煤矿采区设计

第一章矿井概况第二章设计采区地质概况一、采区位置+2343m水平南翼采区位于矿井运输下山车场以南，+2359水平以下，阶段高度16m。从井田中央车场（2365水平车场）南翼采区总走向长度为380米，煤层平均水平厚度34米，南翼采区内煤层沿走向煤层倾角有变化，从运输上山位置算向南翼走向270米倾角为14°，从270米至采区边界煤层倾角约为20-23°。采区与地面的垂深为78米。二、采区邻近关系及老窑和采空区+2359水平南翼采区上部为+2365水平南翼采区，两个采区之间的高差6米，2004年6月25日已采完封闭，回采范围为走向从+2365水平井田南边界到+2365水平南翼采区第一煤门以南10米处，共329米，回风水平标高+2386，阶段高度21米。+2365水平北翼采区范围为走向从+2365水平井底车场算起向北153米。+2365水平井底车场永久煤柱为86米。+2365水平和+2359水平南北翼采区范围内无小窑开采破坏区，但上部+2365水平南翼采区采空区与+2359水平南翼采区有重叠现象。因+2365水平以上（包括+2365水平）都为仓储式开采，有阶段煤柱和仓间煤柱，采空区顶板没有完全垮落，采空区的火、水、顶板等灾害对+2359水平的影响较大，采区布置过程中要做好探放水工作，并采区投产前要做好采空区灭火和预先放顶工作。矿井南部有原乌鲁木齐县水西沟乡小东沟（东来顺）煤矿立井，开采最底水平标高为+2357米（一说+2337m）,北翼采区走向长度为102米。原乌鲁木齐县水西沟乡小东沟煤矿北翼采区与我矿南翼采区边界之间有40米的边界煤柱。三、采区地质煤层顶底板A号煤层顶板岩性为粉砂岩，含泥质成份，不稳定，易冒落，属软弱岩石。A号煤层底板为泥岩，厚2.0m。全区稳定发育，遇水软化或膨胀。该泥岩极不稳定，开采时一般都留有护底煤柱，不揭露该底板，A号煤层底板为软弱岩石，曾经发生过因顶板冒落造成人员伤亡事件。构造井田构造类型为简单I类，井田构造总体为一单斜构造，走向约167°，倾向东77°，倾角11°〜14°，一般为12°左右，沿走向略有波状起伏，采区北部倾角小11°〜12°，南部倾角大13°〜14°。井田中部煤层厚，南部薄，从运输上山位置向南翼走向270米的范围煤层走向为163°，煤层水平厚度133米，从270米至采区边界133米的范围煤层走向为167°，并煤层倾角发生变化，为20°。四、煤层及煤质1．煤层+2359水平A号煤层发育稳定，最小厚度32m，最大36m，平均34m。煤层中不含夹矸，结构简单，煤层厚度变异系数为3%，属稳定类煤层。煤层顶板岩性为深灰色粉砂岩，底板为深灰色泥岩。煤层特征见下表：

煤层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度夹矸层数（个）可米性稳定性视密度（t/m3）顶板岩性底板岩性中侏罗统西山窑组A32〜36.9无可米稳定1.3粉砂岩泥岩2．煤质A号煤层的物理性质为煤岩黑色，块状或层状构造。弱沥青光泽，易染手，条痕呈棕色，条带状及块状结构，中等硬度，夹数层薄层状暗煤，具参差状，阶梯状断口，节理、裂隙较发育。易燃、焰短、烟少。煤岩特征：宏观煤岩类型为半暗型，煤岩组分以暗煤、丝炭为主，亮煤次之，镜煤少量。A号煤层以丝炭组分为主，含量可达60%〜70%,凝胶化组分达20%,半凝胶化组份小于10.0%,稳定组分小于5.0%；无机质主要为粘土矿物和碳酸盐矿物，硫化物甚微，其含量小于5.0%。凝胶化组分以基质体和均质体为主,镜煤、木质镜煤及木煤少量。丝炭化组分以有机结构组分为主,基质体次之。煤层粘结指数（GRI）为零，具不粘结性。焦渣特征（1〜8）：经化验测试为0.2。固定碳（Cad）：该煤层固定碳含量最高为61.57%，最低为51.57%，平均57.96%。煤层变质阶段属（I阶段）的不粘煤。A号煤层的煤质均为特低灰、特低硫、特低磷、高发热量煤,煤灰熔融性为高熔灰分的煤,属低变质烟煤，煤质为31号不粘煤（31BN）。煤的工业分析、元素分析结果详见下表：工业分析结果表煤层分析基水分Mad（%）灰分Ad(%)可燃挥发分Vdaf（%）全硫St,d(%)灰熔融性ST（°C）粘结指数GR干燥发热量Qb,d(MJ/kg)煤牌号A4.652.9435.470.3大于1320029.61不粘煤元素分析结果表、成碳Cdaf%)氢Hdaf(%)磷Pd(%)氮Ndaf(%)氧Oad(%)A71.624.120.0010.8314.2煤棗的工业用途：根据地质报告提供的资料，该煤层的煤质具有特低灰、特低硫、特低磷、高发热量，不具粘结性等特点，是比较优良的洁净煤，可用于工业锅炉、民用生活和煤化用煤。四、开采技术条件1．瓦斯根据生产矿井2010年5月做的矿井瓦斯及二氧化碳鉴（测）定报告书及新疆煤炭协会2010年的综合评审意见提供的资料，矿井瓦斯绝对涌出量为 0.19m3/min，瓦斯相对涌出量为4.82m3/1；矿井二氧化碳绝对涌出量为0.17m3/min,二氧化碳相对涌出量为3.73m3/1。该矿井为低瓦斯矿井。2．煤尘根据2010年6月由新疆能安工贸公司提供的煤质化验报告，火焰高度大于400mm，岩粉量为60%，煤尘具有爆炸危险性。3．煤的自燃根据2010年6月由新疆能安工贸公司提供的煤质化验报告，煤层自然发火期2〜4个月。属易自燃煤层。4．地温区内无明显地温异常。地温变化不大，在无通风的情况下，井下温度为+10°C，井田地温属于正常。五、水文地质（一）井田含（隔）水层组特征1．含水层0.（1）中侏罗统西山窑组（J2x）裂隙承压含水层此含水层由A号煤层及其以上的岩层组合而成，分布于全井田。岩性主要为灰白色厚层状的砂砾岩、粗砂岩、中砂岩和煤层组成。井下观察其节理、裂隙较发育，地下水沿其间渗出。现矿井水主要由此含水层补给。地下水位+2359m，矿井日排水量680.0m3/d。（2）第四系风成黄土透水而不含水层黄土层广泛分布矿区地表。厚约2〜20m，位于当地地下水位以上，垂直方向的渗透性比水平方向略好。但总体而言为透水性较好而不含水层。由于蒸发量大于降雨量，一般大气降水的直接渗入较难充分湿润十余米的干涸岩层。2．隔水层位于A号煤层底板以下，由泥岩、粉砂岩组成，岩性致密。井下观察此段岩层未见渗水、滴水等水文现象，是较稳定的隔水层。（二）地下水的补给、径流与排泄矿区地下水的补给部位主要是西部山区的冰雪融水，其次为大气降水。地下水运移于基岩裂隙的网络之中，运动速率甚小，地下水借助水头梯度由高处向低处渗流，遵循了达西定律规则。相对而言，融雪期，雨季补给较充分，其余季节补给量较小。远离矿区东部lOkm的羊圈沟发育常年性地表迳流，河水面低于矿区地下水位，是矿区地下水排泄区。根据矿井的水文地质调查，矿井最大日排水量为550m3/d，小时涌水量约为20m3/h。矿井水文地质类型为裂隙类简单型（属II类I型）。（三）小窑涌水、积水情况矿区中部竖井：建于1986年，1988年10月投产，井口标高为2452.4m，井底位于煤层中，其标高为2401m。该井的水主要来自+2401水平以上的采空区，用下山放到+2365水平，用主水库抽到地面。矿区老斜井：建于1987年，并于当年投产，位于竖井旁34m处，现为人行巷，与竖井贯通。老斜井无排水管路，水流借助自然坡度汇于总水仓，由现主斜井排出。（四）矿井涌水量预计矿井开采+2365m水平，年生产能力：6万t时，矿井总涌水量为550m3/d。+2359水平投产后矿井预测矿井涌水量为680m3/d。六、顶底板物理、力学性质A号煤层顶板岩性为泥岩、粉砂岩组成。通过对A号煤层顶板岩石进行物理力学试验，煤层顶板岩石抗压强度天然状态下在17.5〜51.8MPa之间，饱和状态下在1.0〜20.2MPa之间；抗拉强度在0.08〜6.3MPa,属软弱岩石。煤层底板岩石抗压强度天然状态下在12.6〜53.0MPa之间，饱和状态下在1.0〜20.2MPa之间；抗拉强度在0.02〜1.4MPa,属软弱岩石A号煤层底板为泥岩，全区稳定发育，遇水软化或膨胀。椐矿井调查，该泥岩极不稳定，现矿井开采时一般都留有护底煤柱，不揭露该底板，A号煤层底板为软弱岩石。七、地质报告的可靠性及存在的问题根据+2365水平南、北翼采区的采掘情况来分析，新疆维吾尔自治区煤田地质局综合地质勘查队编制的《新疆乌鲁木齐县水西沟煤矿生产地质报告》基本符合本矿实际情况，但地质工作未搞钻探，煤层倾角和走向方面与实际有一定的差距。地质报告提供：A号煤层走向150°〜180°，倾向东，倾角20°〜34°，一般为20°左右，沿走向向南到北略有波状起伏。实际上：走向大致167°，倾向东77°，倾角11°〜14°，一般为12°左右，沿走向略有波状起伏，采区北部倾角小11°〜12°，南部倾角大13°〜14°。第三章设计采区储量及生产能力采区准备一、采区准备方式采区准备方式：下山分南北两翼采区布置。二、 采区尺寸+2343水平南翼采区位于矿井+2359水平采区车场以南，+23659水平以下，高差16米。从井田中央车场（2365水平车场）至南翼采区总走向长度为380米，煤层顶底板水平距离116.5米，运输上山位置至南翼走向270米的范围水平距离为133米，从270米至采区边界133米的顶底板水平距离为100米。采区尺寸：可采平均走向长度320米X可采工作面长度80米X煤层可采厚度34米。采区可采煤量：=320X80X34X1.3=113.152万吨X75%=84.86万吨采区服务年限：84.86三9=9.4年三、工作面数目根据南翼采区煤层厚度（水平厚度）、产状等特点，南翼采区布置一个倾斜分层走向长壁工作面，编号为SA02工作面。+2343水平南翼采区总走向长度为380米，受邻近矿区报废老井影响，采区边界煤柱及防水煤柱经研究确定为60米，煤层真厚度约34m。根据有关要求和本矿技术装备水平计算矿井采区回采率为75%，工作面回采率85%。资源储量表 （单位万t）计算范围煤层编号工业资源储量永久煤柱开采损失可米资源储量+2343m以上A14121.228.6113.南翼万吨7152合计113.152采区生产能力与服务年限1、矿井工作制度根据《煤炭工业小型煤矿设计规定》矿井年工作日为330d，每天三班作业，其中两班生产,一班准备，日净提升时间14h。2、生产能力，改造采煤方法后放顶煤工作面生产能力为9万吨/年。3、服务年限矿井水平可采储量为113.152万吨，储量备用系数取1.20，则服务年限为：9年。采区布置与装备一、采煤方法的选择及其依据A号煤层发育稳定，最小真厚度32m，最大真厚度36m，平均真厚度34m。煤层中不含夹矸,结构简单。井田中部煤层厚，南部薄，从运输上山位置算向南翼走向270米的范围煤层走向为163°，煤层顶底板水平距离133米，从270米至采区边界133米的范围煤层走向为167°，南部倾角13°〜14°。煤层瓦斯含量低，易自然发火，煤尘具有爆炸危险性。经多方案比较后，提出以下三种采煤方法进行技术经济比较。方案一：走向长壁倾斜分层悬移顶梁液压支架放顶煤爆破落煤采煤法煤层共分三个分层开采，分层采高均11m。在煤层内布置分层工作面运输及回风顺槽。工作面支护采用XDY—1L型悬移顶粱液压支架，端头支护采用n型钢梁配单体液压支柱。工作面运输配备1台SGB—420/30刮板输送机，采煤选用ZMS—12煤电钻打眼，爆破落煤。工作面开帮高度2.2m，放顶煤高度8.8m，工作面长度80m,—日一循环，循环进度0.8m。工作面生产能力832t/d。方案二：走向长壁悬移顶梁液压支架水平分段放顶煤爆破落煤采煤法在煤层内沿煤层顶、底板分别布置工作面运输及回风顺槽，水平分段高度6m，工作面支护采用XDY—1TY型悬移顶粱液压支架，端头支护采用n型钢梁配单体液压支柱。工作面运输配备1台SGB—420/30刮板输送机，采煤选用ZMS—12煤电钻打眼，爆破落煤。开帮高度2.2m，放顶煤高度3.8m，工作面长度75m，—日一循环，循环进度1.4m；工作面生产能力873t/d。方案三：走向长壁单体液压支柱配金属铰接顶梁倾斜分层爆破落煤采煤法分层采高2.5m，共分13个分层开采。在煤层内布置分层工作面运输及回风顺槽。工作面支护采用单体液压支柱（DZ25）和配合金属铰接顶梁（HDJA—800型），工作面端头支护采用n型钢梁配单体液压支柱。工作面运输选用1台SGB—420/30型刮板输送机，采煤选用ZMS—12煤电钻打眼，爆破落煤，工作面倾斜长度50m，—日4个循环，循环进度0.8m。工作面生产能力227.5t/d。上述三个采煤方法的优缺点比较如下：方案一优点：1．放顶煤工作面单产高，工作面长度短，便于管理；2．矿井生产期间万吨掘进率低，工作面生产人员较少，吨煤生产成本低；3．支架可实现液压自移，移架、回柱工作量小，工人劳动强度低；4．放顶煤采煤法能有效适应煤层厚度变化，煤层突然变厚地段不需另设分层开采。方案一缺点：1．工作面煤炭回收率较方案三低；2．对工人技术水平要求相对较高；3．工作面支护设备投资较高；4．工作面支架稳定性较方案二差；5．方案一较方案二丢煤多6．北翼煤层角度大采煤工作面布置困难。方案二优点：1．放顶煤工作面单产高；2．矿井生产期间万吨掘进率低及吨煤生产成本较方案三低；3．支架可实现液压自移，移架、回柱工作量小，工人劳动强度低；4．工作面支架稳定性较其它方案好；5．工作面支护设备已有60架可用，节省工作面支护设备投资；6．比较适用于井田北翼角度变化大的工作面布置。方案二缺点：1．由于南翼煤层倾角小，分段开采时底板三角煤损失较多；2．对工人技术水平要求相对较高。由于+2365水平采空区范围较大，且2009年出现高温和一氧化碳气体，方案三优点：1．工作面回采工艺简单，对工人技术水平的要求相对较低；2．工作面煤炭回收率较其它方案高；3．工作面设备投资较其它方案低。缺点：1．不能有效的适应煤层厚度变化；2．分层布置采掘巷道，矿井生产期间万吨掘进率高，生产成本高，同时采掘接续比较紧张3．分层多，再生顶板生成条件差，不利于顶板管理，下分层工作面支护及顶板管理困难，采空区容易漏风，易引起采空区内余煤自然发火，对开采易发火煤层不利；4．工作面工人劳动强度较大；5．机械化程度低，回采工效较低。上述三个方案的经济比较见下表。采煤方法经济比较表项目投资（万元）井巷工程备支护设合计差价方案一42.042.0+7.8方案二3.636.039.6+5.4方案三2.731.534.2±0通过以上技术经济比较，在技术上方案二优于其它方案，在经济上方案一较方案三投资高7.8万元；方案二较方案三投资高5.4万元；方案二较方案一投资低2.4万元。设计结合矿井设计生产能力和煤层开采技术条件，为降低生产成本，减轻工人劳动强度，在实现安全生产保证矿井产量的前提下，设计经综合考虑后决定采用方案一：走向长壁悬移顶梁液压支架倾斜分层放顶煤爆破落煤采煤法。二、支架设备选型工作面顶板管理方式为全部垮落式。工作面采用XDY—1TY悬移顶梁液压支架支护。XDY—1TY支架主要参数:长X宽：2.06X0.68m；重量：0.78t；工作阻力：1500kN；移架步距：0.7m；支撑高度：1.6〜2.4m；初撑力：626kN；支护强度：0.44MPa；泵站压力：19.6MPa；最大控顶距：2.76m；工作面支护参数计算：1．工作面顶板压力估算由于缺少必要的压力测试工作总结，走向长壁悬移顶梁液压支架放顶煤采煤工作面的顶板压力计算目前尚没有准确可靠的方法，设计根据以往经验并参考类似开采条件下矿井的压力显现情况作如下计算。P=325XM0.21式中 P——顶板压力：t/m2；M——煤层采厚：10.0m；P=325X10.00.21=325.kN/m2。2．支架间距L=P1/（PXL1XK）式中 L——支架间距，m；P1——支架工作阻力，1500kN；P——顶板压力，325.kN/m2；L1——最大控顶距，2.76m；K——修正系数，1.15；L=1500/（325X2.76X1.15）=1.03m。为了防止工作面支架上部漏煤或矸石，设计架间距取1.0m。3．支架数量Z=L0XK0/L式中 Z——支架数量（架）L0——工作面长度，75m；K0——备用系数，据《煤炭工业小型煤矿设计规定》取1.2。Z=75X1.2/1=90架。三、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度，工作面生产能力工作面生产达到设计生产能力，投产工作面长度75m（平均），工作面日最大生产能力按下式计算：A0=LXL1XyX（HlXn1+n2XK2）式中 L——工作面长度，75m；L日——日进度，1.4m；ni——工作面开帮回采率，95%；n2——放顶煤回采率，75%；H1——工作开帮高度，2.2m；H2——放顶煤高度，3.8m；Y 煤的容重，1.3t/m3。A日=75X1.4X1.3X（2.2X0.95+3.8X0.75）=674t/d工作面年生产能力按下式计算：A年=LXL1XyXCX（H1Xn1+n2XK2）X10-4式中L年——年进度，420m；C 工作面正规循环率，80%。A年=75X420X1.3X0.8X（2.2X0.95+3.8X0.75）X10-4=16万t/a满足矿井设计生产能力9万t/a的要求。回采工作面特征表工作面编号落煤方式工作面长度（m）日循环数（个）循(%)推进度（m）年产量: （万t）日月年SA01炮采751801.438.542016四、采区及工作面回采率采区回采率75%。工作面开帮回采率取95%。工作面放顶煤回采率取75%。工作面综合回采率85%。五、生产时主要材料消耗指标坑木：3m3/万t；炸药：2400kg/万t；雷管:8700发/万t；乳化液：150kg/万t；金属网：1300m2/万t。第二节采区布置矿井内可采煤层有1层，分南北翼采区开采。井田内煤层倾角沿走向（从南向北）有波状起伏，采区巷道布置不同，煤层水平厚度不同，因此工作面尺寸不同，并考虑早投产，矿部计划先采南翼采区，后采北翼采区。本设计的主要任务为南翼采区的各系统工程设计。二、采区划分分南北翼采区，南翼可采走向长度358米，北翼可采走向长度415米。三、巷道布置井田中部沿煤层底板布置运输下山,在煤层中布置轨道下山及回风下山。在+2365水平井底车场南侧布置回风下山，下山倾角13°，与煤层平均倾角一致。在+2365水平井底车场北侧沿底板（底板留2米护底煤）布置运输下山，下山倾角13°，与煤层平均倾角一致。在+2365水平井底车场北侧煤层中间布置轨道下山，下山倾角13°，与煤层平均倾角一致。在+2359标高布置采区车场、在靠近煤层顶板布置工作面回风顺槽，靠近煤层底板布置工作面运输顺槽。在每隔100米两条平巷中间掘75米的平巷，作联络巷。到采区边界后开切，形成通风系统后可以进行采煤。第三章设备配置一、采煤选用煤电钻（ZMS—12）打眼，爆破落煤。二、运输设备1、 选用1台SGB—420/30型刮板输送机运煤。2、 选用STD—850/22D型带式输送机三、支架的主要技术特征：工作面采用XDY—1TY悬移顶梁液压支架支护XDY—1TY支架主要参数:长X宽：2.06X0.68m；重量：0.78t；工作阻力：1500kN；移架步距：0.7m；支撑高度：1.6〜2.4m；初撑力：626kN；支护强度：0.44MPa；泵站压力：19.6MPa；最大控顶距：2.76m；第四节采区车场区段采区运输顺槽与轨道下山+2359m水平片盘车场联系，采区轨道下山设上、中、下部车场，上部为平车场，下、中部均为甩车场。第五节采区硐室初步设计将+2359标高一下整个井田分为一个采区，主要硐室有防火门硐室、消防材料库、中央变电所、水泵房等硐室。开采+2359水平时，先根据初步设计的要求+2359水平以下一采区的上中下车场井下基础硐室要投入使用。第六节巷道掘进一、巷道断面及支护方式防火门硐室、消防材料库、中央变电所、水泵房等硐室断面均为半圆拱，料石砌碹支护。斜风井、+2379m水平总回风巷、+2359m水平片盘车场、+2310m水平车场、轨道下山、运输下山、回风下山等断面均为半圆拱，锚喷支护。SA01工作面运输顺槽、SA01工作面回风顺槽、回风联络巷等断面均为矩形，锚杆支护。二、巷道掘进进度指标：1、 运输巷：每循环1.5米、一个班1.5个循环、一天有4.5个循环，一个月进尺168.75米/月。2、 回风巷：每循环1.3米、一个班1.2个循环、一天有3个循环、一个月进尺117米/月投产时井巷工程量及投资估价表号序名称长度单—:价H总价（万元）工程煤（吨）煤价1总价（万元）备注煤价是煤的成本减掉后的纯利润,巷道总投资减掉工程煤利润1运输巷3721907.072109.24153.162回风巷3721907.072109.24153.163联络巷2401804.321135.2151.704车场及硐室3183009.542619153.93合计22.86第七节工作面顶板管理一、顶板管理1、工作面采用深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板。2、工作面开切眼时，需边掘进，边铺顶网，边安装悬移支架。支架使用时，左、右梁均不得少于两根液压支柱支撑。3、 工作面由悬移顶粱液压支架支护顶板，开帮后移架前新裸露的顶板用前伸梁进行临时支护。4、 当顶板压力过大（如初次来压或周期来压）情况下，应使用临时支柱或木垛支撑顶板，防止压坏支架。5、支架距离应在1m。6、 支架使用时，架前端至煤壁应留200mm左右的间距，当顶煤破碎时缩短100mm。7、 端头支护切顶线滞后工作面支架切顶线不得大于1.0m。8、 工作面支架必须保证良好，随时调整支架，保证支架前伸梁和顶梁与顶板面接触。9、 工作面最大控顶距为2760mm,最小控顶距2060mm。二、特殊时期的顶板管理（一）顶板遗留隐患与处理方法1、老采空区影响及范围：+2359水平南北翼采区上部为+2365水平南北翼采区，两个采区之间的高差6米，回采范围为走向从+2365水平井田南边界到+2365水平南翼采区第一煤门以南10米处，共329米，回风水平标高+2386，阶段高度21米。+2365水平北翼采区范围为走向从+2365水平井底车场算起向北153米。上部+2365水平南北翼采区采空区与+2359水平南北翼采区有重叠现象。因+2365水平以上（包括+2365水平）都为仓储式开采，有阶段煤柱和仓间煤柱，采空区顶板没有完全垮落，采空区的火、水、顶板等灾害对+2359水平的影响较大。2、隐患处理方法：采区布置过程中要做好探放水工作，并采区投产前要做好采空区灭火和预先放顶工作。⑴采区巷道布置过程中要采区运输与回风顺槽每隔50米用联络巷贯通，在采区运输与回风顺槽、联络巷、开切眼沿巷道走向每隔10米布置一个探水孔，对老采空区进行探放水。⑵采区巷道布置完毕后、工作面投产前要上部采空区进行调查、收集资料并请救护基地对采空区进行认真的观察，若采空区有火，要制订专项灭火方案及时进行灭火。⑶采区上部采空区的水、火处理完后，制订专项放顶方案对采区上部老采空区顶板，根据“煤矿安全规程”和有关行业规定的要求进行强制放顶。（二） 来压及停采前的顶板管理:1、 工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、 工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。3、 工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。4、 加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,防止出现端头冒顶。5、 工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。（三） 顶板破碎时的顶板管理：当工作面局部地段片帮较严重时,可超前移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时打开前伸梁支护顶板。三、顺槽及端头顶板管理（一）、工作面轨道、运输顺槽的超前支护1、 支护要求:两顺槽超前工作面煤壁20m范围内使用单体支柱配合n型钢梁进行超前支护。超前支护柱距1.0m，相邻两柱之间用屮6mm钢丝绳联锁，防倒柱伤人。顶板破碎地段，梁上铺设金属网支护。超前支护以外的巷道用锚网支护，出现锚杆失效、巷道变形时要更换金属支架。2、 支护材料及支护密度:n型钢梁长2.0米，柱距1.0米，相邻两柱之间用防倒绳连接。端头支护支柱如出现钻底100mm，则必须穿鞋（200X200X10mm钢板焊接）。遇顶板破碎，梁上铺设金属网支护。遇顶板悬顶面积大，加木垛进行加强支护。3、 支护质量控制标准支柱纵横成线，偏差小于±l00mm。支柱应支到实底,单体液压支柱初撑力不小于6OkN。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向老塘。两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m。（二）工作面端头的管理1、端头支护的选择端头支护的支柱型号及支撑强度不改变，仅支柱密度发生变换，引进参数N表示单位顶板面积上支柱数量来衡量端头支护的强度。（1）采用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板时，以一组箱型梁为对象。单体支柱数量n1=8棵，梁长3.6m，立柱组内间距为0.3m,相邻两组之间排距为0.6m，柱距为lm。其单位顶板面积上支柱数量为：Nl=nl/Sl=8三［（3.6+1.0）X（0.3+0.6）］=1.93棵/m2其中：N1为单位顶板面积上支柱数量；n1为一组箱型梁的支柱数量；为一组箱型梁支柱顶板的面积。（2）采用铰接顶梁配合单体支柱支护顶板时，支柱间排距均匀分布，以一棵支柱为对象计算较简单。单体支柱数量n2=1棵，单体支柱间排距为0.6X1.2m。此时单位顶板面积上支柱数量为：N2=n2/S2=1三（0.6X1.2）=1.39棵/m2其中：N2为单位顶板面积上支柱数量；n2为支柱数量；为一棵支柱支护顶板的面积。由（1）、（2）可知，使用铰接顶梁配合单体支柱支护顶板的强度小于使用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板的强度，是“四对八梁”配合单体支柱支护顶板强度的73.2%。因此工作面端头支护采用长度为3.6mn型钢梁配DZB25—30/100型单体液压支柱四对八梁、一梁三柱的支护方式。端头支护支柱如出现钻底100mm，则必须穿鞋（200X200X10mm钢板焊接）。遇顶板破碎，梁上铺设金属网支护。遇顶板悬顶面积大架木垛进行加强支护。四、 支护材料使用数量、备用数量轨道顺槽超前支护20m，需要40棵单体支柱，20条（2.0m）n型钢梁;端头支护需要24棵单体支柱，8条（3.6m）n型钢梁;合计需要64棵单体支柱，28条n型钢梁。运输顺槽超前支护前支护20m，需要40棵单体支柱，20条（2.0m）n型钢梁;端头支护需要24棵单体支柱，8条（3.6m）n型钢梁;合计需要64棵单体支柱，28条n型钢梁。工作面正常需要单体液压支柱128棵，铁鞋128个，16条3.6m，40条2.0mn型钢梁，共56条。备用量按10%计算。工作面备用单体液压支柱13棵，3.6mn型钢梁2条，2.0mn型钢梁4条，铁鞋13个，坑木5m3，小板材料5m3。备用材料的存放地点，应保持距工作面50〜100m之间，在轨道顺槽内。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。五、 矿压观测（一）矿压观测内容工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。二、观测方法在采煤工作面、掘进工作面利用KY—82型顶板动态仪、BHS—10型测枪、YZ系列液压枕、HCZ型钻孔油枕应力计、ML—20型锚杆拉力计等矿山压力观测设备进行观测。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。第四章生产系统第一节运输系统工作面铺设SGB—420/30型刮板运输机，在运输下山与+2359水平运输顺槽铺设STD—650/22D型皮带运输机。（见运输系统图）1、 运煤系统：煤炭运输路线为：SA01工作面（SGB—420/30型刮板输送机）一-SA01工作面运输顺槽（SGB—420/30型刮板运输机及STD—650/22D带式输送机）一-运输下山（带式输送机）一-上仓斜巷（带式输送机） 煤仓 +2365m水平总运输巷 混合提升斜井 地面。2、 排矸系统：井下主要巷道均布置在煤层中，因此井下运输矸石量较少。矸石运输采用人推矿车的运输方式。3、 材料运输系统：材料运输采用人推1t材料车的运输方式。材料车型号为MC1—6A。采煤工作面材料运输路线为：地面一-混合提升斜井一->+2365m水平总运输巷一-轨道下山上部车场一-轨道下山一-+2359m水平片盘车场一-SA01工作面回风顺槽一-SA01工作面。4、 设备运输系统：设备运输采用人推1t平板车的运输方式。平板车型号为MP1—6A。采煤工作面设备运输路线为：地面一-混合提升斜井一->+2365m水平总运输巷一-轨道下山上部车场一-轨道下山一-+2359m水平片盘车场一-SA01工作面回风顺槽一-SA01工作面。5、 轨道下山提升设备轨道下山提升设备主要担负提升矸石及人员、材料、设备等的升降任务。提升容器：采用1t翻斗矿车，可载矸1800kg；提人时选用XRB15-6/5型（头车）斜井人车。大件设备为1.51的乳化液泵站，选用1.51平板车运送。选用1台JTPB—1.2X1/30型单筒防爆绞车。其性能参数为：D=1.2mB=1mVm=1.5m/sFj=30kN与绞车配套的电动机选用JBRO250M—8防爆电动机。其性能参数为：N=30kWU=380V/660Vn=730r/min钢丝绳选用6X7-16-155型。其性能参数为：d=16mmPk=0.9099kg/m Qk=144550N天轮选用TD800/700型（D1二800mmd>15.5〜19mm）游动天轮。第二节采区通风、防尘与监控系统采区投产时回采工作面通风线路：新鲜风流经混合提升斜井一->+2365m水平总运输巷一->轨道下山上部车场一-轨道下山一->+2359m水平片盘车场一-进风联络巷一->SA01工作面运输顺槽一->SA01工作面一->SA01工作面回风顺槽一-回风联络巷一-回风下山一-回风眼一->+2379m水平总回风巷 斜风井。（见通风系统及避灾路线图）一、风量计算（一）总进风量计算根据《煤矿安全规程》要求，按以下两种方法计算后取最大值。1．按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4XNXK矿通=4X60X1.25=225m3/min=3.75m3/s；式中Q 总供风量，m3/s；N——井下同时工作的最多人数，45人;K矿通——风量备用系数，取1.25。2．按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：采煤工作面实际需要的风量按瓦斯涌出量计算Q采=100Xq瓦XK采通=100X0.19X1.6=30.4m3/min=0.51m3/s式中 q瓦——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，据煤矿生产过程中实测资料取0.19m3/min；K采通——瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，炮采工作面取1.6。按工作面温度计算Q采=60XV采XS采XKi=60X1.3X5.3X0.9=372.06m3/min=6.2m3/s；式中 Q采——采煤面实际需要的风量，m3/s；V采——采煤工作面适宜风速，取1.3m/s；S采——采煤工作面的平均净断面，5.3m2；Ki——工作面长度系数，取0.9。按工作面人数计算Q采=4XN=4X25=100m3/min=1.7m3/s；式中 Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/s；N——采煤工作面同时工作的最多人数，25人。按炸药量计算0采=AcXb/(tXc)=10X0.1/(20X0.02%)=250m3/min=4.2m3/s式中 Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，10kg；b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.1m3/kg；t 通风时间，取20min；c——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取0.02%。按风速进行验算按最低风速验算：Q采215XS采$15X5.3=79.5m3/min=1.33m3/s；按最大风速验算：Q采W240XS采W240X5.3=1272m3/min=21.2m3/s；经过以上计算，采煤工作面风量取最大值6.2m3/s。掘进工作面实际需风量计算a.按瓦斯涌出量计算Q采=100Xq瓦XK采通=100X0.06X1.8=10.8m3/min=0.18m3/s式中 q瓦——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；q瓦=1.956t/minX8m/dX4.4m2X1.3t/m3三24h/dF60min/h=0.06m3/min；K采通——瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，炮掘工作面取1.8。b•乎炸药量计算0采=AcXb/(tXc)=4X0.1/(20X0.02%)=1m3/min=0.01m3/s式中 Ac——掘进工作面一次使用最大炸药量，4kg；b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.1m3/kg；t 通风时间，取20min；c——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取0.02%。按局部扇风机的实际风量计算掘进工作面配备KDF-5型局部扇风机1台额定供风量为150〜250m3/min。0掘=0局机XIXkf=200X1X1.2=240m3/min=4m3/s式中Q局机 局部扇风机的通风量，取200m3/min；I——同时工作的扇风机台数；kf 风量备用系数取1.2。0掘=0局机XI+15S=200X1+15X4.5=267.5m3/min=4.5m3/s式中S 局部扇风机所在巷的净断面积，4.5m2。按工作面人数计算0掘=4XN=4X8=32m3/min=0.53m3/s式中 Q掘一一掘进工作面实际需要的风量，m3/s；N——掘进工作面同时工作的最多人数，8人。按风速进行验算按最低风速验算：Q掘215XS掘±15X4.8=72m3/min=1.2m3/s；按最大风速验算：Q掘W240XS掘W240X4.8=1152m3/min=19.2m3/s；经过以上计算，掘进面实际需要的风量取最大值4.5m3/s。轨道下山绞车硐室需风量取1.0m3/s。其它地点需风量取2.0m3/s。则采区总进风量为：Q采进=(6.2+4.5+4.5+1+2)X1.25=22.75m3/s；总进风量按以上两种计算方法计算取最大值23m3/s。风量分配回采工作面：8.0m3/s；掘进工作面：2X5.0m3/s；轨道下山绞车硐室：2.0m3/s；其它地点：3.0m3/s。注明：该矿井开采A号煤层为特厚煤层，矿井设计生产能力小，工作面年推进度较慢，因此,无需要配备准备工作面。但是，矿井正常生产后，回采工作面收尾时，北翼工作面的井巷工程应完成，因此，矿井一个掘进工作面的风供给下北翼准备工作面。回采工作面收尾与备用工作面交替时，整个矿井有一个回采工作面、一个备用工作面，均为独立通风。负压及等积孔计算矿井通风负压按下式计算：人摩=工[aXLXPXQ2/S3] Pa式中 a——巷道通风阻力系数；L——巷道长度，m；P——巷道净周长，m；S——巷道净断面积，m2；Q——通过巷道的风量，m3/s。局部通风阻力按总巷道通风阻力的15%计算。矿井通风等积孔按下式计算：A=1.19XQ/Vh式中Q 矿井总进风量，m3/s；h 矿井通风负压，Pa。通风容易时期：A=1.19X23/V205=1.91m2通风困难时期：A=1.19X23/V343.6=1.48m2本矿井属通风中等阻力矿井。（四）通风设施及措施井下通风设施主要有风门、调节风门和密闭墙，为了减少漏风，除合理选择通风系统、开采顺序和采煤方法外，还应正确选择通风构筑物的安设位置，加强对漏风的检查和管理，降低漏风通道两侧的压差，并设专人负责通风构筑物的检查和维修。为降低风阻，主要采取以下措施：1．严禁在进回风巷道中堆放杂物，确保风流畅通；2．施工时尽量使巷道内壁光滑、平直、减少断面的突然变化；3．加强通风管理，通风设施损坏后要及时修复，确保使用正常。4、 回采前要调整通风系统，保证工作达到设计风量。5、 回风巷和运输巷安装隔爆水袋。6、 采区总回风巷及运输巷设置永久测风站，回风巷设一个测风站，运输巷设置一个临时测风站。二、防治瓦斯1、瓦斯检查：工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3〜5小时检查一次，每班至少检查三次。瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口以外10m处、回风隅角及各硐室、采区总回风巷、掘进面等。瓦斯检查牌板应设置在各测点的50m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、瓦斯监测：加强对工作面瓦斯的监测，在距测点出风口5〜lOm处安装安全监测系统的瓦斯传感器，甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度1%、断电浓度1.5%、复电浓度不大于1.0%，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。三、综合防尘系统1、防尘水源采区防尘用水源由地面高位水仓供给，水仓容量400m3，标高+2435m，主管路采用屮159mm钢管供水，运输、回风巷采用屮50mm钢管供水。2、供水路线地面高位水仓一斜风井f+2379m回风水平煤门一通过屮200的眼-+2365水平车场一各点3、防尘方式.井下设计有消防洒水系统，采煤和掘进工作面均配有喷雾洒水降尘装置。.设计主要进回风巷道风速均满足《煤矿安全规程》的要求，矿井生产中严格按设计要求控制风速，防止粉尘飞扬。⑶.设计在以下地点设置喷雾洒水装置井下煤炭运输的卸载和转载点；采区运输巷、回风巷内；采煤、掘进工作面。.设计在井下巷道内设隔爆水棚。.主要回风道设置水幕，有效降低风流中粉尘的含量。.设计在井下运输和回风巷道内设置隔爆水棚。⑺.加强对接触粉尘工人的个体防护，佩戴防尘口罩；⑻.设计配备有粉尘监测仪器，设专人负责保管，定期在运输、回风巷道内测定粉尘浓度。4、 用水量预算工作面及巷道洒水、喷雾灭尘用水量20m3/h，采煤工作面用水20m3/h，其它用水量10m3/h。但考虑到泵站用水及洒水等工作的不连续性，共用水系数按0.4计算，用水量为20m3/h。5、 供水管径计算dp=(4Qn/3600nV)l/2=(4X40/3600X3.14X1.0)1/2=0.119m=119mm因此，一采区供水管路选直径屮159mm的无缝钢管供水。运输、回风巷供水管径计算：dp=(4Qn/3600nV)1/2=(4X5/3600X3.14X1.0)1/2=0.042m=42mm运输巷采用屮50mm钢管供水，回风巷采用屮108mm钢管供水，水管供水能满足两巷和工作面用水，供水管路长主管路300m、分管1300m。根据水仓标高+2435m,工作面标高+2359米，运输、回风巷静压水柱高度76m，水压0.76MPa,可以满足静压注水及喷雾灭尘要求。6、 架间喷雾供水采用屮32mm的高压胶管。(2)喷嘴布置:每个支架前梁下方设喷嘴，共安装89个喷嘴。8、 转载点的喷雾(1)工作面两部运输机机头及转载点各设一组喷雾头。(2)运输顺槽皮带机机头设一组喷雾装置。9、 个体防护进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。四、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施严格按《煤矿安全规程》要求建立瓦斯检查管理制度，按通风安全的标准配备有相应的安全仪器和检测设备，井下设有煤矿安全监控系统(KJ90)及瓦斯监控探头。井下机电设备配备有瓦斯自动断电保护装置，保证各工作地点瓦斯或其他有害气体参数超限时，能自动切断电源，实现安全生产；3．采掘工作面配备有足够的风量，按设计要求供风，以保证工作面良好的工作环境；4．采、掘工作面及主要硐室均采用独立通风；5．采用悬移支架放顶煤采煤方法，专职瓦斯检查人员必须每班检查工作面运输回风顺槽、架头、架尾、架内、掘进工作面的瓦斯浓度，发现问题及时汇报、处理。6．井下各采掘工作面设置瓦斯指示警报器，主要管理人员入井必须携带便携式瓦斯指示警报器；在SA01工作面运输顺槽、SAO1工作面回风顺槽、掘进工作面、回风下山掘进工作面设隔爆水棚；及时清扫巷道、设备、电缆上沉积的粉尘和煤尘，对于易积存煤尘的地点要定期清扫和冲洗，制定减少煤尘的生成和空气中煤尘含量的措施；配备观测粉尘的仪器，定期在运输巷道内测定煤尘或岩尘含量，井下每个月测定两次，井上每个月测定一次；井上下设消防洒水管路系统，对容易发生煤尘和粉尘的地点进行洒水降尘；按设计要求设置通风设施，加强井下各种通风设施的管理，注意通风设施的维护和保养，发现问题及时维修。保证主要风机反风时，通风设施处于正常工作状态，以便矿井发生事故时能迅速有效的进行反风；在生产过程中，要经常测定采掘工作面的瓦斯含量，矿井瓦斯含量或其它条件发生变化时应对矿井通风设计做相应的修改；季节变换时，加强采空区CH4、CO、CO2涌出量和温度变化的检测，防止采空区有害气体溢出，发生安全事故。在+2369m水平总运输巷、+2379m水平总回风巷、SAO1工作面运输顺槽、SAO1工作面回风顺槽等处设测风站，并在相关巷道内设有风门、调节风门等通风设施，可实现有效控制各用风点风量和通风巷道中的风速。隔爆水袋安装质量要符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》要求。防爆水袋做到经常清刷,保证水量。五、防治煤层自燃发火技术措施（一）防灭火方式工作面回采完毕后，立即密闭，切断风流，减少向采空区漏风，留设必要的安全隔离煤柱，有效防止向采空区漏风。对回采后地面出现的塌陷坑及时进行回填，一方面防止空气进入井下采空区引起余煤自燃，另一方面防止采空区所注入的氮气逸出。5、 井下电缆均按《煤矿安全规程》的要求选用。生产过程中须加强井下电气设备和高压线网的管理与维护，避免因发生短路和绝缘材料破坏漏电而引起的火灾事故。6、 工作面及两巷定期洒水。7、 运输巷皮带使用阻燃皮带，并安装烟雾传感器。8、 运输巷每50米设置一组灭火器及沙箱、消防锨。9、 储存油料地点配备灭火器及沙箱、消防锨。10、 井下使用电焊等必须另行制定安全技术措施。II、 设置消防管路系统，每50m设置支管和阀门。矿井井下采用以氮气防灭火为主，喷洒阻化剂及均压通风为辅的防灭火措施。氮气防灭火：地面设计有地面固定式碳分子筛制氮设备，对工作面采空区实施预防性注氮和+2365水平老采空区进行火区灭火注氮（若采空区有火），将纯度$97%的氮气注入工作面采空区或+2365水平老采空区。+2365水平老采空区火区灭火注氮管路系统：斜风井一-+2365水平车场一-+2365水平顶板巷道一-老仓煤门一-老仓采空区。+2359水平采空区预防性注氮管路系统：斜风井一-轨道下山一--+2359m水平片盘车场一->SA01工作面回风顺槽一-回采工作面采空区注氮点。注氮参数选择与计算注氮量计算按以下四种方法计算，并取其中最大值：(1)按产量计算QN二[A/(1440ptnln2)]X(C1/C2-1)式中QN 注氮流量，m3/min；A——矿井年产量，1510001；t——矿井年工作日，330d；p——煤的密度，1.3t/m3；n1——管路输氮效率，取80%；n2——采空区注氮效率，取90%；C1——空气中的氧浓度，取20.8%；C2——采空区防火惰化指标，取7%。QN=151000三(1440X1.3X330X0.8X0.9)X(20.8三7T)=0.67m3/min按吨煤注氮量计算QN=5AK/330X60X24式中 A——矿井年产量，1510001；K——工作面回采率，取K=0.75。QN=5X151000X0.75三(330X60X24)=1.19m3/min按瓦斯量计算QN=QcC/(10-C)式中 QC——工作面通风量，回采工作面配风量为480m3/min。C——工作面回风流中的瓦斯浓度，1%。QN=480X0.01三(10-0.01)=0.48m3/min按采空区氧化带氧浓度计算QN=[(C1-C2)QV]/(CN+C2—1)式中QN 注氮流量，m3/min；QV——采空区氧化带的漏风量，m3/min；C1——采空区氧化带内原始氧浓度(取平均值)；C2——注氮防火惰化指标，防火取7%；CN 注入氮气中的氮气纯度。因采空区氧化带的漏风量没有实测数据，无法进行计算。三种方法计算后取大值：QN=1.19m3/min。考虑1.3的安全备用系数。注氮流量QN=1.19X1.3=1.55m3/min=92.8m3/h。根据上述计算，注氮设备选用DMG—100Nm3/97井上固定式碳分子筛制氮设备，其性能参数如下：产气量：$100Nm3/h；氮气纯度：$97%；输出压力：0.4〜0.6MPa（可调）；电机功率：35kW；电压：660V；冷却方式：风冷。阻化剂防灭火：（1）阻化剂选择设计选用阻化率较高的氯化钙（CaCL2），设计CaCL2的浓度为20%。（2） 喷洒压注工艺系统设计采用半永久性喷洒系统，在+2359m水平片盘车场掘一硐室，用水泥砌成容积为8m3的储液池，选用1台WJ—24型阻化剂喷射泵，流量2.4m3/h，压力2〜3MPa，将溶液用管路送到回采工作面进行喷洒。（3） 参数计算工作面一次喷洒量计算V二KlXK2XLXSXhXAXY-1式中： K1——易自燃部位喷洒药量增加系数，取K1=1.2；K2——采空区遗煤容重，0.9t/m3；L——工作面长度，75m；S——一次喷洒宽度，取0.5m；h——采空区底板遗煤厚度，取0.8m；A——吨煤吸药液量，0.058t/t；Y——阻化剂水溶液的容重，1.05t/m3。V=1.2X0.9X75X0.5X0.8X0.058/1.05=1.79m3（二）监测系统1、 根据原初步设计的要求配备一套KJ90煤矿综合监控系统对工作面进行监控，在回风巷距工作面10m处安装一台瓦斯感器，回风巷测风站设风速传感器，回风巷安装一台CO传感器。2、 运输机、运输巷皮带安装智能开停。运输巷皮带上安装烟雾传感器。3、 断电范围：中央变电所高压隔爆开关安装一台断电仪，瓦斯超限，所有电气设备全部断电。第三节采区排水系统矿井开采+2365m水平，年生产能力：6万t时，矿井总涌水量为680m3/d。+2359水平投产后矿井预测矿井涌水量为900m3/d。一、 水泵的选择两巷均按3%。进行掘进，并布S400X400mm水沟，故工作面涌水基本可以靠巷道自然坡度流出。局部低洼地段巷道涌水无法排出，做临时水仓，两个顺槽安各设两台10m3/h潜水泵泵水，型号KGQ50-50，同时备用相同排水能力的水泵各一台。二、 排水线路开采+2359水平时，根据初步设计的要求+2359水平以下一采区的上中下车场井下中央水泵房、水仓先投入使用。采区各出水点的水一-轨道下山一-»+2310m水平车场一-中央水泵房一-轨道下山一-斜风井——地面。三、 其它为了保证水灾事故的发生，必须做好以下预防措施：1、加强+2359水平两巷水沟清理，保证畅通，泵水地点必须至少备有一台相同排水能力的水泵。2、采空区积水情况不明，矿井应对其采空区积水应引起重视，先探明其积水情况，对其采空区积水进行排放后，方可投产设计采煤工作面，防止采空区内积水对矿井生产造成危害。采区巷道布置过程中要采区运输与回风顺槽每隔50米用联络巷贯通，在采区运输与回风顺槽、联络巷、开切眼沿巷道走向每隔10米布置一个探水孔，采区进行探放水。3．掘进工作面配备煤矿安全钻机用于探放水，必须坚持有疑必探、先探后掘的原则，发现问题及时进行处理。4．井田范围附近采空区上部的塌陷坑及裂隙带周围必须设防洪沟，防止雨水及洪水进入井下采空区。第四节采区供电系统一、 电源采区，1个采煤工作面，2个炮掘工作面；经负荷计算和电压损失校验，采用0.66kV电压供电可直接深入采区各个配电点，可保证电压质量。在各配电点的低压配电开关，选用KBM-200矿用隔爆自动馈电开关。对于用电设备均选用QBC、QBZ型磁力起动器；采煤工作面的煤电钻选用ZBM-2.5型煤电钻综合保护装置配电。二、 电缆井下电缆全部用铜芯电缆，井下主电缆选用交联聚氯乙烯扩护套内钢带铠装MYJV32-8.7/10kV型电力电缆，选用MYJV32-8.7/10kV,3X25mm2下井电缆两回，低压动力电缆除煤电钻采用MZ-0.3/0.5型煤电钻专用橡套电缆外其他均选用MY-0.38/0.66型矿用橡套电缆。三、 电力负荷根据负荷统计，井下最大计算视功功率SM=375.72kVA,10kV侧计算电流IM=30.99A，正常情况下两回电缆同时送电，分裂运行，当一回故障时，另一回能确保井下全部用电负荷。根据《煤矿安全规程》有关规定，设计确定下井电缆经混合提升井井筒敷设至井下变电所，采用沿井筒设置电缆保护槽钢的敷设方式。本矿井井下高压采用10kV电压，低压动力配电采用660V电压，照明采用127V。四、 井下供配电及监控在SA01采煤工作面、SA01工作面运输顺槽、SA01工作面回风顺槽、轨道下山绞车、上山斜巷及运输下山、SA02工作面回风顺槽掘进面、回风下山掘进面分别设有配电点。井下中央水泵房及上山绞车属一级负荷，因此三台主排水泵分别由井下变电所0.66kV不同母线段直配；上山绞车两回电源分别引自井下变电所0.66kV不同母线。各配电点低压开关选用KBM型矿用隔爆型馈电开关、QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器、QBC型矿用隔爆磁力起动器、BZ80-2.5煤电钻综合保护装置等。对设在SA01采煤工作面和SA01工作面运输顺槽的2台刮板运输机各设置了一台ZK-1型输送机通信信号控制装置；对SA01工作面运输顺槽的1台带式运输机设置了1套KJD2型矿用胶带输送机监控装置；对上山斜巷及运输下山的2台带式输送机各配备了1套KJH17型矿用经济型胶带输送机电控装置，KJD2及KJH17均具有输送带跑偏停机保护、低速及断带停机保护、沿线紧急停机保护及防滑、烟雾、温度、堆煤保护等多种保护功能并兼有通讯信号功能，配套选取4部KTT3型可拨电话沿线布置，实现运输机机头、机中、机尾间的通讯联络，沿线间隔15m设置一个紧急停车开关。通过KJD2对SA01采煤工作面、SA01工作面运输顺槽和上山斜巷及运输下山的运输机实行集中控制和监测，并可通过每台控制装置上的控制模块实现上述设备的集中控制。可保证胶带运输机（刮板运输机）安全运行。且每台在胶带机均设有急停开关（KG9001A），开关间隔为50m设置1个。胶带机道照明为井下运输巷道的固定照明。选用节能隔爆荧光灯，间距10m。供电路线：35KV变电所一一采区变电所一变电站一+2359回风巷一各配电点35KV变电所一一采区变电所一+2359运输巷一各配电点五、井下接地在采区变电所附近排水沟内设两块0.75mm2,厚度不小于5mm.镀锌钢板作为主接地极；各配电点均设辅助或局部接地极，所有电气设备的保护装置（包括电缆的铠装、接地芯线）和局部接地装置都要同主接地装置连成一个接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2欧姆。第五节通讯照明系统一、通讯系统工作面每10架支架安装一台电话箱，用于工作面通讯。回风巷乳化液泵站向西5m安装一台电话，变电站处、各转载点、运输巷皮带机头各安装一台电话。二、照明系统工作面支架每6架安装一盏防爆型照明灯，主副运输上山、运输巷每30m安装一盏防爆型照明灯。第五章劳动组织和经济技术指标第一节劳动组织一、 作业方式工作面采用“三八工作制”、“两班采煤一班准备”，即中班、夜班生产，白班检修和准备，每班工作八小时，白班和中班、夜班1个循环，日循环进度1.4m。组织形式为专业和综合工种相结合的分段作业形式，工作面分段长度为37.5m,劳动定员75人。三班进行深孔钻眼。二、 劳动组织采区、工作面每班有一名带班领导负责组织生产，配有班组长、相关工种的操作人员若干名，井下合计76人。第二节主要经济技术指标采区主要技术经济指标表

号序工种采区、工作面人员配备表一班二班三班合计1机刮板机司22262 皮带输送2机司机33393支架工844164电钳工3115r6清煤工22267运料工42288爆破员12259班长111301水泵工111311深孔工222621瓦检员111331安全员111341管理人员1113合计30232376序号名称单位指标备注1采区生产能力万t162日产量t6743采区服务年限a1南翼采区4A煤层煤质31号不粘煤(1)灰分Ad%2.947(2)扌车发分Vdaf%35.47(3)全硫St.d%0.3(4)磷%0(5)发热量Qb.dafMJ/kg28.61(6)可米煤层数层1(7)平均厚度（水平）m116.5(8)煤层倾角o12〜13(9)煤的视密度t/m31.305采区走向长度m4056采区长度m75米区两巷之间的宽度7储量万t(1)工业储量万t36.8(2)可米储量万t18.528水平标高m+2359m9米煤方法悬移顶梁液压支架水平分段放顶煤采煤法10顶板管理方法深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板11米区回米率%7512巷道掘进工程量m1178主要巷道工程第六章灾害预防及避灾路线采区准备及工作面在回采期间，要严格执行本规定的通风防尘、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。一、发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路+2359水平工作面一+2359水平运输顺槽一+2359进风联络巷一轨道上山一轨道上山上部车场f+2365总运输巷一斜井一地面。二、发生水灾的避灾路线：+2359水平工作面一+2359水平回风顺槽一回风联络巷一+2379总回风巷一风井一地面。第七章安全技术措施第一节一般措施1、 所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、 所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制。各岗点要认真填写运转日志。3、 工作面，掘进、回采工程质量和顶板管理，要按照《煤矿安全质量标准化标准》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。4、 所有上岗人员上岗前都必须学习根据本设计编制的各作业规程,学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。5、 加强工作面设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养,保证设备处于完好状态。6、 所有设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整,并保证完好可靠,正确使用,任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。7、 为防止重大事故的发生,工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统,应时时保证其完好,并坚持正常使用。8、 人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥,并悬挂醒目的标志牌。9、 严禁人员进入运转的运输机里侧和煤壁作业；必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板与煤帮,并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行。10、 进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走，片帮掉顶的大块煤矸要及时处理。11、 人员通过端头机头时，必须停止刮板输送机,通过时要迅速。12、 所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀，严禁带压作业。13、 要加强矿压观测工作,掌握工作面顶板活动规律,进行来压预报,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力表不得遗失,损坏的要及时更换。第二节顶板管理一、两巷维护1、 回柱应先清理好退路,用长把工具将单体液压支柱放液后用回柱器拉出,然后再撤梁,严禁人员进入老塘作业。2、 两顺槽回柱与过渡架尾部相齐,严禁超前回柱。两瑞头不得出现空载支柱和顶粱。3、 回柱前应提前观察好顶板煤帮,顶板破碎时加铺金属网。4、 回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况,支柱受煤帮压力较大时,人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。5、回柱时要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。6、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点。二、工作面维护1、工作面必须进行矿压观测，随时观察周期来压、顶板变化及支架受压变化情况，了解周期来压步距。2、工作面回采前必须进行初次放顶。3、开采时应注意煤层顶、底板移动、底鼓等情况,根据顶板监控数据分析,及时调整放顶参数并制定实施安全技术措施。4、工作面来压期间必须加强支护。5、工作面支架必须保证接顶，保证初撑力。6、过特殊地段时，必须制定相应的安全技术措施。第三节防治水1、 矿井水流路线：采区各出水点的水一-轨道下山一-2310m水平车场一-中央水泵房一f轨道下山——斜风井——地面。2、 工作面西段轨道、运输顺槽低洼处易积水,是排泄水的重点区段。需加强监控、管理。3、 为防止上部来水及相邻工作面涌水进入工作面内,在+2359水平回风联络巷内预先施工临时小水仓。第四节“一通三防”1、 加强通风管理，确保工作面的风量达到设计要求，风速满足要求。因其他原因达不到上述要求的，应立即进行整改，整改完毕后再恢复生产。2、 确保工作区域内空气成分满足要求，正常情况下氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5%，其他其体浓度符合规程规定。3、 各班组长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度，及时掌握工作面CH4浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。4、 各班工长、电钳工及工作面内单独工作人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪,工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪,对工作面瓦斯进行监测。5、 认真执行设计的综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。6、 井下必须设置专职的通风瓦斯检查员，按《煤矿安全规程》规定检查瓦斯和其它有害气体的含量。7、 工作面附近设置机械式甲烷断电仪，机组司机配备便携式甲烷测报仪。8、 通讯及信号电缆避免同动力电缆悬挂在同一侧。9、 各类传感受器应加强保护，不得私自移动打开。10、 监控设备发生故障或报警，及时汇报调度站，等候处理，并撤走该工作面所有人员，只有瓦斯浓度下降到1%以下时，方可进入工作面。11、 各类传感器及其它安全监控设备必须定期进行调试、标效，每周至少一次。瓦斯传感器每七天必须使用标准气样和空气调效一次。12、 深孔放大炮时，各类监控传感器向后撤150m，放完炮后，再移回原址。13、 每年进行一次矿井瓦斯等级的鉴定工作。14、 为防止瓦斯引燃引爆，必须做到严禁火种下井，电气设备及电缆的选用、安设、检修应符合《煤矿安全规程》的有关规定，电气设备严禁失爆。15、 工作面使用煤矿安全炸药，采用湿式煤电钻打眼，水泡泥封孔等措施。16、 严格实行爆破作业的一切规定，避免因爆破引起煤尘爆炸事故。17、 火工品管理参照《火工品管理办法》执行。第五节运输管理一、起吊运输重物及大件1、设备和大件上下井装车时,要派专人进行检查完好后方可装车。2、装车时,要安放平稳,封车牢固可靠,无滑动部位。3、井下提升运输设备大件前,要对轨道、巷道、绞车驱制动装置、钢丝绳、钩头、信号系统等安全设施进行全面检查,确