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九里山煤矿矿井通风设计
摘要：本设计是焦煤集团九里山煤矿矿井通风系统的设计，在本井田范围内，地质条件简单，涌水量和瓦斯涌出量大，有突出危险，设计年产量0.90Mt/a，服务年限60a，开拓方式为竖井开拓，采用走向长壁倾斜分层下行垮落采煤法进行回采。在矿井一水平的通风设计中，选用两翼对角式通风（也可看作分区式通风），计算了矿井需风量和两个时期的通风阻力，并选择了主要通风机，计算了吨煤通风电费，绘制了通风系统图和通风网络图，同时得出了几个关于通风设计的结论。
本设计充分结合实际情况，积极采用切实可行的先进技术，为整个井田的安全生产奠定了良好的基础。
关键字：煤矿 矿井通风 设计 对角通风
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The first step design of jiulishan mine ventilation
Abstract：This project is a ventilation system design of Jiulishan Coke Coal Mine which is affiliated with Jiao Zuo Coal Mine Group. Because of the simple geological condition and large magnitude of inflow and gas emission, there is a great danger in the mine. In this design, the mine has an output of 0.90Mt/yesr and a life-span of 60-years. The development way is the shaft development, uses moves towards the long wall to incline under the lamination the line to break down fall spicks carries on picks. Ventilates in the design in a mine pit level, selects two wings opposite angles type to ventilate (also may regard as district type to ventilate), the respective calculation of the ventilation resistance in easy and difficult situation, the selection of the main fan, the computation of electrical consumption for one-ton coal, and the drawing of system and network map simultaneously obtained several about to ventilate the design the conclusion.
The design combine closely with the actual condition and adopt feasible and advanced technologies, to let the mine have a good foundation of safe production.
Keywords：Coal Mine ventilation Design Ventilation of opposite angle
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目 录
1 绪 论 .......................................................... 1
1.1 矿井通风设计的国内外研究发展与现状 ....................... 1 1.2 通风设计的目的和意义 ..................................... 1 1.3 通风设计的依据和要求 ..................................... 2 2 基本概况 ....................................................... 3
2.1 矿井概况及井田地质特征 ................................... 3
2.1.1 井田概况 .......................................... 3 2.1.2 地质特征 .......................................... 4 2.2 矿井储量、年产量及服务年限 ............................... 6
2.2.1 井田界限 .......................................... 6 2.2.2 井田储量 .......................................... 6 2.2.3 矿井年产量及服务年限 .............................. 6 2.3 井田开拓 ................................................. 7
2.3.1 概述开拓方案 ...................................... 7 2.3.2 井筒 .............................................. 7 2.3.3 井底车场及硐室 .................................... 7 2.3.4 开采顺序及采煤工作面的配置 ........................ 9 2.4 采煤准备 ................................................ 10
2.4.1 采煤方法 ......................................... 10 2.4.2 采区巷道布置及生产系统[4] ......................... 10 2.5 矿井运输、提升及排水 .................................... 12
2.5.1 矿井运输 ......................................... 12 2.5.2 提升设备 ......................................... 12 2.5.3 排水设备 ......................................... 14
3 矿井通风设计 .................................................. 15
3.1 通风系统选择 ............................................ 15
3.1.1 主要通风机的工作方法 ............................. 15 3.1.2 通风系统选择 ..................................... 15
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3.2 风量计算及风量分配 ...................................... 16
3.2.1 采煤工作面实际需要风量[9] ......................... 16 3.2.2 掘进工作面需要风量 ............................... 18 3.2.3 硐室需要风量 ..................................... 18 3.2.4 矿井总风量计算 ................................... 19 3.3 采区通风设计 ............................................ 20
3.3.1 采区通风系统的基本要求 ........................... 20 3.3.2 采区进、回风上山的选择 ........................... 21 3.3.3 回采工作面的通风系统 ............................. 22 3.4 掘进工作面通风设计 ...................................... 24
3.4.1 掘进通风方法 ..................................... 24 3.4.2 掘进工作面设备装置 ............................... 25 3.4.3 掘进通风安全措施 ................................. 26 3.5 全矿通风阻力计算 ...................................... 26 3.6 主要通风机选型 .......................................... 30
3.6.1 选择主要通风机 ................................... 30 3.6.2 电动机选择 ....................................... 34 3.7 矿井反风设计 ............................................ 35
3.7.1 反风的目的意义 ................................... 35 3.7.2 反风方法选择 ..................................... 36 3.8 矿井通风评价 ............................................ 36
3.8.1 矿井吨煤通风电费 ................................. 36 3.8.2 矿井等积孔、总风阻 ............................... 37
4 安全技术措施与环保 ............................................ 39
4.1 矿井安全技术措施 ........................................ 39
4.1.1 防治煤与瓦斯突出管理制度 ......................... 39 4.1.2 瓦斯检查制度 ..................................... 41 4.1.3 局部通风管理制度 ................................. 43 4.1.4 瓦斯抽放管理制度 ................................. 44 4.1.5 矿井防治水制度[7] ................................. 47 4.2 矿山环保 ................................................ 48
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4.2.1 矿山水污染的防治的措施 ........................... 48 4.2.2 粉尘污染的防治措施 ............................... 49 4.2.3 矿山噪音污染的防治 ............................... 49
5 结 论 ......................................................... 50 致 谢 ........................................................... 51 参 考 文 献 ...................................................... 52
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1 绪 论
1.1 矿井通风设计的国内外研究发展与现状
煤炭是世界工业经济发展的主要能源，很早以前，就有采矿的历史，矿井通风史也随之产生。
约在1640年，人们开始把进风和回风分开，以利用自然通风压力进行矿井通风。为了加大通风压力，1650年在回风路线上设置火筐，1787年又在回风路线上设置火炉，使回风风流加热。
1745年俄国科学家发表了空气在矿井中流动的理论，1764年法国采矿工程发表了关于矿井自然通风的理论，成为矿井通风史上奠基的两篇论文。
1807年风量约200m/min，兽力活塞式空气泵，1849年转速约95转/分，风量约500m /min的蒸汽铁质离心式扇风机；1898年电力初型轴流式扇风机相继投入使用。上世纪四十年代，矿井已使用功率为约1500kw和3000kw的电力轴流式和离心式大型扇风机。
用于矿井的主要有离心式和轴流式两类通风机，以前全用离心式。由于轴 流式通风机具有结构简单紧凑、体积小、重量轻，再者是工作效率高，尤其是大型轴流式通风机，效率可达85％，三是有翼角调整装备，便于机械性能调节或进行反风这些优点，现在大部分矿井都采用轴流式通风机。
随着生产的发展，对矿井通风的要求不断提高，也更具有合理性。如矿井供风量每人不少于4m3/min，在主要进风道、回风道、修理中的井筒和提升人员、物料的井筒最大风速不能超过8米/秒。回采工作面、掘进煤巷和半煤岩巷最小风速不小于0.25米/秒等规定，这都为矿井的安全生产打下了基础。
随着计算机的发展和广泛应用，矿井通风方面，已经可以利用电算技术确定矿井通风网络，并对其进行解算。主要是矿井通风状况的模拟与预测，通风系统改造方案的比较计算和风量分配与矿井阻力计算等方面。 1.2 通风设计的目的和意义
众所周知，井下风量不足会引起瓦斯积聚，工作环境温度升高，缺氧造成人员伤害等问题，而风量过剩也会导致不良的影响，如漏风量大，动力过度消耗，风流发生过度的冷却作用，巷道内矿尘飞扬，激发煤的自燃等。因此矿井
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通风设计合理与否对矿井的安全生产及经济效益具有长期而重要的影响。
矿井通风设计是矿井设计的主要内容之一，是反映矿井设计质量和水平的主要因素。其目的就是供给矿井新鲜风量，以冲淡并排出井下的毒性、窒息性和爆炸性气体和粉尘，保证井下风流的质量和数量以符合国家安全卫生标准造成良好的工作环境，防止各种伤害和爆炸事故，保障井下人员身体健康和生命安全，保护国家资源和财产。
矿井通风是各生产环节中最基本的一环，他是依靠通风动力将定量的新鲜空气沿着既定的通风路线不断地输入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、机电硐室、火药库以及其他用风地点的需要，同时将用过的污浊空气不断的排出地面。对保证矿井的生产和安全，有十分重要的作用。
随着矿井的开采规模逐渐扩大，井下的温度逐渐升高，瓦斯含量的不断增加以及煤的自燃特性愈益加剧，合理的解决矿井通风问题就显得特别重要了。同时，矿井通风对于提高矿工的劳动效率，保证矿工的安全和健康，也是极为重要的。
1.3 通风设计的依据和要求
矿井通风设计是安全工程专业学过《通风安全学》、《煤矿开采学》等课程后，以及通过生产实习后进行的，其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为以后能胜任工作奠定基础。
设计时依据《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其他有关煤炭工业的方针政策等有关要求，力争做到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
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2 基本概况
2.1 矿井概况及井田地质特征 2.1.1 井田概况
1）位置
九里山矿井位于河南焦作煤田东部，九里山南侧，西与演马庄矿相邻，东北与冯营矿相邻，西距焦作市18km。见图2-1。
省 西 山04S1 安阳城 6 S30九里山煤矿 焦作市 九里山恩村新乡市 新S309中站区博爱 S104 S308 马村区修武 S233沁阳市 市 作 武陟 焦 S235 乡 市 S104 09S3可以通过新焦铁路，直达全国各大城市，公路交通也方便，邻近矿井冯营矿、演马庄矿。
温县 S237郑焦晋高速 图2-1 井田位置图
Fig. 2-1 Jiulishan mine traffic location map
2）交通
九里山矿交通方便，矿井铁路专用线，从焦作矿务局安阳城集配站接轨，
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3）地形与河流
井田范围内，地形平坦。井田北缘有九里山，高出地面约70米。地表覆盖有第四纪黄土。地面有受雨水冲刷的深沟及农田灌溉渠数条，沟深1-2米。深沟平时干枯，夏季雨后有短暂时间流水。有一河床，平时干枯，雨季有时有洪水，洪水百年一遇，洪水最高峰350立方米/秒的流量，在主井口洪水位正93.1米，洪水三年一遇，洪水最高峰450立方米/秒的流量，在主井口洪水位正93.25米。
4）气象
根据焦作市气象资料，焦作市属半大陆性气候，最高气温43.2度，最低气温-16.9度，每年7、8、9月为雨季，年最大降雨量为908.7毫米，正常风速为40米/秒。 2.1.2 地质特征
1）地质构造
本井田位于太行山余脉之南坡，呈单斜构造，岩层倾斜方向东南，倾角13.5度-16度。井田范围内基岩均被厚度80-210米的第四纪黄土及砾石层所覆盖，井田无褶皱现象出现，皆为正断层，曾多沿走向方向发展，只有方庄断层、北碑村断层，以倾斜方向北30度出现。见表2-1。
表2-1 主要地质构造
Table2-1 main geologic structure
序号 1 2
名称 马坊泉断层 方庄断层与北碑村断层
断层性质 正 正
断层面走向 北45～55度东 北30度东
断层面倾向 北西 相反
倾角 水平断位置及
落差（米）
（度） 距（米） 范围 70 60
32～160 100～130
7000 10000
井田下
部 井田东部
大煤属于中灰分低硫分优质无烟煤，主要用作民用燃料和制造合成氨的造气原料，也能作为高炉喷吹和燃烧铁矿石的燃料，还能用于制造各种碳素材料，如炭电极，活性碳等。
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表2-2 煤的工业分析表 Table 2-1 coal feature list
煤层名称
水分
大煤 平均
0.16-2.92 1.11
原煤工业分析（%）最小-最大/平均 灰分 7.16-52.19 18.20
硫分 0.29-1.43 0.45
挥发分 6.36-20.96 8.92
发热量 8212-8489 8352
2）水文地质
以煤层位置和层次将含水层划分为两部分：顶板水和底板水。大煤以上统称为顶板水，包括冲积层、基研风化带和砂岩等含水层：大煤以下统称为底板水，包括第八层灰岩，第二灰岩和奥陶系灰岩等含水层。
地下水总流向从西北向东南，水力坡度为0.3%，水位标高一般为+90米左右。顶板水根据地质报告为40m3/min，顶板水为10m3/min，矿井正常涌水量为50m3/min。矿井最大涌水量为120m3/min。煤层特征见表2-2。
表2-3 煤层特征表
Table2-3 coal bed characteristic table
煤
煤层厚度
层倾倾角名最小-最向 / °
平均
大 称 大
煤
0.98－8.13
5.15
东13.5南 -16
围岩性质 顶板 砂质页岩
底板 页岩和砂质页岩
煤牌号
容重
硬度 t/m
煤层结构及稳定性 稳定 简单
03 3-4 1.48
3）瓦斯煤尘
九里山矿瓦斯，根据大煤采样规定，和演马庄矿实测计算结果，应属超级瓦斯区，并有煤和瓦斯突出危险。煤尘无自燃和爆炸性危险。相对瓦斯涌出量为11.43立方米/吨。
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2.2 矿井储量、年产量及服务年限 2.2.1 井田界限
九里山井田范围，西以十一勘探线为界，东至被碑村断层为界，被到大煤隐伏露头，南达西仓上断层为界。井田走向4.2-5.3 km，倾斜宽度为3-4.2 km，井田面积为17.50km。
九里山井田内，有可采煤层两层，即大煤和小煤，但由于小煤分布不均匀，只是局部可采，因而九里山井田内，基本上属于单一煤层开采。 2.2.2 井田储量
表2-4 矿井工业储量汇总表 Table 2-4 reserves summary
煤层名称 大煤
工业储量（万吨）
A 3211.487
B 991.657
A+B 4203.144
C 7545.645
A+B+C 11748.789
备注
表2-5 矿井可采储量汇总表
Table2-5 mine pit recoverable resources collect the master list
矿井设计储量（万吨）
开煤
采层工业储水名量 平 称 大
3570 煤 大Ⅱ 8179
煤 合
11749 计 Ⅰ
永久煤柱损失
构筑
境界
断层煤柱 物煤
煤柱
柱 57 498 555
175 229 404
152 229 381
矿井可采储量（万吨） 设计煤柱损失
设计工业井下
其它其他
储量 场地巷道
煤柱 煤柱
煤柱 煤柱 481 481
3186 6742 9928
318 635 953
246 592 838
500 500
可采 储量
2622 5015 7637
2.2.3 矿井年产量及服务年限
1）矿井工作制度
矿井设计年工作日为330天，每天三班工作制，净提升时间为16小时。 2）矿井设计生产能力[1]
根据井田的煤层赋存条件、可采储量和矿井的境界范围， 矿井设计为中型煤矿，年产90万吨，日产能力达到2795吨。
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3）矿井服务年限
矿井服务年限根据下式计算：
T?ZkA?K
式中：T--矿井设计服务年限，a； ZK--矿井可采储量，Mt； A--矿井设计年产量，Mt/a；
K--储量备用系数，K=1.3～1.5
76.37T??60a
0.9?1.4第一水平的工业储量为2622万吨，按年产量为90万吨，储备系数为1.4计算，第一水平服务年限为21年。 2.3 井田开拓 2.3.1 概述开拓方案
井田范围内，地表平坦，煤层埋藏深度较大，加之冲积层厚度达80~216米，有流沙层，含水性大，无平峒及斜井开拓的可能，故本井田选用竖井开拓。
矿井主付井井口及工业广场，布置在九里山南，大陆村东北侧。通风系统类型为两翼对角式，两风井位于井田浅部边界的两翼[2]。
矿井底车场及第一水平，设于-225米标高，井底车场设于大煤顶板岩层内，东西运输大巷设于岩层内，上部净岩柱不少于18米。
第一水平布置两个采区，东翼、西翼各一个采区，矿井投产时两个采区同时投产，一个综采工作面，一个炮采工作面，互相交替开采[3]。
第二水平在井田下部，设于-450米水平，第一水平与第二水平之间，用水平石门及集中下山联系。 2.3.2 井筒
井筒特征见表2-6。 2.3.3 井底车场及硐室
1）车场形式的选择
井底车场根据运轨，提升，排水改变后的实际情况，确定为环行立式车场。车场及峒室全部开凿于顶板岩石中,车场中副井底轨面标高为-225米。经计算，
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表2-6 井筒特征
Table2-6 well chamber characteristics
井筒名称
X(m)
井口坐标
Y(m) Z(m) 用 途 提升设备 井筒倾角/° 断面形状 支护方式 井筒壁厚/mm 提升方位角/° 井筒深度/m 断面积
净/m 掘/m
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主井 3909101.214 446285.807 +93.5 提煤 箕斗 90 圆形 混凝土 500 119°30? 318 28.27 38.48
副井 3909938 446296 +93.3 混合 罐笼 90 圆形 混凝土 500 井塔 318.3 28.27 38.48
西风井 3908700 444850 +94.7 回风
东风井 3910785 446125 +100.9 回风
（有梯子间） （有梯子间）
90 圆形 混凝土 500 ---- 125.6 12.56 19.63
90 圆形 混凝土 500 ---- 127.7 12.56 19.63
井底车场的通过能力是富裕的。
2）井底车场的硐室
车场内设有：井下泵房变电所硐室及通道，井底车场水仓，主排水泵硐室，管子道、等候室、信号室、推车机硐室、井下炸药库及通道、消防器材库、电机车库及修理间硐室、以及井底水窝潜水泵硐室和清理水仓绞车房等硐室。
由于矿井的井架、井筒、巷道、井底、井底车场及运输大巷，均由混凝土及钢材等不易燃材料构成，而且井底车场的火药库、泵房、变电所均设有防火栅栏两用门，因此，在井筒、井底车场设防火门意义就不大了。
井底车场两翼设有32kg/㎝水闸门，一旦发生突水，排水能力不足时，可迅速关闭水闸门，保护泵房、变电所及井底车场所有硐室。
由于本矿设计的管子道与罐笼垂直相交，在发生事故时，无法增援和外运排水设施，所以，管子道内不铺设轨道。为解决这一问题，在井底车场两翼，分别设有水闸门，在排水能力不足时，关闭水闸门，由副井增援或外运排水设施的。
所以，井底车场不设防火硐室及密闭门，管子道内不铺设轨道。水仓分内
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水仓、外水仓，容量为9000m3。均布置于井底车场附近的顶板岩石中。水仓用人工方式清理。
井底煤仓的型式、容量及清理运煤方式：井地煤仓为直径6m的圆筒煤仓，容量464吨，煤由漏斗进入箕斗经主井提至地面。
井底车场的支护方式及支撑材料：由于巷道密度大，地质条件复杂，小断层多，岩石松软破碎，除在岩石好的情况下采用锚喷支护外，一般均为混凝土。
井下炸药库为壁槽式，容量1960kg，位于井底车场副井绕道左侧，有条进风道，新鲜风流经炸药库后，回风经回风巷，进入专用回风巷。见图2-2。
主皮调度室东带流水斜巷巷流 水 巷机车库专 用 回石进风斜巷清管理子斜排道巷污主斜水井巷仓 风 巷内水仓门外水仓外 水 仓炸药库付井变电所材料车场外 水 仓 图2-2 井底车场平面图
Fig.2-2 mine shaft station horizontal plan
2.3.4 开采顺序及采煤工作面的配置
1）开采顺序
在井田范围内，采区范围的区段开采顺序为下行式，即先采上区段，后采
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下区段。区段内煤层采用分层下行开采，先采上分层，后采下分层。
2）采煤工作面的配置
为实现高产高效，低成本、低坑耗，符合一矿一井一面或两面的发展趋势，降低开拓及生产巷道掘进率，简化生产系统，使矿井朝高度集中、简单可靠的方向发展，设计矿井一个综采工作面和一个炮采工作面。
采区走向长2500米，一个综采工作面（或者一个炮采工作面）和两个煤巷掘进工作面。
综机工作面采用MLSS3-170型调高双滚筒采煤机。该机生产能力为0-780吨/小时，采高使用于1.6-3.0米，截深为0.6米，牵引速度为0-9.3米/分，该机构造简单，操作方便，性能良好，生产能力大、外型小，除尘系统可靠等优点，为此综采工作面采用MLSS3-170型机组为理想的采煤机。由于MLSS3-170型采煤机本身带有弧型挡煤板所以工作面可以实现机械化装煤，不需要专门的装煤设备。
炮采工作面采用单体液压支柱，正悬臂齐梁直线柱布置，控顶距为2.4-3.2米，即最小控顶距三排支柱，最大控顶距为四排支柱，每推进一排放一次顶，采用刮板输送机将煤运出。 2.4 采煤准备 2.4.1 采煤方法
九里山井田，依据地质报告提供的依据，大煤为该井主要可采煤层，分布稳定，结构简单，为中灰，低硫，高强度无烟煤。煤厚0.92-8.13米，平均厚度为5.15米。大煤直接顶板为粉砂岩，厚0-30米，一般厚度5米左右。属于2-3级顶板。大煤底版为粉砂岩，局部具有砂岩矽质结核，大煤距九层灰岩10米左右，煤层倾角13.5°- 16°。
根据煤炭工业设计规范和该井田煤层赋存条件，决定采用走向长壁，倾斜分层，下行垮落采煤法进行回采。 2.4.2 采区巷道布置及生产系统[4]
矿井采区上山设计为三条：轨道上山、胶带运输机上山和回风上山。由于水文地质条件复杂，均布置在顶板岩层内，距煤层六米。基本呈水平布置。中间为运输巷，两边或者是轨道巷或者是回风巷。见图2-3。
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顶板煤层 底板
图2-3 采区上山布置示意图
Fig.2-3 picks the area to climb mountains the arrangement hint
工作面顺槽，均以分层回采分层掘进布置。在顺槽运输巷与上山运输巷联接处，布置集中运输大巷。
1）工作面支架和顶板管理方式 （1）综采工作面：
为了适应综采工作面顶板管理需要，选择适用的液压支架，结合九里山矿顶板岩性及我局现有生产矿井顶板破碎，易于冒落、控顶距离小，周期来压不明显等特点，我们决定选用ZY-3型国产液压支架进行支护。由于这种支架架设后将工作面与老空区完全隔开了，因而在顶板管理方式上仍属于陷落法进行管理[8]。
（2）炮采工作面：
和综采工作面一样在单体液压支柱上面铺设金属人工假顶，全部垮落式分层开采法管理顶板。
2）采煤工作面的循环数、年进度及工作面长度
综采工作面日循环数为5，日进度为0.6×5=3.0米，年进度为3.0×330=990米，工作面倾向长度为160米。
Q综日=工作面长度×采高×日进尺×比重×回采率
=160×2.8×3×1.48×0.93=1850t
Q综年=1850×330=61.05万吨
炮采工作面日循环数为3，日进度为0.8×3=2.4米，年进度分别为： 2.4×330=792米，工作面长度为100米。 Q炮日=工作面长度×采高×日进尺×比重×回采率 =100×2.8×2.4×1.48×0.95=945t Q炮年=945×330=31.18万吨
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采煤工作面日产量= Q综日+ Q炮日=1850+945=2795t 采煤工作面年产量= Q综年+ Q炮年=61.05+31.18=92.23万吨 3）巷道支护形式，掘进工作面个数，采掘比例关系
巷道断面尺寸的确定是以所通过的机器最大外型尺寸，通风量大小来决定的，综采工作面上顺槽除通过运料车外设有大型设备，因而选用2.4×2.4矿用工字钢支架进行巷道支护。下顺槽由于除要装有SZQ-75型转载机外，还需要可供移动的变电站用轻便轨道，因而选用3.6米长梁×2.6米长柱的矿用工字钢支架，进行支护。
炮采工作面上顺槽用2.2×2.2矿用工字钢支架，下顺槽用2.4×2.4矿用工字钢支架。
掘进工作面：全井配有四个煤巷掘进工作面，11采区、12采区各两个，采掘比例为大致为1:2。第一水平中期，为了接替顺利，在二水平增加两个岩巷掘进工作面。
4）采煤工作面煤炭运输工艺流程 （1）回采工作面：
工作面（刮板运输机）-顺槽（胶带或刮板运输机）-集中巷（胶带运输机）-上山（胶带运输机）-大巷（胶带运输）-主井胶带运输巷-箕斗-地面受煤仓。
（2）掘进工作面：
工作面（仓式列车）-集中运输巷-胶带运输机上山-胶带运输大巷-主井底斜胶带运输巷-箕斗-地面受煤仓。 2.5 矿井运输、提升及排水 2.5.1 矿井运输
东西两翼分别开皮带运输巷和单轨运输巷，因两翼运输任务基本相同，经技术经济比较，分别采用SPJ-型800型皮带机运输。
矸石、材料设备、掘进煤及杂煤等，仍采用蓄电池电机车运输。但机车台数为3台，2台运转，1台检修。机车运输为单轨巷道，巷道坡度4?，矸石运往副井，提升至地面排至矸石山。 2.5.2 提升设备
主副井为一对立井，井筒直径为6m，主井井口锁口标高+93.5m，井底轨面标高-224.5m，井架箕斗卸装标高+106.44m，井底箕斗座标高-209.5m。井筒深
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度318m。提升高度315.49m，采用一对8 m3（6吨）箕斗提煤，并采用静水压拉紧装置密封钢丝绳罐道。
副井井口锁口标高+93.3 m，井底轨面标高-225m，井筒深度和提升高度318.3m，采用一对一吨双车单层多绳提升罐笼，绳尾为74×18-130型扁钢丝绳。并采用球扁钢固定灌道。
1）主井提升
主井装备一对8 m3（6吨）箕斗，专供提煤用。提升设备选用一台ZJK-3.5×1.7/15.5提升机，其规格如下：
卷筒数量： 2个 卷筒直径： 3500㎜ 卷筒宽度： 1700㎜ 钢丝绳最大静张力： 17000㎏ 钢丝绳最大静张力差：11500㎏ 减速比： 1：15.5
配用YR143-39-12型电动机，电压为6KV，容量为630KW，转速为491转/分。选用TKD-1286型交流传动控制设备，带动力制动。
提升绳采用6×19+1-37-170-I-ST型钢绳，直径37㎜，重量4.6㎏/ m。最大绳速5.8 m/s，年提升能力144MT为设计年产量的160%。
提升信号采用声光双重信号，转发直发两种方式。 2）副井提升设备
副井装备一对一吨双车单层多绳提升罐笼，专供提升人员、物料和矸石。 提升设备采用JKD-1.85×4型多绳轮绞车，其减速比为8.8,最大绳速5.8 m/s，配备ZD2-152-18型直流电机，其容量为400瓦，电压440伏，转速为500转/分。附全套电动发电机组的电控设备。
所采用的一吨矿车单层双车多绳罐笼，其平面规格为4500×1400毫米，并采用等重尾绳平衡系统，主绳采用三角股钢丝绳，其规格为：6 20+1-21-170-特-Z（S）-T-b-乙左右捻向各两条，重量1.87公斤/米，尾绳采用扁钢丝绳两条，规格为：74×18-130型。钢丝绳对衬垫的摩擦系数采用0.2，围抱角180度，罐笼自重约5吨。提升高度318.3米，计算结果如下：
最大静张力：12320＜16140公斤 最大静张力差：3672＜3680公斤
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衬垫压力：15.2＜20公斤/平方公分 静防滑安全系数：1.97＞1.75 动防滑安全系数：1.5＞1.25 防滑允许加速度：0.95＞0.5公尺/秒 防滑允许减速度：4.4＞0.7 紧急制动力：3.26＞3 2.5.3 排水设备
根据地质报告，预计矿井正常涌水量50立方米/分，以及比邻矿井演马庄突水情况，经研究确定矿井最大涌水量为120吨/分。鉴于该矿水量较大，在万一突水时能在水中运转的潜水泵较为适宜，但在付井底的安装有困难，因此，研究决定普通卧泵和潜水泵混合排水方式排水比较合理。
1）潜水泵3台，一台使用，一台备用，一台检修。安于主井底水窝，每台泵配一趟φ419毫米管路直接排出地面。 潜水泵规格：
水量20吨/分1200吨/时 扬程：360米 容量：1600瓦
2）卧泵15台，8台适用，5台备用，2台检修。安于主泵房内，配备6趟φ419毫米管路，经管子道由副井排出地面。 卧泵规格：
水量：7吨/分420吨/时 扬程：360米
电动机：JSQ158-4680瓦6000伏
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3 矿井通风设计
3.1 通风系统选择
九里山井田大煤属优质无烟煤，煤层赋存稳定，倾角13.5度~16度，煤厚平均5.15米，冲积层较厚，属于煤与瓦斯突出矿井，采区相对瓦斯涌出量为11.43m3/t，煤尘无爆炸性，煤层无自然发火期，设计年产量90万吨。由于矿井服务年限较长，考虑到通风及设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，分为两期进行设计[5]。
第一水平为前期，走向长5000米，倾向长1000米。第二水平为后期，考虑到开采深度及通风路线长度的增加，原定再上一个风井，为混合式通风，以满足通风需要。
3.1.1 主要通风机的工作方法
抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。采用压入式通风时，须使矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。
根据本矿的实际情况，瓦斯含量大，易突出，是不宜采用压入式通风的。因此，确定通风机工作方法为抽出式通风。 3.1.2 通风系统选择
根据矿井瓦斯涌出量，矿井设计生产能力，煤层赋存条件等因素，考虑两种可行方案，分别是中央边界式和两翼对角式。
中央边界式的适用条件是：煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井，采用中央边界式是较合理的。它与中央并列式相比，安全性要好，通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯、自然发火的管理工作是较有利的，且工业广场没有主要通风机噪音的影响。
两翼对角式的适用条件是：煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯和自然发火严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。
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经比较，矿井走向长度约5km，较适合两翼对角式，另外，两翼对角式通风具有路线短，易于控制管理风路，巷道掘进量小，通风阻力小等优势，因此，选用两翼对角式通风[6]。 3.2 风量计算及风量分配
依据在煤矿实习收集的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中沼气、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。
风速验算的要求：
各条井巷的供风量确定后，按《规程》第101条规定的风速进行验算。如果某条井巷的风速不符合《规程》规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表[7]。
《规程》规定的风速限定值见表3-2所示。
表3-1 风速限定表
Table3-1 wind speed definition table
井巷名称
无提升设备的风井和风硐 专为升降物料的井筒
风桥
升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷道 架线电机车巷道
运输机巷道、采区进、回风巷道 回采工作面，掘进中的煤巷和半煤岩巷
掘进中的岩巷 其它人行巷道
最低允许风速(m/s)
- - - - - 1.0 0.25 0.25 0.15 0.15
最高允许风速(m/s)
15 12 10 8 8 8 6 4 4 -
3.2.1 采煤工作面实际需要风量[9]
采煤工作面实际需要风量应按矿井各个回采工作面实际需要风量的总和计算，即：∑Q采=nQ综采+nQ炮采(m3/min)
式中：Q综采 -- 综采工作面所需要的风量，m3/min；
Q炮采 -- 一般机采工作面所需要风量，m3/min；
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n -- 各种开采法工作面的个数，个。 1）按瓦斯涌出量计算 Q综采=100×Q 综瓦
式中：Q综采--综采工作面所需的风量，m3/min；
Q综瓦--综采工作面的绝对瓦斯涌出量m3/min；
Q综瓦=
q瓦?T综采?K瓦24?60m3/min
式中：T综采--综采工作面平均日产量，t/d；
K瓦--瓦斯涌出不均衡系数，对高沼矿K瓦=1.2～1.25，对低沼矿则
取K瓦=1.15；
100--按回采工作面的沼气浓度不超过1/100计算。 由于对瓦斯抽放要求达到30%以上，所以工作面相对瓦斯涌出量为
11.43×（1-30％）＝8 m3/min。所以：
Q综采=100×Q综瓦
8?1850?1.2=100×=1233m3/min
24?608?945?1.4Q炮?100??735m3/min
24?602）按工作人员数量计算
按照设计，一个采煤工作面最多40人，一个掘进工作面最多20人。 Q=4×Nwi=4×40=160m3/min
式中：Nwi--采煤工作面最多的人数，个
3）按工作面温度进行计算
表3-2 采煤工作面合理风速 Table 3-2 coal face reasonable speed
采煤工作面空气温度(℃)
<18 18～20 20～23 23～26
采煤工作面合理风速(m/s)
0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8
根据矿井井下的温度，综采工作面和炮采工作面的合理风速取1.8m/s。
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Q采=60×V×Swi V--工作面风速，m/s Swi--工作面有效断面积，㎡ Q综采=60×1.8×8=864m3/min Q炮采=60×1.8×5=540m3/min
以上需风量计算中，综采面需风量最大值是1233m3/min，炮采面需风量最大值是735m3/min。
4）按风速进行验算
参考表3-2（风速限定表）可知，工作面允许风速在0.25~4.0m/s之间，综采面的风速为2.57m/s，炮采面的风速为2.45m/s，都在允许范围内。
即：0.25﹤2.57﹤4.0；0.25﹤2.45﹤4.0
通过验算，符合要求。所以，综采工作面需风量为1233m3/min，炮采工作面需风量为735m3/min。 3.2.2 掘进工作面需要风量
根据实习矿井掘进工作面情况，两备两用，每台风机吸风量为300m3/min。在此不再进行风量比较计算。掘进工作面的需风量为：
Q煤掘=?Q掘机×k掘备=（2×300）1.2=720m3/min
K掘备--掘进工作面备用系数，一般取1.20。
3.2.3 硐室需要风量
硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算，即：
∑Q硐=Q火+Q充+Q机+Q采硐+Q其它，m3/min 式中：Q
火
-- 火药库实际需要风量，m3/min；(大型火药库供风100～
150m3/min；中小型火药库供风60～100m3/min)；
Q充--充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m3/min，或按经验值给定100～200m3/min；
Q机--大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，即
Q机=
860Wi(1?ui)(m3/min)
1.2?0.24?60??tWi--机电硐室中运转的机电总功率，kw；
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(1-μi)--机电硐室的发热系数，应根据实际考查的结果确定，也可取下列数值，空气压缩机房取0.20～0.23；水泵房取0.02～0.04；
860--1kW/h的热当量数，千卡； μi--机电设备效率；
Δt --机电硐室进回风流的气温差，℃； Q
采硐
--采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给风量60～
80m3/min；
Q其它--其它硐室所需风量，根据具体情况供风。
按各工作点所计算的风量来考虑漏风及配风不均等因素的影响，因此，在风量分配时，对每条巷道实际供风量应按实际需要风量再乘以矿井通风系数K矿(1.20～1.35)，并依此进行风速验算和计算井巷通风阻力。
（1）火药库实际需风量
Q火=130m3/min；（经验值） （2）充电硐室实际需风量
Q充=180m3/min；（经验值） （3）机电硐室实际需风量
Q机=
860?10.2?0.03=228m3/min；
1.2?0.24?60?4（4）井下变电所需风量
Q变=80m3/min；（经验值） （5）采区硐室实际需风量
Q采硐=80m3/min；（经验值）
3.2.4 矿井总风量计算
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qgj)Kkj 式中：Qkj--矿井总进风量，m3/min;
∑Qcj--采煤工作面实际需要风量总和，m3/min; ∑Qjj--掘进工作面实际需要风量总和，m3/min; ∑Qdj--独立通风的硐室实际需要风量总和，m3/min;
∑Qgj--矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和， m3/min;
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Kkj--矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.15～1.25。
矿井总需风量为：
Qkj=(1233+735+720×4+130+180+80×5+228)×1.2 =6943.2m3/min；（合116m3/S）
由于矿井采准方式决定两翼所需风量基本相同，所以，主要通风机选型时，两翼可以选择同等能力的风机。 3.3 采区通风设计
3.3.1 采区通风系统的基本要求
在一般情况下，一个矿井总是同时有几个采区进行回采和准备。从通风的角度来看，每一个釆区就是矿井通风系统中的一个独立的通风区域，它们各自与矿井的主要进风巷和回风巷相连通，是矿井通风系统的主要组成单元，是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路的连接形式及采区内的风流控制设施。
采区通风系统主要取决于采煤系统(采煤方法)，但又能在-定程度上影响着采区的巷道布置系统。其合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。
完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向，风量和风质，采区应该有足够的供风量，并按需分配到各个采、掘工作面。为此，采区通风系统应满足下列基本要求：
（1）每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。
煤层群或分层开采的每个上、下山采区，采用联合布置时，都必须至少设置一条专门的回风巷。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。
（2）保证风流流动的稳定性，在采区逆风系统中应尽量避免或减少角联通风。
（3）通风系统力求简单，以便在发生事故时易于控制风流和撤走人员。 （4）采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。有特殊困难必须串联通风时应符合《规程》有关规定。
（5）煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批
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准，并须遵守下列规定：
①采煤工作面的风速，不得低于lm/s；
②机电设备设在回风巷时，其风流中瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测报警断电装置；
③进、回风巷中，都必须设置消防供水管路。
④有煤与瓦斯(二氧化碳)突出的采煤工作面严禁采用下行通风。 （6）采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。水采工作面由采空区和冒落区回风时，必须使水采工作面有足够的新鲜风流，保证水采工作面及其回风巷的风流中的瓦斯和CO2浓度都必须符合《规程》规定。
（7）采空区须及时封闭。随着回采工作面的推进，通至采空区的风眼须逐一封闭，采区结束后，至多不超过一个月，必须设密闭全部封闭采区。
（8）机电硐室须设在进风流中。硐室深度不超过6m，入门宽度不小于1.5m者，可用扩散通风。个别机电硐室经矿总工程帅批准，可设在回风流中，但其中瓦斯浓度不得超过0.5%，并应安装瓦斯自动检测报警断电装置。
（9）改变采区通风系统时，应报矿总工程师批准。掘进巷道与其它巷道贯通前，通风部门必须做好调整通风系统的准备工作，贯通后须立即调整系统，防止瓦斯积聚，待风流稳定后，才可恢复工作。
（10）采掘工作面空气温度不得超过26℃；机电硐室不得超过30℃。 3.3.2 采区进、回风上山的选择
对于薄及中厚的缓倾斜煤层，我国广泛采用走向长壁采煤法。厚煤层则多采用倾斜分层走向长壁采煤法或放顶煤开采，开掘采区下、下山联络回风大巷及运输大巷。
从生产角度出发，采区至少有两条上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两条上山即为采区内的进、回风巷道。可以采用运输上山作进风道，轨道上山作回风道；也可以采用轨道上山作进风道，回风上山作回风道。有些大型矿井采区走向比较长，当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大时可以采用三条上山。除上面两条上山外，有一条专门的回风上山，供通风、行人之用。这样按标高布置这三条上山成为“品”字形巷道布置，专用回风上山(巷)在上面，并且在其他两条上山的中间，运输上山和轨道上山均为进风巷道，主要是靠专用回风上山(巷)回风。
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《煤矿安全规程》第113条规定：高瓦斯矿井、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。
对于高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井或一般矿井只要采区走向和倾斜较长，瓦斯涌出量较大，为安全起见，常用“品”字形布置三条上山。但九里山矿由于矿井水文、瓦斯地质条件，其中轨道上山、运输上山和回风上山均布置在顶板岩层内，呈水平状[11]。见图2-3。 3.3.3 回采工作面的通风系统
采煤工作面通风系统是矿井通风系统的子系统。回采工作面，是井下采煤的工作地点，又是井下人员最集中的地点，因此它的通风系统的好与坏对矿井安全生产有直接影响。
采煤工作面通风系统是由进、回风巷(顺槽)、工作面、采空区和通风设施等构成。它包括采煤工作面的通风方法、风流流动形式、通风方式和采空区漏风方式等。
采煤工作面通风方法是指采煤工作面采用正压、负压或混合式通风。当采煤工作面无辅助扇风机时，它取决于矿井通风系统的通风方法。
回采工作面的风流流动形式是指工作面采用上行风和下行风。上行风是煤矿采用最广泛的风流流动形式，适用范围很广。从国内外采用下行风的经验看，对降低气温、减少工作面瓦斯浓度等都有积极作用但采用下行风必须遵守《煤矿安全规程》相关规定。
采煤工作面的通风系统由釆煤工作面的瓦斯、温度和煤层自然发火等因素所确定的，主要是指采煤工作面的进、回风巷的布置方式和数量。
1）采煤工作面的通风方式
根据矿井瓦斯、水文地质条件，采区布置等因素，工作面通风系统有U型与Z型两种方案可供选择。现将各种方案优缺点加以比较:
这二种采煤工作面通风系统有一条进风巷道和一条回风巷道。
U型后退式通风系统在我国使用比较普遍。其优点是结构简单，巷道施工维修量小，工作面采空区漏风小，风流稳定，易于管理等；缺点是上隅角瓦斯易超限、工作面进、回风巷要提前掘进，维护工作量大。可以在工作面上隅角安设导风设施或采用抽放瓦斯的措施，也可采取改变工作面通风系统来解决上
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隅角瓦斯易超限问题。
前进式通风系统的维护工作量小，不存在采掘工作面串联通风问题，在巷旁支护好、漏风不大时，有一定优越性。采用前进式U型通风系统的工作面的采空区瓦斯不涌向工作面，而是涌向回风平巷。
采用Z型后退式通风系统的工作面的采空区瓦斯不会涌入工作面，面是涌向回风巷，工作面采空区回风侧能用钻孔抽放瓦斯，但进风侧不能抽放瓦斯。采用Z型前进式通风系统的工作面的进风侧沿采空区可以抽放瓦斯，采空区的瓦斯易涌向工作面，特别是上隅角，回风侧不能抽放瓦斯。Z型通风系统的风空区漏风，介于风用U型后退式和U型前进式通风系统之间，该通风系统需沿空支护巷道和控制经过采空区的漏风，其难度较大
经过比较，U型通风系统简单、施工量小、易于管理，虽然上隅角容易积聚瓦斯，可以采用挡风板控制的方法解决。所以，采取通风系统确定为U型。
2）采煤工作面风流流动形式
回采工作面通风分为上行通风和下行通风。上行风与下行风是指风流方向与煤层倾斜的关系而言，当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿倾斜方向自下而上流动，为上行通风；当采煤工作面进风巷道水平高于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿倾斜方向自上而下流动，为下行通风。同向、逆向指风流方向与煤炭运输方向之间的关系而言，当风流方向与煤流方向一致时，为同向通风；反之，为逆向通风。
上行通风的优点：（1）风流排除瓦斯的效果好，洗刷能力强，因为瓦斯比空气轻（瓦斯密度为0.554kg/m3)，其自然流动方向和上行风的方向一致，在正常风速（0.5-0.8m/s）的情况下，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小。（2）采用上行风，其进风流与回风流产生的自然风压与机械风压相同，需要的机械风压偏小。（3）运输巷机械设备处在新鲜风流中，安全性好。在瓦斯矿井中，采煤工作面及其回风道一般都采用上行通风。
上行通风的缺点：（1）风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬；煤炭在运输过程中不断放出的瓦斯，增加了采煤工作面的瓦斯浓度。（2）采用上行通风时，必须要把矿井进风流引导到矿井最深处，然后再上行到工作面，所以进风路线长，尤其是在深井条件下受地点影响较大，运输巷内运输设备散发的热量被风流带入工作面，使工作面的气温增高。（3）工作面采用上行通风时，上隅角容易引起瓦斯积聚，给现场瓦斯管理工作带来一定难度。
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下行通风的优点：（1）空气中煤尘浓度较小。这是因为工作面下行风的方向和运煤方向相同，吹起煤尘的能力比上行风小。（2）瓦斯积聚较难。这是因为工作面下行风和瓦斯飘浮的方向是相反的，只要下行风保持足够的风速（在0.5m／s以上），就能对向上轻浮的瓦斯产生较强的扰动混合能力，使瓦斯局部积聚更难形成，尤其对采煤工作面上隅角瓦斯稀释更为显著。同时，工作面运输巷内煤炭放出的瓦斯不会带入工作面。（3）工作面的气温可以降低。因为采用下行通风时，风路较短，气温和岩温热交换作用小，而且运输机巷内的机械发热量不会带入工作面。
下行通风的缺点：（1）下行风和瓦斯流动方向相反，风压损失大。（2）工风面运输机设备在回风流运转，安全性差。（3）采用下行风，自然风压作用方向与机械风压相反，需要的机械风压大，主要通风机一旦因故停止运转，工作面下行风流有可能停止或反风。（4）工作面一旦发风火灾，所产风的火风压与机械风压作用方向相反，会使工作面风量减少，容易积聚瓦斯，所以，下行通风时在火源地点瓦斯爆炸的可能性比上行通风时要大。
根据上行风与下行风的优缺点，还有《煤矿安全规程》的规定，确定风流流动形式为上行通风。 3.4 掘进工作面通风设计
掘进巷道时，为了稀释和排除自煤（岩）体涌出的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘以及保持良好的气候条件，必须对掘进面进行通风，即向掘进工作面送入新鲜风流排出含有烟尘的污浊空气。 3.4.1 掘进通风方法
本矿井掘进工作面采用压入式通风，两台局部通风机同时供风。局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧，局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面，污风沿巷道排出。
工作面爆破后，烟尘充满迎头形成一个炮眼抛掷区，，风流由风筒射出后按紊动射流的特性使炮烟被卷吸到射出的风流中，二者掺混共同向前移动，其流速在轴流方向逐渐减小，到一定距离后反向往巷道口方向运动，为了有效地排出炮烟，风筒出口与工作面的距离不超过有效射程（一般为5米），否则会出现烟流停滞区。
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3.4.2 掘进工作面设备装置
1）风筒的种类
掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒。柔性风筒重量轻，易于贮存和搬运，连接和悬吊也简单，胶布和人造革风筒防水性能好，且柔性风筒适于压入式通风，因此选用直径为600㎜的胶布风筒。风筒特性如表6-3。
表3-3 风筒特性表 Table 3-3 duct characteristics table
风筒类别 胶布风筒
风筒直径㎜
600
接头方式 双反边
百米风阻Ns/m
15.88
2
8
备注 30m一节
2）局部通风设备选择
BKJ66-11型通风机具有效率高、噪音低的特点，最高效率达90%，与JBT型相比，提高效率15%~30%；常用工作区的噪声为98~99dB（A），比JBT型局部通风机降低6~8dB(A)。（如下表）
表3–4 BKJ66-11型局部通风机性能参数表
Table 3-4 BKJ66-11-local fan performance parameters table
型号 BKJ66-11No3.6 BKJ66-11No4.0 BKJ66-11No4.5 BKJ66-11No5.0 BKJ66-11No5.6 BKJ66-11No6.3
风量 3
m/min 80-150 120-210 170-300 240-420 330-570 470-880
全风压 Pa 600-1200 800-1500 1000-1900 1200-2300 1500-2900 2000-3700
功率 KW 2.5 5.0 8.0 15 22 42
转速 r/min 2950 2950 2950 2950 2950 2950
动轮直径
m 0.36 0.40 0.45 0.50 0.56 0.63
根据要求，考虑经济且能满足风量需要，较合适的风机为BKJ66-11No.5.0型。
3）其他装置
其他装置有两道正向风门三道反向风门，防逆风设备（包括感应风板和瓦斯传感器），两道防突栅栏和隔爆水棚，这些设施有效的防止了突出造成损失的扩大，加大了掘进工作面的安全系数。
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3.4.3 掘进通风安全措施
采用局部通风机通风时，其安装和使用应遵守《规程》第131条的规定，做到：
（1） 局部通风机有专人负责管理，局部通风机和启动装置必须装在进风巷道中，距回风口不小10m，局部通风机吸风量必须小于全风压供给该处的风量，以免发生循环风。
（2） 防止局部通风机电动机烧坏，除加强对局部通风机和启动装置的检查和检修外，采用如QC83-80型磁力启动器。
（3） 局部通风机和掘进工作面中的电气设备必须装有延时的风电闭锁装置，一旦局部通风机停止运转便能立即自动切断局部通风机供风巷道的一切电源。
（4） 在煤巷掘进时，应安设瓦斯自动检测报警断电装置和防逆风装置。 （5） 建立局部通风机停开制度。当因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。 3.5 全矿通风阻力计算
在主要通风机整个服务期限内，矿井通风总阻力随着开采深度的增加和走向范围的扩大以及产量提高而增加。为了主要通风机于整个服务期限内均能在合理的效率范围内运转，在选择主要通风机时必须考虑到最大可能的总阻力和最小可能的总阻力，前者对应于主要通风机服务期限内通风最困难时期矿井总阻力，后者对应于通风最容易时期的矿井总阻力，同时还考虑到自然风压的作用。
在进行矿井通风总阻力计算时，不要计算每一条巷道的通风阻力，只选择其中一条阻力最大的风路进行计算。但必须是选择矿井达到设计产量以后，通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路。一般，可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路。在选定的线路上(分最容易和最困难时期)，从进风井口到回风井口逐段编号，对各段井巷进行阻力计算，然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力(h阻易、h阻难)。如果通风系统复杂，直观上难以判断哪条风路阻力最大时，则需选择几条风路，通过计算比较选出其中最大值。见图3-1。
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mrag ia图d y意lis示ae 统m系tes风ys 通no期it时lait易n容ve g风ni通ru d n1o-it3la图itnve 1- 3 .giF
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图3-3 通风容易时期通风网络图
Fig.3 -3 ventilation easily period ventilation network graph
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mragiad m图te意sys示 n统oit系lait风ne通v 期doi时re难p t困lu风icff通id n2o-it3la图itnev 2-3 .giF
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图3-4 通风困难时期通风网络图
Fig.3-4 ventilation difficult period ventilation network graph
如果矿井服务年限较长，则只计算头15～25a的通风容易和困难两个时期的井巷通风总阻力。
通过主要通风机的风量Q扇必大于通过出风井的矿井总风量Q矿，为了计算矿井的阻力，必先算出Q扇：
对于抽出式：Q扇=(1.05～1.10)Q矿(m3/min)
式中，1.05～1.10为外部漏风系数，出风井无提升运输任务时取1.05，有提升运输任务时取1.10。
Q扇易=1.1×54 =59.4m3/s;
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Q扇难=1.1×72=79.2m3/s。（根据通风阻力计算表数据）
为了经济、合理、安全地使用主要通风机，应控制h阻难不太大，对大型矿井不超过4400Pa，有自燃倾向的矿井不超过3400Pa。
计算方法：
沿着上述两个时期通风阻力最大的风路，分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力：h摩=aLUQ2/S3（Pa）
式中：L、U、S--分别为各井巷的长度、周长、净断面积(m,m,m2)； a-摩擦阻力系数；
Q-各井巷和硐室所通过的风量分配值，系根据前面所计算的各井巷
硐室所需要的实际风量值再乘以K矿(即考虑井巷的内部漏风和配风不均匀等因素)后所求得风量值，m3/s。
其总和为总摩擦阻力∑h摩，即是：
∑h摩 =h1-2+h2-3+??+h-n-(n+1) (Pa)
式中：h1-2、h2-3、??为各段井巷之摩擦阻力，Pa。 具体计算数据见表3-5、表3-6。
因此，全矿总阻力为：
(1)通风容易时期的总阻力h阻易为： h阻易=1.2∑h摩易=1.2×1044 =1253Pa (2)通风困难时期的总阻力h阻难为： h阻难=1.15∑h摩难=1.15×2259.7=2599Pa
式中：1.2、1.15--考虑到风路上有局部阻力的系数。 3.6 主要通风机选型 3.6.1 选择主要通风机
通常用主要通风机的个体特性曲线来选择主要通风机。要保证主要通风机在容易时期的工作效率不致太低，又能保证主要通风机在困难时期风压够用且能有足够的风量，同时还要考虑自然风压的影响。
由于九里山煤矿进风井和出风井的地面水平标高相差不大，所以，自然风压的影响可以忽略不计。
根据求出的Q扇、h扇难、h扇易两组数据，在主要通风机个体特性曲线图表上选择合适的主要通风机。
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对轴流式主要通风机：容易时期应在安装角θ较小的情况工作，困难时期
表3-5 通风容易时期通风阻力计算表
Table 3-5 mine ventilation period of easy computation of the total resistance
12采区
节点
名称
支护断面形式 形状 混凝土砌碹 料石砌碹 料石砌碹 料石砌碹
α
L
U
S
R
Q
h
V
1-2 副井 进风石门1 进风石门2 西大巷 轨道上山1 轨道上山2 轨道上山3 下联巷
圆形 0.045 318 18.8 28 0.0119 116 160 4.1
2-3 半圆 0.0075 172 16.3 18 0.0036 102 37.5 5.7 半圆 0.008
14
13.3 12 0.0009 47
9 9 9 9
0.1679 40 0.0869 40
1.9 3.9 269 4.4 139 4.4
容 3-4 易
4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 9-10
半圆 0.0085 1250 11.5
500 11.5 300 11.5 60 20
11.5
锚喷 半圆 0.011 锚喷 半圆 0.011 锚喷 半圆 0.011
半圆 0.012
0.0521 37 71.4 4.1 0.0104 24 6.01 2.7
8
0.55 1.2
2
10-11
11-12
时 12-13
13-14 14-15
期 15-16 合计
锚喷 工字
下顺槽
钢 单体
炮采面 液压
架 工字
回风巷
钢
上联巷 锚喷 回风上
锚喷
山1 回风石料石门 砌碹
混凝
西风井 土砌
碹
风硐
9.8 6.5 0.0086
梯形 0.0134 600 10.6 6.5 0.3106 13 52.5
矩形 0.042 100 9.2 5 0.3091 13 52.2 2.6
梯形 0.022 半圆 0.012 半圆 0.0095 半圆 0.008
600 10.6 6.5 50 20 10
0.51 13 86.2 2 2
9.8 6.5 0.0214 13 3.62
12.1 10 0.0023 49 5.54 4.9 12.1 10
0.001
54 2.83 5.4
圆形 0.042
31
126 12.6 13 0.0334 54 97.5 4.3
0.02
54 58.3 1044
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表3-6 通风困难时期通风阻力计算表
Table3-6 ventilation shaft difficult time computation of the total resistance
11采区
节点
名称
支护形式 混凝土砌碹 料石砌碹 料石砌碹 料石砌碹 锚喷 锚喷
断面形状
α
L
U
S
R
Q
h
V
1--2 副井 进风石门1 进风石门2 东大巷 轨道上山 下联巷 下顺槽 综采面 回风巷 上联巷 回风上山 回风石门 东风井 风硐
圆形 0.045 318 18.8 28.3 0.0119 126 189.02 4.5
2--3 半圆 0.0075 172 16.3 18 0.0036 112 45.199 6.2
困 3--4? 半圆 0.008 14 13.3 12 0.0009 65 3.6421 5.4
4?-5? 5?-101
半圆 0.0085 1250 11.5 半圆 0.011 半圆 0.012
340 11.5 50
9.8
9 9
0.1679 58 564.82 6.4 0.0591 48 136.17 5.3
难 101-102
102-103 103-104
6.5 0.0214 16 5.4812 2.5
工字钢 梯形 0.0134 1200 10.6 6.5 0.6212 21 273.97 3.2 液压支架
0.0335 160 11.7
8
0.1232 21 54.339 2.6 1.02
21
449.8 3.2
时 104-105
105-106 106-107 107-108 108-109 合计
工字钢 梯形 0.022 1200 10.6 6.5 锚喷 锚喷 料石砌碹 混凝土砌碹
半圆 0.012
20
9.8
6.5 0.0086 21 3.7769 3.2 10 10
0.0554 67
248.5 6.7
半圆 0.0095 480 12.1 半圆 0.008 圆形 0.042
10 12.1 0.001 72 5.0347 7.2
128 12.6 12.6 0.034 72 176.25 5.7
0.02
72 103.68 2259.7
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应在安装角θ较大的情况下工作。其效率不低于0.6，如两组数据所确定的工作点不是刚好落在特性曲线上，应偏大一个调整级差(以2.5°为一个级差)确定主要通风机特性曲线。再求出主要通风机工作风阻，依此值计算并绘制风阻曲线交于风机特性曲线上，即为所选择的主要通风机的工作点。
对离心式主要通风机：容易时期应在转数较低的情况工作，困难时期应在转数较高的情况下工作，其效率亦不低于0.6。如两组数据所确定的工作点也不是刚好落在特性曲线上，应偏大一个调整转数级差确定主要通风机特性曲线，其工作点可采取增大主要通风机工作风阻的方法(用调节闸门增大阻力)确定。
选定主要通风机后，将两个时期的主要通风机型号、动轮直径、动轮叶片安装角度(指轴流式)、转数、风压、风量、效率、输入功率等数值，列出一览表，并绘出所选主要通风机的特性曲线及工作点。根据计算的矿井通风阻力和所需风量，两翼选用同等能力的风机就能满足一水平通风需要。BDNo.22型轴流式通风机，有关数据见表3-7。
表3-7 主要通风机性能参数表 Table 3-7 main technical parameters fan table
时期 容易 困难
型号 BD-No.22 BD-No.22
动轮直径/dm 22 22
叶片安装角 33°/ 30° 45°/ 42°
转数效率/ 输入功率
风压 风量
/r/min % /KW 740 740
1450
64
73 73
127 289
2650 79.6
主要通风机的工况点见图3-5。
图3-5中，点M1为通风容易时期工况点，阻力为1450Pa,风量为64m3/s;点M1下方的点为容易时期设计的风机吸风量。
点M2为通风困难时期工况点，阻力为2650Pa,风量为79.6m3/s；点M2下方的点为困难时期设计的风机吸风量。
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Pah300027002400M22100180030°/33°42°/45°15001200M1900Q04050607080901001103m /s
图3-5 主要通风机工况点 Figure 3-5 fan actual working condition
3.6.2 电动机选择
根据通风容易和通风困难两个时期主要通风机的输入功率，计算电动机的输出功率N电出。当选择异步电动机时，可用下列两种方法计算。
当主要通风机的输入功率在通风容易时期为 N扇入易 与困难时期的N扇入难相差不大时，即N扇入易≥0.6N扇入难时，则两个时期都用一种较大功率的电动机。其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入分别用下式计算：
N电出?N扇入难?转(kw)
式中：η转 --传动效率，直接传动时，η转=1；
NN电入＝（1.10~1.15）电出(kw)
?电式中：1.10～1.15--电动机的容量系数，对于离心式主要通风机取1.15，对于轴流式主要通风机取1.10；
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η电--电动机效率，一般取0.9～0.95，或在电动机的技术特征上查得。当主要通风机的输入功率 N
扇入易
＜0.6N
扇入难
时，则容易时期用功率较小的电动
机，在适当时候换用功率较大的电动机。由于容易时期通风机功率小于困难时期功率的60%，即127＜289×0.6=173.4，所以，选用两台电动机。
通风容易时期电动机的输出功率用比例中项式计算：
N电出易＝N扇入易?N扇入难(kw)=192kw N电入易＝(1.10~1.15)N电出易(kw)
?电=1.10×192/0.93=227kW
通风困难时期电动机的输出功率用下式计算：
N电出难?N扇入难?传(kw)=289kw
N电入难＝(1.10~1.15)N电出难?电=1.10×289/0.93=342kw
根据以上计算所得出的数据，在《电动机技术手册》上选用合适的电动机，电动机型号、转数、功率等技术特征见表3-8。
表3-8 电动机性能参数表
Table 3 -8 motor performance parameters table
型号 Y2-355M-2 Y2-355L-2
额定功率kw
250 350
额定电流 A 439.4 538.9
转数r/min
750 750
效率 % 93.7 94.2
3.7 矿井反风设计 3.7.1 反风的目的意义
反风装置就是使正常风流反向的设当进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘工作面危及井下工人的生命安全，则利用主要通风机的反风装置迅速的将风流方向反向。
《规程》第124条规定：生产矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能
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在10min内改变巷道中风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。 3.7.2 反风方法选择
矿井反风方法主要有：设专用反风道反风，利用备用风机做反风道反风，风机反转反风和调节动叶片安装角反风[10]。
经过对比，风机反转反风虽然建设费用少，反风方便，但反风量较小；备用风机风道反风，操作麻烦，效率不高；调节叶片安装角反风，虽然操作方便，但适用机型较少。由于所选用的风机为对旋结构，反转反风即可，但考虑万一风量不足，因此，方案确定为专用反风道进行反风。见图3-6。
1-反风进风门；2-风硐；3-风机；4-扩散器；
5，7-反风导向门；6-反风绕道 图3-6专用反风道反风示意图
Figure3-6 anti-Wind Road layout plan
3.8 矿井通风评价 3.8.1 矿井吨煤通风电费
吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，用下公式计算：
E?D(If?Ia)T
式中：E--主要通风机年耗电量，元/t； D--电价，0.5元（假设）； T--矿井年产量，t；
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If--矿井主要通风机年耗电量；
Ia--矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量。 通风容易时期和困难时期共选两台电动机时：
If??(Nemax?Nemin)?365?24?2
2?e?c?v?H(227?342)?365?24?2=7287193kw?h
2?0.9?1?0.8?0.95式中：ηe--主要通风机电动机效率取0.90； ηc--传动效率,直接传动时取1.0； ην--变压器的效率取0.80； ηH--电线的输出功率取0.95。 Ia=15×5×365×24=657000kw?h 则吨煤的通风电费为：
E?D(If?Ia)T
?0.5?(7287193?657000)
2795?330=4.31元/吨
3.8.2 矿井等积孔、总风阻
1）总风阻计算
R矿易 =h阻易/Q2扇=1450/642=0.3540Ns2/m8 R矿难=h阻难/Q2扇=2650/79.6=0.4182Ns2/m8
式中：R矿易、R矿难--容易时期和困难时间的全矿总风阻，Ns2/m8。 2）等积孔计算
A矿易?1.19Q矿易h矿易Q矿难h矿难=1.19641450=2.0m2
A矿难?1.19?1.1979.62650=1.84m2
式中：A矿易、A矿难--容易时间、困难时期全矿通风等积孔，m2； 矿井通风难易程度评价见依据见表3-9，根据这一分类等级结合前面的计
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算结果，可以评价矿井通风难易程度，
表3-9 矿井通风阻力等级分类 Table 3-9 mine ventilation easy classification
等积孔（m2） ＜1 1-2 ＞2
风阻
Ns2/m8
＞1.44 1.44-0.36 ＜0.36
矿井通风阻力等级
大阻力矿 中阻力矿 小阻力矿
矿井通风难易程度评价
难 中 易
经过对比可以看出：
矿井通风容易时期通风难易程度为：易； 矿井通风困难时期通风难易程度为：中等。
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4 安全技术措施与环保
4.1 矿井安全技术措施
根据设计矿井瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤炭自然发火、矿井涌水等具体情况，依据实习矿井在防治灾害的经验、《煤矿安全规程》的有关规定，提出具体的、并具有针对性的矿井主要安全技术措施。 4.1.1 防治煤与瓦斯突出管理制度
1）建立防突管理机构
（1）矿成立以矿长、总工程师负责的防突领导小组，小组成员有通风区、技术科、地测科、安监科等部门负责人。通风区负责全矿防突技术业务管理，技术科、地测科负责其分管业务范围内的防突工作，安监科负责防突工作的监督检查。矿防突领导小组，每月召开一次防突专业会议，全面分析研究采掘工作面的瓦斯涌出情况、地质构造形态及防治突出动态，制定适宜的综合防突措施，解决防突工作中存在的技术、资金、设备及人员配备等重大问题。每次防突专业会议要有详细的会议记录备查。
（2）矿防突领导小组下设防突技术专业组，有技术科、通风区、安全区、安检科负责人及其工程技术人员参加。负责编制、审批并组织实施和检查年度、季度及月防突计划。及时分析总结各采掘工作面综合防突的实施情况，负责收集整理瓦斯资料。其月计划、月总结、突出动态季报，要按规定及时上报局通风出。
（3）通风区突出预测预报组，按集团公司规定配备防突指标测定工（简称防突工，下同）；安全区要按集团公司规定和生产的需要配备钻探工、抽放工等，各工种必须经专业技术培训，取得专业合格证后，方可持证上岗。
2）由总工程师负责组织有关工程技术人员，针对矿井实际情况，制定行之有效的防突技术措施，并遵守下述原则：
（1）要将抽放瓦斯作为采掘工作面防突的根本行措施； （2）各矿井必须坚持“四位一体”的综合防突技术措施；
（3）有突出危险的顶层采煤工作面必须执行先抽后采、边采边抽以及高位抽放等综合抽放的原则，并保证有不少于四个月的预抽期；
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（4）顶层掘进工作面要积极推广采用边掘边抽与超前排放瓦斯钻孔相结合的综合措施；
（5）各种抽放瓦斯钻孔和超前排放瓦斯钻孔的设计和施工，要针对各采掘工作面煤层赋存条件、地质构造、瓦斯涌出量预计等，做到设计合理，效果明显和施工安全；
（6）各矿井要根据各采掘工作面实际情况，提出明确的预测预报、措施效果检验指标极及其临界值，并严格贯彻执行；
（7）凡进行各种有关防突方面的科研项目，必须制定严格的安全技术措施。 3）突出预测预报组对具体实施全矿井的突出预测预报（以下简称预测）及防突措施效果检验（以下简称检验）。各项指标测定工作负责，要严格遵行下列规定：
（1）建立健全突出预测预报仪器的管理、检查维修和下井前检查制度。确保仪器台台完好、灵敏可靠。仪器的检查维修及下井前检查均要有详细的记录可查。
（2）按矿总工程师批准的预测、检验方法进行突出危险采掘工作面的预测和检验工作。凡实行预测预报的采掘工作面，必须预先选定预测指标及其临界值，制定安全技术措施，并上报通风处备案。
（3）预测或检验工作要求操作方法准确，测定项目齐全，数据准确，有工作面煤层素描，不得漏项、漏检，并做好原始记录备查。
（4）所测定突出危险采掘工作面的煤层坚固性系数按集团公司规定进行，并要有取样测定记录。
（5）每次预测、检验升井后，要根据原始记录及时认真地填报预测、检验报表，经矿总工程师审批后，亲自送交有关单位执行。
（6）及时填写预测，检验台帐，台帐按集团公司统一格式填写。 （7）采掘工作面每次进行预测、检验时，采掘区队必须有专人在场，以保证预测、检验工作面顺利进行。瓦斯检查员必须在现场按规定检查瓦斯，同时要督促检查预测、检查措施的实际情况，并在预测、检验原始记录上签字，
（8）当采掘进工作面预测、检验指标不超过突出危险指标临界值时，防突工可在现场及时向矿总工程师汇报预测、检验情况和结果，矿总工程师同意施工，即可在井下先填写预测、检验通知单，瓦斯检查员和采掘区队现场负责人也必须在通知单上签字。防突工可将通知单送采掘区队作为准许施工的依据。
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但防突工升井后仍必须填写预测、检验报表，履行审批手续。
（9）当采掘工作面预测、检验指标超过突出危险指标临界值时，采掘区队必须按矿总工程师审批后的预测、检验报表的审批意见执行。
4）防突工程施工单位必须严格按矿总工程师批准的防突技术措施施工，并要及时填写防突措施实施牌板，升井后填写班报表，措施施工结束时，措施施工单位认真汇总填写防突措施实施情况通知单，经矿总工程师签阅后，送交通风区、采掘区队、调度室、安检科和技术科。
5）通风区、安全区设专责人员，经常检查维护突出危险采掘工作面的安全防护设施及安全技术装备，并做好检查维修工作。 4.1.2 瓦斯检查制度
1）瓦斯检查员要认真执行瓦斯巡回检查制度，对所有的采、掘工作面与可能积聚瓦斯或二氧化碳的硐室和巷道进行检查，并按规定如实填写牌板和记录本，其检查次数和检查地点规定如下：
（1）有煤与瓦斯突出危险的采、掘工作面和瓦斯涌出量较大且变化异常的个别采掘面，都必须固定专职瓦斯检查员，经常检查瓦斯；中、底层采、掘面每班至少检查两次。
（2）可能涌出或积聚瓦斯、二氧化碳的硐室和巷道的检查要求及其次数每班至少检查两次。
（3）采煤工作面检查点设定：工作面风流、上隅角、回风道风流以及可能积聚瓦斯的局部地点；采用串联通风时，使用串联风的采煤工作面的进风道；有突出危险的采煤工作面的上安全口探头处均要设检查点，检查牌板应挂在工作面上安全口以外20m内。
（4）掘进工作面检查点设定：工作面风流、掘进工作面回风流、回风口以及掘进工作面整个巷道内可能积聚瓦斯的局部地点；采用串联通风的进风道；有突出危险的掘进工作面回风口探头处均要设点检查，检查牌板应挂在掘进工作面盲巷口以里15m内。
（5）硐室检查点设定：所有需要设点的硐室由矿总工程师确定，检查牌板应挂在硐室进口明显处。
（6）总回风道、主要回风道、采区回风道都要设点检查，检查牌板挂在各地点测风站附近。
2）通风区要根据矿井通风系统划分瓦斯检查区、确定检查人数、制定区域
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巡回检查图表，并规定检查次数，确定各检查点每班内的各巡回检查时间。
3）瓦斯检查员必须使用光学瓦斯鉴定器检查瓦斯，且带有不少于两米长的胶管和检查棍。
4）有突出危险的采掘工作面的专职瓦斯检查员，必须根据作业情况随时检查瓦斯，掌握突出预兆，发现有突出预兆时，要立即停止作业，协助班组长组织人员按避灾路线撤退，并及时报告矿调度室。
5）区域瓦斯检查员必须认真执行巡回检查制度，并按指定地点和时间进行检查，保证检查时间的均衡性。
6）瓦斯检查员必须认真检查瓦斯，保证检查数据准确可靠。每次检查结果，都应随时记入记录手册，填写记录牌板，并将检查结果通知现场工作人员，瓦斯超过《规程》有关条文规定时，瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。
7）瓦斯检查员要注意通过瓦斯断电仪主机观察记录采掘工作面放炮后的瓦斯浓度变化，发现异常情况，应及时向矿生产调度室及矿通风调度室汇报，听候处理。
8）瓦斯检查员炮后进入工作面检查瓦斯的等待时间规定为： （1）震动放炮揭煤时，炮后至少等待两个小时；
（2）有突出危险采掘工作面松动爆破后至少等待一个小时； （3）其它作业放炮后按《作业规程》规定的等待时间执行。
9）瓦斯检查员必须监督放炮员的装药、放炮和\一炮三检\工作，督促放炮员按《规程》规定制作引药、处理瞎炮和按\三人联锁\放炮制度规定撤人站岗，严防放炮崩人事故。
三人联锁放炮制系指放炮员、瓦斯检查员、采（掘）班（组、摊）长三人相互联锁放炮制度。无专责瓦斯检查员的采（掘）工作面放炮时，群众安全检查员可代行瓦斯检查员的放炮联锁职责。
10）瓦斯检查员要认真执行瓦斯检查请示报告制度，对所辖区的通风设施、局部通风和通风系统进行检查，协助校验瓦斯传感器。每班至少向区队汇报一次。遇有特殊情况及时向矿调度室汇报。
11）井下检修电器设备、掘进工作面停风、盲巷恢复通风和探放老空水前等，都必须事先通知瓦斯检查员检查瓦斯，瓦斯浓度符合规定时方可作业。
12）瓦斯检查员必须在指定地点交接班，并把当班的情况交清接明，在检
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查手册上签名，如当班发现瓦斯超限、无计划停局扇或未处理完存在问题时，必须在工作地点交接班。专职瓦斯检查员必须在现场交接班。
13）通风区长、班长上岗要认真检查瓦斯检查员巡回检查瓦斯的工作质量、分析审查检查记录和牌板，帮助处理问题。通风班长班后必须及时汇总情况，向通风调度室汇报。
14）矿长、矿总工程师、安监人员、采掘区队的班、组长、通风区长和技术人员下井时必须携带瓦斯鉴定器或便携式瓦斯报警仪进行瓦斯检查。
15）严格瓦斯检查制度的监督考核，凡发现瓦斯检查员空班漏检、虚报瓦斯浓度，坚决给予降级、留矿察看直到开除矿籍的行政处分。
4.1.3 局部通风管理制度
1）局部通风管理应做到：
（1）从事局部通风的保安工、机电工等必须经过岗位培训，取得上岗证方可从事此项工作。
（2）局部通风机有施工区队负责领取、安装、回收，及日常维护。 （3）局部通风机必须实行专责人管理并悬挂管理牌板，管理牌板上应填明功率、风筒长度、出口风量、供风地点专责人、安装时间等，因检修、更换等原因需要停风机时，须提前申请并制定相应的措施，报矿总工程师批准，对每次无计划停风，都要由安检科组织讨论，找出原因、责任人，严肃处理并做好记录。
（4）按规定实现煤巷掘进装备系列化。掘进工作面投产前要进行验收，该项工作由矿总共程师组织检查科、通风区、施工单位等人员进行，验收重点为“三专两闭锁”、采掘供电分开、双风机双电源、风机自动倒台、监测系统断电装置符合规定，其中一处不合格，不得进行掘进作业。
（5）每班瓦检员和机电工接班后，首先检查装备系列化，并对双风机双电源进行倒台试验，严禁一台通风机向两个掘进巷道供风，对于同一巷道中的小车房、钻场、水窝等可分风进行处理。
（6）采取外部送风处理回采工作面上隅角瓦斯时，局部通风机必须安装在回风巷两道风门外的新鲜风流中，严禁安装在两道风门以里或其它乏风流中。
（7）矿总共程师、通风区长必须掌握串联通风的采掘工作面的通风瓦斯情况，同一采区进行串联通风的采掘工作面必须制定经矿总共程师批准的专项措
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施，并且只准串联一次；有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面，严禁其回风流串入其它采掘面。
（8）严禁切断掘进工作面风筒或停风机运转进行放炮。
（9）局部通风管理必须严格执行通风质量标准化及其它有关规定。 2）通风区长对局部通风机安装地点的风量、巷道面貌、支架规格做到心中有数。风机应安装在全负压风流中，安装后，测定该地点的风量，只有足够的全风压风量供应风机，且风机以里巷道风速不低于《规程》规定时方可安装。严禁风机吸循环风。
3）风筒管理必须做到：
（1）严格风筒管理，严禁矿车擦风筒，保证百米漏风率不超过10%，掘进工作面供风量必须根据工作面及其巷道的瓦斯涌出量等来确定。保证风速、瓦斯浓度、温度等符合有关规定。
（2）风筒出口到掘进工作面的距离必须按《煤矿安全规程》要求在《作业规程》中做出具体规定。 4.1.4 瓦斯抽放管理制度
1）煤与瓦斯突出矿井，凡井巷揭穿二1煤层、二1煤有突出危险的顶层采煤工作面和瓦斯绝对涌出量达3m3/min或打钻发生动力现象的顶层掘进工作面都必须进行瓦斯抽放。必要时，要采用井下移动泵站进行局部瓦斯抽放。
2）瓦斯抽放和利用实行计划目标管理。瓦斯抽放在每年12月15日前，每季度末月15日前要分别将下一年度和季度的瓦斯抽放及利用计划报集团公司技术处。技术处分析研究平衡后，编制下一年度、下一季度的瓦斯抽放及利用计划，随同集团生产计划下达各矿。抽放瓦斯量计划作为对各级安全第一责任者的考核项目。
3）必须按集团下达的瓦斯抽放及利用计划组织生产。每月的瓦斯抽放（利用）报表、钻孔完成情况报表、抽放系统示意图、瓦斯抽放（利用）总结及下月计划，于下月五日前报技术处，抽放瓦斯系统图每季首月五日前与技术处交换。技术处按季度严格考核，并进行经济奖罚。
4）瓦斯抽放设计
（1）新水平、新采区（包括局部）由矿提出抽放设计，报集团总工程师批准。
（2）进行瓦斯抽放的采掘工作面，都必须编制专门瓦斯抽放设计，设计主
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要内容包括：
①工作面概况：工作面位置、地质和煤层赋存条件、煤层瓦斯压力、含量、煤的透气性系数及煤质，工作面煤炭储量和瓦斯储量、采煤工艺和预计绝对涌出量等；
②瓦斯钻孔的布置及工艺参数，封孔材料、方法及深度；
③瓦斯抽放系统。管径计算（或验证），管路敷设标准要求及附属装置； ④工作面预抽时间、预抽量、月回采段预抽率、抽放率等； （3）抽放设计要体现“密钻孔，严封闭，综合抽”九字方针。
（4）抽放钻孔要根据工作面煤层瓦斯含量、透气性系数、煤质及预抽时间等因素，采用密钻孔、交叉钻孔及大直径钻孔等布孔方式，做到布孔均匀，不留抽放空白带；
（5）当本煤层抽放不能满足安全需要时，应考虑高位抽放、浅孔卸压带抽放等综合抽放方法，工作面瓦斯抽放设计由矿总工程师审核批准，已批准的瓦斯抽放设计，任何人不得随意修改，因地质条件发生变化，不能按原设计施工时，矿总工程师应组织人员修改设计；个别钻孔参数需修改时，应由矿安全副总工程师或技术科负责“一通三防”工作的工程师批准。
5）瓦斯抽放钻孔的施工
（1）抽放钻孔施工必须严格按照设计要求进行，无瓦斯抽放设计，不准进行施工；
（2）瓦斯抽放钻孔要采用液压钻机，压风排渣工艺施工。钻孔倾角、方向误差不得大于±10，孔口位置误差不得大于0.5m。钻孔的倾角、方向、深度及终孔达到的层位等施工参数必须有专责人监督检查，发现问题立即纠正，并做好记录交安全区区长审阅签字；
（3）钻孔打成后，要用压风将孔内封孔段的煤岩粉吹净，立即封堵，不能立即封堵的，要采取临时封堵措施，煤孔必须在16小时内，岩孔必须在24小时内封堵好。
（4）钻孔封堵应采用聚胺化学药剂。 6）瓦斯抽放管路安装与维护
（1）抽放瓦斯管路沿巷道铺设，既要保证质量又要考虑维修方便，做到接口严密、铺设牢固、尽量减少阻力。
（2）抽放管路系统的附属装置安设位置要齐全完好，且符全下要求：
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