速2、對瓦斯抽放系統(tǒng)進行改造。瓦斯抽放系統(tǒng)的主管路一般敷設在回風井內，隨著通風系統(tǒng)改造一并將瓦斯抽放系統(tǒng)改造，在風井工業(yè)廣場建地面瓦斯抽放泵站，對主管路和真空泵重新計算選型，回風井內安設兩條內徑700mm的瓦斯抽放管，每條瓦斯抽房管配備2臺2BEC72型瓦斯抽放泵（1臺使用，1臺備用），配套電機選用YB560M-6型，功率560k3、對礦井現(xiàn)回風斜井進行改造，安裝架空乘人裝置，方便職工上下井，增加副井的提升能力；4、由于礦井各系統(tǒng)的變化，礦井負荷將大大增加，礦井現(xiàn)有供電系統(tǒng)已不滿足礦井下一步生產需要，對供電系統(tǒng)進行改造。統(tǒng)計礦井負荷有功功率8435.5kW，無功功率3627.4kVar，視在功率9182.3kVA，將礦井主變壓器更換為SZ11-10000，35/6.3。5、通風系統(tǒng)改造投資概算為2677.69萬元；瓦斯抽放系統(tǒng)改造投資概算為764.16萬元；架空乘人裝置投資概算為163.46萬元；供電系統(tǒng)和副井提升電控系統(tǒng)改造投資概算為861.61萬元；風井工業(yè)廣場投資概算為132.5萬元；其他費用為458.8萬元；吉克煤礦本次安全改造的總投資概算為5046.82萬元。

第一章礦井概況第一節(jié)概況一、地理概況1、位置吉克煤礦位于云南省曲靖市富源縣城東南，距富源縣城直線距離約28.5km處，行政區(qū)劃屬富源縣墨紅鎮(zhèn)管轄，是云南省東部重要煤礦之一。礦井北至富源縣城有公路相通，里程約60km，富源至曲靖65km，有高速公路相連；貴昆鐵路支線(曲靖～富源～紅果一線)在富源縣城北側通過，建有富源火車站，交通較方便。2、地形、地貌及水系本區(qū)為中低山相間的高原構造侵蝕山地地形，山區(qū)地形切割強烈，海拔標高+2175～+1792m，相對高差383m，地勢東高西低，南高北低，中部低平。3、氣象及地震（1）氣象該區(qū)每年12月至次年2月為霜凍期，3－4月為風季干燥期，5－10月為雨季，全年氣溫變化較大，最高氣溫34.9℃,最低氣溫-11℃，年平均氣溫13.8℃該區(qū)冬春干燥多霧，夏季多雨濕潤，即冬寒夏溫，春暖秋涼。氣候特點屬高原性季風氣候。風向：主導風向東南風向。區(qū)內災難性氣候頻繁，要緊災難有霜凍、干旱、洪澇、低溫等。（2）地震據富源縣史料記載，富源城方圓20km范圍內曾于1537年、1833年、1856年先后三次發(fā)生過5級以上的破壞性地震。近十年來小震時有發(fā)生，1965年1月開始對地震統(tǒng)計記錄，1978年富源城北發(fā)生過2.7級地震，富源城西發(fā)生過3.1級地震，據GB18306-2001《中國地震動參數區(qū)劃圖》，本區(qū)屬六度帶，按七度帶設防，地震動峰值加速度0.15g。二、井田概況1、井田地層礦井內分布的地層有二疊系中統(tǒng)茅口組，上統(tǒng)峨嵋山玄武巖組、龍?zhí)督M、長興組；三疊系下統(tǒng)卡以頭組、飛仙關組等。要緊含煤地層為龍?zhí)督M、長興組，上覆地層為卡以頭組、飛仙關組。中部溝谷中出露少許的卡以頭組上部巖層，往東西兩側為飛仙關組。第四系零星分布于山谷低洼區(qū)。永寧鎮(zhèn)組分布礦井外東部山峰。地層由老至新依次分述如下。二疊系中統(tǒng)茅口組：區(qū)域內厚度350～500m。礦井內未出露?；疑駥訝?、質純灰?guī)r，夾白云巖，產蜓科化石。上統(tǒng)峨嵋山玄武巖組：區(qū)域內厚度300～380m。礦井內未出露，鉆探最大揭露厚度33.09m（ZK2203），巖性為灰綠色致密塊狀玄武巖、夾雜色凝灰?guī)r。玄武巖具杏仁狀、氣孔狀構造，杏仁充填物以玻璃質為主，其次為輝石、基性斜長石，斜長石等常被方解石交代。巖石節(jié)理發(fā)育，內含星散狀黃鐵礦，與下伏地層呈平行不整合接觸。上統(tǒng)龍?zhí)督M：厚度155.60～173.07m，平均163.34m，為陸相含煤沉積，要緊可采煤層賦存于該組內。M9、M11、M15、M16、M21、M22等6上統(tǒng)長興組：厚58.26～106.53m，平均82.50m，要緊巖性為灰色、灰綠色、暗綠色薄層狀粉砂巖、泥質粉砂巖、粉砂質泥巖，薄至中厚層狀菱鐵巖，灰色泥巖、炭質泥巖及煤層，含不可采或局部可采煤層M1、M1+1、M2、M2+1、M3、M5、M6七層。其底部見一層厚小于12m三疊系下統(tǒng)卡以頭組：厚度82.00～114.20m，平均101.76m，要緊巖性為黃綠色、灰綠色薄至中厚層狀粉砂巖、泥質粉砂巖、粉砂質泥巖及少量細砂巖。上部夾紫紅色薄至中厚層狀粉砂質泥巖及泥質粉砂巖。底部有一層厚度小于3m的灰綠色薄層狀粉砂巖夾灰綠色薄層狀粉砂質泥巖，其中含葉肢介及瓣腮類化石，為標志層。以此底界面作為與二疊系上統(tǒng)長興組的界線。本組與下伏長興組整合接觸。三疊系下統(tǒng)飛仙關組：厚度354.19～359.73m，平均356.96m，分布礦井大部，幾乎覆蓋了整個礦井。要緊巖性為一套紫色、紫紅色、紫灰色的碎屑巖，頂部夾灰色薄層狀泥灰?guī)r。交錯層理、斜層理發(fā)育。含較多的瓣腮類、腕足類化石。本組與下伏卡以頭組呈整合接觸。2、地質構造本礦井整體上為一走向北北東、傾向南東的單斜，附加次一級褶曲，斷裂構造較為發(fā)育。地層傾角在12°～22°間，礦井構造復雜程度中等。依照首采區(qū)二次補充勘探地質報告，礦區(qū)內褶曲和斷層較發(fā)育，三維地震勘探共發(fā)覺發(fā)覺褶曲4個，分不是賈古德向斜、賈古德背斜、上吉克背斜和中吉克向斜；同時發(fā)覺斷層35條，其中落差大于30m的斷層達7條。這些構造對煤炭資源的賦存阻礙較大，大多數會對煤層的開拓開采布置產生阻礙?，F(xiàn)將落差≥30m的斷層分述如下：1、F5逆斷層：位于礦井東部，三維地震勘探區(qū)外，地面地質填圖確定。走向北北西～南西，傾向北東東～南東，傾角70°～75°，區(qū)內延展長度約3.44km，落差100～180m，南北兩端皆延伸出礦井范圍。擠壓明顯，往往形成牽引小褶曲。斷裂破裂帶發(fā)育,常有斷層泥、斷層角礫巖及斜沖擦痕，深部切割破壞了煤層，屬壓扭性斷層。屬查出斷層。2、F5支逆斷層：位于F5斷層西側，走向北東，傾向南東，傾角65°～75°，北端交于F5斷層，區(qū)內延展長度約2.01km，落差0～40m，錯斷煤系地層，屬壓扭性斷層，補2103孔操縱該斷層，斷點A級，南半部三維地震勘探操縱。屬差不多查明斷層。3、F16正斷層：位于礦井東部，F(xiàn)5斷層東側，三維地震勘探區(qū)外，地面地質填圖確定。走向北北西～南西，傾向北東東～南東，傾角70°～75°，區(qū)內延展長度約3.44km，落差20～160m，見少許角礫巖及斷層泥，斷層兩側地層巖石有被擠壓現(xiàn)象、柔皺、拖拉現(xiàn)象明顯，節(jié)理發(fā)育，對淺部煤層有阻礙，為陡傾斜張扭性斷層。屬查出斷層。4、F11逆斷層：位于礦井西北部，三維地震勘探區(qū)外，地面地質填圖確定。走向北東，傾向南東，傾角65°～75°，斷層北東延伸長7.35公里，區(qū)內延展長度約1.77km，落差10～100m。常見斷層礫巖和斷層泥，近斷層兩側地層中，節(jié)理發(fā)育。深部切斷破壞了煤層，在補木勘探區(qū)深部ZK1202鉆孔己操縱，為一陡傾斜壓扭性斷裂。屬查出斷層。5、F4正斷層：位于礦井西部。走向與交一河差不多一致，為近南北向～北北東，傾向西～北西西，斷層傾角65°～70°，區(qū)內延展長度約3.41km，落差5～80m，縱向錯斷各煤層。三維地震勘探操縱，補2302鉆孔揭露該斷層，斷點A級。該斷層在礦井北部與F11斷層相切割。屬查明斷層。6、F6逆斷層：位于礦井西部礦井界線外，地面填圖確定。走向近于南北，北端轉向北北東，斷層傾角70°，深部進入礦井，區(qū)內延展長度約0.52km，落差0～75m。斷層破裂帶發(fā)育，見角礫巖及斷層泥，局部有斜沖擦痕。補木礦井F6斷層深部有ZK1201操縱，己查明為陡傾斜壓扭性斷層。屬查出斷層。7、DF1正斷層：位于礦井中北部。走向北東，傾向南東，北端交于F5斷層，傾角65°～75°，區(qū)內延展長度約2.35km，落差0～60m。煤層被切割破壞。南部三維地震勘探操縱。屬查明斷層。3、水文地質礦井屬構造剝蝕侵蝕低中山地貌，地形切割較深，溝谷發(fā)育，有利于地表水及地下水逕流排泄。區(qū)內最高海拔標高2175m，最低侵蝕基準面海拔標高1792m，相對最大高差383m，相對高差大。地勢總體東、西、南部高，北、中部低，地形利于地下水及地表水的匯合。礦井內較大的地表水體，補木河上游～交一河是礦井內唯一的常年有水河流，分布于中部偏西，河水由南向北縱貫流出礦井。交一河兩側共有5條季節(jié)性小溪流，各小溪溝流量小，為0.054～0.4547L/s，全部匯入交一河。交一河在南部礦井外，上游大氣降水匯水面積約20km2，而在礦井內大氣降水匯水面積約8km2。礦井西部岔河從礦井外流進礦井，在岔河村附近匯入交一河，匯合后測其流量最小值為918L/s，最大值4000L/s，觀測水位1805.20m，最高洪水位高1806.4m。礦井內含、隔水層自上而下有：第四系孔隙含水層（Q）、滑坡體（Qh)孔隙含水層、三疊系下統(tǒng)飛仙關組（T1f)相對隔水層、三疊統(tǒng)下統(tǒng)卡以頭組（T1k)裂隙含水層、二疊統(tǒng)上統(tǒng)長興組(P3c)裂隙含水層、二疊系上統(tǒng)龍?zhí)督M(P3l)砂巖裂隙含水層、龍?zhí)督M(P3l)泥巖類隔水層、二疊系上統(tǒng)峨眉山玄武巖組（P4、煤層吉克煤礦的可采煤層有M9、M11、M15、M16、M21和M22煤層，全礦可采煤層6層，可采煤層總厚13.48m，可采煤層特征見下表。要緊可采煤層特征表煤層編號煤層厚度(m)煤層間距(m)夾石層數夾石總厚(m)煤層頂底板可采范圍視密度t/m3最小～最大平均最小～最大平均最小～最大平均最小～最大平均頂板底板M91.69～6.173.8213.72～22.0018.590～10.25～0.54粉砂質泥巖粉砂質泥巖或泥質粉砂巖全區(qū)1.44M111.40～2.081.720～10.03～0.10粉砂質泥巖泥質粉砂巖或粉砂巖全區(qū)1.439.56～30.6819.22M151.40～4.301.930～20.06～0.27泥質粉砂巖或粉砂巖泥質粉砂巖全區(qū)1.446.28～14.5012.04M161.20～1.971.660～10.03～0.09粉砂質泥巖或泥質粉砂巖全區(qū)1.4327.95～38.9332.43M211.50～3.142.310～10.05～0.65細砂巖或粉砂質泥巖泥質粉砂巖全區(qū)1.463.03～15.119.11M220.40～2.842.040～20.03～0.06泥巖或粉砂質泥巖粉砂質泥巖大部1.465、瓦斯、煤塵、煤的自燃性及地溫（1）瓦斯依照煤炭科學研究總院撫順分院為吉克煤礦所作的礦井瓦斯基礎參數測定，M9和M11煤層瓦斯差不多參數實測值如下表。瓦斯差不多參數實測值參數名稱對象煤層參數值煤層原始瓦斯壓力M92.08MPaM112.20MPa煤層瓦斯含量M910.36m3M117.74m3殘存瓦斯含量M92.49m3M112.13m3瓦斯吸附常數M9a/28.871m3b/0.643MPa-1M11a/20.923m3b/0.577MPa-1煤的孔隙率M90.05m3M110.03m3煤層透氣性系數M91.087~1.314m2/Mpa2M110.405m2/Mpa2鉆孔瓦斯流量衰減系數M90.0379d-1M110.0132~0.0352d-1《吉克煤礦礦井初步設計》中采納分源預測法對礦井瓦斯涌出量進行預測，預測的各煤層瓦斯涌出量詳見下表。瓦斯儲量及可抽量匯總表煤層煤炭儲量(萬t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯儲量(Mm3)可抽量(Mm3)M9312410.36323.6597.10M1116197.74125.3137.59M1516353.4756.7317.02M1615646.63103.6931.11M2118998.63163.8849.16M2220144.9299.0929.73圍巖及不可采鄰近層134.5040.35合計1031.14309.34吉克煤礦M9和M11煤層為煤與瓦斯突出危險煤層，由于M9和M11煤層為礦井主采煤層，吉克煤礦為煤與瓦斯突出礦井。依照吉克煤礦礦井及11101面工作面瓦斯抽放情況統(tǒng)計，礦井瓦斯絕對涌出量為30m3/min，礦井抽采量為18m3/min，礦井抽采率為60%左右，11101工作面絕對涌出量為14m3/min左右，11101工作面抽采量為（2）煤塵各煤層的煤塵爆炸性指標下表。煤塵爆炸性指標一覽表項目煤層(件)火焰長度(mm)巖粉量(%)揮發(fā)分產率Vdaf(%)煤塵爆炸指數爆炸危險性M9(4)M11(3)M15(4)M16(3)M21(4)M22(1)2507526.2332有本礦井各煤層的煤塵均具有爆炸性。（3）煤層自燃發(fā)火各煤層自燃傾向指標詳見下表。煤的自燃傾向指標一覽表項目煤層(件)水分Mad(%)灰分Ad(%)揮發(fā)分Vdaf(%)全硫St,d(%)真密度TRD(g/cm3)干煤吸氧量(ml/g)自燃傾向等級M9(4)I、IIM11(3)I、IIM15(4)I、IIM16(3)I、IIM21(4)I、IIM22(1)I注：Ⅰ類為容易自燃發(fā)火煤層；Ⅱ類為自燃發(fā)火煤層；Ⅲ類為不易自燃發(fā)火煤層。本礦井各煤層的煤層均具有自燃發(fā)火傾向。（4）地溫依照地質報告，在礦區(qū)內外未發(fā)覺地溫異常點，講明該區(qū)內無地溫異常背景?？眳^(qū)已作簡易測溫5個孔，測定深度分不為660m、870m、799m、628m、780m，測定結果無變化規(guī)律可尋。僅就2個測溫結果分析變溫帶深度250～300m，恒溫帶深度300～350m，增溫帶梯度一般為0.33℃～0.5℃/100m三、建設概況礦井在實際開拓揭露M9和M11煤層和煤巷掘進過程中，發(fā)覺兩個煤層的瓦斯較大，在煤層鉆孔施工過程經常有噴孔、頂鉆和夾鉆現(xiàn)象，掘進工作面在炮后經常出現(xiàn)瓦斯?jié)舛瘸薜默F(xiàn)象，最高達到4%，涌出量超過了3m3/min。2008年11月經煤炭科學研究總院撫順分院鑒定為煤與瓦斯突出礦井。吉克煤礦初步設計于2006年5月由昆明煤炭設計研究院編制完成，該設計在2006年6月由云南省煤炭工業(yè)局組織相關治理部門和專家評審通過。本礦井為高瓦斯和煤與瓦斯突出礦井，設計生產能力為45萬t/a，礦井目前采納中央并列式通風，主扇采納GAF20-13.3-1型軸流式風機，風量40-160m3/s，負壓為800礦井采納斜井開拓，方位角28°，井筒傾角23o。主斜井鋪設大傾角膠帶輸送機運輸原煤，副斜井安裝2.5m直徑單筒絞車作為輔助提升，回風斜井擔負礦井生產初期的回風任務。依照地質報告提供的層間距、煤層賦存情況，同時參照礦井防突設計、抽放瓦斯工程初步設計，將可采煤層分為三組：M7、M9、M11煤層為上組煤，M15、M16煤層為中組煤，M21、M22煤層為下組煤，各組內聯(lián)合布置開采。初步設計將井田劃分為6個采區(qū)，每個采區(qū)分為上中下三組煤分層開采，各組內聯(lián)合布置。依照《吉克煤礦防突設計》確定將M11煤層作為愛護層先期進行開采。首采區(qū)位于賈古德村以南、副斜井井底車場附近，回采工作面差不多沿南北方向推進。東翼軌道大巷已掘進500m，東翼運輸大巷已掘進510m，東翼回風大巷已掘進600m，首采面差不多出面，面長120m第二節(jié)礦井現(xiàn)有要緊生產系統(tǒng)依照地質報告提供的層間距、煤層賦存情況，同時參照礦井防突設計、抽放瓦斯工程初步設計，將可采煤層分為三組，M7、M9、M11煤層為上組煤，M15、M16煤層為中組煤，M21、M22煤層為下組煤，各組內聯(lián)合布置開采。吉克煤礦在開采上組煤時，采納斜井開拓，回風斜井至+1615m標高落平后布置回風聯(lián)絡石門，然后再由回風聯(lián)絡石門沿巖層走向布置采區(qū)巖石回風大巷；副斜井至+1615m水平通過平車場落平后布置井底車場及硐室，然后在M9和M11之間布置東翼軌道大巷及膠帶運輸大巷。東翼軌道大巷已掘進500m，東翼運輸大巷已掘進510m，東翼回風大巷已掘進600m，首采面差不多出面，面長120m，機電設備差不多安裝到位并試運轉成功。礦井的要緊生產系統(tǒng)介紹一、采掘系統(tǒng)1、采煤工作面吉克煤礦采納綜合機械化采煤工藝，工作面平均長度取120m，一次采全高。井下工作制度為四班工作，作業(yè)方式為“三采一準”?；夭晒ぷ髅娌杉{雙滾筒采煤機割煤，割煤方式為雙向割煤，采煤機的進刀方式采納不留三角煤端部斜切進刀。工作面采納可彎曲刮板運輸機運煤，采煤機騎溜運行，采煤機滾筒裝煤，運輸斜巷采納膠帶輸送機運煤。采煤工作面采納后退式開采，工作面自井田（采區(qū)）邊界向運輸大巷方向推進。工作面采納全部陷落法治理頂板，頂板支護設計采納掩護式液壓支架。⑴工作面選用MG200/456-AWD型交流電牽引采煤機，技術參數為：采高：1400～2300mm截深：630mm臥底量：280mm裝機功率：455.5kW供電電壓：1140V采煤機機面高度：853mm截割功率：2×200kW牽引功率：2×25kW泵站功率：5.5kW滾筒直徑：1400mm滾筒中心距：7600mm牽引方式：電牽引牽引機構形式：齒輪銷軌式無鏈牽引牽引速度：0～7.6～12.6m/min最大牽引力：200～330kN調速方式:交流變頻操縱操縱方式:手控、無線遙控拖纜方式:自動拖纜滾筒轉速：44.45r/min機器總重：22t⑵配套刮板輸送機選用SGZ-730/2×200型中雙鏈可彎曲刮板機，技術參數為：鏈速：1.0m/s（低速0.65m/s）運輸能力：700t/h鏈間距：160mm圓環(huán)鏈破斷負荷≥1130kN電動機（雙速）：YBSD2-200/100-4/8總功率：200kW（低速200kW）電壓等級：1140V50Hz冷卻方式：水冷聯(lián)接型式：啞鈴聯(lián)接中間槽尺寸：1500mm×730mm×300mm刮板間距：1000mm圓環(huán)鏈規(guī)格：Φ20×108-C⑶工作面選用ZY4000/13/26型掩護式液壓支架,共75架,上下兩端頭選用ZY4000/16/30型過渡支架，共5架。其要緊技術特征：①中間支架：型號：ZY4000/13/26支撐高度：1.3～2.6m支撐寬度：1430～1600mm額定初撐力：2512～3063kN(p=30MPa)工作阻力：3250～3964kN(p=38.2MPa)支護強度：0.69～0.74MPa支架對底板比壓：1.89～2.90MPa支架中心距：1500mm過煤高度：>500mm泵站壓力：31.5MPa操作方式：本架操縱重量：約11.8t②過渡支架：型號：ZY4000/16/30支撐高度：1.6～3.0m支撐寬度：1420～1590mm額定初撐力：3016～3473kN(p=30MPa)工作阻力：3800～4000kN(p=38.2MPa)支護強度：0.87～0.92MPa支架對底板比壓：1.89～2.90MPa支架中心距：1500mm泵站壓力：31.5MPa操作方式：本架操縱重量：約12.5t2、掘進工作面依照巷道圍巖類不和服務年限，主斜井、副斜井、回風斜井、中央變電所和水泵房等因斷面大、服務時刻長，采納半圓拱斷面、砼砌碹支護；采區(qū)軌道大巷、膠帶大巷和回風大巷采納半圓拱斷面、錨（網）噴支護，其余預備、回采巷道采納矩形斷面，錨桿或錨噴支護。掘進工作面采納FBD2×37局部通風機供風，采納YT28型氣腿式風動鑿巖機打眼；使用MQT-120型錨桿機或MQS50/1.9型手持式氣動錨桿鉆機安注錨桿。巷道掘進施工中，前期使用P-60B型耙裝機將矸石扒至礦車，揭煤后耙裝機更換為SGB-620/40T型刮板輸送機配合SSJ650吊掛式皮帶運煤。噴漿機型號PZ-5B，功率5.5kW。二、運輸系統(tǒng)1、煤流運輸系統(tǒng)吉克煤礦井下煤炭的大巷及回采工作面運輸斜巷采納膠帶輸送機運煤。帶式輸送機具有連續(xù)運輸能力大、操作簡單、容易實現(xiàn)自動化、裝、卸載設備少、井下巷道系統(tǒng)簡單等特點。它適用于生產集中，運量較大的大中型礦井。帶式輸送機運輸連續(xù)與采煤工藝相適應，增產潛力大，是機械化、自動化運輸的要緊進展趨勢。煤流運輸路線：采煤工作面→工作面運輸順槽→采區(qū)運輸大巷→主斜井→地面。采區(qū)運輸大巷選用DTL100/15/2×75S型膠帶輸送機。膠帶機技術特征為：B=1000mm，v=2.0m/s，Q=200t/h，L=1000m。電機功率150kw，膠帶強度GX1250。工作面運輸順槽選用DSJ-80/40/2×55型帶式輸送機。膠帶機技術特征為：B=800mm，v=2.0m/s，Q=200t/h，L=1000m。電機功率110kw，膠帶強度GX1250。2、輔助運輸系統(tǒng)吉克煤礦工作面運輸順槽采納無極繩連續(xù)牽引車牽引礦車進行輔助運輸，軌道大巷選擇使用5.0t蓄電池機車牽引礦車或無極繩連續(xù)牽引車作為輔助運輸方式。井底車場及+1615m運輸石門內采納5.0t礦用防爆蓄電池機車牽引礦車運輸，使用CTW-副斜井選用JK2.5×2－20型單繩纏繞式提升機，配套電機型號YR5001-10繞線式異步電動機，功率為400kW，電壓6kV，轉速588r/min。提升絞車技術特征為：滾筒個數1個；滾筒直徑2500mm；滾筒寬度2000mm；最大靜拉力90kN；傳動比1：20；繩速3.9m/s。采區(qū)軌道斜巷選用選用JD-55型調度絞車作為軌道大巷輔助運輸的牽引設備，其要緊技術參數為：絞車功率55kW；滾筒直徑1400mm；最大牽引力90KN；鋼絲繩規(guī)格6×19Φ24-26mm；最大適應傾角15o；最大牽引重量（含平板車）22t。依照下井設備體積和重量，礦車選用600mm軌距3t材料車、型號MLC3－6型；同時為便于液壓支架、采煤機等重型設備的運送，配備MPC13—6型重型平板車。3、人員運輸系統(tǒng)吉克煤礦副斜井擔負下放材料、提升矸石、升降人員等任務，井筒內依照運行人車的要求鋪設30kg/m單軌，采納斜井串車提升，斜井人車型號XRB15-6/6。升降人員采納一輛頭車、一輛尾車、一輛掛車組車，最大班下井人數173人。三、通風系統(tǒng)依照煤層賦存情況和開采技術條件，吉克煤礦采納斜井開拓。礦井移交生產時，首采區(qū)為一采區(qū)，在M11煤層布置一個綜采工作面進行回采，目前該區(qū)域有七個掘進工作面生產。吉克煤礦礦井、采區(qū)和回采工作面均有專用回風巷，在專用回風巷內，不得運送材料，不得有供電設備，不得作為要緊行人巷道。吉克煤礦為新建礦井，不存在塌陷漏風情況，但屬于煤與瓦斯突出礦井，為利于瓦斯治理，采納機械抽出式通風，在進行瓦斯抽放后通過負壓風流釋放礦井瓦斯。礦井現(xiàn)有通風機為GAF20-13.3-1型（風量40-160m3/s，負壓為800-3200Pa），配套電機Y400-6，功率400kW，電壓6kV，轉速985r/min。2010年8月礦井7個掘進工作面共配風2660m3/min，1個采煤工作面配風1270m3/min，硐室共配風320礦井采納中央并列式通風方式，副斜井和主斜井進風、回風斜井回風。礦井目前的通風系統(tǒng)：采煤工作面通風系統(tǒng)：地面新奇風流→主、副斜井→井底車場→東翼軌道大巷→東翼軌道大巷繞道車場→通風行人斜巷→采煤工作面運輸巷→采煤工作面切眼→采煤工作面回風巷→東翼回風大巷→回風斜井→風硐→地面。軌道大巷掘進工作面通風系統(tǒng)：地面新奇風流→主、副斜井→井底車場→東翼軌道大巷→軌道大巷掘進工作面→軌道大巷與回風大巷聯(lián)絡巷→東翼回風大巷→回風斜井→風硐→地面。工作面巷道掘進工作面通風系統(tǒng)：地面新奇風流→主、副斜井→井底車場→東翼軌道大巷→通風行人斜巷→采煤工作面回風巷掘進面→采煤工作面回風巷→東翼回風大巷→回風斜井→風硐→地面。另一路：地面新奇風流→主、副斜井→井底車場→東翼軌道大巷→通風行人斜巷→采煤工作面軌道巷掘進面→采煤工作面軌道巷→東翼回風大巷→回風斜井→風硐→地面。四、供電系統(tǒng)依照富源縣現(xiàn)有電力網和規(guī)劃的電力網，在吉克煤礦西北部約5km，有補木35kv變電站一座，變電站容量為2×3.15MVA；與煤礦相距11km有墨紅35kv變電站一座，變電站容量為2×6.3MVA。礦井工業(yè)場地內建有35kV礦井專用變電站—吉克煤礦35kV變電站。確定變電站35kV電源分不取自補木35kV（主供電源）和墨紅35kV變電站（備用電源），導線型號均為LGJ-120，補木35kV變電站～吉克煤礦35kV變電站輸電距離約為5km，墨紅35kV變電站～吉克煤礦35kV變電站輸電距離約為11km。煤礦井上、井下供電由該專用變電站直接供給。選用YB29箱式變電站，變壓器、補償裝置采納室外布置，35kv配電裝置、6kV配電裝置、0.4kV低壓配電裝置、直流系統(tǒng)、變電站自動化系統(tǒng)均采納箱式聯(lián)合布置，35kV高壓系統(tǒng)、6kV高壓系統(tǒng)、0.4kV低壓系統(tǒng)均采納單母線分段接線方式，所設兩段母線均并聯(lián)運行并互為備用。變壓器選用SZ11－6300/6kV兩線圈有載調壓變壓器2臺，2臺變壓器互為備用。35kV一次電氣設備選用KYN61－40.5型金屬封閉鎧裝型移開式開關柜，全部采納電纜進出線方式，單列布置9面高壓開關柜。6kV一次電氣設備選用KYN28A－12鎧裝型移開中置式開關柜，全部采納電纜進出線方式，雙列布置24面高壓開關柜。0.4kV低壓一次設備選用GCS型低壓抽出式開關柜，單列布置9面低壓開關柜。為提高功率因數，滿足電網合理運行要求，在6kV側設置無功集中自動補償裝置，選用DWZT6.3-1000型電壓無功自動調節(jié)裝置，補償后功率因素為0.94。從地面35kV變電站6kV不同母線段配出兩回MYJV22－63×120型煤礦用交聯(lián)聚乙烯絕緣鋼帶鎧裝電力電纜經主斜井至井下中央變電所，長度為1300m。當一回停電時，另一回電纜能承擔井下全部負荷。井下中央變電所高壓采納單母線分段接線，高壓配電裝置選用BGP9L礦用隔爆型高壓真空配電裝置13臺，低壓配電裝置選用KBZ礦用隔爆型真空饋電開關10臺，所選電氣設備具有短路、過負荷、和欠壓釋放愛護。變壓器選用KBSG型礦用隔爆干式變壓器2臺。低壓配電系統(tǒng)選用兩臺KBSG2－500/6/0.69kV礦用隔爆干式變壓器，低壓配電裝置選用KBZ礦用隔爆型真空饋電開關，所選電氣設備具有短路、過負荷愛護，裝設漏電愛護裝置。供注氮硐室、水泵房、井底車場用電設備及其照明。從井下中央變電所配出兩回至采區(qū)變電所，電纜型號為MYJV22－63×95煤礦用交聯(lián)聚乙烯絕緣鋼帶鎧裝電力電纜，長度390m，該變電硐室安裝BGP9L礦用隔爆型高壓配電裝置10臺，安裝2臺KBSG-500/6/0.69型礦用隔爆干式變壓器，該變壓器采區(qū)水泵房、上山提升絞車、運輸巷帶式輸送機、瓦斯抽放鉆機等負荷；安裝兩臺KBSG-315為了保證人身安全，井下電氣設備采納愛護接地系統(tǒng)。中央變電所、采區(qū)變電硐所設主接地極，半移動電氣設備設局部接地極，井下電動機的外殼、開關的金屬外殼、接線盒的金屬外殼用橡套電纜的接地芯線將其可靠連接起來，要求井下接地網上任一愛護接地點測得接地電阻值不得超過2Ω。每一移動式和手持式電氣設備同接地網之間的愛護接地用的電纜芯線的電阻值都不得超過1Ω。所有電氣設備的愛護接地裝置和局部接地裝置都同主接地極連成一個總接地網。井下中央變電所饋出線至采區(qū)及采區(qū)變電所饋出至移動變電站的高壓配電裝置均裝設高壓檢漏愛護裝置；所有低壓饋出線選用有選擇性的檢漏愛護裝置；井下照明均選用帶有漏電愛護的綜合愛護裝置。井下固定照明選用隔爆型熒光燈，在井下中央變電所、采區(qū)變電硐所、綜采工作面、膠帶機運輸巷等設照明綜保裝置向附近照明裝置供電。五、瓦斯抽放系統(tǒng)瓦斯抽放系統(tǒng)初步設計，設計礦井年抽放365天，日工作班數為四班，每班工作六小時，每天抽放24小時，全礦井瓦斯可抽放量為309.34Mm3，設計日抽放量為25.78m3/min，年抽放量為13.55Mm3，礦井抽放年限為目前在回風斜井中敷設兩條管路，直徑分不為273mm和377mm。礦井敷設一條高負壓和一條低負壓管路：高負壓管路為工作面及掘進工作面（其中包括下鄰近層抽放管路）抽放管路，要緊經工作面回風順槽、東翼回風大巷、回風井、地面管路、抽放泵站進行綜合瓦斯抽放；高抽巷（其中包括采空區(qū)上向鉆孔和上鄰近層頂板長鉆孔抽放管路）瓦斯抽放管路要緊從工作面高抽巷、東翼回風大巷、回風井、地面管路、抽放泵站進行綜合瓦斯抽放；低負壓管路為高抽巷和全封閉采空區(qū)的管路，要緊經東翼回風大巷、回風井、地面管路和抽放泵進行綜合抽放。井下原有的移動泵站在地面瓦斯抽放泵站能力不足時可作為補充。抽放泵站建設在礦井工業(yè)廣場南面的山坡上距離風井井口大約70m左右的地點。抽放泵站由抽放泵房、配電室和值班室構成。抽放泵房的主體設備為2BEC52型節(jié)能真空泵四臺，真空泵配套電機、氣水分離器、管路、操縱閥門和循環(huán)管等，要緊附屬設備有正、負壓自動放水器、防爆防回火裝置、放空管、冷卻循環(huán)水泵、泵站監(jiān)測系統(tǒng)和避雷裝置等。依照吉克煤礦礦井及11101面工作面瓦斯抽放情況統(tǒng)計，礦井瓦斯絕對涌出量為30m3/min，礦井抽采量為18m3/min，礦井抽采率為60%左右，11101工作面絕對涌出量為14m3/min左右，11101工作面抽采量為7.85m3/min左右，11101工作面抽采率約為56%；依照吉克煤礦對地面瓦斯抽放泵的統(tǒng)計情況可知，高負壓管路的混合抽放量為100m3

第二章安全改造的必要性第一節(jié)通風系統(tǒng)改造的必要性1、吉克煤礦屬于高瓦斯和煤與瓦斯突出礦井，依照礦井初步設計，目前按一采一備，7個掘進工作面配風，現(xiàn)在礦井的風量為5100m3/min，已達到現(xiàn)有通風機的最大能力，工作面的配風量小，排瓦斯能力不足，經常出現(xiàn)瓦斯報警現(xiàn)象，阻礙礦井的安全生產；同時考慮礦井生產中后期，通風線路加長，通風阻力增大，現(xiàn)有通風機風量提升的空間小，需對現(xiàn)有通風機進行更換。依照礦井現(xiàn)在的井筒斷面和巷道斷面，簡單的更換風機、增大礦井進風量，解決不了礦井通風的全然2、依照礦井的下一步生產規(guī)劃，受限于瓦斯抽放速度和掘進速度，一個采煤工作面不能滿足礦井的生產目標，阻礙礦井的生產效益和年生產能力，決定增加一個采煤工作面，并增加預備巷道個數，全礦井按“兩采一備”，10個掘進工作面配風；3、全礦井配風量增大，礦井進風井筒和部分井下巷道實際斷面面積小，風速太大，需對其進行擴修；由于礦井三條井筒的斷面都比較小，增加風量的能力有限，大面積擴修巷道阻礙全礦的安全生產，需新建風井。第二節(jié)瓦斯抽放系統(tǒng)改造的必要性1、煤炭科學總院撫順分院設計的《礦井抽放瓦斯工程初步設計》中對煤層瓦斯抽采率定為40%-50%；高壓主管路瓦斯抽放平均濃度為40%左右、低壓主管路瓦斯抽放平均濃度為30%左右。依照吉克煤礦礦井及11101工作面瓦斯抽放情況統(tǒng)計，礦井瓦斯絕對涌出量為30m3/min，礦井抽采量為18m3/min，礦井抽采率為60%左右，11101工作面絕對涌出量為14m3/min左右，11101工作面抽采量為7.85m3/min左右，11101工作面抽采率約為56%；依照吉克煤礦對地面瓦斯抽放泵的統(tǒng)計情況可知，高負壓管路的混合抽放量為100m3/min左右，瓦斯抽放平均濃度為12%左右；低負壓管路的混合抽放量為80m3/min左右，瓦斯抽放平均濃度為8%左右?！兜V井抽放瓦斯工程初步設計2、《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》中規(guī)定鉆孔孔口負壓不得小于13kPa，但依照礦提供的現(xiàn)場實測數據顯示高、低負壓管路所有孔口負壓均不滿足要求，現(xiàn)有礦井瓦斯抽放管路阻力偏大，抽放管路管徑?。?、目前礦井的瓦斯抽放系統(tǒng)主管路在回風斜井，通風系統(tǒng)改造后，回風斜井成進風井，管路占進風斷面比較大，且不安全。結合礦井通風系統(tǒng)改造，在回風立井中重新敷設兩路瓦斯抽放系統(tǒng)主管路。第三節(jié)架空乘人裝置安設的必要性1、現(xiàn)在礦井副斜井擔負工人上下井、運送材料、設備和矸石的提升任務，同時兼作生產期間的一個安全出口。由于每天工人上下井實際時刻超過5個小時，不符合設計規(guī)范要求，縮短了副斜井運送材料、設備和矸石提升的時刻，而矸石運輸能力的不足又阻礙了礦井的掘進速度；2、在礦井正常生產期間職工只能在固定時刻上下井，相對不方便；3、出現(xiàn)專門情況人員必須及時上井，阻礙副斜井的正常提升；4、礦井新建回風立井后，現(xiàn)回風斜井成進風井，有條件進行改造，安設架空乘人裝置，方便職工的上下井，提高副斜井的提升能力。第四節(jié)副井提升電控系統(tǒng)改造的必要性副井提升機電控系統(tǒng)采納交流電動機轉子回路串電阻調速，是瀕臨淘汰產品。由于采納常規(guī)繼電器操縱，導致系統(tǒng)調速精度低，可靠性差，維護費用大；且操縱線路復雜，工作穩(wěn)定性和可靠性差；轉子回路串接金屬電阻，消耗電能造成能源白費；電機滑環(huán)處容易發(fā)生接觸不良；同時所有接線端子裸露在外，暴露在空氣中，設備運行中有明火出現(xiàn)，不利于安全。因此，對該系統(tǒng)電控進行技術改造，解決系統(tǒng)存在的問題和弊病，提升系統(tǒng)安全運行系數，實現(xiàn)高效節(jié)能運行特不必要。第五節(jié)供電系統(tǒng)改造的必要性依照礦井進展需要，礦井擬建選煤廠，新建風井，重新選擇風機、瓦斯抽放泵，井下采煤、掘進工作面增加，由于礦井各系統(tǒng)的變化，礦井負荷將大大增加，礦井現(xiàn)有供電系統(tǒng)已不滿足礦井下一步生產需要，應對礦井供電系統(tǒng)進行改造。

第三章通風系統(tǒng)改造吉克煤礦為煤與瓦斯突出礦井，設計生產能力45萬t/a，考慮礦井生產中后期，通風線路加長，通風阻力增大，以及可能遇到的專門情況，一個采煤工作面不能滿足礦井的生產目標，阻礙礦井的生產效益和年生產能力，為了礦井的正常接續(xù)以及礦井后期的三下開采，全礦井增加一個采煤工作面，并增加預備巷道個數，全礦井按“兩采一備”，10個掘進工作面配風，重新計算風量，并依照計算結果設計并選擇合適的通風系統(tǒng)改造方案。第一節(jié)風量計算全礦井按2個采煤工作面、1個備用工作面、5個半煤巖掘進工作面、5個巖巷掘進工作面、8個獨立通風硐室計算需風量。需風量按下列要求分不計算，并選用其中最大值。一、采煤工作面配風量礦井按2個生產采煤工作面、1個備用工作面配風。1、M11采煤工作面風量計算需風量按下列要求分不計算，并選取其中最大值。⑴按瓦斯(二氧化碳)涌出量計算Q采=100(67)×q采×K采通式中：Q采—采煤工作面風量，m3/min；100(67)—單位瓦斯（二氧化碳）涌出量配風量，m3/min，以回風流瓦斯（二氧化碳）濃度1%（1.5%）的換算值；q采—采煤工作面瓦斯（二氧化碳）平均絕對涌出量，依照目前11101運輸順槽、回風順槽掘進期間巷道掘進期間和瓦斯抽放后的效果瓦斯絕對涌出量取7.93m3/min，二氧化碳絕對涌出量1.2355mK采通—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數，一般K采通=1.2~1.8，取1.8。Q采CH4=100×7.93×1.8=1427.4Q采CO2=67×1.2355×1.8=149m⑵按工作面氣象條件計算Q采=60×70%×V采×S采×K高×K長式中：Q采—采煤工作面風量，m3/min；V采—采煤工作面風速，依照采煤工作面空氣溫度與風速對應表，工作面溫度為23℃左右，取1.S采—采煤工作面平均斷面積，采高2.0m，平均控頂距3.9m，則S采=3.9×2.0=7.8m2；K高—采煤工作面采高調整系數，采高2.0m，K高=1.0；K長—采煤工作面面長調整系數，面長120m，K長=1.0；Q采=6070%×1.57.8×1.0×1.0=491.4m3⑶按采煤工作面每班工作最多人數計算Q采=4N采式中：N采—采煤工作面同時工作的最多人數，取26人。Q采=426=104m3⑷按風速進行驗算選取上述最大值Q采=1427.4ma、按最低風速驗算，采煤工作面的最低風量（Q采）Q采>15S采=15×7.8=117m3式中：S采—采煤工作面平均斷面積，取7.8mb、按最高風速驗算，采煤工作面的最高風量（Q采）Q采<240S采=240×7.8=1872m3式中：S采—采煤工作面平均斷面積，取7.8m即：117<1427.4<1872，符合要求。則采煤工作面風量Q采=1427.4依照《淄博礦業(yè)集團有限責任公司礦井需要風量計算細則》關于備用工作面風量的規(guī)定，則M11備用工作面配風：Q采備=Q采/2=1427.4/2=713.7mΣQ工作面=Q采+Q采備=1427.4+713.7=2141.1m2、M9采煤工作面風量計算需風量按下列要求分不計算，并選取其中最大值。⑴按瓦斯涌出量計算Q采=100×q采×K采通式中：Q采—采煤工作面風量，m3/min；100—單位瓦斯涌出量配風量，m3/min，以回風流瓦斯?jié)舛?%的換算值；q采—采煤工作面瓦斯絕對涌出量，M9煤回采工作面瓦斯絕對涌出量依照M11煤瓦斯涌出量預測值為8.50mK采通—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數，一般K采通=1.2~1.8，取1.8。Q采CH4=100×8.50×1.8=1530m⑵按工作面氣溫條件計算Q采=60×70%×V采×S采×K高×K長式中：Q采—采煤工作面風量，m3/min；V采—采煤工作面風速，依照采煤工作面空氣溫度與風速對應表，工作面溫度為23℃左右，取1.S采—采煤工作面平均斷面積，采高3.82m，平均控頂距3.9m，則S采=3.9×3.82=14.9m2；K高—采煤工作面采高調整系數，采高3.82m，K高=1.2；K長—采煤工作面面長調整系數，面長120m，K長=1.0；Q采=6070%×1.514.9×1.2×1.0=1126.44m3⑶按采煤工作面每班工作最多人數計算Q采=4N采式中：N采—采煤工作面同時工作的最多人數，取26人。Q采=426=104m3⑷按風速進行驗算選取上述最大值Q采=1530a、按最低風速驗算，采煤工作面的最低風量（Q采）Q采>15S采=15×14.9=223.5m3式中：S采—采煤工作面平均斷面積，取14.9mb、按最高風速驗算，采煤工作面的最高風量（Q采）Q采<240S采=240×14.9=3576m3式中：S采—采煤工作面平均斷面積，取14.9m即：223.5<1530<3576，符合要求。則采煤工作面風量Q采=1530二、掘進工作面需風量1、半煤巖巷掘進工作面⑴按瓦斯（二氧化碳）涌出量計算Ｑ掘=100（67）×q掘×k掘式中：Q掘i—掘進工作面分不按瓦斯絕對涌出量、二氧化碳絕對涌出量計算的需要風量；100(67)—單位瓦斯（二氧化碳）涌出量配風量，m3/min，以回風流瓦斯（二氧化碳）濃度1%（1.5%）的換算值；Q掘—掘進工作面瓦斯絕對涌出量，掘進工作面瓦斯絕對涌出量為1.64m3/min，二氧化碳絕對涌出量為0.34mk掘—掘進工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系數，依照實際觀測結果確定，k掘=1.5~2，取1.5。Q掘CH4=100×1.64×1.5=246m3Q掘CO2=67×0.34×1.5=34.17m3⑵按炸藥量計算Q掘＞10AHF式中：AHF—掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，Kg取23.4Kg10—每千克二、三級煤礦許用炸藥需風量，m3/minQ掘＞10×23.4=234m⑶按每班最多工作人數計算Q掘=4N掘=4×16=64m3式中：N掘—掘進工作面同時工作的最多人數，取16人。⑷按工作面氣溫條件計算Q掘=60V掘×S掘×K掘通式中：Q掘—掘進工作面需風量，m3/min；V掘—掘進工作面風速，煤巷掘進工作面取0.25m/s；S掘—掘進巷道斷面積，11.2K掘通—掘進工作面溫度調整系數，按23℃左右，K掘通Q掘=600.2511.2×1.15=193.2⑸按風速進行驗算選取上述三種計算方法結果最大值Q掘=246m3a.按最低風速驗算，掘進工作面的最低風量Q掘>15×S煤掘=15×11.2=168m式中：S煤掘—掘進巷道斷面積，11.2b.按最高風速驗算，掘進工作面的最高風量Q掘<240×S煤掘=240×11.2=2688式中：S煤掘—掘進巷道斷面積，11.2即：168<246<2688，符合要求。⑹局部通風機選型①風筒漏風備用系數計算Ф=1/（1-nLi）=1/（1-120×0.001）=1.14式中：Ф—風筒漏風備用系數；n—風筒節(jié)數；按最大供風距離，取120；Li—一個接頭的漏風率，依照供風距離長短，反壓邊連接時取0.001。②計算局部通風機最小吸風量QfQf=Ф×Q=1.14×246=280.44式中：Qf—局部通風機必須達到的最小吸風量Qf；Ф—風筒漏風備用系數；Q—掘進巷道必須達到的最小風量，取246m3③風筒風阻計算R=nR`/10=120×20/10=240N·s2/m8；式中：R—風筒風阻，N·s2/m8；n—風筒節(jié)數，取120。R`—百米風阻，取20N·s2/m8。④局部通風阻力計算H=R×Qf×Q=240×280.44/60×246/60=4599.22Pa式中：H—局部通風阻力，Pa；Qf—局扇吸風量，280.44Q—風筒口最小風量，246m3按上述計算，煤巷掘進工作面需要風量為246m3/min，局部通風機的最小吸風量為280.44m3/min，通風最大阻力4599.22Pa，依照煤礦現(xiàn)有設備情況，選用FBDNO8.2/2×⑺按局部通風機吸風量和防止循環(huán)風計算掘進工作面配風量考慮現(xiàn)場實際情況，配兩個防循環(huán)風系數。ΣQ掘=5×Q吸+2×VS=5×360+2×9×22=2196式中：Q吸—局扇實際吸風量，依照所選局扇，為360m3V—局部