煤矿采区设计方案

1、采区设计及巷道布置方案2012 年 9 月 10 日目录第一章矿井的基本情况第二章采区布置及装备第一节采区储量计算第二节采区设计生产能力及服务年限第三节采区划分及巷道布置第四节采煤方法及采掘工作面机械装备第五节采区生产系统第六节采区运输系统及装备第七节供电、排水系统第八节采区通风系统第九节监测监控系统第三章采区巷道掘进第四章采区通风第五章采区灾害防治及主要安全技术措施第一章矿井的基本情况xxxx+350 水平现有 n1124 、n1131两个采区由于此段煤质差， 特别是三采区煤质极差，发热量只有2000 大卡左右，根据现在的销售市场，此煤质根本销售不出去，因此，为了矿井能正常生存，稳定职工队伍

2、。经公司开会研究决定暂时甩掉三采区近 600m的劣质煤后重新布置采区， 缓解因煤质差没有市场的被动局面，以保证矿井的正常生产。一、采区位置设计的采区位置为 +351 水平运输巷北 3000m4000m 段，走向长 1000km, 倾向长 180m,面积为 180km2煤层埋深在 +350m 。采区地面位置位于现xx 村一社之内。二、煤层及煤质情况矿井开采 k1煤层1、煤层k1煤层位于吴家坪组底部（第一段） ，下距茅口组顶部2.89m，上距吴家坪组第二段底部 12.55m，含黄铁矿结核，偶见夹石，煤层结构较简单，一般为单一煤层。煤层厚度变化较大，根据 +474水平已揭露和开采的情况，从+474水

3、平平硐北3800m段起向北到矿井田边界均为可采煤层，煤质发热量在3500 大卡左右，有销售市场。煤层赋存较稳定，煤厚平均0.9m 左右，局部含矸12 层，夹矸多为炭质泥岩。煤层产状：走向近北东，向西倾斜，倾角4045。矿区范围煤层最大埋深 950m ，最小埋深 50m总体上看，本矿区范围内煤层厚度属较稳定型。2、煤质矿井 k1煤层为深黑色半暗型半亮型煤，以半暗型煤为主，玻璃光泽，条带状结构，层状构造，参差状断口，内外生裂隙发育，硬度较低。k1煤层的化验资料如表1-1 所示。表 1-1 煤质化验成果表指标煤层水分mad （）灰分ad （）挥发分vd （）固定碳fcd （）全硫st，d （）发热量

4、 qgr.d （mj/kg）k11.85 32.65 14.0 52.53 3.67 21.0 根据煤炭质量分级国家标准（gb/t15224-2004） ，从上述化验结果表明，煤层为属高灰、高硫、中热值烟煤，可作为动力用煤、工业用煤及民用煤。三、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性1、瓦斯根据重庆市煤炭工业管理局关于xxxx 矿 2011 年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复 （渝煤监管 201256号） ，xxxx 绝对瓦斯涌出量为1.42m3/min ，相对瓦斯涌出量为 11.68m3/t ，属高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性与自燃倾向性根据煤炭科学总院重庆研究院2010 年 10 月作的自燃倾向

5、性鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告， k1煤层自燃倾向等级为类， 属不易自燃煤层； k1煤层有煤尘爆炸性。四、水文地质1、水文地质条件区内含水层主要有二叠系下统茅口组（p1m ）石灰岩、二叠系上统吴家坪组上段（p2w2）石灰岩、二叠系上统长兴组（ p2c）石灰岩，均为岩溶裂隙含水层。二叠系上统吴家坪组下段（ p2w1）含煤段为隔水层。矿井充水以大气降水为主，区域地下水沿岩溶漏斗、节理、裂隙侧向补给充水为辅。雨季大气降雨大部分沿冲沟排出矿井，部分沿节理、裂隙、岩溶、漏斗渗入地下，在采掘过程中，当煤层底板揭穿后，茅口灰岩中的岩溶裂隙、漏斗水侧向补给，沿裂隙、岩溶管道渗入矿井，但水量不大，对开采无大的影

6、响。其次，老窑和采空区积水也是矿井充水的一个重要因素。矿井水文地质类型分析。该矿是以大气降水为主要充水源的岩溶裂隙充水矿床，正常涌水量 50m3/h ，最大涌水量150 m 3/h ，防治水工作易于进行，矿井水文地质条件中等。第二章采区布置及装备第一节采区储量计算一、地质资源储量xxxx 四采区 k1煤层的地质储量估算，根据上水平揭露四采区段的地质储量约20.9 万吨，可采储量共计为17.79 万吨。第二节采区设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日 330 天， “三八”制作业。二、采区设计生产能力本矿井设计生产能力9 万吨/ 年，整个矿井布置二个采区、二个采煤工作面，满足矿井生产

7、的需要，即：采区设计生产能力4.5 万吨/ 年。三、采区服务年限根据采区生产能力，考虑1.4 的储量备用系数，该采区服务年限为：17.791.4 4.5 2.8 年。第三节采区划分及巷道布置巷道布置（详见巷道布置图）该工作面位于 +351水平北翼运输巷 2690 米，设计断面运输巷6.20 ，运输巷坡度为 4，反眼坡度不得大于45。先沿煤层走向掘全岩运输巷300 米，每隔 100m掘一反眼至见铝土后不揭穿煤层以作巷道掘进时导向用，待掘进 300米以上后每隔 10 米掘一反眼揭穿煤层。掘进到400米后停止掘进，再沿煤层作煤层上山至+474水平贯通形成通风系统。在+351 水平 1900 米车场处

8、作一条全岩材料上山到+474 水平，甩掉现有 +474水平北翼八字口至八车场3000 米的半煤巷道，减少维修费用，降低安全风险。因这段是老巷道 (上世纪 70年代掘的 )坡度大，巷道断面小巷道维护工作量大，每年需要 10万余元的维修费用，且机车运行起行人及不安全。在作通风上山之间，全岩掘进队的作业人员退出到运输巷1900m处掘材料运输上山，上山的设计坡度为26，设计断面为 5.3 ，设计长度为 306m 。待通风上山贯通 +474水平通风系统形成后继续掘进全岩运输巷400 米至采区边界。巷道掘进过程中，同样每隔10 米掘一反眼至见煤，掘进了400m后再布置一对采区煤层上山至 +474水平形成一

9、个采区通风系统。采区形成后按照高瓦斯矿井的要求，先对采区范围巷道周围打穿层钻孔实施穿层抽放，穿层抽放后然后再作瓦斯抽放巷打顺层瓦斯抽放钻孔对该采区进行瓦斯抽放，抽放达标后进行开采，开采要求由里到外由上到下的开采顺序进行回采。第四节采煤方法及采掘工作面机械装备一、采煤方法该采区根据煤层赋存情况和已使用多年的采煤方法，设计选用多短壁俯伪斜采煤法，煤较松软时用风镐落煤，遇煤质较硬时用电煤钻或yt28风钻打眼放炮落煤。回采工作面采下的煤采用搪瓷溜槽溜煤，人工攉煤，全部垮落法管理顶板，采面支护为木支柱，支柱直径不得小于12cm ，控顶距为 4-6 排，排距为 0.9 米，柱距为 0.9 米。二、采掘工作

10、面机械装备根据我矿现有的技术及地质条件，采煤工作面切眼遇煤层薄时掘进采用yt18风钻打眼破底；煤巷掘进工作面采用电钻打眼，钻爆法施工，人工装煤。 1 、掘进工作面机械装备岩巷掘进工作面采用zy28式风钻打眼，钻爆法施工，耙斗机装岩，矿车轨道运输。掘进通风选用 dbkj-2 11kw 型对旋轴流式局部扇风机2 台。使用防爆开关2台，型号分别为 qbz-80/380、qbz-200/380 2、采煤工作面机械装备工作面配备 mz21.2 型煤电钻 4 台，额定电压 127v，额定功率 1.2kw，使用煤电钻综保 2 台，型号为 kzb-4/127。第五节采区生产系统一、通风系统1、矿井主扇风机选用

11、两台矿井主扇风机选用两台zi52-4 12 型防爆轴流式通风机 2 台，一台工作，一台备用。主要扇风机风量为7001250m 3/min, 负压650-110mpa,能满足矿井通风需要。2、运输巷掘进通风选用dbkj-2 11kw 型对旋轴流式局部扇风机2 台。风筒直径不小于 40cm ，局扇通风方式为压入式通风。3、局部通风机必须安设在距回风口大于10 米的支架牢固顶板完好的地方，且必须上架安设，实行专人挂牌管理。4、掘进工作面风量必须按每人每分钟不得少于4m3配足。5、 从+351水平运输巷流入的新鲜风经车场工作面乏风经n1132回风上山 +474回风平巷回风上山+587集中回风巷，由风井

12、排出。二、防尘系统1、地面设有消防水池，容量为200m3。2、工作面防尘由地面消防水池通过水管铺设到工作面，工作面装载点粉尘较大时设置喷头进行洒水降尘。3、调整风量进行通风降尘。三、运煤系统：工作面采下的煤经搪瓷溜槽溜至采面临时煤仓，人工装车后用 8t 机车运出地面筛选楼进行筛选。运矸系统：掘进工作面的矸石经耙碴机装好后人工调车推至井底车场后用8t机车运出地面矸石山。运料系统：各种材料和设备进入井下后，经车场或集中运输材料上山，煤层运输巷或集中运输巷进入各用料点。四、供电系统1、矿井供电实行井上、下供电分开，井下供电做到“三专”且中性点不得接地。2、工作面供电由地面配电柜井下馈电开关局扇控制开

13、关。五、排水系统1、工作面顶、底板渗水、巷道积水，通过巷道水沟自行排出地面。六、运输系统1、运煤、运矸使用8t 机车配合 35部矿车进行运输。2、掘进工作面耙碴机装矸，人力推车到井底车场再由8t 机车把矸石运出地面。七、通讯系统井底车场及工作面上安全出口有隔爆磁石电话与地面调度室相通。第六节采区运输系统及装备一、采区运输系统利用现有的电瓶机车运输运煤路线：采煤工作面工作面临时煤仓+351运输巷地面筛选楼煤仓；运料路线：地面 351 运输大巷工作面上顺槽工作面运矸路线：掘进工作面井底车场351 运输巷地面矸石山二、采区运输装备8t 机车配 36 部侧翻式一吨矿车。第七节供电、排水系统该采区供电系

14、统利用 +351水平变电所提供，供电系统如下：地面高压至井下机电硐室采区供电设备变压器掘进供风变压器一、供电设备选型：1、工作面选用型号为kzb-4/127 煤电钻综保两台， 型号为 mz21.2 型煤电钻4 台；2、工作面压风机为10l/8，电机功率为 75kw。5、电源来自地面，变压器选用kbsgz-t-200/6矿用隔爆型干式变压器，容量200kva ，选用 380v低压供电，总馈电选用型号bkdz-660/380的矿用隔爆智能化真空馈电开关一台；8、采区总负荷为w (7511217+1.24)1.2 142.56kw 实际负荷为 118.8kw 现选用 200kva变压器，负荷满足要求

15、。现选用型号为 bkdz-660/380真空馈电开关， 最大负荷电流为 400a，能满足要求。二、排水系统：本采区是平硐开拓，矿井水排除不需要排水设备，由平硐自行排除。第八节采区通风系统采区主要通风系统充分利用原有系统，尽可能减少新开拓工程量，利用现有的进风巷和回风大巷。即： 新鲜风流 351运输大巷掘进作业面n1132回风上山 +474回风平巷+474回风上山总回风巷回风平硐地面。第九节监测监控系统矿井安装了煤科院重庆分院生产的kj90na 型煤矿安全监测系统， 配备了 2台监控主机（一台备用），一台声光报警器，一台 ups不间断电源（ 2 小时） ，打印机一台，数据接口 2 台（一台备用）

16、。安装分站 kj90-f8（16）a型监控分站 4 台，另备用 1 台。安装 kg9701 型和 kg9001c型瓦斯传感器 7 台，另备用 4 台；安装了gt-ka型设备开停传感器4 台，另备用 2 台；安装了 gfk40 型语音风门传感器1台语音风门传感器，另备用1 台；安装了 gw50a 型温度传感器 1 台，另备用 1 台；安装了 kgf15 型风速传感器 2 台，另备用 1 台；安装了 gt500a 型一氧化碳传感器1 台，另备用 1 台；安装了 1 台 gf5f型风流压力传感器，另备用1 台；在监控机房和井口安装了电源避雷器及通迅避雷器，各类监控设备都进行了可靠的接地。矿井安全监控

17、系统严格按标准进行安装、调试、维护、调校，与涪陵安监局、重庆煤管局进行了联网，运行正常可靠，能满足安全需要。第三章采区巷道掘进一、巷道断面和支护形式采区开拓巷道布置在全岩中，巷道取直，并且尽量一个坡度施工，采用裸巷掘进，特殊地点用金属支柱或料石发碹支护。巷道断面和支护形式见附表3-1，主要开拓工程量见附表3-2。二、巷道掘进进度指标生产期间巷道掘进进度指标确定如下：岩石平巷掘进 120m/月车场掘进 73m/月煤巷掘进 120m/月三、巷道掘进为了加快施工进度，根据实际情况设计配备1 个掘进头施工标准断面 (6.2 )日进 4m ，岩巷施工完毕后施工煤巷。岩巷掘进头，配备yt28型风动凿岩机、

18、 p60型笆斗装岩机等。煤巷掘进遇煤层厚度小于 1m时采用钻爆法掘进，配备 yt24型风动凿岩机。掘进通风选用 dbkj-211kw 型对旋轴流式局部扇风机。主要巷道断面表表 3-1 巷道性质巷道名称断 面形式支护形式净断面 （m2）掘进断面（m2）开拓巷道全岩运输巷三 心拱裸巷5.4 6.2 反眼矩形裸巷1.44 1.44 准备巷道回风顺槽梯形木支护2.5 2.5 煤上山梯形木支护1.2 1.2 回采巷道工作面上下顺槽梯形木支柱1.6 1.8 切眼矩形木支柱1.2 1.2 巷道工程量汇总表表 3-2 巷道名称工程量 （m ）断面（ m2) 支护形式岩性坡度( ) 全岩运输巷600 6.2 裸

19、巷岩3反眼363 1.44 裸巷岩45 回风顺槽500 1.6 木支护煤巷0 煤上山720 1.2 支护煤巷沿煤层煤上山联络巷240 1.5 木支护煤巷0 工作面开切眼120 1.8 木支护煤巷0 全岩上山工程表3-3 车场200 10.2 裸巷岩3全岩上山281 5.6 裸巷岩26 上山上、 下部车场80 10.2 裸巷岩绕道30 6.2 裸巷岩达产时一个工作面生产，工程量2596m ，其中岩巷 1013m （全部折算 6.2 断面） ，煤巷 1583m 。本设计方案的总工程量为2596m ，其中，岩巷 1013m ，煤巷 1583m 。该采区设计工期为 12 个月。第四章采区通风第一节采区

20、风量计算及分配矿井采用中央并列式通风系统， 由+351水平运输巷进风， +587水平风井回风。矿井通风方式采用机械抽出式， zi52-4 12 型防爆轴流式通风机电机功率为37kw 。掘进工作面采用局部通风机送风。一、风量计算及分配按煤矿安全规程规定方法计算如下：（一）按同时下井人数需要风量计算q矿井=4nk矿通=4801.2=384m3/ 分（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 1 、采煤实际需要风量各回采工作面实际需要风量从以下几方面计算，取其中最大值。按瓦斯涌出量计算q采.1=q采.2=100qch4.k采通=1001.42 1.8=255.6m3/ 分按工作面温度计

21、算q采.1=q采.2=60v采s采 =6014=240m3/ 分按人数计算q采.1=q采.2=4n=4 30=120m3/ 分按风速进行验算（最低、最高）q采.1=q采.215s采=155=75m3/ 分q采.1=q采.2240s采=2405=1200m3/ 分根据以上计算， q采.1=q采.2=257.4m3/ 分所以采煤实际需要的风量为：q采=（q采.1+q采.2）k采备=（255.6+255.6 ）1 =511.2 m3/ 分2、掘进实际需风量设计有独立通风掘进头1 个，按局部通风机实际风量配风， 每台取 200 m3/ 分。3、硐室实际需要风量设计只有机电硐室，按机电设备运转发热量配风

22、60 m3/ 分。4、其它井巷实际需要风量q其它=60 m3/ 分矿井的总进风量为：q矿=（q采+q掘+q硐+q其它）k矿通 =（511.2+200+60+60）1.2 =997.44 m3/ 分根据上述两种方法计算，取最大值作为矿井的总进风量。q矿=997.44 m3/ 分=16.6 米/ 秒通过以上计算，现有主扇风机能力能满足矿井通风要求。第五章采区灾害防治及主要安全技术措施为了确保煤矿安全生产，必须认真贯彻“安全第一”的生产方针，遵循“预防为主，综合治理”的原则，严格执行矿山安全法、 煤矿安全规程以及有关安全技术政策、指令、规定，克服麻痹思想，时时刻刻警惕隐患的出现并及时消除，根据本采区

23、具体特点，提出如下安全技术和管理预防灾害措施。一、瓦斯预防措施1、加强通风管理，提高通风质量。通风系统设置的构筑物，应能有效分控制风流，不得随意拆除。2、不使用的联络巷与一切废巷等，必须及时密闭。3、必须建立瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，配齐专职检查人员和检测仪器，对井下一切地点，特别是瓦斯容易聚积的地方，不得空班漏检。4、生产中要及时处理采掘工作面上隅角，采空区的边界处，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的上部等积存的瓦斯。5、井下机电设备必须按矿用防爆特殊型配备，严格管理，经常检查与维修。6、井下放炮工作，必须由持证专职放炮员担任，必须使用放炮器，严禁在一个采面同时使用 2 台放炮器放炮

24、，严禁明火、非电导爆管放炮和放糊炮。7、当班安全员及瓦检员必须入井在先出井在后，在当班工作人员未进入工作面时必须对工作面瓦斯进行检查。8、瓦斯管理必须按 煤矿安全规程 的相关规定进行管理， 严格执行瓦斯“三级”管理检查制度，每班必须对规定地点进行至少三次检查，每次检查的结果必须记入瓦斯检查手册和填写在工作面瓦斯登记牌板上，出井后必须填在瓦斯审批报表上，并严格做到“三对口”。9、工作面作业时必须悬挂瓦斯报警仪进行瓦斯监测（瓦斯报警仪应悬挂距工作地点供风口后 2 米的回风流中），发现瓦斯超限达 1% 时必须立即停止作业， 撤出所有作业人员，查找原因进行处理。作业人员必须待处理完毕，瓦斯达规程要求，

25、经瓦检员同意方可进入工作面作业，严禁瓦斯超限作业。10、凡因停电或检修机电设备停风时，在恢复供风时，必须检查巷道内瓦斯，当瓦斯达 2% 时必须组织排放，排放瓦斯时必须撤出受瓦斯排放影响区域内的作业人员，切断电器设备供电电源，并派专人看管，排放时，严禁“一风吹”，在排放时要限时、限量排放，确保采区回风巷中瓦斯浓度不超过0.75%，二氧化碳浓度不超过 1.5%。11、工作面凡是停风恢复供风前，必须检查局部通风机及其开头附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%方可人工开启局部通风机。12、工作面瓦斯传感器悬挂位置距工作碛头不得大于5米，并进行 24 小时不间断监测监控瓦斯。二、煤尘预防措施1、在煤

26、尘易飞扬地点，如放煤楼口应设喷雾、洒水装置。巷道中的浮煤必须定期清扫运出。2、在巷道掘进时，必须采用湿式打眼，装岩（煤）洒水等综合防尘措施，采煤工作面粉尘大时要洒水降尘。3、井下所有溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空，溜煤眼不得兼作风眼使用。4、加强个体防护管理，工作时必须配带防尘口罩。5、坚持湿式打眼，喷雾洒水，或在碛头后5 米范围内安设水幕进行隔爆。6、加强通风管理，严格控制风速，确保工作面风速不得小于0.15m/s 和大于4m/s。三、井下水灾预防措施1、加强采空塌陷的管理，制定有效防洪措施，雨季前后派专人检查地面有无裂缝及陷落现象，对塌陷裂隙应及时处理。2、在掘进过程中，坚持“有疑必探

27、，先探后掘”的探放水原则。3、严格按要求进行探放水，探放水时要按上级要求进行探放，探放水眼必须成“十”字形放射状布置，钻孔必须用zx-30 型钻机打眼，眼深不得小于30米。施工时必须坚持探30 米、掘 10 米、留 20米的原则。如工作面无 zx-30 型钻机时，必须采用风钻打眼，施工时打眼必须使用不小于3 米的探杆。4、探放水时要严格按设计要求进行探放，在有淋水或涌水的工作面必须采用前探迎面支护。5、加强矿井水文地质调查，查明矿区范围内的水患，坚决实行防、排、探、放、疏、截等防水措施。6、当工作面发现或其他地点发现下列透水预兆时，必须停止作业，向矿领导汇报，制定措施。巷道碛头空气温度降低，感

28、到发凉。碛头空气潮湿，湿度异常增大。煤壁或碛头两帮岩层潮湿（俗称发汗） ，有水锈（俗称挂红） 。碛头壁帮渗水，且逐渐增大。有时可听见“嘶嘶”水流声或“底爆”响声。矿压增大，煤岩破碎，裂隙发育，出现片帮、冒顶及底板鼓起等现象。局部冒顶，有涌水或淋水，且逐渐增大并浑浊含泥砂等。7、 在打眼时如发现眼内流水较正常流水大时，必须停止打眼（不得拔出钻杆），立即撤出工作面作业人员达安全地点，并上报矿领导采取措施。8、 工作面在放水时必须采用迎面支护， 否则不管采用何种放水措施不得作业。9、巷道内水沟必须低于轨道面20cm以上，并保持畅通，可以随时排除巷道积水。四、顶板防治措施1、严格执行敲帮问顶制度，严禁

29、空帮空顶作业。2、 遇破碎带严格使用好前探支架， 做到工作面掘进时必须支护好后方可作业。3、 加强顶板现场管理， 掘进支护工在掘进施工过程中必须坚持敲帮问顶制度，发现活岩和伞檐要及时处理。4、加强支护质量管理。支护时要严格按作业规程要求进行支护，对于不合格的必须返工，把存在问题消灭在日常工作中。5、及时支护，根据作业循环和围岩条件，尽可能及时支护，缩小控顶作业面积与延续时间。6、在施工过程中如冒顶造成顶板过空，垮落距过大及出片帮，帮子较空的地段必须采用木垛接顶接帮并背死，以确保支架的稳定性和牢固性。7、加强独头巷道的围岩检查，每班在进入工作面作业时，必须由外向里逐步检查。五、反眼揭煤的安全预防措施1、加强测量工作，及时分析地质构造及煤岩特点，确定掘穿煤层距离。2、掘进时必须打超前钻孔，超前释放瓦斯。3、加强通风管理，严禁无风或微风及瓦斯超限作业。4、揭煤时必须全断面一次揭穿。4、 未掘通煤层时，其掘进头的放炮距离必须在进风巷，距碛头距离大于 300m 。六、巷道贯通预防措施1、掘进巷道相向贯通时两碛头相距20m时，必须停止一个工作面作业，另一作业点禁止放炮掘进。2、当贯通距离较近时，必须对两端