1、煤矿采区设计说明书目 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
2、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
3、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
4、 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
5、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
6、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
7、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
8、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
9、 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
10、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。68 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
11、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 1400 万中国地震动峰值加速度区划本文来自: 中国煤矿安全生产网 (www.mkaq.org) 详细出处参考：http:/www.mkaq.org/html/2012/08/23/149284.shtml 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
12、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，= ;风井位于矿井上部边界，井口坐标：X= ，Y= ，Z= m ，= 。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
13、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，
14、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(P2)、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
15、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 0.5m1.6m 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 27m 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 30100m，平均 70m。2、中段该段厚 3050m，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 3042.5m，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
16、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345355，倾角 2035。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 、C6C14，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 1.2m1.6m，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
17、厚层状细砂岩，属较稳定煤层。(见煤层特征表) 。本文来自: 中国煤矿安全生产网 (www.mkaq.org) 详细出处参考：http:/www.mkaq.org/html/2012/08/23/149284_2.shtml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
18、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
19、 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、2035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
21、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（P2）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150200m，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 23m ，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
22、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
23、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
24、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
25、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。
26、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820m940m 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
27、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
28、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
29、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 T138.6 /(9 1.4)3.1a第四章 采区布置第一节 采区巷道布置本文来自: 中国煤矿安全生产网 (www.mkaq.org) 详细出处参考：http:/www.mkaq.org/html/2012/08/23/149284_2.shtml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12341235 工作面。区段内采用后
30、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，
31、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：A 采nIMLC 103式中：A 采采煤工作面生产能力，万 t/a；n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；煤层容重
32、，1.50t/m3；C工作面回采率， 95%。A 采1801.4 5281.500.95/10008.43(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：A 矿8.431.19.3(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
33、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
34、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
35、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
36、-2-2、4-2-3 、4-2-4。本文来自: 中国煤矿安全生产网 (www.mkaq.org) 详细出处参考：http:/www.mkaq.org/html/2012/08/23/149284_3.shtml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 2325，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，
37、煤层自燃倾向性等级为类，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 1.2m1.6m，与煤壁夹角 85，使用 3 号煤矿安
38、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
39、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
40、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 FBD5.0/11/25.5 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
41、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=4 511.20=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。 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
42、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1.42.0，设计取 kc=2.0。则采煤工作面需风量为：Q 采=67 0.572.0=76.4(m3/min)=1.3m3/sb、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
43、”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/sc、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
44、面需风量分别为：Q 采=60 1.06.020.9=325.0(m3/min)=5.42m3/sd、按工作面最多人数计算Q 采=4nc式中：nc回采工作面同时工作的最多人数，设计 nc=26 人。Q 采=426=104(m3/min) =1.7m3/se、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。 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/
45、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1.82.0，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=670.132.0=17.4(m3/min)=0.3m3/sb、按工作面最多人数计算Q 掘=4nj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=414=56(m3/min)=0.9m3/sc、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=259
46、=225(m3/min)=3.75m3/sd、按局部通风机实际吸入风量计算Q 掘=QfIkf式中：Qf 掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进工作面选用 FBD5.0/11/25.5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=3.011.3=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
47、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。 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。 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。 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
48、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：本文来自: 中国煤矿安全生产网 (www.mkaq.org) 详细出处参考：http:/www.mkaq.org/html/2012/08/23/149284_4.shtm
49、l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。
