六矿中许井1252采区四煤设计说明书Word格式.docx
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稳定性
煤层顶、底板岩性
最小~最大
平均
顶板
底板
三煤
下层
0.90~1.30
12.07~10.40
不稳定
燧石
灰岩
1.20
四煤层
1.65~1.30
11.28
稳定
1.28
4.煤质特征
煤层名称
灰份
（％）
硫
磷
％
挥
发
份（％）
胶
质
层
指
数
mm
发热量
MJ/kg
煤
牌
号
容
重
t/m3
可
选
性
备
注
三煤下层
11.2-82.0
4.76-
9.96
0.05
12.96–
32.92
6.33-
30.39
贫煤
1.73
极能分选
只做动力用煤和民用煤
38.5
7.60
18.5
17.79
四煤下层
23.01-70
1.3-
10.7
0.06
5.68–
33.12
630-
24.47
1.65
43
6.0
16.6
14.6
5.储量计量
采区内工业储量262449t，可采率以64％计可采储量167967t。
层次
面积（m2）
平均
煤厚（m）
容重（t/m3）
工业储量（t）
可采储量（t）
72300
2.2
262449
167967
二、水文情况
根据1252采区下三煤一菜所揭露的水点情况来看，北翼比南翼复杂，已揭露的涌水点有了3个，分别为8m3/h、60m3/h、250m3/h、5m3/h。
250m3/h和5m3/h两个水点已建挡水墙封堵。
中许斜井设计说明书提供的材料和相邻矿井里兰矿一菜四煤的情况来看，采区涌水主要来源为四煤、底板。
四煤底板充水因素主要是合山组下段含水层。
直接水源为溶洞裂隙承压水，间接水源为红水河回水，构造裂隙补给。
四煤底板岩溶发育，并富含地下水，当开采揭其通道时，地下水便可通过岩溶管道向矿井充水。
1252采区下三煤采完后，原排水系统继续保留排水，拦截了下三煤以上水源。
采区涌水不受地表降雨影响，总涌水量无明显季节性变化。
预测整个采区的正常涌水量在80m3/h。
三、水害防治
1.按设计留设防隔水煤柱，不能随意改动，采区边界下部与断层之间留设不少于20m煤柱。
2.下层采区成为独立的防水系统。
3.加强对断层裂隙与围岩受到破坏地段的水情观察，判断是否有突水危险。
4.在采掘中坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。
每次探放水要制定探放水措施，报矿总工审批，并落实专人负责。
5.加强水情、水害预测，严防水害事故发生。
6.加强员工培训教育，熟悉撤退线路，收到水害警报，能及时撤到安全地点。
第二章采区布置
第一节采区布置
1252四煤采区走向长度430m，倾斜长度400m，在采区中央沿三煤下层布置一对主、副下山长度为400m。
主下山作为采区的进风及主提升巷道，副下山作为采区的总回风巷，兼作行人道。
以采区下山为界两翼布置工作面，工作面走向长200~240m，倾向长70m。
根据生产实际，同一煤层布置一个采煤工作面和2个掘进工作面，采区布置与三煤下层相同。
1.采煤方法及采区生产能力
本采区采用走向长壁，刀柱法布置工作面。
用钻眼爆破落煤、人工攉煤、刮板机运煤，采宽11m，留煤柱6m。
用采区前进式（由上往下顺序），工作面后退式的采煤方法，在同一工作面相对应的三煤下层回采后，相隔时间最少6个月才能回采四煤层。
采区生产能力
本采区布置一个采煤工作面和两个掘进工作面。
（1）采煤工作面生产能力
Ac=10―4•L•h•r•b•n•N•c•a
式中：
Ac―采煤工作面生产能力
L―工作面平均长度取80m
h―工作面平均采高，取2.2m
r―原煤视密度，取1.65t/m3
b―工作面推进度，取1.5m
n―年工作日数，取330a
N―正规循环作业系数，取0.5
c－工作面回采率，取0.95
a―工作面平均个数，取0.8
Ac=10―4×
80×
2.2×
1.65×
1.5×
330×
0.5×
0.95×
0.8
=万t/a
（2）掘进工作面能力
AJ=10―4•r•∑s1•L1
AJ―掘进煤量；
r―原煤视密度，取1.65t/m3；
s1―巷道纯煤面积取6.38m2；
L1―巷道年总进尺，计划1540m；
AJ=10―4×
6.16×
1540=1.6万t/a
（3）采区生产能力
采区生产能力=Ac+AJ=+1.6=万t/a。
采区服务年限=
2.回采工作面支护及顶板管理
（1）回采工作面采用坑木支护，考虑到四煤顶板的具体情况，实际工作面的支护规格按《作业规程》的要求及补充安全技术措施要求执行。
（2）回采工作面采煤及运煤回采面采用MZ―12型电煤钻打眼、爆破落煤，人工攉煤。
炮眼布置采用“五花眼”，炮眼布置和装药量在作业规程中作出规定。
用防爆发爆破器自工作面机尾向下分段放炮。
工作面及工作面运输平巷均使用SGW―22型可弯曲刮板机运煤上矿车，人力推车到采区在中（下）部车场，经绞车提升上四煤运输大巷，人工推车到125南大巷经主井到地面。
第二节采区煤柱的留设
南边与1253采区之间预留开发―250m水平以下的采区的下山位置煤柱100m，北边以红水河为边界，125207涌水留煤柱60m，125运输大巷下方与下山第一个工作面回风巷之间留设煤柱40m，工作面停采线与主、副下山之间留20m。
下山最下面工作面与断层之间留煤柱40m。
（见采区布置图）
第三章运输、供电、排水
第一节运输
125南大巷采用架线式电机车牵引的方式运行，电机车选用ZK―7―6/250型，0.6吨V型翻倒矿车装运煤炭及矸石。
轨道主下山采用Φ1m绞车，经计算提升能力可满足采区设计能力。
回采工作面使用SGW―22型及SGD―11型刮板机装运煤炭上矿车，轨道下山及平巷当头的煤、碴采用接铁轨前进，手铲煤、碴上矿车。
轨道下山铺设18kg/m钢轨，轨枕间距0.6m。
第二节供电
前期采用一趟6kv的高压50mm2电缆从井下中央变电所接电源到1253采区变电所，根据采掘巷道布置及机械配备情况最后按具体容量装备采区变电所。
第三节排水
根据1252下三煤采掘的情况及揭露的水点情况，在本采区正常涌水量为80m3/h，最大涌水量为110m3/h，不考虑突水事故，排水设备如下方法选型：
一、1252四煤主下山排水设备选型
1．原始资料：
矿井正常涌水量为80m3/h，最大涌不量为110m3/h，四煤开拓方式为沿煤层斜井开拓，1252大巷标高为-125米，四煤车场轨面标高为-200米，1252四煤下山倾角12º
。
2．排水系统的确定
根据原始资料，拟采用分段排水的方式，采区泵设置在付下山车场附近，排水管道沿付下山敷设，排水至125大巷流至水仓后由中央泵房排至地面。
3．水泵的选型
1）正常涌水时水泵必须的排水能力
QB=1.2QH=1.2×
80=96（m3/h）
2）最大涌水时水泵必须的排水能力
Q´
B=1.2Qmin=1.2×
110=132（m3/h）
4．水泵扬程的估算
Hg=K（Hp+Hx）=1.25×
（75+5）=100米
K——管路损失系数取1.25；
Hp——排水高，取水泵房地板到125大巷重高，米
Hp=-125-（-200）=75米
Hx——吸水高度，取5米。
根据计算所得的QB=96m3/h，Hg=100米，由《煤炭工业设备手册》选用150D-30×
4型水泵，该泵的额定流量Qm=155m3/h，扬程H=122.8米,转建r=1480r/min,最高效率η=77%，允许吸上真空高度Hs=6.9米,电动机功率为90KW。
5．正常涌水时水泵工作台数的确定
n1=
台取n1=1台
6．备用台数的确定
n2=n170%=1×
70%=0.7（台）取n2=1台
7．最大涌水时水泵工作台数
n´
1=
满足n´
1≤n1+n2=1+1=2台
8．检修水泵台数
n3=n125%=1×
25%=0.25（台）取n3=1台
9．水泵总台数
n3=n1+n2+n3=1+1+1=3台
确定在正常涌水量时和最大涌水时，一台工作，一台备用，一台检修。
10．管路的选择
根据设计原则，确定设置二趟管路，一趟工作，一趟备用。
由水泵型号150D-30×
4，进水口直径为150mm。
所以确定选用外径为168mm，壁厚为9mm，内径为150mm的无缝钢管理为排水管和吸水管。
11．正常涌水时水泵每天工作小时数
TH=
小时<
20小时，满足要求。
12．最小涌水量时水泵每天工作小时数
Tman=
17.03小时<
第四节通讯
在四煤主下山中（下）部车场、水泵房、绞车房分别设一台KH-矿用无火花型电话机通至矿调度室。
第四章采区通风、瓦斯管理、煤尘防治
第一节采区通风
1252四煤采区主下山进风，副下山巷回风，形成独立的负压通风系统。
本采区同设置一个回采工作面两个掘进当头，具体采区需风量为：
一、工作面的需风量计算
1.按沼气涌出量计算
Q=100qk=100×
1.5=75m3/min
q―回采工作面风流中沼气平均绝对涌出量m3/min，根据本井田实测。
K―瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面取1.5
2.按工作面气温计算
Q=60×
V×
S=60×
1.0×
4.50=270m3/min
V―回采工作面相应温度条件的风速m/s
S―回采工作面平均断面积m2，取4.50m2。
3.按炸药量计算
Q=25A=25×
3=75m3/min
A―一次性爆破最大炸药量，kg
4.按人数计算
Q=4N=4×
40=160m3/min
根据以上计算结果，按工作面温度计算的风量为最大，故回采工作面的风量为Q=270m3/min，
5.按风速验算
0.25×
60×
S<
Q<
4×
S
4.5<
4.5
67.5<
270<
1080
根据验算结果，符合《煤矿安全规程》的规定。
二、掘进工作面需风量计算
1×
1.5=150m3/min
q―掘进工作面风流中沼气平均绝对涌出量，根据本井田实测。
K―掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5
2.按炸药量计算
A―掘进工作面一次性爆破最大炸药量，kg
3.按人数计算
7=28m3/min
4.按通风机吸风量计算
Q=Q扇+60×
0.25S=150+60×
2.5×
1.2=195m3/min
Q扇―局扇吸风量m3/min，取150m3/min
S―巷道平均断面，m2
考虑到该采区巷道的掘进最长距离约为300m，选用型号YBT―5.5的局扇风机吸入风量90―186m3/min。
基本可以满足需求。
安排两个掘进工作面，Q掘=195×
2=390m3/min。
5.5<
3
45<
195<
720
准备工作面的需风量按150m3/min配备。
三、采区泵房、绞车房每分钟按50m3/min配备。
四、整个采区的需风量
Q采区=（Q采+Q掘+Q峒）K备
=（270+390+2×
50）×
1.15
=874m3/min
经计算，1253采区每一煤层共风量为874m3/min时，可以满足安全生产要求。
第二节瓦斯管理
2003年，我们对中许井的瓦斯涌出进行鉴定，结果为矿井瓦斯绝对涌出量为1.09m3/min，二氧化碳的绝对涌出量为1.30m3/min，相对涌出量CH4为5.49m3/t，CO2为6.55m3/t，结果为低瓦斯矿井。
但中许井田四煤瓦斯比三煤高，所以对本采区瓦斯管理按低瓦斯矿井的高瓦斯区域进行管理。
瓦斯检查、放炮、电气设备防爆管理要按《规程》有关规定执行。
第三节煤尘防治
经重庆煤研所鉴定，中许斜井三煤下层煤尘具有微弱爆炸性，推测到本采区煤尘亦具有弱爆炸性，在副下山及工作面安装隔爆水棚。
煤层无自燃发火性。
防尘的重点措施是加强放炮、装碴、攉煤洒水喷雾、转载点喷雾洒水，水雾净化风流，定期冲洗煤岩帮、个体防护等。
防尘系统：
副斜井涌水点接φ50mm钢管―125运输大巷—四煤运输石门―四煤运输大巷—副下山―各作业点。
第五章安全技术措施
第一节矿井通风和瓦斯事故防治措施
1.采区必须建立完善独立的通风系统，合理调节风量，使各用风地点的风速、风量符合《煤矿安全规程》和矿务局的规定。
采区各作业点不得出现无风作业。
2.井下局部通风机的安装和使用必须符合《煤矿安全规程》规定，并保证正常运转，不发生循环风，局部通风机和采掘工作面的电器设备必须装有“风电闭装”装置，保证灵敏可靠，恢复通风时只准人工复电、风筒未端到工作面的距离不超过5m。
3.制定和完善瓦斯管理制度，严格执行《煤矿安全规程》及有关文件的规定。
作业点瓦斯检查每班不少3次，临时停工地点每班至少检查1次。
4.严禁无措施贯通，只有两个工作面沼气浓度都在1％以下时，方可放炮贯通，贯通后立即调整风流恢复正常通风。
5.严格执行放炮规章制度，采掘工作面瓦斯浓度达到1％时，不准打眼放炮。
严格按要求使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，严禁明火放炮，放糊炮。
6.矿井采用防爆型和安全火花型电气设备。
井下严禁带电检修，迁移任何电气设备，电缆要消灭“鸡爪子”、“羊尾巴”及明接头，并要悬挂好。
7.矿管理人员、班、队长下井时，必须携带便式瓦斯检测报警仪，以便随时对井下工作点进行瓦斯检查，并严格执行“一炮三检”制度。
8.当作业点瓦斯浓度达到1％时，严禁打眼放炮。
瓦斯浓度达到1.5％时，停止作业并停电撤人。
瓦斯超限排放由通风部门制定排放措施报矿总工审批后，并按规定区队、矿、局“三级排放”原则进行排放。
9．安装一套KJ101安全监控系统（监控设备的种类，数量和位置、信号电缆和电源电缆的敷设、控制区域另行设计）。
10．严格巷道开口放线制度，未经矿总工程师同意不得随便开口掘进，以免掘进无效巷道造成人为瓦斯库。
11.瓦斯、煤尘爆炸撤出线路按作业规程规定执行，一般原则为迎着风流沿轨道上山→运输大巷→主井→地面。
第二节粉尘危害的防治措施
1.根据矿井是富水矿井，水源充足、可靠的特点，建立并完善分区防尘洒水系统。
坚持综合防尘，从125运输大巷防尘管路接通Ф50mm钢管→运输石门→四煤运输大巷→主下山到中（下）部车场→接Ф25mm钢管经运输巷→采掘工作面。
井下防尘管路每100米应设一个三通阀门以便冲洗巷壁粉尘，主要进、回风之中要设立净化水幕，在回采及煤巷、半煤巷掘进当头、装车机头、刮板机头及转载点等地点设置喷雾洒水装置，放炮后先洒水防尘，再做其它工作。
2.采掘工作面要推广使用水炮泥，风钻打眼要坚持中心供水湿式凿岩。
3.井下各地点不得有厚度超过2毫米连续大于5米的煤尘堆积，井下主要巷道按有关规定进行定期和不定期的冲洗。
4.加强通风管理，控制采掘工作面风速，防止煤尘飞扬。
5.加强矿车管理，严防装煤超过容量规定和漏煤而引起粉尘飞扬。
6．隔爆水棚按规定在采区的各进回风巷安装隔爆水棚。
7.按规定每月进行三次粉尘浓度测定，加强粉尘监测工作。
第三节井下防灭火及安全措施
1.严格井口检身制度，禁止带烟火和穿化纤衣服下井，在井口附近20米内严禁使用明火和烟，不准堆放易燃物品。
2.加强对井下电器设备的管理，所有电器设备的选型、装配、使用必须遵守有关防爆的规定。
3.井下局部发生火灾时，要切断通往火区电源，防止处理事故人员触电和发生瓦斯、煤尘爆炸事故。
4.积极组织人力、物力，控制火源，直接灭火，当直接灭火无效时，应采取隔绝灭火等措施。
5.火灾避灾线路
一般原则：
迎着新鲜风流方向撤退。
如各工作面→轨道上山→井底车场→主井筒→地面。
第四节预防井下水灾的措施
四煤底板存在突水的可能，坚持分区防水措施，用好防水墙基础，维护管好125南主、付巷两道防水门，确保采区有突水时能发挥作用。
1.要认真对待断层、裂隙及围岩的破坏程度、范围。
观测断层、裂隙带、沉降带的高度，以及采动对涌水量的影响，判断是否有透水情况，做好水情预报工作。
2.在采掘过程中，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。
探放水工作须有专人负责，每次探放水都必须编制探放水设计及拟定安全措施，报矿总工程师批准。
3.生产部门要根据有关地质资料，掌握工作面的水文地质情况，认真编制作业规程。
安监、培训等部门要加强员工思想教育和安全技术培训，使每个员工熟悉掌握各种透水预兆。
施工单位和地质部门要经常注意工作面的异常变化情况。
工作地点发生危急必须立即停止作业，采取措施并报告调度，如果情况危急必须发出警报，通知所有受水害威胁地点的人员撤退到安全地点。
4.在采掘过程中，必须实行分区防水措施。
现已在运输石门和回风石门构筑了挡墙基础，一旦发生水害事故，及时建造挡水墙进行封闭，不致危及矿井安全；
在采区内采掘时，每条平巷在离下山30m范围内的保护煤柱内巷道规格控制为2×
2.5m2，并备好袋装黄泥，一旦工作面突水，能及时拦住水并砌挡水墙，封闭该工作面，不至影响其它工作面生产。
5.水灾避灾线路
迎着有安全出口的高处撤退。
如：
各工作面→回风下山轨道下山→运输大巷→回风石门→回风斜巷→1252采区→回风巷→总回风巷→主井→地面。
第五节顶板管理及事故防治
1.由于回采工作面控顶面积宽，采动影响大，场所变更多，使采面顶板压力分布不均衡，变动频繁，如果管理工作不善，顶板事故就会在薄弱环节发生，所以应加强顶板管理工作，严格控制采留比，留足煤柱，以保证三煤下层底板的完整。
2.技术及生产部门在编制《作业规程》及各种措施时，应到实地观察，根据采面的实际情况，如地质条件、矿压显现规律等来编制，同时，还要符合《顶板优质管理》及《采面质量标准化标准》的要求。
3.施工单位在回采过程中，除了按要求搞好采面的支护质量外，还要对采面的顶板进行严密的观察，严格执行“敲帮问顶”制度。
4.在施工过程中，要做好以下工作：
（1）工作面超前支护必须达到《作业规程》的要求。
（2）机头、机尾要有特殊支护。
（3）支柱、木垛严禁支在浮煤上，柱底严禁垫两块（含两块）以上的石头。
（4）柱帽不合格的严禁使用，木垛材料不合格的严禁使用。
（5）工作面采空宽度达到规定后，折完刮板机，再回收坑木，坑木的回收用回柱绞车回收，严禁手工回收。
支柱未打齐，超前支护不够。
（二）掘进工作面顶板管理及事故预防
1.做好掘进的顶板管理工作，严格巷道的掘进质量，巷道必须按《作业规程》要求进行施工和支护，严禁随意加宽，超高和挑顶掘进。
2.加强对地质变化带的支护，及时处理好伞檐、危岩和伪顶。
3.加强掘进工作面的安全检查和巷道维修工作，严格执行“敲帮问顶”制度。
4.巷道一般不砌拱，如需砌拱应严格按《作业规程》、《安全技术措施》进行施工，并严格按照《砌拱技术操作规程》进行操作。
5.对于烂窿或顶板破碎的巷道进行永久支护时，必须先作好临时支护，严禁冒险前进。
第六章劳动定员、主要技术经济指标、设计概算
第一节劳动定员
按每天三班生产，每班工作8小时的劳动组织形式编制劳动定员。
劳动定员表
序号
工种
各班出勤人数
备注
夜班
早班
中班
大班
合计
1
采区全部
人员
30
6
96
2
采煤工
15
46
掘进工
8
25
4
运输工
5
上、下车扬挂钩、绞车工
机电工
水泵工、电工
通风大班
7
生产大班
第二节采区主要技术经济指标
主要技术指标表
单位
指标
万t/a
6.38
日产量
t
194
采煤工作面日产量
145
采区服务年限
年
2.6
设计工作制度
（1）
年工作天数
天
330
（2）
日工作班数
班
储量
地质储量
（
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