煤业总厂矿井发展规划

第一篇：煤业总厂矿井发展规划

农十三师红山煤业总厂矿井发展规划

根据国家煤炭行业政策要求和自治区“十二五”煤炭发展规划，结合我厂地质赋存情况和采掘实际，拟定本发展规划。

一、矿井基本概况

农十三师红山煤业总厂于2005年2月成立，下属三个矿和一个救护中队；现有人口780人，其中从业人员543人，管理人员43人，少数民族186人；低瓦斯矿井，煤质属低硫低灰高发热量的气肥煤。

红星一矿地质储量7600万吨，面积4.9Km2；煤层倾角55度至65度，地质变化大，煤层不稳定，褶曲太多，煤层较软；可采煤层有4层，分别是C6+7煤层，煤层厚度为8至14米，平均厚度10米；C5煤层，煤层厚度为5至6米；C2煤层，煤层厚度为2至3米；A1+2煤层，煤层厚度为3至4米；

红山煤矿地质储量4770万吨，面积2.1719Km2；煤层倾角70度至82度，地质变化大，煤层不稳定，断层较多，其中最大的断层间距200米，把矿井煤层分为多个小采区；矿井可采煤层有5层，分别是中4-4煤层，煤层厚度为8至10米；中4-3煤层，煤层厚度为5至6米；中4-2煤层，煤层厚度为4至5米；中3煤层，煤层厚度为5至6米；中2煤

1层，煤层厚度4至5米。

总厂煤矿（原红星二矿）有地质储量476万吨，面积

1.2Km2；煤层倾角38度至65度，地质变化大，煤层不稳定，断层和褶曲较多，可采煤层只有2层，分别是C3煤层，煤层厚度为1.4米；A1+2煤层，煤层厚度为3.5米。

二、发展现状

2006年三个矿进行9万吨/年改扩建，2009年5月底通过验收。按照国家要求，目前三个矿一年可以生产原煤27万吨，在允许超产10%的基础上，一年最多只允许生产原煤30万吨。

根据国家及行业规范标准要求，在“十二五”末，新疆煤矿改扩建矿井最低设计生产能力必须达到45万吨/年，目前，我厂红山煤矿和红星一矿地质储量能满足45万吨改扩建要求，红星一矿和红山煤矿45万吨/年改扩建已经过自治区行管部门批准列入“十一五”末和“十二五”煤炭发展规划，现正在进行45万吨/年改扩建初步设计等前期准备工作，2011年年底计划将两个矿井改扩建可行性研究报告提交上级主管部门审批，明年五月将根据可研对两个矿井的主井、副井、风井等主要井巷工程提前进行施工。但是总厂煤矿地质储量严重不足，是自治区“十二五”9万吨/年保留矿井，虽然哈密地区“十二五”规划将东翼5.3km2范围规划给我厂

作为备用资源勘探区域，但自治区目前对全疆“十二五”规划没有审查批准，以致于从2007年5月开始，全疆全部煤炭新立探矿权和采矿权全部停办，即使批准下来还要申请办理勘探许可证，然后才能进行地质勘探，根据勘探结果，地质储量进行采矿生产能力研究确定生产规模。

红山煤矿采煤方法是自治区煤炭行业管理局批准的小阶段放顶煤，其他两个矿我厂经过这几年摸索也采取这种采煤方法比较切合实际，目前运行正常。

按照国家规范要求，制约我厂生产的因数有：

1、国家严令禁止“三超”，所为“三超”是指超能力生产、超定员生产、超通风生产。

2、矿井地质变化较大，煤层褶曲和断层较多，巷道无法打直，运输能力受到限制。

3、我厂煤层属于急倾斜煤层，倾角大，煤层厚度中等，国家级煤炭专家多次考察都没有好的办法解决采煤方法，无法采用综合机械化采煤，只能采用自治区煤炭管理局批准的小阶段放顶煤，生产能力受到限制。

4、国家规定凡是生产矿井是“一采两掘”，最多只允许“两采四掘”，即“一个采煤工作面两个掘进工作面”，最多只允许“两个采煤工作面四个掘进工作面”，单井最大生产能力也超不过40万吨。

5、从技术上分析，红山煤矿是我厂条件最好的，以红山矿为例，国家有规定，小阶段放顶煤等采煤方法，采放比只能是1:3，即采高1米，放顶煤高度是3米，红山矿一次采放高度不能超过10米，煤层较薄，采放的煤炭少，掘进工程量大，无法进行大规模生产。

综合以上煤层赋存条件以及国家相关规范限制等实际情况，就是采用“两采四掘”，我厂45万吨/年两个技改矿井单井达产后最大生产量也超不过40万吨；按照新疆行管部门要求“十二五”最低生产能力是45万吨，我厂批准技改也是45万吨，按国家规范，45万吨和60万吨的投入资金是不一样的，从经济上也是不合算的，最关键根据我厂煤层赋存条件以及国家相关规范限制等实际情况，采煤方法难已实现全程机械化开采，不能有效提高采区采煤生产能力，经过国家有关行业多次组织专家对新疆全区急倾斜煤层的开采研究，难已实现大规模机械化开采，所以在我厂三个矿井的煤层及开采方法，根本就达不到45万吨的生产能力，最大只能达到40万吨/年。为了适应国家产业政策的要求，我厂两个矿井也只能根据国家相关规定设定改扩建矿井生产规模为45万吨/年。

三、发展规划

红山煤矿和红星一矿明年开始进行45万吨/吨改扩建井

筒工程施工，预计2014年年底通过验收；总厂煤矿由于井田小，地质储量少，没有列入自治区“十二五”煤炭规划，是“十二五”保留矿井，现设计生产能力为9万吨/年；按国家规范要求以及按照设计生产能力，到2014年年底我厂三个矿设计生产能力可达到99万吨/年（即：红山矿设计生产能力45万吨/年，红星一矿设计生产能力45万吨/年，总厂煤矿设计生产能力9万吨/年），在允许超产10%的基础上，最大生产量为108.9万吨/年；但按照我厂实际情况到2014年年底我厂三个矿实际生产能力只能达到88万吨/年（即：红山矿实际生产能力40万吨/年，红星一矿实际生产能力40万吨/年，总厂煤矿实际生产能力8万吨/年）。如果总厂煤矿以后(“十三五”)各方面条件允许情况下，45万吨技改后，三个矿最大生产能力也只能达到120万吨。

农十三师红山煤业总厂

二0一一年十二月二日

第二篇：安达煤业矿井简介

山西通洲集团安达煤业有限公司

矿井

简

2012年7月10

介日

矿井基本情况

一、地理位置及兼并重组整合情况

山西通洲集团安达煤业有限公司位于山西省沁源县郭道镇新庄村，距汾屯公路5 km，行政区划属郭道镇管辖。是经山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室（晋煤重组办发„2009‟82号文）批准的整合矿井，由原山西沁源安达煤业有限公司、原山西沁源安新煤业有限公司、原山西沁源聪子峪煤业有限公司三个矿井及新增资源整合而成。主体企业为山西通洲煤焦集团有限公司。

我矿属于新建矿井，设计生产能力120万吨/年。矿井地质报告、初步设计、安全专篇、水文类型划分报告、环境影响评价报告、开工报告等手续齐全，七长全部到位，安全生产管理机构健全，现有干部职工450余人。

二、煤层及储量情况

整合后的井田面积为13.3032km，批准开采煤层为2-11煤层，矿井地质资源/储量7221万t，工业储量6966万t，设计可采储量4708万t。矿井设计服务年限29.4a。

三、瓦斯、煤尘鉴定情况

根据2009瓦斯等级鉴定资料显示矿井最大相对瓦斯涌出量为29.36m/t，最大绝对瓦斯涌出量为3.67m/min，属高瓦斯矿井。

2010年12月由山西省煤炭地质研究所测试我矿2煤层，鉴定结果：煤尘有爆炸性危险;煤层自燃等级为Ⅱ级，属自燃煤层；

2012年2月由山西公信安全技术有限公司测试我矿9+10煤层，鉴定结果：煤尘有爆炸性危险;煤层自燃等级为Ⅱ级，属自燃煤层。

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四、井田开拓方式

我矿采用斜井开拓方式，在井田中部新掘主斜井、副斜井、回风立井，布置三个井筒，全井田分两个水平开采，以+1130水平联合开采2、3煤层；以+1070水平联合开采9、10（9+10）、11煤层。

五、建设情况

（一）井巷工程

主斜井：方位角155°，倾角16°，斜长748m，半圆拱，锚网喷+锚索支护，净宽6.0m，净高4.5m，净断面23.14m，井筒已施工完毕，现进入二期工程，施工+1070水平集中胶带大巷、回风大巷。

副斜井：方位角155°，倾角22°，斜长569m，半圆拱断面，锚网喷+锚索支护，净宽5.5m，净高4.25m，净断面20.13m，井筒已施工完毕，现进入二期工程，施工+1070水平轨道石门、撒煤斜巷。

回风立井：净直径8.0m，垂深243m，净断面50.24m，混凝土支护，井筒已施工完毕，现进入二期工程，施工+1070水平南回风大巷、南轨道大巷。

（一）土建工程

综合调度办公楼：主体工程已完成，现进入装修阶段，预计7月底投入使用。

维修车间、配电室、主提升绞车房正在施工。

六、通风系统概述

目前，根据实际情况矿井主斜井安设4组FBD№7.1/2×37kw矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，分别向井底临时水仓、探放水巷、1070水平回风巷、1070水平胶带巷供风，每组2台，1台运行，1台备用。选用φ800mm阻燃式抗静电胶质风筒供风。

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副斜井安设3组FBD№7.1/2×37kw矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，分别向轨道石门、撒煤斜巷、通风行人巷供风，每组2台，1台运行，1台备用。选用φ800mm阻燃式抗静电胶质风筒供风。

回风立井安设2组FBD№7.1/2×37kw矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，分别向1070水平南回风大巷、1070水平南轨道大巷供风，每组2台，1台运行，1台备用。选用φ800mm阻燃式抗静电胶质风筒供风。

所有风机都实现了双风机双电源自动切换。

七、排水系统概述

我矿主斜井、副斜井、回风立井井下设有临时水仓，主斜井涌水量15 m/h,临时水仓安装2台MD85-45×7型离心泵，一台使用，一台备用，经井筒敷设的一趟φ108mm钢管排至地面。

副斜井涌水量5 m/h,临时水仓安装1台MD85-45×8型离心泵使用，备用一台45KW潜水泵，经井筒敷设的一趟φ108mm钢管排至地面。

回风立井涌水量2 m/h,临时水仓安装2台MD45-30×9型离心泵，经井筒敷设的一趟φ108mm钢管排至地面。

八、运输、提升系统概述

1、主斜井井筒左侧安装带宽800mm施工皮带一部，另一侧为箕斗提升，容量为6m。地面安装JT2.0×1.8型单滚筒绞车，实行机轨合一混合运输。

2、副斜井装备JTP1.6×1.2型单滚筒绞车，提升容器为矿车，单节容量为1吨。

3、回风立井装备2JK-3×1.5型凿井绞车，提升容器为4m箕斗。

九、供电系统概述

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3现有双回路10kV电源，分别引自郭道变电站和聪子峪变电站。

十、防治水概述

我公司设防治水科和探放水队，井下现有探水钻机5台，施工中严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水原则，坚持“探掘分离，签字验收、确认、移交”的探放水制度。

十一、安全避险“六大”系统概述

1、监测监控系统

现安装KJF2000N型监控系统，目前系统运行正常。

2、人员定位系统

现安装KJ69型矿井人员考勤定位系统，目前已安装完毕，正在调试运行。

3、供水施救系统

供水水源引自地面蓄水箱，能够满足井下人员供水施救需要。

4、压风自救系统

三个井筒在地面分别安设两台LG-22/8G型开山牌螺杆空压机以满足井下施工用风和终端自救用风。

5、通讯联络系统

建立了井上、井下通讯系统，有直通外界的程控电话，矿井总调度室选用HJD-2000型程控交换机一台，井下电话全部使用KTH-33型矿用本质安全型电话机，能及时与地面调度室通话。

6、紧急避险系统

由煤炭工业太原设计研究院进行施工设计，与矿井建设同时建设，同时投入使用。

十二、安全管理机构

1、建设单位

我矿严格按照长治市煤矿安全管理规定，七长配备齐全，下设八科三室一中心，即：技术科、安全科、通风科、机电科、防治水科、地质测量科、督查科、信息科、调度室、行政办公室、监控室、安全指挥中心，对基本建设工作进行全方位安全监管。

2、监理单位

山西煤炭建设监理咨询公司，资质等级甲级。驻矿总监1名，监理5名，负责对施工安全、质量进行全过程监理。

3、施工单位

中十冶集团有限公司，资质等级矿山壹级。项目部安全管理机构健全，人员到位。

第三篇：虎峰煤业矿井整改规划

2#规划区技术改造方案及接续计划

一、2#规划区概况

(一)规划区地理环境及煤层地质情况

运城市已将虎峰煤业、黄河煤业、海丰煤业三个煤矿整合成为2#规划区，规划区走向长约2.82km，倾斜宽约0.97km，面积2.745km2，地处河东煤田乡宁矿区西南边缘，位于杜家沟勘探区西北约1km处，井田内无勘探工程（无钻孔），地形复杂，沟谷纵横，为黄土层覆盖全隐蔽式煤田，主采煤层无地表出露。

2#规划区内主要可采煤层为2#、10#。

其中：2#煤层厚度6.05～6.30m，平均6.15m，有时含1层泥质夹矸，夹矸厚0.10m左右，顶板多为泥岩或粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，为稳定可采煤层。

灰分（Ad）:原煤11.79%～27.96%，平均16.48%； 挥发分（Vdaf）：原煤14.69%～19.23%，平均16.84%；

浮煤15.37%～18.14%，平均17.34%；

硫 分（St.d）：原煤0.29%～1.21%，平均0.85%；

浮煤0.29%～0.64%，平均0.45%；

磷（Pd）： 原煤0.005%～0.061%，平均0.037%； 发热量（Qgr，d）: 原煤30.22～35.04MJ/kg，平均31.86MJ/kg；

浮煤32.18～36.06MJ/kg，平均34.24MJ/kg； 胶质层最大厚度（Y）：浮煤9～12mm，平均11mm。粘结指数（G）：浮煤15 洗选后作为炼焦用煤为特低-低灰、特低硫、特高热值煤。10#煤层厚度2.86～3.14m，平均3.0m，与2#煤层间距约50m ,1煤层结构简单，厚度变化不大,，不含夹矸，顶板为石灰岩（K2），底板为泥岩。本煤层为稳定可采煤层。

灰 分（Ad）： 原煤7.50%～34.67%，平均20.55%；

浮煤6.72%～15.38%，平均9.13 %； 挥发分（Vdaf）：原煤14.60%～24.72%，平均17.32%；

浮煤13.86%～17.55%，平均15.03%； 硫 分（St.d）：原煤0.62%～4.28%，平均2.89%；

浮煤0.60%～2.85%，平均2.38%； 磷（Pd）： 原煤0.006%～0.063%，平均0.035%；

发热量（Qgr，d）:原煤29.75～33.87MJ/kg，平均31.28MJ/kg；浮煤31.33～35.12MJ/kg，平均33.02MJ/kg；

胶质层最大厚度（Y）：浮煤0～8mm，平均5.70mm。粘结指数（G）：浮煤19.22 洗选后作为炼焦用煤为低-高灰、特低-中高硫、特高热值煤。保有地质储量1893.9万吨，其中：2#煤层1339.5万吨、10#煤层554.4万吨。

（二）规划区内三个煤矿基本情况

规划区内矿井井田面积2.745km2，保有地质储量1893.3万吨，其中：2#煤层1339.7万吨，10#煤层553.6万吨。其中：

1、虎峰煤业井田面积1.2268km2，批采煤层2#、10#。生产规模15万吨/年，保有地质储量1074.6万吨，其中：2#煤层822万吨，10#煤层252.6万吨。

2、黄河煤业井田面积1.093km2，批采煤层2#、10#。生产规模15万吨/年，保有地质储量629万吨，其中：2#煤层328万吨，10#煤层301万吨。

3、海丰煤业井田面积0.4252km2，批采煤层2#。生产规模15万吨/年，保有地质储量189.7万吨。

二、规划区规划生产能力

现黄河煤业、海丰煤业的资产评估工作正在进行中，根据规划区地质条件及保有地质储量，拟定规划区生产能力为60万吨/年。

三、矿井井巷工程

（一）井田开拓方案

井田开拓方式为斜、立井开拓。

根据三个整合矿井地理环境及地质条件，规划采用位于2#规划区中部的虎峰煤业的主斜井、风井及副斜井作为主要井筒。

1、主斜井净断面6.8m2，坡度—16°，斜长347m，工业广场地形开阔，储煤条件优越，并构筑有防洪涵洞，不会造成储煤场煤炭损失，功能较为合理。主斜井原为裸体、砌碹、砌墙架梁支护，净断面 不统一，不能满足矿井提能后生产的需要，现主斜井改造采用砌墙架梁配半圆木、金属网勾顶，净断面6.9㎡，墙高2.3m，墙厚0.35m，净宽3.0m。主斜井已复修53.5米，剩余150米，计划2009年11月底完成。2、2#风井垂深179m，位于2#规划区中部，适于整合后矿井的通风需要。2#风井原为裸体、砌碹，净断面不统一，不能满足矿井提能后通风需要，2#风井改造拟采用锚喷、混凝土碹混合支护，井筒径口统一到￠2.8m，净断面6.15㎡。2#煤层回风立井计划从2009年10月份开始复修，于2009年12月底完成。

3、副斜井净断面8.3m2，坡度—12°，斜长234m。原副斜井为砌碹、架棚支护，断面不统一，不能满足矿井提能后生产的需要，副斜井刷大施工拟采用半圆拱挂网锚喷支护，净断面8.3㎡，墙高1.35m,拱高1.6m,净宽3.2m。副斜井已复修30米，剩余205米，计划2009年11、12月两个月的时间完成。

（二）采区布置

按规划井田划分为两个采区，即黄河煤业和海丰煤业的井田范围为一采区（即211采区），虎峰煤业的井田范围为二采区（即212采区）。

首先布置211采区。沿2#煤层伪倾布置3条下山巷道： 211采区运输下山（沿2#煤顶、底板掘进，掘进断面10.3m2，工字钢梯形棚支护）斜长340m；211采区轨道下山（沿2#煤顶板掘进，掘进断面10.3m2，工字钢梯形棚支护）斜长440m；211采区专用 回风巷（沿2#煤顶板掘进，掘进断面10.3m2，工字钢梯形棚支护）斜长450m，并在下山中部布置211采区配电室，在下山底部布置211采区水仓及水泵房。

（三）首采工作面布置

选择在黄河煤业接近船窝煤矿煤层倾角较小（8～14°）的井田边界布置首采工作面，工作面走向长930m，倾斜100m，顺槽掘进断面10.3m2（工字钢梯形棚支护），切眼掘进断面19.0m2（工字钢梯形棚支护）。

首采工作面采煤方法拟采用综合机械化低位放顶煤采煤方法，可采出煤量49.2万吨。

（四）掘进方式、施工组织、采掘接续及工程工期

构成首采工作面时所需复修巷道595m,掘进巷道工程量为4990m，总工程量为5015m（岩巷595m，煤巷4420m），其中：开拓巷道1280m，准备巷道1545m，回采巷道2190m。

1、掘进方式：岩巷采用炮掘，煤巷采用风镐或炮掘，2#煤层顶分层多为巷采破坏区，存在积水、瓦斯较大及顶板破碎等不确定因素，在掘进施工过程中必须进行超前钻探，坚持“先探后掘、边探边掘”的原则，故一般情况下采用风镐掘进，在确认无上述危险时也可采用炮掘。

2、施工组织、采掘接续及工程工期

掘进、采煤、地面施工均采用外委的形式进行施工，单头月进度120m，安排三头同时掘进。由于受省内外煤矿事故的影响，河津市煤管局、安监局对地方煤矿时常进行停产整顿，致使虎峰煤业的生产时断时续，处于停产整顿状态，至今没有恢复生产。预计2009年10月份开始刷大回风立井180m、复修主斜井150m、进风联巷60m；刷大副斜井205m及副斜井下车场25m，计划于2009年底全部完工；2010年掘进专用回风巷、总回风大巷、轨道大巷、采区变电室、采区水仓、水泵房21101回进风顺槽及切眼等；预计于2010年12月底形成首采工作面，工期为15个月，首采工作面安装1个月，于2011年2月份投产。

四、生产系统改造

（一）提升系统

1、主提升系统

投产前，主斜井采用机轨合一，选用带宽0.8 m胶带运输机运输工程煤。各掘进头通过刮板运输机、胶带运输将工程煤运至煤仓经主斜井胶带运输机及走廊皮带出井。

投产后，主斜井更换为带宽1.0m胶带运输为主提升运输。各采、掘面通过刮板运输机、胶带运输将原煤运至煤仓经主斜井胶带运输机及地面高架皮带进入煤场。

井下10#煤层建有500T煤仓一座，能满足2#、10#原煤的分装分运。

2、辅助提升系统

副斜井未形成系统时，利用原主斜井50kw绞车，采用串车提升 作辅助运输，并通过进风联巷进入各掘进头。

副斜井形成系统时，副斜井安装1.6m绞车，采用串车提升作辅助运输，并通过副斜井下车场、轨道大巷、211区轨道下山进入各采、掘工作面。

（二）通风系统

根据运城市煤炭工业局运煤安函字（2007）5号文，鉴定结果批复为低瓦斯矿井，在矿井恢复生产后需及时重新进行矿井瓦斯等级鉴定。

（1）2#煤层通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式，进、回风井筒有3个，有2个进风斜井（其中有1个进风斜井已废弃不使用），回风井为1个立井，主要通风机一台，型号为FBCKZN015A，电机功率为2×30KW。

现2#风井按照设计整改方案已完成风硐及地面引风道等配套设施的构筑施工，2台2×220KW主扇业已订货，主扇电控室地面建筑工程预计9月底完工。

（2）10#煤层通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式，进回、风井筒有3个，其中有2个进风井，1个回风立井，主要通风机为二台（一台备用），型号为FBCDZN015A，额定功率均为2×37KW，主扇额定风量960-3060m3/min,风压98-1746pa备扇额定风量960-2400m3/min,风压98-1746pa。

（3）整改后2#煤层通风方式仍为中央并列式，通风方法为抽出式。通风机更换为两台型号FBCDZ-8-N022，电机功率2×220KW，风 量范围40-100m3/s,风压范围1000-3600Pa的对旋式轴流通风机。

（4）矿井整合后，关闭服务于10#煤层的三个井筒，矿井10#煤层的通风可利用封闭上口的10#煤层风井，并通过新掘通风联巷与专用回风巷沟通形成新的通风系统。

（三）供电形式及供电系统

1、现状

矿井供电电源一路引自3.8km处的下化35KV变电站，线路分接9家厂矿用户；另一路引自10km处的老窑头35KV变电站，电力等级均为10KV，导线规格为LGJ-95mm2,为双回路供电，线路同样分接多家厂矿用户，并且未彻底形成系统（仅作为办理证件用）。

地面变配电设备不全，高压未入井，只是低压入井。

地面安装有自备发电机3台，其中800马力一台，400马力两台，在主电源停电时，能够及时启动发电机组，维持矿井正常供电。

2、供电形式

2009年2月17日我公司经多次探讨和沟通正式提出供电专线和增容到3500KVA用电书面申请，下化乡变电站于2月26日批复并上报河津市供电支局，现河津市供电支局正在审批中。

3、双回路供电未形成以前，向河津市供电支局提出申请，利用下化乡35KV变电站馈出的10KV电源，将虎峰煤业、黄河煤业及海丰煤业供电容量均集中到虎峰煤业，暂作为矿井改造时的临时增容负荷电源。目前，虎峰煤业供电容量500KW、黄河煤业800KW、海丰煤业400KW,待采矿许可证办理后，电网并容为1700KW。10#煤层边角煤开 采期间矿井耗电总功率3925.3kw，矿井重组结束后，可并容为1700kw，不能满足要求。

4、新建地面中央配电室地面钢筋混凝土基础已浇筑完工，地面工程预计1月内完工。

5、供电系统

地面配电室10KV双回路—主斜井—主斜井进风联巷—211区轨道下山—采区变电室—各采掘工作面。

（四）排水系统

原虎峰煤业井下没有正规的水仓及水泵房，排水设施不完善。经北京合地威技术开发有限责任公司山西公司利用瞬变电磁法以及大地电场岩性探测技术对矿区1460个物探点进行地面勘探，探明10#煤层采空区积水量约10万立方米，暂时采用预留隔水煤柱的方法，避开老空积水，安全生产。

在矿井整改后重新构筑水仓及水泵房，完善、安装各类排水设施。两趟6寸管211采区水仓—211区运输下山—主斜井进风联巷—主斜井—地面。

（五）防尘系统

2#煤吸氧量1.12cm3/g，自燃等级为Ⅲ级，不易自燃；10#吸氧量o.7cm3/g，自燃等级为Ⅱ级，为自燃煤层，最短发火期10～12个月。2#、10#煤尘具有爆炸危险性。

利用原地面250m3静压水池，重新安装洒水管路至各洒水地点，包括风流静化水幕及隔爆设施；位于井田上山部分的采掘工作面水压 不足时，可通过增压泵达到标准水压，满足供水点的正常供水。

（六）压风系统

原虎峰煤业井下使用移动压风机，没有正规的压风系统，矿井整改后计划在副斜井附近构筑压风机房一座，并安设一趟4寸压风管路，经过副斜井进入井下各用风地点。

压风系统：压风机房—副斜井—副斜井下车场—轨道大巷—211区轨道下山—各用风地点

（七）通讯系统

矿井安装了传真电话机并配备有HJD-80型程控电话交换机，容量48门电话，调度室安装有1部矿内电话，可与井上、下主要工作场所通讯联系，但不能满足整改后生产调度需要。需更换一套SOC8000的调度总机。

现正在为公司领导及调度室安装外线电话，预计9月下旬开通，届时即可实现信息的网上传输。

（八）三大监控系统

1、安全监测监控系统

矿井原有的监测监控系统经检测已不能继续使用，拟利用轩煤公司三对矿井升级改造前所使用的北京阳光金力科技发展有限公司生产的KJ100N型监测监控系统。

2、产量监控、人员定位系统

矿井现有BH-WTA型产量监控系统、KJJ55型井下人员定位系统未投入使用。现产量监控系统、人员移动定位系统的安装已与合同厂 家取得联系，待时机成熟即可升级改造安装。

五、地面工程及设备订货情况 1、2#煤层风井改造由轩煤工程管理处设计，主扇风机房主体（包括井下部分风峒及地面部分风道）已完工，已与运城安运风机厂(全国最大的风机厂)订货，经谈判货款为207万元（包括2×220kw主扇两台、电控设备及15块配电盘）, 设备到位即可安装，但防爆帽未订货。2、2#风机房电控室主体工程已基本完成，9月下旬即可安装配套设备。

3、地面配电室由轩煤工程管理处设计，其场地位于10#煤层风井的排水涵洞附近，现防洪坝的砌筑工程、配电室钢筋混凝土基础浇注工程均已完成，配电设备已与西安高压开关柜厂订货（借轩煤标），经谈判货款为102.8万元，其中：高压盘15块，电容器盘8块。设计修改后，还有3块高压盘、1套直流系统及后台未订货。

4、修配厂场地拟在副斜井对面30米处修建，所需设备车床、钻床、行车等已做计划上报轩煤公司。

六、安全管理

1、矿证情况

（1）煤矿原有采矿许可证、生产许可证、安全生产许可证、营业执照于2009年6月均被运城市安监局收回。

（2）矿长资格证及安全资格证

现虎峰煤业有限责任公司经理、机电副经理（空缺）未培训。（3）特种作业人员及安全资格证

现特种作业人员为原六亩地矿人员，证件仍为原证件。涉爆管理人员已经河津市公安局培训，并办理了有关证件。

七、劳动用工组织

矿井在册人员共计180人，留岗102人。其中：轩煤本部人员115人，留岗60人（机关35人、区队25人）；虎峰在册人员65人，留岗人员42人,均未签订劳动合同。

矿井整改及生产期间，井上、下的所有工程的用工采用成建制外委的形式，轩煤本部人员只留60余名管理人员。外委队组人员的培训可委托轩煤培训中心集中派员或聘用虎峰煤业公司专业技术人员代为培训。

八、后勤保障

（1）公司尚可安排120余人住宿，食堂可同时供200人就餐，附近还有原铁厂、新兴煤业闲置房屋，可采取租赁的形式，安排400余名员工食宿。

（2）矿井现有1T常压锅炉一台，服务于冬季供暖及员工洗浴，但不能同时满足采暖洗浴所需。拟更换两台4T的常压锅炉，并进行管网改造，解决供暖问题。

九、医疗卫生

现公司无医疗机构，需配备必需的医护人员、医疗器械及急救用品。

第四篇：山西右玉玉龙煤业有限公司矿井简介

山西右玉玉龙煤业有限公司矿井简介

山西右玉玉龙煤业有限公司矿井位于右玉县东南30km元堡镇辛屯村南，北与内蒙公路相通，东邻山阴，南与平鲁区接壤，西距元元公路1.5km，交通十分便利。

公司于2009年8月由山西省煤矿兼并重组整合工作领导组批准将原山西右玉南阳坡西煤业有限公司和山西吐水煤业有限公司进行整合，整合后企业更名为山西右玉玉龙煤业有限公司，投资主体属玉龙投资集团，重组后井田面积5.5593平方公里，批准开采9#、11#煤层，地质储量6870万吨，可采储量2532万吨，生产规模120万吨/年，矿井服务年限21年，煤质具有低灰，低硫发热量高的优点，是优质的动力煤。

矿井于2010年11月开工建设，项目投资42572.49万元，2012年7月14日山西省煤炭厅煤矿竣工验收领导组对玉龙煤业有限公司兼并重组120万吨/年建设矿井通过了竣工验收并给予高度好评。玉龙煤业的建设者们用他们的勤劳与智慧经过不懈的努力与奋斗，现已将玉龙煤业建设成为一座现代化的大型煤炭企业。地面工业场地划分为行政办公区、生活区及生产区，矿区实现了绿化、硬化和靓化，环境优美，人文和谐。煤矿井下生产系统布局合理，安全设施完善，技术力量雄厚，完全实现机械化作业，达到省一级标准化矿井，2013年经山西省煤炭工业厅按等级评定标准，评定企业为丙级煤矿企业。

2012年公司积极响应省、市、县政府号召，发扬信义、坚韧、创新、图强的“山西精神”，全面推动企业走向以煤为基、多元发展的新大路之上。目前我企业投资建设的年洗选能力240万吨的洗煤厂已开始运行，不仅提高了产品的质量，还开拓了新的市场，为企业走向多元化发展迈出了成功的一步。

以成就胸怀这片热土，以成就奉献这片热土，以成就成就更多人的梦想。几年来，玉龙煤业有限公司在上级部门和集团公司的正确引领下，坚持以人为本，依靠科技进步，强化企业管理，深化内部改革，企业正在向高标准、高科技、高管理、高端化、高要求、高质量、高效益的现代文明和本质安全型矿井发展和迈进，我们将筑基于现在，着眼于未来,努力实现玉龙煤业腾飞的梦想，玉成其美，龙行天下！

第五篇：＊＊煤业2020年11月份矿井风量分配方案

山西沁源凤凰台煤业有限公司

11月份矿井风量分配方案

编制部门：通

风

科

编制时间：2020年10月31日

凤凰台煤业2020年11月份矿井风量分配方案

一、编制依据

凤凰台煤业配风方案严格按照《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）

和《煤矿安全规程》(新版)的有关规定》以及煤矿矿井风量计算方法（MT/T634-2019）进行编制。

二、矿井通风概况

凤凰台煤业为低瓦斯矿井，根据2020年瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量8.66m3/min，相对瓦斯涌出量为7.71m3/t，井下回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.89m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.84m3/min。

通风方式为中央并列式，共布置三个井筒，其中主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。主扇采用型号为FBCDZ№28/2×450

型，通风方法为机械抽出式，风机功率为2×450kW，风叶角度为49°/41°。上月末实际总进风量为8131m3/min，实际总回风量为8220m3/min，矿井通风负压是pa，矿井等积孔为，矿井的通风难易程度为容易。

我矿井下现有，2个综采工作面(2109综采工作面、21901综采工作面）；1个准备工作面（2110准备工作面）；4个掘进工作面（2107轨道顺槽掘进工作面、2107胶带顺槽工作面、21902轨道顺槽、21902胶带顺槽）；8个机电硐室（1#煤采区变电所、2#煤采区水泵房、一水平中央变电所、一水平中央水泵房、9+10#煤采区变电所、二水平中央水泵房、二水平中央变电所、9+10#煤采区水泵房）；17个其它地点配风；共32个独立用风地点。

下表为主要通风机技术参数表：

型号

风量范围(m3/min)

额定功率(kW)

转速

(r/min)

风压

（pa）

运转情况

FBCDZ№28/2×450

6480—14100

2×450

740

1250--4400

启用

FBCDZ№28/2×450

6480—14100

2×450

740

1250--4400

备用

三、风量计算的标准及原则

（一）风量计算标准

供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算并取其最大值，作为该工作用风地点的供风量。

1、按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3/min。

2、按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算，取其最大值。

3、瓦斯

（1）矿井总回风巷的瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.75％。

（2）采区回风瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.8％、采掘工作面回风流中瓦斯浓度不得超过0.8％或二氧化碳浓度不得超过1.2％。

（3）其它用风地点保证风流中的瓦斯和二氧化碳浓度不得超0.8％。

4、温度要求：生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃；机电设备硐室的空气温度不得超过30℃；进、风井口以下的空气温度必须在2℃以上。

（二）风量计算原则

无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各采区风量，最后求出全矿井总风量。

四、采煤工作面所需风量计算

根据凤凰台煤业11月采掘计划，11月份计划布置的综采工作面有：2109综采工作面、21901综采工作面；准备工作面有：2110准备工作面。

采煤工作面的风量应按瓦斯涌出量和爆破后的有毒有害气体以及工作面气象条件、风速和人数等规定分别进行计算。

表1

各种采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数

采煤工作面采煤方法

采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数

综采工作面

1.2-1.6

炮采工作面

1.4-2.0

水采工作面

2.0-3.0

当采煤工作面有其他有毒有害气体涌出时，也应按有害气体涌出和不均匀系数，使其稀释到《煤矿安全规程》规定最高允许浓度计算。

表2采煤工作面空气温度与风速对应表

采煤工作面进风流气温℃

采煤工作面风速m/s

<20

1.0

20～23

1.0～1.5

23～26

1.5～1.8

26～28

1.8～2.5

28～30

2.5～3.0

表3—采煤工作面采高风量系数

采煤工作面采高m

采煤工作面采高风量系数

<2.0

1.0

2.0～2.5

1.1

2.5～5.0及放顶煤工作面

1.2

表4—采煤工作面长度风量系数

采煤工作面长度m

采煤工作面长度风量系数

<150

1.0

150～200

1.0～1.3

200～250

1.3～1.5

>250

1.5～1.7

（一）2109综采工作面

1、按照瓦斯涌出量计算：

Q2109综采工作面=125qgfikgfi

=125×0.36×1.25

=56.25m3/min

式中：

Q2019—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，单位为立方米每分钟（m3/min）。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算或按实际涌出量计算（计算选用2020年10月2109综采工作面平均绝对瓦斯涌出量0.36m3/min）。

kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的备用风量系数，它是该采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井应在工作面正常条件下，连续观测1个月，取次日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。新井设计、新采区等可参考表1选取（2109综采工作面日最大绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，故比值为0.45÷0.36=1.25）。

2、按气象条件计算

Q2109综采工作面=60VSVKfhiKfli×70%

=60×1.0×5.59×1.0×1.3×70%

=306m3/min

式中：

Q2109—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

V

—采煤工作面适宜风速(见表2)

SV

—采煤工作面平均断面，为最大最小控顶断面的平均值（按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，采高1.3m，即（4.6+4.0）÷2×1.3=5.59m2）；

Kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表3）；

Kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表4）；

70%—采煤工作面有效通风断面系数。

3、按使用炸药量计算：

每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m3/min按式计算

Q2109综采工作面=10Al

=10×1.8

=18m3/min

Al—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，单位为千克（kg）；2109综采工作面强制放顶一次起爆炸药量为1.8kg。

4、按人数计算：

每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：

Q2109综采工作面=4Nl

=4×29

=116m3/min

Nl—采煤工作面当班工作的最多人数为29人。

5、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，验算需风量。

15Si≤Q2109综采工作面≤240Si

即：83.85m3/min<306m3/min<1341.6m3/min

式中：

Si—采煤工作面的平均有效断面面积，单位为平方米（m2）。

经验算，2109综采工作面需风量为306m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

（二）21901综采工作面

1、按照瓦斯涌出量计算：

Q21901综采工作面=125qgfikgfi

=125×0.31×1.48

=57.35m3/min

式中：

Q21901—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，单位为立方米每分钟（m3/min）。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算或按实际涌出量计算（21901综采工作面平均瓦斯涌出量为0.31m3/min）。

kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的备用风量系数，它是该采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井应在工作面正常条件下，连续观测1个月，取次日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。新井设计、新采区等可参考表1选取（21901综采工作面最大瓦斯涌出量为0.46m3/min，故比值为0.46÷0.31=1.48）。

2、按气象条件计算

Q21901综采工作面=60VSVKfhiKfli×70%

=60×1.0×10.572×1.2×1.3×70%

=693m3/min

式中：

Q21901—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

V

—采煤工作面适宜风速(见表2)

SV

—采煤工作面平均断面，为最大最小控顶断面的平均值（按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，采高2.4m，即（4.72+4.09）÷2×2.4=10.572m2；

Kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表3）；

Kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表4）；

70%—采煤工作面有效通风断面系数。

3、按使用炸药量计算：

每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m3/min：

Q21901综采工作面=10Al

=10×12

=120m3/min

式中：

Al—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，单位为千克（kg）；21901综采工作面强制放顶一次起爆炸药量为12kg。

4、按人数计算：

每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：

Q21901综采工作面=4Nl

=4×29

=116m3/min

式中:

Nl—采煤工作面当班工作的最多人数为29人。

5、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，验算需风量。

15Si≤Q21901综采工作面≤240Si

即：158.58m3/min<693m3/min<2537.28m3/min

式中：

Si—采煤工作面的平均有效断面面积，单位为平方米（m2）。

经验算，21901综采工作面需风量为693m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

根据矿井实际情况分析，21901综采工作面为停采状态，备用工作面风量不得低于其采煤时的50%，且满足稀释瓦斯、其它有害气体和风速等《煤矿安全规程》规定的要求，21901工作面需风量为246.5m3/min。

（三）2110准备工作面

1、按照瓦斯涌出量计算：

Q2110准备工作面=125qgfikgfi

=125×0.51×1.14

=72.675m3/min

式中：

Q2110—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qgfi—采煤工作面瓦斯的平均涌出量，单位为立方米每分钟（m3/min）。可根据该采煤工作面的煤层埋藏条件、地质条件、开采方法、顶板管理、瓦斯含量、瓦斯来源等因素进行计算。生产矿井可按条件相似的工作面推算或按实际涌出量计算（计算选用2020年9月2110准备工作面平均绝对瓦斯涌出量0.51m3/min）。

kgfi—采煤工作面瓦斯涌出量不均衡的备用风量系数，它是该采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井应在工作面正常条件下，连续观测1个月，取次日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。新井设计、新采区等可参考表1选取（2110准备工作面日最大绝对瓦斯涌出量为0.58m3/min，故比值为0.58÷0.51=1.14）。

2、按气象条件计算

Q2110准备工作面=60VSVKfhiKfli×70%

=60×1.0×5.59×1.0×1.0×70%

=235

式中：

Q2110—采煤工作面需要风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

V

—采煤工作面适宜风速(见表2)

SV

—采煤工作面平均断面，为最大最小控顶断面的平均值（参照2109综采工作面最大和最小控顶有效断面的平均值计算，采高1.3m，即（4.6+4.0）÷2×1.3=5.59m2）；

Kfhi—采煤工作面采高风量系数参照AQ1056（见表3）；

Kfli—采煤工作面长度风量系数参照AQ1028（见表4）；

70%—采煤工作面有效通风断面系数。

3、每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算：（参照2109综采工作面计算）

Q2110准备工作面=4Nl

=4×29

=116m3/min

Nl—采煤工作面同时工作的最多人数为29人。

4、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低和最高风速，验算需风量。

15Si≤Q2110准备工作面≤240Si

即：83.85m3/min<235m3/min<1341.6m3/min

式中：

Si—采煤工作面的平均有效断面面积，单位为平方米（m2）。

备用工作面风量一般不得低于其采煤时需风量的50%，且满足稀释瓦斯、其它有害气体和风速等《煤矿安全规程》规定的要求。

经验算，2110准备工作面需风量为235m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

（四）采煤工作面总需风量

根据各采煤工作面的需风量，通过计算可得出全矿所有采煤工作面总需风量，即：

Q综采=Q2109综采工作面+Q21901综采工作面+Q2110准备工作面

=306+346.5+235

=888m3/min

五、掘进工作面所需风量计算

柔性风筒的百米漏风率

通风距离

＜200

200—500

500—1000

1000—2000

大于2000

η漏100/%

＜15

＜10

＜3

＜2

＜1.5

（一）2107轨道顺槽工作面

1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。

2、按瓦斯涌出量计算

Q2107轨道顺槽=125qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：

Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。

kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。

3、按使用炸药量计算：

（1）每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m³/min计算：

Qdi=10Ai

=10×21

=210m³/min

式中：

Ai-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量21kg)，单位为千克（kg）。

4、按工作人员数量计算：

每人每分钟应供给4m³新鲜风量计算：

Qdi

=4Ni

=4×11

=44m³/min

式中：

Ni-掘进工作面同时工作的最多人数为11人。

5、局部通风机选型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=210/（1-500/100×3%）

=210/0.85

=248m³/min

式中：

Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算2107轨道顺槽工作面需风量为210m³/min。

L

—掘进工作面风筒长度；2107轨道顺槽工作面风筒设计长度为500m。

P

—根据表1，2107轨道顺槽工作面选用FBD№6.3/2×18.5kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为350～500m³/min。

6、煤巷和半煤巷掘进计算：

Qdi=QsIi+15Si

=355×1+15×9.12

=492m³/min

式中：

Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。

7、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:

有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×9.12

≥137m³/min

按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：

Qdi≦240Si

≦240×9.12

≦2189m³/min

式中：

Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。

经以上计算，2107轨道顺槽掘进工作面风机前全风压风量为492m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

（二）21902轨道顺槽工作面

1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。

2、按照瓦斯涌出量计算

Q21902轨道顺槽=125×qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：

Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。

kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。

3、按井下同时工作的最多人数计算：

Q=4Ni

=4×13

=52m3／min

式中Ni—掘进工作面当班工作的最多人数为13人

4—每人需风量，m3/min。

4、按炸药量计算：

Q=10Ai

=10×18

=180m3/min

式中

：

Ai

—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，18Kg；

—每Kg二、三级煤矿许用乳化炸药爆炸后，需要供给的风量m3/min。

5、局部通风机选型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=189/（1-700/100×3%）

=189/0.79

=240m³/min

式中：

Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算21902轨道顺槽工作面需风量为189m³/min。

L

—掘进工作面风筒长度；21902轨道顺槽工作面风筒设计长度为700m。

P

—根据表1，21902轨道顺槽工作面选用FBD№6.3/2×22kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为380～550m³/min。

6、煤巷和半煤巷掘进计算：

Qdi

=QsIi+15Si

=385×1+15×9.6

=529m3/min

式中：

Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。

7、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:

有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×9.6

≥144m³/min

按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：

Qdi≦240Si

≦240×9.6

≦2304m³/min

式中：

Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。

经验算，21902轨道顺槽工作面风机前全风压风量为529m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

（三）21902胶带顺槽

1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。

2、按照瓦斯涌出量计算

Q21902胶带顺槽=125×qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。

kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。

3、按井下同时工作的最多人数计算：

Q=4Ni

=4×13

=52m3／min

式中：Ni—掘进工作面当班工作的最多人数为13人

4—每人需风量，m3/min。

4、按炸药量计算：

Q=10Ai

=10×27

=270m3/min

式中

：

Ai

—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，27Kg；

10—每Kg二、三级煤矿许用乳化炸药爆炸后，需要供给的风量m3/min。

5、局部通风机选型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=270/（1-700/100×3%）

=270/0.79

=342m³/min

式中：

Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算21902胶带顺槽工作面需风量为270m³/min。

L

—掘进工作面风筒长度；21902胶带顺槽工作面风筒设计长度为700m。

P

—根据表1，21902胶带顺槽工作面选用FBDY№6.0/2×15kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为250～450m³/min。

6、煤巷和半煤巷掘进计算：

Qdi

=QsIi+15Si

=330×1+15×11.616

=505m3/min

式中：

Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。

7、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:

有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×11.616

≥175m³/min

按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：

Qdi≦240Si

≦240×11.616

≦2788m³/min

式中：

Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。

经验算，21902胶带顺槽工作面风机前全风压风量为505m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

（四）2107胶带顺槽工作面

1、煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量，应按2-6分别计算，取其最大值。

2、按瓦斯涌出量计算

Q2107胶带顺槽=125qdtkdt

=125×0.84×1.8

=189m3/min

式中：

Qdt—掘进工作面的需风量，单位为立方米每分钟（m3/min）；

qdt—掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对瓦斯涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）。按该工作面煤层的地质条件、瓦斯含量和掘进方法等因素进行计算(2020年瓦斯等级鉴定报告掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.84m³/min)。

kdt—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，其含义和观测计算方法与采煤工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数相似。通常，综掘工作面取kdt=1.8～2.5。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。

3、按使用炸药量计算：

（1）每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为10m³/min计算：

Qdi=10Ai

=10×21

=210m³/min

式中：

Ai-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量21kg)，单位为千克（kg）。

4、按工作人员数量计算：

每人每分钟应供给4m³新鲜风量计算：

Qdi

=4Ni

=4×11

=44m³/min

式中：

Ni-掘进工作面同时工作的最多人数为11人。

5、局部通风机选型

Q局吸=Q需/（1-L/100×P）

=210/（1-500/100×3%）

=210/0.85

=248m³/min

式中：

Q需—掘进工作面需风量；根据以上计算2107胶带顺槽工作面需风量为210m³/min。

L

—掘进工作面风筒长度；2107胶带顺槽工作面风筒设计长度为500m。

P

—根据表1，2107胶带顺槽工作面选用FBD№6.3/2×18.5kW对旋式轴流局部通风机，风机供风量为350～500m³/min。

6、煤巷和半煤巷掘进计算：

Qdi=QsIi+15Si

=356×1+15×9.12

=493m³/min

式中：

Qs—掘进工作面局部通风机实际吸风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

Si—掘进工作面局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面面积，单位为平方米（m2）。

7、按风速进行验算：

按《煤矿安全规程》规定的最低风速，分别验算最小风量:

有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：

Qdi≥15Si

≥15×9.12

≥137m³/min

按《煤矿安全规程》规定的最高风速验算最大风量：

Qdi≦240Si

≦240×9.12

≦2189m³/min

式中：

Si—掘进工作面巷道的净断面积，单位为平方米（m2）。

经以上计算，2107胶带顺槽掘进工作面风机前全风压风量为493m3/min，满足《煤矿安全规程》相关要求。

(五)掘进工作面总需风量

根据各掘进工作面的需风量，通过计算可得出全矿所有掘进工作面总需风

量，即：

Q掘=Q2107轨道顺槽+Q21902轨道顺槽+Q21902胶带顺槽+Q2107胶带顺槽

=492+529+505+493m3/min

=2019m3/min

六、硐室需风量.（一）各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。

（二）机电硐室:

采区小型机电硐室，按经验值确定需风量可取60m³/min-80m³/min；发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量计算风量：

全矿有4个独立通风的供电点，分别为采区变电所、采区水泵房、中央变电所、中央水泵房、9+10#煤采区变电所、二水平变电所、二水平水泵房，按照机电硐室内运行的机电设备发热量进行计算。

Qri=

式中：

Qri——机电硐室的需风量，单位为立方米每分钟（m³/min）；

∑W——机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率（按全年中最大值计算），单位为千瓦（kW）；见表2

θ——机电硐室发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量作无用功的系数确定；也可按表5选取；

Cp——空气的定压比热，一般可取1.0006KJ/（kg×K）；

ρ——空气密度，单位为千克每立方米（kg/m³），一般取1.20kg/m3

Δt——机电硐室的进回风流温度差，K。

表5

机电硐室发热系数表

机电硐室名称

发热系数

空气压缩机房

0.20~0.23

水泵房

0.01~0.03

变电所、绞车房

0.02~0.04

表6

机电硐室参数表

硐室名称

负载/功率（kw）

硐室断面（m2）

进回风流温差（K）

1#煤采区变电所

315

8.86

6.5

2#煤采区水泵房

315

15.17

一水平中央变电所

630

15.8

6.5

一水平中央水泵房

820

9+10#煤采区变电所

660

10.92

二水平中央变电所

999.5

18.41

二水平中央水泵房

400

10.06

9+10#煤采区水泵房

200

9.87

（三）其他硐室：

绞车房等其他独立通风硐室的需风量可取60m³/min～80m³/min，或按经验值选取。

（1）1#煤采区变电所(Q1)

Q1==97m3/min

（2）一水平中央变电所(Q2)

Q2==193m3/min

（3）2#煤采区水泵房(Q3)

Q3==118m3/min

（4）

一水平中央水泵房(Q4)

Q4==205m3/min

（5）

9+10#煤采区变电所(Q5)

Q5==164m3/min

（6）

二水平中央变电所(Q6)

Q6==250m3/min

（7）

二水平中央水泵房(Q7)

Q7==100m3/min

（8）9+10#煤采区水泵房(Q8)

Q7==75m3/min

（9）风量确定

根据机电硐室内运行的机电设备发热量进行计算，即井下各机电硐室配风如下确定为采区变电所97m3/min、中央变电所193m3/min、采区水泵房118m3/min、中央水泵房205m3/min、9+10#煤采区变电所164m3/min、二水平变电所250m3/min、二水平水泵房100m3/min、9+10#煤采区水泵房75m3/min。

机电硐室总配风量

Q总硐室＝Q1﹢Q2﹢Q3﹢Q4﹢Q5﹢Q6﹢Q7﹢Q8＝1202m3/min

（四）其他用风巷道的需风量

其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量、风速和煤矿用防爆型柴油动力装置机车功率分别进行计算，采用其最大值。

1、按瓦斯涌出量计算：

采区内的其他用风巷道风量计算：

Qei=100qgeikgei

（1）

采区外的其他用风巷道（总回风巷或一翼回风巷）风量计算

Qei=133×qgei×kgei

式中：

Qei-

其他用风巷道需风量，单位为立方米每分钟（m³/min）；

qgei-其他用风巷道的平均瓦斯绝对涌出量，单位为立方米每分钟（m³/min）；

kgei-其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取为1.2～1.3。

2、按风速验算：

（1）

一般巷道风量验算：

Qei≥60×0.15Sei

式中：

Sei-其他用风巷道净断面积，单位为平方米（m2）。

（2）

根据《煤矿安全规程》第136条规定输送机巷，采区进、回风巷风速不得低于0.25m/s。

Qei≥60×0.25Sei

①

1#煤轨道巷末端

Q1#轨道巷末端≥60×0.25Sei＝60×0.25×9.29＝140m3/min

②

监控标校室

Q监控标校室≥60×0.25Sei≥60×0.25×8.36＝126m3/min

③

避难硐室

Q避难硐室≥60×0.25Sei≥60×0.25×16＝240m3/min

④

回风斜井联络巷

Q回风斜井联络巷≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.15≥138m3/min

⑤

主井筒末端

Q主井末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×16.31≥245m3/min

⑥

2109回风绞车处

Q2109回风绞车处≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min

⑦

1101车场进风

Q1101车场进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×8.36≥126m3/min

⑧

1#煤回风联巷

Q1#煤回风联巷≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.29≥140m3/min

⑨

2109回风车场

Q2109轨道顺槽车场≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min

⑩

2110回风车场

Q2110轨道顺槽车场≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.12≥137m3/min

⑪

副井筒末端

Q副井筒末端≥60×0.25Sei＝60×0.25×13.22=199m3/min

⑫9+10#煤北轨道大巷末端

Q9+10#煤北轨道大巷末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.54≥174m3/min

⑬

9+10#煤南轨道大巷进风

Q9+10#煤南轨道大巷进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.18≥168m3/min

⑭

9+10#煤南胶带大巷进风

Q9+10#煤南胶带大巷进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×11.04≥166m3/min

⑮

9+10#煤避难硐室

Q9+10#煤南胶带大巷进风≥60×0.25Sei≥60×0.25×10.92≥164m3/min

⑯9+10#煤北胶带大巷末端

Q9+10#煤北胶带大巷末端≥60×0.25Sei≥60×0.25×10.37≥156m3/min

⑰21901回风车场

Q21901轨道顺槽车场≥60×0.25Sei≥60×0.25×9.6≥144m3/min

故：Q总其它＝Q1#轨道巷末端+Q监控标校室+Q避难硐室+Q回风斜井联络巷+Q主井筒末端+Q2109回风绞车处+Q1101车场进风+Q1#煤回风联巷+Q2109轨道顺槽车场+Q2110轨道顺槽车场+Q副井筒末端+Q9+10#煤北轨道大巷末端+Q9+10#煤南轨道大巷进风+Q9+10#煤南胶带大巷进风+Q9+10#煤避难硐室+Q9+10#煤北胶带大巷末端+Q21901轨道顺槽车场=2737m3/min

七、采区需风量

采区所需的总分量是采区内各用风地点需风量之和，并考虑适当的备用系数进行计算：

Qp=（∑Qpfi+∑Qpdi+∑Qpri+∑Qpei）×Kp

=(888+2019+1202+2737)×1.1

=7531

式中：

Qp-采区所需总风量，单位为立方米每分钟（m³/min）；

∑Qpfi-该采区内各采煤工作面和备用工作面所需风量之和，单位为立方米每分钟（m³/min）；

∑Qpdi-该采区内各掘进工作面所需风量之和，单位为立方米每分钟（m³/min)；

∑Qpri-该采区内各硐室所需风量之和，单位为每立方米每分钟（m³/min）；

∑Qpei-该采区内其他用风巷道风量之和，单位为立方米每分钟（m³/min）；

Kp-包括采区的漏风和配风不均匀等因素的备用风量系数。应从实测中统计求得，一般可取1.1～1.2。

八、矿井总需风量计算

矿井所需总风量是矿井下各个用风地点所需风量之和，并考虑漏风和配风不均匀等的备用风量系统进行计算：

Qm=（∑Qmfi+∑Qmdi+∑Qmri+∑Qmei）×Km

=（888+2019+1202+2737）×1.15

=7873m³/min

式中：

Qm-矿井所需总风量，单位为立方米每分钟（m³/min）。

根据计算全矿2个综采工作面、1个准备工作面、4个掘进工作面、8个机电硐室、17个其它地点配风，共32个独立用风地点的需风量，可得出全矿用风地点总需风量：

Q总

=（Q总采+Q总掘+Q总硐室+Q总其它）×k

=（888+2019+1202+2737）×1.15

=7873m3/min

式中：k--矿井内部漏风和调风不均匀等因素的备用风量系数。通常可取1.15-1.25.各采掘工作面、机电硐室及其他用风地点风量分配表

序号

配风地点

需风量m3/min

断面（m2）

备注

2109综采工作面

306

9.12

21901综采工作面

347

9.6

2110准备工作面

235

9.12

2107胶带顺槽

493

9.12

2107轨道顺槽

492

9.12

21902轨道顺槽

529

9.6

21902胶带顺槽

505

11.616

一水平中央变电所

193

15.8

一水平中央水泵房

205

1#煤采区变电所

8.86

2#煤采区水泵房

118

15.17

9+10#煤采区变电所

164

10.92

二水平变电所

250

18.41

二水平水泵房

10.06

9+10#煤采区水泵房

9.87

避难硐室

240

监控标校室

126

8.36

1#煤轨道巷末端

140

9.29

回风斜井联络巷

138

9.15

主井筒末端

245

16.31

2109回风绞车处

137

9.12

1101车场进风

126

8.36

1#煤回风联巷

140

9.29

2109回风车场

137

9.12

2110回风车场

137

9.12

副井筒末端

199

13.22

9+10#煤北轨道大巷末端

174

11.54

9+10#煤南轨道大巷进风

168

11.18

9+10#煤南胶带大巷进风

166

11.04

9+10#煤避难硐室

164

10.92

9+10#煤北胶带大巷末端

156

10.37

21901轨道顺槽车场

144

9.6

总需风量

6846

总配风量：富余系数1.2

7873

通风科

2020年10月31日