xx煤矿扩建工程初步设计修改说明书.doc

XX县XX煤矿
扩建工程初步设计

修改说明

XXXX勘察设计院有限责任公司
二零一一年十二月
目 录
一、原初步设计和专篇的批复情况 1
二、初步设计修改项目 1
三、修改项目的设计、验算 3
（一）矿井通风验算 3
（二）运输机车修改 16
（三）提升绞车修改 21
（四）架空乘人装置修改 31
（五）压缩空气设备修改 35
（六）排水设备修改 39
（七）供电系统修改 48
（八）井下安全避险系统 56
(九) 其它 57

附件目录：
1、XX省经委川经煤炭函〔2009〕1300号文，《关于XX县XX煤矿
扩建工程初步设计（代可行性研究报告、含开发利用方案）的批复》
2、XX煤矿安全监察局川煤监审批[2009]404号《关于XX县XX煤矿扩建工程初步设计安全专篇的批复》
3、关于XX县XX煤矿扩建工程项目开工备案通知书，乐市煤开工备字[2009]30号。
4、乐市经信[2010]198号,乐山市经济和信息化委员会关于公布2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知；
5、采矿许可证(C5100002009111120045020)；
6、XX煤矿煤层情况变化说明。
图 纸 目 录
序号
名 称
图 号
比 例
1
矿井开拓方式平面图(修改)
TC11015-109-1
1: 2000
2
开拓方式剖面图(修改)
TC11015-109-2
1:2000
3
采区巷道布置及机械设备配备平面图(修改)
TC11015-163-1
1: 2000
4
采区巷道布置剖面图(修改)
TC11015-163-2
1:2000
5
通风系统及网络示意图（投产时期）(修改)
TC11015-171-1
示 意
6
井下供电系统图 (修改)
TC11015-201-2
示 意

一、原初步设计和专篇的批复情况
由XXXX勘察设计院有限责任公司编制的《XX县XX煤矿扩建工程初步设计说明书》已经XX省经济委员会以川经煤炭函〔2009〕1300号文批复，安全专篇已经XX煤矿安全监察局以（川煤监审批[2009]404号文件批复。
二、初步设计修改项目
根据矿方申请，结合矿井实际，我院在不改变初步设计开拓方案的前提下，对原《XX县XX煤矿扩建工程初步设计说明书》进行部份修改。
1、主要修改原因
矿井扩建工程中，得知矿井原设计首采工作面北西部分为顺兴煤矿所采，采空区存在积水，XX煤矿工作面只能降低开采标高布置。在+160m标高施工中，揭露K2煤层顶板砂岩裂隙水较大，如果工作面采用俯斜开采，涌水积聚在采煤工作面，可导致无法采煤，需要改变采煤工作面推进方式，改俯采为仰采，因此水平标高也相应修改以利开采。鉴于上述主要原因，因此对原初步设计进行部份修改。
2、主要修改项目
详细修改项目见表2-1。
表2-1 初步设计修改项目对照表
序号
修改
项目
原初步设计
初步设计修改
修改原因
1
井口
标高
主斜井标高：+370m，副斜井标高+370.98m，回风斜井标高+372.8m。
主斜井标高：+374.9m，副斜井标高+374m，回风斜井标高+373.5m。
经有测量资质的单位实测而得。
2
三水平标高
三水平标高+170m。
三水平标高+160m。
根据变化后的煤层赋存条件作相应修改。
3
采煤
方法
倾向长壁采煤法，俯采。
倾向长壁采煤法，仰采。
K2煤层顶板砂岩裂隙水较大，如果俯采涌水会积存在工作面无法采煤，而仰采则涌水浸入采空区。
4
巷道支护及断面形状
主、副斜井、回风斜井、回风石门半园拱砌碹或锚喷支护；水平回风巷、水平运输巷道半园拱砌碹支护；带区运输巷、带区回风巷道梯形断面，金属支架支护。
主、副斜井、回风斜井、回风石门、水平运输巷道半园拱锚喷支护；水平回风巷、带区运输巷、带区回风巷、采面巷道梯形或矩形断面，金属支架或无腿金属梁加锚网支护。
根据巷道围岩岩性确定。详见主要巷道断面图册TC11015-122。
5
带区运输大巷运输方式
带区运输大巷采用蓄电池式电机车牵引1t矿车运输。
带区运输大巷采用皮带运输机运输。
皮带运输机运输量大，安全经济，可以适应巷道坡度的较大变化。
6
人员定位系统
未设计。
安装井下人员定位系统,型号为KJ151。
按安监总煤装〖2011〗15、33号文规定。
7
紧急避险系统
未设计。
投产时避难硐室布置在+160m运输大巷一侧岩层中。其它采、掘工作面每隔1000m设置的避难硐室在进行带区设计时确定其位置。
按安监总煤装〖2011〗15、33号文规定。
8
机车运输
原设计采用CTY5/6G型矿用特殊型蓄电池电机车。
选用CCG3.0/600FB型矿用防爆柴油机钢轮机车。
利用已购买设备。
9
提升绞车
主斜井提升绞车选用JTP-1.6×1.2型单滚筒矿用提升绞车，电动机功率160kW，最大静张力45kN，滚筒直径1.6m,宽度1.2m，绳速3.4m/s。
主斜井选用1台JTP-1.6×1.2-24型单滚筒矿用提升绞车，电动机功率132kW，最大静张力45kN，滚筒直径1.6m,宽度1.2m，绳速2.5m/s。
因斜长发生变化，重新选择设备。
10
架空乘人装置
副斜井选用1台RJY30-24/494型煤矿用固定抱索器架空乘人装置。
副斜井选用1台RJY30-35/600型架空乘人装置。
因斜长发生变化，重新选择设备。且该设备已购买。
11
压缩空气设备
2台SA-75W型螺杆式空气压缩机排气量12.8m3/min，排气压力0.85MPa，电机功率75kW。1台工作，1台备用。
3台SA-120A型螺杆式空气压缩机排气量21m3/min，排气压力0.85MPa，电机功率110kW。2台工作，1台备用。
按安监总煤装〖2011〗15、33号文规定设计完善字全监控、人员定位、压风自救、紧急避险系统。
12
主排水泵
+170m水泵房选用3台MD25-30×9型主排水泵。该水泵电机功率为37kW，额定流量为25m3/h，额定扬程为270m，额定效率54%。
+160m水泵房选用3台MD46-30×9型主排水泵。该水泵电机功率为55kW，，额定流量为46m3/h，额定扬程为270m，额定效率70%。
水平标高修改，利用已购买设备。且增加了排水能力，减少了排水时间。
13
电源线路
来自向平火电厂电源，电压10kV，供电距离10km，采用一趟LGJ-3×70型架空线路输送至主井口变电所。
该矿向平火电厂电源为6kV，且供电距离为5km，架空线为LGJ-3×120型。
矿方重新提供供电协议，经效核计算满足要求
14
地面变压器
原两回路均为10kV，地面安设2台S11-500/10/0.4型电力变压器。
其中一回修改6kV后，增加1台S11-1250/6/10型变压器，同时地面变电所修改为2台S11-630/10/0.4型电力变压器。
因地面部分设备修改，功率变化，重新计算满足要求。
15
井下供电
井下+170m水泵房变电所安设2台KBSG-100/10/0.69型矿用隔爆型干式变压器。在1304材料上山绞车房配电点安设1台KBSGZY -50/10/0.69矿用移动变电站和1台KBSGZY-315/10/0.69矿用移动变电站；在1303材料上山绞车房配电点安设2台KBSGZY -50/10/0.69矿用移动变电站和1台KBSGZY-315/10/0.69矿用移动变电站。
在中央变电所安设2台KBSG-630/10/0.69型矿用隔爆型干式变压器（变压器的负荷率为82.2%＜85%，保障系数为1.22，满足要求）,供带区内所有设备用电。另安设2台KBSG-50/10/0.69矿用隔爆型干式变压器（变压器的负荷率为66%＜85%，保障系数为1.52，满足要求），做各掘进工作面局部通风机两回路的“三专”电源。
因井下采掘部署及部分设备发生变化，重新修改井下供电系统。

三、修改项目的设计、验算
（一）矿井通风验算
根据乐山市经济委员会乐市经信[2010]198号关于公布2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知，矿井相对瓦斯涌出量为5.41m3/t ，绝对瓦斯涌出量为0.471m3/min，XX煤矿属低瓦斯矿井。初步设计预测投产水平为高瓦斯，故按高瓦斯矿井设计（+160m水平投产后经瓦斯鉴定如为低瓦斯则按低瓦斯矿井对设计做相应的修改）。
根据XX省煤炭产品质量监督检验站于2007年10月出具的煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向等级鉴定报告资料表明：矿井所采煤层无煤尘爆炸性，煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。矿井开拓新水平揭露各煤层时应及时进行煤层爆炸性和自燃倾向性鉴定工作，并根据鉴定结果对安全装备和设施进行相应的修改。
本矿为低瓦斯矿井，未发生过煤与瓦斯突出动力现象；矿井无冲击地压危险性。
矿井扩建工程中，得知矿井原设计首采工作面北西部分为顺兴煤矿所采，采空区存在积水，XX煤矿工作面只能降低开采标高布置。在+160m标高施工中，揭露K2煤层顶板砂岩裂隙水较大，如果工作面采用俯斜开采，涌水积聚在采煤工作面，可导致无法采煤，需要改变采煤工作面推进方式，改俯采为仰采，因此水平标高也相应修改以利开采。鉴于上述主要原因，因此对原初步设计进行部份修改。与原设计方案比较，投产工作面个数仍为1个对拉工作面，掘进工作面个数仍为3个，巷道断面没有改变。
本次修改仅作局部修改，矿井通风困难时期（后期）的总需风量与原设计保持一致，矿井通风困难时期（后期）通风阻力也没有发生变化，故本次通风困难时期（后期）通风内容不做修改，参照原设计执行。通风容易时期（投产时期）矿井总风量和通风阻力有一定的变化，现做如下验算：
矿井风量计算方法依据《煤矿安全规程》、《采矿工程设计手册》，按照90kt/a的生产能力进行配风。
1、通风容易时期矿井总风量计算
(1)按井下同时工作的最多人数计算矿井需要风量
Q=4NK (公式1)
式中
Q—矿井总供风量，m3/min；
N—井下同时工作的最多人数，取69人；
4—每人每分钟供风标准，m3/min；
K —矿井通风系数，取1.2。
将各参数值代入公式1计算矿井需要风量：
Q =4×69×1.2
=331.2m3/min
(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K (公式2)
式中
Q—矿井总供风量，m3/min；
∑Q采 —各采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q掘 —各掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q硐 —独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q它 —除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min；
K—矿井通风系数，取1.2。
1）采煤工作面需风量计算
矿井布置有1个对拉采煤工作面，本次设计按采面风流中的瓦斯、二氧化碳有害气体的浓度，炸药消耗量，风速以及温度，每人供风量分别计算，其计算相关参数参照原生产采面选取。由于采面两翼的气候条件、瓦斯涌出量、工作面采高、工作面斜长及采煤工艺均无较大差异，故对采煤工作面两翼的需风量不作分别计算，采煤工作面的需要风量计算为：
① 按瓦斯涌出量计算
Q采 =100×q采×Kc (公式3)
式中
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
q采—采煤工作面绝对瓦期涌出量，本次设计按预测绝对瓦斯涌出量0.648m3/min进行计算；
Kc—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，采用炮采取Kc=1.8。
将各参数值代入公式3计算采煤工作面需要风量：
Q采 =100×0.648×1.8=116.64 m3/min
② 按工作面温度计算
Q采=60×Vc×Sc×Ki (5-4)
式中
Q采—采煤工作面需要的风量，m3/min；
60—每分钟时间，s；
Vc—回采工作面适宜风速，m/s；
Sc—回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；
Ki—回采工作面长度系数。
采煤工作面长度为80m，取Ki=1.0；采面温度为23℃，取Vc=1.55m/s；最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，平均控顶距为3.7m，平均采高为0.7m，Sc=3.7×0.7=2.59m2。
将上述各参数值代入式(5-4)中计算采煤工作面需要风量：
Q采=60×1.55×2.59×1.0
=240m3/min
③ 按炸药使用量计算
工作面采用炮采，按下式计算：
Q采 =25×AC (公式5)
式中
25－每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min·kg；
AC－采煤工作面一次使用最大炸药量，工作面放炮落煤取4.2kg。
将参数AC值代入公式5计算采煤工作面需要风量：
Q采 =25×4.2=105 m3/min
④ 按工作面人数计算
Q采 =4Nc (公式6)
式中
Nc－采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4－每人每分钟应供给的最低风量，m3/min。
采煤工作面同时工作的最多人数为17人，将参数值入公式6计算采煤工作面需要风量：
Q采=4×17=68 m3/min
⑤ 按风速验算
按最低风速验算，回采工作面的最低风量：
Q采≥15Sc
Q采≥15×2.59
Q采≥38.85m3/min
按最高风速验算，回采工作面的最高风量：
Q采≤240Sc
Q采≤240×2.59
Q采≤621.6m3/min
式中
SC —回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶断面的平均值计算，m2。
采煤工作面需要风量取上述计算风量的最大值240m3/min，经验算，所配风量符合要求。矿井1个对拉采煤工作面由2个单翼采煤工作面组成，采煤工作面单翼风量计算参数基本相同。采煤工作面需风量为480m3/min。
故回采工作面需风量为：
∑Q采=∑Q矿采+∑Q采备 (公式7)
=480+120
=600m3/min
式中
∑Q矿采 —矿井回采工作面所配风量的总和，m3/min；
∑Q采备—备用工作面实际需要的风量，m3/min，矿井无备用采煤工作面，同时考虑到矿井采、掘的正常生产接替及巷道贯通等实际需要，本次设计备用工作面按1个采煤工作面需风量的一半进行需风量计算，故∑Q采备=120m3/min。
经计算，采煤工作面风量∑Q采为600m3/min。
2）掘进工作面需要风量计算
通风容易时期矿井布置3个掘进工作面，掘进工作面采用局部通风机压入式通风，本设计根据掘进工作面瓦斯涌出量、巷道断面、掘进巷道的通风长度、局部通风机技术特征进行配风。
① 按瓦斯涌出量计算
Q掘 =100×q掘×kj (公式8)
式中
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min；
q掘－掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。
kj－掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。
② 按炸药使用量计算
Q掘 =25×Aj (公式9)
式中
Aj－掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；
25－每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min·㎏；
③ 按工作人员数量计算
Q掘 =4×Nj (公式10)
式中
4－每人每分钟需风量，m3/min；
Nj－掘进工作面同时工作的最多人数。
④ 按风速进行验算
按最低风速验算，掘进工作面的最低风量：
Q掘≥V最低Sj (公式11)
式中
V最低—掘进工作面允许最低风速，半煤岩巷为15m/min，岩巷为9m/min；
Sj－掘进工作面巷道过风断面，m2。
按最高风速验算，掘进工作面的最高风量：
Q采≤240Sj (公式12)
式中
Sj－掘进工作面巷道过风断面，m2。
⑤选择局部通风机
矿井布置3个掘进工作面，掘进工作面均为半煤巷掘进，局部通风机最远送风距离为600m。
设计选取Φ500mm的抗静电阻燃的柔性风筒，采取双反边接头，根据该矿井局部通风管理情况，百米漏风率为7%，则风筒有效风量率：
运输巷掘进工作面：P有效=1－7%×600÷100＝58%
a、计算局部通风机吸风量：
Q局= (公式13)
式中
Q局—局部通风机吸风量，m3/min；
Q掘—掘进工作面迎头需要风量，根据计算运输巷掘进工作面迎头需要风量均为108m3/min（按大值计算）；
P有效—风筒有效风量率，经计算运输巷掘进工作面为58%；
将各参数值代入公式13计算局部通风机吸风量：
运输巷掘进工作面：Q局=187m3/min=3.11 m3/s
b、确定风筒的风阻：
设计要求风筒吊挂良好，查表得风筒的百米风阻为54.15N·S2/m8，600m长的风筒总风阻为324.9 N·S2/m8。
c、计算局部通风机全风压：
h全=R·Q局·Q掘 (公式14)
式中
h全—局部通风机需要全风压，Pa；
R—风筒风阻，N·S2/m8；经计算600m长的风筒总风阻为324.9 N·S2/m8；
Q局—局部通风机供风量，m3/s；经计算，运输巷掘进工作面为3.11m3/s；
Q掘—掘进工作面迎头需要风量，m3/s；经计算，运输巷掘进工作面迎头需要量为1.8m3/s；
将以上各参数值代入公式14计算局部通风机需要全风压：
运输巷掘进工作面局部通风机：h全=324.9×1.8×3.11=1818.8Pa
d、选择局部通风机
根据计算出的h全和Q局从局部通风机特性曲线上查出适应要求的局部通风机是FBD№5/2×5.5型矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机，通风机全压为500～2800Pa，额定风量为150～210m3/min，功率2×5.5kw。采用Φ500mm的抗静电阻燃的柔性风筒供风。
e、按局部通风机吸风量计算
Q掘 =Qf×I＋V最低S (公式15)
式中
Qf－掘进工作面局部通风机额定风量， m3/min；
I－掘进工作面同时运转的局部通风机台数；
V最低－为保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间巷道的最低风速，半煤岩巷为15m/min，岩巷为9m/min；
S—安设局部通风机的巷道断面积，m2；
掘进工作面使用FBD№5/2×5.5型局部通风机，风机额定风量平均值Qf=180m3/min；运输巷掘进工作面为半煤岩巷掘进，巷道断面6.6m2。将各参数值代入公式15计算掘进工作面需要风量：
运输巷掘进工作面：Q掘1=180×1＋15×6.6=279m3/min
按上述计算方法列表计算，掘进工作面需要风量取上述计算风量的最大值279m3/min (即按局部通风机吸风量计算值)，经风速验算，所配风量符合要求(详见表3-1-1：掘进工作面需风量计算表)。
表3-1-1 掘进工作面需风量计算表
计算
方法
使用公式
相关参数
掘进工作面名称
1302工作面运输巷掘进工作面
1302工作面回风巷掘进工作面
东带区集中运输大巷掘进工作面
按瓦斯涌出量计算
公式8
q掘(m3/min)
0.216
0.232
0.232
Kj
2.0
2.0
2.0
Q掘(m3/min)
43.2
43.2
43.2
按炸药使用量计算
公式9
Aj(kg)
3.0
3.0
3.0
Q掘(m3/min)
75
75
75
按工作面人数计算
公式10
nj
15
15
15
Q掘(m3/min)
60
60
60
按风速进行
验算

Sj(m2)
6.6
4.38
7.2

V最低
15
15
15
公式11
按最低允许风速
计算Q掘(m3/min)
99
65.7
108
公式12
按最高允许风速
计算Q掘 (m3/min)
1584
1051.2
1728
掘进工作面需风量确定

Q掘(m3/min)
99
75
108

全矿只有3个掘进工作面的风量计入矿井总风量，矿井掘进需要风量：
∑Q掘 =∑Q掘1+∑Q掘2+∑Q掘3
=279+279+279
=837m3/min
3）硐室实际需要风量
中央变电所为独立通风的硐室，按经验值每个硐室配风量80m3/min，∑Q硐=80m3/min。
4）其它巷道实际需要风量
矿井无其它独立通风巷道，即∑Q其它=0m3/min。
5)矿井实际需要风量
将上述各计算参数值代入公式2计算矿井实际需要风量：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K
=（600+837+80+0）×1.2
= 1820.4m3/min
根据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》规定，按实际配风情况，将矿井通风容易时期矿井总风量确定为1820.4m3/min，即31m3/s。
2、矿井风量分配
通风容易时期：
矿井布置1个对拉采煤工作面， 3个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：
1个对拉工作面共配风：10.0m3/s，
3个掘进工作面共配风：15.0m3/s，
井下中央变电所配风：2m3/s，
其他巷道共配风：4m3/s，
合计矿井总风量为31m3/s。
经验算，各通风巷道中的风速符合《煤矿安全规程》规定，风量分配合理。
3、风压计算
沿着矿井通风容易时期（投产时期）的通风路线计算矿井通风总阻力。
通风摩擦阻力计算公式如下：
h=
式中
h—— 通风摩擦阻力，Pa；
α—— 井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4；
L—— 井巷长度，m；
P—— 井巷净断面周长，m；
Q—— 通风井巷的风量，m3/s；
S—— 井巷净断面面积，m2；
通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15％。
经计算，矿井通风容易时期（投产时期）总阻力h 1为329 Pa(详见矿井通风阻力计算表3-1-2)。

13

表3-1-2 通风容易时期矿井通风阻力计算表
序号
巷道名称
支护形式
断面形式
阻力系数
巷道长度
巷道周长
巷道断面
风 阻
风 量
风 速
通风阻力
a(N.s2/m4)
m
m
S(m2)
R（N.s2/m8）
m3/s
m/s
（Pa）
1
主斜井
砌碹
半园拱形
0.0042
511
9.2
7.22
0.0525
16
2.22
13.43
2
主斜井下部车场
砌碹
半园拱形
0.0042
60
11.7
9.26
0.0037
16
1.73
0.95
3
160运输大巷
砌碹
半园拱形
0.0042
60
9.2
7.22
0.0062
15
2.08
1.39
4
材料上山及绕道石门
砌碹
半园拱形
0.0042
89
10.3
7.2
0.0103
15
2.08
2.32
5
1号皮带运输机下山
锚杆/金属支架
梯形
0.0254
385
10.8
6.24
0.4347
15
2.40
97.80
6
东带区集中运输大巷
砌碹
半园拱形
0.0042
105
9.2
7.22
0.0108
15
2.08
2.43
7
1301工作面运输巷
锚杆/金属支架
梯形
0.0254
290
10.8
6.24
0.3274
10
1.60
32.74
8
1301采煤工作面
单体液压支柱
矩形
0.032
80
8.8
2.59
1.2967
5
1.93
32.42
9
1301工作面东回风巷
锚杆/金属支架
梯形
0.0254
290
10.8
5.28
0.5404
5
0.95
13.51
10
带区集中回风大巷
金属支架
梯形
0.0254
18
9
7.39
0.0102
10
1.35
1.02
11
集中回风上山
砌碹
半园拱形
0.0042
313
9
7.39
0.0293
29
3.92
24.65
12
170总回风巷
砌碹
半园拱形
0.0042
89
9
7.39
0.0083
29
3.92
7.01
13
回风石门
砌碹
半园拱形
0.0042
26
9.2
7.22
0.0027
29
4.02
2.24
14
回风斜井
砌碹
半园拱形
0.0042
520
9.2
7.22
0.0534
31
4.29
51.30
15
引风硐
砌碹
半园拱形
0.0042
30
9.2
7.22
0.0031
31
4.29
2.96
16
小 计

286.18
17
局部阻力取15%

42.93
18
合 计

2866

329

4、等积孔计算及通风难易程度评价
1）、矿井通风的总风阻
R1 =h 1/ Q12
=329÷312
=0.34N·S2/m8
2)、矿井等积孔
A1 =
=1.19×31÷
=2.0m2
经上述计算结果表明，本矿井的通风容易时期（投产时期）通风难易程度为容易，符合相关要求。生产中可根据实际情况采取如下措施，以提高矿井通风等积孔：
1)、要维护好主斜井、回风斜井、主要运输巷道、集中回风上山及总回风巷、引风道等主要巷道，适当增加巷道断面积，降低通风风阻，提高通风等积孔。
2)、积极搞好回采工作面上下端头和出口的维护，确保采煤工作面及出口畅通无阻，减少局部阻力，降低通风风阻。
3）砌碹巷道墙壁表面应尽量做得光滑，同时外抹灰浆，力求使巷道光滑平整，以降低通风阻力。
4）在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数，巷道连接处应做成斜线形式圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90°转弯，转弯处的内外侧施工成斜线圆弧形，必要时设置导风板。
5）在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车，堆放杂物，巷道应随时维护维修，尤其是产生底鼓和发生变形的巷道要及时维修，保证其完整性，并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。
5、通风设备
初设所选用风机型号为FBCDZ-6-№15A-2×37kW型矿用防爆对旋式轴流通风机，风机风量为16～40m3/min，风压为98～1746Pa，功率为2×37kW。矿方实际已购买风机型号为FBCDZ-6-№16A-2×55kW型矿用防爆对旋式轴流通风机，风机风量为21～55m3/min，风压为98～1970Pa，功率为2×55kW。根据以上参数及投产时期主要通风机的需要静风压和需要风量，经验算，FBCDZ-6-№16A-2×55kW型矿用防爆对旋式轴流通风机符合要求，故本次修改方案风机选型修改为FBCDZ-6-№16A-2×55kW型矿用防爆对旋式轴流通风机。
修改后的容易时期（投产时期）矿井通风系统示意图见TC11015－171－1。
（二）运输机车修改
矿井原设计采用CTY5/6G型矿用特殊型蓄电池电机车运输，因矿井现有防爆柴油机车，本次修改设计考虑利用设备，故修改为防爆柴油机车，具体选型计算如下：
设计矿井+160m运输大巷选用CCG3.0/600FB型矿用防爆柴油机钢轮机车运输（机车技术特征见表3-2-1）。
表3-2-1 防爆柴油机钢轮机车主要技术特征
机车型号
CCG3.0/600FB
粘着质
量（t）
轨距
（mm）
长时牵引
力（N）
最大坡度（‰）
长时速度（km/h）
制动
方式
传动
方式
最小转弯半径（m）
防爆功率（kW）
3.0
600
6600
≤7
8
机械
机械
≥5
11

（一）运输方式选择
按照矿井开拓方式、设计生产能力。投产时期，矿井+160m运输大巷采用矿用防爆柴油机车牵引运输。+160m运输大巷铺设轨型15kg/m的标准钢轨。
（二）设计依据
1、原煤产量:90kt/a；
2、矸石量：90kt/a(按预计矿井矸石率10%计算)；
3、矿井瓦斯等级:属低瓦斯矿井；
4、工作制度：330天，3班制作业，最大班时间7.5小时；
5、运输道路平均坡度：30/00，重列车下坡运行；
6、矿车型式：1t固定车箱式矿车，轨距600mm；
7、+160m运输大巷运输距离：0.5km。
（三）机车运输的要求
1、主要运输巷道必须使用不燃性材料进行支护。
2、运行机车必须为防爆特殊型机车。
3、机车设备检修在地面检修房内进行。
4、按矿井防治瓦斯要求，运行中的机车必须装备1台AZJ-91型便携式甲烷检测报警仪，当瓦斯浓度超过0.5%时切断机车电源，必须停止机车运行。
（四）运输设备选型计算
根据矿井生产能力选用机车牵引运输方式。采用1t固定车箱式矿车，机车采用CCG3.0/600FB型煤矿用防爆柴油机钢轮机车，机车轨距600mm，机车质量3.0t，功率11kW，最大牵引力6.6kN。每列车由1辆机车牵引，列车组成按下式计算：
1、按重列车上坡启动条件：
n=
式中
n—重列车上坡启动时机车牵引矿车数，辆；
P—机车的质量，3.0t；
q—矿车装载质量；1t；
q0—矿车质量；0.595t。
g—重力加速度，9.8m/s2；
—机车撒沙启动的粘着系数，0.24；
a—列车启动加速度，0.04m/s2；
—重列车启动阻力系数，0.0135；
i—运输线路平均坡度，对于运输大巷，3‰。
n==19.7辆
2、按列车制动条件：
（1）煤车制动距离：
根据《煤矿安全规程》第351条，列车制动距离，运送物料时不得超过40m。
n=
式中
n—列车中的矿车数，辆；
P—机车的质量，3.0t；
q—矿车装载质量；1t；
q0—矿车质量；0.595t；
g—重力加速度，9.8m/s2；
—制动粘着系数，0.17；
—重列车运行阻力系数，0.009；
i—运输线路平均坡度，对于运输大巷，3‰；
b—制动减速度，经计算，取0.062m/s2。
b=0.03858=0.03858=0.062
式中
—机车运行速度，8km/h；
—机车制动距离，取40m。
n==397辆
按启动和制动条件，矿车数应为19.7辆。为适当留有余地，运输煤车取n=10辆，输矸石车取n=5辆。
3、制动距离验算：
比较矿井10辆煤车和5辆矸石车牵引最大质量，以最大10辆煤车质量的运输煤车作为计算机车制动距离的依据，计算如下：
l=
式中
l—制动距离，m
—列车制动时的速度，8km/h；
—制动时的粘着系数，0.17。
l==8.2m
经计算，每列车的矿车数为10辆，制动距离为8.2m，符合《煤矿安全规程》在运送物料时不大于40m的规定。矸石车也满足要求。
4、按列车运行条件：
空、重列车的运行阻力应小于机车的牵引力。
空列车上坡时运行阻力：
Wk==
=0.013＜6.6
重列车下坡时运行阻力：
Wz==
=1.12＜6.6
式中
Wk—空列车上坡运行阻力，kN；
Wz—重列车下坡运行阻力，kN；
—空列车运行阻力系数，0.011；
—空列车运行阻力系数，0.009。
当牵引10辆列车时，空、重列车运行阻力都小于机车在最大运行速度时的牵引力6.6kN，因此机车运行在最大速度（=8km/h）是合理的，同时也满足了起动和制动要求。
5、机车台数计算：
每班工作的柴油机车台数按下式计算：
N=
式中
N—货运工作机车台数，台；
—运输不均衡系数，1.25；
—矸石系数，1.1；
—每班煤产量，91t；
—每班工作时间，7.5h；
n—列车中的矿车数，10辆；
q—矿车的装载重量，1t；
L—+160m运输大巷运输距离：0.5km。
—机车速度，8km/h；
—装车及调车时间，25min。
N==0.97台
通过以上计算，矿井+160m运输大巷选取CCG3.0/600型矿用防爆柴油机钢轮机车取1台。考虑到备用机车，则机车台数为1.25×2=1.25台。投产时期，矿井+160m运输大巷使用台数为2台，另备用检修机车1台，共需机车3台。
（三）提升绞车修改
原设计主斜井斜长475m，因主斜井上、下标高均变化，斜长变为511m，重新核实绞车，计算如下：
在主斜井上部+374.9m标高布置绞车房，装备一套单滚筒矿用提升绞车，担负全矿提升煤、矸和下放材料、设备任务。
一）设计依据
1、矿井年产量(A1)：提升能力90kt/a。
2、工作制度：年工作日(br)330d，每天净提升时间(t)16h。
3、矸石率(A2)：10%。
4、提升型式：单滚筒缠绕式提升。最重件为柴油机车的最大不可拆卸件重量为3t。
5、装煤容器：MGC1.1-6型固定车箱式矿车。
6、提升斜长（hS）：主斜井斜长511m。
7、提升倾角（a）：25°。
8、煤的松散容重：1t/m3，矸石容重1.8t/m3。
9、设备：1次/班。
10、木材：1次/班
11、钢材：1次/班
12、其它：2次/班
13、车场型式： 上、下平车场。
（二）设备选型
1、一次提升量
（1）一次提升循环时间：
初选速度 V=2.5m/s,单滚筒绞车一次提升循环时间T=563s。
（2）矿井一次提升需要提升矿车数量
==3.86t
式中
c——提升不均衡系数，取1.25；
An——年提升量，99000t；
T——一次提升循环时间，取563s；
br——年工作日，330d；
t——日工作时数，取16h。
——装满系数，取0.95（倾角250）。
根据计算绞车一次串车提升4辆装煤矿车，或2辆装矸矿车。
（3）矿车连接器强度计算矿车数
1）煤车
==8.79个
式中
m1—矿车自重，595kg；
m2—每辆矿车装煤量，1000kg；
f1—矿车运行摩擦阻力系数，矿车为滚动轴承,取0.015；
g—重力加速度，9.81m/S2。
2）矸石车
=
=5.85个
式中
m1—矿车自重，595kg；
m2—每辆矿车装矸量，1800kg；
f1—矿车运行摩擦阻力系数，矿车为滚动轴承,取0.015；
g—重力加速度，9.81m/S2。
经过计算矿车连接器强度可一次提升8个矿车或5个矸石车，大于一次提升量所需的4个煤车或2个矸石车。
2、绳端荷重
提升绳端荷重考虑了煤车、矸石和掘进机，以最重的煤车作为计算依据，计算如下：
提升煤车
Q0=9.81n×（m1+m2）×
Q0=9.81×4×(595+1000)×0.436=27301.58N
式中
Q0—钢丝绳终端荷重，N；
n—每次提升矿车数目，4个；
m1—矿车自重，595kg；
m2—每辆矿车装煤量，1000k