【正文】 硐→地面。43首采區(qū)“4302”回采工作面的煤炭，經(jīng)自溜運輸?shù)焦ぷ髅孢\輸巷，人力推車到K4二號上山甩車場→+850m階段運輸巷→K4一號上山→+711mK4下車場→+710m主平硐→地面。21首采區(qū)“2101”回采工作面的煤炭，經(jīng)刮板機運輸?shù)焦ぷ髅孢\輸巷，人力推車到K2一號上山甩車場→K2一號上山→+710mK2下車場→+710m主平硐→地面。②矸石、材料設備及人員運輸41首采區(qū)采區(qū)矸石→K4四號軌道上山甩車場→K4四號上山→+915m輔助平硐巷道→地面。材料設備運輸方向上述相反；人員從輔助平硐步行進入工作地點。43首采區(qū)矸石運輸方向與煤炭一致，材料、設備的運輸與其相反。人員從主平硐進入，乘坐K4一號人車上山到達+850m階段巷道，然后步行進入工作地點。21首采區(qū)矸石運輸方向與煤炭一致，材料、設備的運輸與其相反。人員從主平硐進入K2運輸大巷，然后步行進入工作地點。③輔助運輸方式及設備選型目前井下輔助運輸方式和種類繁多，根據(jù)本礦的實際情況，井下輔助運輸方式設計仍主要采用傳統(tǒng)的軌道運輸方式。矸石、材料、設備由軌道上山提升運輸。采區(qū)軌道（材料）上山裝備選型計算詳見第六章第二節(jié)。④通風新鮮風流經(jīng)主平硐、輔助平硐進入水平運輸大巷，再經(jīng)采區(qū)軌道上山進入采區(qū)運輸繞道、工作面運輸平巷，清洗工作面后經(jīng)回風順槽、回風上山進行總回風巷。各采、掘工作面及機電硐室等均為獨立通風或在新鮮風流中。⑤排水開采+710m水平以上資源時，均通過水溝自流排出礦井，開采+580m水平資源則采用機械抽排礦井水。 工作面勞動組織勞動組織表、采煤工作面作業(yè)正規(guī)循環(huán)圖如下： 工作面勞動組織表序號工種班 次合計早班(生產(chǎn))中班(生產(chǎn))夜班(檢修)1班長11132泵工及機修11133打眼工2244攉煤工4485支柱工442106移溜工22267放炮員112班 計1515636備注采面年工作日330d，二采一準，采用專業(yè)工種與綜合工種相結(jié)合的勞動組織方式。 技術(shù)經(jīng)濟指標 工作面技術(shù)經(jīng)濟指標表序號指標名稱單位指標備注1煤層K4以4101采面為例2煤厚m3采高m先采煤后起底4傾角17176。5頂板m細砂巖、砂質(zhì)泥巖6底板m細砂巖、砂質(zhì)泥巖7走向長600m8傾斜長84m9地質(zhì)儲量kt10可采儲量kt11日進度m生產(chǎn)班循環(huán)進度1m12月進度55m13年進度660m年正常生產(chǎn)按330日計算14日產(chǎn)量t15月產(chǎn)量1632t16可采期11月17作業(yè)制度二采一準18定 員4019工作面效率噸/工日5礦井通風與安全 影響礦井通風安全的因素分析、煤塵、煤的自燃及地溫瓦斯：根據(jù)《重慶市煤炭工業(yè)管理局關(guān)于奉節(jié)縣2011年度礦井瓦斯等級鑒定結(jié)果的批復》(渝煤監(jiān)管〔2012〕69號)，，鑒定結(jié)果為低瓦斯礦井。煤塵爆炸性、煤層自燃傾向性：經(jīng)鑒定，本礦KK4煤層自燃發(fā)火傾向等級為Ⅲ類（不易自燃煤）、煤塵無爆炸危險性。地溫：井田內(nèi)未發(fā)現(xiàn)地溫異?，F(xiàn)象。、含量預計及瓦斯涌出量計算瓦斯壓力、煤層瓦斯含量及梯度實測資料：根據(jù)《奉節(jié)縣大超煤業(yè)有限公司永成煤礦礦井瓦斯地質(zhì)圖編制說明書》（奉節(jié)縣誠信礦山安全技術(shù)咨詢有限公司，），對礦區(qū)K2煤層瓦斯壓力測試結(jié)果如下表所示：表511 永成煤礦K2煤層瓦斯壓力、含量測定結(jié)果表礦井名稱：奉節(jié)縣永成煤礦 煤層名稱： K2 　　　　測試時間：2010年12月10日儀器名稱：WP1礦井煤層瓦斯含量壓力測定儀 實測地點及編號測點標高（m）測點埋深（m）采用吸附常數(shù)瓦斯含量（m3/t）瓦斯壓力（Mpa）ab+700m水平東翼平巷1點+700m410+732m水平東翼平巷2點+732m358實測單位奉節(jié)縣誠信礦山安全技術(shù)咨詢有限公司重慶地質(zhì)礦產(chǎn)研究院實測人員陳遠懷、周陽學等 永成煤礦整合后增劃K4煤層，因編制永成煤礦礦井瓦斯地質(zhì)圖時，未對該煤層瓦斯壓力、含量進行實測。從本礦區(qū)資源賦存情況來看，K4與K2煤層成煤環(huán)境一致，均為須家河含煤地層；煤層厚度、結(jié)構(gòu)相近，均為極薄煤層，厚度＜，煤質(zhì)指標、煤質(zhì)牌號相同，同屬無煙煤。因而本次設計時，相關(guān)K4煤層瓦斯賦存基本指標和壓力、含量變化規(guī)律借用本礦的K2煤層瓦斯基本參數(shù)，合理可行。煤層瓦斯壓力、含量計算：根據(jù)表511資料，采用回歸分析方法，可得出煤層埋深與瓦斯壓力關(guān)系式。煤層埋深與瓦斯壓力回歸關(guān)系：公式一：P=＋式中：P—距地表垂深H處煤層瓦斯壓力，MPa；h—煤層埋藏深度，m。根據(jù)表511資料，采用回歸分析方法，可得出煤層埋深與瓦斯含量關(guān)系式。煤層埋深與瓦斯含量回歸關(guān)系：公式二：W=＋式中：W—距地表垂深h處煤層瓦斯含量，m3/t； h—煤層所埋藏深度，m。根據(jù)公式一、二，可計算出KK4煤層在不同標高時的瓦斯壓力、含量，如下表所示。表512 　 煤層瓦斯壓力計算結(jié)果表煤層標高（m）煤層最大埋深（m）瓦斯壓力P（Mpa）瓦斯含量W（m3/t）K2856214800295710410580490K41042123915198874236710380580440由公式一可知，煤層瓦斯壓力梯度為：。由公式二可知，煤層瓦斯壓力梯度為： (m3/t)/100m。礦井瓦斯涌出量預測結(jié)合礦井的實際情況和瓦斯資料，現(xiàn)采用《礦井瓦斯涌出量預測方法》（AQ1018—2006）中的分源預測法對礦井瓦斯涌出量進行預測?；夭晒ぷ髅嫦鄬ν咚褂砍隽坑嬎悖焊鶕?jù)本礦劃定的礦區(qū)范圍，分別計算各煤層在最低開采標高（最大埋深）時回采工作面相對瓦斯涌出量，按下式計算：公式：　q采=q1+q2式中：q采—回采工作面相對瓦斯涌出量，m3/t；q1—開采層相對瓦斯涌出量，m3/t；q2—鄰近層相對瓦斯涌出量，m3/t；開采層相對瓦斯涌出量按下式計算：公式：q1=K1K2K3(m/M)(W0Wc)式中：q采—回采工作面相對瓦斯涌出量，m3/t；q1—開采層相對瓦斯涌出量，m3/t； K1 —圍巖瓦斯涌出系數(shù)，；K2 —工作面丟煤瓦斯涌出系數(shù)，用回采率的倒數(shù)來計算；即薄煤層取K2=1/=。K3—采區(qū)內(nèi)準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯涌出影響系數(shù)；由于本礦采用后退式回采，按以下公式計算：K3=(L―2h)/L =(8029)/80=L —工作面長度，m，取工作面最大長度L=80m；h—掘進巷道預排等值寬度，m；取h=9；M—工作面采高，m；取M=m—開采層厚度，m；m=；W0—煤層原始瓦斯含量，m3/t；根據(jù)“表512”取最低開采標高（最大埋深）時，煤層瓦斯含量；Wc—運出礦井后煤的殘存瓦斯含量，m3/t，KK4均為高變質(zhì)無煙煤，Vdaf10%，根據(jù)AQ1018—2006附錄C：。表513　　　　開采層相對瓦斯涌出量計算結(jié)果表　　　　　(m3/t)煤層最低標高K1K2K3mMW0Wcq1K2+580mK4計算公式：q1=K1K2K3(m/M)(W0Wc)鄰近層相對瓦斯涌出量根據(jù)永成煤礦整合后各煤層資源的賦存情況并結(jié)合煤層開采順序分析，KK4煤層在礦區(qū)范圍均為單斜狀態(tài)，平均層間距＞280m，根據(jù)AQ1018—2006附錄D，不計算鄰近層瓦斯涌出量。回采工作面相對瓦斯涌出量計算結(jié)果表514　回采工作面相對瓦斯涌出量計算結(jié)果表　　(m3/t)煤層最低標高q1q2q采＝q1+q2　　K2+580m0K4 0礦井整合投產(chǎn)時，每一采區(qū)布置1個回采工作面達產(chǎn)，全礦共布置3個采區(qū)即3個回采面，每一工作面日產(chǎn)量取51t/d時，取工作面最大瓦斯涌出量，計算工作面瓦斯絕對涌出量為：K2煤層：q采＝51/（2460）＝（m3/min）K4煤層：q采＝51/（2460）＝（m3/min）掘進工作面絕對瓦斯涌出量按下式計算 公式：q掘=q3+q4 式中：q掘—掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；q3 —掘進工作面巷道煤壁絕對瓦斯涌出量，m3/min；q4 —掘進工作面落煤絕對瓦斯涌出量，m3/min。掘進工作面巷道煤壁絕對瓦斯涌出量按下式計算公式：q3=D180。υ180。q0180。(2 (L/υ))式中：q0 —煤壁瓦斯涌出強度，m3/(m2min)q0=((V)2+) W0W0—煤層原始瓦斯含量， m3/t；V—煤層揮發(fā)份，%；q0=(112+) =D —巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度，m，礦井開采煤層為薄煤層， 。υ—巷道平均掘進速度，m/min。L—巷道長度，m。取200m。將有關(guān)數(shù)據(jù)代入上式計算得出掘進工作面的煤壁瓦斯涌出量:q3=180。180。180。(2 (200/)－1)＝ ?。╩3/min） 掘進工作面落煤絕對瓦斯涌出量按下式計算：公式：q4=Svγ(W0Wc)式中：S —掘進巷道斷面積， m2；γ—煤的密度。將有關(guān)數(shù)據(jù)代入上式，計算得到各煤層掘進工作面的落煤瓦斯涌出量：q4=(－)＝?。╩3/min）將掘進巷道煤壁瓦斯涌出量與掘進落煤的瓦斯涌出量相加，即為掘進工作面瓦斯涌出量。q掘=q3+q4＝+＝ （m3/min） 3)生產(chǎn)采區(qū)瓦斯涌出量公式：q區(qū)=式中：q區(qū)—生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t； K′—生產(chǎn)采區(qū)內(nèi)采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，；q采i—回采工作面相對瓦斯涌出量，m3/t，根據(jù)計算結(jié)果，；Ai—回采工作面的日產(chǎn)量，單面取51 t/d；q掘i—第i個掘進工作面絕對瓦斯涌出量， m3/min；。Ao—生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t；含掘進煤。永成煤礦KK4煤層開拓系統(tǒng)分層布置，分區(qū)通風，每一煤層（采區(qū)）102＝（按每一采區(qū)2面2頭測算）。因此，生產(chǎn)采區(qū)最大瓦斯涌出量按上式計算，結(jié)果為： q區(qū)=＝＝（ m3/t）礦井瓦斯涌出量礦井瓦斯涌出量按下式計算： 　公式： 式中：q井 —礦井相對瓦斯涌出量，m3/t； K″—已采采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，； q區(qū)i—第i個生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t； A0i —第i個生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t；按上式計算，礦井瓦斯相對涌出量為：q井＝（151）／151＝　（ m3/t）按50kt/a生產(chǎn)規(guī)模、平均日產(chǎn)量151t計算礦井絕對瓦斯涌出量：q井＝（151）／1440＝ （m3/min）與永成煤礦東部相鄰的有奉節(jié)縣大超煤礦、新康煤礦、巖灣煤礦，西部相鄰的佳成煤礦，均開采同一構(gòu)造單元的須家河組煤層，多年來礦井瓦斯等級鑒定結(jié)果，均為低瓦斯礦井（礦井相對瓦斯涌出量＜＜），開采過程中均未出現(xiàn)過煤與瓦斯動力現(xiàn)象，未發(fā)生過煤與瓦斯突出事故。根據(jù)以上的預測，，與鑒定結(jié)果相比，相對瓦斯涌出量略低，但絕對瓦斯涌出量增加，原因在于礦井整合后產(chǎn)量提升而引起。故本次設計時按低瓦斯礦井等級確定，擬以預測的瓦斯涌出量作為通風設計的依據(jù)。礦井瓦斯資料來源于礦方提供并經(jīng)審查過的瓦斯實測資料及礦井瓦斯等級鑒定報告，可靠性是較高。但礦井投產(chǎn)后，建議聘請資質(zhì)單位，進一步對礦區(qū)開采煤層重新測定瓦斯含量、瓦斯壓力、煤的堅固性系數(shù)等數(shù)據(jù)，按規(guī)定進行礦井瓦斯等級鑒定，并根據(jù)鑒定結(jié)果進行相應瓦斯的管理，確保礦井安全生產(chǎn)。 擬定礦井通風系統(tǒng)永成煤礦整合后采用平硐開拓方式，因KK4煤層層間距＞240m，礦井開拓系統(tǒng)聯(lián)合布置、采區(qū)分層布置、分區(qū)通風。全礦共設置了7個井筒，分別是：進風井筒回風井筒+1112mK4進風平硐+1042mK4三號風井+914mK4輔助平硐+887mK4四號風井+708m主平硐+885mK2二號風井+771mK2一號風井礦井的通風方式為分區(qū)式、機械抽出通風方法。、位置、服務范圍及服務時間全礦共設置4個風井，整合投產(chǎn)時使用3個，如下表所示。表521 永成煤礦（資源整合）回風井基本情況表風井名稱風井地點服務范圍服務時間+855m二號風井X＝Y(jié)＝Z＝+開采+775m以上K2煤層，即服務20采區(qū)。生產(chǎn)中期使用?！?。+771m一號風井X＝Y(jié)＝Z＝+開采+775m以下K2煤層，即服務222采區(qū)。投產(chǎn)時啟用，服務于礦井全壽命期。+1042m三號風井X=Y=Z=+服務442采區(qū)。投產(chǎn)時啟用。～。+887m四號風井X=Y=Z=+服務44445采區(qū)。投產(chǎn)時啟用，服務于礦井全壽命期。掘進通風：普掘工作面配備有FBD№，電機功率2，全壓300～3070Pa，風量242～157m /min。掘進