(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明.doc

补充修改初步设计说明
一、项目进展情况
2008年由XXXX煤矿工程设计有限公司编制完成了XX临县XX焦煤有限公司（矿井）机械化采煤改造初步设计。XX省煤炭工业局（厅）以晋煤办基发【2008】355号文件对该项目初步设计进行了批复。在此基础上编制了完成了安全专篇设计，XX煤矿安全监察局也以晋煤监安一字【2008】351号文批准了安全专篇设计。省环保局以晋环函【2007】404号文批准了该项目环境影响报告书。
与此同时，项目建设单位完成了施工单位的招标。与XX省煤炭建设监理有限公司签订了工程监理合同。质量监督已在煤炭工业吕梁地方煤矿建设工程质量监督站登记注册。鉴于此，XX省煤炭工业厅以晋煤办基发【2009】146号文批复该项目于2009年9月21日正式开工建设。
二、补充修改初步设计原因
一是XX省煤矿企业兼并重组工作领导组办公室与2009年12月18日对吕梁市煤矿企业兼并重组整合总体方案的请示报告进行了批复。批准临县XX焦煤有限公司重组整合临县国瑞煤业有限公司和临县湍水头镇霍家焉煤业有限公司。
XX省国土资源厅于2010年6月7日给该矿颁发了采矿许可证，证号:C1400002010061220067043。批准开采4号-9号。生产能力不变，仍为90万吨/年。矿区面积增至11.7498平方公里。矿区范围由17个拐点坐标圈定。
二是国家煤矿安全监察局于2010年颁发了《煤矿紧急避险系统建设管理暂行规定》。第58条规定新建、整合、技改煤矿项目安全设施设计专篇应包括煤矿井下紧急避险系统有关内容，无、不符合本规定要求的安全专篇不予通过。第59条规定新建、整合、技改煤矿没有按要求完成紧急避险系统建设的，其安全设施竣工验收不予通过。按规定必须补充井下紧急避险六大系统设计。
三是该矿已经开工建设（目前停工）。实测井口坐标和设计有些误差。主斜井长度稍有增加；首采区范围内揭露煤层厚度3.8m，比设计平均厚度3.2m增加了0.6m，对采掘设备需重新计算选型；巷道掘进中根据围岩情况，对原有支护方式进行了必要的调整以及建设单位已订购部分设备，和原设计型号不一致，需进行验算等。
为了便于对照审阅，补充修改初步设计内容仍按原初步设计（修改版）章节编写，有变化的章节只增加补充修改的内容。没变化的章节只列标题。
需要特别指出的是：本次设计是按照原初步设计（修改版）进行补充修改。重组扩大的井田范围的资源对原初步设计的开拓，生产环节没有任何影响。因此，对东部扩大的井田资源，在后期开采时考虑。建设单位必须重新提供该部分的地质报告，作为重新编制开采设计的依据，待设计审查批准，各项手续办理齐全并经验收后，方可继续后期生产工作。

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前 言
一、补充参改设计编制依据
(一)XX省国土资源厅2010年6月7日颁发的采矿许可证。证号；C1400002010061220067043。
（二）晋煤重组办发[2009]120号关于吕梁市临县焉头煤业有限公司等，两处煤矿企业重组整合方案的批复。
（三）XX省煤炭工业局综合测试中心2011年6月3日对该矿5#煤层的鉴定报告。
（四）国家煤矿安监局颁发的煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定。
（五）晋煤办发[2011]年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。
（六）XX焦煤有限公司煤矿提供的5号煤层采掘工程平面图及井下首采面揭煤厚度和部分机械设备订货资料。
（七）项目修改补充设计委托书。
二、修改补充设计的主要特点
XX焦煤有限公司煤矿建设规模0.90Mt/ a。利用原有的工业场地和原主立井改做专用回风井。补建一个主斜井，一个副斜井，实行斜井开拓方式。主斜井装备强力带式输送机提煤，并做进风和安全出口。副斜井装备单钩绞车，铺单轨，轨型30Kg/m，升降综采支架、材料、人员和主要进风和安全出口任务。井下煤炭运输采用带式输送机一条龙系统，回采工作面的原煤由顺槽巷带式输送机运到上(下)山胶带机上，再转运至井底煤仓，闸门装入主斜井带式输送机上提至地面上仓胶带转运至生产系统筒仓。系统简单,环节紧凑，提升潜力大，用人少，安全性高。井下辅助运输采用600mm轨距，30kg/m轨型轨道运输系统。大巷或上(下山)采用无极绳连续牵引绞车牵引1t系列普通矿车，顺槽巷采用调度绞车牵引1t 系列矿车，系统简单、操作方便、管理容易、安全可靠。采煤方法采用走向长壁综机一次采全高，全部垮落管理顶板，资源回收率大大提升，选用MG300-730-WD1型双滚筒采煤机，电动功率730kw,采高2.0～4.0。支护选用ZZS6000/20/40型四柱支撑掩护式液压支架，支撑高度2.0～4.0。安全性大大提高。工作面运输选用SGZ-764/320型可弯曲刮板输送机，电机功率2×160kw，输送能力700t/h，配套SZZ-764/200型转载机，电机配YBSD200/100-4/8Y型双速功率200kw，小时运量900t，自带配套ZY1100迈步自移一套。破碎机PLM1500型。破碎能力1500t/h，配YBSD-200/100-4/8Y型双速电机，功率200KW,电压1140V。顺槽运输选用DSJ-1000/125型可伸缩带式输送机，带宽1m，运量630t/h，电机功率125kw。回采工作面配BRW316/31.5型乳化液泵站，电动机功率75KW。公称流量315L/Min，公称压力10MPa。外型尺寸1900*1080*900.总重900，配BPW315/10型喷雾泵站。掘进面各配置一套EBZ-132型煤巷掘进机，配JZP-100型转载机和SSJ -650/40型可伸缩带式输送机，电机功率40kw，运输能力100t/h,运距1000m .实现快速掘进。
矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。一对斜井进风，回风立井专门回风。选择2台FBCDZ-8-№24C型防爆对旋轴流式通风机，一用一备，双回电源，风流稳定，安全性高。回采工作面采用U型全负压通风系统，掘进工作面采用局部通风机独立通风，设有瓦斯电闭锁装置。双风机，双电源，带电备用。
矿井正常涌水量67m3/h,最大涌水量110m3/h，选择D85-45×5型多级离心水泵3台，一台工作，一台备用，电机功率90kw，双回路供电，保证安全，同时布置两趟φ150mm 无缝钢管排水管路,一工一备。最大涌水量时，两趟管路同时工作，按“煤矿安全规程”规定,井下设有主副水仓。水仓容量满足矿井排水要求。
井下配设了KJ-78N型监测监控系统和计算机管理系统,提高了矿井现代化管理水平。配设了KT105型无线通讯系统。JFY-2010-G型煤矿应急广播系统，KJ278型人员定位系统。补充了紧急避险硐室和可移动救生舱。
建井工期自2011年10月至2013年6月31日，共21个月。
三、存在的主要问题
再次强调本次补充修改初步设计没有涉及重组整合部分资源开拓开采问题。建设单位必须在后期开采该部分资源前提供该部分资源的地质报告，供编制设计之用。待设计审批，一切手续办理齐全，经审查批准后，才可进行后期生产工作。
第一章 井田概况及地质特征
第一节 井田概况
与本矿相邻的煤矿有3个，均为小型矿井，开采面积不大。
相邻矿井位置见图1-1-1。
东南部为双扶煤矿；
南部为东风煤矿；
西南部为焉头煤矿。
以上三个矿井所开采煤层与XX矿没有压荐关系。也没有古窑与小煤窑破坏性影响。

第二节 地质特征
该节内容没变化。

第二章 井田开拓与开采
第一节 井田境界及可采储量
一、井田境界
根据XX省国土资源厅2010年6月7日颁发的采矿许可证(证号C1400002010061220067043)，批准开采4#—9#煤层。井田范围由9个拐点坐标变为17个拐点坐标连线圈定。拐点坐标见表2-1-1。
表2-1-1 XX煤矿矿区范围拐点坐标
点号
X坐标
Y坐标
1
4182131.65
19501409.55
2
4181621.66
19504249.58
3
4182506.67
19505828.59
4
4182201.67
19506429.59
5
4181451.66
19505684.59
6
4181515.66
19505089.58
7
4181201.65
19505209.59
8
4180666.65
19505172.59
9
4180533.65
19505022.59
10
4180153.65
19505001.59
11
4179101.64
19504429.59
12
4178944.63
19503693.58
13
4179120.63
19503320.58
14
4179157.63
19502715.57
15
4179189.63
19502198.57
16
4179193.63
19501882.57
17
4180401.63
19500479.55
井田呈不规则多边形，东西平均长约4.0Km，南北宽约3.00Km，井田面积11.7498平方公里。
本次设计不考虑后期，所以资源/储量没有变化。
第二节 矿井设计生产能力及服务年限
该节内容没有变化
第三节 井田开拓
按建设单位提供的重组整合的5号煤层采掘工程平面图，将原初步设计井田5，9号煤层开拓方案（推荐方案）复制在该平面图上见图2-3-1,2-3-2。
第四节 井 筒
一、井筒用途、布置及装备
矿井移交生产，共布置三个井筒，即主斜井、副斜井、回风立井(利用原有主立井)。
（一）主斜井
井筒净宽4.0m，净断面12.68㎡,倾角16°30′，斜长980.0m，装备强力带式输送机，担负全矿井提煤和部分进风的任务。井筒为锚喷。井口段混凝土砌碹。根据实测，井口坐标X=4179529.042， Y=19502892.616井口标高=991.295m。
（二）副斜井
井筒净宽3.6m，净断面10.85㎡,倾角23°，斜长690.0m，装备单钩串车及扶手、台阶，担负矿井人员升降、下大件设备、部分进风的任务和安全出口。井筒为锚喷。根据实测，井口X=4179536.423 Y=19502932.331井口标高991.688
（三）回风立井
回风立井没有变化。
井筒特征见表2-4-1。

表2-4-1 井筒特征表
序号
井筒名称
项目
主斜井
副斜井
回风立井

1
井口
坐标

54
X(m)
4179529.042
4179536.423
4179917.640
Y(m)
19502892.616
19502932.331
19503105.670
80
X(m)
4179480.676
4179488.057
4179869.098
Y(m)
19502822.188
19502861.904
19503035.243
2
井筒标高(m)
991.295
991.688
980.23
3
井筒倾角(m)
16°30′
23°
90°
4
井筒方位角(度)
180°
180°

5
井筒直径或宽度(m)
净
4.0
3.6
φ4.5
掘
4.2
3.8
φ5.1
6
井筒断面
净(㎡)
12.68
10.85
15.9
掘(㎡)
13.6（17.3）
11.8（14.6）
20.43
7
支护方式
表土段
混凝土
混凝土
料石
基岩段
锚喷
锚喷
8
支护厚度(mm)
表土段
450
400
300
基岩段
100
100
9
第一水平标高(m)

805
838.2
落底标高(m)
724.3

10
垂深(m)

142.8
11
斜长(m)
980
690

12
第二水平标高(m)
711
711
771.2
13
井筒装备
夹钢芯强力胶带输送机
检修道
单钩串车
台阶扶手
梯子间
专用回风
14
备 注
新建
新建
已有

第五节 井底车场及硐室
为保证主变电所、主排水泵房及管子道避开老巷，主排水泵房、主变电所各加长20m.主排水泵房道长度更改为40.34m，变电所通道长度更改为33m，水仓通道长度更改为37.718m。管子道长度更改为51.55m。
第三章 大巷运输及设备
第一节 运输方式的选择
该节内容没变化
第二节 矿 车
井下采用MGC1.1-6A型1tU型厢式矿车运输矸石，利用MPC25-6型25t重型平板车下放液压支架,采用MP3-6型3t平板车放置综采工作面设备，采用MP1-6A 型1t平板车和MC1-6A型1t材料车运送其他设备和部分材料，选用XRC15-6/6型人车运送人员。每列3节。
各种矿车规格特征见表3-2-1。

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表 3-2-1 矿车规格特征数量表
序号
名称
型号
容
积
(m3)
名义载重(t)
最大
载重(t)
轨距(mm)
轴距(mm)
自垂(kg)
外形尺寸(mm)
(长×宽× 高)
数量
备注
1
1tU型车
MGC1.1-6A
1.1
1.0

600
550
592
2000×880×1150
66
已有
2
1t平板车
MP1-6A

1.0
2.0
600
550
464
2000×880×410
10
已有
3
材料车
MC1-6A

1.0
2.0
600
550
494
2000×880×1150
12
已有
4
斜井人车
XRC15-6/6

600
3200
车1750、挂车1903
4970×1200×1474
1列
新购一头二尾
5
3t平板车
MP3-6

3.0

600

835
3410×1520×480
8
新购
6
重型平板车
MPC25-6
1
25
27
600
1100
1030
2500×1500×340
10
新购

合计

116/1列

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第三节 大巷胶带机验算
一、大巷带式输送机
建设单位实际订货设备型号为DTL100/63/2315带式输送机。带宽1000mm。运输能力630t/h。防爆电机型号YB2355L2-4.电机功率315KW ， 2台。钢丝绳芯阻燃胶带ST=2000，采用液压自动张紧ZYL500J，机头拉紧，张紧行程大于8m。可以满足运输要求。
二、辅助运输设备
建设单位已定货1台JWB132型无极绳绞车。电机功率132KW，电压等级660/1140V最大牵引力120KN无级变速调速方式。牵引速度0.1～1.7m/s，梭车容绳量600-1200m，绳径24mm，单滚筒抛物线型，直径1200mm，机械重锤式张紧，电液和手闸双制动。外型尺寸（长 宽 高 ）3234×2350×1931mm。
经验算可以满足运输要求。

第四章 采区布置及装备
第一节 采煤方法
一、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型
（一）综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。
据目前综采的发展趋势，设计高产高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：
1．机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。
2．为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。
3．对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因数考虑，并在巷道布置上加以保证。
（二）工作面主要设备
1.采煤机
由于首采区，首采面5号煤层实际揭露厚度为3.8m，原设计选用的MG300/730-WD1型采煤机不能满足开采要求。建设单位已定货1台MG300/730-WD1型电牵引采煤机，可以满足回采要求。
主要技术特征见表4-1-1。该采煤机可以满足5号煤层的开采要求。

表4-1-1 采煤机技术特征表
型号
开采厚度
(㎜)
型号
滚筒直径
(㎜/个)
截深
(㎜)
牵引型式
机面高度(㎜)
重量
t
电机功率(kw)
MG300/730-WD1
2000～3800

2000
630
交流液压牵引、无链
1390
6
730
2
35
2．工作面可弯曲刮板运输机
工作面刮板运输机选型一是运输能力和采煤机生产能力相匹配。二是外型尺寸和牵引方式与采煤机一致。三是运输机长度和工作面长度一致。根据以上三条要求，设计选用SGZ-764/320可弯曲刮板运输机。技术特征见下表4-1-2。
表4-1-2 可弯曲刮板输送机技术特征表
型号
铺设
长度
m
输送
能力
t/h
刮板
链速
m/s
中部槽规格
(长×宽×高)(㎜)
电机
功率
kw
电压
等级
(v)
备注
SGZ-764/320
150
700
0.95
1500×764-222
160×2

660
1140

3．液压支架
液压支架是综合机械化采煤的关键设备之一，选择是否合理、合适，直接关系到生产和安全。
5#煤层顶板为泥岩或者砂质泥岩，底板为砂质泥岩，，为Ⅱ级二类顶板，可选用支撑掩护式支架，其顶板荷载可按我国经验公式P=M×r×n×10-2/(k-1)计算。
式中：
P——支架单位面积上的荷载(MPa)
M——煤层开采厚度m，取3.8m(实际揭煤厚度)
r——顶板岩石容重(t/m3)取2.7t/m3
n——支架受力不均衡系数，取2
k——顶板岩石破碎膨胀系数，取1.3
将以上数据代入公式，则P=0.6840Mpa。
本设计选择ZZ6000/20/40型四柱支撑掩护式液压支架，其特征见表4-1-3。
表4-1-3 支撑掩护式液压支架特征表
型号
工作阻力(KN)
初撑力(KN)
支护高度(m)
支护宽度(mm)
支护强度(MPa)
移架步距(mm)
泵站工作
压力(MPa)
支架重 (t)
ZZ6000/20/40
6000
5209
2.0～4.0
1500
0.89
750
31.4
24
支架支护强度0.89MPa，大于计算的0.6840MPa，可以满足使用要求。
端头支架选用ZZD6000型支架，支护高度2.0-4.0m，重量25t/架，机头机尾共4架。工作面顺槽超前支护采用DZ31.5-25/110型单体液压支柱。HDL-3000型π型梁，一梁三柱，超前支护距离20m。必须架设在实底上，并留设安全出口。满足开采要求。
4．顺槽可伸缩胶带输送机
顺槽胶带输送机应与工作面顺槽长度相适应，铺设长度需1000m左右，小时运量和工作面生产能力相匹配。工作面运输能力500t/h 时，按1.2的系数，则胶带机运输能力为600t/h。
胶带机宽
式中：
B——带宽m
K——货载截面系数B=30°时，k=458
R——货载散容重,取1t/m3
C——输送机倾角系数a=0-10°，C=1
V——带速,取2m/s
建设单位已定货1台DSJ-1000/632×110型可伸缩带式输送机。其特征见表4-1-4。
表4-1-4 可伸缩带式输送机特征表
型号
输送能力(t/h)
运距
(m)
带速
(m/s)
带宽
(mm)
电机功率
(kw)
电压
(v)
DSJ-100/63/2×110
630
1000
2.0
1000
2×110
660～1140
运量富余系数1.32>1.2，带宽B=1000>655mm的最小宽度要求，带式输送机机长1000m长度满足要求并能和采煤机配套，满足生产需要。
5．顺槽转载机
转载机的生产能力应和工作面、顺槽带式输送机等设备相一致，工作面最大生产能力455t/h，建设单位已定货1台SZZ764/200型转载机，可以满足生产要求。转载机特征见表4-1-5。
表4-1-5 转载机技术特征表
型号
出厂长度
M
运输能力
t/h
链速
（m/s）
电机功率kw
电压
v
外形尺寸

质量
t
型号
SZZ-764/200
50
1000
1.30
200
660～1140
1500×764×222
17.5

二、工作面长度及年推进度
工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定高产创造了条件。根据本井田煤层赋存条件,结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求,设计确定5号煤层回采工作面长度为150m,采高3.80m，每日6个循环，循环进度0.630m，正规循环率取0.85则年推进度
B=330×6×0. 630×0.90=1122.66m
采区巷道机械设备配备见采掘机械配备表4-1-6。
表4-1-6 采区巷道机械设备配备见采掘机械配备

第二节 采区布置
一、移交和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算
（一）矿井达到设计产量时，布置一个采区，一个综采工作面，两个综掘工作面，采掘比为1：2，回采工作面长150m。
（二）回采工作面能力计算：
工作面生产能力Q=B×L×M×r×c
=1122.66×150×3.80×1.4×0.93=833171t/a
式中：
Q——工作面生产能力(t/a)
L——工作面长度，取150m
B——工作面年推进度，取1122.66m
M——采高(m)，按煤层厚3.80m
r——煤的实体容重(1.4t/m3)
c——工作面回采率，取0.93
工作面特征见表4-2-1。
表4-2-1 工作面特征表
采区名称
煤层号
工作面装备
采高
m
工作面长
m
年推进度
生产能力
Mt/a
北一
（5101）
双滚筒采煤机
支撑掩护式液压支架
可弯曲刮板机
可伸缩胶带机
转载机
MG300/730-WD1
ZZ6000/20/40

SGZ-764/320
DSJ-100/2×110
SZZ-764/200
3.80
150
1122.66
0.83
全矿回采产量0.83Mt/a，加上8%的掘进煤产量0.070Mt/a，则全矿井产量为0.90Mt/a。
满足矿井0.90Mt/a的生产能力。
第三节 巷道掘进
一、巷道断面及支护形式
一采区首采工作面垂直大巷(上山)布置二条顺槽，带式输送机顺槽和轨道顺槽均为矩形，锚杆支护。树脂锚杆，长2.0m,直径Φ14三花布置，间排距800mm，每米架设锚杆11根，迂到顶板破碎时，可增打锚索加固。工作面采用U型全负压通风方式。轨道上(下)山巷，沿5号煤层底板和带式输送机上(下)山平行布置，间距35m。根据运输，行人和通风要求S净=14.72m2 净宽4.6m 净高3.2m为矩形，锚喷支护，喷厚100mm。带式输送机上（下）山、回风上(下)山巷亦为矩形，S净=12.6m2 净宽4.2m净高3.0m,锚喷支护，喷厚100mm。树脂锚杆，长1.8m,直径Φ14mm三花布置，间排距800mm，每米架设锚杆12根。
二、掘进工作面组数及机械设备配备
达到设计生产能力时，安排综掘工作面二个。综掘面各配备EBZ-132型煤巷掘进机，SZB-730/40型转载机和SSJ-650/22×2型带式输送机。MQT-120型气动锚杆钻机，安Ⅳ型混凝土搅拌机，PZ-8型湿式混凝土喷射机。为保证巷道方向，并配备激光导向仪。
上(下)山巷道采用矩形断面、锚喷支护。喷厚100mm，顺槽巷道采用矩形，锚杆支护间排距800mm。迂到顶板破碎时，可增打锚索加固，锚索深入岩层1.2m以上。
锚杆打眼安装钻机型号为MQT120，气动。
无极绳绞车型号为JWB132型，电机车功率132KW。
三、矿井移交生产时井巷工程量
巷道总长度13304.2m，其中井筒表土段长1560.2m岩石巷长207m煤巷长10681m万吨掘进率147.8m。掘进总体积176187.6m3，其中：表土1992.3m3岩巷26899.9m3。
详见矿井移交生产时工程量汇总表4-3-1。
表4-3-1 矿井移交生产时工程量汇总

第五章 通风与安全
第一节 概况
一、瓦斯
根据XX省煤炭厅晋煤颁发[2011]270号关于吕梁市2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出鉴定结果的批复：临县XX煤焦有限公司（基建中）绝对瓦斯涌出量0.45m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.94m3/min。矿井总回风量1326m3/min。
矿井瓦斯涌出量：本矿相邻有红罗坪、霍家焉、双扶、车风焉头、卧牛沟六个煤矿，5个矿开采5号煤，一个矿开采9号煤，均为低瓦斯矿井。
本井田共采样4个，5#、8#煤各一个，9#二个。
5#煤层瓦斯含量6.32ml/g瓦斯成分以N2为主，占98.4％。属二氧化碳—氮气带。
8#煤层瓦斯含量为6.4ml/g ，CH4占98.4％，为沼气带。
9#煤层瓦斯含量为6.39ml/g～10.93ml/g，CH4占90％，为沼气带。
按照XX省安全生产监督管理局晋安监煤字[2007]77号文，XX焦煤有限公司2006年度矿井瓦斯绝对涌出量为0.53m3/min,相对涌出量为1.90m3/t。二氧化碳绝对涌出量0.69m3/min,相对涌出量2.48m3/t。为低瓦斯矿井。按以上参数计算，生产规模0.9Mt/a时，瓦斯绝对涌出量为3.60m3/min，二氧化碳绝对涌出量4.70m3/min,初期按低瓦斯矿井。
根据地质报告提供，钻孔加深365m，地温增加了15º，地温梯度4.1℃/100m。(>3℃/100m)属地温异常区。9号煤层底板460m,最高地温估算为36.8，所以将来开采9#煤层时应采取降温措施，需要加大矿井总进风量。另外根据目前技术政策，规定掘进工作面停产不停风，需要备用风量，因此对矿井总需风量重新进行计算。
二、煤尘
根据XX省煤炭工业局综合测试中心2011年6月3号鉴定报告5，8，9号煤尘均具有爆炸性。
三、煤的自燃
根据XX省煤炭工业局综合测试中心鉴定报告，井田内5、8、9号煤层自燃倾向性等级Ⅱ级及自燃等级8号煤层自燃倾向性等级为容易自燃，煤层自燃倾向性等级见表5-1-2。
表5-1-2 XX煤矿煤层自燃倾向性等级试验结果表
煤层号
采样点
吸氧量（Cm3/g）
自燃倾向性
自燃倾向等级
测试时间
5#
XX矿
0.6175
自燃
Ⅱ
2011年6月
8#
XX矿
0.6958
容易自燃
Ⅰ
2006年6月
9#
XX矿
0.6311
自燃
Ⅱ
2006年6月
第二节 矿井通风
一、矿井风量、风压及等积孔计算
（一）矿井风量计算
根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2006年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：
1．按井下工作的最多人数计算
Q矿井=4×N×K
式中：
Q矿井：——矿井总供风量 m3/min
N——矿井井下同时工作的最多人数，人
K——矿井内部漏风系数，取1.20
则Q矿井=4×185×1.20=888 m3/min
2．按采煤、掘进、硐室和其他用风地点风量总和计算：
Q矿井=(ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ其他)×K
式中：
Q矿井——矿井总供风量 m3/min
ΣQ采——回采工作面所需风量之和
ΣQ掘——掘进工作面所需风量之和
ΣQ硐——独立通风硐室所需风量之和
ΣQ其他——其他用风地点所需风量之和
K——矿井内部漏风系数，取1.20
1）ΣQ采的确定：
①按瓦斯涌出量计算：Q采=100×g采掘×Kc
回采瓦斯相对涌出量仍按1.9m3/t设计
q掘=（2591×1.9）÷(60×24)=3.42 m3/min
Q采=100×3.42×1.6=547.2 m3/min
Kc取1.6
②按二氧化碳涌出量计算：Q采：67×q采×Kc
回采二氧化碳相对涌出量为2.48m3/min，二氧化碳绝对涌出量为q掘=（2591×2.48）÷(60×24)=4.46 m3/min。
Kc=1.6
Q采=67×4.46×1.6=478.1(m3/min)。
③按工作面气象条件计算Q采=60×70％×Vc×Sc×Kich×Kc
Vc取1.8m/s
Sc为19.8m2
Kich取1.2 Kc取1.1
代入公式：Q采=60×1.8×70％×19.8×1.2×1.1=1975.9m3/min
④按工作面人数计算：Q采=4nc
nc=52
代入公式：Q采=4×52=208m3/min
按以上计算结果取最大值Q采=1975.9m3/min
按风速验算：工作面最低风速0.25m/s，最高风速4m/s。
Q采应满足15×19.8≤Q采≤240×19.8，即297.0≤1975.9≤4752，满足煤矿安全规程规定。
备用工作面风量按Q采的50%计算
Q备=1975.9×0.5=988.0 m3/ min，ΣQ采=Q采＋Q备=1975.9+988.0=2963.9 m3/min
2）ΣQ掘的确定
①按瓦斯涌出量计算，ΣQ掘=100×g掘×Kd
g掘=（136.4×1.9）÷(24×60)=0.18 m3/min。
Kb取2
代入公式：ΣQ掘=100×0.18×2=36m3/min
②按炸药使用量计算Q掘=25×A
掘进面一次爆破的最大炸药量，取8Kg
代入公式：Q掘=25×8=200 m3/min
③按局部通风机吸风量计算， Q掘=Q扇×Ii+60×0.25Sj
选KDF6.3/15×5型局部通风机，额定风量取380 m3/min
Ii——1台工作
Si——为14.0m2
代入公式：Q掘=380×1+60×0.25×14.0=590.0 m3/min
④按同时工作人数计算Q掘=4×nj
nj为24人
代入公式：Q掘=4×24=96 m3/min
按以上计算结果取最大值， Q掘=590 m3/min
按风速验算，应满足15Sj≤Q掘≤240×Sj，代入值15×14.0=210≤590≤240×14.0=3360，满足煤矿安全规程规定。
共两个掘进工作面Q掘合=590×2=1180 m3/min
按掘进进行停产不停风要求Q掘备=1180×0.5=590 m3/min
ΣQ掘=Q掘合＋Q掘备=1180+590=1770m3/min
3）ΣQ硐的确定
按经验，爆炸材料发放硐室风量为120m3/min，采区变电所风量取120m3/min，所以ΣQ硐=240m3/min。
4）ΣQ其他的确定
其他用风地点的风量，按以上需风量之和的5%计算。
则ΣQ其他=(2963.9+1770.0+240.0)×5%=249.0 m3/min。
Q矿井=(2963.9+1770.0+240.0+249)×1.20=6267.5 m3/min=104.5 m3/s。
综合以上计算结果，矿井总进风量取整数为105m3/s
矿井总风量按井下各用风地点需风量井下分配，矿井分配如下：
综采工作面：35 m3/s
掘进工作面：20 m3/s
爆炸材料发放硐室3 m3/s,采区变电所3m3/s
其他巷道：16 m3/s，备用工作面风28m3/s
其中主斜井进风40m3/s 副斜井进风65m3/s
（二）矿井通风风压及等积孔计算
1．负压计算
当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：
H=aPLQ2/S3
式中：
H——矿井阻力；Pa；
a——摩擦阻力系数，Ns2/m4；
P——井巷净断面周长，m；
L——井巷长度，m；
Q——通过井巷的风量，m3/s；
S——井巷净断面面积，m2。
局部阻力系数取0.15。
经计算,达到设计产量时,矿井最小负压1490.95Pa,最大负压2Pa。详见矿井负压计算表5-2-1、5-2-2。
②等积孔计算
根据公式计算等积孔
式中：
Ａ——等积孔，m2
Ｑ——矿井总风量，m3/s
h——矿井负压, Pa

经计算，矿井通风容易时期等积孔为3.24m2,通风困难时期等积孔为2.55m2, 矿井通风难易程度属容易。
山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明

表5-2-1 矿井通风容易时期负压计算表
序号
井巷名称
支护形式
及巷道种类
摩阻系数
α
N·s2/m4
巷道长度
L(m)
断面净周长
P(m)
净断面
S(m2)
S3(m2)3
R(Kμ）
风量
Q（m3/s)
Q2（m3/s)2
阻力（风压）
H(Pa)
风速
V(m/s)
1
副斜井
锚喷
0.012
459.5
12.8
11.57
1548.82
0.0456
65
4225
192.53
5.62
2
车场巷道
锚喷
0.012
260
16
14.72
3189.51
0.0157
65
4225
66.13
4.42
3
车场巷道
锚喷
0.012
140
16
14.72
3189.51
0.0084
61
3721
31.36
4.14
4
轨道下山
锚喷
0.012
220
13.4
12.6
2000.38
0.0177
40
1600
28.30
3.17
5
轨道下山
锚喷
0.012
1000
13.4
12.6
2000.38
0.0804
46
2116
170.09
3.65
6
轨道下山
锚喷
0.012
150
13.4
12.