12采区设计说明书3.20

1目录第一章矿井概况4第一节矿井概况4第二节矿井开拓系统8第二章采区概况11第一节采区基本情况11第二节采区煤层特征11第三章采区生产能力及服务年限13第一节采区储量13第二节采区生产能力及服务年限13第四章采区采煤方法及巷道布置14第一节采煤方法选择14第二节回采工作面布置14第三节采区下山布置15第四节巷道断面及支护形式选择15第五章采区生产系统及设备选型19第一节采区通风19第二节机电、运输、排水、供电系统23第六章安全技术措施28第一节防治瓦斯措施28第二节防治煤与瓦斯突出专项措施30第三节防治冒顶措施35第四节防治火灾措施36第五节防治水灾措施37第六节灾害预防及避灾路线38第七章采区主要经济技术指标392前言河南地方煤炭集团兴安煤业有限公司由兴业煤矿、下庄煤矿和西庄煤矿整合而成。整合后生产能力30万吨/年，批准开采二1煤层。该矿初步设计由河南工程咨询监理公司2006年8月提交，省局2006年4月批复（豫煤行2006415号）。矿井工业广场内有主立井、副斜井和风井，其中主立井担任整个矿井的提升任务；副斜井承担下人、运料的任务；风井作为专回。开拓方式为单水平上下山综合开拓，运输大巷标高为123M，目前开采的上山采区为11采区，由于11采区资源即将枯竭，为保证采区正常接替，加快准备新采区。一、编制设计的主要依据1煤炭工业现行的法律、法规、规程、规范和有关规定；2兴业煤业初步设计3兴业煤业安全专篇4兴业煤业矿井地质报告；512采区地质说明书；6兴业煤业瞬变电磁报告；二、设计的主要技术特征1利用主立井作为主进风井，新开拓一条岩巷下山与回风立井联通。2利用现有地面变电所、压风机房等。312采区下山采用二煤一岩布置方式，轨道下山布置在二1煤煤层中沿底板掘进，皮带下山布置在二1煤煤层中沿底板掘进，专用回风下山布置在煤层顶板岩层内。4采用走向长壁普通采煤方法，全部垮落法管理顶板。三、主要技术经济指标1设计采区生产能力030MT/A；2设计服务年限12采区下山769A。3井巷工程量（12下山）长度2900M，体积32857M3；4千吨掘进率（12下山）625M/KT；35建设工期（12下山）15个月；第一章矿井概况第一节矿井概况1矿井境界井田走向长074KM，倾斜长1425KM。井田北以彭沟正断层为界，南为人为边界与旗山矿搭界，西部以煤层露头为界，东部以二L煤层底板140M等高线为界。井田面积112KM2。2矿井自然条件（1）地形及地貌本区属低山丘陵区，总体呈东高西低，北高南低的地势。海拔标高262M340M。冲沟发育，便于大气降水的排泄。（2）水文区内丘陵间冲沟、季节性水流较发育，井田西部有一工业废水渠，由北向南流过，主井工业广场南部围墙外有一条季节性冲沟。（3）气象本区属温带大陆性季节半干旱气候，春、夏、秋、冬四季分明，最高41，最低145，霜冻期在每年10月至次年3月上旬，年平均降雨量为651MM，最大降雨量为10738MM，最小降雨量为430MM，降雨多集中在68月份，占年降雨量的70左右。年平均风速28M/S，最大210M/S，冬春季多西北风，夏秋季多东南风。（4）地震依据中国地震动参数区划图，该区属四级地震区，设防烈度VI度。（5）地层该整合井田属隐伏型，全部被第四系掩盖。根据区域钻孔和井筒揭露，以地层沉积时序和接触关系，由老到新有寒武系、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统石盒子组、第四系。其中含煤地层为石炭系上4统太原组；二叠系下统山西组及上统石盒子组。石炭系自下而上划分为本溪组、太原组。A、本溪组本组厚度520M，与下伏寒武系呈平行不整合接触。岩性下部为铁质粘土岩，上部为灰白色铝土质粘土岩及青灰色泥岩，局部夹有层状、似层状及透镜状、漏斗状铝土矿。B、太原组本组为一套海陆交互相沉积建造，按其岩性特征自下而上分三个岩性段1）下段本段厚30M。主要岩性为灰色生物碎屑灰岩（含燧石团块或燧石条带），夹泥岩或炭质泥岩及薄煤层。2）中段本段厚2540M，一般厚35M左右，主要岩性为灰黄色薄层状细粒长石石英砂岩与泥岩炭质泥岩互层；泥岩中有丰富的植物化石碎片。本段下部局部夹有硅质岩或灰白色粘土岩。3）上段本段厚20M左右，主要岩性为薄层状生物碎屑状岩（含燧石团块）夹灰黄色泥岩，顶部夹有硅质岩，局部炭质泥岩及煤线。二叠系A、二叠系下统山西组1）二1煤段俗称黄煤段，该段厚615M。二1煤为本矿开采煤层，厚0311063M，平均750M。煤层为灰黑色，光泽半亮、粉末状。煤层以上有薄层的灰色泥岩或炭质泥岩，煤层底部为深灰色砂质泥岩夹泥岩。2）大占段该段厚约35M，下部为灰白色中厚层状粗粒钙质长石石英砂岩（俗称大占砂岩）。具斜层理及水平层理。层面有白云母片及炭屑，含海绿石及磷灰石重矿物颗粒；中部为灰色泥岩；上部为浅灰色细粒砂岩夹泥岩及煤线。3）香炭段该段厚约15M，以浅灰色细粒砂岩为主（俗称香炭砂岩）夹有泥岩，5泥岩中有紫斑及菱铁质鲕粒。4）小紫泥岩段该段厚约15M，以绿色泥岩为主，夹薄层细粉砂岩及炭质泥岩，泥岩中有紫斑及菱铁质鲕粒（俗称小紫泥岩）。B、二叠系下统下石盒子组1）砂锅窑段该段厚约25M，以中粒长石石英砂岩为主，俗称砂锅窑砂岩。硅质胶结，底部含砾石。2）大紫泥岩段该段厚约20M，下部为砂质泥岩，中上部为泥岩，泥岩中含大量暗斑及菱铁质鲕粒，俗称大紫泥岩。C、二叠系上统石盒子组该组为陆相含煤碎屑沉积建造，岩性为黄色、灰绿、黄、米黄等色砂质泥岩、细砂岩、泥岩及斑块泥岩、炭质泥岩和薄煤层（线）组成。沉积韵律明显，可分为六个，分别构成六个含煤组（三八组煤）。该组总厚403689M，本区出露七煤组以下地层，其中三煤段厚约55M，四煤组厚约50M，五煤组厚55M，六煤组厚95M，七煤组约厚55M。各煤组主要标志层有三煤组底老君庙砂岩，四煤组底红砂炭砂岩，五煤组底部黄砂炭砂岩，六煤组底田家沟砂岩。第四系Q区内广泛分布为残坡积物及冲洪积物，主要为粉砂质亚粘土、亚砂土、亚粘土及耕植土等，底部为砾石层，厚010M。（6）矿井地质构造该井田位于白沙许昌向斜南部。矿山范围内地质构造简单，地层为单斜构造，地层走向北偏东812,倾向东偏南812，倾角1418。井田内无大的地质变化及断层构造，煤层产状沿走向和倾向均有一定波状起伏变化。断层矿山北部边界外有彭沟正断层，断层走向近东西，倾向北，倾角7075，落差大于100M，该断层虽距北部边界较近，但煤层断开部位位于边界以外，区内二1煤层未遭到破坏。矿山东南角边界处有杏山坡断层，断层走向北东3040，倾向南东80，落差80120M。煤层该整合井田含煤地层为上石炭统太原组和二叠系山西组，平均总厚14695M，自6上而下划分为二煤组和一煤组2个煤组，煤层总厚约928M，含煤系数为632。其中主要可采煤层为二煤组的二1煤层。二1煤层位于二煤组（山西组）中下部，下距太原组顶部灰岩8M。为本井田主要勘探和开发对象。煤层厚0311063M，平均750M，属厚煤层。煤层结构较为简单。煤层可采性指数为099，煤厚变异系数为496，属较稳定煤层。煤质二1煤层呈黑色，玻璃光泽，粉状为主，少量碎块，碎粒状，疏松易碎，属构造煤，含少量黄铁矿结核。坚固性系数为016，容重一般为14T/M3，孔隙度8。宏观煤岩类型为光亮型煤。显微煤岩组分特征有机组分以亮煤为主，暗煤和镜煤次之，无机组分以粘土矿物为主。二1煤层原煤灰份平均产率为2001，属中灰煤。原煤全硫含量201，精煤为101，属中硫煤，脱硫率一般在50左右。二1煤煤种属贫瘦煤，发热量可达6740卡/KG，比重15，容重139T/M3。储量由兴业煤业有限公司煤炭资源储量核查报告知查明储量8656万T，其中动用455万T，保有储量8201万T。在保有储量中，探明的（可研）经济基础储量（111B）为4079万T，控制的经济基础储量（122B）3816万T，推断的内蕴经济的资源量（333）为306万T。附储量汇总表11。表11井田二1煤层储量汇总表资源储量（万吨）原矿名查明资源储量保有储量动用储量镇一矿5685538530根杰矿11051005100西下庄矿59754255扩界区12691269总计865682014557（7）矿井水文地质条件根据地层岩性及组合特征、含水介质特征和地下水储存与埋藏条件，井田可划分为3个含水层（组）和1个隔水层（组）。含水层第四系松散层含水层、二叠系砂岩裂隙含水层、石炭系上统灰岩岩溶裂隙含水层。隔水层本区主要隔水层为石炭系中统本溪组的铝土质泥岩，厚度520M，发育不连续，其隔水性较差。第二节矿井开拓系统矿井采用单水平上、下山综合开拓方式。主立井1个，承担全矿井的运煤任务。副斜井1个，用于进风、下料、提矸和升降人员。回风井1个，作为矿井专用回风井。运输大巷布置在二1煤层中，大巷标高为123M。附矿井主要技术参数与装备情况表12。表12矿井主要技术参数与装备情况序号项目内容1矿井名称河南地方煤炭集团季布煤业有限公司2设计能力30万吨/年3核定能力开拓方式单水平上、下山开拓4水平标高123M5投产时间现处于技改阶段开采煤层名称山西组二1煤层6平均煤层厚度422M回采方式综采普采炮采手镐落煤7工作面个数1掘进方式炮掘综掘工作面个数38煤、岩别煤2岩1个9进风井个数2；断面6M2；8回风井个数1；断面531M2；安全出口2个安全出口，间距大于30M，人行道形式台阶矿井总人数400人其中井下工人250人10采煤90人，掘进48人，开拓30人11矿井边界长740M；宽1425M；面积112KM212井口标高主270M，副270M最高洪水位260M13煤层顶板岩性及厚度伪顶炭质泥岩08M。老顶大占砂岩815M直接顶砂质泥岩15M14煤层底板岩性及厚度粉砂岩2M采煤工作面20掘进工作面2015井下最高温度（）机电硐室24井下最高温度26设计实际浮标法测200M3/H（正常）50M3/H（正常）16正常涌水量400M3/H（最大）100M3/H（最大）中央水仓容积1979M中央水泵房水泵台数3台水泵型号MD155307电动机型号YB630S14容量160KW单台排水能力110M3/H17最大排水能力330M3/H主立井提升机型号2JK2A双滚筒提升机电动机JR1368，180KW，380V，735R/MIN提升能力300T/H18任务提升煤炭副井绞车型号型号JK2/30型电动机型号、容量YR355M28型电机，380V、155KW钢丝绳型号、直径型号67直径32MM提升容器斜井人车，2个，型号XRC156/55，防坠器型号斜井卡轨式19提升能力提人设计核定年份能力实际18人/次9提升能力提物设计核定年份能力实际4T/次20主扇能力BDK54616第二章采区概况第一节采区基本情况采区位置范围、四邻及井上、下对照关系该采区位于水平以下，开采范围位于100M至140M煤层底板等高线之间。采区面积约055平方公里。西部为工业广场保护煤柱，东部为矿井边界，北部为矿井边界。南部为旗山煤田。地面标高在270M280M之间。第二节采区煤层特征1地质构造、水文地质情况根据煤层底板等高线图及现有资料分析，采区内无大、中型构造，褶曲宽缓，局部范围内发育有小褶曲，对煤层回采有较小影响。煤层底板呈凹凸状变化不大，顶板也有一定起伏。该采区水文地质条件简单，直接充水含水层为二1煤层顶板大占砂岩和太原组L7灰岩，预计下山开拓过程中涌水量为520M3/H，随着工作面的回采，采区涌水量将逐渐增大，预计正常涌水量为60M3/H,，最大涌水量为120M3/H。2煤层本采区开采煤层为山西组二1煤，煤层结构简单，偶含不连续的夹矸，夹矸的成分多为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，煤层中含黄铁矿结核，AG202，SQ207。煤厚变化较大01124M，且变化极不规律，平均为31M。煤层走向大致为北东，倾向为南东，岩层倾角69，容重139T/M3，煤质牌号为贫廋煤，呈粉末状，机械强度低，灰分中等。3其它开采技术条件（1）煤层顶底板10顶板老顶多为灰色的中粒砂岩（俗称大占砂岩），中间夹细砂岩和粉砂岩，平均厚度217M；直接顶为砂质泥岩或泥岩，平均厚度12M；伪顶为炭质泥岩，局部发育不稳定。底板伪底为炭质泥岩，局部发育不稳定；直接底为泥岩或粉砂岩，平均厚度34M；老底为砂质泥岩、泥岩、硅质泥岩，平均厚度为10M。（2）煤尘、瓦斯及自然该采区煤层呈粉末状，易于飞扬，可燃性挥发分为1552，由浅至深沼气含量增加，预计瓦斯绝对涌出量为1015M3/MIN，煤尘具爆炸危险性。该区煤层为不易自然煤层，发火期为六个月。（3）地温矿井全井田平均地温梯度为127100M,本采区属地温正常区。第三章采区生产能力及服务年限第一节采区储量设计该采区面积为550000M2，平均走向长720M，平均倾斜长750M，采深417M，平均煤厚75M，根据块段法计算,采区工业储量为412万吨，可采储量为300万吨。第二节采区生产能力及服务年限1采区生产能力确定根据本采区的走向及倾斜长度，本采区仅可布置七个区段，14个工作面，采用沿空留巷，上行顺序开采，故根据矿井生产能力及本着合理集中的原则，设计12采区下山为1个炮采工作面，为生产做准备的掘进工作面为2个。工作面年生产能力按30万吨计算。2采区服务年限采区生产能力以30万吨/年计，可采储量300万吨，采区服务年限为11TZK/AK300/3013769式中T采区服务年限，单位年；ZK采区可采储量，单位万吨；A采区生产能力，单位万吨/年；K富裕系数，取13。第四章采区采煤方法及巷道布置第一节采煤方法选择1、采煤方法选择本采区主采煤层为二1煤，普通赋存，大部可采，根据12下山采区几何尺寸及顶板管理的经验和管理水平，结合本区顶板易于垮落的特点，确定采用走向长壁采煤法回采，采煤工艺为炮采，全部陷落法管理顶板。2、工作面参数的确定根据采区布置情况和矿井技术管理水平，设计确定回采工作面倾斜长度为100M，走向长度北翼设计为300350M，南翼为280300M。3、采区及工作面回采率二1煤属中厚煤层，采区回采率按75计，工作面回采率按93计。4、区段划分和开采顺序根据采区走向、倾斜长等，下山采区设计布置7个区段14个工作面。区段平均走向长度为730M，区段倾斜长度为100M。相邻两工作面采用沿空留巷技术共用一条巷道。区段之间采用下行开采法，即自上向下顺序开采。12第二节回采工作面布置由兴业煤业采掘工程平面图可知，12采区下山上段南翼大部分在村庄保护煤柱下，可采走向长度为150300M，考虑资源回收和通风运输系统，设计12下山北翼采用走向长臂工作面布置。第三节采区下山布置1、采区下山布置方案12采区布置三条下山，其中轨道下山和运输下山并联进风，巷道断面在满足风速和安全间隙等要求下不需要做的很大，在煤层中易于施工；两条下山均有运输设备，有利于巷道维修，因此将轨道下山和运输下山布置在煤层中（沿底）。回风下山属专用回风下山，若做在煤层中，为满足风速和矿井通风阻力的要求，巷道断面应达到80M2以上，增大了施工难度，且下山中不能铺设运输设备，不利于巷道维修。而布置在岩层中，巷道基本不用维修，通风阻力也较小，下山与顺槽之间空间连接较容易，但增加了井巷投资。综上所述，本次设计将回风下山布置在煤层顶板大占砂岩中，距煤层顶板7M，回风下山在水平投影上位于轨道下山、运输下山之间。由于12采区倾斜长度达890M，若下山一次掘至井田下部边界则运输距离过长，轨道下山提升绞车选型过大。因此12采区分两期开拓，在0水平布置采区水仓、泵房和变电所。后期轨道下山设接力车场向下延伸，运输下山直线延伸，回风下山仍布置在轨道下山、运输下山之间。后期开拓至井田边界后，下山底部布置泵房，下山涌水直接排至井底水仓（0水平水仓报废）。第四节巷道断面及支护形式选择轨道下山采用29U型钢拱形可缩支架支护，掘进断面1214，净断面1133。皮带下山采用29U型钢拱形可缩支架支护，掘进断面1214，净断面1133，棚距500MM。专用回风下山采用半圆拱形断面，锚网喷支护，掘进断面88，净断面815。13专回下山、皮带下山、轨道下山断面图分别见断面图册中II、IIII、IIIIII断面图。1、采区专回下山断面设计（1）、采区回风巷断面确定2804M69027KQ回回S式中S回采区回风巷道所需断面，M2；Q回采区总回风量（考虑到105的空气膨胀系数），M3/MIN；采区回风巷风速，60M/S；K巷道压缩变形系数，取09。（2）选择巷道断面形状由于采区下山巷道服务年限较长,根据专回下山的布置层位,设计专回下山为半圆拱形断面,锚网喷支护。（3）确定巷道断面尺寸根据采区专回下山巷道通风、行人、运输等方面的要求，直接选择净宽32M，高29M的半圆拱形巷道，净断面积815，完全能够满足通风、行人及设备布置要求。（4）选择支护参数本巷道采用锚网喷支护，穿过稳定岩层，服务年限较长等条件，得锚喷支护参数锚杆长16/18M，间排距均为850MM，锚杆直径D16/18MM，喷射混凝土厚50MM,锚杆外露长度50MM，采用钢筋网背设。1T2T2、采区皮带下山断面设计（1）选择巷道断面形状根据采区下山巷道服务年限和皮带下山的布置层位,设计皮带上山为圆弧拱形断面,采用29U型钢拱形可缩支架支护。（2）确定巷道断面尺寸根据我矿大断面巷道施工经验，直接选择4200（梁）3750（腿）MM规格的29U型钢拱形可缩支架，该支架净宽3800MM，净高3400MM，净断面积1133，完全能够14满足通风、行人及设备布置要求。（3）选择支护参数本巷道采用架棚支护，得支护参数棚距500MM，双抗网背设，网间搭接100MM，遇巷道压力大或围岩松软时补打锚杆锚索加强支护。3、采区轨道下山断面设计（1）选择巷道断面形状由于采区轨道下山巷道服务年限长,根据轨道下山的布置层位,设计轨道下山为半圆拱形断面,采用29U型钢拱形可缩支架支护。（2）确定巷道断面尺寸根据采区轨道下山巷道通风、行人、运输等方面的要求，直接选择净宽38M，高34M的半圆拱形巷道，净断面积1133，完全能够满足通风、行人及设备布置要求。（3）选择支护参数本巷道采用架棚支护，得支护参数棚距500MM，双抗网背设，网间搭接100MM，遇巷道压力大或围岩松软时补打锚杆锚索加强支护。4、采区进风巷道断面验算采区进风巷断面确定2804M69027KQ进进S式中S回采区回风巷道所需断面，M2；Q回采区总回风量（考虑到105的空气膨胀系数），M3/MIN；采区回风巷风速，60M/S；K巷道压缩变形系数，取09。由以上断面设计可知，皮带下山净断面积为1133，轨道下山净断面积为1133，可得113311332266804,故12皮带下山和轨道下山断面能够满足12下山进风的需求。5、采区车场及硐室1采区车场15采区上部车场12下山采区上部车场为平车场，位于12轨道下山顶部，直接与12采区运输巷联通。采区中部车场采区中部车场设计为单向甩车场，从轨道下山开口，开石门进入甩车场，采用平巷布置进入煤层中。2采区硐室采区绞车房位于采区下山上部，布置在煤层底板硅质泥岩和L7灰岩中。采区变电所及泵房位于采区下山中部，布置在煤层顶板8M层位中。第五章采区生产系统及设备选型第一节采区通风按最多布置的采掘工作面个数（1个回采工作面、2个煤巷掘进头、1个采区硐室、1个岩巷掘进头）计算总配风量4158M3/MIN。1、风量计算（1）按井下（12采区）同时工作的总人数计算Q4NK413014726M3/MIN式中N按矿井12采区同时工作总人数（考虑交接班），取130人；K风量备用系数15。（2）按总回风沼气浓度不超075计算QKQ0751532075640M3/MIN式中Q矿井12采区平均绝对沼气涌出量取32M/MIN；K风量备用系数,查表求得K15。（3）按井下12下山采区实际工作地点计算16Q总（Q采Q掘Q硐Q其它）K根据生产安排，12采区头面最多时为一面、三掘、一峒室。采面配风量900M3/MIN，掘进面配风按480M3/MIN，峒室按100M3/MIN，其它地点需风量按90M3/MIN。Q总（Q采Q掘Q硐Q其它）K（90014803100190）12531625（M3/MIN）根据以上计算取风量为31625M3/MIN。2、计算扇风机排风量Q扇QK内K外316251053320M3/MIN。式中K外矿井外部通风系数，K外105。3、阻力计算12下山采区主扇通风后期（最大阻力）计算。附12下山采区主扇后期通风系统图及通风参数一览表如下。17主井副井总回风巷风井变电所上仓斜巷轨道大巷12轨道下山上段12回风下山上段12运输下山1250工作面120运输顺槽掘进工作面120轨道顺槽掘进工作面1250轨道顺槽1250运输顺槽18序号巷道名称支护方式A104P（M）L（M）S（M2）Q（M3/S）V（M/S）H（PA）1主井砼碹350138142132282122342清仓平巷锚喷5091126625379123轨道大巷料碹50975366375611224轨道下山及工字钢17091251133367063785轨道下山上段工字钢1709140911331937317226轨道下山下段工字钢1709133311331937314027轨道下山下段工字钢170911461133112162068下车场工字钢1709417627509304912150运输顺槽工字钢棚270943066271527811101012150切巷单体柱4509870627153136281112150轨道顺槽工字钢棚170852974515333106012上车场联巷工字钢17094466271529412513回风下山下段锚喷5010269815243295214回风下山下段锚喷501023418153852164615回风下山上段锚喷501022028153953440316西翼回风巷锚喷50103117824053723317风井砼碹50754122531465791379318风硐砼碹50019小计1262920局部阻力15189421合计270714523根据计算，12区后期通风机工况参数为22860M3/S，14523PA，目前主扇为BDK54616，功率为275KW,根据原12采区设计中主扇额定性能曲线看，现有主扇可基本满足以上工矿参数需求。4、通风路线新鲜风流主立井12采区运输巷12皮带下山（12轨道下山）各用风点。19污风回风联络巷12回风下山15区专用回风上山回风立井地面。5、反风系统利用主扇反风系统和井下反向风门进行反风，反风路线为新鲜风流回风立井12回风下山各用风点各回风联络巷12轨道下山（皮带下山）12采区运输巷地面。6、防尘系统防尘管路从12采区回风巷接到12轨道下山（12皮带下山）到采掘工作面，在工作面上下巷、掘进巷道内及采区各转载点安装喷雾洒水装置，并按规定在巷道内安装隔爆设施。7、监测系统使用安装在调度室内的监测系统，在12中部变电所内设分站，按规定在采掘工作面内安装瓦斯监测探头及断电装置，对工作面内的电气设备进行超限自动断电。第二节机电、运输、排水、供电系统1、运输12轨道下山安装绞车，用于提升和下放物件；12皮带下山铺设皮带运输机运输煤炭至主井底煤仓。2、供电施工前期采用中央变电所动力和专用变压器向各用电点供电。采区系统形成后采用采区中部变电所向各用电点供电。3、供风、供水风、水管从12采区回风巷主管道接入，由12轨道下山（12皮带下山）经中部车场到各用风用水点。4、排水采区涌水经中部车场进入12轨道下山，最后经12轨道下山自流进入采区中部水仓。采区涌水量预计开拓时20M3/H，投产后可达140M3/H。后期设计有12采区20下部水仓。（1）矿井排水基本情况兴业煤业主排水系统为单水平中央主排水系统，11采区及12采区矿井涌水经井底车场和12采区运输巷水沟流至主水仓。主排水泵房现安装使用MD155307主排水泵3台；预计2012年7月新增加2台，电机型号YB630S14容量160KW。工作方式为一台工作、一台备用、一台检修。主排水泵房标高为123，出水口标高为277，排水高度为162M；排水管两趟，管径为159MM。两趟主排水管路在主排水泵房内通过闸阀相互联通，即能独立工作，又能并联运行。3台主排水泵和两趟主排水管正常运行方式为循环方式。（2）12采区排水系统的确定本次设计，在12采区回风下山底部设排水泵房，主要担负12采区的排水任务，排水管路沿12采区回风下山敷设至12采区回风巷，通过回风联巷流入主水仓。（3）15采区排水设备选型根据兴业煤业生产地质报告涌水量计算结果，由地测部门提供，矿井设计最大排水量为330M3/H。初步设计预测季布煤业正常涌水量为100M3/H，最大涌水量为200M3/H。本设计以初设预测数据及12采区涌水量为计算依据。12采区投产后预计正常涌水量为60M3/H。最大涌水量为120M3/H。根据兴业煤业生产地质报告涌水量计算结果，由地测部门提供，11采区正常涌水量为40M3/H，最大涌水量为65M3/H。1、设计依据正常涌水量60M3/H最大涌水量120M3/H排水高度排水垂高126M（包括水处理高度，吸水高度）。规程规定，设计采区排水能力时，20小时内排出采区24小时的最大涌水量。（4）排水设备及管路选择水泵根据本矿情况，决定选择MD155307型多级离心泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，配套电机功率160KW。为安全考虑，本次设计暂考虑在泵房内予留21两台同型号水泵备用位置。排水管排水管采用D1595MM（型无缝钢管，吸水管采用D2035MM型无缝钢管。计算管路特性依据排水管路特性曲线式HZ1540002186Q2，在MD450606型水泵并联性能曲线上作管路特性曲线，二者的交点即为水泵并联工作的工况点NQ146M3/H，H2086M，075。排水时间正常涌水时开一台泵走一趟管路，每天开泵时间132H；最大涌水时期开两台泵，走两趟管路，每天开泵时间132H，均满足煤矿安全规程要求。电动机校核电动机功率按照煤矿井下排水设计技术规定中关于“选择水泵电动机容量应以管路未淤积情况下的水泵轴功率为基础，并留有一定的富裕系数”的规定进行校核。管路未淤积时并联水泵的工况值M为QM169M3/H，HM1988M，M757，水泵所需电机功率10301691988P12149KW10236000757水泵所配电动机隔爆型电动机660V、160KW，满足要求。5、设备选型12下山采区设计供电方案为由地面变电所两段母线上分别出两趟电源至中央变电所，由中央变电所向12下山供电。12下山采区开拓完成后，计划实施以下供电方案在12下山中部做一个采区变电所，由中央向该采区下山变电所供电。由下山变电所分别向采掘工作面及下山泵房供电，在这两个变电所内分别设置动力变压器和风机专用变压器，就近向整个采区及12下山皮带头供电。12采区供电设计考虑一个采煤队，三个掘进头同时作业；变电所动力变压器选择考虑满足掘进、开拓用电需要。226、设备、电缆选型计算及说明（1）电缆选型计算井下中央变电所至12采区中部变电所高压电缆选择一个炮采工作面主要负荷计有290KW前、后刮板输送机各一部，KR取09；转载输送机一部90KW，KR取09；平巷皮带输送机一部125KW，KR取08；乳化泵两台275KW，KR取06；瓦斯抽放泵一台160KW，KR取08；整个工作面功率因数（COS）取085，同时系数取10。S（2902099009125081500616008）同时系数10/（COS）085850KVA一个掘进工作面主要负荷计有22KW风机一部，KR取08；40T（40TX）两部，KR取06，其它负荷可忽略，COS取07风机1S22088006/（COS）07656KVA水泵两台275KW，KR取08，COS取0852S275KR/COS27508/085141KVA胶带输送机2160KW125KW，KR取09，COS取083S216012509/08500KVA（2）15采区总负荷S850KVA3656KVA2141KVA500KVA18288KVA负荷电流S/U18288KVA/6KV331759A每趟电缆承担的负载电流为8795A。查电工手册，我矿现用自中央地面变电所至12采区供电的电缆，每趟载流量为315A，完全可满足要求，不必变动。（3）高爆开关选型高爆开关选型考虑以下因素选择开关的最高工作电压6KV。1设备额定工作电流大于线路最大持续工作电流，考虑一回路发生故障后，另223一回路保证正常生产，总开关额定电流选择300A比较合适。其它开关以所带变压器满负荷为原则选择。选择可能切断的最大短路电流，以中心变电所母线发生短路时的情况最为严3重。ID208920413670526915042/602V1858AID3115ID2214KV选择开关的额定短路开断电流大于214KA按动稳定选择开关4回路中可能发生的三短路电流在冲击值ICH3214KA22996KA选择开关要求其动稳定电流峰值2996KA按热稳定选择开关5ITITJ/214S502135KA即IT135KA矿井现使用的BGP5010高爆开关，其最高工作电压72KV，其额定电流分50A、100A、200A、300A、400A五档，其额定短路开断电流为125KA，额定动稳定电流（峰值）为315KA，额定热稳定电流为125KA。只有电流互感器根据需要选择，其它配电装置完全相同,可满足我矿12采区需要。（4）变压器的选择12采区下山与我矿现供用电情况基本相同，其变压器的选择长期使用证明是合适的，故12采区变压器选择同其现用的相同。24第六章安全技术措施根据设计采区瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤尘自然发火、矿井涌水等具体情况，依据矿井防治灾害的经验和煤矿安全规程的有关规定，提出以下具体的灾害防治措施。第一节防治瓦斯措施1建立瓦斯个体巡回检测和瓦斯监控系统双重监测，可靠地预测和控制瓦斯含量，消除瓦斯爆炸的一切条件。2除了专职监察人员外，班，组长合技术人员，管理人员必须携带沼气测定仪或沼气连续指示报警器。3生产期间严格掌握风量分配，保证各个工作地点和硐室有足够新鲜风。4在采堀工作面与其相互连接的上、下顺槽中设瓦斯瓦斯传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室，在采掘工作面设置瓦斯电闭锁装置，当瓦斯超限时，及时自动切断电源。5要求所有井下工人，特别是瓦斯检测、监控的技术人员必须进行岗前安全培训，熟练观察各种事故发生的预兆以及时报告处理，熟悉掌握各种仪器设备和性能指标，作好检测预报工作。6放炮时回风系统必须断电撤人，通风系统必须独立可靠；严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，放炮后等候时间不少于30MIN放炮员、安检员、职专班长、瓦检员方可进入工作面检查，待检查安全后，其它人员方可进入。7每一入井人员，必须随身携带隔离式自救器。8电气设备应达到防爆要求。9采区、工作面电气设备必须有专人负责检查维护，各区队每班、机电科每天必须指派专职电工每周检查一次防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。10井下杜绝循环风，井下电气设备按防爆选型，配有专职瓦斯检测员及多种检测和报警设备。矿井制定有严格的管理制度，严禁火种进入井下，严格控制各25种火源的产生，井下严禁使用可产生静电的材料。11严禁超掘、超采。12采掘工作面必须实现独立通风，严禁串联风。13放炮应使用安全等级不小于三级的煤矿需用含水炸药，采用毫秒雷管，装药方式为正向起爆，并实行一次全断面起爆，禁止分次放炮。单次放炮进尺应严格按照“作业规程”的规定控制，禁止单次放炮进尺太长。14按相关规定对采掘工作面进行瓦斯抽放。15实行并列式通风,设立专用回风巷并贯穿整个采区,采掘工作面回风直接进入专用回风巷,实现独立通风。16合理调配风量,保证各用风地点风量满足防瓦斯和安全生产的需要,消灭五风无风、微风、循环风，不合理串联风、老塘风作业现象。17掘进工作面采用双风机双电源、自动倒台和“三专两闭锁”,实现掘进巷道安全技术装备系列化,杜绝无计划停电停风现象。18即时处理局部瓦斯积聚,高冒区及时充填,及时封闭废弃巷道,对临时停工的巷道不得停风,否则设置栅栏,设置警标,禁止人员入内,对长期不用的巷道进行密闭。19建立瓦斯巡回检查制度和汇报制度,配备专职瓦斯检查员,按规定进行瓦斯和二氧化碳检查,坚决杜绝瓦斯超限作业现象。20采掘工作面按规定配备瓦斯报警、断电监测监控探头,实现24小时连续全方位监测监控。21严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。22应在井下设置避难峒室或压风自救系统，避难峒室的设置按照防治煤与瓦斯突出规定的要求进行；压风自救系统应设置在距采掘工作面2540M的巷道内、放炮地点、撤离和警戒人员所在位置以及回风道有人作业地点，长距离掘进巷道中，应每隔50M设置一组压风自救系统（应根据实际情况增加长度）。每组压风自救系统可供58人使用，压缩空气供给量每人不得少于01M3/MIN。23严格执行两个“四位一体”防突措施。24在主要运输巷道,采掘工作面上、下巷设置隔爆设施。26第二节防治煤与瓦斯突出专项措施1区域性防治突出措施我矿开采单一煤层，没有保护层可供选择。所以只能采用底板岩巷预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。预抽煤层瓦斯是一种区域性的防治煤与瓦斯突出的措施。预抽煤层瓦斯，实质上就是在回采前预先抽放开采煤层的瓦斯，主要是通过预先抽放瓦斯以减小或消除煤层的突出危险性，其次也可以减少采掘过程中的瓦斯涌出量。采用预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施时，工作面煤层瓦斯抽放采用沿煤层钻孔预抽方式。其钻孔布置可分为上下巷向钻孔平行布置（扇形布置）水平钻孔平行布置和混合钻孔布置等几种方式。钻孔布置方式要根据矿井的具体生产条件选择，对于以防突为目的的煤层瓦斯抽放，无论采用哪种布置方式，都要求在预抽煤层的范围内均匀布孔，使整个开采区域尽可能都在钻孔控制范围之内。钻孔孔径以75MM90MM为宜，钻孔间距根据抽放影响半径确定。钻孔施工完毕后，应立即封孔进行抽放，封孔方法可采用聚氨酯封孔，封孔长度不小于8M。必须保证足够的抽放时间，并准确计量瓦斯抽放量。2局部防突措施（1）石门或岩石巷道揭煤工作面由于石门或岩石巷道揭煤时突出危险性及突出强度均较大，所以对于石门或岩石巷道揭煤工作面的防突问题应引起高度重视。除揭煤采取严密的各项措施外，还应从生产部署上尽量减少揭煤次数。针对我矿的实际，在地质构造区一般认为有突出危险性，可不进行预测，但必须采取多排排放钻孔防突措施或抽放钻孔措施，钻孔设计可参照如下进行，但必须进行正规设计。在过煤长度太长时，为加快揭煤速度，可以采取分段打钻分段检验法。其钻孔布置可参照见图8。石门布置时可加大巷道与煤层的夹角，以缩短揭煤过程。抽排钻孔控制石门周界外35M，且必须打穿煤层并进入顶（底）板岩石02M以上。抽排钻孔孔径要求7590MM，钻孔孔底间距以钻孔影响半径为依据，一27般可为23M；排放孔间距应不大于2M。预测孔可兼作抽排钻孔，但参数应与措施孔相同。打措施孔前必须制订打钻措施和设计，设计应包括钻孔布置平面图、剖面图、开孔位置图、钻孔设计参数表、施工要求等。竣工后应验收并认真绘制钻孔竣工图，如果与设计参数有较大误差时，应进行补孔。施工抽排钻孔时，岩柱尺寸必须保证垂距3M以上。必须保证有足够的排放时间，当抽排瓦斯量达到预定值后（估计瓦斯压力降到074MPA以下，或抽排量已降低到较小值），再进行措施效果检验。图91石门抽排钻孔布置示意图（2）煤巷掘进工作面大量研究和实践表明，煤巷掘进工作面的突出次数最多。为保证施工安全，防治煤与瓦斯突出，在煤巷掘进过程中，应采取行之有效的防突措施。一般在掘进巷道时，采用瓦斯抽放、超前钻孔、松动爆破、水力冲孔等防突措施。我矿可以采用瓦斯抽放、超前排放钻孔、煤层注水作为防突措施。瓦斯预抽措施实质上就是预先抽放开采煤层的瓦斯，主要是通过预先抽放瓦斯以减小或消除煤层的突出危险性，可采用的抽放方式有边掘边抽及掘前预抽。抽放措施孔施工参数应进行专门设计。超前排放钻孔措施是目前我国在突出矿井应用最为广泛的煤巷掘进局部防突措施，其防突效果已经得到实践检验。其原理是在工作面前方一定距离的煤体内，始28终保持有足够数量的钻孔，由于钻孔的卸压和排放瓦斯的作用，人为地造成并保持工作面前方有一个较长的卸压带，防止突出的发生。超前排放钻孔采用89直径排放钻孔。具体措施如下掘进工作面经验证（预测）有突出危险时，采取超前钻孔局部防突措施。钻孔水平投影孔深不小于15M，控制巷道轮廓线外不小于5M，钻孔终孔间距不得大于2M。掘进工作面采取防突措施时，每个工作面由防突办编制超前钻孔设计，内容包括钻孔孔径、孔深、孔数、开孔和终孔位置，报矿总工程师批准。防突措施经效果检验后，如无突出危险，则采取安全防护措施进行正常掘进；如仍有突出危险，必须采取补充防突措施，并经措施效果检验有效后，掘进工作面方可施工；补充防突措施为在上下两排钻孔之间增打35个排放钻孔，孔深同措施孔；每执行一次防治突出措施作业循环（包括措施、措施效果检验、采掘作业）后，须再进行工作面预测，如预测为无突出危险时，还必须再执行防治突出的措施，只有连续2次预测为无突出危险时，该工作面方可视为无突出危险工作面；防突办必须认真填写突出预测和效果检验报告单，并报矿总工程师审批。（3）回采工作面在预测有突出危险的回采工作面，应采取局部防突措施进行防突。局部防突措施可采用排放钻孔，采用小直径排放钻孔时需要2排以上，钻孔深1015M，孔径42MM，孔间距10M，钻孔布置方式参照图9。也可采用孔径为89MM以上的排放钻孔，孔间距可适当加大。施工完所有的排放钻孔后，应排放至少4个小时后，再进行措施效果检验，当检验指标超标时，措施无效，必须补充防突措施，直到效果检验指标降到临界值以下。29图92回采工作面防突措施平面布置示意图（4）防突措施效果检验工作面采取防突措施后，必须进行措施效果检验。石门揭煤工作面在排放或抽放瓦斯结束后，采用钻屑指标等方法进行效果检验，方法同突出预测；措施效果检验孔的孔数4个，其中石门中间一个（位于措施孔中间）其它3个孔位于石门上部和两侧，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。如检验指标小于临界值，则认为措施有效，反之，认为措施无效；经措施效果检验为有突出危险工作面时，必须采取补充防突措施方可允许掘进；补充防突措施可在工作面补打5个超前排放瓦斯钻孔；执行补充防突措施后，还须经措施效检合格后，采取远距离放炮揭穿煤层。采掘工作面每次施工完超前钻孔后，进行措施效果检验，检验测定仪器同突出预测，措施效果检验方法同突出预测，测定指标为QM、H2、S；措施效果检验钻孔孔数3个、孔深小于或等于措施孔，两帮孔终孔控制巷道轮廓线外5M，钻孔布置与突出预测钻孔布置相同，但检验钻孔应布置在上下左右措施孔之间；措施效果检验指标突出危险临界值为QM40L/MIN、H2180PA、S5KG/M。当所有测定指标都小于突出危险临界值时，效果检验为措施有效，工作面检验为无突出危险工作面；当预测指标符合下列条件之一，QM40L/MIN、H2160PA、S5KG/M，检验措施无效，必须采取补充防突措施；经措施效果检验为无突出危险工作面的允许进尺深度必须同时保证55M措施孔超前距和25M预测孔超前距。3安全防护措施排放孔采煤工作面30为了防止因预测失误、措施失效且检验失误、发生延期突出等而导致发生人身伤亡事故，在突出危险、威胁区进行采掘活动时均要采取安全防护措施。安全防护措施包括震动放炮、远距离放炮、避难所、压风自救系统、隔离式自救器（压缩氧、化学氧自救器）、反向风门等。（1）当石门揭煤预测指标未超标时，可不采取防突措施，但必须用震动性放炮或远距离放炮揭穿煤层；（2）远距离放炮或震动性放炮的有关规定按煤矿安全规程第四章第五节及防治煤与瓦斯突规定的第92条、93条、94条、95条、96条、97条执行。（3）每一入井人员，必须随身携带隔离式自救器。（4）放炮时回风系统必须断电撤人，通风系统必须独立可靠；严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，放炮后等候时间不少于30MIN放炮员、安检员、职专班长、瓦检员方可进入工作面检查，待检查安全后，其它人员方可进入。（5）在突出危险区作业时，掘进工作面进风侧必须设置2道坚固可靠的反向风门，反向风门距工作面的距离应根据实际情况确定。反向风门的安装设置要求，按照防治煤与瓦斯突出细则的规定施工。（6）应在井下设置避难峒室或压风自救系统，避难峒室的设置按照防治煤与瓦斯突出规定的要求进行；压风自救系统应设置在距采掘工作面2540M的巷道内、放炮地点、撤离和警戒人员所在位置以及回风道有人作业地点，长距离掘进巷道中，应每隔50米设置一组压风自救系统。每组压风自救系统可供58人使用，压缩空气供给量每人不得少于01M3/MIN。（7）放炮地点应设在进风侧反向风门外的全风压通风的新鲜风流中或避难硐室内，避难硐室可设在采掘工作面进风巷中，选用放炮的避难硐室距工作面的距离不得小于300M，避难硐室的设置按有关要求严格执行。放炮时，反向风门必须关闭，放炮地点应配备压风自救系统或自救器。放炮撤人距离根据工作面所在采区具体情况确定。（8）在工作面所有作业中，都应随时观察突出预兆，若发现煤结构发生变化、煤壁发冷、外鼓、响煤（岩）炮、顶板来压、支架变形、瓦斯忽大忽小、打孔（眼）喷孔、顶钻严重等等突出征兆时，工作面所有人员立即按作业规程中规定的避灾方31法和路线撤到新鲜风流中，向矿调度室汇报，听候处理，情况危急时，应立即撤出到地面。（9）采区、工作面电气设备必须有专人负责检查维护，各区队每班、机电科每天必须指派专职电工每周检查一次防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。（10）突出的煤必须及时清理，以防自燃引起瓦斯爆炸。清理前，必须编制防止煤尘飞扬、杜绝火源、垮塌以及再次发生突出的安全防护措施。对于突出孔洞应充填或支护。发生大型以上突出后，一般不应从孔洞放出松散的煤体，以免造成垮塌引起再次突出，还应及时碹砌或注浆密闭孔洞，以免造成自燃。第三节防治冒顶措施1根据本矿井煤层赋存条件，顶底板岩性情况，确定工作面顶板管理方式为全部陷落法。炮采工作面支护设备采用适应性强，体积小，重量轻，易操作、安全的单体液压支柱，支柱型号DZ22100型，初撑力60KN以上，HDC2600型钢梁，二梁五柱，对棚间距05M，采面单体柱必须有防倒措施。2目前煤巷以11矿工钢梯形支架或29U型钢拱形支架或锚网索支护为主。掘进工作面架棚巷道使用前探梁和防倒棚装置，不存在空顶作业现象。作业规程中对松软的煤、岩层及过破碎带掘进时，制定有安全技术措施。采区上、上山巷道支护形式岩巷以锚喷支护为主。锚喷或锚杆支护巷道，护顶锚杆必须紧跟窝面，锚喷成巷距窝头不得大于5M，初喷必须到窝面，严禁空顶作业。3掘进工作面贯通、透老巷（塘）及大断面巷道扩刷，“丁字口”、“十字头”交岔点施工必须有安全措施，并坚