××煤矿采区设计说明书，煤矿采区设计

　目 录

　前 言

　第一章　矿井概况

　第一节 概况

　第二节 矿井现状

　第二章 矿井地质

　第一节 地层

　第二节 地质构造

　第三节 煤层、煤质

　第四节 开采技术条件

　第三章 采区生产能力及服务年限

　第一节 水平及采区划分

　第二节 采区储量

　第三节 生产能力及服务年限

　第四章 采区布置

　第一节 采区巷道布置

　第二节 巷道掘进

　第三节 采煤方法

　第五章 通风与安全

　第一节 概 况

　第二节 通 风

　第三节 通风设施及防止漏风、降低风阻措施

　第六章 主要设备

　第一节 提升设备

　第二节 排水设备

　第三节 通风设备

　第四节 压风设备

　第七章 采区供电

　第一节 供电方式

　第二节 电力负荷

　第三节 采区供电

　第四节 井下通讯

　第八章 安全监测监控系统

　第九章　安全技术措施

　第一节 瓦斯灾害防治措施

　第二节　综合防尘措施

　第三节　消防火措施

　第四节　水害防治措施

　第五节　顶板事故防治措施

　第六节　运输事故防治措施

　第七节　提升事故防治措施

　第八节　电气事故防治措施

　第九节 井下安全监控系统及自救器配备

　第十节 矿山救护

　第十章 技术经济

　第一节 建井工期

　第二节 劳动定员及劳动生产率

　第三节 建设投资估算

　第四节 采区设计主要技术经济指标

　附 录

　1、设计委托书;

　2、采矿许可证;

　3、煤炭生产许可证;

　4、云南省煤矿生产能力复核证书;

　5、安全生产许可证;

　6、云南省煤矿矿井瓦斯等级鉴定证书;

　7、煤层自燃倾向性鉴定报告;

　8、煤尘爆炸危险性鉴定报告。

　附 图

　序号图 名图号比例备注

　1井上、下对照平面图1:2000新制

　2采区巷道布置平面图1:2000新制

　3采区巷道布置A-A´剖面图1:2000新制

　4采区机械配备平面图1:2000新制

　5采煤方法图示　意新制

　6通风系统示意图(投产时)示　意新制

　7采区供电系统图示　意新制

　8采区通讯系统图示　意新制

　9安全监测监控传感器布置平面图1:2000新制

　10压风系统管路布置平面图1:2000新制

　11消防、防尘洒水系统布置平面图1:2000新制

　12避灾线路示意图示　意新制

　前 言

　矿井位于XXXXXXX。

　该矿于2004年建矿，2006年正式投产，2007年核定生产能力9.0 万t/a，实际生产能力为3.0万t/a。矿井东西平均长约1.50km，南北平均宽约0.65km，矿区面积0.9765km2，许可开采标高+940～+680m，许可开采C3煤层。

　根据××县煤炭资源整合方案，本矿井为证照齐全的合法独立保留矿井，为保证矿井正常生产，根据XX的要求，为进一步提高全市煤矿生产技术管理水平，确保矿井安全生产，现委托我单位编制采区设计。

　我单位接受委托后，组织项目组开展现场调查工作，收集地质及生产技术资料，考察安全生产条件等，经综合分析研究，编制本设计。

　一、设计编制依据

　1、设计委托书;

　2、采矿许可证、煤炭生产许可证、煤矿生产能力复核证书、安全生产许可证;

　3、矿井瓦斯等级鉴定证书;

　4、煤层自然发火倾向性、煤尘爆炸危险性鉴定报告;

　5、采区地质说明书;

　7、××县煤炭工业管理局《关于做好煤矿矿井采区设计工作的通知》;

　8、《煤矿安全规程》;

　9、《煤炭工业小型矿井设计规范》(GB50399-2006);

　10、国家安全生产监督管理总局等7部局文件安监总煤调(2007)95号《关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见》;

　13、设计单位现场调查、实测、收集的资料。

　二、设计的指导思想及技术原则

　1、充分利用现有井巷工程及设备、设施，优化矿井生产系统，提高矿井建设的综合经济效益。

　2、认真贯彻执行国家相关法规、规程、规范及政策，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的先进技术、工艺、设备，力求布局合理，系统完善，环节畅通，实现矿井正规、安全、稳定生产。

　3、按照小型煤矿安全生产的基本条件要求，配备安全设施、设备。坚持 “三同时”原则，尽力提高矿井的抗灾能力，注重环境保护。

　4、为减少岩石巷道，设计采用以煤巷布置系统为主。

　三、设计要点

　1、采区巷道布置

　设计采区运输大巷、轨道上山、回风上山、总回风平巷均布置在C3煤层中。采区上部车场采用平车场，中部车场为甩车场，下部车场采用高低道车场。

　2、采煤方法

　根据煤层赋存条件及开采技术条件，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采工艺，单体液压支柱配绞接顶梁支护顶板、全部垮落法处理采空区。

　3、采区提升、运输

　工作面的运输机巷用一台刮板运输机通过联络巷与轨道平巷的矿车人力运输至甩车场，通过矿用防爆提升绞车下放至下车场，人力运输至地面。

　4、通风

　矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。回采工作面为“U”型通风;掘进工作面采用局部通风机配抗静电阻燃胶质风筒进行压入式通风。

　5、采区排水

　矿井为平硐开拓，上山开采，工作面的涌水通过轨道运输巷，轨道上山，东运输大巷的巷道水沟自流排放至地面。

　6、采区供电

　根据采区电力负荷统计，采用660V电源下井供井下提升及采掘设备用电，其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。

　7、安全监控

　利用矿井现有KJ73N型监控系统及地面设施，按《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装增加补充各类传感器，一旦出现瓦斯超限，自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源，保障矿井生产安全。

　矿井消防、防尘、压风管路及通讯系统等按《煤矿安全规程》及有关文件规定装备。

　四、主要技术经济指标

　1、设计采区生产能力：9.0万t/a。

　2、设计采区服务年限：3.1年。

　3、设计采区数及工作面数：1个采区、1个回采工作面、2个掘进工作面。

　4、采区移交生产时井巷工程量共计3366m，掘进体积22434m3(其中利用井巷225m)。

　5、直接工效：2.1t/工。

　6、采区劳动定员：185人。

　7、采区固定资产静态投资：482.2万元

　其中：井巷工程：366.41万元

　设备及工具器购置费：56.08万元

　安装工程：4.74万元

　工程建设其他费用：54.97万元

　8、采区施工工期：13.0个月。

　五、问题与建议

　1、本次设计所依据的地质资料为资源储量核实报告，地质勘查程度较低。报告中缺乏断层、矿井水文、瓦斯等资料，因此造成本次设计部分内容设计深度受到限制，仅为方案设计。

　2、建议加强地质工作和水文地质工作，探明矿区范围内的老窑分布及积水情况和断层情况，采取措施，防止老窑水、采空区积水和断层水等对矿井开采的危害。

　3、建议加强瓦斯工作，对低瓦斯矿井中的高瓦斯区域，按高瓦斯矿井进行管理。

　第一章　矿井概况

　第一节 概况

　一、位置及交通

　矿井位于××。矿区中心地理坐标为，东经： XXX，北纬： XXX。

　矿区有2.5km简易矿山公路与主干线公路相接。

　二、地形地貌

　三、地表水系

　四、气象及地震

　1、气象

　区内气候属温和潮湿型，秋下天气晴朗，冬春雨雾绵绵。根据气象站资料，区内历年平均气温17.8℃,最冷为1月份，最低气温-2.46℃，最热为

　7月份，最高气温可达34.3℃。年平均日照时间为965.7h，较同纬度地区偏少。年平均无霜期328天，历年平均降雨量为1226.2mm，蒸发度为1117.1mm。6～8月为主要降雨季节，雨量集中，占全年降雨量的78.3%，9月到次年5月为旱季。

　2、地震

　据《中国地震烈度区划图》，本区地震烈度属7度区，属地震活动强烈区。据国家质量技术监督局2001年2月2日颁发的1∶400万《中国地震动峰值加速度区划图》及《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)附录A所列我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组：××县抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10g，所属的设计地震分组为第一组。

　五、矿区经济

　区内居民以汉族为主，杂居少数苗族。当地居民以农业生产为主，农作物以玉米、水稻、小麦、洋芋为主，主要经济作物是茶叶、烤烟、油桐、天麻、竹笋、水果。区内工业不发达，仅有少量煤矿企业，且其生产规模均较小。原煤除少量供××县工、农业及生活用煤外，大部份销往四川、重庆等地。区内农用电网已改造完成，电信通讯方便。

　第二节 矿井现状

　一、矿井开拓

　矿井采用平硐开拓，中央分列式通风方式，机械抽出式通风方法。

　矿区范围内现共有2个井筒，即主平硐与风井。

　主平硐位于矿井中部，井口坐标：X= ，Y= ，Z= m，α= °;风井位于矿井上部边界，井口坐标：X= ，Y= ，Z= m，α= °。

　二、水平划分、采区划分与标高

　矿井许可开采标高+940～+680m，垂高260m;矿井东西走向长约1.50km，南北宽约0.65km;煤层平均倾角24°。矿井未进行水平划分及采区划分。

　三、矿井生产能力

　该矿于2004年建矿，2006年正式投产，2007年核定生产能力9.0 万t/a。而实际矿井现有生产能力仅为3.0万t/a左右。

　矿井现仅有1个残采区生产(11区)，1个回采工作面，2个掘进工作面。回采工作面布置极不正规，采用爆破落煤，木支护控制顶板，全部垮落法处理采空区。

　四、主要生产系统

　现生产残采区运输平巷、回风联络巷均布置在煤层中。运输平巷采用梯形断面，金属棚支护，净断面3.80 m2;回风联络巷采用梯形断面，金属棚支护，净断面为2.52m2。

　矿井采用中央分列式通风方式，风井安设两台FBCZ-4-№11A型主要通风机，回采工作面为“U”形通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

　主平硐、运输平巷均采用人力推车运输;工作面煤炭采用钢溜槽自溜。

　矿井为平硐开拓，上山开采，无排水设备。

　矿井现为双电源供电，下井电源采用660V低压下井。低压下井直达各用电作业点。

　矿井安设有KJ73N型监测监控系统。

　第二章 矿井地质

　第一节 地层

　一、矿井出露地层

　区内出露地层由老至新分别为：二叠系下统茅口组(P2m)、二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)、宣威组(P2x)、三叠系下统卡以头组(T1k)和飞仙关组(T1f)及第四系(Q)，其中宣威组为含煤地层。

　二、煤系地层

　矿区含煤地层为二叠系上统宣威组(P2x)，属陆相含煤沉积，根据岩性及含煤特征，可划分为三段：

　1、下段

　岩性为灰色粘土夹深灰色中厚层状砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩，含0.5m～1.6m厚的菱铁矿层，含大量植物化石碎片及菱铁矿结核，底部见厚约2～7m的灰白色铝土质泥岩，顶部为灰色粘土岩、间夹煤线及薄煤层。该段厚30～100m，平均70m。

　2、中段

　该段厚30～50m，岩性为深灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩，夹有煤线及薄煤层4层。

　3、上段

　该段厚30～42.5m，属陆相含煤沉积，岩性为灰色中厚状细砂岩、粉砂岩，夹煤层6层，主要可采煤层为C3煤层， C1、C2、C4、C5、C6均为不可采煤层。

　第二节 地质构造

　矿区位于兴隆场向斜南东翼。矿区地层总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾向345°～355°，倾角20°～35°。根据勘查规范DZ-T0215-2002构造复杂程度标准，本矿井构造复杂程度为简单类型。

　本次设计区域内无褶皱，无断层。

　第三节 煤层、煤质

　一、煤层

　宣威组含煤14层，自上而下编号为C1、C2、C3、C4、C5、C6……C14，其中仅上段的C3煤层全区可采。现将C3煤层特征简述如下：

　C3煤层(俗称高炭)：位于宣威组中上部，层位稳定，煤层厚度本区为1.2m～1.6m，本次设计区域平均厚度为1.4m，煤层结构单一。煤层直接顶为砂质泥岩和灰色厚层状粉砂岩，直接底为粘土岩和中～厚层状细砂岩，属较稳定煤层。(见煤层特征表)。

　二、煤质
　1、煤的物理性质及煤岩特征
　上部为暗淡型煤，中部为半暗型煤，下部为亮煤，以块状结构为主。中、上部颜色为灰黑～浅灰色，性脆，光泽较强。上部煤岩成份以镜煤为主，镜煤呈细条带至线理产出，贝壳状断口；中部以暗煤成份为主，丝炭呈不规则状断续产出，光泽暗淡；下部煤岩成份以暗煤和亮煤为主，呈条带状及透镜状结构。煤层平均体重1.50t/m3。
　2、煤的化学性质和工艺性能
　C3煤层化验指标为：水份（Mad）3.01%，灰份（Ad）26.6%，挥发份（Vdaf）10.36%，固定炭（Fd）60.30%,发热量（Qb.ad）23.979MJ/kg，全硫（St,d）0.34%，磷（Pd）0.005%。
　C3煤层为低水份、中灰、特低挥发份、低硫、低磷、中热值煤；煤类为无烟煤三号，工业牌号WY03，可作工业和民用用煤。
第四节 开采技术条件
　一、瓦斯
　根据XXXXXX审定结果：最大相对瓦斯涌出量为5.160m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.436 m3/min；最大相对二氧化碳涌出量为8.230m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为0.695m3/min。根据《煤矿安全规程》第133条，本矿井为低瓦斯矿井。
　二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性
　2007年8月委托XXX煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸危险性鉴定及煤层自燃倾向性等级鉴定，鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级属Ⅲ类，为不易自燃。
　三、地温
　根据邻近区域调查情况及矿井生产揭示，现开采区域属地温正常区，无热害危及矿井安全生产。
　四、工程地质条件
　该矿开采煤层赋存于二叠系上统宣威组中上部，C3煤层直接顶为砂质泥岩和灰色厚层状粉砂岩，直接底为粘土岩和中～厚层状细砂岩。
　综上所述：矿井工程地质条件属简单类型。
　五、矿区水文地质条件
　矿区属××支流――××河水系，山势陡峻，沟谷发育。地形坡度在20～35°间，有利于地表水与大气降水的排泄，不利于向下渗透补给，与地下水的水力联系弱。区内无地表水体和常年性河流，仅有小股季节性支沟，大气降水沿支沟流出矿区，汇入矿区以北的××河。
　矿井充水因素为大气降水，通过裂隙渗入井下，小窑积水也是矿井充水的主要因素。随采空区面积增大，充水量亦会增加，特别是小窑采空区积水，必须采取“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的有效措施进行防范，不要误穿采空区积水区造成突水事故。
　1、地层含（隔）水性
　二叠系下统茅口组（P1m）
　为灰色灰黑色块状灰岩夹燧石条带，厚达300m以上，分布于矿区南部，在地表裂隙、溶洞与陷落漏斗等卡斯特地貌发育地段，极易受大气降水补给，补给条件充分，在深部形成较为丰富的含水层，但岩溶地下水位远低于最低开采标高，对煤层开采影响不大。
　二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2β）
　为灰色、浅灰色凝灰岩、致密块状玄武岩，含稀疏团块、星点状黄铁矿，厚约150～200m，是良好的隔水层，对下部的茅口组强岩溶含水层进行阻隔。
　二叠系上统宣威组（P2x）
　为泥岩弱含水隔水层，厚约122m。虽然砂岩、粉砂岩中裂隙、孔隙含水，出露于斜坡地带，接受大气降水补给，但砂岩的厚度仅为2～3m，并有泥岩、粘土岩阻隔，故矿区仅形成封闭独立水含水体。宣威组为飞仙关组鲕粒灰岩与茅口组灰岩之间的良好的隔水层
　三叠系下统卡以头组（T1k）
　分布在矿区北部，为岩溶及裂隙含水，水量丰富，属强含水层，但远离矿山开采煤层，对煤层开采无影响。
　三叠系下统飞仙关组（T1f）
　灰色中厚层状鲕粒灰岩，局部具岩溶空洞及裂隙，砂岩、粉砂岩裂隙较发育，为裂隙、溶水含水层，但该层多位于山脊附近，常形成陡坡，不利于大气降水向本层渗透，故在深部的含水量不大。
　2、老窑水和生产矿井水文地质情况及其对矿床充水的影响
　(1）老窑水对矿床的充水影响
　矿区沿煤系地层的煤层露头附近，有较悠久的采煤历史，大部分属无规划的小业主、村民开采，开采技术落后，老窑的规模及延伸较小，巷道长度及延伸一般小于100m，主要为平硐开拓，自然排水，但部分老窑的暗斜井仍存着一定的积水，数量数十方至数百方不等。若揭穿老窑，可形成老窑突水，并有部分老窑与地表水产生水力联系。因此，老窑积水对矿床充水有较大的影响。
　(2）生产矿井对矿床充水的影响
　矿井主要开采C3煤层，采用平硐开拓上山开采，自流排水。充水来源为顶板含水层的滴水、淋水，采空冒落裂隙沟通地表，大气降水和季节性小溪渗入，对矿井产生充水。
3、矿区水文地质条件及类型
　矿区地形切割强烈，相对高差较大，地表水及地下水主要接受大气降水补给，但多以地表径流的方式迅速排泄，地表水和地下水水力联系较弱，存水条件差。开采煤层位于当地侵蚀基准面以上，地质构造简单，主要含水层为二叠系上统宣威组中砂岩、粉砂岩中裂隙、孔隙含水，其富水性弱。因此，矿井水文地质条件属以裂隙弱含水层充水为主的简单型。
　煤层底板为隔水性较好的泥岩，顶板为粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩，地层含水性弱，现矿井正常涌水量9.6m3/h，最大涌水量17.8m3/ h。
第三章 采区生产能力及服务年限
第一节 水平及采区划分
　一、 水平划分及采区划分
　因矿井生产至今，没有明确的、合理的进行水平划分及采区划分，在生产部署、采掘接替、能力持续稳定及矿井发展的过程中难以进行有效的指导、规划、部署、安排和落实，矿井安全生产带有盲目性、短期性、临时性和突击性，造成采掘接替严重失调，安全生产得不到保证，生产能力难以提高，矿井效益长期低下，并严重制约矿井的发展。为此，需对矿井水平及采区进行合理的划分。
　1、水平划分
　根据矿井许可开采标高+940～+680m，垂高260m，煤层平均倾角24°。全矿井设计二个水平，即主平硐水平（＋820m水平）和＋680m水平。主平硐水平开采标高+940～+820m，垂高120m；＋680m水平开采标高+820～+680m，垂高140m。
　2、采区划分
　矿井东西走向长约1.50km，南北宽约0.65km。
　主平硐水平即＋820m水平划分为两个采区,即以主平硐为界划分为11采区、12采区两个采区进行开采。其中11采区为现生产区，也为残采区，剩余储量仅为3.8万t。
　＋680m水平划分为两个采区,同样以主平硐为界划分为21采区、22采区两个采区进行开采。
　3、采区接替
　水平接替为：主平硐水平→＋680m水平。
　采区接替为：11采区→12采区→21采区→22采区。
　二、设计采区
　现生产区为11区，也为残采区，剩余储量仅为3.8万t。故选主平硐水平12采区作为11残采区的新接替采区进行采区设计。
　1、采区地形地貌
　设计采区内地势东高西低，地表最大标高为＋1200m，最大埋深为280m，为中高山地形地貌，设计采区内无“三下采煤”。
　2、采区位置
　本次设计采区位于矿井一水平东部，主平硐以东＋820m～＋940m标高间的C3煤层。
　3、采区范围
　本次设计采区开采标高＋820m～＋940m，垂高120m，采区走向长约882m，倾斜宽约312m，面积约27.5万m2。
　三、设计采区区段划分
　根据设计采区12采区开采范围，沿倾斜方向共划分为三个区段，每个区段斜长约90m，每个区段两翼各布置一个后退式工作面，工作面斜长约80m。首采工作面为1231工作面。
第二节 采区储量
　1、采区地质储量
　根据框算，本次设计采区内C3煤层保有资源量50.6万t（122b）。
　2、采区工业资源/储量
　由于设计区域资源类别均为122b，则采区工业资源/储量与采区地质储量相同，为50.6万t。
　3、采区设计资源/储量
　矿井边界煤柱按25m留设，经计算煤柱量为2.2万t；采空区防水煤柱按20m留设，经计算煤柱量为5.4万t。采区工业储量扣除矿井永久煤柱后，得到采区设计资源/储量为43.0万t。
　4、采区设计可采储量
　设计采区运输大巷，即矿井东运输大巷需留设煤柱，按15m留设，经计算煤柱量为1.5万t；设计采区2条上山需留设煤柱，按单侧20m留设，经计算煤柱量为3.0万t。采区设计资源量扣除主要井巷煤柱后乘以采区回采率（按85%计算），得到采区设计可采储量为38.6 万t。
第三节 生产能力及服务年限
　一、工作制度
　矿井年工作日330d，“三、八”作业制度，“两采一准”循环作业方式。
　二、设计能力
　本次设计能力按矿井核定生产能力设计，即9.0万t/a。
　三、服务年限
　根据矿井基础储量及资源类型、矿井地质构造复杂程度和开采方式等情况，采区储量备用系数取1.4，则采区设计服务年限为：
T＝
　式中：T——采区设计服务年限，a；
　Zk——采区设计可采储量，万t；
　A——采区设计生产规模，万t/a；
　K——储量备用系数，取1.4。
　采区服务年限T1＝38.6 /(9 ×1.4)＝3.1a
第四章 采区布置
第一节 采区巷道布置
　一、开采顺序
　采区各区段开采顺序：自上而下、由东向西开采，首采工作面为1231工作面，即1231工作面→1232工作面→1233工作面→1234→1235工作面。区段内采用后退式开采。
　二、采区巷道布置
　设计采区的运输大巷、材料上山、回风上山、总回风平巷均布置在煤层中。采区上车场采用平车场，中部车场为甩车场，下车场采用高低道车场。
　见采区巷道布置平面图、剖面图。
　三、回采工作面
　1、回采工作面巷道布置
　回采工作面巷道由工作面轨道平巷、运输机巷、联络巷、回风平巷及开切眼组成。工作面轨道平巷通过留设煤柱护巷作为下一区段的回风巷。
　2、首采工作面
　设计采区首采工作面布置在首采区段东翼 (区段标高+900～+935m)，工作面编号为1231。采煤工作面平均纯煤厚1.4m，平均倾角为24°，工作面走向长393m，倾斜宽80m。
　3、工作面长度及推进度
　工作面长度是决定其产量和效率的重要因素，适当加大工作面长度可减少工作面的准备工程量，提高回采率。但工作面过长会导致工作面推进度下降，降低正规循环率，不利于矿井高产、稳产、安全生产。
　根据矿井煤层条件，设计确定回采工作面长度80m。
　工作面年生产时间按330d、“三、八”制作业、“两采一准”循环作业方式，日循环进度2.0m、正规循环率0.80计算，则年推进度为528m。
　4、工作面生产能力
　工作面生产能力按下式计算：
ΣA采＝Σn·I·M·L·γ·C·10－3
　式中：ΣA采——采煤工作面生产能力，万t/a；
　Σn——回采工作面个数，1个；
　I——工作面长度，首采工作面长80m；
　M——纯煤厚度，C3煤层首采面煤厚 1.4m。
　L——工作面走向年推进度，528m；
　γ——煤层容重，1.50t/m3；
　C——工作面回采率，95%。
　ΣA采＝1×80×1.4×528×1.50×0.95/1000
　＝8.43(万t/a)
　5、采区生产能力
　掘进煤按10％计算，则矿井生产能力为：
ΣA矿＝8.43×1.1＝9.3(万t/a)
　经计算，一个回采工作面能满足矿井9.0万t/a的设计生产能力。
　四、采区生产系统
　1、煤炭运输
　工作面煤炭自溜至运输机巷、通过刮板输送机转载至联络巷装入矿车，由人力推运至采区中部车场，经轨道上山由绞车下放至采区下车场而进入东运输大巷。
　2、矸石运输
　掘进工作面矸石由人工推运至采区中（上）部车场，经采区轨道上山由绞车下放至采区下车场而进入东运输大巷。
　3、材料及设备运输
　材料、设备通过轨道上山提升绞车提升至采区中部车场，经人力推运至工作面下口。
　4、采区通风
　回采工作面：新鲜风流从轨道上山、中部车场、工作面轨道平巷（运输机巷）进入工作面，污风经工作面回风平巷进入总回风平巷排出地面。
　掘进工作面：新鲜风流从轨道上山、中部车场通过局部通风机压入掘进工作面，污风经回风上山进入总回风平巷排出地面。
　5、主要硐室通风
　消防材料库位于新鲜风流中，未独立配风；采区绞车房采用独立配风。
　6、排水
　矿井采用平硐开拓，12采区为上山开采，无排水设备，矿井涌水通过水沟自流排放。
　7、压风
　矿井主平硐井口附近建有地面压风机房，井下主管管径为DN80，支管管径为DN40。
　8、消防及防尘
　风井井口附近，＋950m标高建有200m3高位水池，水源取自山泉水。井下防尘主管管径为DN50，支管管径为DN32。见消防、防尘洒水系统布置平面图。
　见采区机械配备平面图。
第二节 巷道掘进
　一、巷道断面及支护形式
　主平硐、采区上、下车场、绞车房半圆拱断面，锚喷支护，锚喷采用砂浆锚杆，锚深1.8m，锚杆间、排距1.0m，喷浆厚度80mm；总回风斜井、消防材料库均采用等采用半圆拱断面，砌碹支护。
　东运输大巷、轨道上山、回风上山、区段轨道平巷、运输机巷、联络巷及区段回风平巷均采用梯形断面，矿用工字钢架棚支护；开切眼为矩形断面，外注式单体液压支柱支护。
　二、巷道掘进进度指标
　掘进指标：岩石平巷100m/月，岩石斜巷70m/月，半煤岩巷150m/月，煤巷200m/月。
　三、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备
　采用钻爆法掘进，岩巷采用光面爆破，同时作业的掘进工作面为2个。
　煤岩巷采用风动凿岩机和煤电钻打眼，人工装载，矿车装运。
　四、生产时期采掘比例
　正常生产时期，1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比为1:2。
　五、移交生产时井巷工程量
　设计区域移交生产时，采区施工井巷长度总计3591m(新施工3366m，维护利用225m)，其中岩巷612m（新施工387m），半煤岩巷（新施工）2892m，煤巷（新施工）87m，井巷工程量总计22434m3。
　井巷工程量详见附表4-2-1。
　巷道断面图详见附图4-2-1、4-2-2、4-2-3、4-2-4。

 

 

 

 

　第三节 采煤方法

　一、采煤方法选择

　1、开采技术条件

　煤层呈单斜构造，煤层倾角23～25°，总体为由上向下(由浅至深)逐渐变缓。设计采区煤层倾角平均为24°(首采工作面倾角平均为24°)，无断层发育。

　采矿许可证许可开采C3煤层，赋存较稳定，属中厚煤层。本次设计开采C3煤层，煤层平均厚为1.4m。

　煤层顶底板以层状结构软岩岩组为主，其次为层状结构软硬相间岩组。

　C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，不易自燃。

　根据云南省煤炭工业局2008年12月的审定结果，矿井为低瓦斯矿井。

　矿区范围内无冲击地压，地温正常;矿区水文地质简单，正常涌水量9.6m3/h，最大涌水量17.8m3/ h。

　2、采煤方法选择

　矿井可采煤层为缓倾斜中厚煤层，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采工艺。

　二、回采工艺

　生产能力为9.0万t/a，首采工作面煤层平均厚度1.4m，煤层倾角24°，设计采用炮采工艺。

　1、落煤：首采工作面纯煤厚度为1.4m，采用ZMS-12T型湿式煤电钻打眼，“三花眼”布置，炮眼长度1.2m，炮眼间距1.2m～1.6m，与煤壁夹角85°，使用3号煤矿安全炸药，毫秒电雷管引爆。

　2、装煤：工作面煤炭自溜。

　3、运煤：运输顺槽采用刮板输送机转载。

　4、顶板控制及采空区处理：工作面平均采高1.4m，设计采用DW18-400/110型单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板，排距1.0m，柱距0.8m，“五·三”排控顶，最大控顶距5.3m，最小控顶距3.3m。采用全部垮落法处理采空区，放顶步距2.0m。

　采煤工作面回采时，各工序按《作业规程》、《操作规程》、以及《煤矿安全规程》相关规定执行。

　见采煤方法示意图。

　三、采区及工作面回采率

　按《煤炭工业小型矿井设计规范》规定，各煤层采区回采率取85%，各煤层工作面回采率均为95%。

　第五章 通风与安全

　第一节 概 况

　一、瓦斯

　根据云南省煤炭工业局2008年12月的审定结果：最大相对瓦斯涌出量为5.160m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.436 m3/min;最大相对二氧化碳涌出量为8.230m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为0.695m3/min，根据《煤矿安全规程》第133条，本矿井为低瓦斯矿井。

　二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性

　2005年08月18日委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸危险性鉴定及煤层自燃倾向性等级鉴定，鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级属Ⅲ类，为不易自燃。

　三、地温及冲击地压

　井田范围内属于地温正常区，无冲击地压。

　第二节 通 风

　一、通风系统及通风方式

　根据矿井开拓布置，主平硐位于矿井中部，回风斜井位于矿井上部。主平硐为进风井，回风斜井为回风井。

　矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。

　回采工作面采用“U”型通风。

　新鲜风流由主平硐进入，经东运输大巷、采区下车场、轨道上山、中部车场、进入工作面轨道平巷(运输机巷)至工作面，污风经工作面回风平巷进入总回风平巷排出地面。

　详见通风系统示意图。

　二、掘进通风及硐室通风

　1、掘进通风

　掘进工作面选用FBD№5.0/11/2×5.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式通风。

　2、硐室通风

　绞车房位于新鲜风流中，采用独立配风;井下消防材料库处于新鲜风流中，采用全风压并联通风。

　三、风量、风压及等积孔计算

　(一)风量

　1、总风量计算

　(1) 按井下同时工作的最多人数所需风量计算

　Q=4Nk

　式中：N——井下同时工作的最多人数，据计算为51人;

　4——每人每分钟供风标准，m3/min;

　k——通风系数，矿井采用分列式通风，k取1.20。

　Q=4×51×1.20=244.8(m3/min)=4.08m3/s

　(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算

　Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×k

　式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面，掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维护巷道所需风量总和(m3/s);

　k——同上。

　① 采煤工作面需风量计算

　a、按二氧化碳涌出量计算

　矿井二氧化碳涌出量大于瓦斯涌出量，且二者比值超过1.5(按《煤矿安全规程》的规定，总回风巷瓦斯允许浓度为1%，而二氧化碳允许浓度为1.5%)，因此设计按二氧化碳涌出量进行计算。

　Q采=67×q采×kc

　式中：q采——回采工作面绝对二氧化碳涌出量0.57m3/min;

　kc——采煤工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面可取1.4～2.0，设计取kc=2.0。

　则采煤工作面需风量为：

　Q采=67×0.57×2.0=76.4(m3/min)=1.3m3/s

　b、按炸药量计算

　Q采=25Aj

　式中：Aj——采煤工作面一次起爆最大炸药量：首采工作面纯煤厚度为1.4m，采用ZMS-12T型湿式煤电钻打眼，“三花眼”布置，炮眼长度1.2m，炮眼间距1.2m。与煤壁夹角85°，使用3号煤矿安全炸药，毫秒电雷管引爆，一次起爆工作面长度为12m，取Aj=6.75kg。

　Q采=25×6.75=168.75(m3/min)=2.81m3/s

　c、按工作面温度计算

　Q采=80×V采×S采×Ki

　式中：V采——采煤工作面适宜风速，m/s，回采工作面进风流温度年均20℃左右，对应风速取1.0m3/s;

　S采——采煤工作面的平均有效断面积，m2;平均断面积等于平均控顶距与采高的乘积，最大控顶距为5.3m，最小控顶距3.3m，平均采高为1.4m，则工作面平均有效断面积为：

 

　Ki——回采工作面长度系数，取0.9。

　工作面需风量分别为：

　Q采=60×1.0×6.02×0.9=325.0(m3/min)=5.42m3/s

　d、按工作面最多人数计算

　Q采=4×nc

　式中：nc——回采工作面同时工作的最多人数，设计nc=26人。

　Q采=4×26=104(m3/min) =1.7m3/s

　e、按风速进行验算

　根据《煤矿安全规程》，按式：0.25

　式中：Q采——根据以上计算取最大值，Q采=5.42m3/s;

　S采——回采工作面有效断面，S采=6.02m2。

　经验算，Q采=5.42m3/s符合要求。

　风速验算满足要求。

　② 掘进工作面需风量计算

　a、按二氧化碳出量计算

　Q掘=67×q掘×kd

　式中：q掘——掘进工作面绝对二氧化碳涌出量0.13m3/min;

　kd——掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面可取1.8～2.0，设计取kd=2.0。

　采区投产时布置2个掘进工作面同时作业，则：

　Q掘1=Q掘2=67×0.13×2.0=17.4(m3/min)=0.3m3/s

　b、按工作面最多人数计算

　Q掘=4×nj

　式中：nj——掘进工作面同时工作的最多人数，设计nj=14人。

　Q掘1=Q掘2=4×14=56(m3/min)=0.9m3/s

　c、按炸药量计算

　Q掘=25Aj

　式中：Aj——掘进工作面一次起爆最大炸药量：采用楔形掏槽，掏槽眼长度2.3m，与煤壁夹角70°，毫秒电雷管引爆，取Aj=9.0kg。

　Q掘1=Q掘2=25×9=225(m3/min)=3.75m3/s

　d、按局部通风机实际吸入风量计算

　Q掘=Qf×I×kf

　式中：Qf——掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进工作面选用FBD№5.0/11/2×5.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机，其吸入风量取3.0m3/s;

　I——掘进面同时运转的局部通风机台数，设计每个掘进面使用1台局部通风机，I=1台;

　kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3。

　Q掘1=Q掘2=3.0×1×1.3=3.9(m3/s)

　e、按风速进行验算

　根据《煤矿安全规程》，按式：0.25

　式中：Q掘——根据以上计算取最大值， Q掘=3.9m3/s;

　S掘——掘进工作面有效断面，S掘为4.59m2。

　经验算，Q掘1=Q掘2=3.9m3/s符合要求。

　f、掘进工作面贯通期间需配备的备用风量Q掘备

　按一个掘进工作面的需风量配备，则Q掘备=3.9m3/s

　则掘进工作面需风量总和为：

　∑Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘备=11.7m3/s。

　③ 硐室需风量

　采区材料上山绞车房设计为独立配风，其需风量Q它取1.0 m3/s，则∑Q硐=1.0m3/s。

　④ 其它需风量

　设计采区有回风上山需独立配风，其回风上山需风量取1.0m3/s，则∑Q它=1m3/s。

　⑤ 采区需风量

　Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K

　=(5.42+11.7+1.0+1.0)×1.20=22.9(m3/s)

　(3) 采区需风量确定(即矿井需风量)

　采区达产时为1个采煤工作面、2个掘进工作面同时生产。因矿井达产时就是一个采区的一个工作面生产。因此采区需风量就是矿井需风量为23.0m3/s。

　2、风量分配

　采煤工作面：配风6.0m3/s;

　掘进工作面：配风6.0m3/s，2个掘进工作面共计12.0m3/s;

　硐室：配风2.0 m3/s

　其它巷道：配风3.0m3/s。

　合计：23.0m3/s。

　(二)投产时通风风压

　通风摩擦阻力计算公式如下：

 

　

　第三节 通风设施及防止漏风、降低风阻措施

　一、 通风设施

　1、为避免主平硐、运输大巷、采区车场或采区上山附近发生火灾时事故的扩大，矿井需要反风。反风通过主要通风机电机反转实现。

　2、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机，回风井设防爆门。

　3、为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，井下有关巷道中设置正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。

　二、 防止漏风的措施

　1、采煤工作面设计采用后退式开采，减少采空区漏风。

　2、回采后的采区、采面、废弃的巷道及时设置密闭墙，减少采空区漏风量。

　3、系统发生变化后，及时调整通风系统，避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。

　4、主要风门设置两道连锁的风门，防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门应专人管理风门。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点，并进行刻槽(深度不小于20cm)。

　5、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。

　三、 降低风阻的措施

　1、严格按设计断面及支护形式施工。

　2、新掘巷道周壁尽可能光滑，金属支架巷道刹帮背顶、架设整齐，锚喷巷道采用光面爆破。巷道转弯处应呈圆弧形或使之呈钝角，避免直拐弯。

　3、避免在主要通风巷道中堆积杂物，设专人检查井巷状况，发现问题及时维修，保证巷道的有效通风断面达到设计要求。

　第六章 主要设备

　第一节 提升设备

　矿井为平硐开拓，上山开采。12采区轨道上山选用一台JTKB1.6×1.2型单滚筒防爆提升绞车担负材料、设备提升和煤、矸下放的任务。计算过程如下：

　(一) 设计选型依据

　1、原煤年产量：9.0万t/a(273t/d)，出矸量：0. 9万t/a(27.3t/d)

　2、年工作日：330d

　3、轨道上山倾角：β=24°

　4、提升长度参数：L=L斜+L上+L下=275+25+25=325m

　5、提升方式：单钩串车提升

　6、绞车钢丝绳安全系数：M≥6.5

　7、上、下部车场均为平车场

　8、提升容器:MGC1.1-6型固定式矿车

　① 矿车自重：q0=592kg

　② 煤的载重量：q=1.0t

　3 矸的载重量：q矸=1.8t

　(二) 设计选型计算

　1、绞车及钢丝绳选型：

　(1)估算一次提升循环时间

　井筒上、下均为平车场。

　经计算，一次提升循环时间T=470s。

　(2)按产量求一次提升量

　

 

　1、主要通风机类型选择
　设计选用轴流式主要通风机。
　2、主要通风机型号确定
　根据上述风量与静压计算结果初选FBCZ-4-№11A型矿用防爆轴流式通风机。风机叶片安装角20～32°。
　根椐初选的主要通风机性能曲线确定风机的工况点为：
　风量：Q＝24.15m3/s，风压：H＝904.6Pa，风机效率：76%，叶片安装角：29°（＋3°）。
　(四) 计算电机功率
　1、主要通风机输入功率
N＝(H′×Q′)/(1000×η′S)/ηC
　式中：H′——投产时期工况点所对应的静压，Pa；
　Q′——投产时期工况点所对应的风量，m3/s；
　η′S——投产时期工况点所对应的静压效率；
　ηC——传动效率，联轴器传动时取ηC＝0.98。
　Nmin＝(905×24.15)/(1000×0.76)/0.98＝29.3(kW)
　2、 电动机容量的确定
　根据上述电机功率为：
Ne＝Nke／ηeηtr
　式中：ke——电动机容量备用系数(ke=1.1～1.2)，取1.2；
　ηe——电动机效率(ηe=0.9～0.94，大型电机取大值)，取0.91；
　ηtr——传动效率(电动机与通风机直联时ηtr=1，皮带传动时取ηtr=0.95)，所选主要通风机的电动机与通风机直联，ηtr=1。
　Ne＝29.3×1.2/(0.91×1)＝38.6(kW)
　根据以上计算，主要通风机功率确定为45kW。
　(五) 确定通风设备
　通过上述计算，选用FBCZ-4-№11A型矿用隔爆轴流式主要通风机2台，其中1台运行，1台备用。风机转速：1450r/min，风量范围：12.5～27m3/s，风压范围：250～920pa。
　风机叶片安装角为29°（+3°），配备型号YBFe200L-4电机，电机功率45kW。
　主要通风机性能参数详见表6-3-1。

 

　二、局部通风机选型
　掘进工作面采用压入式通风。矿井现有6台YBT2－5.5型矿用防爆轴流局部通风机，但风压（最大风压为1500Pa）、风量（最大风量为140m3/min）均达不到设计要求，因此设计选用FBD№5.0/11/2×5.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机，其风量171～260m3/min，全压980～2800Pa，电机功率2×5.5kW，选用φ600mm阻燃、抗静电胶质风筒，其供风能力满足矿井掘进巷道需求。
第四节 压风设备
　根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2007〕167号文件规定，必须在地面建立固定压风系统，且压风机容量的选择必须根据井下人数最多的工作面（或作业点）的人数每分钟所需的新鲜空气量进行选择。
　一、设计选型
　矿井现有SA－55A型风冷螺杆式空气压缩机2台，其中1台运行，1台备用，经计算能满足矿井生产需要，无须重新设计。
　其技术特征详见表6-4-1。

 

　式中：D——压风管径，mm；
　Q——井下所需风量， Q＝8.35m3/min；
　L——井下最远供气距离，取L=1000m。
　经计算D=66.6mm
　选用φ83×4mm无缝钢管作为压风供气主管道，φ60×4mm无缝钢管作为支管。主平硐、轨道上山铺设主管道，再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。入井压风管道按《煤矿安全规程》规定进行接地。见压风系统管路布置平面图。
第七章 采区供电
第一节 供电方式
　矿井原采用660V电源下井，根据采区电力负荷统计，地面安设两台KS9-250/10/0.69kV型矿用变压器为井下设备提供电源 (其中一台使用，一台备用，中间设置联络开关，当两台变压器同时使用时，联络开关必须断开) ，并在低压侧设置检漏继电器和试验开关，达到对660V系统的绝缘检测及漏电保护。井下局部通风机采用双风机双电源，其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。
第二节 电力负荷
　采区主要电力负荷指标如下：
　设备总容量：750.2kW
　设备总工作容量：407.8kW
　有功负荷：242.151kW
　无功负荷：210.22kvar
　视在功率：320.67kVA
　电力负荷统计表见表7-2-1。
　

 

第三节 采区供电
　根据采区电力负荷统计，采用660V电源下井供井下采掘设备用电。井下局部通风机采用双风机双电源，其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。
　采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁，掘进工作面的电气设备设风电闭锁、瓦电闭锁。各回采工作面煤电钻均采用BZZ-2.5型煤电钻综合保护器供电，使用MZ型矿用阻燃橡套软电缆联接。
　电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的外壳、构架等必须有保护接地。各配电点均在巷道水沟内或其它就近潮湿处设置局部接地极(设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的镀锌钢管，其它地点的局部接地极为直径不小于35mm，长度不小于1.5m的钻孔钢管)。接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2Ω，每个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。
　见采区供电系统示意图。
第四节 井下通讯
　根据安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2007〕167号文件要求绞车房等主要机电硐室和掘进工作面、采煤工作面、总回风巷等地点安装电话机。矿井选用KTJ101-30型矿用程控调度交换总机，井下选用型号为KTH104矿用电子电话机。下井的通讯干线选用两回MHYV32-20×2×0.84型通讯电缆，相互之间应有联络电缆，当任一条电缆出现故障时，可迅速转接，保证井下主要电话用户的通信，入井通讯电缆必须在入井处装设熔断器和防雷装置。接至电话机的支线，选用HUJYV-1×2×7/0.28型通讯电缆。凡安装电话机的地点，设立醒目的电话标志，并标明调度、救援等重要电话号码。
　见采区通讯系统示意图。
第八章 安全监测监控系统
　矿井安设有KJ73N型监测监控系统，井下安设有瓦斯传感器8台，风速传感器2台，设备开停传感器10台，风门开闭传感器10台。
　设计利用矿井现有KJ73N型监控系统及地面设施，按《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装增加、补充各类传感器，一旦出现瓦斯超限，自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源，保障矿井生产安全。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实现风电、瓦斯电闭锁功能。
　甲烷传感器安设位置及报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围详见图中传感器设置表。
　设计采区投产时共装备4个分站，均为KJJ86N型中分站，装备各类传感器34台(不含备用量)。其中瓦斯传感器10台，风速传感器2台，温度传感器1台，负压传感器1台，风门开闭传感器10个，设备开停传感器5台,设备开关馈电传感器3台，风筒传感器2个。
　各类传感器的备用量按20％配置，矿井各类传感器配备数量见表8-4-1。
　见矿井安全监测、监控传感器布置平面图。
　

　第九章　安全技术措施

　第一节 瓦斯灾害防治措施

　一、防止瓦斯积聚的措施

　1、通风系统合理、完善。巷道断面按设计施工，满足通风需要;主要通风机根据选型配置，保证矿井风量足够、稳定、可靠;矿井通风系统简单，角联风路、并联支路少，井下通风构筑物少;各用风地点风量容易控制，风流稳定性好，能够保证各用风点风量。

　2、保证通风设施质量，加强通风设备设施管理与维护检修，井下各用风地点按规定配风，风速符合规程规定。

　3、严格执行矿井瓦斯检测制度，搞好“一通三防”工作。

　4、加强巷道维护和采煤工作面顶板管理，避免瓦斯局部积聚，及时密闭盲巷、废巷，隔离采空区;瓦斯超限时，严格执行瓦斯排放制度。

　5、加强通风、机电设备的检修维护，减少无计划停电、停风造成的瓦斯积聚。

　二、防止瓦斯爆炸的措施

　1、 入井人员穿抗静电工作服下井，以免静电产生火花引爆瓦斯。

　2、 严格井口检身制度，防止入井人员携带烟草和点火物品下井。

　3、杜绝失爆矿灯下井，严禁井下敲打、拆卸矿灯。

　4、井下所有电气设备采用隔爆型，严禁失爆设备下井。

　5、加强放炮管理，做到“一炮三检”，杜绝不正规的爆破作业。

　6、井下采、掘工作面实行独立通风，掘进工作面实行风电、瓦斯电闭锁，采煤工作面实行瓦斯电闭锁。

　7、防止瓦斯爆炸事故扩大的措施

　不用的旧巷及开采结束工作面及时设置可靠的永久密闭;加强矿井主要通风机、防爆门的日常管理，保证主要通风机、防爆门处于良好状态，反风时保证主要通风机能在10min之内改变巷道中风流方向，反风风量不低于正常风量的40%;编制完善的瓦斯爆炸事故处理计划，按规定进行反风演习，检验反风设施及反风效果;加强矿井井下通风设施的日常管理、维修维护工作，保证通风设施质量。

　第二节　综合防尘措施

　1、采掘工作面采用湿式打眼，爆破时使用水炮泥及喷雾洒水，出煤或装煤(岩)时洒水等措施。

　2、合理配风，定期清扫井巷浮煤，冲洗巷道和刷浆。

　3、建立完善的防尘洒水系统，主要运输巷、采区上山、区段轨道平巷及区段回风平巷、采掘工作面、放煤口、卸载点等地点装设防尘供水管路和降尘装置。

　4、井下(缓冲)煤仓应保持一定的存煤。

　第三节　消防火措施

　一、内因火灾防治措施

　矿井开采煤层不易自燃，设计采取监测监控、均压通风等预防性措施防止内因火灾的发生。

　二、外因火灾防治措施

　1、建立完善的矿井防火管理制度。

　2、加强明火与潜在热源的控制与管理，安装可靠的保护设施，严禁人员携带烟火入井。

　3、井筒及运输大巷采用锚喷支护，采区巷道采用锚喷及钢性支架支护;井下机电硐室采用砌碹支护，并设置防火门，各机电硐室配备灭火器材。

　4、加强日常管理，保证矿井主要通风机处于良好状态，保障反风顺利实施。

　5、建立了完善的消防管路系统，井上、下设置有消防材料库，并备有相应数量的消防材料和工具，以及时控制或消灭矿井火灾。

　6、绘制矿井避灾路线，一旦发生火灾，保证人员安全撤离。

　7、进风井口均安设防火铁门，井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火。

　见避灾线路示意图。

　第四节　水害防治措施

　1、井口附近设置防洪水沟。

　2、做好雨季防汛准备和检查工作，防止或减少地表水涌入井下。

　3、加强排水设备管理。

　4、矿井掘进工作面配备探水钻，并加强职工安全教育，坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。

　5、加强水文地质资料的收集、整理工作，查清、探明矿区范围内老窑分布及积水情况，采取措施防止老窑水对矿井的危害。

　6、按《煤矿安全规程》规定留设有防水煤柱。

　见避灾线路示意图。

　第五节　顶板事故防治措施

　一、回采工作面顶板管理措施

　1、严格支护质量，支柱排、柱距符合作业规程规定，失效、缺失支柱及时更换增补杜绝空顶作业。

　2、悬顶距离应在作业规程中规定，回柱后若悬顶超过规定，应采取打眼放炮的方式进行强制放顶。

　3、对于层理发育的顶板，要采取连锁支架，加密支护，适当加大控顶距，打眼放炮时减少装药量。为防止工作面顶板大面积垮落造成冒顶，回柱放顶分段长度不小于25m，且各段只能向同一方向回柱。

　4、回柱放顶作业过程与回柱无关人员禁止滞留;放顶人员必须站在支架完整的安全地点工作;回柱放顶前，必须对放顶的安全情况进行全面检查，清理好退路;回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

　5、遇裂隙或节理发育、紊乱、顶板岩层松软、破碎有漏垮型冒顶危险时，必须进行加强支护，或采用丛柱或架设木垛等特殊支护方式控制冒顶。

　6、工作面上下安全出口附近20m内必须加强支护。

　7、认真掌握回采工作面老顶初次来压与周期来压规律，防止采面大面积来压造成垮塌事故。

　8、工作面必须备有Φ≥200mm的坑木，其数量、存放地点必须在作业规程中明确规定。

　9、工作面初采、收尾、过地质构造带，以及顶板悬顶面积超过作业规程规定时，必须编制临时专项安全技术措施，并严格贯彻执行。

　二、掘进工作面的支护

　1、掌握掘进巷道围岩的地质构造、水文变化、物理力学性质和稳定性情况，严格控制巷道断面、形状尺寸。

　2、合理选择钻眼角度及装药量，减少对围岩稳定性的破坏。

　3、严格永久支护工程质量，临时支护与永久支护的滞后距离在作业规程中作出明确规定，严禁空顶作业。

　4、严格执行敲帮问顶制度，及时发现和处理危岩隐患。

　5、在巷道交岔点的施工措施

　由主巷到分巷掘进时，主巷先掘至岔口处，并以小断面进入岔口，然后将分巷掘砌2m，再将主巷掘砌2m，倒回刷砌扩大部分，最后挑顶砌拱。保证施工安全。

　6、掘进巷道过断层、破碎带、构造带顶板管理措施

　巷道掘进，当遇断层破碎带、岩石风化带或稳定性极差的松软岩层，时，必须采取前探支护。

　第六节　运输事故防治措施

　1、定期检修矿车并经常检查，发现隐患，及时处理。各种车辆的两端必须装置碰头，每端的突出长度不得小于100mm。

　2、人力推车时必须时刻注意前方，一人一次只准推一辆矿车，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，都必须发出警号。严禁在矿车两侧推车，严禁放飞车，不准蹬坐车滑行。同方向推车时，两车的间距在坡度小于或等于5‰不得小于10m，坡度大于5‰不得小于30m。若前车停车时，要立即发出警号通知后面车辆。

　3、选取合理转弯半径，加强铺轨质量管理，及时维修好线路。

　4、主要运输巷道内应设有防爆照明灯具，其照度达到相关设计标准。

　5、人力推车运输时应注意防止下落物体砸伤人员。加强职工安全教育，严禁爬车、蹬车等违章行为。

　6、刮板输送机事故防治措施

　(1) 安装及投入运行时要保证输送机的平、直、稳、牢，运行中，应根据链条的松紧情况及时调整，防止卡链、跳牙、断链等事故。

　(2) 安装使用的绳扣、链环、吊钩等工具要进行详细检查，做到安全可靠。

　(3) 输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不得超过15m。启动前必须发出信号，向工作人员示警，情况正常时，方可正式启动运转。

　(4) 不能向溜槽里装入大块煤矸，一经发现应立即处理;使用输送机运送支柱或木料等物时，必须制定防止顶人、顶机组及顶倒支柱的安全措施，并通知司机。

　(5) 运转中发现断链、刮板严重变形、机头掉链、溜槽拉坏、出现异常声音及温度过高等事故时，应立即停机处理，防止事故扩大。

　(6) 严格执行停机处理故障、停机检查的制度，停机后要悬挂停机牌，凡是转动、传动部位应按规定设置保护罩或保护栏杆。

　(7) 严禁人员在溜槽内行走，严禁乘坐刮板输送机。

　(8) 刮板输送机的液力偶合器，必须按所传递的功率大小，注入规定量的难燃液，并经常检查有无漏失。

　(9) 移动刮板输送机的液压装置必须完整可靠，移动时必须制定防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施，机头、机尾锚固立柱必须打牢。

　(10)做好刮板输送机的日常维护和管理工作，操作人员必须经培训后持证上岗。

　第七节　提升事故防治措施

　1、防止过卷装置：在提升机上装设过卷保护装置，当提升机超过正常停车位置0.5m时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用。

　2、防止过速装置：当提升速度超过最大提升速度15%时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用。

　3、过负荷和欠电压保护装置：在进行拖动计算时，应按绳端荷重及正常加速度值计算整定电流，设置过负荷保护装置。为保证设备正常运行，应设置欠电压保护装置，当实际电压低于额定电压的75%时，欠压保护装置必须能发生作用。

　4、深度指示器失效保护装置：当指示器失效时，能自动断电并使保险闸发生作用。

　5、减速功能保护装置：当矿车到达设计减速位置时，能示警并开始减速。

　6、松绳保护装置：松绳保护装置必须接入安全回路和报警回路，在钢丝绳松弛时能自动断电并报警。

　7、闸间隙保护装置：当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。

　8、提升钢丝绳：按《煤矿安全规程》要求，设计选用提升物料的钢丝绳安全系数ma≥6.5。

　9、斜巷提升时，严禁蹬钩、行人，防止断绳跑车、脱轨掉道和翻车事故伤亡人员。运送物料时，开车前把钩工必须检查牵引车数及各车的连接和装载情况，牵引车数超过规定、连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁发出开车信号。

　10、斜巷提升时应严格执行“行车不行人、行人不行车”的制度。

　11、对提升用的新钢丝绳到货后，必须有厂家的合格证书，经外观检查无锈蚀和损伤后应妥善保管备用，防止损坏或锈蚀。

　对每卷钢丝绳必须保存有包括出厂的厂家合格证、验收证书等完整的原始资料。

　12、对使用中的绞车钢丝绳必须定期检查。升降物料用的钢丝绳，自悬挂时起12个月时进行第1次检验，以后每隔6个月检验1次。升降物料时安全系数小于6必须更换。

　13、要注意钢丝绳的磨损、断丝以及锈蚀情况，提升物料的钢丝绳在一个捻距内的断丝面积与总断面积之比达到10%时必须更换。

　14、钢丝绳在运行中突然遭受到猛烈拉力时必须立即停车检查，发现下列情况之一者，必须将受力段剁掉或更换新绳：

　(1) 钢丝绳产生严重变形或扭曲。

　(2) 断丝和钢丝绳直径超过前述规定。

　(3) 遭受猛然拉力的一段的长度伸长0.5%以上。

　在钢丝绳使用期间，断丝突然增加或伸长突然加快，必须立即更换。

　15、钢丝绳锈蚀严重或点蚀麻坑形成沟纹或外层钢丝绳松动时，不论断丝数多少或绳径是否变化，必须立即更换。

　16、使用有接头的钢丝绳时必须符合以下规定：

　(1) 在倾斜井巷中使用的钢丝绳，其插接长度不得小于钢丝绳直径的1000倍。

　(2) 使用在倾斜井巷30°以下专用于升降物料的绞车上。

　17、连接装置必须符合以下要求：

　(1) 倾斜井巷运输用的钢丝绳连接装置，在每次换钢丝绳时，必须用2倍于其最大静荷重的拉力进行试验。

　(2) 倾斜井巷运输用的矿车连接装置，必须至少每年进行一次2倍于其最大静荷重的拉力进行试验。

　(3) 各种保险链以及矿车的连接环、链和插销等在初次使用前和使用后每隔2年，必须逐个以2倍于其最大静荷重的拉力进行试验，发现裂绞或永久伸长量超过0.2%时，不得使用。

　18、斜巷铺轨和使用过程中的检查必须符合《井巷工程施工及验收规范》的规定。

　19、矿井轨道的铺设质量必须符合下列规定：

　(1) 扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。

　(2) 直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。

　(3) 直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。

　(4) 在曲线段内应设置轨距拉杆。

　(5) 轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应按标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。

　同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。

　矿井倾斜井巷提升的轨道，必须采取轨枕防滑措施。

　20、提升斜巷内设置的托绳轮(辊)按《矿井设计规范》设置，并保持转动灵活。

　21、提升井巷各车场设置信号硐室。

　22、在绞车提升的倾斜井巷内必须设置如下设施

　(1) 在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的防跑车装置。

　(2) 在上下车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车场或区段的阻车器。

　(3) 在上部平车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。

　(4) 在上部平车场接近变坡点处，安设能够防止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。

　(5) 在变坡点下方略大于一列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑的挡车栏。

　23、卷筒上钢丝绳缠绕层数在2层或2层以上时，滚筒边缘高出最外一层钢丝绳的高度至少为钢丝绳直径的2.5倍;滚筒上必须设有带绳槽的衬垫;钢丝绳由下层转移到上层的临界段(相当于1/4长的部分)必须经常检查，并应在每季度将钢丝绳移动1/4绳圈的位置。对现有不带绳槽衬垫的在用绞车只要在滚筒板上刻有绳子槽或用一层钢丝绳作底绳，则可继续使用。

　24、注意检查钢丝绳头固定是否牢靠，钢丝绳绳头的固定必须符合下列要求：

　(1) 必须有特备的容绳或卡绳装置，严禁系在滚筒轴上。

　(2) 绳孔不得有锐利的边缘，钢丝绳的弯曲不得形成锐角。

　(3) 滚筒上应经常留有三圈绳子，用以减轻固定处的张力，还必须留有作定期检验用的补充绳子。

　25、在工作中应注意电流表、电压表和压力表的工作情况，如指针异常指示时，应施行制动然后检查原因;时常注意顶板及绞车的支撑固定情况以及钢丝绳的受力情况，发现异常，要立即停车处理。绞车的操作按钮应完好，脚踏紧急制动开关装置灵活可靠、信号清晰。

　26、加强提升绞车硐室管理，制定并实施电控室内消防与灭火措施，落实保安措施。

　第八节　电气事故防治措施

　一、防止电火花事故的措施

　1、 可能产生电火花事故的分析

　电气设备在正常运行中的开关开合、电机电刷滑环的摩擦要产生电火花。

　电气设备事故时，如短路、接地、导电连接松脱，机械碰撞，感应放电等要产生电弧或电火花。

　上述情况，均可能由电火花引发事故发生。

　2、电火花事故的防治措施

　(1)正确选择电气设备和线路，在正常的负载下不过热，从而不降低绝缘强度。

　(2)正确安装电气设备和线路，不产生设备之间的碰撞;设备与线路，线路与线路之间的连接要牢固且使用压线板(卡爪)或线鼻子与接线端子连接;电缆连接采用符合要求的隔爆接线盒;井下电缆的敷设按《煤矿安全规程》的规定进行。

　(3)作好漏电保护装置的检查、试验，及时切断漏电故障电源。

　(4)使用煤电钻以及照明、信号综合保护装置，起到过载、短路、漏电的保护作用。

　(5)井下通讯、信号和控制等装置设置，采用本质安全型。

　(6)井下可能产生静电的设备、管道作良好的接地。

　(7)严禁带电检修和搬迁设备。

　二、防止井下电气着火事故

　1、 电缆均选用煤矿用阻燃电缆，做好电缆连接、悬挂，避免压埋在煤堆中，使用好过负荷、短路、漏电保护装置。

　2、带油的电气设备必须设在机电硐室内。严禁设集油坑。

　3、定期检查设备的绝缘状态，整定并使用好继电保护装置。

　4、 井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。

　5、井下机电设备硐室设置向外开的防火门，硐室内配置一定数量的灭火器材。

　三、防止触电事故

　1、对经常容易造成触电危险的照明、信号、通讯、控制回路和手持式电气设备，除了加强绝缘外，采用不超过127V的额定电压，并设置煤电钻综合保护装置和照明及信号综合保护装置。

　2、机电硐室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌，硐室内有高压电气设备时，入口处和硐室在明显地点悬挂“有电危险”字样的警示牌。硐室内的设备分别编，标明用途，并有停送电的标志。

　3、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。所有的开关闭锁装置均能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。

　第九节 井下安全监控系统及自救器配备

　矿井安设有KJ73型监测监控系统。按《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装增加补充各类传感器(安全监测监控系统布置详见第八章)。

　设计按井下工作和管理人员出勤总人数，并留有10%的备用量，井下共计配备自救器80台。

　第十节 矿山救护

　煤矿已与××市矿山救护队签定了救护协议，从救护队驻地至煤矿行车时间超过30min。煤矿设辅助救护队，队员9人，并按辅助救护队的要求配备相应的装备及器材。

　第十章 技术经济

　第一节 建井工期

　一、施工准备内容与进度

　采区施工准备内容较多，涉及面宽，关系复杂，根据矿井的实际情况统筹安排、综合平衡各项工作。针对薄弱环节，采取有效措施，做到既缩短施工准备期，又能使以下各项工作做好充分准备，求得快、好、省最佳效果。

　1、学习有关技术文件，熟悉设计图纸，弄清设计意图，编制矿井单项工程施工组织设计。

　2、完成必要的临时工程，并促使永久工程尽早开工，凡有条件的应尽可能利用永久建筑物。

　3、切实落实施工所需的材料。

　4、搞好防洪设施工程。

　5、按采区施工准备工作计划及井巷开工需要，编制劳动力计划，并做好调配，培训工作。

　而根据工程建设轻重缓急采用统筹法，确立关键工程主线有计划、有步骤地进行，以缩短准备期。

　二、采区移交标准

　井巷、安全设施、环保卫生设施及其安装工程、同步建成一次移交生产。

　三、移交生产时井巷工程量

　设计采区移交生产时， 采区施工井巷长度总计3591m(新施工3366m，维护利用225m)，其中岩巷612m(新施工387m)，半煤岩巷(新施工)2892m，煤巷(新施工)87m，井巷工程量总计22434m3。

　四、井巷施工平均成巷指标

　根据《煤炭工业小型矿井设计规范》有关规定，并参照矿井目前巷道施工进度及当地矿井的进度指标，按照不同的断面、不同的支护方式，设计确定本矿井井巷工程平均进度指标(详见表10-1-1)。

　表10-1-1 井巷工程平均进度指标表

　井巷类型岩巷煤岩巷煤巷

　平巷斜巷

　平均成巷指标(m/月)10070150200

　五、连锁工程确定

　采区建设项目连锁工程为：

　掘进一队：12采区运输大巷→回风上山(中段、下段，贯通总回风平巷形成通风系统)→消防材料库及通道→采区下车场→轨道上山→1231轨道平巷(1231运输机巷)→联络巷→开切眼(与1231回风平巷贯通形成1231工作面)。

　掘进二队：总回风平巷→回风上山(上段)→上车场及顶板绕道%