【正文】 路，主要經工作面回風順槽、東翼回風大巷、回風井、地面管路、抽放泵站進行綜合瓦斯抽放；高抽巷（其中包括采空區(qū)上向鉆孔和上鄰近層頂板長鉆孔抽放管路）瓦斯抽放管路主要從工作面高抽巷、東翼回風大巷、回風井、地面管路、抽放泵站進行綜合瓦斯抽放；低負壓管路為高抽巷和全封閉采空區(qū)的管路，主要經東翼回風大巷、回風井、地面管路和抽放泵進行綜合抽放。井下原有的移動泵站在地面瓦斯抽放泵站能力不足時可作為補充。抽放泵站建設在礦井工業(yè)廣場南面的山坡上距離風井井口大約 70m 左右的地方。抽放泵站由抽放泵房、配電室和值班室構成。抽放泵房的主體設備為 2BEC 52 型節(jié)能真空泵四臺，真空泵配套電機、氣水分離器、管路、控制閥門和循環(huán)管等，主要附屬設備有正、負壓自動放水器、防爆防回火裝置、放空管、冷卻循環(huán)水泵、泵站監(jiān)測系統(tǒng)和避雷裝置等。根據(jù)吉克煤礦礦井及 11101 面工作面瓦斯抽放情況統(tǒng)計，礦井瓦斯絕對涌出量為16 / 9630m3/min，礦井抽采量為 18m3/min，礦井抽采率為 60%左右，11101 工作面絕對涌出量為 14m3/min 左右，11101 工作面抽采量為 ，11101 工作面抽采率約為56%；根據(jù)吉克煤礦對地面瓦斯抽放泵的統(tǒng)計情況可知，高負壓管路的混合抽放量為100 m3/min 左右，瓦斯抽放平均濃度為 12%左右；低負壓管路的混合抽放量為80m3/min 左右，瓦斯抽放平均濃度為 8%左右。17 / 96第二章 安全改造的必要性第一節(jié) 通風系統(tǒng)改造的必要性吉克煤礦屬于高瓦斯和煤與瓦斯突出礦井，根據(jù)礦井初步設計，目前按一采一備，7 個掘進工作面配風，現(xiàn)在礦井的風量為 5100m3/min，已達到現(xiàn)有通風機的最大能力，工作面的配風量小，排瓦斯能力不足，經常出現(xiàn)瓦斯報警現(xiàn)象，影響礦井的安全生產；同時考慮礦井生產中后期，通風線路加長，通風阻力增大，現(xiàn)有通風機風量提升的空間小，需對現(xiàn)有通風機進行更換。根據(jù)礦井現(xiàn)在的井筒斷面和巷道斷面，簡單的更換風機、增大礦井進風量，解決不了礦井通風的根本問題；根據(jù)礦井的下一步生產規(guī)劃，受限于瓦斯抽放速度和掘進速度，一個采煤工作面不能滿足礦井的生產目標，影響礦井的生產效益和年生產能力，決定增加一個采煤工作面，并增加準備巷道個數(shù)，全礦井按“兩采一備” ，10 個掘進工作面配風；全礦井配風量增大，礦井進風井筒和部分井下巷道實際斷面面積小，風速太大，需對其進行擴修；由于礦井三條井筒的斷面都比較小，增加風量的能力有限，大面積擴修巷道影響全礦的安全生產，需新建風井。第二節(jié) 瓦斯抽放系統(tǒng)改造的必要性煤炭科學總院撫順分院設計的《礦井抽放瓦斯工程初步設計》中對煤層瓦斯抽采率定為 40%50%；高壓主管路瓦斯抽放平均濃度為 40%左右、低壓主管路瓦斯抽放平均濃度為 30%左右。根據(jù)吉克煤礦礦井及 11101 工作面瓦斯抽放情況統(tǒng)計，礦井瓦斯絕對涌出量為 30m3/min，礦井抽采量為 18m3/min，礦井抽采率為 60%左右，11101 工作面絕對涌出量為 14m3/min 左右，11101 工作面抽采量為 ，11101 工作面抽采率約為 56%；根據(jù)吉克煤礦對地面瓦斯抽放泵的統(tǒng)計情況可知，高負壓管路的混合抽放量為 100 m3/min 左右，瓦斯抽放平均濃度為 12%左右；低負壓管路的混合抽放量為 80m3/min 左右，瓦斯抽放平均濃度為 8%左右。 《礦井抽放瓦斯工程初步設計》中的數(shù)據(jù)與實際情況有偏差，現(xiàn)有瓦斯抽放系統(tǒng)沒有達到設計抽放效果； 《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》中規(guī)定鉆孔孔口負壓不得小于 13kPa，但根據(jù)礦提供的現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)顯示高、低負壓管路所有孔口負壓均不滿足要求，現(xiàn)有礦井瓦斯抽放18 / 96管路阻力偏大，抽放管路管徑??；目前礦井的瓦斯抽放系統(tǒng)主管路在回風斜井，通風系統(tǒng)改造后，回風斜井成進風井，管路占進風斷面比較大，且不安全。結合礦井通風系統(tǒng)改造，在回風立井中重新敷設兩路瓦斯抽放系統(tǒng)主管路。第三節(jié) 架空乘人裝置安設的必要性現(xiàn)在礦井副斜井擔負工人上下井、運送材料、設備和矸石的提升任務，同時兼作生產期間的一個安全出口。由于每天工人上下井實際時間超過 5 個小時，不符合設計規(guī)范要求，縮短了副斜井運送材料、設備和矸石提升的時間，而矸石運輸能力的不足又影響了礦井的掘進速度；在礦井正常生產期間職工只能在固定時間上下井，相對不方便；出現(xiàn)特殊情況人員必須及時上井，影響副斜井的正常提升；礦井新建回風立井后，現(xiàn)回風斜井成進風井，有條件進行改造，安設架空乘人裝置，方便職工的上下井，提高副斜井的提升能力。第四節(jié) 副井提升電控系統(tǒng)改造的必要性副井提升機電控系統(tǒng)采用交流電動機轉子回路串電阻調速，是瀕臨淘汰產品。由于采用常規(guī)繼電器控制，導致系統(tǒng)調速精度低，可靠性差，維護費用大；且控制線路復雜，工作穩(wěn)定性和可靠性差；轉子回路串接金屬電阻，消耗電能造成能源浪費；電機滑環(huán)處容易發(fā)生接觸不良；并且所有接線端子裸露在外，暴露在空氣中，設備運行中有明火出現(xiàn)，不利于安全。因此，對該系統(tǒng)電控進行技術改造，解決系統(tǒng)存在的問題和弊病，提升系統(tǒng)安全運行系數(shù)，實現(xiàn)高效節(jié)能運行非常必要。第五節(jié) 供電系統(tǒng)改造的必要性根據(jù)礦井發(fā)展需要，礦井擬建選煤廠，新建風井，重新選擇風機、瓦斯抽放泵，井下采煤、掘進工作面增加，由于礦井各系統(tǒng)的變化，礦井負荷將大大增加，礦井現(xiàn)有供電系統(tǒng)已不滿足礦井下一步生產需要，應對礦井供電系統(tǒng)進行改造。19 / 96第三章 通風系統(tǒng)改造吉克煤礦為煤與瓦斯突出礦井，設計生產能力 45 萬 t/a，考慮礦井生產中后期，通風線路加長，通風阻力增大，以及可能遇到的特殊情況，一個采煤工作面不能滿足礦井的生產目標，影響礦井的生產效益和年生產能力，為了礦井的正常接續(xù)以及礦井后期的三下開采，全礦井增加一個采煤工作面，并增加準備巷道個數(shù)，全礦井按“兩采一備” ，10 個掘進工作面配風，重新計算風量，并根據(jù)計算結果設計并選擇合適的通風系統(tǒng)改造方案。第一節(jié) 風量計算全礦井按 2 個采煤工作面、1 個備用工作面、5 個半煤巖掘進工作面、5 個巖巷掘進工作面、8 個獨立通風硐室計算需風量。需風量按下列要求分別計算，并選用其中最大值。一、采煤工作面配風量礦井按 2 個生產采煤工作面、1 個備用工作面配風。M11 采煤工作面風量計算需風量按下列要求分別計算，并選取其中最大值。⑴按瓦斯(二氧化碳)涌出量計算Q 采 =100(67)q 采 K 采通式中：Q 采 —采煤工作面風量，m 3/min；100(67)—單位瓦斯（二氧化碳）涌出量配風量，m 3/min，以回風流瓦斯（二氧化碳）濃度 1%（%）的換算值；q 采 —采煤工作面瓦斯（二氧化碳）平均絕對涌出量，根據(jù)目前 11101 運輸順槽、回風順槽掘進期間巷道掘進期間和瓦斯抽放后的效果瓦斯絕對涌出量取 ，二氧化碳絕對涌出量 ； K 采通 —采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)，一般 K 采通 =~，取 。Q 采 CH4=100=Q 采 CO2=67=149m3/min⑵按工作面氣象條件計算20 / 96Q 采 =6070%V 采 S 采 K 高 K 長式中：Q 采 —采煤工作面風量，m 3/min；V 采 —采煤工作面風速，根據(jù)采煤工作面空氣溫度與風速對應表，工作面溫度為 23℃左右，取 ；S 采 —采煤工作面平均斷面積，采高 ，平均控頂距 ，則 S 采 ==；K 高 —采煤工作面采高調整系數(shù)，采高 ，K 高 =；K 長 —采煤工作面面長調整系數(shù)，面長 120m，K 長 =；Q 采 =60?70%?=。⑶按采煤工作面每班工作最多人數(shù)計算Q 采 =4N 采式中：N 采 —采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取 26 人。Q 采 =4?26=104m3/min⑷按風速進行驗算選取上述最大值 Q 采 =。a、按最低風速驗算，采煤工作面的最低風量（Q 采 ）Q 采 15S 采 =15=117m3/min 式中：S 采 —采煤工作面平均斷面積，取 b、按最高風速驗算，采煤工作面的最高風量（Q 采 ）Q 采 240S 采 =240=1872m3/min式中：S 采 —采煤工作面平均斷面積，取 即：1171872，符合要求。則采煤工作面風量 Q 采 =根據(jù)《淄博礦業(yè)集團有限責任公司礦井需要風量計算細則》關于備用工作面風量的規(guī)定，則 M11 備用工作面配風：Q 采備 =Q 采 /2=，ΣQ 工作面 =Q 采 +Q 采備 =+=。M9 采煤工作面風量計算21 / 96需風量按下列要求分別計算，并選取其中最大值。⑴按瓦斯涌出量計算Q 采 =100q 采 K 采通式中：Q 采 —采煤工作面風量，m 3/min；100—單位瓦斯涌出量配風量，m 3/min，以回風流瓦斯?jié)舛?1%的換算值；q 采 —采煤工作面瓦斯絕對涌出量，M9 煤回采工作面瓦斯絕對涌出量根據(jù)M11 煤瓦斯涌出量預測值為 ； K 采通 —采煤工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)，一般 K 采通 =~，取 。Q 采 CH4=100=1530m3/min⑵按工作面氣溫條件計算Q 采 =6070%V 采 S 采 K 高 K 長式中：Q 采 —采煤工作面風量，m 3/min； V 采 —采煤工作面風速，根據(jù)采煤工作面空氣溫度與風速對應表，工作面溫度為 23℃左右，取 ； S 采 —采煤工作面平均斷面積，采高 ，平均控頂距 ，則 S 采 ==； K 高 —采煤工作面采高調整系數(shù)，采高 ，K 高 =；K 長 —采煤工作面面長調整系數(shù)，面長 120m，K 長 =；Q 采 =60?70%?=⑶按采煤工作面每班工作最多人數(shù)計算Q 采 =4N 采式中：N 采 —采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取 26 人。Q 采 =4?26=104m3/min ⑷按風速進行驗算選取上述最大值 Q 采 =1530m3/min。a、按最低風速驗算，采煤工作面的最低風量（Q 采 ）Q 采 15S 采 =15=式中：S 采 —采煤工作面平均斷面積，取 22 / 96b、按最高風速驗算，采煤工作面的最高風量（Q 采 ）Q 采 240S 采 = 240=3576m3/min式中：S 采 —采煤工作面平均斷面積，取 即：15303576，符合要求。則采煤工作面風量 Q 采 =1530m3/min二、掘進工作面需風量半煤巖巷掘進工作面⑴按瓦斯（二氧化碳）涌出量計算Ｑ 掘 =100（67）q 掘 k 掘式中：Q 掘 i—掘進工作面分別按瓦斯絕對涌出量、二氧化碳絕對涌出量計算的需要風量；100(67)—單位瓦斯（二氧化碳）涌出量配風量，m 3/min，以回風流瓦斯（二氧化碳）濃度 1%（%）的換算值；Q 掘 —掘進工作面瓦斯絕對涌出量，掘進工作面瓦斯絕對涌出量為，二氧化碳絕對涌出量為 m3/min；k 掘 —掘進工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系數(shù)，根據(jù)實際觀測結果確定，k 掘 =~2，取 。Q 掘 CH4=100=246m3/minQ 掘 CO2=67=⑵按炸藥量計算Q 掘 ＞10A HF 式中：A HF—掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥量，Kg 取 ； 10 —每千克二、三級煤礦許用炸藥需風量，m 3/min Q 掘 ＞10=234 m 3/min⑶按每班最多工作人數(shù)計算Q 掘 =4N 掘 =416=64m3/min式中：N 掘 —掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，取 16 人。⑷按工作面氣溫條件計算23 / 96Q 掘 =60V 掘 S 掘 K 掘通式中：Q 掘 —掘進工作面需風量，m 3/min； V 掘 —掘進工作面風速，煤巷掘進工作面取 ； S 掘 —掘進巷道斷面積， 2。 K 掘通 —掘進工作面溫度調整系數(shù)，按 23℃左右，K 掘通 =~，取。Q 掘 =60??=⑸按風速進行驗算選取上述三種計算方法結果最大值 Q 掘 =246m3/min ，掘進工作面的最低風量Q 掘 15S 煤掘 =15=168m3/min式中：S 煤掘 —掘進巷道斷面積， 2。，掘進工作面的最高風量Q 掘 240S 煤掘 =240=2688m3/min式中：S 煤掘 —掘進巷道斷面積， 2。即：1682462688，符合要求。⑹局部通風機選型①風筒漏風備用系數(shù)計算Ф=1/（1nLi）=1/（1120）=式中：Ф—風筒漏風備用系數(shù)；n—風筒節(jié)數(shù)；按最大供風距離，取 120；Li—一個接頭的漏風率，根據(jù)供風距離長短，反壓邊連接時取 。②計算局部通風機最小吸風量 QfQf=ФQ=246= 3/min式中：Q f—局部通風機必須達到的最小吸風量 Qf；Ф—風筒漏風備用系數(shù)；Q—掘進巷道必須達到的最小風量，取 246m3/min。③風筒風阻計算24 / 96R=n R`/10=12020/10=240Ns2/m8；式中：R—風筒風阻，Ns 2/m8；n—風筒節(jié)數(shù)，取 120。R`—百米風阻，取 20Ns2/m8。④局部通風阻力計算H=RQfQ=240246/60=式中：H—局部通風阻力，Pa；Qf—局扇吸風量， 3/min；Q—風筒口最小風量，246m 3/min。按上述計算，煤巷掘進工作面需要風量為 246m3/min，局部通風機的最小吸風量為 ，通風最大阻力 ，根據(jù)煤礦現(xiàn)有設備情況，選用 FBD 37kW，風機吸風量取 360m3/min。⑺按局部通風機吸