明金下山设计1.doc

珙县明金煤矿华福矿业开发有限责任公司珙县明金煤矿延伸下山采区开拓设计方案二OO七年十一月二十日华福矿业开发有限责任公司珙县明金煤矿延伸下山采区开拓设计方案前 言我矿的上水平开采工作即将结束，为了保证正常的采掘接替，经公司研究决定，准备对下水平进行布置，现将下水平的开拓布置方案介绍于下：一、编制设计的依据1、明金煤矿相关“地质环境影响评价报告”，“储量评价报告”、“资源开发利用方案”、“采矿权评估报告”、“产品检测报告”等生产技术资料；2、中华人民共和国国家标准GB50399-2006煤炭工业矿井设计规范；3、矿产资源法及矿产资源开采登记管理办法；4、国家煤矿安全监察局2006年版煤矿安全规程；5、中华人民共和国矿山安全法；6、中华人民共和国劳动法；7、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局5号令煤矿安全生产基本条件规定；8、珙县明金煤矿相关地质资料和生产技术资料。二、设计的指导思想1、简化矿井生产环节，提高综合经济效益。2、依据国家安全监察局2006年版煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范及煤矿安全生产基本条件规定，结合矿井具体情况，尽量采用与矿井相适应的技术、工艺和设备，使之达到正规的、安全的、稳定的生产。3、采煤方法：根据煤层赋存及开采技术条件，因地制宜采用普采。4、全员工效：按照1.8t/工考虑。三、设计的主要特点1、提升下山和人行下山布置在距B4煤层16.5m的顶板砂岩中，回风上山布置在距B4煤层4.7m的顶板砂岩中，在每一区段内布置石门与煤层相连；2、本水平设计划分为三个区段（第一区段：+490+522m、第二区段：+458+490m第三区段：+458+425m），第一、二区段均布置成对拉工作面，第三区段为单翼开采，每一工作面均划分为两段进行开采。3、每一工作面均按走向350m，斜长100m左右进行布置；4、在每一区段内布置一条B1底板巷，作为该区段的抽放和本区段内第二个工作面开采时的通风、运输、行人及排水之用；5、人行下山兼作铺设排水管路和供电缆线之用；6、主、副水仓均按3355=495m3进行设计；四、存在的问题及提请有关部门注意的问题1、矿井地质勘探中对井田内瓦斯资料的分析与采样不够，不能满足设计对有关瓦斯的各种参数的需要；因此，在开采过程中应加强瓦斯资料的收集工作,为瓦斯抽采和利用提供参考；2、因开拓巷道布置在煤层顶板，且煤层倾角较小，所以，石门的工程量比较大，在施工过程中应采用效率较高的掘进方式，以缩短建设周期；3、因石门揭煤次数较多，且每次均需揭穿B3和B4两层煤，故应加强石门揭煤的管理；4、根据矿井实际情况，按照煤矿安全生产的基本要求，配备和完善相应的安全设备和设施，提高矿井的抗灾能力；第一章 概 况1.1 位置及交通1.1.1 交通位置明金煤矿位于四川省宜宾市珙县陈胜乡文化村一社，属四川省兴文县先锋硫煤矿区德赶坝矿段东段，行政区划属珙县陈胜乡文化村一社。处于珙县县城146方向，直线距离25.5km。北西距珙县火车站28km，东距兴文县城（古宋）约80km，矿井工业广场紧邻兴文县周家镇珙县的公路，交通堪称方便 (详见矿井交通位置图1-1) 。1.2矿井概况本矿始建于九十年代初，为私营企业。由省地质矿产厅1999年12月颁发新的采矿许可证，有效期限为1999年12月至2002年12月，生产规模为年产无烟煤15万吨，允许开采的煤层为B3、B4煤层，允许开采标高+625+425m，矿区范围(详见1.2.1)。矿区面积0.9185km2，现有保有资源量（333）约358万吨。1.3矿井现状 本矿设施齐全，全矿地表占地总面积约3600m2，其中工业广场占地3500m2，（见下面照片）；碴场占地100m2，废水经平硐自流外排。1.4 地质地形 1.4.1地形地貌本矿位于四川盆地与云贵高原过渡带，属中切割尖棱状中低山。最高点为尖峰顶，标高+1252.2m，最低点为洛浦河，标高+495m，相对高差760m。山脉走向与区域构造线方向一致，主要为北东一南西向，与地层岩性密切相关：茅口组（P1m）灰岩地带岩带地貌明显；煤系地层宣威组（P2X）多构成缓斜坡地貌，飞仙关组（T1f）砂（泥）岩形成反向坡及横切沟谷地带为陡坡、陡崖；嘉陵江组（T1j）灰岩在最高处形成分水岭及顺向缓坡，缓坡上岩溶地貌明显。1.4.2地层根据地质资料及矿井开采过程中揭露的资料，现将本矿区范围内地层及构造特征叙述如下：井田范围内出露的地层由老到新有二叠系上统宣威组（P2X）及三叠系下统飞仙关组（T1f）、嘉陵江组（T1j）。见表1-3。1、宣威组（P2X）：为一套灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粘土岩夹细砂岩、粉砂岩，全组含煤层715层，其中主要可采煤层为B3、B4煤层，其余煤层为不可采或局可采煤层，全组厚约131.46m183.57m，平均厚约145m。按含煤性及岩性组合可分四段。其第四段岩性为灰深灰色薄层细砂岩、薄层粉砂岩与泥岩、粘土岩、生物碎屑灰岩互层，含煤35层，均不可采；第二、三段为灰深灰色粘土岩与泥岩、粉砂岩互层，含煤410层，其中B3、B4煤层为可采煤层，B2煤层局部可采，其余不可采。厚度98.28m121.54m。第一段（含矿段）为浅灰色菱铁质粘土岩，底部为硫铁矿层，不含可采煤层，平均厚8.59m，未见底。2、飞仙关组（t1f）：为一套紫红色、暗紫色、灰绿色粉砂岩与砂质泥岩互层，其间发育波状、透镜状、脉状层理构造。全组可分五个岩性段，分段标志是以灰绿色砂质泥岩为宏观特征。其中第一段（T1f1）为灰绿色砂质泥岩夹薄层粉砂岩，底部含较多根须状方解石脉，与下伏宣威组分界标志明显，本段厚90m，全组平均厚492m。表1-3地层与岩性特征简表地层单位代号层厚（m）岩 性 特 征 及 分 布系统组段第四系Qesl0-8以黄色粘土为主，含砂、泥岩风化碎石、块石、局部表层具黑灰色、杂色淤泥、耕植土。于岩溶槽谷及山麓地带以及宽缓斜坡下零星分布。三叠系下统嘉陵江组第二段T1j240中上部为绿色水云母泥岩、泥质粉砂岩夹泥质灰岩；下部为灰色灰岩、泥质灰岩、夹水云母泥岩；底部为紫色、黄绿色泥岩，分布于山顶缓坡地带。第一段T1j1160上部灰、黄绿色中厚层状石灰岩，夹泥质灰岩，下部泥灰岩或泥质灰岩，夹钙质泥岩，多成山岭。飞仙关组第五段T1f5110上部紫色钙质泥岩，中部砂质泥岩，下部细砂或粉砂岩。第四段T1f4100紫红色薄层至中厚状砂质泥岩，泥岩夹粉砂岩。第二、三段T1f2+3184紫红色薄层至中厚层状砂质泥岩，上部夹含砂质泥岩扩粉砂岩，中部夹细粒长石砂岩，下部夹薄层状粉砂岩，形成反向陡坡、陡崖。第一段T1f190灰绿色薄至中厚层状泥岩、砂质泥岩，夹薄层粉砂岩，泥岩灰岩，多形成反向陡坡。二叠系上统宣威组第四段P2x436.19灰深灰色薄中厚层状生物碎屑灰岩、砂质泥岩、泥岩、粘土岩互层，中部夹粉砂岩，含煤23层，均不可采。区内多形成陡坡。第二、三段P2x2+3105.56含煤段，上部为灰色薄中厚层粘土岩，夹砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，含煤25层。开采煤层B3、B4位于该段顶部，两煤层层间距平均2.94m，B3煤层厚1.31m，B4煤层厚1.35m。中下部为粘土岩、菱铁质粘土岩，向下粉砂岩及细粒岩屑砂岩增多。出露于山麓坡折地带。第一段P2x110.01含硫铁矿段，上部为灰色菱铁质粘土岩，下部为硫铁矿层，矿铁矿层与B3煤层层间距平均100.82m。下统茅口组P1m312浅灰深灰色中厚层状石灰岩、生物碎屑灰岩，矿山岩溶地貌发育，有石漠化现象。1.4.3地质构造矿区位于珙长背斜南西翼近西段，为单斜构造。岩层倾向200300，倾角1220，平均18，属缓倾斜煤层。矿区内断裂构造较为发育，地表有F39、F40、F41、F42等四条断层；其中F40号断层为平移断层，其余断层均为正断层，地表延伸长度80200m不等，由于位于浅部地表地带，对本矿山煤层开采直接影响不大。除此之外，本矿山的煤层分布区隐伏断层较发育，通过钻孔、井巷及相邻矿山揭露的有f1、f2、f3共三条，其余还有待未来开采中证实。这些断层均具走滑性质或层滑性质，尽管断距不大，但常对煤层开采造成较大影响。综上，该矿山地质构造复杂程度应属简单中等类型。1.4.4 煤层井田内含煤可达14层，一般710层，呈层状、似层状及透镜状产出，由下至上依次可分三个含煤组A、B、C。本区B煤组内由下至上为B1、B2、B3、B4，而允许矿山开采的煤层为B3、B4煤层，局部可采的B2、B1煤层未被批准开采，现对B3、B4煤层分述如下：（1）B4煤层俗称“上连炭”，位于宣威组第三段的顶部，下距B3煤层1.38m3.78m，一般为2.43m,矿山井巷内仅1m1.5m,为复煤结构煤层.上部为黑色暗淡半暗煤与半亮光亮型煤间互相成;下部为线理状半暗暗淡型煤。煤层厚1.10m1.58m，平均1.29m。一般含12层夹矸，夹矸厚0.010.14m，岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，其中一层为褐灰色高岭石化晶屑凝灰岩，具砂状结构，易于识别，本次在井巷中未见煤层夹矸。煤岩组分为暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜体，次生裂隙较为发育，质坚硬，呈块状。顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩，含动物化石碎屑或个体，含黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。（2）B3煤层俗称“中连炭”，位于宣威组第三段上部，上距B4煤层约1m1.5m,下距B2煤层约5m8m，三分性明显，中部为灰黑色、黑色半亮光亮型煤，上、下为半暗型煤；煤层结构单一，不含或偶含1层夹矸，煤层厚度1.201.51m，平均厚为1.37m，区内稳定可采。煤岩组分以暗煤为主，含较多丝炭，夹亮煤条带，参差状断口，质疏松，外生节理发育，易碎成小块。直接顶板为深灰色泥岩或炭质泥岩，局部为粘土岩，不含动物化石，含灰色明状菱铁矿；底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块为特征。1.4.5 煤质根据原矿段内资料，现将矿区煤质情况简述如下：（1）B4煤层原煤灰份27.840.3%，平均为32.9%；全硫1.5%4.443%，平均2.99%；按发份12.04%17.05，平均14.49%；发热量为平均22.9MJ/kg，即5478Kcal/kg，应属富灰中高硫无烟煤。工业牌号为A，编号为无烟煤三号，即WY03号。该煤层由于主要在顶部含黄铁矿，故可通过人工手选，减少一定的含硫量，开采后的商品煤，硫含量一般在2.5%左右。（2）B3煤层原煤灰份18.76%42.65%，平均为27.08%；全硫0.32%2.24%，平均0.93%；挥发份0.86%20.5%，平均12.84%；发热量平均24.9MJ/kg，即5957Kcal/kg，属中富灰中特低硫无烟煤。工业片号为A，编号为无烟煤三号，即WY03。该煤层成块率较低，多为粉煤。1.4.6瓦斯情况据矿山自检，采煤工作面瓦斯浓度为0.5%0.7%，总回风巷瓦斯浓度为0.55%0.60%，相对瓦斯涌出量为24.25m3/t，为高瓦斯矿井。1.4.7煤层自然发火及煤尘爆炸性本区煤层属不易自燃发火煤层，煤尘不具爆炸性危险。1.4.8 水文地质根据四川省地质矿产勘查开发局202地质队提交的资料，矿井坑口南侧即为洛甫河，属常年性河流，因河面标高约+490m，即可作为未来下山开采中地下水的补给源。矿区西部的锅圈岩沟属季节性冲沟，但常年有水径流，也可作地下水的补给源之一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水水源，故开采地表水系地段煤层或在该水系地段的井巷应采取保护措施。矿坑充水的直接、间接充水含水层是顶板飞仙关组一段及二段，该含水层岩性为碎屑沉积岩，为粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细粒砂岩，其间节理裂隙发育，含水量丰富，是矿坑水的裂隙型含水层，当断层导通该层后矿井涌水量将增大，常呈股状涌出或淋水，其余地段一般为滴水。矿坑底板为粘土岩等泥质岩类，属隔水层，对矿井充水影响不大，除此之外，矿山北、西、东浅部有相邻生产矿井的采空区分布，积水情况不明，开采中尚应注意老窑积水的危害。1.4.9 煤层顶底板及其稳定性矿山内各煤层的直接顶板以炭质泥岩、粘土岩或砂质泥岩为主，基本无稳定厚度的砂岩体，故其工程地质相对较差，加之隐伏断层及节理裂隙发育，容易发生顶板冒落变形，按照煤层采空厚度计算，直接冒落变形高度可达30m以上，裂隙发育变形高度可达180m以上。矿山曾于2002年3月在B3煤层掘进中，发生顶板冒落，造成了人员工作伤亡。矿山内各煤层的底板均为砂质泥岩或粘土岩，且各煤层层间距较近，特别是B3、B4煤层之间层间距仅1m2m左右，当煤层开采后易发生底鼓，如B4煤层底板底鼓幅度每季度可达30m40cm。1.4.10 气象情况矿井所在区域属亚热带季风气候，年降雨量为1300mm2000mm左右，最大2372mm，降雨多集中在每年的59月，雨量占全年的55%以上，常以大雨或阵雨降落，日降雨量444mm，暴雨强度最高70mm/h，最高温度33.9，最低温度-11.5，年均温度12左右，秋、冬两季多雾，每年的12月至翌年3月份为霜冻期；年均日照959.4h，历年最大风力34级。根据中国地震烈度区划图1990年版，本区地震基本烈度为XI度区。1.4.11生态环境状况评价区地处高寒山区，地形陡峻且岩溶发育，地表存水条件较差，加之矿山地下开采强度大，地下水位明显下降，地表水疏干，水资源缺乏，土地局部小范围荒漠化，大部分埋化。区内斜坡坡脚、山前缓坡及平台地带，煤系地层出露，为住户和旱耕地集中分布地带，矿业活动频繁，因崩坡积、残积层厚，在人类活动及暴雨影响下，土层易被冲刷搬运，不利于水土保持，局部也规划为退耕还林区，斜坡陡坡地带，人类活动少，植被相对发育，主要为灌木林。总之，本区生态环境质量中等。1.5相邻矿井情况该矿邻矿较多，北东有珙县蜀南煤矿，年产原煤3万吨，现开采标高+630m；兴文县棕树坡煤矿，年产原煤3万吨，现开采标高+758m；东部有兴文县洛甫煤矿；兴文县斯粟沟煤矿，年产原煤3万吨，现开采标高+625m；南东有兴文县双塘煤矿(现已闭坑)，年产原煤3万吨，现开采标高+555m；兴文县珙兴煤矿，年产原煤6万吨，现开采标高+474；西边为珙县永富煤矿，两矿范围少量重叠。1.6 矿井境界及下水平储量1.6.1 井田境界矿井位于四川省兴文县先锋硫煤矿区德赶坝矿段东部，紧邻洛甫河右岸，坑口坐标：X:3127166.0498,Y:35487094.7125,Z:+509。该矿井东邻兴文县，西邻216勘探线，北以B4煤层+625底板等高线为界，南以B4煤层+425米底板等高线为界，采区范围0.9134km2,该矿由8个拐点坐标圈定，其形状近似长方形，走向长1590m，平均倾斜长为601.7m, (见矿井开采范围拐点坐标一览表1-1)。表1-1 矿井开采范围拐点坐标一览表桩点号坐标桩点号坐标XYXY13128338354875655312925035486803231281103548749563129540354869703312920535486380731292053548741543129440354864108312880035487810开采煤层B3,B4井田面积0.9134Km2上界标高+625,下界标高+4251.6.2 储量根据“乐山市佰瑞德地质矿产应用研究有限公司宜宾分公司于二00七年一月提供的四川省兴文县华福矿业开发有限责任公司珙县明金煤矿B3煤层底板等高线及资源储量估算图”和四川省兴文县华福矿业开发有限责任公司珙县明金煤矿B4煤层底板等高线及资源储量估算图”，本矿+522m以下水平的资源储量情况如下：1.6.2.1计算方法以地质块段的总和作为保有储量； 可采储量，按保有储量的80%进行计算。1.6.2.2计算公式1.6.2.3计算结果 下水平B3煤层的储量：=162.42+427.42+371.58+17.84=979.26(kt) 合97.926（万吨）式中: 下水平B3煤层的保有储量，ktB3资源储量图上第四块段的保有储量，162.42kt B3资源储量图上第五块段的保有储量，427.42kt B3资源储量图上第六块段的保有储量，371.58kt B3资源储量图上第四、五、六块段的储量以外，+522m515m之间的保有储量约17.84 ktB3煤层保有储量97.926万吨；B3煤层可采储量:=80%979.26=783.408(kt)合78.34(万吨)B4煤层的储量: =190.27+449.68+427.42+17.34=1084.71 (kt) 合108.471（万吨）式中: 下水平B4煤层的保有储量，ktB4资源储量图上第三块段的保有储量，190.27ktB4资源储量图上第四块段的保有储量，449.68ktB4资源储量图上第五块段的保有储量，427.42kt B4资源储量图上第三、四、五块段的储量以外，+522m515m之间的保有储量约17.34 ktB4煤层保有储量108.471万吨；B4煤层可采储量：=80%1084.71=867.768(kt)合86.7768(万吨)总储量:保有储量=979.26+1084.71= 2063.97（kt）合206.397(万吨)式中：总保有储量(kt)； 下水平B3煤层的储量，kt 下水平B4煤层的储量，kt可采储量=80%2063.97=1651.176（kt）合165.176(万吨)以上合计保有储量206.397万吨，即本方案利用储量为206.397万吨，可采储量165.176万吨。第2章 工作制度、生产能力及服务年限2.1 工作制度“三八制”作业，年工作日300天； 2.2 生产能力及服务年限2.2.1 生产能力A采IMLC式中：I工作面长度110(m)；M煤层厚度B41.29(m)；B31.37(m)；L工作面走向年推进度360(m)；煤层容重B41.6(t/m3)；B31.55(t/m3)；C工作面回采率95%。试采用两个B4煤层工作面以满足15万吨/年的生产能力。B4煤层工作面的生产能力：B4煤层工作面平均推进度按每天1.2m，年推进度360m，煤层平均厚度1.29m，煤层容重1.6t/m3，工作面回采率95%。则B4煤层工作面的生产能力：A采B41101.293601.60.957.76(万吨/年)掘进煤按5计算。则：A掘7.761.058.148(万吨/年)B3煤层工作面的生产能力：B3煤层工作面平均推进度按每天1.2m，年推进度360m，煤层平均厚度1.37m，煤层容重1.55t/m3，工作面回采率95%。则A采B31101.373601.550.958(万吨/年)掘进煤按5计算。则：A采B381.058.4(万吨/年)按两个生产能力较小的B4煤层工作面计算：A采=2A采B4=28.148=16.296(万吨/年)15(万吨/年)经以上计算，可见设计的采区、工作面数能满足全矿15.0万吨/年生产能力的要求。根据地质条件、勘探程度、储量可靠性及开采技术条件，生产能力确定为150kt/a，每天出煤500t。2.2.2 服务年限按国土资源部国土资发2002271号文规定，“在计算煤炭矿山服务年限时，应依据基础储量及资源量的类型、矿床地质构造复杂程度和不同的开采方式等情况，选取不等的储量备用系数(k)”。根据本矿煤层赋存状况，地质构造特征及储量类别，K取1.2。下水平服务年限为：T9.2 (a)式中：T下水平服务年限(a)；Zk下水平可采储量(165.176万吨)；A生产能力(按15万吨/年计算)；k储量备用系数(取1.2)。第3章 下水平开拓3.1 开拓巷道形式、数目及位置的确定根据确定的开拓方案，主要巷道布置详见珙县明金煤矿延伸下山采区开拓设计平面图和珙县明金煤矿延伸下山采区开拓设计剖面图，其断面详见巷道断面及支护图。表3-1 开拓巷道特征表巷道名称单位提升下山人行下山回风上山标高m+425+522+425+522+425+522坡度31515长度m405389234断面m26.03333.576.0333断面形状半圆拱形半圆拱形半圆拱形支护方式锚喷锚喷锚喷3.2 开采区段的划分及布置3.2.1 区段的划分及开采顺序下水平划分为3个区段，每个区段东、西各布置一个工作面，工作面走向长700m，倾斜长100m，沿走向后退式开采。移交时首采面为2个，即B4煤层的2164工作面和2134两个。煤层的开采顺序按“先上后下”的原则进行，即首先开采B4煤层，然后B3。区段的开采顺序为“从下往上”即先一区段后二区段。3.2.2 开采水平的划分及水平标高确定下水平开采范围内上界标高为+522m，下界标高为+425m，区段垂高97m，煤层倾角15，倾斜长375m。据此，下水平设计为分三个区段开采。每一区段垂高32m，倾斜长124m。3.2.3 区段运输大巷和回风大巷的布置根据该矿所采煤层顶底板岩性，区段运输巷及区段回风巷服务年限较短，且均采用后退式开采，因此均布置在本煤层和底板的B1煤层之中，不会因巷道变形而影响生产。3.3 区段车场3.3.1 区段车场形式选择及硐室布置由于下水平采用斜井开拓，在提升下山的下部设下部车场，在各区段设中部甩车场，在每一区段的东西石门内各设一个车场，车场长度90m。在开采煤层的煤层运输巷道中部每隔40m设一个错车场，其长度以容纳三个矿车为准。3.3.1.1水仓按国家煤矿安全监察局煤矿安全规程(2006年版)的规定，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量。据预测，矿井正常涌水量为25m3/h，在人行下山下部设置长度55m、断面为33m2、容积495m3的主副水仓各一个。水仓在引水巷处用隔墙隔一为二，便于清理。为利于泥砂沉淀和清除，水仓从里向外考虑5的坡度，同时需在两进水巷各设一组沉淀池，可以交换清理池内泥砂。3.3.1.2 水泵房水泵房设在各水仓附近，长度8m，宽度3.0m，高度2.0m，水泵房设置两个出口，一个出口布置在运输巷内，高出巷道道面500mm，另一个出口布置在人行下山，高出泵房底板7m。泵房内设计3台水泵基础，安装两台水泵，预留一台水泵基础位置备用，设一个吸水井共用。泵房内预留轨道位置，运送设备时再铺设临时轨道。3.3.1.3、躲避硐提升下山下部车场摘挂钩处设躲避硐兼作信号硐室，其规格：深宽高1.82.01.8(m3)(提升下山施工时，每40m布置一躲避硐室，规格同下部车场躲避硐室)。3.3.1.4、变电所井下变电所援用现有的“515采区变电所”。3.3.2 井底车场线路设计轨道选600mm轨距，轨型均选用15kg/m钢轨。平巷的坡度应控制在3。运输平巷采用电瓶机车牵引。选用1吨标准侧卸式矿车。根据矿井采掘工程量，按每天每班两个采煤工作面和三个掘进工作面估算，每个采煤工作面25辆，两个采煤工作面共50辆，掘进工作面10辆；另采掘面各备用4辆，计12辆。共计72辆。另配材料车3辆，平板车2辆。第4章 采煤方法4.1 采煤方法根据煤层赋存情况及当地采煤方法的使用情况，适宜设计沿走向布置工作面开采，因此，采用走向长壁后退式采煤法。工作面走向长700m，倾斜长度为100m。4.1.1、落煤与运煤工作面采用MZ-1.2型煤电钻打眼，人工装药放炮落煤。所采煤层采高为1.3m左右，采用双排三花眼布置。炮眼长度1.5m，毫秒电雷管爆破。工作面煤炭采用SG-40T刮板输送机运输。4.1.2 支护及采空区顶板管理支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护,柱距0.8m、排距为1.2m,最大控顶距为3.6m,最小控顶距2.4m即“见四回一”，均采用密集切顶,人工分段回柱,全部垮落法管理采空区顶板。4.1.3 超前支护运输巷和回风巷超前支护，采用单体液压支柱配11#工字钢以1m间距对原有巷道的支护进行加强支护，支护距离为超前煤壁不小于20m。4.2 工作面设备确定工作面运输采用SG-40T刮板输送机；平巷运输采用2.5吨电瓶机车牵引；工作面支护采用单体液压支柱支护，其压力来自于乳化液泵站。因此，工作面的设备可确定为：SG-40T刮板输送机、2.5吨电瓶机车、单体液压支柱和乳化液泵站（详见采区巷道布置及机械配备图）。第5章 通风与安全5.1 通风系统回采工作面均采用“U”形通风，掘进工作面均采用局部通风机配柔性双抗风筒压入式通风。5.1.1 通风系统的选择详见珙县明金煤矿延伸下山采区开拓初期通风系统图、珙县明金煤矿延伸下山采区初期通风系统图和珙县明金煤矿延伸下山采区通风困难时期通风系统图。5.1.2 需风量计算5.1.2.1、按同时工作的最多人数所需风量计算Q4Nk式中：N井下同时工作的最多人数(80人)；4每人每分钟供风标准(m3/min，人)；k风量备用系数(K1.5)；Q41201.5 720(m3/min)12.0m3/s5.1.2.2、按瓦斯或二氧化碳的涌出量计算QTqk式中：T最大日产量(t/d)；q以冲淡矿井瓦斯或二氧化碳为出发点，而得出的对于日产吨煤的供风标准，取q =1.25(m3/min/t/d)；k风量备用系数(K1.5)QTqk5001.251.5937.5(m3/min)15.625(m3/s)5.1.2.3、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漏式中：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漏井下漏风系数(k漏1.2)。 采煤工作面实际需风量 按瓦斯涌出量计算Q采100q采瓦K采通10051.2600(m3/min)12(m3/s)式中：q采瓦工作面瓦斯涌出量，取q采瓦=5.0 (m3/min)；K采通风量备用系数，取1.2； 按工作面温度计算Q采60VcScKi式中：Vc 回采工作面适宜风速，取Vc=1.0 m/s；Sc回采工作面平均有效断面，m2；Ki工作面长度系数，取1.0。Q采601.03.121.0187.2(m3/min)3.12(m3/s) 按工作面最多人数计算Q采4NK4401.5240(m3/min)4.0(m3/s)式中：N工作面同时工作的最多人数(40人)；4每人每分钟供风标准(m3/min，人)；k风量备用系数(K1.5)； 按炸药量计算Q采25A式中：A回采工作面一次起爆的炸药量(A12.0kg)。Q采2512300(m3/min)5(m3/s) 根据以上计算取最大值：Q采12(m3/s) 按风速进行验算：S采3.12(m2)0.25S采Q采4S采0.78Q采12.48(m3/s)通过风速验算，取Q采12(m3/s)符合煤矿安全规程规定。 (2) 掘进工作面实际需风量 按瓦斯涌出量计算Q掘100q掘K掘通1001.61.2192(m3/min)3.2(m3/s)式中：q掘瓦工作面瓦斯涌出量，取q采瓦=5.0 (m3/min)；K掘通风量备用系数，取1.2； 按工作面最多人数计算Q掘4N掘K掘通4161.276.8(m3/min)1.28(m3/s)式中：N工作面同时工作的最多人数(16人)；4每人每分钟供风标准(m3/min，人)；k风量备用系数(K1.2)； 按炸药量计算Q掘25A式中：A掘进面一次起爆炸药量(A10kg)。Q掘2510250(m3/s)4.17(m3/s) 按局部通风机实际吸入风量计算Q掘QfIi+15S式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，m3/min(掘进工作面采用一台5.5kw局部通风机供风，其吸入风量取150 m3/min；Ii掘进面同时运转的局部通风机台数；15S为防止局部通风机吸循环风和这段距离内风流停滞造成瓦斯积聚，煤巷和半煤巷不小于0.25m/s的风速。Q掘QfIi+15S1501+156.25244(m3/min)4.067(m3/s) 根据以上计算取最大值：Q掘4.17(m3/s)。 按风速进行验算：S掘6.25(m2)0.25S掘Q掘4S掘1.5625Q掘25(m3/min)通过风速验算，取Q掘12(m3/s)符合煤矿安全规程规定。初期两个采煤工作面，两个掘进工作面，取Q它2.0(m3/s)，则：Q初(1224.1722)1.234.34(m3/s)后期两个采煤工作面，四个掘进工作面，取Q它2.0(m3/s)，则：Q后(1224.1742)1.242.68(m3/s)根据煤矿安全规程规定，按以上计算结果，通风初期所需总进风量应为34.34(m3/s)；通风后期所需总进风量应为42.68(m3/s)。5.2 通风容易与困难时期的通风阻力计算根据开拓布置情况、通过分析、比较确定。分别沿通风容易时期和通风困难时期的最大通风阻力路线计算通风总阻力，其阻力计算公式如下：式中：h通风摩擦阻力(Pa)；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)。局部阻力取同时期摩擦阻力的15%。经计算，通风容易时期通风总阻力为337.9Pa，通风困难时期通风总阻力为630.4Pa。5.3 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施5.3.1 预防瓦斯爆炸措施1、井下作业人员必须穿棉制工作服下井，以免静电产生火花引爆瓦斯。2、严禁职工携带烟火和点火物下井，截断瓦斯爆炸的明火火源。3、杜绝失爆矿灯下井，严禁井下敲打、拆卸矿灯。4、加强机电防爆管理，坚持经常性检查，电气设备要杜绝失爆，严禁带电作业，要防止机械摩擦火花。5、杜绝不正规的爆破作业，加强放炮管理，坚持“三人放炮连锁制”，做到“一炮三检”，“一检三点”，掘进工作面必须一次装药全断面一次起爆；回采工作面中可以采用分组装药，一组装药必须一次起爆，火工产品均来自煤矿专用定点厂家，火工产品符合要求。6、矿井有专门的防止瓦斯积聚和瓦斯检查制度，配备了足够的瓦斯检查员和光学瓦检仪器，并给每班的安全员、值班矿长配备了瓦斯检查仪，随时检查瓦斯情况。7、矿井有专门的通风设施检查与维护办法，基本能保持通风设施完好，正确设置通风设施； 8、采煤工作面装备瓦电闭锁装置，掘进工作面装备风电闭锁和瓦电闭锁装置，能随时监测瓦斯浓度。一旦瓦斯浓度超限，自动声光报警，切断瓦斯超限区域除局部通风机外的其他电器电源。9、矿井有专门的维修班组，经常性巷道维护。矿井有加强巷道维护和采煤工作面顶板管理的办法。有合理的采掘计划以杜绝盲巷产生。对废巷、采空区能及时封闭或隔离，防止瓦斯积聚。10、瓦斯巡回检查制度(由瓦检员和安全员共同负责)。对局部地点如巷道冒高处、风流速度较低的顶板附近、采空区边缘、采空区密闭等地点进行巡回检查，一旦发现瓦斯超限，则采取措施进行处理。瓦斯超限时，能严格执行瓦斯排放制度。11、实行采、掘电源分开，加强通风设备及供电设备的检修维护，减少无计划停电停风造成的瓦斯积聚。为加强瓦斯监控管理。5.3.2 防灭火措施1、为预防煤层自燃，除严格执行煤矿安全规程中的相关规定外，在生产中合理调整采区，确定回采速度；采区采完后应立即封闭。2、主要巷道均采用不燃材料支护。3、井下设置消防供水管路系统，在主要巷道设消防水管和水阀，并配备一定数量的消防材料及救护设备。4、回采时浮煤必须收尽，严禁任意丢失顶底煤。5.3.3 预防煤尘爆炸的技术措施1、在井下设有消防洒水系统，对采掘工作面、装煤点进行喷雾洒水。2、各掘进工作面采用湿式打眼、水泡泥和装岩洒水等降尘措施。3、井下巷道和硐室均按适宜风速进行通风设计，以减少粉尘飞扬，定期清扫浮煤、冲洗巷道，防止粉尘积聚；接触粉尘作业人员均配备防尘口罩及防尘安全帽。5.3.4 预防水措施矿区地下水类型为碎屑岩隙裂隙水，少量孔隙水。受季节降雨量和大气降水补给影响，属中等复杂型水文地质条件，本矿井为大部分下山和深部煤层开采，所有采掘工程均在地表水面以下，对地表冲沟密集的受水面积大，水流急，山洪暴发的冲击庆有高度重视的防范措施，不可大意，尤其对+910m水平的防、排水工程在本设计中视为重大安全因素予以工程安排，矿方在生产过程中应予重视。1、掘进工作面在接近含水层、导水断层时，必须坚持“有疑必探，先探后掘，边探边掘”的探放水原则。2、对井下有突水威胁的地区，必须在附近设置水闸门或闸墙。3、调查弄清周边煤窑开采边界，老搪位置和积水情况，预留防水隔离煤柱；临近煤窑和断裂带，应做到先探后掘，边探边掘，并要有切实可行的防水措施。4、在掘进工作面或其它地点发现煤岩松散、片帮、来压或钻孔中的积水、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水害威胁区域的人员，然后采取措施，待无安全威胁后再恢复打钻放水。5.3.5 预防顶板冒落措施1、严格支柱规格质量，支柱迎山在垂直顶板底板基础上向上和向老塘方向050mm。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，加大堆柱，适当加大控顶距，打眼放炮时应少装药。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大于15m，且各段只能向同一方向回收。4、对裂隙或节理多而紊乱、面积不大的乱叉壁，顶板破碎不易支护，常发生漏顶等，发现后要及时支护。5、工作面上下安全出口附近20m内必须加强支护。6、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。7、加强顶板现场安全管理工作，严格执行敲帮问顶制度。第6章 提升、运输、排水供电设备选型6.1 提升设备选型掘进期，因提升量不大，使用一台JD25绞车即可，在此只对生产期+425m水平生产时需用绞车进行选型计算。6.1.1、设计计算条件1、原煤年产量：150(kt/a)2、矸石排出量：17(kt/a)3、年工作日：300(d)4、提升每天三班作业，净提升时间为6h/班，三班18h。5、提升下山倾角：156、斜长：405m7、提升方式：单钩串车提升8、提升容器：容量为1吨标准矿车矿车自重：552(kg)煤的载重量：1000(kg)矸石载重量：1800(kg)6.1.1.1设计计算每天应提升煤吨数：500每天应提矸吨数：56.7考虑装载系数：当15装载系数取1每辆矿车煤的实际装载量：100011000(kg)每辆矿车矸碳实际装载量：180011800(kg)每天应提煤的车数500(车)每天应提矸石的车数31.5(车)由上述计算：绞车每天应提煤的总车数为500 (车/d)，绞车每天应提煤矸石的总车数为31.5车，取32 (车/d)6.1.1.2 初选绞车初步选定：矿用提升绞车(1) 型号：JTB-1.6型(2) 滚筒： 个数：1个 直径：1600(mm) 宽度：1000(mm)(3) 载荷最大静张力：30000N(4) 最大拖运长度：450m(5) 钢丝绳： 最大直径：21.5mm 破断拉力总和：查表得267000N重量：177.7kg/100m(6) 钢丝绳速度：按2m/s进行估算(7) 电动机： 最大功率：75kw 转速：735m/min6.1.1.3 校核计算(1)提升车数校核：正常一次提升循环时间：提升下山上、下车场均为甩车场，一次提升循环时间：T(2L5)/Vm4 Vm135(24305)/24 2135576 (s)9.6( min)式中：T上下车场均为甩车场时，提升循环时间(s)；L从下车场至上车场串车停车点尾部的斜长(m)，为430m；Vm提升绞车的绳速(m/s)，Vm2m/s。为满足15万吨/年能力：一次提升的最少车数5(车/次)取提煤4车/次，提矸1车/次(2) 选取钢丝绳=0.97 型号：619股(1+96) 金属绳芯 钢丝绳直径：21.5(mm) 参考重量：177.7(kg/100m) 钢丝绳破断拉力总和：324500N 钢丝绳公称抗拉强度：1770Mpa 安全系数Mm8.097.5式中：A1一次提升煤、矸量，t;F总钢绳破拉断力总和，N;G钢丝绳百米重量，kg;l提升时钢丝绳最大长度，m；7.5绞车提升钢绳的最小安全系数值；提升坡度，；k钢丝绳阻力系数，取0.25；k轨道摩擦系数，取0.015。(3) 校核最大静张力FM(2352+51552)0.54689.8+1148.615899.6N30000NFG223200.32339.8+1148.615849.7N30000N(4) 校核、验算电机N28.06kW45kW符合要求。提升富余系数校核每小时可提钩数：n时10.45钩/时每天可提钩数：10.4516.5172钩/天每天应提煤钩数：3133105钩/天每天应提矸石钩数：20210钩/天富余系数：1.491.25符合要求。故经以上计算、校核，生产时选用的JTB-1.6型矿用防爆绞车(选用75kW电机，钢绳速度为2m/s时)，能满足15万吨/年生产需要。6.2 下水平排水设备选型为避免井下水对生产安全的影响，必须选取满足排水能力的水泵。本设计仅对初期排水设备进行了选型计算，后期可根据以后的涌水量大小参照进行选型，按煤矿安全规程有关规定，预选80D-305型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，Qe43m3/h，He150m；6.2.1 计算依据1、提升下山垂深：97m(+425+522 m)；2、斜长：405m；3、坡度：15；4、管路损失系数：K1.2；5、正常涌水量：预计144m3/d，6m3/h；6、最大涌水量，预计1000m3/d，42m3/h；7、工作泵和备用泵，单台能力在20h内排出24h的正常涌水量。6.2.2 设备选型与计算6.2.2.1、排水设备能力1、按正常涌水量确定排水设备QBQ正/20(m3/h)式中：Q正矿井正常涌水量，Q正144(m3/d)。Q1144/207.2(m3/h)2、按最大涌水量确定排水设备QBQ大/20(m3/h)式中：Q大矿井最大涌水量，Q大1000(m3/d)。Q21000/2050(m3/h)6.2.2.2、水泵必须的排水扬程HBK(HPHx)式中：HP排水高度，112m；Hx吸水高度，取5m；K管路系数，1.2。HBK(HPHx)(975)1.2122.4m6.2.2.3、