综采工作面通风设计
****综采工作面通风设计
一、工作面概况
（1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段
位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~ 1132米，盖山
厚441~ 492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。
（2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。
工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。
二、通风方式及方法
****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和
尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联
络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风
机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒
出口距尾巷掌头必须小于5米。
三、配风量计算
1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素）
2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工
作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。
Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6= 720m3/min
Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6= 480m3/min
Q采=Q采回＋Q采尾= 1200m3/min（含采外配风300 m3/min）通过工作面的风量为：1200－300=900m3/min。
其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min；
q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量
m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）；
K回ch4、 K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6；
2、按工作面温度与风速计算
Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min
其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min；
V采——工作面良好气候条件下的风速m/s；
S采——工作面断面 6.06m2。
3、按工作面人数计算
Q采＝4N＝4×60＝240m3/min
其中:4——每人所供给风量不得少于4 m3/min；
N——采煤工作面同时工作最多人数。
4、风速验算：
依照《煤矿安全规程》第101条规定，12#煤****综采工作面在
采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为
0.25m/s，最高风速不得高于 5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。
0.25×60×S大≤Q采≤5×60×S小
0.25×60×6.69≤900≤5×60×5.43（不含采外配风）
100.35≤900≤1629
其中：S小——工作面最小有效断面m2，取5.43；
S大——工作面最大有效断面m2，取6.69；
因此风速符合规定。
5、配风量的确定及风量分配：
****工作面经以上计算，按正常生产2000吨，需配风
1200 m3/min。其中：运输顺槽风量:900m3/min；****回风顺
槽风量:720m3/min；****尾巷风量：480m3/min，其中采外
配风:300 m3/min。
四、瓦斯抽放
（一）矿井抽放系统
矿井地面瓦斯抽放泵站共有两座机房，旧机房安装有三台
CBF610—2BV3—IN298型水环真空泵，配套电机功率355KW，额定流
量298 m3/min，目前为两台工作，一台备用，在新抽放系统投入使
用后，一台工作，一台备用；新机房安装二台2BEC72型水环真空泵，配套电机功率630KW，额定流量480m3/min，一台工作，一台备用；
担负矿井的瓦斯抽放工作。抽放泵电源取自矿井35KV双回路供电变
电所。
矿井井下旧抽放系统布置两趟φ500mm的瓦斯抽放管路，泵站抽
放管路负压侧分别安装一套φ500mm孔板计量装置，每台CBF610抽放
泵安装有独立的正压排空系统，通过管路的不同连接，三台泵可实现
高低浓度分别抽放、三台泵交换抽放。旧抽放主管路从地面瓦斯抽放
泵站接出，由旧回风井（4#井）进入旧回风，再经回风暗立井分别进
入12#采区，采区管路沿采区回风大巷铺设，在每个回采工作面的回风联巷口进入回采工作面尾巷。在地面瓦斯抽放泵站、井下管路分支处、回采工作面尾巷与抽放钻孔间设置相应的阀门、计量装置。根据抽放
管路的实际情况，选择地势较低的位置设置管路高负压放水装置。现
井下抽放管路总长约12650米，其中φ500mm 的瓦斯管7400多米，其余为φ380mm 瓦斯管。
新抽放系统布置一趟φ630mm（其中φ800mm的500m）的瓦斯抽放
管路，泵站抽放管路负压侧安装一套φ800mm孔板计量装置，每台
2BEC72型抽放泵安装有独立的正压排空系统，通过管路的不同连接，
两台泵可互换抽放。新抽放主管路从地面瓦斯抽放泵站接出，由新回
风井进入回风斜井回风，再经第二回风大巷、集中回风巷，通过2117
回风联巷进入12#采区****尾巷口。根据抽放管路的实际情况，选择地势较低的位置设置管路高负压放水装置。现井下抽放管路总长约2100米，其中φ800mm的瓦斯管500米，其余为φ630mm瓦斯管。
（二）****工作面抽放系统
****综采工作面采用邻近层抽放、本煤层预抽放、上隅角抽放、采空区抽放等综合瓦斯抽放方式对工作面进行瓦斯抽放。其中布置
在尾巷的高中位钻孔在工作面正常回采期间进行本煤层和邻近层抽放；布置在回风的低位钻孔用于本煤层和上隅角的瓦斯抽放；在尾
巷每隔一定距离（根据工作面瓦斯涌出情况决定）施工闭墙，接管
进行采空区低浓度抽放；回尾贯眼进入落山且顶板跨落后接管进行
上隅角低浓度抽放。
****工作面共布置三趟抽放管路，尾巷布置两趟（一趟φ
500mm 铁瓦斯管，一趟φ380mm 铁瓦斯管）；回风布置一趟φ
380mm 镀锌瓦斯管。
尾巷布置的φ500mm瓦斯管，在每个钻场预留一个三通阀门，接
中位钻孔、尾巷闭墙、回尾贯眼进行低浓度抽放；尾巷内的φ500mm瓦斯管，在每个钻场预留一个三通阀门，接高中位钻孔进行高浓度抽放。回风顺槽布置的φ380mm镀锌瓦斯管，在每个钻场预留四个三通，接高浓度或低浓度钻孔进行抽放，回风顺槽管路在与尾巷管路交叉处分别
与两趟管路进行连接，并分别设阀门，根据低位钻孔抽放浓度进行调整。通过回尾贯眼用埋线管将回风顺槽低位钻孔（高浓度孔）与尾巷
高浓度抽放系统连接，进行高浓度抽放，回风顺槽的抽放管路一般情
况下只进行低浓度抽放。
（三）****工作面抽放设计
1、钻孔设计
（1）、****工作面高中位钻孔布置在尾巷内。钻场布置在两个回
尾贯眼中间，共布置32个钻场，每个钻场中施工两个钻孔，第一个钻
孔仰角31o左右，偏向落山侧与尾巷夹角75o，钻孔长度70m；第二个
钻孔仰角在25o左右，垂直于尾巷布置，钻孔长度76m 。总工程量4690米。
（2）、****工作面初采瓦斯抽放钻孔共设计6个，全部布置在回
尾1#贯眼和2#贯眼中间的尾巷内。1#贯眼和2#贯眼中间布置3个钻场，每个钻场内分别布置两个钻孔，钻孔间距为1m ，直径200mm ，
仰角13o—21o交错布置。水平方向与顺槽垂直，钻孔长度76m ，并
在工作面尾巷形成后按标高及时调整钻孔参数。
1#贯眼和2#贯眼中间布置3个钻场，钻场内布置工作面初采瓦
斯抽放钻孔；从2#贯眼开始，每两个回尾贯眼间布置一个钻场，钻
场内布置高中位大直径钻孔；具体见《****工作面尾巷钻孔布置图》。
（2）、****工作面低位大直径钻孔布置在回风顺槽内，回风顺槽
内共布置37个钻场，1#钻场与工作面间距为25m ，沿回风顺槽依
次向北每间隔25m 布置一个钻场，每个钻场布置4个低位钻孔，共
设计低位钻孔148个，钻孔总工程量9027.6m 。
1#钻场布置的4个钻孔的参数分别为1#钻孔仰角28.9°，偏向
落山与回风顺槽夹角为22°，孔长30.8m ；2#钻孔仰角25.1°，偏向落山与回风顺槽夹角为39°，孔长35.3m ；3#钻孔仰角
21.0°，偏向落山与回风顺槽夹角为50°，孔长41.8m ；4#钻
孔仰角17.7°，偏向落山与回风顺槽夹角为58°，孔长49.3m 。
2#钻场布置的4个钻孔参数分别为5#钻孔仰角15.5°，偏向落
山与回风顺槽夹角为11°，孔长56m ；6#钻孔仰角14.7°，偏
向落山与回风顺槽夹角为21°，孔长58.9m ；7#钻孔仰角
13.8°，偏向落山与回风顺槽夹角为30°，孔长62.8m ；8#钻
孔仰角12.6°，偏向落山与回风顺槽夹角为38°，孔长68.7m ；
3#钻场至37#钻场的钻孔参数与2#钻场的参数相同。（具体见《****工作面回风顺槽低位瓦斯抽放钻孔设计图a》、《****工作
面回风顺槽低位瓦斯抽放钻孔设计图b》）。
2、尾巷管路设计
（1）尾巷内铺设两趟瓦斯管路，其中一趟用φ500mm铁瓦斯管，一趟用φ380mm铁瓦斯管分别用作低、高浓度抽放管路。
（2）尾巷瓦斯管与12#煤回风巷瓦斯管连接处都要留有三通，
并安装绝缘管。
（3）尾巷瓦斯管与每个钻孔连接处都要留有三通，钻孔间要安
装气门、放水装置及计量装置，抽放管路必须设观察孔，以便调节
抽放量。
（4）两趟铁瓦斯管在与主管连接处各设一个旁通，并加设孔板。
3、回风顺槽管路设计：
7、在一组隔爆水袋棚中必须使用相同规格的水袋。
八、煤层注水
1、钻孔布置：
****工作面采用短壁注水。煤层注水钻孔垂直布置于工作面煤壁，呈三花眼布置，孔径73 mm，孔深5m，钻孔水平间距
3m。
2、钻孔及注水设备：
钻孔采用架拉支撑手持式气动钻机打孔，注水泵注水。
3、煤层注水系统：
静压水—煤层注水泵—注水总阀门—注水表—Ф16mm高压水管—
工作面三通—胶管—注水枪—橡胶封孔器。
3、质量要求：
（1）、注水压力为8～12Mpa，注水流量要达到60～80L /min，注水时间、注水量要达到使煤体普遍湿润、邻孔出水、煤壁挂汗为止。
（2）、遇顶板破碎、当日不生产、过构造或放炮等，经矿总工程
师批准，可以不注水。
（3）、距机头、机尾各5米可以不注水。
（4）、封孔用橡胶封孔器受压膨胀自行封孔，封孔深度可根据注
水压力而定，一般为1.0～1.5米。
综采工作面通风设计
综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~1132米，盖山厚441~492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6=720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6=480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾=1200m3/min（含采外配风300 m3/min） 通过工作面的风量为：1200－300=900 m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s； S采——工作面断面 6.06m2。 3、按工作面人数计算 Q采＝4N＝4×60＝240m3/min 其中:4——每人所供给风量不得少于4 m3/min； N——采煤工作面同时工作最多人数。 4、风速验算： 依照《煤矿安全规程》第101条规定，12#煤****综采工作面在采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为0.25m/s，最高风速不得高于 5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。 0.25×60×S大≤Q采≤5×60×S小 0.25×60×6.69≤900≤5×60×5.43（不含采外配风） 100.35≤900≤1629
掘进工作面恢复通风排放瓦斯安全技术措施
编号：AQ-JS-09405 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 掘进工作面恢复通风排放瓦斯 安全技术措施 Safety technical measures for recovery ventilation and gas discharge in heading face
掘进工作面恢复通风排放瓦斯安全 技术措施 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科 学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 因反风期间，矿井停止了井下采掘作业，停止了5104回风巷、5104运输巷的局部供风，造成个别工作面瓦斯积聚，现需恢复各掘进工作面通风，在恢复通风前必须进行瓦斯排放工作，按照《煤矿安全规程》规定，特编制排放瓦斯专项措施。请有关单位严格执行。 一、瓦斯排放时间 2014年3月5日09时至11时。 二、瓦斯排放执行单位 通防区、安检科、机电部等有关人员及各区队电钳工、风筒工。 三、瓦斯排放组织方案 调度室由吴宏生同志负责指挥，地面由王建国负责停送电指挥工作，现场由郝志红负责指挥，安全监督由张彦群负责。
四、排放前的准备 （1）、必须落实三个责任和三个原则，即落实撤人和设警戒线的责任，落实断电范围和电器设备完好检查责任，落实排放瓦斯现场指挥责任。执行三个原则：①撤人：受瓦斯排放影响范围内所有人员全部撤出。②断电：受瓦斯排放影响范围内所有电器设备全部断电。③瓦斯排放必须限量排放，回风流中瓦斯浓不超过《规程》规定，严禁一风吹。 （2）、参加人员必须携带各种检测设备，且保证完好。 （3）、在全风压处进行全面消尘。 （4）、反风结束后，测风员对矿井风量进行一次全面测量，确保排放系统全风压风量大于1218∕min。 （5）、检查局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5﹪，风机必须有专人管理。 （6）、排出风流与全风压汇合处不大于10m的位置按规定悬挂瓦斯传感器。 （7）、回风路线必须停电撤人，达不到要求，不予排放。
矿井通风设计及风量计算方法
矿井通风设计施工时的基本原则和要求
通风系统合理可靠的含义
通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》第一百零三条：“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次”，要求，根据《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），结合本矿开采的实际情况，制定本办法。 一、全矿井需要风量的计算 全矿井总进风量按以下两种方式分别计算，并且必须取其最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量： Q 矿进=4×N×K 矿通 （m3/min） 式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，m3/min.人； N——井下同时工作的最多人数，人； K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式取K 矿通 =～）。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： Q 矿进=（∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 ）×K 矿通 （m3/min） 式中：∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式K 矿通 取～）。 二、采煤工作面需要风量 按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i （m3/min） 式中：∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。 每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。有符合规定的串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 （m3/min）
采煤工作面设计规范
采煤工作面设计规范 一、范围 1、本规范规定了采煤工作面设计的程序、依据、技术内容、设计说明书编写的格式。 2、本规范适用于综采工作面、综采放顶煤工作面、水采工作面的设计。 二、设计程序 1、采煤工作面设计由矿生产技术部门按采煤工作面衔接安排，确定工作面设计或项目设计负责人。 2、由矿总工程师组织有关科（部）室，根据采区设计研究确定采煤工作面设计的具体原则。 3、设计负责人根据设计指令下达设计通知单，通知有关单位提供相关基础资料或者通知各专业根据相关基础资料进行专业设计。 4、设计负责人或者各专业根据确定的设计原则及收集的相关资料进行采煤工作面设计。 5、编制采煤工作面设计说明书。 6、由矿总工程师组织有关单位负责人对采煤工作面设计进行审查。经修改通过后报送长治公司进行审核备案。 三、设计依据 1、长治公司批准的采区设计。 2、矿总工程师批准的掘进地质说明书。 3、采面位置、范围，井上、下关系及四邻采面的地质情况。包括煤层赋存情况、水文地质、瓦斯及二氧化碳等有害气体赋存情况与涌出特征，煤层爆炸倾向，煤层自燃发火倾向及分类情况。 4、采面内煤层顶底板岩性特征、岩移特点及上、下煤层间及夹矸关系；邻近工作面同一煤层的矿压观测资料。 5、邻近工作面及边界小窑采空区、积水情况资料。 6、编制内容必须符合《矿产资源法》、《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等国家有关安全生产的法律法规、技术标准和规范的要求。
7、采煤工作面设计的编制必须以经集团、公司和政府有关部门批准的设计文件（矿井设计、矿井改扩建设计、水平延深设计、区域设计等）和经审批的采区地质说明书为依据。 四、工作面设计内容 1、工作面所处位置及编号，所采煤层位置（编号），巷道布置、巷道断面，支护形式及支护材料的选择计算，掘进设备。 2、工作面几何尺寸、位置、边界、煤柱，邻近工作面开采情况，采动对地面的影响预测及采取的相应措施，工作面储量计算及回采率。 3、采煤方法、生产工艺、顶板管理、设备选型、生产能力及其确定的依据、可采期及工作制度。 4、根据煤层赋存条件、顶底板岩性和矿压资料，确定液压支架选型设计和顶板管理方法。 5、通风、运输、供电、注浆、供排水、综合防尘、煤层注水、防灭火、瓦斯抽放、钻场钻孔、防治水、通讯照明和监测监控等系统的设施选型、布置和能力配套的设计，并附各种系统图及相关图纸。 6、综合防尘、防火、防瓦斯、煤尘爆炸的隔爆设施、措施及灌浆系统的确定。 7、防治瓦斯、煤层突出、火灾、透水及其它危险现象的安全技术措施。 8、采煤工作面主要技术经济指标。 9、六大系统（监测监控系统、井下人员定位系统、压风自救系统、供水施救系统、通讯联络系统、紧急避险系统包括避难硐室和救生舱）设计。 五、采煤工作面设计说明书的编制 设计说明书包括封面、会审签字表、会审记录表、章节目录、章节内容及附图。 概述 1、工作面的井上下位置及对地表的影响、盖山厚度和四邻关系、主要大巷的关系。 2、工作面周围开采状况。 3、工作面所采煤层及开采顺序。 4、该工作面计划接替时间及安装时间。
煤矿综采工作面供电设计
附件2: ***矿综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区，平均煤层厚度5m，工作面长度225m,走向长度为2000m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度5.5m，工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KV供电，由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电，西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面***110KV站815、816号盘，变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关，保护选用上海山源ZBT——11综合保护，盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的SL500型采煤机，其额定功率1815KW，其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3300V；两台牵引电机功率为90KW,额定电压为460V;调高泵电机电压1000V，功率35KW，破碎机功率100KW，额定电压为3300V。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ1000-Z×700型输送机，机头及机尾都采用额定功率为350/700KW的双速电机，额定电压为3300V。 2、顺槽设备
1）破碎机：采用山西煤机厂制造PCM-315型破碎机，其额定功率315KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用山西煤机厂制造SZZ1200/315型转载机。其额定功率315KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用**集团机电总厂生产的SSJ-140/250/3*400型输送机（1部），驱动电机额定功率3×400 KW,循环油泵电机额定功率3×18.5KW,冷却风扇电机额定功率3×5.5KV,抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为1140V，自动涨紧油泵电机额定功率12KW，卷带电机额定功率15KW,电压1140V。皮带机采用CST启动方式。 4）乳化液泵站：三泵二箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW400/31.5型液泵，其额定功率250KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW516/13.2型（2台），其额定功率132KW,额定电压1140V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-18.5慢速绞车两部，用于移动列车牵引。绞车电机功率18.5KW,额定电压等级1140V；顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台，型号RCDC-25S，电机功率30KW,额定电压1140V；皮带顺槽巷采用2台15KW 排污泵临时排水，额定电压1140V；其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定
作业规程(回采工作面通风设计)
通风设计 第一节工作面通风瓦斯概况 1、预测工作面瓦斯涌出量（由通风区提供工作面绝对瓦斯涌出量，单位为m3/min）。 2、煤尘爆炸性（由通风区提供本煤层煤尘爆炸指数，单位%）。 3、煤层自然发火期（由通风区提供本煤层自燃发火情况，林西矿煤层自燃发火期为12个月）。 第二节储量及服务年限 在本节要计算工作面的服务年限，主要是判定工作面服务年限是否超过自然发火期。 第三节通风系统 1、工作面的通风系统。 描述工作面的进风和回风路线，（附本生产区域通风系统图） 2、工作面风量计算 （1）按气象条件计算工作面需风量： Q采 = Q基本×K采高×K采面长×K温 式中 Q采——采煤工作面需要风量，m3/min； Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min； Q基本——60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速适宜风速取 m/s K采高——回采工作面采高调整系数取 K采面长——回采工作面长度调整系数取 K温——回采工作面温度与对应风速调整系数取
注：K采高、K采面长、K温等系数依照《开滦集团公司矿井风量计算方法》选取。 （2）按照瓦斯涌出量计算工作面需风量。 根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%的要求计算 Q采=100×q采×K CH4/(C-C O) （m3/min） 式中 Q采—回采工作面实际总需要风量，m3/min; q采—采煤工作面回风流中瓦斯的绝对平均量，瓦斯涌出量取 m3/min （通风瓦斯概况中已经提供） K CH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数。取。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。 C：回风流瓦斯允许浓度。取1 C O：进风流瓦斯浓度。取0 （3）按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见表3）Q采= 60×V采×S采（m3/min） 式中 V采——采煤工作面风速，m/s； S采——采煤工作面的平均断面积，m2。 （4）按采煤工作面同时作业人数计算 Q采=4×N ×K （m3/min） 式中 N——工作面同时作业人数。（取循环作业劳动组织设计人数，为人） K：备用系数。取1.25
29202掘进工作面局部通风设计
第一章概述 29202 运输顺槽为二采区29202 回采工作面运输顺槽，担负9202 回采工作面出煤、运输、通风、行人、管线敷设等任务。设计长度 840m,开口位置二采区运输巷，距29201运输顺槽往北34 米，方位角118° 00’ 00〃。29202运输顺槽断面为矩形，净断面：宽 4500mn￥ 高3000mm 第二章风量计算 一、按瓦斯涌出量计算： Q=100qk 式中：Q 掘进工作面实际需要风量，n l/min ; 100——按掘进工作面回风流瓦斯浓度不超 1.0%的换算系数； q――掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据本矿瓦斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为矿井瓦斯涌出量的15%，为0.17m3/min ； k――掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取1.6 ; 因此：Q=100qk=100X 0.17 X 1.6=27.2 m 3/min ;
二、按照CO涌出量计算
Q=67qk 式中：67——以掘进工作面回风流中CO2 浓度不超过 1.5%的换算系数； q――掘进工作面回风流中平均绝对CQ涌出量，根据本矿瓦 斯鉴定资料测算掘进工作面的绝对CO2 涌出量为矿井CO2 涌出量的15%，为0.23m3/min ； k――掘进工作面因CO涌出不均匀的备用风量系数，取 1.6 ； 3 因此：Q=67qk=67X 0.23 X 1.6=25 m /min ; 三、按工作人员数量计算： Q> 4N 式中：Q ---- 掘进工作面实际需要风量，m/min ; 4 ---- 每人每分钟供给的最低风量，m/min ; N――掘进工作面同时工作的最多人数；取20; 因此：Q> 5.44N=4 X 20=80 m3/min ; 四、稀释无轨胶轮车排放尾气需风量 Q>4NPK 式中：Q ---- 掘进工作面实际需要风量，m/min ; 5.44 ――每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min ； N――掘进工作面矿用防爆柴油机车的数量，1台； P――掘进工作面矿用防爆柴油机车的功率，75KW 1; K――配风系数，使用一台矿用防爆柴油机车运输时，取
2021版采煤工作面设计验收管理办法
( 安全管理 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 2021版采煤工作面设计验收管 理办法 Safety management is an important part of production management. Safety and production are in the implementation process
2021版采煤工作面设计验收管理办法 一、生产矿井采区设计管理工作程序 1、采区（水平）设计要提前三到五年规划、编制，并经有资质的部门设计，图纸应齐全。 2、开拓巷道掘进超过采区准备巷不少于50米，满足采区准备巷道开工的需要。 3、准备巷道掘进提前一个月超过回采巷道开口位置不少于200米，为各系统的调整、完善及回采巷道的开口准备提供足够的时间。 4、回采工作面形成采煤系统到正式生产前，必须保证至少三个月的“坑透”、钻探、巷探等整理巷道和工作面准备时间。 二、生产矿井回采工作面设计管理工作程序 1、采区准备巷道掘到具备回采工作面巷道开口时，根据本单位衔接计划，在回采巷道开口前必须有经吕梁煤业公司生产技术部批准的综采工作面（普采）设计方可施工。
2、工作面设计包括工作面设计说明书：防火系统、注浆系统、防尘洒水系统、通风系统、监测监控系统、运输系统、供电系统、避灾路线、巷道布置、生产系统图（1:2000）、巷道断面图（1:50）、巷道剖面图（1:50）、柱状图等图纸、采煤方法等，施工前上报公司生产部。 3、工作面设计要绘制出工作面采煤过程中通风系统示意图。工作面巷道施工中，确保巷道的直线度，否则追究施工单位和有关单位的责任。 4、各矿必须严格按工作面设计组织巷道施工，建立严格的质量验收制度，确保施工质量。 三、工作面验收 1、巷道工程竣工后，由矿负责组织验收。验收不合格必须返工。验收合格后，要进一步搞好地质调查工作，必须进行物探、钻探或地震勘探工作，并绘制采煤工作面地质构造图和巷道地质构造剖面图。 2、工作面安装准备必须按设计进行，工作面设备试运转时，矿
煤矿综采工作面供电设计
煤矿综采工作面供电设计
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附件２: ＊＊*矿综采工作面供电设计 (一)综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区，平均煤层厚度5m,工作面长度２25m,走向长度为２０00m,平均倾角３-5度，采用一次采全高采煤工艺,可采最高煤层厚度5．5m，工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KＶ供电，由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电,西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面**＊110KV站8１５、８16号盘,变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关,保护选用上海山源ZBT——１1综合保护,盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二)设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的ＳL500型采煤机,其额定功率18１5KW,其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3３00V;两台牵引电机功率为９0KW,额定电压为460V；调高泵电机电压１000V,功率３5KＷ，破碎机功率100KW，额定电压为330０Ｖ。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ１000－Ｚ×700型输送机，机头及机尾都采用额定功率为350／700KW的双速电机,额定电压为3300Ｖ。 2、顺槽设备
１）破碎机:采用山西煤机厂制造PＣＭ-315型破碎机,其额定功率315KW,额定电压１14０V。 2)转载机:采用山西煤机厂制造SZZ1200／3１5型转载机。其额定功率315KＷ,额定电压11４0Ｖ。 3)顺槽带式输送机：采用**集团机电总厂生产的SSＪ-14０／250/３＊400型输送机（1部)，驱动电机额定功率3×40０ KW,循环油泵电机额定功率３×１８.５ＫW，冷却风扇电机额定功率3×５.5ＫＶ，抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为11４0Ｖ,自动涨紧油泵电机额定功率12KＷ,卷带电机额定功率15KW,电压114０V。皮带机采用CＳT启动方式。 4)乳化液泵站:三泵二箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BＲW400/3１.5型液泵，其额定功率250KW,额定电压114０Ｖ。 5）喷雾泵:采用无锡威顺生产的BPW516/１3.2型(2台）,其额定功率132KＷ,额定电压114０V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-１8．５慢速绞车两部，用于移动列车牵引。绞车电机功率1８.５KW,额定电压等级1140V;顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台,型号RCDC-２5S,电机功率3０KW，额定电压11４0Ｖ；皮带顺槽巷采用2台１５KW 排污泵临时排水，额定电压114０V；其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 (三）工作面移动变电站及配电点位置的确定
综采工作面通风设计
****综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段 位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~ 1132米，盖山 厚441~ 492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。 工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和 尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联 络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风 机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒 出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工 作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6= 720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6= 480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾= 1200m3/min（含采外配风300 m3/min）通过工作面的风量为：1200－300=900m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量 m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、 K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s；
掘进工作面通风及有害气体防治安全技术措施正式样本
文件编号：TP-AR-L7933 In Terms Of Organization Management, It Is Necessary To Form A Certain Guiding And Planning Executable Plan, So As To Help Decision-Makers To Carry Out Better Production And Management From Multiple Perspectives. （示范文本） 编制：_______________ 审核：_______________ 单位：_______________ 掘进工作面通风及有害气体防治安全技术措施正 式样本
掘进工作面通风及有害气体防治安全技术措施正式样本 使用注意：该解决方案资料可用在组织/机构/单位管理上，形成一定的具有指导性，规划性的可执行计划，从而实现多角度地帮助决策人员进行更好的生产与管理。材料内容可根据实际情况作相应修改，请在使用时认真阅读。 由于 21052上付巷掘进工作面在原21051工作 面空区内施工，并沿21031工作面空区边缘掘进,且 掘进范围内存在原小井越界巷道废巷，对21052工作 面的安全掘进造成了一定的影响，为保证21052上付 巷掘进面的安全掘进，防止漏风和有害气体伤人事故 发生，特制定如下安全技术措施，相关单位必须认真 贯彻并严格执行。 一、由信息中心负责在21052上付巷掘进工作面 及其风机30米内各安装一部电话，并加强电话、线 路维护，今后随掘进由岩巷队负责将工作面电话向里
挪移，确保通讯畅通。 二、掘进科、通风科、地测科、安全科等部门经常派人检查21052上付巷掘进面的安全隐患，作到早发现早处理，及时消除隐患，实现安全生产。 三、由地测科科长负责做好以下工作: 1、负责加强21052工作面周边小窑采掘活动调查，防止越界开采，发现越界开采立即向矿汇报并协调处理。 2、及时准确预测小井废巷位置，及时向通风科、安质科、岩巷队等单位通报预测情况，以便采取相应的治理措施。 3、若21052上付巷掘进面出现小井漏风地测科立即派人对附近小井进行督查处理，确保我矿安全生产。 四、由通风队队长负责做好以下工作：
掘进工作面局部通风机长距离通风技术
国投昔阳能源有限责任公司 技术创新成果申报表 项目名称：掘进工作面长距离通风技术研究与应用起止时间：2007.10.22—10.29 应用时间：2007.10.29—至今 鉴定时间：2007.11.30 完成单位：通防科 协作单位：安监科 鉴定单位：国投昔阳公司生产安全部 申报单位：单位负责人：（盖章）（签字） 报出日期： 2008.1.10
附 掘进工作面长距离通风技术研究与应用 一、概述 国投昔阳黄岩汇煤矿隶属于国投昔阳能源有限责任公司，属国有煤矿。于2005年由省煤炭工业局批准开工，进行改扩建，设计生产能力0.9Mt/a，主要开采15号煤层，煤层瓦斯含量为12.05-19.11m3/t.r。随采掘工作面机械化程度的提高、煤层开采深度的增加，矿井瓦斯含量和瓦斯涌出量随之增大，瓦斯已对矿井安全生产构成威胁。 一采区15101工作面走向长度为1530m，工作面内富含断层、
陷落柱等地质构造，15101胶带顺槽掘进工作面实际单台局部通风机供风最远距离将达到1500m，工作面掘进前期经常出现迎头风量不足，瓦斯超限等现象。如何做好局部通风技术工作，保证掘进面有充足的风量，成为制约快速安全掘进的关键。 为了确保15101胶带顺槽综掘工作面有效风量，切实保障综掘工作面快速掘进需要，通防科通过风量精确计算，在尽可能使用原有设备设施的基础上，引进了国内先进的风筒快速软接头，并通过加强制度化管理，狠抓现场管理，落实自动化监测监控，使我矿在最小投资、最经济运行费用的同时，保证了综掘高效掘进工作面的安全供风。 根据《15101胶带顺槽掘进工作面作业规程》，工作面有效风量设计为300m3/min，我矿通过采用一系列先进通风技术，并通过严格的通风管理，在不更换大功率风机的条件下，仍延用工作面目前使用的FBD-6.3/2×15型局部通风机（功率为2×15KW），成功实现了长距离快速掘进通风要求。 二、实现长距离通风主要技术手段 （一）加强局部通风管理、提高有效供风量 1、减少漏风 1.1我矿在风筒联接方面采用先进的风筒快速接头软带（如图），该风筒快速接头器,依据MT 165-2007标准中风筒连接软带规定生产制造,以PVG为材质,采用挤出成型工艺制造,主要用于风筒端口与端口连接,预防风筒连接处漏风;具有操作方便,连接牢固,可循环利用等特点。在保证风筒联接强度的同时，最大限度减少了风筒接头漏风。
采煤工作面设计
第一章概述 一采煤工作面位置及开采范围 5015N工作面位于该矿第一水平，该工作面上以-40m煤层底板等高线的保护煤柱为界，下以-400m煤层底板等高线的边界保护煤柱为界。左以工作面的运输斜巷为界，右以工作面的回风斜巷为界。 二采煤工作面与相邻煤层及相邻已采条带的关系 相邻条带对本条带无影响。 三采煤工作面与地面相对位置关系 地面无保护物。
第二章地质概述 一煤层的赋存情况 西安矿工作面走向为东西走向。工作面的长度为280m，工作面推进长度为1718m。煤层倾角12°左右，平均煤厚5m，煤质中硬，煤的密度为1.33t/m3。 二围岩的性质及对煤的影响 无伪顶。直接顶为8m厚的细沙岩（Ⅰ）类，基本顶为11m厚的石灰岩（Ⅱ）类。煤层底板为中砂岩。邻近条带对本条带无影响。三地质构造及水文地质情况 西安矿工作面的左以断层为界，留20m保护煤柱。采区的正常涌水量为150m3/h。 四瓦斯，煤尘和自燃发火期 采区瓦斯相对涌出量为16m3/t。煤尘具有爆炸性。自燃发火期为6个月。
第三章可采储量及可采期 一可采储量的计算公式： ? ? ? ? =K M Z S = R L ? 33.1 91 % 280 5 1738= ? ? ? 式中 Z—工作面的可采储量，万t S—工作面的倾向长度，1738m L—工作面的长度，280m M—煤层的厚度，5m R—煤的实体密度，t 33 .13 m/ K—工作面的采出率 二可采期的计算公式： Z 1.2a T = = AK 式中 T—可采期，a A—工作面年生产能力，334Wt K—储量备用系数 1.4
第四章巷道布置与生产系统 第一节巷道布置概述 在靠近 F断层保护煤柱线处沿煤层的倾向在煤层中掘进第一带 10 区的回风斜巷在距第一带区中心右侧在煤层中沿煤层的倾向掘进第一带区的运输斜巷二条斜巷掘至保护煤柱线处在煤层中沿走向掘一条平巷使二条斜巷相通该巷道称开切眼，待各巷道检查合格后安装采煤机设备进行采煤工作。 同时做好下一条带的准备工作。 将采区车场布置在停采线上部的煤层底板岩石中，材料斜巷通过平巷和材料斜巷与大巷相通，同时，材料斜巷与回风大巷相通，绞车房在材料斜巷上端。采区煤仓一端与运输斜巷相通，另一端与水平大巷相通。进风行人斜巷一端与水平运输大巷相通，另一端与运输斜巷相通。 第二节生产系统 一运煤系统（附图1） 采煤工作面→运输斜巷→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓 二运料系统
第七章---矿井通风系统与通风设计
第七章 矿井通风系统与通风设计 本章主要内容 1、矿井通风系统----类型、适应条件、主要通风机工作方式 、安装地点、通风系统的选择 2、采区通风----基本要求、进回风上山选择、采煤工作面通风系统 3、通风构筑物及漏风----风门、风桥、密闭、导风板；矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少漏风措施 4、矿井通风设计----内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择 5、可控循环通风 第一节 矿井通风系统 矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路、通风动力和通风控制设施的总称。 一、矿井通风系统的类型及其适用条件 按进、回井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。 1、中央式 进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式（中央分列式）。 2、对角式 1）两翼对角式 进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼（沿倾斜方向的浅部），称为两翼对角式，如果 只有一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。 2）分区对角式
进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。 在井田的每一个生产区域开凿进、回风井， 分别构成独立的通风系统。如图。 4、混合式 由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。 二、主要通风机的工作方式与安装地点 主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。 1、抽出式 主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。 2、压入式 主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。 3、压抽混合式 在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设一风机作抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。 三、矿井通风系统的选择 根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。 中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。因此，矿井初期宜优先采 用。
掘进工作面风量计算
批准人：谭海滨 编制日期：2012年8月31 日 执行日期： 2012年月日 矸石仓通道设计长度86米，施工过程中，采用局部通风机压入式通风，局部通风机安设七采十一层轨道下山上车场新鲜风流中，最长供风距离600米。 1、掘进工作面风量计算： 迎头实际需要风量，按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、炸药量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，取其中最大值作为工作面迎头的需要风量。 ⑴按瓦斯涌出量计算： Ｑ1=100×q瓦×K=100×1.3×0.04%×198×100=10.3m3/min q瓦—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； K—瓦斯涌出不均衡的风量系数,取1.3。 ⑵按二氧化碳涌出量计算: Ｑ2＝67·q·K=67×1.4×0.06%×198×100=11m3/min q—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min； K—二氧化碳涌出不均衡的风量系数,取1.4。 ⑶按一次爆破使用炸药量计算： Ｑ3＝10A＝10×14.85＝148.5 m3/min A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。 以上风量计算最大值为149m3／min。 2、掘进工作面迎头风量验算： ①按工作人员数量验算：Ｑ≥4N=4×12=48 m3/min，符合要求 式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，人。 ②按风速进行验算： 验算最小风量：Ｑ≥60×0.25×S=160≥60×0.15×7.13=107m3/min 验算最大风量：Ｑ≤60×4×S=160≤60×4×7.13=1711.2m3/min 107m3/min≤149m3/min≤1711.2m3/min，符合要求 式中：S—掘进工作面巷道的净断面积，m2。 3、掘进工作面局部通风机实际吸风量计算 Ｑ6=Ｑ局吸×I+60×0.25×S=246×1+15×11=411 m3/min 式中：Ｑ局吸—局部通风机实际吸风量，m3/min； I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数； S—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。 所以矸石仓通道掘进工作面迎头需要风量不小于149m3/min，局部通风机前巷道需要风量不小于411m3/min。 4、局部通风机及风筒选型： 局扇工作全压Ht＝RQaQh+hv＝468.35×2.5×2.17+73.5＝2614Pa 其中：Qa＝PQ h＝1.15×2.17＝2.5m3/s Q h：工作面风量，2.17m3/s P：风量比，取1.15 hv：风筒出口动压 hv ＝ρQh2/（2So2）＝1.2×2.172/（2×0.1962）=73.5 ρ-空气密度取1.2kg/m3 So－￠500mm风筒出口断面取0.196m2
61114掘进工作面局部通风设计Word版
61114掘进工作面局部通风设计 一、概况 61114掘进工作面布置在6号煤层中，本煤层为低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸性。综掘队将要掘进61114掘进工作面，为了保证掘进期间安全生产，编制通风设计如下： 二、巷道布置 1、巷道断面规格： 61114掘进工作面为矩形断面，巷道规格：巷（净）宽5.2m、高3.5m，断面积为18.2m2。根据掘进队提供的设计，61114掘进工作面设计长度为：1044m。 2、施工顺序： 施工方向为：61114胶运联巷至61114胶运顺槽；61114辅运联巷至61114辅运顺槽。 三、系统风量分配及设备选型 1、依据： （1）瓦斯：掘进工作面风流和回风流中瓦斯浓度＜1.0%（二氧化碳浓度＜1.5%）。 （2）温度：掘进工作面≤26℃。 （3）风速：掘进中的煤巷0.25m/s≤V≤4m/s。 （4）无循环风：供给局部通风机的全风压风量必须大于该风机的吸风量。 （5）计算依据：AQ1056—2008煤矿通风能力核定标准。 2、掘进工作面需风量计算： 每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌
出量、人员、有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
3、61114胶带巷掘进面需风量计算： ①按瓦斯涌出量计算 hf hg hg Q 100q k =??=100×0.23×1.2= 27.6m 3 /min 式中： qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.23m 3 /min ； khg ——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 ② 按二氧化碳涌出量计算 hf hg hg Q 67q k =??=67×0.66×1.2=53.1m 3 /min 式中： qhg ——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.66m 3 /min ； khg ——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.2； 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。 ③ 按局部通风机实际吸风量计算： Qhf=Qaf ×I+60×0.25Shd=500×1+60×0.25×19=773m 3 /min 式中：
综采工作面设计说明书
第一部分矿井概况 第一章编制依据 1、二○一一年版《煤矿安全规程》 2、二0一零年版《采矿工程设计手册》 3、《同生树儿里矿井兼并重组整合项目初步设计》 4、《同生树儿里矿井兼并重组整合项目地质报告》 5、3#煤层西盘区8101综采工作面地质说明书 6、同煤集团矿井采掘生产技术管理办法 7、3#煤层西盘区8101综采工作面巷道布置图 第二章矿井概况 一、矿井简介 树儿里井田位于大同市左云县境内小京庄乡树儿里村南部，距大同市城区西南87公里。其地理坐标为：东经：112°37′54″~112°39′18″，北纬：39°48′28″~39°48′47″。西部8Km处有右玉至山阴的柏油路，距山阴县岱岳镇45km，在岱岳镇交于大（同）—运（城）公路及北同蒲铁路，北距109国道约23km。井田内地形平坦，村与村之间有公路相通。 井田位于洪涛山脉的西侧，非梁峁状黄土丘陵区。为缓坡丘陵，是黄土覆盖在波状起伏的丘陵古地形上而成。地势总体为东北部较高，西南部较低。最高点位于井田东部边界处，海拔1480m，最低点位于井田西南部，海拔，相对高差为。井田内主要河流有酸茨河，为季节性河流，平时干涸无水，只在雨季才有短暂洪流，向西注入原子河，原子河向东南归入桑干河。井田属海河流域，永定河水系、桑干河支流。 井田形状为一不规则多边形，东西长，南北宽，井田面积。地质资源量为，工业资源储量为。设计资源储量为,设计可采储量为。 矿井设计规模为a。矿井服务年限为，本矿井为单水平开采，水平服务年限为。 二、井田开拓方式
本井设计按照调整后井田开拓方式为：新掘主斜井、将原副斜井改为回风斜井、原主斜井调整为副斜井，三个井筒位于一个工业场地内。 原有主斜井坡度25°，斜长428米，砌碹，半圆拱断面，净断面，兼并重组后，将其功能调整为副斜井，由于原有井筒采用砌碹支护，受井筒断面的制约也无法对提升设备进行改造，在确保井筒墙体稳定性和满足支架宽度与提升高度的前提下，拆除井筒内原有胶带，对原主井井筒进行扩刷，铺设30kg/m单轨，提升方式为单钩串车提升，主要担负全矿井提矸、下料等任务，兼做进风井及安全出口。扩刷后巷道净宽，净高净断面积为。井筒落底水平标高+1265m，落底后，布置约60m长平车场，并在井筒北部与北部井田边界间布置水仓、水泵房、主变电所，过平车场后，布置轨道大巷，沿轨道大巷方位，向西基本平行于井田1、2拐点连线，布置约162m长的轨道大巷后，再折向南布置西盘区轨道巷至南部井田边界处，形成西盘区的辅助运输系统。 原有副斜井坡度30°，斜长331米，井筒断面仅，兼并重组后，将其功能调整为回风斜井，由于断面无法满足重组后的回风要求，对原副井井筒进行扩刷，主要担负全矿井专用风井。扩刷后巷道净宽，净高净断面积为。井筒落底水平标高+1277m，回风斜井落底后，在轨道大巷南侧，平行于轨道大巷，利用原有巷道布置回风大巷，对回风大巷扩刷，轨道大巷与回风大巷间距平均15m，在西盘区轨道巷西34m处利用原有巷道布置西盘区回风巷（方位角为179°），在胶带大巷东处，利用原有巷道布置东盘区回风巷（方位角为175°），形成东西盘区的回风系统。 在调整开拓方式后的回风斜井南部新开凿主斜井，井口坐标为X=，Y=.970，Z=，井筒方位角261°，井筒倾角25°，主斜井井筒采用半圆拱断面，净宽，净高，净断面，落底点顶板标高为，全长。井筒内一侧铺设1200mm宽胶带输送机，另一侧铺设检修轨，主斜井开凿约483m长后，布置下卧式煤仓，煤仓上口南侧与胶带大巷连接，形成主运输系统。 三、盘区划分 根据井田内现有巷道情况，利用井田内中部现有巷道，以胶带大巷为界，将全井田划分两个盘区，即井田东部的东盘区和西部的西盘区，本矿井首先开采井田西部的西盘区。