常村煤矿生产系统优化方案（共6篇）
篇1：常村煤矿生产系统优化方案
洛阳龙门煤业有限公司
常村煤矿系统优化方案
编 制 组 长：杨春风
编制副组长： 张继远
李红军
党铁果 编 制 成 员：姚志钟
陈哨钝
刘怀玉 陈明
二〇一四年七月七日
目录
摘要....................................................................................................1
一、系统优化方案概要..........................................................1
二、系统优化方案实施存在的问题......................................1
第一章 矿井概况....................................................................................2
一、井田范围..........................................................................2
二、井田地质情况..................................................................2
三、主采煤层情况..................................................................2
四、开采技术条件..................................................................2
五、开拓方式及采煤方法......................................................3
六、矿井各生产系统情况......................................................3
第二章 矿井生产现状及存在主要问题................................................5
第一节 矿井生产现状....................................................................5
一、11采区现状......................................................................5
二、12采区现状.....................................................................5
三、采区储量及服务年限......................................................6
四、工作面现状......................................................................6
二、开拓掘进现状..................................................................6 第二节 存在主要问题....................................................................6 第三章 系统优化....................................................................................7
第一节 系统优化的思路及目标....................................................7 第二节 生产系统优化方案............................................................7
一、生产系统优化可行性论证..............................................7
二、生产系统优化方案..........................................................8 第三节 生产工艺优化方案..........................................................15
一、采煤工艺优化方案........................................................15
二、岩巷生产工艺优化方案................................................15 第四节 人力资源结构优化方案..................................................17 第四章
其它有关系统优化................................................................17
一、生产系统优化方案实施计划........................................17
二、系统优化方案经济效益估算........................................18
三、系统优化方案保证措施................................................19
第五章 影响系统优化方案实施的因素..............................................20
常村煤矿系统优化方案
摘要
一、系统优化方案概要
常村煤矿隶属于洛阳龙门煤业有限公司，于2005年3月开工建设，2009年8月竣工投产，矿井设计生产能力为0.45Mt/年，设计采煤工艺为炮采放顶煤工艺。为降低工人劳动强度，提高生产效率，以及适应矿井发展的要求，2013年矿井实现了三软煤层采煤工艺由炮采放顶煤向综合机械化采煤工艺的升级，采煤工艺升级后，工作面推进速度增加，原有采区走向长度短，工作面储量少，成为困扰生产的主要因素，为进一步提升矿井市场竞争力和可持续发展能力，实现布置一个工作面达产的目标，对矿井系统进行优化梳理，根据矿井生产布置及存在的困扰生产的因素，生产系统优化内容为：
1、矿井生产系统优化：根据矿井生产布置情况，将11采区与12采区进行合并，采区走向长度由800m左右扩大至1700m左右，布置大走向工作面，提高工作面储量，降低工作面搬家次数。
2、生产工艺优化：为解决矿井目前招工难、用工难、工人流失率高，用功成本高等情况，并为解决推广应用综合机械化采煤工艺造成生产接替紧张的问题，岩巷掘进工作面推广应用岩巷作业线，巷道单进水平由60～80m/月提高至90m以上。
二、系统优化方案实施存在的问题
根据生产系统优化方案及井上下对照情况，对应矿井近期接替区域有3个自然村，分别为杜寨村、沙沟和二教塔村，村庄保护煤柱几乎覆盖整个区域，另外正在实施搬迁的杜寨村存在诸多限制因素，故地表村庄制约着系统优化方案的实施。
矿采取应急措施：
1、在杜寨村不能按期搬迁时1107综采面进行提前限产甚至停产。
2、回收边角煤柱配采，首先布置11采区上部1101工作面（可采储量约10万吨），再在西翼常村与偏桥村保护煤柱外布置工作面（可采储量约31万吨），以两个边角煤柱工作面保证2015年产量。
常村煤矿系统优化方案
第一章 矿井概况
常村煤矿隶属于洛阳龙门煤业有限公司，于2005年3月开工建设，2009年8月竣工投产。矿井设计生产能力为0.45Mt/年，服务年限28.6年。常村煤矿有五个生产区队，分别为：1个采煤队，1个综采队，2个开拓队，2个掘进队；另设有巷修队、机电队、运输队、通风队、探防队5个辅助区队。现正常生产采区为11采区，准备采区为12采区。
一、井田范围
常村井田位于偃龙煤田的中西部，西部与龙门矿以经线38368000为界，南部与浅部煤层风化带、不可采边界及断层相邻，深部止于-600m底板等高线，东部以经周断层与常村二矿为界。根据河南省国土资源厅批准的矿区范围，常村煤矿井田边界由21个拐点坐标依次连线圈定。常村煤矿井田东西走向长9km，南北倾斜宽1.5～2.9km，井田面积约18.9km2。
二、井田地质情况
区内地层全部被第四系地层所覆盖，根据钻孔揭露情况，地层自老至新有：寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系和第四系。
三、主采煤层情况
可采煤层为山西组二1煤层，其余煤层均不可采或偶尔可采。二1煤层位于山西组下部大占砂岩(Sd)之下，上距香炭砂岩(Sx)24.63m，距砂锅窑砂岩(Ssh)69.67m，下距太原群L7灰岩17.86m。距一1煤层61.13m。井田内二1煤层厚度0～14.60m，平均3.17m。倾角15~24°。全井田无煤或不可采面积共约5.586km2，占井田面积(18.9km2)的29.56%。二
1煤层浮煤挥发分产率平均为8.11%，浮煤氢含量平均为3.34%，应属无烟煤类（WY3）。
四、开采技术条件
2013瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量1.09m3/min，瓦斯相对涌出量1.28 m3/t，二氧化碳绝对涌出量2.06 m3/min，二氧化碳相对涌出量2.41m3/t，鉴定结果为瓦斯矿井。
根据平煤集团公司通风实验室煤自燃倾向等级鉴定报告，常村煤矿煤自燃倾向鉴定及煤尘爆炸性鉴定检验报告，本井田二1煤尘无爆炸危险性；二1煤属不易自燃煤层。
常村煤矿系统优化方案
依据《煤、泥炭地质勘查规范》，本矿井水文地质勘探类型为第三类第二亚类第二型，即以底板岩溶裂隙水充水为主，水文地质类型为极复杂型。
五、开拓方式及采煤方法
矿井采用立井单水平上下山开拓，开采水平为-310m水平。目前矿井采用走向长壁式后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。常村煤矿计划在2013年12月份将回采工艺升级为综合机械化采煤工艺。目前回采的1107工作面采用综采放顶煤工艺，综采支架型号为ZF3200/16/27，采煤机型号为MG132/320-WD。
六、矿井各生产系统情况
提升系统——在工业广场布置主、副两个立井，其中①主井井筒净直径为D4500mm，井筒深度为503.7m，提升容器选用一对JDG4/60×4型4吨4绳箕斗，提升机选用JKMD-2.25×4(Ⅲ)多绳摩擦式提升机，担负全矿井煤炭提升。②副井井筒净直径为5000mm，井筒深度为503.7m，提升容器选用一对GDG1/6/2/2K型一吨矿车双层单车钢罐道4绳罐笼（一宽一窄），提升机选用JKMD-2.8×4(Ⅲ)型落地式多绳摩擦轮式提升机。宽罐规格为长×宽×高（单层）：2200×1480×2800mm；质量6595kg。副井担负全矿井人员、设备、矸石及材料等的提升。
运输系统——①主运输系统采用胶带输送机运输煤炭，胶带机胶带宽度均为800mm，运输能力200吨/小时。②井下辅助运输系统选用5台CTY5-6G-90(可拆卸式)防爆安全型蓄电池电机车承担运料、运矸等任务。采区提升设备选用JKB-2×1.8型单滚筒防爆变频调速提升机。
通风系统——本矿井通风方式为中央分列抽出式通风，即主副井进风，风井回风。回采工作面采用“Ｕ”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。风井安装2台FBCDZ-№25型矿用防爆轴流式局部通风机，一台工作，一台备用。每台主扇配用YBF型、8极、10kV、2×250kW专用防爆电动机2台。目前矿井总进风量4159.2m3/min，矿井总风量4237.8m3/min，负压970Pa，等积孔2.4378m2，通风难易程度为容易。
供电系统——矿井由地面35kV变电站、井下中央变电所、中心变电所以及采区变电所构成高压供电网络。地面35/10kV变电站安装8000kVA变压器2台，采用分列方式运行，电源分别来自35kV李村变电站和110kV偏桥变电站，实现 3
常村煤矿系统优化方案
双回路供电。井下设中央变电所、中心变电所、采区变电所各一座。
排水系统——矿井正常涌水量为750m3/h，最大涌水量为980m3/h。井下设内、外水仓及潜水电泵硐室水仓，水仓容量之和为7891 m3，满足矿井8小时的正常涌水量要求。本矿井主排水设备选用7台MD580-60×9型矿用耐磨离心式排水泵，正常涌水期2台工作，4台备用，1台检修。排水管路选用4趟D377×13无缝钢管，正常涌水期2趟工作，2趟备用。另常村煤矿配备了矿井潜水电泵直排系统，最大额定排水能力1825m3/h（配备BQ725-583/22-1600/W-S潜水泵一台，BQ550-595/7-1400/W-S潜水泵两台）。经联合试运转试验，中央泵房最大排水能力为3080.8 m3/h，潜水电泵直排系统最大排水能力为1690.1 m3/h（数据来源于2013年5月河南省煤科院煤炭行业节能安全监测中心），能够满足矿井抗灾能力需要。
六大安全系统—常村煤矿已按照要求安装了KJ90NB监测监控系统、HRB-512PS通信联络系统、KJ236井下人员定位系统、供水施救系统、压风自救系统，紧急避险系统。具体情况如下：
1、监测监控系统——该系统安装于2008年8月，型号为KJ90NB，目前安装KJJ103环网交换机4台，KJ90-F16监控分站13台。同时在井下各采掘工作面、机电硐室等地点均按规定安设了高浓度甲烷传感器、低浓度甲烷传感器、温度传感器、风门开闭状态传感器、风筒传感器、馈电传感器、设备开停传感器、一氧化碳传感器、风速传感器等各种传感器，各类传感器安设严格按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-2007）执行。
2、通讯联络系统——由深圳华仁达电子科技有限公司制造生产，型号为HRD-512C型数字程控交换机，装机总容量为256门，系统运行正常。目前我矿共安装1台调度总机，平地办公电话136部，井下电话80部。井下中央水泵房、井下中央变电所、主扇风机房、紧急避难硐室等重要作业场所都设有直通矿井调度室的电话。
3、人员定位系统——人员定位系统安装于2009年9月，由北京九鼎电子科技公司制造，型号为KJ236（A），目前井上下交换机各安装1台环网交换机，KJ236-F型监控分站13台，KJ236-D型读卡器39台，共投入识别卡约1264个。
4、供水施救系统——供水利用地面消防水池水源。地面矿内工业广场设置 4
常村煤矿系统优化方案
有正常水量不小于2×200m3消防水池（为生活用水水池），分别通过一趟Ф159mm专用管路由主井井筒通达井下，通过两道减压阀与井下供水管网相连。在采掘工作面均设有供水施救终端。
5、压风自救系统——由地面空压机站及供风管路等构成。地面空压机站共安装了3台LS25S-300/HAC型固定空气压缩机，形成3×40m3/min的压风站，其中2台工作，1台备用。在掘进工作面和回采工作面附近巷道内的压缩空气管道上均安装有足够的压风自救装置。
6．紧急避险系统——永久避难硐室由煤炭工业郑州设计研究院设计，于2013年5月完成安装并通过永煤公司验收，设计容纳人员100人。具备安全防护、氧气供给、有害气体去除、温湿度控制、环境监测、通信、照明、人员生存保障等基本功能。
第二章 矿井生产现状及存在主要问题
第一节 矿井生产现状
一、11采区现状
11采区为矿井首采区，目前为矿井生产采区。采区东部仍以F15断层位置为界，西部以常村村庄保护煤柱为边界，采区走向长度为1500m～2000m。采区设置三条上山，即运输上山、轨道上山、专用回风上山，采区布置为双翼采区，上山位于采区中部。回采-310水平以上煤层，煤层倾角为8°～18°之间。11采区设计共划分了12个采面，采区东翼布置6个工作面，即1101工作面、1103工作面、1105工作面、1107工作面、1109工作面、1111工作面；采区西翼布置4个工作面，即1106工作面、1108工作面、1110工作面、1112工作面。目前区内的1106工作面、1103工作面、1105工作面已回采结束。由于采区西翼受地表村庄影响，西翼不在目前暂不布置工作面，主要在11采区东翼布置工作面回采。
二、12采区现状
12采区为11采区接替采区，设计12采区为单翼采区，采区设置三条上山，即：12轨道上山、12运输上山、东翼回风上山，上山布置在采区西部边界，与11采区东部边界相邻，采区走向长平均800米左右。12采区设计布置5个工作面，分别为1201工作面、1203工作面、1205工作面、采煤工艺设计为炮采放顶煤。目前，12采区三条上山、采区变电所、采区提升机房及12运输机房已施工
常村煤矿系统优化方案
完成，回风已于11采区1103岩石回风巷贯通，已形成通风系统。采区设计布置四个中部车场，现正在施工第一、第三中部车场。
三、采区储量及服务年限
根据2014年矿井储量核查报告及采区地质说明书，11采区开拓煤量为136万吨，按矿井生产能力核定45万吨/年计算，11采区服务年限为3年。12采区采区工业储量387.6万吨，可采储量282.6万吨。采区为单翼采区，根据12采区设计布置一个炮采工作面，年产45万吨计算，采区服务年限为6.3年。
四、工作面现状
现矿井布置一个工作面组织生产，即11采区的1107工作面。该工作面采煤方法为走向长壁后退式采煤法，2013年12月经改造安装后，由原来的悬移支架炮采升级为综合机械化采煤。工作面平均煤厚为3.5m，工作面长度为177m，循环产量为520吨。截止2014年6月，工作面剩余走向长298m。按年产45万吨计算，工作面剩余回采时间为7个月。
二、开拓掘进现状
目前矿井共有2个掘进队分别为掘一队、掘二队；2个开拓队，分别为开一队、开二队。矿井煤巷施工断面为3800×3300mm，支护形式为U型钢支护，运输方式为刮板输送机，掘进方式为风镐掘进。岩巷施工断面为4200×3500mm，支护形式为锚网喷，装矸方式为耙矸机装1吨矿车，打眼采用气腿式凿岩机。掘进队施工煤巷单进水平为80m/月；开拓队施工岩巷单进水平位45m/月。
第二节 存在主要问题 1、11采区、12采区工作面设计一翼走向长度均为800m左右，矿井采煤工艺升级为综合机械化采煤工艺后，按照一井一面集中化生产的思路，矿井布置一个工作面，即可满足年产45万吨，但由于采区一翼走向长度只有800m，工作面将会出现频繁搬家，影响工作面接替以及不利于矿井产能提高矿井产能。
2、根据11采区和12采区巷道布置，采区之间及12采区采区上山需留设煤柱，不利于煤炭回收。
3、根据我矿采用底板岩石巷道利用联络巷施工工作面顺槽的布置方式及矿井目前岩巷、煤巷单进水平，需提高掘进施工效率才能保证采掘接替正常。
4、根据煤矿安全规程第一百二十条，“矿井开拓新水平和准备新采区的回风，常村煤矿系统优化方案
必须引入总回风巷或主要回风巷中”。目前12采区的回风巷与1103岩石集中回风巷已贯通，但存在12采区的回风与11采区提升机房和11采区变电所共用一段回风巷问题。
第三章 系统优化
根据矿井实际情况，以及困扰生产的因素，为实现一井一面集中化组织生产，提供矿井安全管理水平，达到高产高效的目的，亟待优化矿井生产系统。
第一节 系统优化的思路及目标
根据矿井生产布置及存在的困扰生产的因素，生产系统优化的思路为：将11采区与12采区进行合并，扩大采区走向长，布置大走向工作面，推广应用综合机械化采煤工艺，岩巷作业线及煤巷耙装机掘进配合气动单轨吊运料。
系统优化的目标为：在三软煤层推行综合机械化采煤，实现矿井布置一个工作面达产的目标，以及提高岩巷、煤巷掘进单进水平，彻底解决接替紧张的问题。
第二节 生产系统优化方案
一、生产系统优化可行性论证
（1）根据煤矿安全规程第一百二十条，“矿井开拓新水平和准备新采区的回风，必须引入总回风巷或主要回风巷中”。12采区布置为独立采区，为了使采区回风需引入矿井总回风，12采区的回风巷与1103岩石集中回风巷贯通后，12采区的回风与11采区提升机房和11采区变电所共用一段回风巷，需在1103岩石回风巷西部施工250m上山与矿井总回风巷贯通，形成采区独立通风。若11采区与12采区合并后，将不存在该问题，此项费用可节省250万左右。
（2）11采区与12采区分开开采，根据11采区与12采区工作面布置方案，将增加三次搬家倒面，多施工切眼长多约500m，每次安装回撤按1.5个月计算，将影响4.5个月的产量，如果11采区与12采区合并计算两项费用为：将减少人工费支出380万，提高原煤销售收入4500万。
（3）11采区与12采区分开开采，需要留设采区及12上山保护煤柱，合并开采将多回收44万吨的煤柱。
通过以上分析，11采区与12采区合并无论是从经济上还是技术上都是合理的。
常村煤矿系统优化方案
二、生产系统优化方案
（一）方案概述
11采区与12采区合并后采区名称为11采区，仍为双翼采区，设计原12采区的轨道上山、运输上山、分别作为11采区的辅助轨道上山、11采区辅助运输上山，东翼回风上山及东翼总回风巷作为11采区辅助回风巷。11采区东翼的1109工作面、1111工作面、1113工作面跨过11采区辅助回风巷、11采区辅助运输上山、11采区辅助轨道上山与原设计的12采区1205工作面、1207工作面、1209工作面进行联合统一回采。11采区东翼的1109工作面、1111工作面、1113工作面分别为1109工作面西段、1111工作面西段、1113工作面西段；12采区1205工作面、1207工作面、1209工作面分别为1109工作面东段、1111工作面东段、1113工作面东段。
（二）采区巷道布置
1、合并采区上山布置
合并采区后设置6条上山，即11采区运输上山、11采区轨道上山、11采区回风上山、11采区辅助运输上山、11采区辅助轨道上山、11采区辅助回风上山，11采区三条辅助上山位于11采区东翼中部。
11采区合并后仍为双翼采区，西翼走向长750m，东翼走向长1700m。
2、合并采区工作面布置
根据采区巷道布置及矿井开采情况，采区合并后，11采区东翼下部的1109工作面、1111工作面、1113工作面可布置为跨巷工作面； 11采区上部由于1103工作面、1105工作面、1107工作面区域已回采，采区合并后，在对应1103工作面、1105工作面、1107工作面的11采区辅助上山以东区域布置两个工作面回采。根据11采区西翼1106工作面回采后地表塌陷影响范围以及西翼地表村庄情况，11采区西翼暂不考虑布置工作面回采。根据对应11采区东翼对应地表杜寨村的搬迁规划，以及考虑为11采区辅助轨道上山以东的沙沟村搬迁预留时间，采区合并后首先布置1109工作面接替1107综采工作面。
根据几年来常村煤矿工作面布置及回采经验，工作面顺槽布置采用岩石集中巷布置方式，即沿走向在煤层底板L7灰岩中布置岩石集中巷通过石门联巷布置工作面上下超前顺槽进行回采。岩石集中运输巷采用运煤联巷与采区运输上山连接 8
常村煤矿系统优化方案
形成运煤系统，工作面岩石回风巷采用回风联巷与采区回风上山连接，形成通风系统。11采区辅助上山以西区域为工作面西段采用11采区通风、运输、供电、供水、排水系统，11采区辅助上山以东区域为工作面东段采用11采区辅助运输、通风、供电、供水、排水系统。
（三）采面划分及回采顺序
1、采煤方法
本井田为一单背斜构造，伴有宽缓褶曲。本采区内煤层倾角13°～18°，平均煤层倾角在15°左右。煤层厚度0.91～6.3m，平均2.97m，煤层赋存稳定，结构简单。
根据煤层赋存以及1107综采工作面成功应用综合机械化采煤的经验，采区合并后回采工艺采用综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。
2、采面划分
采区合并后根据可采范围的倾斜长及回采情况、共划分了12个采面，即采区西翼1106、1108、1110、1112、1114五个工作面和东翼1101、1103、1105、1107、1109、1111、1113七个工作面。
3、回采顺序
根据11采区西翼1106工作面回采后地表塌陷影响范围以及西翼地表村庄情况，11采区西翼暂不考虑布置工作面回采，只对11采区东翼布置工作面组织回采，故矿井采用一井一面组织生产。根据矿井回采及接替情况，采面回采顺序为，1107工作面→1109工作面→1105工作面东段→1111工作面→1113工作面→1107工作面东段。
（四）合并后采区生产系统
1、通风系统（1）通风方法
矿井通风系统即由主立井、副立井进风，回风立井回风。矿井通风方式为中央分列抽出式通风。
（2）采区合并后工作面通风路线为：
根据1109（1205）工作面的巷道布局，1109（1205）工作面前期采用11采区通风系统，即11采区轨道上山、11采区运输上山进风，11采区回风上山回风； 9
常村煤矿系统优化方案
后期采用12采区通风系统，即12采区轨道上山、12采区运输上山进风，东翼总回风巷回风。
①跨巷工作面西段通风路线为：
进风路线：主副井→主石门→-310运输大巷→11采区下部车场→11采区轨道上山（11采区运输上山）→岩石集中运输巷西段→岩石集中运输巷西段与工作面下顺槽联络巷→工作面下顺槽→工作面。
回风路线：工作面→工作面上顺槽→工作面下顺槽与岩石集中回风巷西段段联络巷→岩石集中回风巷西段→岩石集中回风巷西段回风联巷→11采区回风上山→风井。
②跨巷工作面东段通风路线为：
进风路线：主副井→主石门→-310运输大巷→11采区辅助轨道上山下部车场→11采区辅助轨道上山（11采区辅助运输上山）→岩石集中运输巷东段→岩石集中运输巷东段与工作面下顺槽联络巷→工作面下顺槽→工作面。
回风路线：工作面→工作面上顺槽→工作面下顺槽与岩石集中回风巷东段联络巷→岩石集中回风巷东段→岩石集中回风巷东段回风联巷→11采区辅助回风上山→11采区辅助回风巷→11采区回风上山→风井。
③11采区辅助上山以东上部两个不跨巷工作面通风路线与跨巷工作面东段通风路线为一致。
（2）掘进通风及硐室通风
掘进通风采用局部通风机和风筒，结合通风设施采用压入式通风，工作面采用岩石集中运输巷进风，工作面上顺槽回风的为独立通风系统。掘进工作面下顺槽接替段出现串联通风时，必须制定串联通风安全技术措施，要确保采煤工作面通风系统稳定，风流中瓦斯等有害气体浓度不得超过规程、规范要求。
11采区变电所、11采区绞车房、11采区辅助提升机房、11采区辅助变电所采取独立供风。其它硐室采用串联通风或扩散通风。
（3）工作面通风系统调整
跨巷工作面当工作面回采至跨巷段时需进行通风系统调整，通风系统调整必须编制工作面通风系统调整方案及通风系统调整安全技术措施，确保工作面通风系统稳定。
常村煤矿系统优化方案
2、运输系统（1）采区煤炭运输
①跨巷工作面西段煤炭及矸石运输线路
回采工作面煤炭经工作面刮板输送机→工作面运输顺槽→工作面下顺槽与岩石集中运输巷西段联络巷→岩石集中运输巷西段→岩石集中回运输巷西段运煤联巷→11采区运输上山→采区溜煤斜巷（转载）→上仓带式输送机巷→井底煤仓→主井箕斗提升至地面。
掘进工作面煤炭经刮板输送机→可伸缩带式输送机→岩石集中运输巷西段→岩石集中回运输巷西段运煤联巷→11采区运输上山带式输送机→11采区溜煤斜巷（转载）→上仓带式输送机巷→井底煤仓→主井箕斗提升至地面。
矸石从掘进工作面装1t固定矿车→11采区中部车场→11采区轨道上山→11采区下部车场→-310运输大巷→井底车场→副井罐笼提升至地面。
②跨巷工作面东段煤炭及矸石运输线路
回采工作面煤炭经工作面刮板输送机→工作面运输顺槽→工作面下顺槽与岩石集中运输巷东段联络巷→岩石集中运输巷东段→岩石集中回运输巷东段运煤联巷→11采区辅助运输上山→1111岩石运输巷西段→11采区运输上山→采区溜煤斜巷（转载）→上仓带式输送机巷→井底煤仓→主井箕斗提升至地面。
掘进工作面煤炭经刮板输送机→可伸缩带式输送机→岩石集中运输巷西段→岩石集中回运输巷西段运煤联巷→11采区辅助运输上山带式输送机→1111岩石运输巷西段→11采区运输上山→采区溜煤斜巷（转载）→上仓带式输送机巷→井底煤仓→主井箕斗提升至地面。
矸石从掘进工作面装1t固定矿车→11采区辅助轨道上山中部车场→11采区辅助轨道上山→11采区辅助轨道上山下部车场→-310m运输大巷→井底车场→副井罐笼提升至地面。
③采区运输设备
采区合并后采区运输设备不变，11采区采用原运输上山皮带设备、轨道提升采用原轨道提升设备；11辅助运输上山及辅助轨道上山采用原12采区设计的运输及提升设备。
（2）工作面运输系统调整
常村煤矿系统优化方案
跨巷工作面当工作面回采至跨巷段时需进行运输系统调整，运输系统调整必须编制工作面运输系统调整方案及调整工作面运输系统安全技术措施，确保工作面运输安全。
3、供电系统
（1）11采区辅助上山以西区域供电
11采区与12采区合并后，11采区辅助上山以西区域设备及通风供电来自11采区变电所，供电系统为11采区供电系统。
（2）11采区辅助上山以东区域供电
11采区辅助上山以东区域（即原12采区回采区域）设备及通风供电来自11采区辅助变电所
4、监控系统
（1）采区合并后监控分站型号及数量
11采区辅助上山以西区域设置KJ90NB－F16型分站4台，11采区辅助上山以东区域设置KJ90NB－F16型分站2台，该分站本身具有显示功能，可配接并遥控设定各类开关量和模拟量传感器。
（2）传输设备及器材 ①传输设备及器材
地面设有环网交换机1台，井下中央变电所和11采区第四中部车场、11采区辅助变电所各设有光纤网络交换机1台。在通往井下的线路上设置雷击保护装置，防止井上雷电等串入井下。传输线路选用符合煤矿井下环境的阻燃通信光缆和矿用信号电缆，构成全矿井的监测监控系统传输网络。
②传输设备及器材型号
监测监控系统的阻燃通信光缆型号为MGTSV-12芯；主传输电缆，型号为MHYVP 1×4×1/1.38；传感器电缆型号为MHYBVR 1×4×7/0.52。
③回采工作面传感器配置
采区配有一个综采工作面，传感器配置如下：
在综采工作面（距工作面10m处）设置瓦斯传感器1个，其报警值为≥0.7%CH4；断电值为≥0.8% CH4、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安电器设备，复电值为<0.65% CH4。
常村煤矿系统优化方案
在综采工作面上隅角设置瓦斯传感器1个，其报警值为≥0.7% CH4；断电值为≥0.8% CH4、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安电器设备，复电值为<0.65% CH4。
在综采工作面的回风巷第一汇风点上风侧10～15m处设置瓦斯传感器1个，其报警值为≥0.7% CH4；断电值为≥0.8% CH4、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安电器设备，复电值为<0.65% CH4。
在综采工作面回风巷设备列车前10～15m处设置瓦斯传感器1个，其报警值为≥0.5%CH4；断电值为≥0.5% CH4、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安电器设备，复电值为<0.5%CH4。
④掘进工作面传感器配置
采区有一个煤巷掘进工作面，一个岩巷掘进工作面，其传感器的选配如下： 在掘进工作面（距掘进工作面头部5米处），设置瓦斯传感器1个，其报警值为≥0.7%CH4；断电值为≥0.8%CH4、断电范围为掘进巷内全部非本安电器设备，复电值为<0.65%CH4。
在掘进工作面回风流中（掘进巷尾部至联络巷10～15米处），设置瓦斯传感器1个，其报警值为≥0.7%CH4；断电值为≥0.8% CH4、断电范围为掘进巷道内全部非本安电器设备，复电值为<0.65%CH4。
在工作面掘进头风筒设置风筒传感器1个，工作面掘进头局扇设置设备开停传感器1个，工作面中的送风、电器设备和瓦斯浓度构成风电瓦斯闭锁。
掘进头馈电开关处设置断电仪（内含馈电传感器）1个。⑤其它地点传感器配置
在采区回风巷的测风站设置设置瓦斯传感器、风速传感器各1个。瓦斯传感器其报警值为≥0.7%CH4；
11采区提升机硐室设置开停传感器、温度传感器各1个。11采区变电所设置温度传感器各1个。在采区主要风门处设有风门传感器各1组。
11采区辅助提升机硐室设置开停传感器、温度传感器各1个。11采区辅助变电所设置温度传感器各1个。
5、排水系统
常村煤矿系统优化方案
11采区辅助上山以西区域涌水通过11采区三条上山水沟自流至-310m运输大巷水沟，进入井底水仓，利用中央泵房排水系统排至地面；11采区辅助上山以东区域涌水通过11采区三条辅助上山自流至-310m运输大巷水沟，进入井底水仓，利用中央泵房排水系统排至地面；回采工作面根据各个采面的地质条件，编制具体的防治水设计，在采面上下顺槽低洼处安装与地质部门提供涌水量相符合的排水设施。
6、供风、供水（1）供水系统
在11采区轨道上山、运输上山、11采区辅助轨道上山、11采区辅助运输上山及采面进、回风巷采用4吋无缝钢管设置供水管路一趟，供水管沿巷道一帮敷设，用专用吊挂钩吊挂，吊挂钩间距2.5米，吊挂高度不低于1.8米。进风巷每50米设置一个三通接头，回风巷每50米设置一个三通接头，定期进行冲尘。
（2）供风系统
地面设置3台LS25S-300HAC型空气压缩机，其中2台工作，1台备用。单台空压机排气量为38.6m3/min, 排气压力0.8MPa，随机配备WHDY4002-4型10000V，300kW电动机3台。3台压风机与矿井地面压风系统连接，满足矿井压风总需求。
-310m东翼大巷运输采用6吋管路供风，在11采区轨道上山、11采区辅助轨道上山敷设4吋主供风管路，沿巷道一帮敷设，用吊挂钩吊挂，吊挂钩间距2.5m，吊挂高度不低于1.8m。
7、人员定位系统（1）监控分站型号及数量
合并采区设置KJ236-F型分站7台，该分站本身具有显示功能，可配接KJ236-D型读卡器。
（2）传输设备及器材 ①传输设备及器材选型的原则
地面设有环网交换机1台，井下中央变电所和11采区第四中部车场、11采区辅助变电所各设光纤网络交换机1台。在通往井下的线路上设置雷击保护装置，防止井上雷电等串入井下。传输线路选用符合煤矿井下环境的阻燃通信光缆和矿 14
常村煤矿系统优化方案
用信号电缆，构成全矿井的人员定位系统传输网络。
②传输设备及器材型号、数量
监测监控系统的阻燃通信光缆型号为MGTSV-12芯；主传输电缆，型号为MHYVP 1×4×1/1.38；传感器电缆,型号为MHYBVR 1×4×7/0.52。
（3）采区人员定位系统读卡器布置
为了全面掌握井下各作业地点人员的具体数量，采区所有巷道计划在每个巷道口往里20-30米范围内安装一个读卡器，工作面迎头安装一个读卡器且迎头读卡器具体位置如下：
①开拓系统（岩巷掘进）：吊挂地点以爆破时产生的压力不波及的地点为准，距离迎头200—250米。
②掘进系统（煤巷掘进）：距离迎头150—200米。③采煤系统：距离上下巷端头外50—100米。
第三节 生产工艺优化方案
一、采煤工艺优化方案
矿井原设计采煤工艺为炮采放顶煤，全部跨落法管理顶板，根据煤层赋存、工作面巷道布置方式及借鉴本煤田内嵩山矿成功应用综合机械化采煤的经验，2013年12月我矿对回采的1107工作面进行了改造设计，完成悬移支架炮采放顶煤向综合机械化采煤的升级。采煤工艺升级后，经过几个月的试采，充分证明综合机械化采煤工艺应用于我矿“三软”煤层 是可行的，它不但解决了目前用工难的问题，同时提高了工作面单产，为推行综合机械化采煤工艺，下一步将优化采区布置，对11采区、12采区进行合并，扩到工作面走向长度，布置大走向长工作面，减少工作面搬家影响，进一步提高工作面产能，实现一井一面集中化管理。
二、岩巷生产工艺优化方案
（一）优化原因分析
1、采掘接替方面
常村煤矿水文地质条件为极复杂型，主采的山西组二1煤层为典型的三软煤层，为方便防治水工程施工及满足三软煤层工作面顺槽支护要求，采用施工底板岩石集中巷利用阶段石门进入煤层施工上下顺槽的方式布置工作面。我矿岩巷一
常村煤矿系统优化方案
直沿用传统的气腿式凿岩机配耙斗式装岩机进行作业，月单进水平60~70m，2013年我矿炮采放顶煤工艺升级为综合机械化采煤工艺后，工作面月推进50~60m（原采用悬移支架炮采放顶煤工艺工作面月推进20~30m），以目前的岩巷单进水平已不能保证工作面的正常接替，因此急需提高岩巷单进水平。
2、岩巷掘进技术条件方面
根据采区合并设计方案，采区合并后，接替工作面走向长为1250m，岩石集中巷设计长度为1160m，设计净断面为4200×3500mm，毛断面为4400×3600mm，布置层位为太原组L7灰岩岩层，该岩层沉积较为稳定，平均厚度8m，岩石普氏系数为6～10，经过调研，我矿目前的岩巷断面及岩石硬度可推广应用型号为ZWY-120/55L的耙装机及型号CMJ17HT的全液压掘进钻车。
3、开拓队用工方面
招工难、用工难、工人流失率高，采掘区队人员少等问题已成为目前制约煤矿生产的重大问题，统计2013年我矿开拓掘进队用工情况，工人流失率在20% 以上。目前我矿两个岩巷掘进队每班有效出勤均为8~10人，按照“两掘一喷”进行生产组织，不能实现一天一个循环，岩巷单进水平很难提高。为降低工人劳动强度及岩巷单进水平，解决“招工难、用工难、工人流失率高、采掘区队人员少”的问题，急需推广应用岩巷作业线。
（二）岩巷生产工艺优化可行性及预期效果
岩巷作业线设备主要为煤矿全液压掘进钻车一台，型号CMJ17HT;煤矿用履带式挖掘装载机一台，型号ZWY-120/55L；DSJ800/40型胶带输送机一部。
凿岩方式：采用CMJ17HT煤矿全液压掘进钻车。
装载与运输方式：施工中使用ZWY-120/55L煤矿用履带式挖掘装载机，经运输槽的刮板输送机把矸石输送到桥式装载皮带运输机上，再经DSJ800/40型带式输送机将矸石直接装入矿车内。
根据采区合并设计方案，1109工作面东段岩石集中运输巷设计长度为630m，坡度﹢3‰。巷道断面为直墙半圆拱形，巷道沿太原组L7灰岩掘进。掘进宽4400mm，掘进高3600mm，墙高1400mm，S掘=13.8m2，规格= 4200mm×3500mm（净宽×净高）。应用该岩巷作业线，采用“三八制”作业方式，两个班进行掘进，一个班进行复喷。每循环进尺1.6米，日进尺3.2m，每月按30天计算，月进尺：
常村煤矿系统优化方案
3.6×3.2＝96m。对比传统的气腿式凿岩机配耙斗式装岩机进行作业，月单进水平提高26m。
第四节 人力资源结构优化方案
1、人员总量
到2014年末（在2013年末基础上）人员总量减少10%以上。机关机构、职数和人员控制在编制标准以内。
2、人力资源结构
（1）中高级技术人员提高率10%；
（2）高技能人才提高率25%（其中技师、高级技师提高率15%）；（3）辅助、后勤人员压缩率10%。
3、员工队伍建设
（1）标杆队上升率：采煤10%，掘进10%；试点井下辅助单位标准化队伍建设；
（2）员工稳定率：核心员工99%，高技能人才97%，一线员工93%。
第四章
其它有关系统优化
一、生产系统优化方案实施计划
1、生产系统优化实施计划
（1）2014年7月10日前完成11采区与12采区合并设计在矿层面进行会审（2）2014年7月15日前并上报煤业公司、永煤公司进行会审
（3）采区设计方案获得公司批复后细化合并采区回采工作面设计，根据合并采区设计编制矿井接替计划，按照工作面设计及接替计划布置施工工作面。
2、生产工艺优化实施计划
（1）2013年12月采煤工艺由炮采升级为综合机械化采煤后，经过几个月的试采，我矿开采的“三软”煤层可以推广应用综合机械化采煤工艺，下一步将根据我矿采掘布置，对12采区进行合并优化，布置大走向工作面推广综采采煤工艺，逐步提高矿井产能，实现一井一面达产。
（2）为了进一步提高常村煤矿岩巷单进水平，同时大力推进掘进机械化程 17
常村煤矿系统优化方案
度，缓解工作面接替紧张局面、降低职工劳动强度，增加安全操作系数。计划2014年9月在我矿开一队施工的1109工作面岩石运输巷东段推广应用岩巷作业线。目前，人员培训已完成，设备已基本到矿。
3、人力资源结构优化实施计划
人力资源结构调整工作分为经验交流、工作再动员再部署和具体实施分为两个阶段。
第一阶段为2014年6月26日以前，在以往工作基础上，树立典型，加强经验交流，召开会议对人力资源结构调整工作进行再动员再部署。
第二阶段从2014年6月27日到年底进入实施阶段，对照标准进行监督检查和考核，全面实施。2014要有突破性进展，要在机构编制、定员管理、结构优化，效率提高等方面实现阶段性成果。
二、系统优化方案经济效益估算
1、采区合并经济效益估算
（1）根据煤矿安全规程第一百二十条，“矿井开拓新水平和准备新采区的回风，必须引入总回风巷或主要回风巷中”。12采区布置为独立采区，为了使采区回风需引入矿井总回风，12采区的回风巷与1103岩石集中回风巷贯通后，12采区的回风与11采区提升机房和11采区变电所共用一段回风巷，需在1103岩石回风巷西部施工250m上山与矿井总回风巷贯通，形成采区独立通风。若11采区与12采区合并后，将不存在该问题，此项费用可节省250万左右。
（2）11采区与12采区分开开采，根据11采区与12采区工作面布置方案，将增加三次搬家倒面，多施工切眼长多约500m，每次安装回撤按1.5个月计算，将影响4.5个月的产量，如果11采区与12采区合并计算两项费用为：将减少人工费支出380万，提高原煤销售收入4500万。
（3）11采区与12采区分开开采，需要留设采区及12上山保护煤柱，合并开采将多回收44万吨的煤柱，按照目前320元/吨的煤炭价格计算，多回收煤炭价值1.4亿。
综和以上分析，进行采区合并优化生产系统后将产生直接或间接经济效益约2亿元。
2、生产工艺优化经济效益估算
常村煤矿系统优化方案
（1）采煤工艺优化经济经济效益估算
根据矿井生产情况，按照采用悬移支架炮采放顶煤工艺进行回采，要完成年产45万吨需设置两个采煤队组织生产，两个队平均每天出勤工数共计为140个，计算人员工效为9.8吨/工，按照采用综合机械化采煤工艺进行回采，要完成年产45万吨产量需设置1采煤队组织生产，平均每天出勤工数为90个，计算人员工效为15吨/工。对比采用两种采煤工艺用功出勤，综合机械化采煤工艺采用悬移支架炮采放顶煤工艺完成年产45万吨的产量出勤少16500个，按照目前采煤队每工220元工资水平计算，采用综合机械化采煤工艺将每年减少360万的用工支出。
（2）应用岩巷作业线经济效益估算
根据岩巷施工情况，按照采用传统的气腿式凿岩机配耙斗式装岩机进行作业，一个头面月单进60~70m需出勤工数为1260个。如果采用岩巷作业线，一个头面月单进96m，需出勤工数为900个。对比两种不同岩巷施工工艺，岩巷施工采用岩巷作业线比传统的施工方法掘进96米巷道减少人员出勤360个，按照目前开拓队每工180元的工资水平计算，一个开拓队头面每掘进96米的岩巷，采用岩巷作业线比传统气腿式凿岩机配耙斗式装岩机进行作业减少64800元的用工支出，相当于每年节约78万元的人工支出，同时提高312米的岩巷进尺。
三、系统优化方案保证措施
为全面推进矿井系统优化工作，进一步促进提升矿井市场竞争力和可持续发展能力，矿成立矿井系统优化领导小组，以确保矿井系统优化方案顺利实施。
（一）成立矿井系统优化项目领导小组 组长：矿长
副组长：党总支书记
总工程师
机电矿长
生产矿长
成员：副总工程师 生产技术科
机电科 调度室
企管科
供应科
相关专业人员及采掘区队队长
（二）职责划分
1、矿长负责系统优化项目的全面管理工作
2、党总支书记负责组织制定详细人力资源结构优化详细方案及落实实施
3、总工程师负责制定生产及工艺系统优化方案并组织相关分管矿领导及专 19
常村煤矿系统优化方案
业科室人员进行讨论论证。
4、机电矿长负责对系统优化项目所需设备进行落实及供电、运输系统优化调整负主要责任。
5、生产矿长生产系统优化施工及生产工艺优化应用负全面管理责任。
6、生产科负责生产系统优化方案的细化设计及采掘接替计划的编制。
7、机电科负责生产系统优化、生产工艺优化相关机电设备安装、供电、运输方面的细化设计及技术指导工作。
8、企管科负责人力资源结构优化的方案的实施及考核。
9、采掘区队具体负责系统优化项目的实施。
（三）工作目标
完成11采区与12采区合并，扩大采区走向长，布置大走向工作面，推广应用综合机械化采煤工艺、岩巷作业线及煤巷耙装机掘进配合气动单轨吊运料，实现矿井布置一个工作面达产，以及提高岩巷、煤巷掘进单进水平，彻底解决接替紧张的问题。
（四）考核方法
严格按照系统优化实施方案开展工作，到期进行验收，根据系统优化项目实际推进情况适当采取奖惩措施。
第五章 影响系统优化方案实施的因素
目前矿井正在回采的1107综采工作面部分已进入杜寨村保护煤柱内，预计10月份工作面将全部进入杜寨村村庄保护煤柱内。1109工作面为1107综采工作面的接替工作面，根据生产系统优化方案布置，1109工作面西段位于杜寨村庄保护煤柱范围内，1109工作面东段位于沙沟村及二教塔村保护煤柱内，故地表杜寨村及沙沟村的搬迁问题是影响系统优化方案实施的主要因素。
一、杜寨村搬迁情况
杜寨村共有421户，目前受1107工作面回采影响的有118户，剩余92户暂未受到影响。为杜寨村搬迁建设的杜寨小区目前地下管网对接回填土、楼层间硬化路面和主干道路面已完工，具备使用条件，原定小区工程六月份交工的11栋楼，因寇店镇政府与建筑商之间资金和“配地”问题，不能按期交付，目前11栋楼房有5栋基本具备入住条件（天然气没有对接入户），剩余6栋楼房因工程
常村煤矿系统优化方案
款不到位，处于停工状态。伊滨区政府计划2014年10月底具备搬迁条件，11月启动搬迁，按此计划到2015年3月才能完成搬迁。
沙沟村730余人，100多户；二教塔612人，145户，村庄相对较小。
二、工作面接替计划
根据矿井目前工作面回采情况，1107工作面预计2015年2月份回采结束，计划2015年3月份计划回采1109工作面，预计2015年8月份回采至1109工作面东段。
三、村庄搬迁对系统优化方案实施的影响
根据生产接替计划，杜寨村如果不能按照计划完成搬迁，将直接影响工作面的正常接替，造成矿井被迫停产，沙沟村2015年底前不能完成搬迁将影响1109工作面跨采区连续回采，造成系统优化方案无法实施。
四、矿采取应急措施
1、在杜寨村不能按期搬迁时1107综采面进行提前限产甚至停产。
2、回收边角煤柱配采，首先布置11采区上部1101工作面（可采储量约10万吨），再在西翼常村与偏桥村保护煤柱外布置工作面（可采储量约31万吨），以两个边角煤柱工作面保证2015年产量。
篇2：常村煤矿生产系统优化方案
运搬二队认真贯彻我矿关于安全工作指示要求，突出安全预控管理，强化安全不放心人排查，严把安全第一道关口，全力确保思想上再提高，责任上再落实，监管上再强化，落实上下功夫。
我队把安全工作始终摆在第一位置，提升思想境界，转变工作作风，剖析安全问题，制定有效针对措施，明确各自职责，扎实抓好安全工作。按照“谁主管、谁负责、谁监督、谁落实”的原则，重点检查一通三防、顶板管理、辅助运输、防治水和现场各个岗点，发现隐患做到立即整改，杜绝不安全因素。
我队加大现场动态管理和安全监督检查力度，注重人的行为隐患排查，做到班班查、时时查、动态查，严格责任落实，现场作业人员严格执行标准操作手指口述安全确认作业程序,确保隐患排查治理全面、细致，推动我队安全生产形势持续稳定发展。
运搬二队
篇3：常村煤矿通风系统改造方案分析
目前, 常村煤矿主要生产盘区为二水平21盘区。21盘区共布置三岩一煤4条下山, 分别为21盘区煤轨下山、21盘区轨道、胶带下山 (岩) 、21盘区专用回风下山 (岩) 。盘区内共布置2个综放回采工作面和4个开掘工作面。
1 通风系统现状
矿井通风系统为混合抽出式。进风井5个, 分别为:进风斜井、材料斜井、主胶带斜井、排矸斜井、注浆立井;回风井有2个:东风井和后沟风井。
后沟风井安装2台上海风机厂生产的GAF系列轴流式通风机, 主要通风机型号GAF21.2-14-1, 电动机容量500 kW, 运行风量82.0 m3/s, 运行负压2 152 Pa;备用通风机型号为GAF21.2-12.6-1, 电动机容量460 kW。目前该风井担负21盘区及矿井西翼硐室的通风任务。东风井安装2台BDK系列对旋轴流式通风机, 主要通风机型号为BDK-№40-15, 电动机容量为2×37 kW, 运行风量11.0 m3/s, 运行负压为294 Pa;备用通风机型号BDK-№40-15, 电动机容量为2×37 kW。目前该风井担负矿井东翼硐室通风任务。
2 通风系统改造的必要性
(1) 抗灾能力较差。
承担矿井主要生产采区通风任务的后沟风井通风系统, 由于其进、回风井均位于井田的西部, 远离生产采区, 进、回风线路并行长度超过3 100 m, 通风方式极不合理, 风量调节困难, 系统的抗灾能力较差。
(2) 风量满足不了矿井安全生产用风。
随着矿井继续向21延伸区的下部开采, 煤层瓦斯涌出量增大, 矿井地温升高, 对风量的需求将进一步增大, 现有的通风系统根本无法满足矿井安全生产用风。因此, 需要对现有的通风系统进行优化改造。
(3) 生产接替的需要。
常村煤矿21盘区作为矿井的主要生产盘区已经开采10余年, 可采储量仅为1 544.8万t。若按照矿井目前的生产能力, 可服务7.7～8.6 a, 矿井开采地区出现接替紧张局面。而矿井深部DF1断层以南区域 (新增勘探区) 的储量预测将近2 000万t。为保证矿井生产的正常接替, 该区域的开拓势在必行。因此, 对该区域进行开拓布局设计及通风设计已刻不容缓。
3 改造方案的分析
3.1 方案的提出
根据已探明储量的分布情况可知:DF1断层下部区域 (三水平采区) 为21延伸盘区的接替采区。因此, 在充分考虑现生产盘区与接替盘区的关系、地面地形情况、新风井压煤情况、对现有生产接替的影响程度以及便于新采区开拓等因素, 对矿井通风系统改造提出以下3种方案。
方案Ⅰ:
新开回风立井位于21延伸区东翼下部, 三水平采区上部1503孔附近, 落底于2-3煤底板, 与三水平回风大巷连通。新风井井筒净直径5 m, 净断面19.63 m2, 井深721 m。三水平只划分一个双翼采区进行开采, 采区3条下山均布置在2-3煤底板岩石中, 分别与三水平3条大巷连通, 采区下部边界处布置水仓、泵房, 构成完整的通风、运输、排水等生产系统。
方案Ⅱ:
新回风立井位于井田深部边界处, 落底于2-3煤顶板岩石中, 直接与延伸区专用回风下山连通, 风井井筒净直径5 m, 净断面19.63 m2, 井深817.3 m。三水平开采只划分为一个双翼采区进行开采, 不再设置三水平大巷, 只将原延伸区3条下山继续向下延伸。考虑到提升长度较大, 设置接力车场。在21延伸区专用回风下山以东25 m布置一接力专用回风下山, 直接与矿井边界处的回风井连通。在原延伸区回采面采空区西侧沿煤层顶板布置一接力轨道下山作为副提升, 原21延伸区胶带下山直接向下延伸作为主提升, 这样三水平采区开采布置两岩一煤3条下山, 在矿井边界附近布置下山水仓、泵房, 构成完整的通风、运输、排水等生产系统。
方案Ⅲ:
该方案利用后沟风井通风系统, 担负21延伸区及三水平通风任务, 但需对井下主要回风巷 (21区专用回风巷1 390 m、二水平暗主斜井560 m) 进行大断面扩修, 以降低风阻, 使通风能力满足安全生产需要。采区划分及巷道布置同方案Ⅱ。
3.2 方案技术比较
方案Ⅰ优点:
①能够尽快解决21延伸区的通风问题, 而且可直接为三水平采区服务;②通风方式合理, 矿井的防、抗灾能力显著提高, 通风阻力大幅度减小, 安全性较好;③与方案Ⅱ比较井筒较浅, 初期投资少。缺点:①新风井广场保安煤柱压煤725.2万t, 加上矿井深部杨大池村庄保安煤柱压煤734.6万t, 共计呆滞煤量1 459.8万t, 影响矿井采掘接替和服务年限;②对三水平的开采需首先布置三水平3条大巷 (945 m) , 然后再布置三水平采区3条下山, 总的开拓工程量较大;③风井地面地形狭窄, 工业广场布置较困难, 挖、填土方量较大。
方案Ⅱ优点:
①风井煤柱与村庄煤柱合并考虑, 压煤较少, 对矿井采掘接替和服务年限影响小;②不再布置三水平3条大巷, 只是将原21延伸区3条下山继续向下延伸, 总的开拓工程量少;③前期 (三水平开拓期间) 提矸下料, 并可作为进风井, 三水平开拓可上下对掘, 有利于接替盘区的快速开拓;④形成通风系统的总工程量小, 工期短;⑤通风方式合理, 矿井的防、抗灾能力显著提高, 系统通风阻力大幅减小, 安全性较好;⑥风井地面地形较为平坦, 工业广场易于布置, 挖、填土方量小。缺点:①与方案Ⅰ比较井筒较深, 初期投资较大;②新风井建成后, 现生产盘区21盘区及其延伸区的生产回风需通过三水平采区专用回风下山, 通风距离较长。
方案Ⅲ优点:
通过井巷及扩巷工程施工, 基本可满足井下通风需要。缺点:①通风线路长达17 859 m, 系统复杂, 阻力大。经过计算, 通风容易时期h=2 458.9 Pa, 通风困难时期h=2 983.4 Pa, 且等积孔1.34 m2<2.00 m2, 通风较困难。②主进、回风线路并行长度达到3 800 m, 系统内部漏风量大, 稳定性差, 对防治瓦斯及煤层自燃不利。③进风线路长, 风流温度高, 对气象条件影响很大。④主要通风机年均电耗较多, 年均电费达到185.4万元。⑤巷道扩修工程量多 (S≥14 m2, 扩修巷道1 950 m) , 费用高达2 145万元 (1.1万元/m) 。且巷道维护量大, 年均维护费用高达1 172.13万元。⑥系统安全性差。因三水平、21延伸区、21区回风呈串联关系, 一旦三水平发生火灾、瓦斯等灾害时, 灾变风流侵袭范围大, 造成灾区扩大, 而不利于救灾。
3.3 方案经济比较
方案经济比较主要是三方案的初期投资概算比较, 详见表1。
万元
3.4 改造方案的确定
通过技术经济比较:方案Ⅰ井筒较浅, 初期投资少, 但压煤量较大, 对现有生产及接替影响较大;方案Ⅱ井筒较深, 初期投资大, 但压煤量少, 总工程量少, 对现有生产接替影响小;方案Ⅲ虽可行, 但不能从根本上解决问题, 且扩修巷道对生产影响较大, 年维护费用高, 系统抗灾能力差。综上所述, 采用方案Ⅱ较好。
4 结语
(1) 常村煤矿建新回风立井, 使21采区及三水平延伸区缩短通风线路, 降低矿井通风阻力, 提高矿井抗灾能力。
(2) 新回风立井建成后, 解决了21采区、21采区延伸区、三水平工作地点风量配备问题, 矿井通风系统的稳定性增强, 通风系统布局合理, 矿井抗灾能力得到提高。
(3) 矿井通风系统改造完成后, 为加快三水平延伸创造了良好的通风条件, 为企业的稳产、高产、和可持续发展奠定了基础。
摘要：结合常村煤矿通风系统现状, 分析了该煤矿进行通风系统改造的必要性, 通过对3种方案的技术经济比较, 确定了改造方案。
篇4：常村煤矿生产系统优化方案
小华矿设计生产能力为6万吨／年，开拓方案为片盘斜井开拓，通风方式为中央并列抽出式。近年来实际产量为7-8万吨。目前，生产片盘为+615m和+645m二个片盘，采掘工作面共有10个，主要集中在+615m片盘，+645m片盘处于收作阶段只有一个作业点。矿井主要通风机额定工作风量为1352m3／min，大于矿井需要风量880-930m3／min，风机能力完全能满足生产需要。
目前，矿井回风系统为+615m-+645m回风眼→+645m主石门(或南石门)→+645m-49回风上山→+670m回风石门→+670m主石门→+670m集运巷→+670m-695m回风上山→+695m回风石门→副斜井→地面。+670回风巷总长为1450m，其中排水巷以内区段约1000m，仅作为回风之用；以外区段450m还兼作+670m水平的排水之用，为避免+670m的涌水排至+580m，以减少抽水费用，该段巷道应永久保留。
2目前通风系统的存在问题
+670m回风巷中排水巷以内区段长度1000m，由于服务年限已久加上围岩普遍比较破碎，压力大，矿压显现明显，巷道变形，支架破坏严重，造成巷道断面缩小而且不规整，大大增加了通风阻力，致使矿井通风条件较差。为了保持矿井通风系统的正常有效运行，平均每月需投入资金万余元对+670m回风巷进行维修，其中排水巷以内区段的维修费用占80％以上，而且随着时间的推移，巷修费用和难度将随之增大。此外，通风系统还需考虑保护+670m回风巷，排水巷以内区段压煤(护巷煤柱)安全。
3回风系统改造方案
由于+645m片盘已处于收作阶段，只有一个采掘作业点，为了克服+670m回风巷通风阻力大、巷修费用高的问题，将总回风巷由+670m水平改造为+645m水平，通过开掘回风上山，再将回风流引到+670m集运巷→+695m回风巷。+645m～670m回风上山的布置可有二个方案，即：
第一方案：在+645m主石门40#—45#之间开口，掘一回风上山，长度约60m，贯通+670m主石门中排水巷口以内约15m处(见附图)。
第二方案：在距+645m集运巷W3石门约20m处开口，掘一回风上山，长度为70m，贯通+670m集运巷距+695m回风上山口约10m处(见附图)。
两个方案经济、技术比较如下：(1)掘进工程量方面：第一方案比第一方案减少回风上山开掘10m，减少掘进费用0．2万元。(2)通风阻力方面：第一方案的回风系统为+645m主石门→+645m-+670m回风上山→+670m主石门→+670m集运巷→+670m-695m回风上山；第二方案的回风系统为+645m主石门→645m集运巷→+645m-+670m回风上山→+670m-+695m回风上山。第一方案与第二方案相比，通风线路长了130m，通风巷道净断面平均小了0．3m2，一方案的通风阻力大于二方案，但相差不大。(3)巷道维修方面：如果实施第二方案后，+670排水巷以外的主石门仅为排水之用，巷道维护时可适当缩小巷道净断面，而实施第一方案后，该段巷道仍兼作总回风之用，为满足风速的要求，以及通风阻不致过大，巷道维护时，不能再缩小巷道净断面，这就增加了一定的巷修工程量和难度。(4)+670主石门中排水巷以外区段的通风问题方面：该段巷道维护作业的通风问题，一方案自然解决；如果实施第二方案，只得靠流经排水巷以内区段的风流来解决，因为排水巷以风区段不加维护而将会垮塌，这违反了《煤矿安全规程》的有关规定。
由上可知，与第二方案相比，第一方案虽然通风阻力较大，巷修难度也较大，但第一方案降低了0．2万元的掘进费用，并能保持排水巷以外区段的正常通风。因此，经济上、技术上、安全可靠上综合比较，确定为第一方案。
4改造方案实施后取得效果。
按照第一方案实施，竣工投入运行后，取得了预期的效果。(1)甩掉+670m排水巷以风区段约1000m的巷道维护，即每月减少约1万元的巷修费用，年减少巷修费用近12万元，并避免了相应的不安全因素(巷修时的人身安全问题)。(2)改造后回风巷长度缩短了435m，通风净断面平均增大了0．4m2，较大程度地降低了矿井通风阻力，改善矿井通风条件，矿井通风等积孔可由原来的0．9-1．1提高到1．4～1．6。(3)采出+670m排水巷以内区段的护巷柱0．33万吨，增加效益近20万元。
5改造后的存在问题及解决办法
篇5：常村煤矿压风自救系统建设标准
本标准规定了煤矿井下压风自救系统（以下简称压风自救系统）的安装、维护和管理等要求。
本标准适用于井工煤矿，包括新建和改、扩建矿井。编制依据
《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215—200
5《煤矿安全规程》2010年版
《防治煤与瓦斯突出规定》2009年版
国家安全监管总局国家煤矿安监局关于《建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》（安监总煤装〔2010〕146号）
3基本要求
3.1压风自救系统组成：空气压缩机、送气管路、阀门、汽水分离器、压风自救装置（包括减压、节流、消噪声、过滤、开关等部件及防护袋或面罩）。
3.2压风自救系统的防护袋、送气管的材料应符合MT 113的规定。
3.3压风自救装置配有面罩时，面罩用材料应符合GB 2626的规定。
3.4压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。
3.5压风自救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固。
3.6压风自救系统零、部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救
袋破损长度超过5mm的现象。
3.7压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。
3.8避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。
3.9压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.3～0.7 MPa，在0.3 MPa压力时，每台压风自救装置的排气量应在100～150 L／min范围内。
3.10压风自救装置工作时的噪声应小于85 dB(A)。
3.11 压风自救系统的管路规格为：压风自救主管路（矿井一翼主压风管路）为φ150mm；压风自救分管路（采区主压风管路）及岩巷掘进工作面为φ100mm；煤巷掘进工作面、回采工作面为φ50mm。
4安装要求
4.1压风自救系统安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板0.5m，便于现场人员自救应用。压风自救系统下面不得有水沟无盖板或盖板不齐全的现象。
4.2煤巷掘进工作面自掘进面回风口开始，距迎头25~40m的距离设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，然后每50m设置一组压风自救装置，每组数量为5~8台（安装图见图1）；岩巷掘进工作面距迎头100~130m安装一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，迎头向外每隔100m和放炮撤人地点各安装一组压风自救装置，每组数量为5~8台。
4.3回采工作面回风巷在距采面回风巷上安全出口以外25~40m范围内设置一压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，向外有人固定作业
地点安装一组压风自救装置，其数量为5~8台；进风巷在距采面下安全出口以外50~100m范围内设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台；工作面回风巷反向风门外放炮警戒位置设置一组压风自救装置，其数量为5~8台。
1、三通
2、气管
3、弯头
4、接头
5、球阀
6、气管
7、自救器
8、卡子
9、防护袋
图1 压风自救系统安装图
4.4管路敷设要牢固平直，压风管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。压风自救系统的支管不少于一处固定，压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。
4.5在主送气管路中要装集水放水器。在供气管路进入与自救系统连接处，要加装开关，后边紧接着安装汽水分离器。
4.6空气压缩机可采用移动式或在其供风水平以上两个水平的进风井井底车场安全可靠的位置安装，但地面至少应设置一套空气压缩机，其供气量应能保证井下人员使用，并能在10min内启动。
4.7压风自救系统阀门应安装齐全，能保证系统正常使用。进入采掘工作面巷口的进风侧要设有总阀门。管理与维护
5.1压风自救装置下井安装前须检查是否具有矿用产品安全标志，安装完毕后，需先进行安装质量检查，首先检查是否按规定要求安装，连接件是否牢固可靠，连接处密封是否严密，然后送气，检查系统有无漏气现象。再逐个检查送气器是否畅通，流量是否符合要求。送气不畅通，流量小于规定值的自救装置需取下进行检查，符合要求后再安装使用。经检查、测试完毕，装置才可投入正常使用。
5.2掘进工作面的压风自救系统由在该区域施工的区队管理维护。
5.3掘进工作面贯通后，巷道移交时，两巷压风自救系统交与巷道接收单位进行管理；工作面安装完毕后进、回风巷压风自救系统随工作面一起移交采煤队管理，机电队按规定负责工作面回采期间进、回风巷压风管路移动、撤除、装置的维护等。
5.4采区上、下山φ100mm以上的压风自救管路由安装队负责管理和维修；已交付使用的巷道和车场内的压风自救系统随巷道移交，由机电队负责管理和维护。
5.5各掘进工作面安装后但不再使用的压风自救系统要及时拆除，拆除回收的管路要摆放整齐，压风自救装置要清洁卫生后妥善保存，不得吊挂于任何地巷帮之上，不得拿压风自救袋铺垫进行坐卧，造成压风自救袋损坏。
5.6机电队要确保地面压风机的正常运转，如出现无计划停风，安装队要保证井下抽放主管路上安装的汽水（油）分离器的良好性，避免压风自救系统内
存水，影响系统的正常使用。
5.7回采工作面回采期间进、回风巷巷道如需扩修时，施工队要采取措施保护压风自救系统，因扩修导致管路落地，扩修结束后要按原安装标准及时恢复。
5.8回采工作面在生产过程中，由通风队负责对上、下付巷压风管路进行维护管理，按标准吊挂。
5.9各采掘工作面现场瓦斯检查员是现场压风自救系统的管理监督员，每班的瓦斯检查员必须对所负责区域的压风自救系统进行一次全面细致的检查，发现问题及时与施工单位联系，责令整改。
5.10运输队往各采掘工作面运送物料时，不得将所运物料卸放在压风自救系统下面，运送物料时不得损坏压风自救系统。
5.11各采掘工作面的压风自救系统需要停风时，由施工单位提出申请经调度室、安通科批准，采取安全措施后，方可进行作业。
5.12本系统必须每天进班时作好检查、维护工作以确保一旦发生灾变时能可靠使用。每班进班时打开汽水分离器排出孔，排除积存在内的积水与杂质。每班要逐个打开自救装置，作通气检查，如发现气不足或无气流出，要当班更换，如有连接不牢和漏气现象，要及时处理，保证装置处于良好的工作状态。压风自救袋上的煤尘要及时清理，经常保持清洁。
篇6：常村煤矿生产系统优化方案
调研人：刘小锋
2012-10-1
2关于常村煤矿排水系统的调研报告常村煤矿水文地质类型为中等，矿井2011最小涌水量为296.7m3/h，最大涌水量为364m3/h，平均为334.3m3/h。现全矿井布置有8个水仓，主要集中在各采区的最低点。各工作面出水通过管路排至各采区水仓内，采区水仓的水再通过排水管路排至中央水仓。正常的矿井生产来水现有系统能满足排水要求，但是矿井实际生产过程中经常出现采掘工作面排水不畅导致生产设备被淹没或者探放水工作不能正常进行。为了找出排水系统存在的问题，特对我矿的排水系统的薄弱环节进行了调研。
一、矿井排水系统现状
我矿排水系统的的现状是全矿井共有8个采区水仓,从北到南依次为N3、N1、N翼、清撒、中央、S1、S3、S5水仓。
N3采区水泵房，水仓容积1492m3，安装125D25-8型水泵5台，其最大扬程H=172m，排水量Q=101m3/h，其中两台工作，两台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为202m3/h，排矿井最大涌水量为404m3/h。
N1采区水泵房，安装125D25-8型水泵5台，其最大扬程H=172m，排水量Q=101m3/h，其中两台工作，两台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为202m3/h，排矿井最大涌水量为404m3/h。
北翼区域水泵房，水仓容积1660m3，安装200D43×2型水泵4台，其最大扬程H=81.6m，排水量Q=288m3/h，其中两台工作，一台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为576m3/h，排矿井最大涌
水量为864m3/h。
清撒斜巷水泵房，安装D155-30×4型水泵2台，其最大扬程H=120m，排水量Q=155m3/h，其中一台工作，一台备用。水泵排矿井正常涌水量为155m3/h，排矿井最大涌水量为310m3/h。
中央水泵房，水仓容积4980m3，使用5台200D-65×8离心水泵，其最大扬程H=492m，排水量Q=280m3/h，其中两台工作，两台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为560m3/h，排矿井最大涌水量为1120m3/h。
S1采区水泵房，水仓容积1205m3，安装125D25-8型水泵5台，其最大扬程H=172m，排水量Q=101m3/h，其中两台工作，两台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为202m3/h，排矿井最大涌水量为404m3/h。
S3采区水泵房，水仓容积1492m3，安装125D25-8型水泵5台，其最大扬程H=172m，排水量Q=101m3/h，其中两台工作，两台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为202m3/h，排矿井最大涌水量为404m3/h。
S5采区水泵房，水仓容积1492m3，安装125D25-8型水泵5台，其最大扬程H=172m，排水量Q=101m3/h，其中两台工作，两台备用，一台检修。水泵排矿井正常涌水量为202m3/h，排矿井最大涌水量为404m3/h。
排水路线为：各采区工作面涌水→运输大巷→中央水仓→主排水泵→副立井→地面。
二、排水系统存在的问题
我矿N3-2工作面为N3采区的首采面，位置在N3采区的下部，工作面回采完毕后，顶板砂岩含水层内的水全部聚集在采空区内，给下方的N3-1皮顺的安全掘进造成了巨大的威胁。根据最大积水线推算，N3-2工作面采空区积水量约18万方，水压最大为0.26Mpa。为了确保N3-1皮顺的安全掘进，地测科在N3-1皮顺的最低点进行了打钻放水工作，其中水量最大的1个钻孔水量达410 m3/h。探水钻孔出水后，通过工作面2趟4寸排水管将水排至N3水仓，再通过N3水仓将水排至N520大巷水沟内然后自流到中央水仓。
N3采区泵房的正常排水量为202m3/h，最大排水量为404m3/h。而N520大巷水沟的最大排水能力即为150 m3/h，这还是在水沟内无杂物的情况下，N520大巷的实际排水能力可能更小。2010年N3-8工作面回采期间采空区出水，水量最大即为80 m3/h，可即使如此小的出水量也造成了N3水仓进水口被淹没。
由此可见，我矿虽然大的排水系统能满足相关规定的要求，但在系统衔接上仍存在问题。一是存在来水量大，而排水能力不足的情况；工作面的排水能力足够的大，可与此搭配的泵房及大巷水沟的排水能力却很小，相当于大海里的水往河流里灌，怎么会不发洪灾。二是目前排水系统仅限于正常涌水量的的抽排，试想要是打放水孔水量达到200 m3/h以上或者矿井发生突水事故的时候，如此薄弱的排水系统如何能达到救灾的要求，最终只能导致矿井被淹。
三、排水系统完善的办法
常村矿正常涌水量为330m3/h，这里面各长期存在出水点的水量就占60%，当某个工作面进行放水工作或出水量增大时，现有的排水
系统明显不能满足安全生产的需要。为了需要从以下几个方面进行整改：
1、改造N+520排水沟，使其排水能力达到400 m3/h以上的标准。达到排水救灾的目的。
2、矿井以后排水系统的设计，各泵房的的排水能力必须大于工作面的，大巷水沟的排水能力必须大于泵房的排水能力。
3、工作面必须实现双排水系统，保证在水量增大时能及时组织排水工作。
4、各水仓必须定期清挖，确保有效的储水空间，以缓解排水压力。
5、泵房水泵必须定期更换，虽然各水泵的额定排水量很大，但是因为使用时间较长，实际的排水能力可能不到设计的50%。
【常村煤矿生产系统优化方案】相关文章：
常村煤矿压风自救系统建设标准04-09
常村煤矿通讯联络系统验收报告书(自查)04-18
常村煤矿参观心得总结04-18
常村煤矿二00九年纪委监察工作总结04-16
生产系统优化下煤矿安全论文04-29
煤矿通风系统优化方案01-20
常村小学课改交流材料05-02
叶县常村镇中心小学05-04
常村镇卫生院检查督导整改通知书04-10
煤矿矿井通风系统优化措施探讨12-06