某煤矿采区设计说明书

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1、X煤矿采区设计说明书目录、卜、.刖百第一章矿井概况第一节概况第二节矿井现状第二章矿井地质第一节地层第二节地质构造第三节煤层、煤质第四节开采技术条件第三章采区生产能力及服务年限第一节水平及采区划分第二节采区储量第三节生产能力及服务年限第四章采区布置第一节采区巷道布置第二节巷道掘进第三节采煤方法第五章通风与安全第一节概况第二节通风第三节通风设施及防止漏风、降低风阻措施第六章主要设备第一节提升设备第二节排水设备第三节通风设备第四节压风设备第七章采区供电第一节供电方式第二节电力负荷第三节采区供电第四节井下通讯第八章安全监测监控系统第九章安全技术措施第一节瓦斯灾害防治措施第二节综合防尘措施第三节消防火措

2、施第四节水害防治措施第五节顶板事故防治措施第六节运输事故防治措施第七节提升事故防治措施第八节电气事故防治措施第九节井下安全监控系统及自救器配备第十节矿山救护第十章技术经济第一节建井工期第二节劳动定员及劳动生产率第三节建设投资估算第四节采区设计主要技术经济指标附录1、设计委托书;2、采矿许可证;3、煤炭生产许可证;4、云南省煤矿生产能力复核证书;5、安全生产许可证;6、云南省煤矿矿井瓦斯等级鉴定证书7、煤层自燃倾向性鉴定报告;8、煤尘爆炸危险性鉴定报告。附图序号图名图号比例备注1井上、下对照平面图1:2000新制2采区巷道布置平面图1:2000新制3采区巷道布置A-A剖面图1:2000新制4 采

3、区机械配备平面图1:2000新制5 采煤方法图示意新制6 通风系统示意图（投产时）示意新制7 采区供电系统图示意新制8 采区通讯系统图示意新制9 安全监测监控传感器布置平面图1:2000新制10压风系统管路布置平面图1:2000新制11消防、防尘洒水系统布置平面图1:2000新制12避灾线路示意图示意新制前言矿井位于XXXXXXX该矿于2004年建矿，2006年正式投产，2007年核定生产能力9.0万t/a,实际生产能力为3.0万t/a。矿井东西平均长约1.50km,南北平均宽约0.65km,矿区面积0.9765km2,许可开采标高+940+680m,许可开采C3煤层。根据X县煤炭资源整合方案

4、，本矿井为证照齐全的合法独立保留矿井，为保证矿井正常生产，根据XX的要求，为进一步提高全市煤矿生产技术管理水平，确保矿井安全生产，现委托我单位编制采区设计。我单位接受委托后，组织项目组开展现场调查工作，收集地质及生产技术资料，考察安全生产条件等，经综合分析研究，编制本设计。一、设计编制依据1、设计委托书;2、采矿许可证、煤炭生产许可证、煤矿生产能力复核证书、安全生产许可证;3、矿井瓦斯等级鉴定证书;4、煤层自然发火倾向性、煤尘爆炸危险性鉴定报告;5、采区地质说明书;7、X县煤炭工业管理局关于做好煤矿矿井采区设计工作的通知；8、 煤矿安全规程;9、 煤炭工业小型矿井设计规范(GB50399-20

5、06);10、 国家安全生产监督管理总局等7部局文件安监总煤调(2007)95号关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见;13、设计单位现场调查、实测、收集的资料。二、设计的指导思想及技术原则1、充分利用现有井巷工程及设备、设施，优化矿井生产系统，提高矿井建设的综合经济效益。2、认真贯彻执行国家相关法规、规程、规范及政策，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的先进技术、工艺、设备，力求布局合理，系统完善，环节畅通，实现矿井正规、安全、稳定生产。3、 按照小型煤矿安全生产的基本条件要求，配备安全设施、设备。坚持“三同时”原则，尽力提高矿井的抗灾

6、能力，注重环境保护。4、为减少岩石巷道，设计采用以煤巷布置系统为主。三、设计要点1、采区巷道布置设计采区运输大巷、轨道上山、回风上山、总回风平巷均布置在C3煤层中。采区上部车场采用平车场，中部车场为甩车场，下部车场采用高低道车场。2、采煤方法根据煤层赋存条件及开采技术条件，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采工艺，单体液压支柱配绞接顶梁支护顶板、全部垮落法处理采空区。3、采区提升、运输工作面的运输机巷用一台刮板运输机通过联络巷与轨道平巷的矿车人力运输至甩车场，通过矿用防爆提升绞车下放至下车场，人力运输至地面。4、通风矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。回采工作面为“U”型通风;掘进工作面

7、采用局部通风机配抗静电阻燃胶质风筒进行压入式通风。5、采区排水矿井为平硐开拓，上山开采，工作面的涌水通过轨道运输巷，轨道上山，东运输大巷的巷道水沟自流排放至地面。6、采区供电根据采区电力负荷统计，采用660V电源下井供井下提升及采掘设备用电，其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。7、安全监控利用矿井现有KJ73N型监控系统及地面设施，按煤矿安全规程及煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007羽有关规定安装增加补充各类传感器，一旦出现瓦斯超限，自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源，保障矿井生产安全。矿井消防、防尘、压风管路及通讯系统等按换

8、行煤矿安全规程及有关文件规定装备。四、主要技术经济指标1、设计采区生产能力：9.0万t/a。2、设计采区服务年限：3.1年。3、设计采区数及工作面数：1个采区、1个回采工作面、2个掘进工作面。4、采区移交生产时井巷工程量共计3366m,掘进体积22434m3（其中利用井巷225m）。5、直接工效：2.1t/工。6、采区劳动定员：185人。7、采区固定资产静态投资：482.2万元其中：井巷工程：366.41万元设备及工具器购置费：56.08万元安装工程：4.74万元工程建设其他费用：54.97万元8、采区施工工期：13.0个月。五、问题与建议1、本次设计所依据的地质资料为资源储量核实报告，地质勘

9、查程度较低。报告中缺乏断层、矿井水文、瓦斯等资料，因此造成本次设计部分内容设计深度受到限制，仅为方案设计。2、建议加强地质工作和水文地质工作，探明矿区范围内的老窑分布及积水情况和断层情况，采取措施，防止老窑水、采空区积水和断层水等对矿井开采的危害。3、建议加强瓦斯工作，对低瓦斯矿井中的高瓦斯区域，按高瓦斯矿井进行管理。第一章矿井概况第一节概况一、位置及交通矿井位于XX矿区中心地理坐标为，东经：XXX北纬：XXX矿区有2.5km简易矿山公路与主干线公路相接。二、地形地貌三、地表水系四、气象及地震1、气象区内气候属温和潮湿型，秋下天气晴朗，冬春雨雾绵绵。根据气象站资料，区内历年平均气温17.8,最

10、冷为1月份，最低气温-2.46，最热为7月份，最高气温可达34.3。年平均日照时间为965.7h，较同纬度地区偏少。年平均无霜期328天，历年平均降雨量为1226.2mm,蒸发度为1117.1mm。68月为主要降雨季节，雨量集中，占全年降雨量的78.3%，9月到次年5月为旱季。2、地震据中国地震烈度区划图，本区地震烈度属7度区，属地震活动强烈区。据国家质量技术监督局2001年2月2日颁发的1:400万中国地震动峰值加速度区划图及建筑抗震设计规范(GB50011-2001)附录A所列我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组：X县抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10

11、g,所属的设计地震分组为第一组。五、矿区经济区内居民以汉族为主，杂居少数苗族。当地居民以农业生产为主，农作物以玉米、水稻、小麦、洋芋为主，主要经济作物是茶叶、烤烟、油桐、天麻、竹笋、水果。区内工业不发达，仅有少量煤矿企业，且其生产规模均较小。原煤除少量供X县工、农业及生活用煤外，大部份销往四川、重庆等地。区内农用电网已改造完成，电信通讯方便。第二节矿井现状一、矿井开拓矿井采用平硐开拓，中央分列式通风方式，机械抽出式通风方法。矿区范围内现共有2个井筒，即主平硐与风井。主平碉位于矿井中部，井口坐标：X=,Y=,Z=m,%=0风井位于矿井上部边界，井口坐标：X=,Y=Z=m,%=：二、水平划分、采区

12、划分与标高矿井许可开采标高+940+680m,垂高260m;矿井东西走向长约1.50km,南北宽约0.65km;煤层平均倾角24。矿井未进行水平划分及采区划分。三、矿井生产能力该矿于2004年建矿，2006年正式投产，2007年核定生产能力9.0万t/a。而实际矿井现有生产能力仅为3.0万t/a左右。矿井现仅有1个残采区生产（11区），1个回采工作面，2个掘进工作面。回采工作面布置极不正规，采用爆破落煤，木支护控制顶板，全部垮落法处理采空区。四、主要生产系统现生产残采区运输平巷、回风联络巷均布置在煤层中。运输平巷采用梯形断面，金属棚支护，净断面3.80m2;回风联络巷采用梯形断面，金属棚支护，

13、净断面为2.52m2矿井采用中央分列式通风方式，风井安设两台FBCZ-4NH1A型主要通风机，回采工作面为“U形通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。主平硐、运输平巷均采用人力推车运输;工作面煤炭采用钢溜槽自溜。矿井为平硐开拓，上山开采，无排水设备。矿井现为双电源供电，下井电源采用660V低压下井。低压下井直达各用电作业点。矿井安设有KJ73N型监测监控系统。第二章矿井地质第一节地层一、矿井出露地层区内出露地层由老至新分别为：二叠系下统茅口组（P2m）、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2（3、）宣威组（P2x三叠系下统卡以头组（T1kK口飞仙关组（T1f）及第四系（Q）,其中宣威组为含煤地层。

14、二、煤系地层矿区含煤地层为二叠系上统宣威组（P2x）,属陆相含煤沉积，根据岩性及含煤特征，可划分为三段：1、下段岩性为灰色粘土夹深灰色中厚层状砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩，含0.5m1.6m厚的菱铁矿层，含大量植物化石碎片及菱铁矿结核，底部见厚约27m的灰白色铝土质泥岩，顶部为灰色粘土岩、间夹煤线及薄煤层。该段厚30100m,平均70m。2、中段该段厚3050m,岩性为深灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩，夹有煤线及薄煤层4层。3、上段该段厚3042.5m,属陆相含煤沉积，岩性为灰色中厚状细砂岩、粉砂岩，夹煤层6层，主要可采煤层为C3煤层，C1、C2、C4CSC6均为不可采煤层。第二节地质构造

15、矿区位于兴隆场向斜南东翼。矿区地层总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾向345355,倾角2035。根据勘查规范DZ-T0215-2002构造复杂程度标准，本矿井构造复杂程度为简单类型。本次设计区域内无褶皱，无断层。第三节煤层、煤质一、煤层宣威组含煤14层，自上而下编号为C1、C2、C3、C4C5、C6C14其中仅上段的C3煤层全区可采。现将C3煤层特征简述如下：C3煤层（俗称高炭）：位于宣威组中上部，层位稳定，煤层厚度本区为1.2m1.6m,本次设计区域平均厚度为1.4m,煤层结构单一。煤层直接顶为砂质泥岩和灰色厚层状粉砂岩，直接底为粘土岩和中厚层状细砂岩，属较稳定煤层。（见煤层特征表）。二

16、、煤质1、煤的物理性质及煤岩特征上部为暗淡型煤，中部为半暗型煤，下部为亮煤，以块状结构为主。中、上部颜色为灰黑浅灰色，性脆，光泽较强。上部煤岩成份以镜煤为主，镜煤呈细条带至线理产出，贝壳状断口；中部以暗煤成份为主，丝炭呈不规则状断续产出，光泽暗淡；下部煤岩成份以暗煤和亮煤为主，呈条带状及透镜状结构。煤层平均体重1.50t/m3。2、煤的化学性质和工艺性能C3煤层化验指标为：水份（Mad）3.01%，灰份（Ad）26.6%，挥发份（Vdaf）10.36%,固定炭（Fd）60.30%发热量（Qb.ad）23.979MJ/kg,全硫（St,d）0.34%，磷（Pd）0.005%。C3煤层为低水份、中

17、灰、特低挥发份、低硫、低磷、中热值煤；煤类为无烟煤三号，工业牌号WY03,可作工业和民用用煤。第四节开采技术条件一、瓦斯根据XXXXXXT定结果：最大相又t瓦斯涌出量为5.160m3/t,最大绝对瓦斯涌出量为0.436m3/min；最大相对二氧化碳涌出量为8.230m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为0.695m3/min。根据煤矿安全规程第133条，本矿井为低瓦斯矿井。二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性2007年8月委托XXX煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸危险性鉴定及煤层自燃倾向性等级鉴定，鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级属田类，为不易自燃。三、地温根据邻

18、近区域调查情况及矿井生产揭示，现开采区域属地温正常区，无热害危及矿井安全生产。四、工程地质条件该矿开采煤层赋存于二叠系上统宣威组中上部，C3煤层直接顶为砂质泥岩和灰色厚层状粉砂岩，直接底为粘土岩和中厚层状细砂岩。综上所述：矿井工程地质条件属简单类型。五、矿区水文地质条件矿区属x表流一一x河水系，山势陡峻，沟谷发育。地形坡度在2035间，有利于地表水与大气降水的排泄，不利于向下渗透补给，与地下水的水力联系弱。区内无地表水体和常年性河流，仅有小股季节性支沟，大气降水沿支沟流出矿区，汇入矿区以北的X河。矿井充水因素为大气降水，通过裂隙渗入井下，小窑积水也是矿井充水的主要因素。随采空区面积增大，充水量

19、亦会增加，特别是小窑采空区积水，必须采取“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的有效措施进行防范，不要误穿采空区积水区造成突水事故。1 、地层含（隔）水性二叠系下统茅口组（P1m）为灰色灰黑色块状灰岩夹燧石条带，厚达300m以上，分布于矿区南部，在地表裂隙、溶洞与陷落漏斗等卡斯特地貌发育地段，极易受大气降水补给，补给条件充分，在深部形成较为丰富的含水层，但岩溶地下水位远低于最低开采标高，对煤层开采影响不大。二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2B）为灰色、浅灰色凝灰岩、致密块状玄武岩，含稀疏团块、星点状黄铁矿，厚约150200m,是良好的隔水层，对下部的茅口组强岩溶含水层进行阻隔。二叠系上统宣威组

20、（P2x）为泥岩弱含水隔水层，厚约122m。虽然砂岩、粉砂岩中裂隙、孔隙含水，出露于斜坡地带，接受大气降水补给，但砂岩的厚度仅为23m,并有泥岩、粘土岩阻隔，故矿区仅形成封闭独立水含水体。宣威组为飞仙关组鲕粒灰岩与茅口组灰岩之间的良好的隔水层三叠系下统卡以头组（T1k）分布在矿区北部，为岩溶及裂隙含水，水量丰富，属强含水层，但远离矿山开采煤层，对煤层开采无影响。三叠系下统飞仙关组（T1f）灰色中厚层状鲕粒灰岩，局部具岩溶空洞及裂隙，砂岩、粉砂岩裂隙较发育，为裂隙、溶水含水层，但该层多位于山脊附近，常形成陡坡，不利于大气降水向本层渗透，故在深部的含水量不大。2、老窑水和生产矿井水文地质情况及其对

21、矿床充水的影响(1)老窑水对矿床的充水影响矿区沿煤系地层的煤层露头附近，有较悠久的采煤历史，大部分属无规划的小业主、村民开采，开采技术落后，老窑的规模及延伸较小，巷道长度及延伸一般小于100m，主要为平硐开拓，自然排水，但部分老窑的暗斜井仍存着一定的积水，数量数十方至数百方不等。若揭穿老窑，可形成老窑突水，并有部分老窑与地表水产生水力联系。因此，老窑积水对矿床充水有较大的影响。(2)生产矿井对矿床充水的影响矿井主要开采C3煤层，采用平硐开拓上山开采，自流排水。充水来源为顶板含水层的滴水、淋水，采空冒落裂隙沟通地表，大气降水和季节性小溪渗入，对矿井产生充水。3、矿区水文地质条件及类型矿区地形切割

22、强烈，相对高差较大，地表水及地下水主要接受大气降水补给，但多以地表径流的方式迅速排泄，地表水和地下水水力联系较弱，存水条件差。开采煤层位于当地侵蚀基准面以上，地质构造简单，主要含水层为二叠系上统宣威组中砂岩、粉砂岩中裂隙、孔隙含水，其富水性弱。因此，矿井水文地质条件属以裂隙弱含水层充水为主的简单型。煤层底板为隔水性较好的泥岩，顶板为粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩，地层含水性弱，现矿井正常涌水量9.6m3/h，最大涌水量17.8m3/h第三章采区生产能力及服务年限第一节水平及采区划分一、水平划分及采区划分因矿井生产至今，没有明确的、合理的进行水平划分及采区划分，在生产部署、采掘接替、能力持续稳定及矿井

23、发展的过程中难以进行有效的指导、规划、部署、安排和落实，矿井安全生产带有盲目性、短期性、临时性和突击性，造成采掘接替严重失调，安全生产得不到保证，生产能力难以提高，矿井效益长期低下，并严重制约矿井的发展。为此，需对矿井水平及采区进行合理的划分。1、水平划分根据矿井许可开采标高+940+680m,垂高260m,煤层平均倾角24。全矿井设计二个水平，即主平碉水平（+820m水平）和+680m水平。主平碉水平开采标高+940+820m,垂高120m;+680m水平开米标图+820+680m,垂图140mo2、采区划分矿井东西走向长约1.50km,南北宽约0.65km。主平硐水平即820m水平划分为两

24、个采区,即以主平硐为界划分为11采区、12采区两个采区进行开采。其中11采区为现生产区，也为残采区，剩余储量仅为3.8万t。680m水平划分为两个采区,同样以主平硐为界划分为21采区、22采区两个采区进行开采。3、采区接替水平接替为：主平碉水平+680m水平。采区接替为：11采区-12采区-21采区-22采区。二、设计采区现生产换行区为11区，也为残采区，剩余储量仅为3.8万t。故选主平硐水平12采区作为11残采区的新接替采区进行采区设计。1、采区地形地貌设计采区内地势东高西低，地表最大标高为1200m，最大埋深为280m,为中高山地形地貌，设计采区内无主下采煤”。2、采区位置本次设计采区位于

25、矿井一水平东部，主平碉以东+820m+940m标高间的C3煤层。3、采区范围本次设计采区开采标高+820m+940m,垂高120m,采区走向长约882m,倾斜宽约312m,面积约27.5万m2。三、设计采区区段划分根据设计采区12采区开采范围，沿倾斜方向共划分为三个区段，每个区段斜长约90m,每个区段两翼各布置一个后退式工作面，工作面斜长约80m。首采工作面为1231工作面。第二节采区储量1 、采区地质储量根据框算，本次设计采区内C3煤层保有资源量50.6万t(122b)。2 、采区工业资源/储量由于设计区域资源类别均为122b，则采区工业资源/储量与采区地质储量相同，为50.6万t。3 、采

26、区设计资源/储量矿井边界煤柱按25m留设，经计算煤柱量为2.2万t；采空区防水煤柱按20m留设，经计算煤柱量为5.4万t。采区工业储量扣除矿井永久煤柱后，得到采区设计资源/储量为43.0万t。4、采区设计可采储量设计采区运输大巷，即矿井东运输大巷需留设煤柱，按15m留设，经计算煤柱量为1.5万t;设计采区2条上山需留设煤柱，按单侧20m留设，经计算煤柱量为3.0万t。采区设计资源量扣除主要井巷煤柱后乘以采区回采率(按85%计算)，得到采区设计可采储量为38.6万t。第三节生产能力及服务年限一、工作制度矿井年工作日330d，“三、八”作业制度，“两采一准”循环作业方式。二、设计能力本次设计能力按

27、矿井核定生产能力设计，即9.0万t/a。三、服务年限根据矿井基础储量及资源类型、矿井地质构造复杂程度和开采方式等情况，采区储量备用系数取1.4，则采区设计服务年限为：T=式中：T采区设计服务年限，a；Zk采区设计可采储量，万t；A采区设计生产规模，万t/a；K储量备用系数，取1.4。采区服务年限T1=386(9X1.4)3.1a第四章采区布置第一节采区巷道布置一、开采顺序采区各区段开采顺序：自上而下、由东向西开采，首采工作面为1231工作面，即1231工作面-1232工作面-1233工作面-1234-1235T作面。区段内采用后退式开采。二、采区巷道布置设计采区的运输大巷、材料上山、回风上山、

28、总回风平巷均布置在煤层中。采区上车场采用平车场，中部车场为甩车场，下车场采用高低道车场。见采区巷道布置平面图、剖面图。三、回采工作面1、回采工作面巷道布置回采工作面巷道由工作面轨道平巷、运输机巷、联络巷、回风平巷及开切眼组成。工作面轨道平巷通过留设煤柱护巷作为下一区段的回风巷。2、首采工作面设计采区首采工作面布置在首采区段东翼（区段标高+900+935m）,工作面编号为1231。采煤工作面平均纯煤厚1.4m,平均倾角为24,工作面走向长393m,倾斜宽80m。3、工作面长度及推进度工作面长度是决定其产量和效率的重要因素，适当加大工作面长度可减少工作面的准备工程量，提高回采率。但工作面过长会导致

29、工作面推进度下降，降低正规循环率，不利于矿井高产、稳产、安全生产。根据矿井煤层条件，设计确定回采工作面长度80m。工作面年生产时间按330d、“三、八”制作业、“两采一准”循环作业方式，日循环进度2.0m、正规循环率0.80计算，则年推进度为528m。4、工作面生产能力工作面生产能力按下式计算：EAM=En-I-Ml-L-3tC10式中：EAM采煤工作面生产能力，万t/a;2n-回采工作面个数，1个；I工作面长度，首采工作面长80m；M纯煤厚度，C3煤层首采面煤厚1.4m。L-工作面走向年推进度，528m；-煤层容重，1.50t/m3;C工作面回采率，95%。2A采=1X80X1.4x528X

30、1.50X0.95/1000=8.43（万t/a）5、采区生产能力掘进煤按10计算，则矿井生产能力为：2A矿=8.43X179.3（7?t/a）经计算，一个回采工作面能满足矿井9.0万t/a的设计生产能力。四、采区生产系统1、煤炭运输工作面煤炭自溜至运输机巷、通过刮板输送机转载至联络巷装入矿车，由人力推运至采区中部车场，经轨道上山由绞车下放至采区下车场而进入东运输大巷。2、矸石运输掘进工作面矸石由人工推运至采区中（上）部车场，经采区轨道上山由绞车下放至采区下车场而进入东运输大巷。3、材料及设备运输材料、设备通过轨道上山提升绞车提升至采区中部车场，经人力推运至工作面下口。4、采区通风回采工作面：

31、新鲜风流从轨道上山、中部车场、工作面轨道平巷（运输机巷）进入工作面，污风经工作面回风平巷进入总回风平巷排出地面。掘进工作面：新鲜风流从轨道上山、中部车场通过局部通风机压入掘进工作面，污风经回风上山进入总回风平巷排出地面。5、主要硐室通风消防材料库位于新鲜风流中，未独立配风；采区绞车房采用独立配风。6、排水矿井采用平硐开拓，12采区为上山开采，无排水设备，矿井涌水通过水沟自流排放。7、压风矿井主平硐井口附近建有地面压风机房，井下主管管径为DN80，支管管径为DN40。8、消防及防尘风井井口附近，950m标高建有200m3高位水池，水源取自山泉水。井下防尘主管管径为DN50,支管管径为DN32。见

32、消防、防尘洒水系统布置平面图。见采区机械配备平面图。第二节巷道掘进一、巷道断面及支护形式主平硐、采区上、下车场、绞车房半圆拱断面，锚喷支护，锚喷采用砂浆锚杆，锚深1.8m,锚杆间、排距1.0m,喷浆厚度80mm;总回风斜井、消防材料库均采用等采用半圆拱断面，砌碹支护。东运输大巷、轨道上山、回风上山、区段轨道平巷、运输机巷、联络巷及区段回风平巷均采用梯形断面，矿用工字钢架棚支护；开切眼为矩形断面，外注式单体液压支柱支护。二、巷道掘进进度指标掘进指标：岩石平巷100m/月，岩石斜巷70m/月，半煤岩巷150m/月，煤巷200m/月。三、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备采用钻爆法掘进，岩巷采用光面

33、爆破，同时作业的掘进工作面为2个。煤岩巷采用风动凿岩机和煤电钻打眼，人工装载，矿车装运。四、生产时期采掘比例正常生产时期，1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比为1:2。五、移交生产时井巷工程量设计区域移交生产时，采区施工井巷长度总计3591m（新施工3366m,维护利用225m）,其中岩巷612m（新施工387m）,半煤岩巷（新施工）2892m,煤巷（新施工）87m,井巷工程量总计22434m3井巷工程量详见附表4-2-1。巷道断面图详见附图4-2-1、4-2-2、4-2-3、4-2-4第三节采煤方法一、采煤方法选择1、开采技术条件煤层呈单斜构造，煤层倾角2325,总体为由上向下（由浅至深）

34、逐渐变缓。设计采区煤层倾角平均为24（首采工作面倾角平均为24），无断层发育。采矿许可证许可开采C3煤层，赋存较稳定，属中厚煤层。本次设计开采C3煤层，煤层平均厚为1.4m。煤层顶底板以层状结构软岩岩组为主，其次为层状结构软硬相间岩组。C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级为田类，不易自燃。根据云南省煤炭工业局2008年12月的审定结果，矿井为低瓦斯矿井。矿区范围内无冲击地压，地温正常;矿区水文地质简单，正常涌水量9.6m3/h，最大涌水量17.8m3/h。2、采煤方法选择矿井可采煤层为缓倾斜中厚煤层，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采工艺。二、回采工艺生产能力为9.0万t/a,首采工作

35、面煤层平均厚度1.4m,煤层倾角24，设计采用炮采工艺。1、落煤：首采工作面纯煤厚度为1.4m,采用ZMS-12T型湿式煤电钻打眼，三花眼”布置，炮眼长度1.2m,炮眼间距1.2m1.6m,与煤壁夹角85，使用3号煤矿安全炸药，毫秒电雷管引爆。2、装煤：工作面煤炭自溜。3、运煤：运输顺槽采用刮板输送机转载。4、顶板控制及采空区处理：工作面平均采高1.4m,设计采用DW18-400/110型单体液压支柱配较接顶梁支护顶板，排距1.0m,柱距0.8m,五三”排控顶，最大控顶距5.3m,最小控顶距3.3m。采用全部垮落法处理采空区，放顶步距2.0m采煤工作面回采时，各工序按作业规程、操作规程、以及煤

36、矿安全规程相关规定执行。见采煤方法示意图。三、采区及工作面回采率按煤炭工业小型矿井设计规范规定，各煤层采区回采率取85%，各煤层工作面回采率均为95%。第五章通风与安全第一节概况一、瓦斯根据云南省煤炭工业局2008年12月的审定结果：最大相对瓦斯涌出量为5.160m3/t,最大绝对瓦斯涌出量为0.436m3/min;最大相对二氧化碳涌出量为8.230m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为0.695m3/min,根据煤矿安全规程第133条，本矿井为低瓦斯矿井。二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性2005年08月18日委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸危险性鉴定及煤层自燃倾向性等级鉴

37、定，鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级属田类，为不易自燃。三、地温及冲击地压井田范围内属于地温正常区，无冲击地压。第二节通风一、通风系统及通风方式根据矿井开拓布置，主平硐位于矿井中部，回风斜井位于矿井上部。主平硐为进风井，回风斜井为回风井。矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。回采工作面采用“U换行通风。新鲜风流由主平硐进入，经东运输大巷、采区下车场、轨道上山、中部车场、进入工作面轨道平巷（运输机巷）至工作面，污风经工作面回风平巷进入总回风平巷排出地面。详见通风系统示意图。二、掘进通风及硐室通风1、掘进通风掘进工作面选用FBDb5.0/11/2X5.型矿用防爆对旋轴流

38、局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式通风。2、硐室通风绞车房位于新鲜风流中，采用独立配风;井下消防材料库处于新鲜风流中，采用全风压并联通风。三、风量、风压及等积孔计算（一）风量1、总风量计算（1）按井下同时工作的最多人数所需风量计算Q=4Nk式中：N井下同时工作的最多人数，据计算为51人;4每人每分钟供风标准，m3/min;k通风系数，矿井采用分列式通风，k取1.20。Q=4X51x1.20=244.8(m3/min)=4.08m3/s(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算Q=ZQ采+Z2Q掘+Z2Q碉+Z2Q它)xk式中：Z2Q采、Z2Q掘、Z2Q碉、Z2Q它一一分别为采

39、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向上。采煤工作面需风量计算a、按二氧化碳涌出量计算矿井二氧化碳涌出量大于瓦斯涌出量，且二者比值超过1.5(按煤矿安全规程的规定，总回风巷瓦斯允许浓度为1%，而二氧化碳允许浓度为1.5%)，因此设计按二氧化碳涌出量进行计算。Q采=67Xq采xkc式中：q采一一回采工作面绝对二氧化碳涌出量0.57m3/min;kc一一采煤工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面可取1.42.0,设计取kc=2.0。则采煤工作面需风量为：Q采=67X0.57x2.0=76.4(m3/min)=1.3m3/sb、按炸药量计算

40、Q采=25Aj式中：Aj采煤工作面一次起爆最大炸药量：首采工作面纯煤厚度为1.4m,采用ZMS-12T型湿式煤电钻打眼，三花眼”布置，炮眼长度1.2m,炮眼间距1.2m。与煤壁夹角85,使用3号煤矿安全炸药，毫秒电雷管引爆，一次起爆工作面长度为12m,取Aj=6.75kg。Q采=25X6.75=168.75(m3/min)=2.81m3/sc、按工作面温度计算Q采=80XV采x采xKi式中：V采一一采煤工作面适宜风速，m/s,回采工作面进风流温度年均20左右，对应风速取1.0m3/s;S采一一采煤工作面的平均有效断面积，m2;平均断面积等于平均控顶距与采高的乘积，最大控顶距为5.3m,最小控顶

41、距3.3m,平均采高为1.4m,则工作面平均有效断面积为：Ki一一回采工作面长度系数，取0.9。工作面需风量分别为：Q采=60X1.0X6.02x0.9=325.0(m3/min)=5.42m3/sd、按工作面最多人数计算Q采=4Xnc式中：nc回采工作面同时工作的最多人数，设计nc=26人。Q采=4X26=104(m3/min)=1.7m3/se、按风速进行验算根据煤矿安全规程，按式：0.25式中：Q采一一根据以上计算取最大值，Q采=5.42m3/s;S采一一回采工作面有效断面，S采=6.02m2。经验算，Q采=5.42m3/s符合要求。风速验算满足要求。 掘进工作面需风量计算a、按二氧化碳

42、出量计算Q掘=67Xq掘xkd式中：q掘一一掘进工作面绝对二氧化碳涌出量0.13m3/min;kd一一掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面可取1.82.0,设计取kd=2.0。采区投产时布置2个掘进工作面同时作业，则：Q掘1=、掘2=67X0.13X2.0=17.4(m3/min)=0.3m3/sb、按工作面最多人数计算Q掘=4Xnj式中：nj掘进工作面同时工作白最多人数，设计nj=14人。Q掘1=、掘2=4X14=56(m3/min)=0.9m3/sc、按炸药量计算Q掘=25Aj式中：Aj掘进工作面一次起爆最大炸药量：采用楔形掏槽，掏梢眼长度2.3m,与煤壁夹角70,毫秒

43、电雷管引爆，取Aj=9.0kgQ掘1=、掘2=25X9=225(m3/min)=3.75m3/sd、按局部通风机实际吸入风量计算、掘二、和Ixkf式中：Qf掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进工作面选用FBDM5.0/11/2X55矿用防爆对旋轴流局部通风机，其吸入风量取3.0m3/s;I掘进面同时运转的局部通风机台数，设计每个掘进面使用1台局部通风机，I=1台;kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3。Q掘1=、掘2=3.0xixi.3=3.9(m3/s)e、按风速进行验算根据煤矿安全规程，按式：0.25式中：Q掘一一根据以上计算取最大值，Q掘=3.9m3/s;S掘掘进工作面有效断

44、面，S掘为4.59m2。经验算，Q掘1=、掘2=3.9m3/s符合要求。f、掘进工作面贯通期间需配备的备用风量Q掘备按一个掘进工作面的需风量配备，则Q掘备=3.9m3/s则掘进工作面需风量总和为：Z2Q掘=、掘1+Q掘2+Q掘备=11.7m3/s。 硐室需风量采区材料上山绞车房设计为独立配风，其需风量Q它取1.0m3/s，则Z2Q碉=1.0m3/s。 其它需风量设计采区有回风上山需独立配风，其回风上山需风量取1.0m3/s，则Z2Q它=1m3/s。 采区需风量Q2=(!2Q采+Z2Q掘+Z2Q碉+Z2Q它)xK二(5.42+11.7+1.0+1.0)X1.20=22.9(m3/s)(3)采区需

45、风量确定(即矿井需风量)采区达产时为1个采煤工作面、2个掘进工作面同时生产。因矿井达产时就是一个采区的一个工作面生产。因此采区需风量就是矿井需风量为23.0m3/s。2、风量分配采煤工作面：配风6.0m3/s;掘进工作面：配风6.0m3/s，2个掘进工作面共计12.0m3/s;硐室：配风2.0m3/s其它巷道：配风3.0m3/s。合计：23.0m3/s。(二)投产时通风风压通风摩擦阻力计算公式如下：第三节通风设施及防止漏风、降低风阻措施一、通风设施1、为避免主平硐、运输大巷、采区车场或采区上山附近发生火灾时事故的扩大，矿井需要反风。反风通过主要通风机电机反转实现。2、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏

46、风机，回风井设防爆门。3、为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，井下有关巷道中设置正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。二、防止漏风的措施1、采煤工作面设计采用后退式开采，减少采空区漏风。2、回采后的采区、采面、废弃的巷道及时设置密闭墙，减少采空区漏风量。3、系统发生变化后，及时调整通风系统，避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。4、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专人管理风门。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）5、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。三、降低风阻的换行措施1

47、、严格按设计断面及支护形式施工。 、新掘巷道周壁尽可能光滑，金属支架巷道刹帮背顶、架设整齐，锚喷巷道采用光面爆破。巷道转弯处应呈圆弧形或使之呈钝角，避免直拐弯。3、避免在主要通风巷道中堆积杂物，设专人检查井巷状况，发现问题及时维修，保证巷道的有效通风断面达到设计要求。第六章主要设备第一节提升设备矿井为平碉开拓，上山开采。12采区轨道上山选用一台JTKB1.6X1.2型单滚筒防爆提升绞车担负材料、设备提升和煤、矸下放的任务。计算过程如下：(一)设计选型依据1、原煤年产量：9.0万t/a(273t/d)，出矸量：0.9万t/a(27.3t/d)2、年工作日：330d3、轨道上山倾角：8=244、提

48、升长度参数：L=L斜+L上+L下=275+25+25=325m5、提升方式：单钩串车提升6、绞车钢丝绳安全系数：M6.57、上、下部车场均为平车场8、提升容器：MGC1.1-6型固定式矿车矿车自重：q0=592kg煤的载重量：q=1.0t3研的载重量：q研=1.8t(二)设计选型计算1、绞车及钢丝绳选型：(1)估算一次提升循环时间T=470s。井筒上、下均为平车场。经计算，一次提升循环时间(2)按产量求一次提升量1、主要通风机类型选择设计选用轴流式主要通风机。2、主要通风机型号确定根据上述风量与静压计算结果初选FBCZ-4Nb11A型矿用防爆轴流式通风机。风机叶片安装角2032。根椐初选的主要

49、通风机性能曲线确定风机的工况点为：风量：Q=24.15m3/s,风压：H=904.6Pq风机效率：76%,叶片安装角：29(3)。(四)计算电机功率1 、主要通风机输入功率N=(HxQ)/(1000X屋S)/iC式中：H登产时期工况点所对应的静压，Pa;Q投产时期工况点所对应的风量，m3/s;刀S-KF时期工况点所对应的静压效率；刀C-传动效率，联轴器传动时取刀(=0.98。Nmin=(905X24.15)/(1000x0.76)/099.3(kW)2、电动机容量的确定根据上述电机功率为：Ne=Nke/刀e刀tr式中：ke电动机容量备用系数(ke=1.11.2),取1.2;刀e-电动机效率*e

50、=0.30.94,大型电机取大值),取0.91；trtr一传动效率（电动机与通风机直联时Xtr=1皮带传动时取刀tr=0.95）所选主要通风机的电动机与通风机直联，刀tr=1Ne=29.3X1.2/（0.91黄38.6（kW）根据以上计算，主要通风机功率确定为45kW。（五）确定通风设备通过上述计算，选用FBCZ-4NH1A型矿用隔爆轴流式主要通风机2台，其中1台运行，1台备用。风机转速：1450r/min，风量范围：12.527m3/s,风压范围：250920pa。风机叶片安装角为29（+3）,配备型号YBFe200L-4t机，电机功率45kW。主要通风机性能参数详见表6-3-1。二、局部通

51、风机选型掘进工作面采用压入式通风。矿井现有6台YBT25.5型矿用防爆轴流局部通风机，但风压（最大风压为1500Pa）、风量（最大风量为140m3/min）均达不到设计要求，因此设计选用FBDlNb5.0/11/2X甦矿用防爆对旋轴流局部通风机，具风量171260m3/min,全压9802800Pa电机功率2X5.5kW选用0600mm阻燃、抗静电胶质风筒，其供风能力满足矿井掘进巷道需求。第四节压风设备根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行2007167号文件规定，必须在地面建立固定压风系统，且压风机容量的选择必须根据井下人数最多的工作面（或作业点）的人数每分钟所需的新鲜空

52、气量进行选择。一、设计选型矿井现有SA55A型风冷螺杆式空气压缩机2台，其中1台运行，1台备用，经计算能满足矿井生产需要，无须重新设计。其技术特征详见表6-4-1。式中：D压风管径，mm；Q井下所需风量，Q=8.35m3/min;L井下最远供气距离，取L=1000m。经计算D=66.6mm选用083x4mmC缝钢管作为压风供气主管道，060x4mme缝钢管作为支管。主平硐、轨道上山铺设主管道，再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。入井压风管道按煤矿安全规程规定进行接地。见压风系统管路布置平面图。第七章采区供电第一节供电方式矿井原采用660V电源下井，根据采区电力负荷统计，地面安设两台KS9

53、-250/10/0.69kV型矿用变压器为井下设备提供电源（其中一台使用，一台备用，中间设置联络开关，当两台变压器同时使用时，联络开关必须断开），并在低压侧设置检漏继电器和试验开关，达到对660V系统的绝缘检测及漏电保护。井下局部通风机采用双风机双电源，其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。第二节电力负荷采区主要电力负荷指标如下：设备总容量：750.2kW设备总工作容量：407.8kW有功负荷：242.151kW无功负荷：210.22kvar视在功率：320.67kVA电力负荷统计表见表7-2-1。第三节采区供电根据采区电力负荷统计，采用660V电源下井供井下采掘设备用电。

54、井下局部通风机采用双风机双电源，其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁，掘进工作面的电气设备设风电闭锁、瓦电闭锁。各回采工作面煤电钻均采用BZZ-2.5型煤电钻综合保护器供电，使用MZ型矿用阻燃橡套软电缆联接。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的外壳、构架等必须有保护接地。各配电点均在巷道水沟内或其它就近潮湿处设置局部接地极（设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2,厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的镀锌钢管，其它地点的局部接地极为直径不小于35mm,长度不小于1.5m的钻孔钢管）,接地网上任一保护接地点的接地电

55、阻不得超过2Q,每个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Q。见采区供电系统示意图。第四节井下通讯根据安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行2007167号文件要求绞车房等主要机电硐室和掘进工作面、采煤工作面、总回风巷等地点安装电话机。矿井选用KTJ101-3理矿用程控调度交换总机，井下选用型号为KTH104矿用电子电话机。下井的通讯干线选用两回MHYV32-202X0.841通讯电缆，相互之间应有联络电缆，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，入井通讯电缆必须在入井处装设熔断器和防雷装置。接至电话机

56、的支线，选用HUJYV-伙2X7/0.2型通讯电缆。凡安装电话机的地点，设立醒目的电话标志，并标明调度、救援等重要电话号码。见采区通讯系统示意图。第八章安全监测监控系统矿井安设有KJ73N型监测监控系统，井下安设有瓦斯传感器8台，风速传感器2台，设备开停传感器10台，风门开闭传感器10台。设计利用矿井现有KJ73N型监控系统及地面设施，按煤矿安全规程及煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007羽有关规定安装增加、补充各类传感器，一旦出现瓦斯超限，自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源，保障矿井生产安全。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实

57、现风电、瓦斯电闭锁功能。甲烷传感器安设位置及报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围详见图中传感器设置表。设计采区投产时共装备4个分站，均为KJJ86N中分站，装备各类传感器34台（不含备用量）。其中瓦斯传感器10台，风速传感器2台，温度传感器1台，负压传感器1台，风门开闭传感器10个，设备开停传感器5台,设备开关馈电传感器3台，风筒传感器2个。各类传感器的备用量按20配置，矿井各类传感器配备数量见表8-4-1。见矿井安换行全监测、监控传感器布置平面图。第九章安全技术措施第一节瓦斯灾害防治措施一、防止瓦斯积聚的措施1、通风系统合理、完善。巷道断面按设计施工，满足通风需要主要通风机根据选型配置，保

58、证矿井风量足够、稳定、可靠;矿井通风系统简单，角联风路、并联支路少，井下通风构筑物少;各用风地点风量容易控制，风流稳定性好，能够保证各用风点风量。2、保证通风设施质量，加强通风设备设施管理与维护检修，井下各用风地点按规定配风，风速符合规程规定。3、严格执行矿井瓦斯检测制度，搞好“一通三防”工作。4、加强巷道维护和采煤工作面顶板管理，避免瓦斯局部积聚，及时密闭盲巷、废巷，隔离采空区;瓦斯超限时，严格执行瓦斯排放制度。5、加强通风、机电设备的检修维护，减少无计划停电、停风造成的瓦斯积聚。二、防止瓦斯爆炸的措施1、入井人员穿抗静电工作服下井，以免静电产生火花引爆瓦斯。2、严格井口检身制度，防止入井人

59、员携带烟草和点火物品下井。3、杜绝失爆矿灯下井，严禁井下敲打、拆卸矿灯。4、井下所有电气设备采用隔爆型，严禁失爆设备下井。5、加强放炮管理，做到“一炮三检”，杜绝不正规的爆破作业。6、井下采、掘工作面实行独立通风，掘进工作面实行风电、瓦斯电闭锁，采煤工作面实行瓦斯电闭锁。7、防止瓦斯爆炸事故扩大的措施不用的旧巷及开采结束工作面及时设置可靠的永久密闭;加强矿井主要通风机、防爆门的日常管理，保证主要通风机、防爆门处于良好状态，反风时保证主要通风机能在10min之内改变巷道中风流方向，反风风量不低于正常风量的40%;编制完善的瓦斯爆炸事故处理计划，按规定进行反风演习，检验反风设施及反风效果;加强矿井

60、井下通风设施的日常管理、维修维护工作，保证通风设施质量。第二节综合防尘措施1、采掘工作面采用湿式打眼，爆破时使用水炮泥及喷雾洒水，出煤或装煤（岩）时洒水等措施。2、合理配风，定期清扫井巷浮煤，冲洗巷道和刷浆。3、建立完善的防尘洒水系统，主要运输巷、采区上山、区段轨道平巷及区段回风平巷、采掘工作面、放煤口、卸载点等地点装设防尘供水管路和降尘装置。4、井下（缓冲）煤仓应保持一定的存煤。第三节消防火措施一、内因火灾防治措施矿井开采煤层不易自燃，设计采取监测监控、均压通风等预防性措施防止内因火灾的发生。二、外因火灾防治措施1、建立完善的矿井防火管理制度。2、加强明火与潜在热源的控制与管理，安装可靠的保护设施，严禁人员携带烟火入井。3、井筒及运输大巷采用锚喷支护，采区巷道采用锚喷及钢性支架支护;井下机电硐室采用砌碹支护，并设置防火门，各机电硐室配备灭火器材。4、加强日常管理，保证矿井主要通风机处于良好状态，保障反风顺利实施。5、建