麒麟煤矿15万吨开采设计说明书-毕业设计

麒麟煤矿15万吨开采设计说明书毕业设计第一章总论1.1项目概况井田位于普安向斜南翼东段，地层主要呈北西～南东走向，倾向北东，倾角6～38°，为一单斜构造。井田内出露地层由老至新依次有：二叠系上统峨眉山玄武岩组，上统龙潭组，三叠统系下统飞仙关组以及第四系地层，含煤地层为龙潭组。井田地表水系属珠江流域南盘江水系。井田内无山塘、水库及大的河流通过，仅有顺向小溪沟。在井田范围内无村寨，只有零星住户。1.2井田概况1.2.1交通位置井田至320国道0.25km（为碎石路面），经320国道（为三级公路）至镇胜高速公路普安县城入口10km，经320国道（为三级公路）至普安县城12km，交通较为方便（见交通位置图）。1.2.2地形地貌井田总体为中山地貌，单面山地形。1.2.3地表水井田地表水系属珠江流域南盘江水系。井田内无山塘、水库及大的河流通过，仅有顺向小溪沟。1.2.4气象本区属亚热带高原季风气候，气候温和湿润，冬无严寒，夏无酷暑，四季宜人。全年雨量充沛，雨季多集中在5～7月。据普安县气象局资料：年平均降水量1501.10mm，日极端最高气温33.5℃，日极端最低气温－6.5℃，月均气温15.1℃，年均气温13～15℃，年无霜期270～290天，年平均相对湿度78%。1.2.5地震据贵州省城乡建设保护厅1993年12月编制的《贵州省地震烈度区划图》，井田范围内地震烈度为6度区。1.2.6地温矿井生产过程中未发现地温异常，属正常的地温区。井田交通位置图1.3井建设的资源条件1.3.1井田地层及地质特征⑴地层井田出露地层为二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）、龙潭组(P3l)、三叠系下统飞仙关组(T1f)、第四系(Q)，现从老到新分述如下：①二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）分布于井田南部，区内无出露。岩性为绿灰色玄武岩、拉斑玄武岩，上部夹多层凝灰岩，局部夹砂泥岩及薄煤1～2层；顶部为一层凝灰岩。厚度301m。②二叠系上统龙潭组(P3l)分布于井田南部，是井田主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层等组成。具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，产大羽羊齿、鳞木等植物化石，含植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积，含煤13～29层，一般20层左右，主要可采煤层为1、17煤层，局部可采煤层为26、27、28煤层。龙潭组厚约430m。与下伏地层呈假整合接触。③三叠系下统飞仙关组(T1f)分布于井田北部，岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理，产瓣鳃类及腕足类动物化石，厚约550m。根据岩性组合及颜色变化共分为两段，分述如下：第一段(T1f1)：主要为灰绿色薄层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，夹细砂岩、鲕状灰岩及泥质灰岩，产瓣鳃类、舌形贝等动物化石，底部具水平层理及植物化石碎片，厚约134m。与下伏地层呈整合接触。第二段(T1f2)：岩性主要为灰紫色、紫灰色、紫红色薄层状泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，夹灰岩、细砂岩、泥岩，产瓣鳃类、腕足类动物化石，厚约416m。④第四系(Q)主要为坡积、崩积、残积亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉积物，厚0～20m，与下伏地层呈不整合接触。⑵构造井田位于普安向斜南翼东段，地层主要呈北西～南东走向，倾向北东，倾角6～38°，为一单斜构造。井田内次级褶曲不发育，但断裂构造较发育，发现断层20条，即：F1、F2、F7、F9、F10、F11、F12、F13、F14、F15、F17、F18、F19、F21、F22、F23、F25、F26、F403-1、F403-2断层，其中，F12、F21、F23、F25、F26、F403-1、F403-2断层对煤层有一定的破坏。1.3.2煤层⑴含煤性龙潭组为该矿主要含煤地层，总厚度约430m。煤层总厚度约7.62m，含煤系数约1.77%。⑵可采煤层井田内主要可采煤层为1、17号两层。分述如下:①1号煤层： 位于龙潭组顶部，为本区主要可采煤层。煤层厚0.91～4.03m，平均厚约1.90m。煤层厚度变化不大，属较稳定煤层。该煤层含0.06～0.20m的泥岩夹矸1～2层。煤层顶板为泥质粉砂岩或泥质灰岩；底板为泥岩及粉砂岩。②17号煤层：位于龙潭组中上部，上距1煤层约116m，煤层厚度变化较大，煤层厚0.83～9.50m，平均厚约1.58m，属较稳定煤层。该煤层一般含夹石1～2层，夹石单层厚0.05～0.57m。煤层顶板为粉砂岩，局部为泥质粉砂岩；底板为泥岩。1.3.3煤质⑴物理性质及煤岩特征①物理性质本区煤层为黑色、灰黑色，玻璃光泽及似金属光泽，条带状和线理状结构，层状及块状构造。以参差状断口为主，部分为棱角状及阶梯状断口，粉末状及块状，裂隙中可见方解石薄膜、粘土矿物及黄铁矿等充填物。②煤岩特征宏观煤岩特征区内煤层的煤岩成份以亮煤及暗煤为主，镜煤次之，少有丝炭。由各种煤岩成份组成的煤岩类型有半亮型和半暗型。条带状和线理状结构，层状、块状及粒状构造。显微煤岩特征有机显微组份：以镜质组为主，惰质组次之，无稳定组。镜质组：以无结构镜质体为主，常见均匀基质体、镜质体、少许木质镜质体、碎屑镜质体，偶见镜质浑园体。惰质组：以结构丝质体、结构半丝质体为主，多见木镜丝质体、木镜半丝质体，次为碎屑丝质体，偶见丝质浑园体及丝质菌类体。无机显微组份：以粘土类为主，硫化物类和氧化物类次之，碳酸盐类少量。粘土矿物：以细分散状、斑点状为主，局部为浸染状，少许充填胞腔。石英：以细粒状、微细粒状散布于基质中，少许充填胞腔和裂隙。黄铁矿：以微粒状、星点状、球粒状散布于煤岩及顶、底板围岩中，少许充填胞腔。⑵化学性质及煤类①工业分析各煤层主要煤质指标详见如下表表2-4-2：表2-4-2可采煤层原煤煤质分析成果表煤层编号煤层平均厚度（m）煤层平均间距（m）倾角（度）煤层夹矸数稳定性煤层结构顶底板岩性顶板底板10.91～4.031.906～251～2较稳定复杂粉砂岩、灰岩泥岩116170.83～9.501.586～251～2较稳定简单粉砂岩泥岩⑶煤类1号煤层为中灰、中高硫、特高热值瘦煤。17号煤层为低灰、中硫、特高热值贫煤。⑷煤的用途井田内1煤层、17煤层适宜化工用煤及动力用煤，经洗选后可制碳素材料或制造电石。⑸有益矿产①铁矿：产于上二叠统龙潭组龙潭组(P3l)地层底部，矿体薄，品位低，含铝硅高，目前工业尚不能利用。②黄铁矿：以微粒状、星点状、球粒状散布于煤岩及顶、底板围岩中，含量低，不具工业价值，并影响煤岩质量。③镓（Ga）、镉（Ge）：由于含量低，目前尚不能利用。⑹煤层内风氧化带的确定矿山未采风、氧化带煤层样，根据矿山原生产井及老窑开采情况，煤层风氧化带为煤层露头往下垂深约20m。1.3.4水文地质条件⑴地表水系井田地表水系属珠江流域南盘江水系。井田内无山塘、水库及大的河流通过，仅有顺向小溪沟。井田的最低侵蚀基准面为+1615m。⑵含、隔水层①峨嵋山玄武岩组（P3β）—弱含水层分布于井田南部，区内无出露。岩性为绿灰色玄武岩、拉斑玄武岩，上部夹多层凝灰岩，局部夹砂泥岩及薄煤1～2层；顶部为一层凝灰岩。厚度301m。该组含少量基岩裂隙水，富水性弱，为相对隔水层。由于该组阻隔，使富水性强的茅口组对煤矿的开采无影响。②二叠系上统龙潭组(P3l)－弱含水层分布于井田南部，是井田主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层等组成。具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，产大羽羊齿、鳞木等植物化石，含植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积，含煤13～29层，一般20层左右，主要可采煤层为1、17煤层，局部可采煤层为26、27、28煤层。龙潭组厚约430m。含裂隙水，富水性弱。该层裂隙水主要靠大气降水补给。矿井在掘进该层时，没有遇到大的突水点，仅部分巷道顶、底、帮有渗水、滴水、淋水现象。③三叠系下统飞仙关组（T1f）—裂隙水含水层根据岩性组合分为两段：第一段(T1f1)：主要为灰绿色薄层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，夹细砂岩、鲕状灰岩及泥质灰岩，产瓣鳃类、舌形贝等动物化石，底部具水平层理及植物化石碎片，厚约134m。该组浅部含风化裂隙水，深部含少量构造裂隙水。地表未发现泉水，富水性弱。第二段(T1f2)：岩性主要为灰紫色、紫灰色、紫红色薄层状泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，夹灰岩、细砂岩、泥岩，产瓣鳃类、腕足类动物化石，厚约416m。由于上部有泥质灰岩，岩溶发育，富水性强。④第四系(Q)—弱含水层主要为坡积、崩积、残积亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉积物，厚0～20m。由于厚度薄，富水性弱。地表发现的泉水，流量较小，为0～0.39L/S，枯季流量更小，甚至干枯。井田含煤地层为龙潭组，煤系地层顶部为飞仙关组及第四系，底部为玄武岩组。煤系地层顶部第四系为弱含水层，厚度为0～20m；飞仙关组为弱含水层，厚度为550m，与1号煤层的距离为40m；煤系地层底部玄武岩组为弱含水层，厚度为301m，与17号煤层的距离为296m。1号煤层距飞仙关组底界40m，17号距玄武岩组顶界296m。最低侵蚀基准面为+1615m，井田内煤层的最低赋存标高为+1300m，最低点水压为3.15MPa。根据《煤矿防治水规定》，当水压与煤层距含水层之间的距离之比小于0.06MPa/m，不会引起底板突水，井田开采范围内，开采17煤层时，水压与煤层距含水层之间的距离之比为0.081MPa/m，小于0.06MPa/m，据此推算开采+1300m标高以上的17煤层时是安全的，因此，不需要采取疏水降压措施。⑶断层带水文地质特征井田内F10、F19、F21、F26断层易造成强含水层与煤层拉近或直接造成矿井突水，发育于以塑性岩石为主的含煤地层中的小断层也具有微弱的含水、导水性能，对矿井充水有一定影响。特别是F26断层横跨井田，将1号、17号煤层断开，容易将地表水和岩溶水导入煤层，是矿井的主要充水因素。⑷充水因素分析①充水水源ⅰ地表水矿区内地表水为山间雨源型小溪，主要受大气降水及地形控制，矿区内小冲沟发育，沟水动态变化极大，季节性变化十分显著，雨季暴涨，旱季流量较小或干枯。冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量较大，这些冲沟多位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧化带直接接触，沿沟溪一带开采煤层时，冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部开采的直接充水水源。ⅱ水塘井田内地表无水塘。ⅲ溪沟井田仅有顺向小溪。沿溪沟一带开采煤层时，冲沟、溪沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部或深部开采的直接充水水源。ⅳ第四系孔隙水井田内覆盖的第四系，含水性弱，加之厚度不大，分布不广，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。ⅴ龙潭组弱裂隙含水层该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。ⅵ小煤矿采空区积水原老井内存在着一定的巷道或采空区积水，是矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。②充水通道ⅰ岩石天然节理裂隙井田内龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙较发育，而深部则发育成岩或构造节理、裂隙，尤其是内部细砂岩等脆性岩石更为发育，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。ⅱ人为采矿冒落裂隙采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。ⅲ断层破碎带井田内断层或矿井发育小落差断层，这些断层破坏了地层的完整性、连续性，降低了岩石的力学强度，塑性岩石中断层破碎带含水性和导水性不强，刚性岩石中断层破碎带有一定含水性和导水性，可能连通含煤地层上部的中强含水层或地表水，加之矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水更可能沿断裂带进入矿井。ⅳ原小煤矿老窑破坏区或采空区区内老窑和小煤矿分布广泛，且开采历史悠久，大部分被关闭。老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。老窑大多有积水。因此，开采浅部煤层时，应预防老窑水涌入。井田内原小煤矿废弃采面或巷道会成为采空区积水，当开采煤层至老窑或采空区时，巷道勾通采空区会成为充水充道。ⅶ充水方式对于各可采煤层，由于矿井直接充水含水层露头分布不广，接受大气降水补给不强，为中等～弱含水层，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为老窑、采空区巷道、岩溶管道导水，因此目前矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主；矿井进一步向深部开采后，有从上部采空区积水突水的可能。⑸矿井涌水量①目前生产矿井涌水量通过实际调查，该煤矿在正常生产时，矿井正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为20m3/h。②矿坑涌水量预测方法的确定矿井位于接受大气降水的补给区，矿井充水主要因素为龙潭组煤系及飞仙关组地层，矿井涌水量采用比拟法计算。③水文地质参数的确定及矿井涌水量计算结果本矿及邻近煤矿无相关资料，矿井涌水量预算公式采用：Q=F×KFQ—矿井涌水量（m3/h），F—预算面积（m2），KF—单位面积含水率（m3/m2）。本矿采空面积为126043m2,矿井正常涌水量为10m³/h。因此，正常时：KF=7.93×10－5m3/m2；最大时：KF=1.59×10－4m3/m2矿井预算面积为848417m2(＋1425m水平以上)。矿井预计涌水量：Q正常=F×KF=848417m2×7.93×10-5m3/m2=67.3m3/hQ最大=F×KF=848417m2×1.59×10-4m3/m2=134.9m3/h根据计算结果，矿井预测未来涌水量为67.3～134.9m3/h，总体上看，矿井涌水量一般。本设计按正常涌水量70m3/h，最大涌水量140m3/h来进行水泵的选型。⑹水文地质类型井田属以顶板进水为主的裂隙充水矿床，水文地质复杂程度为中等，水文地质条件为中等类型。1.3.5其它开采技术条件⑴瓦斯等级鉴定根据贵州省能源局文件：关于黔西南州煤炭局《关于上报黔西南州2010年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复（黔能源发[2010]801号），普安县三板桥麒麟煤矿瓦斯绝对量5.84m3/min，二氧化碳绝对量2.31m3/min，鉴定等级为高瓦斯。⑵煤层瓦斯含量《资源/储量核实报告》没有提供煤层瓦斯含量、瓦斯压力等相关资料。根据经验公式，预测各煤层最低标高时的瓦斯含量，预测结果见表2－4－4。表2－4－4矿井各煤层最低开采标高时瓦斯压力、瓦斯含量表煤层WhPm3/tMpa120.364.201719.104.55⑶煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室2004年11月提交的1号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，1号煤层为自燃煤层；根据贵州省煤田地质局实验室2008年8月提交的17号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，17号煤层为自燃煤层。矿井煤层按自燃设计。在煤矿开采生产过程中，应加强通风管理，暂时不用的巷道和废弃的巷道要及时密闭，采面回采结束后要按规定及时密闭。⑷煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2004年11月提交的1号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，1号煤层的煤尘有爆炸性；根据贵州省煤田地质局实验室2008年8月提交的17号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，17号煤层的煤尘无爆炸性。矿井煤层的煤尘按有爆炸性设计。煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，确保安全文明生产和矿工的身体健康。1.3.6井田勘探程度及资源/储量⑴勘探程度①1967～1970年，贵州省六盘水煤田地质勘探公司一九八队开展了包括本区在内的九峰勘探区的普查勘探工作，提交了《盘县煤田普安九峰勘探区普查勘探地质报告》。该矿区位于九峰勘探区南部。②1969～1972年，贵州省地质矿产局一○八队对包括本矿区在内的盘县幅进行了1:20万区域地质调查工作。③1999年1月，普安县矿产资源管理局委托贵州省地矿局一○六地质大队对包括本区在内的三板桥煤矿区开展地质简测工作，并编写了《贵州省普安县三板桥镇煤矿区地质简测报告》。④2006年12月，贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心受麒麟煤矿业主的委托，在矿区范围内进行了地质调查工作，并于2006年12月提交了《贵州省普安县三板桥麒麟煤矿资源/储量核实报告》，该报告经贵州省国土厅组织专家评审通过，文号为黔国土资储备字[2007]180号。该报告批准麒麟煤矿（准采标高+1650m～+1300m范围内）保有资源量（122b）613万吨。上述报告对矿区水文地质、工程地质及其它开采技术条件作了概略评述，对矿区煤层厚度、产出层位、空间位置、矿体形态、产状、煤层特征等已初步查明，对本矿区煤层的开采具有一定的指导意义，同时也为本次工作提供了大量基础地质资料。⑵资源/储量根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2006年12月编制的《贵州省普安县三板桥麒麟煤矿资源/储量核实报告》及批复（黔国土资储备字［2007］180号）：截止2007年5月17日底，准采标高（+1650m～+1300m）内矿井保有资源量为613万吨（122b）。⑶问题及建议①加强对井田内小窑、老窑、采空区开采和积水情况的调查，并将具体位置标注在井上下对照图上，在采掘过程中，严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”水害防治十六字原则，防止老窑、采空积水对矿井开采的影响。必须对采空区积水进行疏放，并对可能的突水区域采取相应的预防措施，防止突水，保证矿井安全生产。②井田内地面建、构筑物必须留设足够的安全保护煤柱，同时需随时观察地面有无滑坡、塌陷等情况。在今后的生产过程中，必须进一步对地面建筑物进行一次全面的调查测量，将建筑物的具体位置测量上图，并留设好保护煤柱，严禁乱挖乱掘保安煤柱；如需在建筑物下采煤，事先必须请有资质的设计部门进行专门的“三下”采煤开采方案设计，并报上级有关部门批准后，方可在保安煤柱内按批准的开采方案和措施。③在生产中必须做好一年一度的矿井瓦斯等级鉴定工作，并根据鉴定结果及时调整通风、瓦斯管理方案。④根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件“黔安监管办字[2007]345号《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。根据中国矿业大学（北京）2011年4月编制的《普安县三板桥麒麟煤矿17号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》及批复（黔能源煤炭[2011]359号），17号煤层有突出危险，因此，该矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。建议该矿井及时请具有资质的单位对1号煤层进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治煤与瓦斯突出提供科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按鉴定结论进行管理。⑤由于水文地质工作程度低，其矿井涌水量准确性较差，矿井生产建设期间应注意收集相关资料，确定矿井涌水量，以利于今后的生产。⑥及时探清断层产状、性质等，为下一步的开采提供地质依据。⑦矿井内断层在生产过程中应留设好防水煤柱，防止突水事故的发生。

第二章井田开拓及开采2.1井田境界及可采储量2.1.1井田境界根据贵州省国土资源厅2011年7月颁发的普安县三板桥麒麟煤矿《采矿许可证》（副本，证号：C5200002011081120116428），井田范围由7个拐点坐标圈定（拐点坐标见表1-2-1），面积2.3329km2，开采深度由1650m至1300m标高。井田呈不规则多边形，走向长1.7km，倾斜宽1.5km。2.1.2储量⑴矿井资源量根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2006年12月编制的《贵州省普安县三板桥麒麟煤矿资源/储量核实报告》及批复（黔国土资储备字［2007］180号）：截止2007年5月17日底，准采标高（+1650m～+1300m）内矿井保有资源量为613万吨（122b）。各煤层资源量汇总见表3－1－1。表3－1－1资源量统计表单位：万吨①矿井地质资源量=613－1=612（万吨）说明：该矿已进入联合试运转阶段，在联合试运转期间，1号煤层开采及损失资源量1.0万吨。②矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量=③矿井设计利用资源/储量矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。即：矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失＝612－66.93－12.65－19.01＝513.41（万吨）永久煤柱损失的计算：a．断层煤柱损失：断层两侧各留设20m煤柱。b．防水煤柱损失：采空区防水煤柱＝采空区长×留设煤柱宽度×采高×比重c．地面永久煤柱：在井田范围内无村寨，零星住户采取搬迁措施。d．井田境界煤柱：以所划定的井田开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。煤柱留设宽度的计算详见第四章第六节矿井水害防治。煤柱的具体见表3－1－2、表3－1－3、表3－1－4。表3－1－2断层煤柱损失表单位：万吨表3－1－3掘进时防水煤柱损失表单位：万吨表3－1－4井田境界煤柱损失表单位：万吨④矿井设计可采储量矿井设计可采储量=（矿井设计资源/储量-地面工业场地－井巷保护）×回采率M=（513.41-57.25）×80%＝364.93（万吨）工业场地保护煤柱：其保安煤柱留设原则，首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按65°塌陷角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。井筒保护煤柱：其保安煤柱留设原则，首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按65°塌陷角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。井筒、工业场地保护煤柱具体见表3-1-5。

表3－1－5井筒、工业场地煤柱损失表单位：万吨1号、17号煤层为中厚煤层，采区回采率为80%；表3－1－6各种煤柱汇总表2.2矿井生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度矿井设计年工作日为330天，日工作制度：井下工人按“四·六”工作制；地面工人及其他人员按“三·八”工作制；井下工人每天四班作业，三采一准，每班工作六小时，地面工人每天三班作业，每班工作八小时。矿井每天净提升时间为16h。2.2.2矿井生产能力⑴确定矿井设计生产能力的主要原则①符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。②立足于已探明、控制的资源/储量及范围，并考虑长远的发展。③客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件（特别是瓦斯）等进行分析研究。考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序，按照合理集中生产的原则，对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。④充分考虑矿井外部运输条件、电厂对燃煤的需求和部分优质块煤外销的可能性。⑤充分考虑到现有技术水平和科技进步，经多方案技术经济比较及投入产出的评价，以最佳整体效益为目的，对设计生产能力进行科学决策。⑵矿井设计生产能力的确定矿井设计生产能力是反映矿井总体面貌的综合性指标，为使矿井设计生产能力更趋于合理，进而取得良好的投资效益，设计对井田构造、煤层赋存、开采技术条件等地质条件进行研究；对确定矿井生产能力基础的地质储量进行了分析；根据本井田具体条件和邻近矿区生产水平，对回采工作面和采区生产能力进行剖析预测；对煤炭市场的需求及外运条件进行了调查研究；对不同井型的投入产出进行综合比较。根据井田地质构造、煤层赋存条件，设计提出15万t/a、21万t/a及30万t/a三个井型方案进行对比。设计推荐生产能力15万t/a规模，主要理由如下：①从资源量分析矿井地质资源量612万t，工业资源/储量612万t，设计可采储量364.93万t。分别按15万t/a、21万t/a及30万t/a三个井型方案计算矿井服务年限为16.2a、11.6a、8.1a。从服务年限来看，21万t/a、30万t/a规模的服务年限满足不了设计规范要求；15万t/a规模服务年限基本满足设计规范要求。以上分析可以看出，本井田的资源条件建设15万t/a生产规模的矿井比较合适。②井田地质构造井田位于普安向斜南翼东段，地层主要呈北西～南东走向，倾向北东，倾角6～38°，为一单斜构造。井田构造复杂程度属中等类型。③煤层赋存条件及开采技术条件ⅰ煤层赋存条件井田内出露地层由老到新有：二叠系上统峨眉山玄武岩组、龙潭组、三叠系下统飞仙关组及第四系，含煤地层为龙潭组，含可采煤层2层，从上至下分别是1号、17号煤层，其平均厚度分别为1.9m、1.58m，为中厚煤层。井田内1号与17号煤层之间的层间距为116m。煤层倾角6～25°，属近水平～缓倾斜煤层。Ⅱ开采技术条件区内煤层顶板多为灰岩、粉砂岩，底板为粉砂岩。泥岩在开采过程中易破坏，荷载力较小，抗压强度低，且亲水性较强，极易软化，在开采过程中可能会产生底鼓现象，特别在开采深部煤层时甚至可能会产生底板隆破的现象，因此要引起足够的重视。矿井水文地质属中等类型，按煤尘无爆炸性和不易自燃设计，按高瓦斯矿井设计。④工作面参数及采区、工作面生产能力ⅰ工作面主要参数工作面长度的合理与否是实现工作面高产稳产的因数之一，一般情况下，加大工作面长度可获得较高的产量，提高劳动生产率，降低吨煤成本，但是，工作面长度过长亦会给工作面生产带来很多不利因素，反而不利于顶板控制及工作面的管理，影响安全生产。该矿可采煤层为薄～中厚煤层，设计结合工作面技术装备，确定矿井工作面长度为100m。ⅱ工作面循环方式、作业方式的选择采用“四六”作业制，三采一准。设计工作面倾斜长100m，日循环进度2.4m，工作面正规循环率为0.95，则工作面年推进度为：2.4×330×0.95≈634m。ⅲ工作面年生产能力1号煤层设计工作面倾斜长100m，煤层平均厚1.9m，容重1.48t/m3，工作面采出率取95%（中厚煤层），则工作面年生产能力为：100×1.9×535×1.48×0.95=14.29万吨/年掘进出煤按10%考虑，计算得掘进出煤为1.43万t，矿井生产能力为15.72万t。（它煤层的生产能力计算见表3－2－1）。表3－2－1其它煤层的生产能力计算因此，当开采1号、17号煤层时，能达到矿井生产能力。矿井在工作面推进时，合理安排进度，严禁超能力生产。综上所述，从井下开拓部署、采区布置和工作面安排方面及生产管理等因素综合考虑，麒麟煤矿布置一个采区、一个工作面可以满足矿井15万t/a能力。2.2.3服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Z可/（1.5×A）式中：T--服务年限，年；Z可--可采储量，万t；A--设计年生产能力，万吨/年，按15万吨/年计算；1.5--储量备用系数，取值1.3～1.5，取1.5；T=364.93/（1.5×15）=16.2（年）2.3井田开拓2.3.1已有井巷工程该矿现布置有三个井口，分别为主斜井、副斜井、回风斜井。2.3.2井口位置及开拓方案选择井田划分为1个水平（水平标高为＋1425m），6个采区（1号煤层划分为3个采区，水平标高以上以F21断层为界，断层南翼为一采区，断层北翼为三采区，水平标高以下为二采区；17号煤层划分为三个采区，水平标高以上以F26断层为界，断层南翼为六采区，断层北翼为四采区，水平标高以下为五采区）。二采区在运输上山、轨道上山、回风上山底部施工二采区运输下山、二采区轨道下山、二采区回风下山（距离1号煤层20m）至深部矿界，贯通形成矿井开拓系统。通过正石门揭穿1号煤层，然后布置回采和掘进工作面。三采区在主斜井底部沿走向施工三采区运输大巷，然后施工三采区运输石门至1号煤层底板20m处，再沿倾向施工三采区运输上山（距离1号煤层20m）；副斜井底部沿走向施工三采区轨道大巷，然后施工三采区轨道石门至1号煤层底板20m处，再沿倾向施工三采区轨道上山（距离1号煤层20m）；回风斜井底部沿走向施工三采区回风大巷，然后施工三采区回风石门至1号煤层底板20m处，再沿倾向施工三采区回风上山（距离1号煤层20m），贯通形成矿井开拓系统。通过正石门揭穿1号煤层，然后布置回采和掘进工作面。四采区继续施工主斜井至+1425m标高，然后施工四采区运输大巷至井田中部，再岩煤层倾斜施工四采区运输上山（距离17号煤层20m）；副斜井至+1425m标高，然后施工四采区轨道大巷至井田中部，再岩煤层倾斜施工四采区轨道上山（距离17号煤层20m）；回风斜井底部施工回风斜巷至1号煤层底板20m处，再沿煤层倾斜施工四采区回风上山（距离17号煤层20m）至+1425m标高，贯通形成矿井开拓系统。通过正石门揭穿17号煤层，然后布置回采和掘进工作面。五采区在四采区上山底部施工五采区运输下山、五采区轨道下山、五采区回风下山至深部矿界（距离17号煤层20m），贯通形成矿井开拓系统。通过正石门揭穿17号煤层，然后布置回采和掘进工作面。六采区在运输大巷内沿煤层倾斜方向施工六采区运输上山（距离17号煤层20m），轨道大巷内沿煤层倾斜方向施工六采区轨道上山（距离17号煤层20m），回风斜巷内沿煤层倾斜方向施工六采区回风上山（距离17号煤层20m），贯通形成矿井开拓系统。通过正石门揭穿17号煤层，然后布置回采和掘进工作面。根据水平划分与煤层赋存条件、开采方式及采煤机械化程度，为了使采区划分能够做到全井田合理开采，前后期统筹兼顾，均衡开采，本设计采区间的开采顺序为：一采区→二采区→三采区→四采区→五采区→六采区；煤层间开采顺序为，1号→17号；采区间的开采顺序为区段下行式。2.3.3主要开拓大巷布置根据该矿的开拓布置，一、二采区开采时，不需要布置大巷；三采区开采时，须在主斜井、副斜井、回风斜井井底布置三采区运输大巷、三采区轨道大巷、三采区回风大巷；四采区开采时，须在主斜井、副斜井底部布置四采区运输大巷、四采区轨道大巷；五、六采区开始时，不需要布置大巷。2.3.4井底车场及硐室在轨道上山底部布置中央变电所、水仓和水泵房，水泵房的底板标高为+1428m；轨道石门的一侧布置消防材料硐室；轨道上山上口布置绞车房，绞车房底板标高为+1539.96m；运输上山内布置煤仓；副斜井底部布置井底车场、轨道上山底部布置采区车场。轨道上山底部设置永久避难硐室，运输绕道、轨道石门设置临时避难所。该矿生产能力小，炸药用量少，不设井下爆破材料发放硐室。2.4井下开采2.4.1首采区、首采面位置选择考虑矿井煤层分布、工业场地位置、现有巷道布置、初期投资、建井工期，首采区选择在一采区，首采工作面选择在1号煤层中，工作面编号为1111采面。2.4.2采煤方法与采煤工艺首采1号煤层平均厚度1.9m。井田为单一构造，构造为中等，煤层平均倾角6～25°，属近水平～缓倾斜煤层。设计采用走向长壁后退式采煤法，采用全部垮落法管理顶板。首采工作面采用炮采（该矿已进入联合试运转阶段，首采工作面已推进一段距离，剩下工作面走向长度短，仅73m，不适宜机采，故首采工作面采用炮采）,从接替工作面开采时采用机采。该矿采用走向长壁采煤法，采煤工作面采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，齐梁齐柱式布置方式，柱距0.8m，排距1.0m，“三、四”排控顶，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，放顶步距为1.0m，全部垮落法管理顶板。回采工作面配备GMZ－1.2型煤电钻2台，放炮落煤，工作面采用一台SGB420/30型刮板运输机，工作面运输巷选用一台SZB420/30转载机和一台DSJ65/20/22型胶带输送机，采用XRB2B80/200乳化泵两台。第三章矿井通风与安全3.1瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算3.1.1瓦斯资源分析根据贵州省能源局文件：关于黔西南州煤炭局《关于上报黔西南州2010年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复（黔能源发[2010]801号），普安县三板桥麒麟煤矿瓦斯绝对量5.84m3/min，二氧化碳绝对量2.31m3/min，鉴定等级为高瓦斯。3.1.2瓦斯抽放方法本矿为单一煤层开采，各煤层均按突出设计，在采掘工作面作业前必须将煤层瓦斯降至7.5m3/t，采掘面消突后，其采面瓦斯涌出量主要来源为本煤层，邻近层瓦斯分别占采面瓦斯涌出量的10%左右。由此可以看出，采掘面瓦斯涌出量很大部分来自本煤层。开采1号煤层时，为了预抽煤层瓦斯，解决煤层的突出问题以及减少开采时邻近煤层的瓦斯涌入，设计在1号煤层底板20m处布置底板瓦斯抽放巷，施工底板穿层钻孔对1号进行预抽（首采工作面已形成，且回采后只剩下73m，所以不考虑布置底板瓦斯抽放），为了减少回采时工作面的瓦斯涌出，工作面布置本煤层抽放钻孔进行预抽；回采时在采空区铺设瓦斯管进行留管抽放。钻场布置：在底板瓦斯抽放巷一侧每隔50m左右施工一个钻场，钻场的规格为长×宽×高=4×3×1.8m，采用工字钢支护。钻孔布置：在瓦斯抽放运巷每一个钻场内布置40个穿层抽放钻孔（每排5个，共8排），在底板瓦斯抽放风巷每一个钻场内布置35个穿层抽放钻孔（每排5个，共7排），钻孔深度以穿过煤层0.5m为准，且钻孔揭穿煤层位置不能与本煤层钻孔交叉。3.2矿井通风3.2.1通风方式及通风系统矿井按突出设计，根据矿井实际情况，通风方式为中央并列式。新鲜风流由主斜井、副斜井进入，乏风通过回风斜井排出。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，采面采用“U型”通风，掘进工作面采用压入式通风。3.2.2矿井瓦斯涌出量根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井的相对瓦斯涌出量进行预测。经预测掘进工作面的最大瓦斯涌出量为1.32m3/min，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为5.16m3/min。3.2.3矿井风量、风压及等积孔一采区通风容易时期为开采1111采面时，一采区通风困难时期为开采1116工作面。矿井以一个工作面达到设计生产能力15万t/a，根据《煤矿安全规程》第103规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。⑴按最大班下井人数计算Q矿进=4×N·K矿通式中：Q矿进—矿井总供风量，m3/s；N—井下同时工作的最多人数，按50人计算；K矿通—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K=1.25；。Q矿进=4×50×1.25=250m3/min=4.17m3/s。⑵按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算通风容易时期（炮采）：采煤工作面风量计算①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：Q=100q绝k=100×2.05×2=410m3/min=6.83m3/s式中:q绝————采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后矿井开采时采面的绝对瓦斯涌出量为：2.05m3/min；K————瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面可取1.4～2.0，取2；②按最大班出勤人数计算Q=4N=4×20=80m3/min=1.33m3/s式中:N——工作面最大班出勤人数③按炸药使用量计算Q采＝25Ac式中Ac：采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，8Kg。故Q采＝25×8=200(m3/min)=3.33(m3/s)④按工作面温度计算Q采＝Vc·Sc·Ki=1.5×7.0×1.0=10.5m3/s式中:Vc——工作面风速，1.5m/s；Sc——工作面平均断面，通风容易时期为开采1号煤层时，为7.0m2（采高×（最大控顶距＋最小控顶距）/2：1.9×（4.2+3.2）/2=7.0）；Ki：工作面长度系数，取1.0。⑤按风速验算Qmin=15s=15×7=105m3/min=1.75m3/sQmax=240s=240×7=1680m3/min=28m3/s式中:Sc——工作面平均断面，7.0m2；综合上述计算，采煤工作面按Q采=10.5m3/s配风。掘进工作面风量计算①按绝对瓦斯涌出量计算掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：Q=100q绝k=100×0.49×2.0=98m3/min=1.63m3/s式中:q绝———掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后为0.49m3/min；②按最大炸药消耗量计算Q=25A=25×4=100m3/min=1.67m3/s式中：A——掘进工作面最大炸药消耗量，约4Kg。③按工作面最大班出勤人数计算Q=4N=4×10=40m3/min=0.67m3/s式中：N——掘进工作最大班出勤人数，取10人④按局部通风机实际风量计算Q掘=Q扇×I＋60×0.25S式中:Q掘————掘进工作面实际需风量，m3/minQ扇————局部通风机实际吸风量，m3/minI————局部通风机台数，台S————炮采时局扇安装处至回风口断面，取6.1m2；Q掘＝345×1+60×0.25×8.2=468m3/min=7.8m3/s掘进工作面采用FBD6.0型局部通风机，其技术参数为：风量240～345m3/min，风压620～3400Pa，电机功率为2×15kW。⑤按风速验算Qmin=15S=15×8.2=123m3/min=2.05m3/sQmax=240S=240×8.2=1986m3/min=32.8m3/s式中:S——掘进工作面断面，8.2m2综合上述计算，掘进工作面按取Q=7.8m3/s配风。硐室风量计算设计有一个独立通风硐室，为水泵房，配风1.0m3/s。瓦斯抽放巷根据《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5m3/s，因此，每条瓦斯抽放巷Q抽＝0.5×5.6＝2.8m3/s。因此，瓦斯抽放巷共计配风：1×2.8＝2.8m3/s。按各需风地点实际需风量计算矿井风量：Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿式中：ΣQ采——采煤工作面所需风量之和；ΣQ掘——掘进作面所需风量之和；ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和；ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和，根据该矿的开拓及巷道布置，取（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）的5％。∑Q其它=（10.5+7.8×2+1+2.8）×5％=1.5m3/s；K矿————矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀系数），取1.25。Q=（10.5+7.8×2+1+2.8+1.5）×1.25=39.25m3/s通风困难时期（机采）：采煤工作面风量计算①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：Q=100q绝k=100×2.05×1.6=328m3/min=5.47m3/s式中:q绝————采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后矿井开采时采面的相对瓦斯涌出量为2.05m3/min；K————瓦斯涌出不均衡系数，机采工作面可取1.2～1.6，取1.6；②按最大班出勤人数计算Q=4N=4×20=80m3/min=1.33m3/s式中:N——工作面最大班出勤人数③按工作面温度计算Q采＝Vc·Sc·Ki=1.5×7.2×1.0=10.8m3/s式中:Vc——工作面风速，1.5m/s；Sc——工作面平均断面，通风困难时期为开采号煤层时，为7.2m2（采高×（最大控顶距＋最小控顶距）/2：1.9×（4.4+3.2）/2=7.2）；Ki：工作面长度系数，取1.0。④按风速验算Qmin=15s=15×7.2=108m3/min=1.8m3/sQmax=240s=240×7.2=1728m3/min=28.8m3/s式中:Sc——工作面平均断面，7.2m2；综合上述计算，采煤工作面按Q采=10.8m3/s配风。掘进工作面风量计算①按绝对瓦斯涌出量计算掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：Q=100q绝k=100×0.49×2.0=98m3/min=1.63m3/s式中:q绝———掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后为0.49m3/min；②按最大炸药消耗量计算Q=25A=25×4=100m3/min=1.67m3/s式中：A——掘进工作面最大炸药消耗量，约4Kg。②按工作面最大班出勤人数计算Q=4N=4×10=40m3/min=0.67m3/s式中：N——掘进工作最大班出勤人数，取10人③按局部通风机实际风量计算Q掘=Q扇×I＋60×0.25S式中:Q掘————掘进工作面实际需风量，m3/minQ扇————局部通风机实际吸风量，m3/minI————局部通风机台数，台S————机采时局扇安装处至回风口断面，取8.2m2；Q掘＝345×1+60×0.25×8.2=468m3/min=7.8m3/s掘进工作面采用FBD6.0型局部通风机，其技术参数为：风量240～345m3/min，风压620～3400Pa，电机功率为2×15kW。④按风速验算Qmin=15S=15×8.2=123m3/min=2.05m3/sQmax=240S=240×8.2=1986m3/min=32.8m3/s式中:S——掘进工作面断面，8.2m2综合上述计算，掘进工作面按取Q=7.8m3/s配风。硐室风量计算设计有一个独立通风硐室，为水泵房，配风1.0m3/s。瓦斯抽放巷根据《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5m3/s，因此，每条瓦斯抽放巷Q抽＝0.5×5.6＝2.8m3/s。因此，瓦斯抽放巷共计配风：2×2.8＝5.6m3/s。按各需风地点实际需风量计算矿井风量：Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿式中：ΣQ采——采煤工作面所需风量之和；ΣQ掘——掘进作面所需风量之和；ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和；ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和，根据该矿的开拓及巷道布置，取（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）的5％。∑Q其它=（10.8+7.8×2+1.0+7.8）×5％=1.65m3/s；K矿————矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀系数），取1.25。Q=（10.8+7.8×2+1.0+7.8+1.65）×1.25=43.31m3/s所以，通风容易时期和通风困难时期总风量按Q＝44.0m3/s配风。该矿抽放后矿井绝对瓦斯涌出量为5.01m3/min，按总回瓦斯浓度不大于0.7%，则矿井所需风量应大于5.01÷0.7%=716m3/min（11.93m3/s），故矿井总风量满足通风要求。风量分配：风量分配见表4－2－1。表4-2-1风量分配表供风地点容易时期需风量m3/s困难时期需风量m3/s回采工作面1113掘进工作面（2个）8×28×2硐室33.5瓦斯抽放巷36其它115.5合计4444⑵通风阻力矿井通风摩擦阻力采用下式计算：（Pa）式中：Α—摩擦阻力系数，（NS2/m8）；--巷道长度，（m）；q--通过巷道的风量，（m3/s）；s--巷道净断面，（m2）；p--巷道净周长，（m）；通风容易时期时期需风量为44m3/s，通风阻力为339.5Pa；通风困难时期时期需风量为44m3/s，通风阻力为536.5Pa。⑶矿井通风等积孔（m2）式中：A--全矿井等积孔，（m2）；Q--矿井需风量，（m3/s）；h--全矿井通风阻力，（Pa）；通风容易时期等积孔：A＝1.19×Q/＝1.19×44/339.51/2＝2.84m2通风困难时期等积孔：A＝1.19×Q/＝1.19×44/536.51/2＝2.26m2经计算，一采区通风容易时期等积孔为2.84m2，一采区通风困难时期等积孔为2.26m2，均属于低阻力矿井。生产期间应加强矿井的通风设施的管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，同时加强对通风巷道的维修工作。3.2.4通风设施、防止漏风和降低风阻的措施⑴为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机，回风井设防爆门。⑵为避免运输大巷、井底车场或采区上山附近发生火灾时事故的扩大，有时需要反风，矿井反风通过主要通风机反转实现。⑶主要风门设置两道连锁的风门，防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门应设专人管理。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点，并进行刻槽(深度不小于20cm)。⑷生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。⑸主要通风机必须装备两套同等能力的风机（包括电动机），其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动。⑹通风机电源必须设置备用电源，以保证主电源出现故障时，备用电源能及时投入运行，以确保安全生产。3.3矿井瓦斯灾害防治⑴矿井主要通风机采用双回路供电，一回电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。配备了2台主要通风机，一台工作，一台备用。⑵掘进头采用”双风机、双电源”，并实现运行风机和备用风机自动切换，供电实行“三专两闭锁”。⑶采煤工作面和掘进工作面均为独立的通风系统，回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用压入式。⑷加强矿井通风设施管理，提高设施工程质量，确保矿井有效风量率在85%以上。风门、密闭等通风设施的设置地点要合理，质量要符合《矿井通风质量标准化标准》的要求。⑸建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。通风系统或通风设施的破坏或异常（如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统、掘进通风风筒脱节或破坏等），都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积聚。出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。⑹必须安排足够的维修人员，根据失修情况，按千米巷道3-5人配备，由矿长负责。全矿巷道失修率不准超过7%，严重失修率不准超过3%。⑺堆放在巷道中的设备、材料不能超过巷道断面的1/3。⑻巷道贯通前，必须保证停掘巷道和贯通的正常通风；巷道贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，瓦检员检查工作面及回风流中的瓦斯浓度都在0.8％以下后，方可恢复作业。3.4矿井火灾防治3.4.1煤层自燃发火倾向性该矿可采煤层2层，从上至下分别是1号、17号煤层。根据贵州省煤田地质局实验室2004年11月提交的1号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，1号煤层为自燃煤层；根据贵州省煤田地质局实验室2008年8月提交的17号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，17号煤层为自燃煤层。矿井煤层按自燃设计。3.4.2煤层自燃发火的防治措施⑴阻化剂的选择阻化剂的作用就是利用阻化剂分子与煤体表面活性分子的相互吸引，破坏煤体表面自由力场，促使氧原子(0)恢复到分子状态(02)，使煤表面活化物质氧化反应速度放慢或者抑制，起到阻化作用。针对本煤矿，选用卤块(片)作为阻化剂，阻化剂浓度为20%，阻化率为80%。⑵喷洒压注工艺系统、设备流动汽雾阻化剂防灭火系统由储液箱、高压泵、过滤器、电器开关、高压胶管、雾化器等组成。该矿工作面作业形式为：三采一准，喷洒工作安排在回柱放顶前进行，工作面上下口喷枪相向喷洒，在工作面中部相遇喷洒完毕。3.4.3火灾的防治措施⑴硐室必须装设向外开的防火铁门，铁门全部敞开时不妨碍运输，严禁存放无关的设备和物件，并采用防爆型的照明设备。⑵从硐室出口防火铁门起5m内的巷道，应砌碹或用其他不燃性材料支护。⑶硐室内必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。故应在硐室内设CO2灭火器2个，8kg干粉灭火器1个，灭火沙袋2个。⑷硐室长度超过6m时，必须在硐室的两端各设一个出口。⑸在机电设备硐室内严禁设集油坑。硐室不应有滴水，硐室的过道应保特畅通，严禁存放无关的设备和物件。带油的电气设备溢油或漏油时，必须立即处理。3.5矿井粉尘防治3.5.1粉尘爆炸指数及煤尘的爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2004年11月提交的1号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，1号煤层的煤尘有爆炸性；根据贵州省煤田地质局实验室2008年8月提交的17号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，17号煤层的煤尘无爆炸性。矿井煤层的煤尘按有爆炸性设计。3.5.2防尘措施⑴各转载点均应设置喷雾系统，转载时实施自动控制喷雾。⑵应设专人负责管理喷雾除尘设施。⑶及时对井下的采面及其进回风巷、掘进工作面、运输斜巷、主斜井、等巷道进行清洗。冲洗巷道由顶棚、两帮、巷道底部顺次进行，两帮冲洗还包括背板等处落尘在内，耗水量按巷道表面积2L/m2计算。⑷在主斜井、运输斜巷、17运输斜巷、采掘巷道每50m设置一个规格为DN50消防与防尘洒水栓，以便接管冲洗巷道。⑸在距掘进工作面迎头20～30m处设置移动式水幕1道，开口处设置固定式水幕1道；在采煤工作面运输巷及回风巷上、下口距工作面20～30m处各设置移动水幕1道，开口处各设置固定式水幕1道；在主斜井、副斜井、回风斜井内开口往下50m处各设置固定式水幕1道，溜煤眼上下口回风侧各设置固定式水幕1道。3.6矿井水害防治3.6.1水患类型及威胁程度该矿水文地质条件中等，矿井水害类型主要有地表水、老窑及采空区积水、断层水。井田小煤窑在各煤层出露线一带零星分布，以开采浅部煤层为主，但现大多以封闭，其水文特征不详，对本矿井充水具潜在危险性。矿井在以后的生产过程中应加强探放水工作，并留有足够的边界煤柱。3.6.2矿井水害防治措施⑴必须密切观察矿井内的淋水、涌水情况，必须坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，同时必须坚持“有疑必停”的原则。⑵矿井必须定期收集、调查和核对相邻矿井机废弃老窑积水情况，掌握本矿采空区范围和积水情况。将矿界以外至少100m范围内临近矿井的井田位置、开采范围、积水情况标绘在井上下对照图上。⑶建立地下水动态观测系统，进行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“探、防、堵、截、排”综合防治措施。⑷井巷在掘进过程中必须先探后掘，掌握前方水文情况，若发现有水患时，应及时采取措施，待确认安全后才向前掘进，并将出水点位置标于井上下对照图及采掘工程图上。井巷揭露的主要出水点或地段，必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含砂量综合观测和分析，防止滞后突水。⑸采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突出预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。⑹井下和地面排水设施保证完好，所设沉淀池、水沟要及时进行清理，每年雨季前必须清理一次。每年雨季前对矿井防治水工作进行一次全面检查，成立防洪抢险队伍，并储备足够的防洪抢险物资。⑺对于巷道破碎和淋水段特别加强支护，并采取导水等措施以免淋水直接淋至电缆上腐蚀电缆，巷道排水沟按规定设置并及时清理，巷道要保证排水坡度，对于巷道局部地段低洼集水段要设潜水泵或泥浆泵及时排水。⑻以后掘进的开拓、准备巷道应根据井下地层情况选择稳定、淋水小的岩层，尽量避免穿过断层等构造带。⑼首采工作面和掘进工作面位于老窑破坏区下方，因此，在工作面掘进时需采取“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水措施，防止突发透水事故。⑽应当观测“三带”发育高度，当导水裂隙带范围内的含水层或老空区积水影响安全开采时，必须超前探放水并建立疏排水系统。⑾严禁在各种防隔水煤柱中采掘。3.7矿山救护该矿井距普安县矿山救护队位置约13km，救护队到矿的行车时间不超过30min。麒麟煤矿除与普安县矿山救护大队签定救护协议外，还必须组建辅助矿山救护小队，以满足煤矿的救灾要求。矿山救护小队最低限度技术装备表序号装备名称要求单位数量备注1自救器ZY－45台14每人1台，备用10%2自动苏生器MSZ-30台23干粉灭火器只204风障4m×4m块15风障6m×6m块16呼吸器校正仪AJH-3台27一氧化碳检定器AT2台28低浓度瓦斯检定器GWJ-1A台20～10％，2台9高浓度瓦斯检定器GWJ-2台20～100％，2台10防爆工具套1锤.钎.锹.镐等11两用锹把212氧气充填泵CT-250台113氧气瓶40L个514氧气瓶2L个1015大绳根116担架付117保温毯棉织条218绝缘手套双119氧气检定器GA-2X台120温度计支221采气样工具套122引路线m100023铜顶斧把224矿工斧把225刀锯把226起钉器把227手表块1队长每人一块28电工工具套129氢氧化钙吨0.530自救器气密检查仪ZJ-2型台131呼吸器干燥装置ZGI型台132自动苏生器专用校验仪ZSI型台133氧气呼吸器4h台12每人1台，口具鼻夹式，包括防烟眼镜34战斗服套12每人一套35胶靴或胶双12每人一双3.8矿井“六大系统”设计3.8.1人员定位系统矿井应建立下井人员考勤定位系统，设计选择KJ251A或具有相同功能的其它人员考勤定位系统。3.8.2监测监控系统该矿煤层按自燃设计，选用JSG－8型井下束管火灾监测系统，束管火灾监测系统必须KJ90NA与监控系统联网。JSG－8型井下束管火灾监测系统已取得MA标志。JSG－8型井下束管火灾监测系统由地面中心站、井下分站、采样分析柜、控制箱、抽气泵、8路采样管等组成。该系统可对井下8个监测地点（另有2路备用）取气进行分析，对CH4、CO、O2进行实时监测。监测数据通过通讯电缆由井下传输到地面微机，信号传输最大距离不小于10Km。3.8.3压风自救系统设计利用现有的2台LG－16/8G型螺杆式空压机，1台工作，1台备用。LG－16/8G型螺杆式空压机参数额定排气量16m3/min,额定排气压力0.8Mpa，电机功率90kW。供风量大于井下耗气设备同时使用时的要求，也大于压风自救所需风量，所以所选设备满足使用要求。井下副斜井、轨道斜巷压风管选用Ф108×4mm的钢管，其他地点的压风管选用Ф57×3.5mm的钢管。压风自救器：选用ZY—J型自救器，每个自救器耗气量按规定应在100～150L/min范围内。3.8.4供水施救系统与地面生活、生产、消防用水来自同一水源。根据《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》及附件精神要求，矿井在井底布置1个永久避难硐室，在1112回风巷、运输绕道各设置1个临时避难硐室。设计额定避险人数为60人，供水量按1.5L/人.天，则永久避难硐室所需水量81L.天，临时避难硐室所需水量16.5L.天。水压由+1665m标高500m3地面生产、生活水池保证。供水施救系统最高用水点标高为＋1540m，防尘水池标高为＋1665m，高差为125m。3.8.5通讯联络系统在矿调度室安装与本地通信网络相通的直拨电话。在10kV变电所设一部接入市话网的专用电话，与上级供电部门通信。设计选用DDK－3A型矿用型调度交换机。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设置成直通用户。工业场地通信线网与动照线网同方式敷设，敷设高度距地5m至5.5m。由主斜井、副斜井各铺设1根通信电缆，在井下用联络电缆将两根电缆相连接构成迂回通道，当任一条电缆出现故障时，可迅速转接保证井下主要电话用户的通信。井下话机选用与DDK－3A调度总机相配套的HAK－1型本安自动按键话机。在地面变电所、井底车场、避难硐室和采掘工作面等地点应安装电话。地面通风机房、地面瓦斯泵房、地面变电所、井下变电所的电话应能与矿调度室直接联系。3.8.6紧急避险系统该矿设计的永久避难硐室沿岩层布置。采用半圆拱断面、锚喷支护，硐室净断面积5.6m2。第四章矿井主要设备选型4.1运输提升设备矿井设计生产能力15万吨/年，年工作日330d，四班制工作，三采一准。4.1.1主斜井胶带运输机⑴选型依据①输送物料：被输送散状物料的堆积密度ρ=0.9t/m3，输送距离L=289m（主斜井279m，主斜井至地面储煤场10m），输送高度H=91.2m（主斜井内高度为88.1m，主斜井至地面储煤场高度3.1m），倾角α＝18°，速度V＝1.6m/s，运输能力100t/h；②工作制度：年工作日为330d，每天三班运输；③运输量：303吨/班；④每天运输时间：16h。2、带宽计算公式：1）带宽B===0.476m考虑到块状煤矸取B=800mm；式中：B——胶带宽度，m；K——断面系数，K值与物料的动堆积角ρ及带宽B有关，取ρ=20°，B=800mm，则K=360；γ—煤的松散密度（t/m3），取0.9t/m3C—输送机倾角系数，带式输送机倾角18°，查表0.85ξ—输送机速度系数，带式输送机带速为1.6m/s，查表取1.0⑵带宽验算对于未过筛的松散物料（如原煤）=2×300+200=800（mm）式中：αmax—物料最大块度的横向尺寸，mm，查表取300mm。3、传动滚筒圆周驱动力Fu=CfLg[qRO+qRU+(2qB+qG)]+qGHg+FS1+FS2式中：C－附加阻力影响系数，查表取1.34，f－模拟摩擦系数，查表取0.025，g－重力加速度，g=9.81m/s2，qRO－每米上托滚旋转部分质量，查表取11.7kg/m，qRU－每米下托滚旋转部分质量，查表取4.0kg/m，qB－输送带的质量，选PVG680S18002＋1型整芯阻燃输送带，10.4kg/m，qG－输送物的质量，100÷（3.6×1.6）＝17.36kg/m，H－输送机卸料段与装料段之间的高差，91.2m；Fs1特种主要主要阻力,形系数k1取0.40,取托辊与输送带间摩擦系数k2取0.35;Fs1=k1k2L(qB+qG)gcos18°sin2°=0.4×0.35×289×(10.4+17.36)×9.81×0.9511×0.0349=366NFs2特种附加阻力取2000N,计算得:Fu＝1.34×0.025×289×9.81×(11.7＋4.0＋10.4×2＋17.36）＋17.36×91.2×9.81+366+2000＝23013N4、电动机功率P＝KduV/1000η＝1.15×23013×1.6÷0.75÷1000＝56.46kW，取110kW；式中：K－备用系数，取1.15；η－传动效率，取0.75；5、输送带张力计算①计算最小张力：A：按传动条件：传动滚筒滚筒包胶滚筒，取动载荷系数ka=1.2,输送带在传动滚筒松边的最小张力Smin≥CFmax式中：C—传动系数，取传动滚筒围包角210°，查表取C＝0.667Fmax—传动滚筒传递的最大圆周力，Fmax＝KaFu＝1.2×23013＝27616计算得：Slmin≥0.667×27616＝18420NB：按垂度条件：承载分支，托辊间距取a0=1.2m、两托辊间胶带垂度Cd=0.01时Smin≥a0(qB+qG)g/8Cd＝1.2×(10.4＋17.36)×9.81÷（8×0.01）＝4085N回程分支，托辊间距取au=3m时Smin≥auqBg/8Cd＝3×10.4×9.81÷（8×0.01）＝3826N所以按垂直条件Smin≥4085NC：由回空分支区段上各项阻力总和计算：F3≈fLg(qRU＋qB)Cosα－hgqB＝0.025×289×9.81×（4.0＋10.4）×0.9511－91.2×9.81×10.4＝－8334NSmin＝4085＋8334＝12419N比较上述计算结果，最小张力取Smin=18420N②最大张力确定Smax＝23013+18420=41433N6、输送带强度校核PVG680S18002＋1型整芯阻燃输送带纵向拉伸强度大于680N/mm。m=680×680÷41433＝11.1根据以上计算，主斜井利用现有的1台DTL80/20/110型固定式胶带输送机。4.1.2运输石门胶带运输机⑴选型依据①输送物料：被输送散状物料的堆积密度ρ=0.9t/m3，输送距离L=235m，输送高度H=0m，倾角α＝0°，速度V＝1.6m/s，运输能力100t/h；②工作制度：年工作日为330d，每天三班运输；③运输量：303吨/班；④每天运输时间：16h。⑵带宽计算公式：1）带宽B===0.439m考虑到块状煤矸取B=800mm；式中：B——胶带宽度，m；K——断面系数，K值与物料的动堆积角ρ及带宽B有关，取ρ=20°，B=800mm，则K=360；γ—煤的松散密度（t/m3），取0.9t/m3C—输送机倾角系数，带式输送机倾角0°，查表1.0ξ—输送机速度系数，带式输送机带速为1.6m/s，查表取1.03、传动滚筒圆周驱动力Fu=CfLg[qRO+qRU+(2qB+qG)]+qGHg+FS1+FS2式中：C－附加阻力影响系数，查表取1.38，f－模拟摩擦系数，查表取0.025，g－重力加速度，g=9.81m/s2，qRO－每米上托滚旋转部分质量，查表取11.7kg/m，qRU－每米下托滚旋转部分质量，查表取4.0kg/m，qB－输送带的质量，选PVG680S18002＋1型整芯阻燃输送带，10.4kg/m，qG－输送物的质量，100÷（3.6×1.6）＝17.36kg/m，H－输送机卸料段与装料段之间的高差，0m；Fs1特种主要主要阻力,形系数k1取0.40,取托辊与输送带间摩擦系数k2取0.35;Fs1=k1k2L(qB+qG)gcos0°sin2°=0.4×0.35×265×(10.4+17.36)×9.81×1.0×0.0349=353NFs2特种附加阻力取2000N,计算得:Fu＝1.38×0.025×265×9.81×(11.7＋4.0＋10.4×2＋17.36）＋17.36×0×9.81+353+2000＝7184N4、电动机功率P＝KduV/1000η＝1.15×7184×1.6÷0.75÷1000＝17.62kW，取22kW；式中：K－备用系数，取1.15；η－传动效率，取0.75；5、输送带张力计算①计算最小张力：A：按传动条件：传动滚筒滚筒包胶滚筒，取动载荷系数ka=1.2,输送带在传动滚筒松边的最小张力Smin≥CFmax式中：C—传动系数，取传动滚筒围包角210°，查表取C＝0.667Fmax—传动滚筒传递的最大圆周力，Fmax＝KaFu＝1.2×7184＝8621计算得：Slmin≥0.667×8621＝5750NB：按垂度条件：承载分支，托辊间距取a0=1.2m、两托辊间胶带垂度Cd=0.01时Smin≥a0(qB+qG)g/8Cd＝1.2×(10.4＋17.36)×9.81÷（8×0.01）＝4085N回程分支，托辊间距取au=3m时Smin≥auqBg/8Cd＝3×10.4×9.81÷（8×0.01）＝3826N所以按垂直条件Smin≥4085NC：由回空分支区段上各项阻力总和计算：F3≈fLg(qRU＋qB)Cosα－hgqB＝0.025×265×9.81×（4.0＋10.4）×1.0－0×9.81×10.4＝936NSmin＝4085＋936＝5021N比较上述计算结果，最小张力取Smin=5750N②最大张力确定Smax＝7184+5750=12934N6、输送带强度校核PVG680S18002＋1型整芯阻燃输送带纵向拉伸强度大于680N/mm。m=680×680÷12934＝35.710、选型计算结果根据以上计算，运输石门选用1台DTL80/20/22型胶带输送机。4.1.3运输上山胶带运输机⑴选型依据①输送物料：被输送散状物料的堆积密度ρ=0.9t/m3，输送距离L=540m，输送高度H=122.8m，最大倾角α＝15°，速度V＝1.6m/s，运输能力100t/h；②工作制度：年工作日为330d，每天三班运输；③运输量：303吨/班；④每天运输时间：16h。⑵带宽计算公式：1）带宽B===0.476m考虑到块状煤矸取B=800mm；式中：B——胶带宽度，m；K——断面系数，K值与物料的动堆积角ρ及带宽B有关，取ρ=20°，B=800mm，则K=360；γ—煤的松散密度（t/m3），取0.9t/m3C—输送机倾角系数，带式输送机倾角15°，查表0.85ξ—输送机速度系数，带式输送机带速为1.6m/s，查表取1.0⑶传动滚筒圆周驱动力Fu=CfLg[qRO+qRU+(2qB+qG)]+qGHg+FS1+FS2式中：C－附加阻力影响系数，查表取1.21，f－模拟摩擦系数，查表取0.025，g－重力加速度，g=9.81m/s2，qRO－每米上托滚旋转部分质量，查表取11.7kg/m，qRU－每米下托滚旋转部分质量，查表取4.