铁炭煤层：
位于须家河组五段中部，为矿井开采过程中发现的局部可采煤层，勘探阶段认为不可采，未计算储量。
该煤层上距双连煤层地层真厚在6～12m左右，煤厚0.22～0.45m，平均0.39m，多为单一结构煤层。
该煤层厚度不稳定，变化较大，属不稳定煤层。
其规律为：
由东部的0.45m左右至中部0.30m左右，西部薄化或尖灭。
龙骨炭煤层:
俗称“假双连”，位于须家河组五段下部，上距双连煤层21.49~37.43m，下距泡炭煤层2.37～8.62m。
层位较稳定，对比可靠，煤厚0.10~0.65m，煤层结构简单，矿区范围内煤层厚度不稳定且无规律。
1.6水文地质条件
矿区以侵蚀地形为主,沟谷横切地层走向,呈树枝状分布,均发源于背斜轴部一带。
含水层为须家河组四段、二段和嘉陵江组，隔水层为须家河组五段、三段和一段。
含、隔水层相间排列，各含水层在露头呈独立的补给排泄关系，相互间水力联系不密切。
据矿井资料，矿井最大涌水量为400m3/d，正常涌水量为380m3/d，主要为大气降水通过浅部老窑汇集、含水层孔隙、塌陷裂隙等途径渗入矿井。
矿山采取在矿巷布署排水沟汇入水仓，使用水泵将其抽出地表排放，矿井水文地质条件简单。
1.7煤层顶底板
矿井开采的双连、龙骨炭和铁炭煤层顶底板多为砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩及细砂岩，厚0.50～1.50m，区内稳定分布，胶结物以泥质、钙质为主，裂隙不发育，砂岩硬度较大，物理性质较好，不易塌落，但吸水饱和后变化较大，在矿井中易开裂，局部有掉块和冒顶现象，泥岩物理性质较差，作充填材料；矿山采用局部喷锚，石块砌拱或坑木、钢架支护。
综上所述，煤层顶、底板较稳定，属较易维护型顶底板。
1.8瓦斯、煤尘等灾害
根据泸市安监矿[2018]60号文件，2018年矿井瓦斯等级鉴定，矿井相对瓦斯涌出量39.49m3/t，绝对瓦斯涌出量11.85m3/min；属高瓦斯矿井。
根据煤炭科学研究总院重庆分院鉴定报告：
煤尘具有爆炸性，煤层自然发火倾向为Ⅲ类，即不易自燃。
根据井田内生产小煤矿调查，未发现有地温异常区，矿井不受冲击地压威胁。
1.9矿井供电电源
矿井供电源取自泸县狐狸坡电站至煤矿<狐远线）和喻寺镇变电站至煤矿<渝远线）。
已形成双回路供电。
1.10矿井通风与监测监控
矿井通风方式为两翼对角式，通风方法为抽出式通风，由立井、主斜井、副斜井进风，南风井和北风井回风。
南风井和北风井各安设有TZK58-18主要通风机2台（1台使用，1台备用>配电机功率155kw。
矿井总进风3896m3/min，总回风为3970m3/min。
采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，工作面采用U型通风。
掘进工作面采用局部通风机配抗静电阻燃风筒压入式通风。
矿井办公楼安设有一套KJ90型监控系统，主机、备用主机各一台，打印机一台、UPS电源一台。
采掘工作面均安设有甲烷传感器，井下主要联络巷风门均安设有风门开关传感器，在回风巷及总回风巷设有甲烷传感器和风速传感器，在引风硐内设有负压传感器。
第二章矿井开拓
2.1矿井开拓布置
***煤矿采用立井+斜井综合开拓方式。
矿井现有五个井口：
+324.661m立井作为生产主井，用于煤炭提升、运料、提人和主要进风井。
+323.941m斜井和+322斜井作为辅助进风井。
+315m南风斜井和+323m北风斜井做为矿井回风井，分别担负矿井南北两翼回风。
+324.661m立井从地面直达+34m水平<矿井称四水平），一对暗斜井从+34m水平直达-100水平<矿井称六水平），在暗斜井的中部布置一个阶段为-43水平<矿井称五水平），另外，矿井在立井投产前属于斜井开拓，立井投产后，该斜井系统作为安全出口和进风巷<矿井称为老系统）
2.2矿井采掘部署
目前，矿井共开采3层煤，自上而下分别是双连、铁炭、龙骨炭。
三个层煤均在开采布置，分三个水平<+34m水平，-43m水平，-100m水平）布置4采6掘。
2.3矿井、提升运输与主要生产系统
2.3.1、井底车场型式、调车方式及线路布置的特点：
采用刀把式井底车场型式，即立井运输大巷轻车通过刀把车场与主运输石门连接，在与副井连接。
该方案具有项目量少、调车时间短等优点。
为了沟通两翼列车及机车绕行，另于副井南侧设有空、重车绕道。
井底车场绕道至重车线，再由牵引机车所向顶入重车存车线，然后，机车经绕道行至空车存车线，牵引空列车返回刀把车场。
2.3.2、矿井提升、运输与主要生产系统
矿井-43m水平运输大巷均为机车运输，600mm轨距，铺设15Kg/m钢轨，配有CTY5/6G型防爆蓄电池机车9台，20辆/列，每组2列矿车运行，平均运距1200m；矿车600辆。
矿井为两级提升。
一级提升为立井提升：
+34m～+324m<地面井口），长度291m，提升机型号为GKT-3×2×1.5，电机280KW，双层双罐；二级提升：
-100m～+34m,倾角15°，长度500m，绞车型号为GKT-1.6×1.2-24，电机155KW。
排水系统：
井下两级排水。
矿井主水仓位于+34m标高，水仓容积1000m3。
3台D85-45×9水泵，配套电机160KW,双管路铺设。
二级排水为-100m水平至+34m水平，水仓位于-100m标高，水仓容积660m3。
3台100MD45×5水泵，配套电机90KW,双管路铺设.
矿井最大涌水量580m3/d,排水系统满足矿井排水需要。
压风系统：
矿井压风系统已初步建成，安装2台L2-24/7/55kW空压机。
主管路管径φ219mm，分管直径φ200mm，支管直径φ110mm。
+34m水平现投入试运行，采掘工作面、运输巷道、回风巷道和各类硐室均设置压风管路及开关。
通风系统：
矿井通风方式方法为两翼对角抽出式。
矿井主要进回风情况表1
项目
断面
m2
风速
m/s
风量
m3/min
CH4
（%>
CO2
（%>
绝对涌出量
备注
CH4
CO2
立井
7.3
6.04
2645
--
--
--
--
进风
老主井
6.7
1.81
660
--
--
--
--
进风
老副井<控制）
0.75
4.62
208
--
--
--
--
进风
南翼总回风井
4.17
7.39
1848
0.40
0.11
7.39
2.03
回风
北翼总回风井
4.47
6.29
1688
0.38
0.11
6.41
1.86
回风
矿井主要通风机运行参数表2
风井名称
风机型号
额定功率负压风井回风量
南翼总回风井
TZK58-№18
155
1600
1890
北翼总回风井
TZK58-№18
155
1550
1688
矿井通过风机反转反风。
矿井局部通风机完善了“三专”供电，实现“双风机、双回路”设置，局部通风机“两闭锁”装置符合要求，通风管理机构和各项规章制度健全。
第三章采区巷道布置
1.1阶段内采区的划分
采区走向长度或倾斜长度应根据煤层地质条件、开采机械化水平、集中化生产的要求、开拓及采准巷道布置综合考虑。
根据工作面接替要求，一般应保证机械化连续回采1年以上。
依据目前***煤矿机械化采煤水平，采面的一翼长度不大于1000m。
另外，***煤矿目前开采五南1采区，开采较深的采区，支护目前已能满足矿井安全生产需要。
由此，考虑采区、工作面走向和倾斜长度时要适当加长。
为了保证煤炭运输连续性，采区所生产煤炭应采用带式输送机运煤直到煤仓，此方案出煤快，投资省，效益高。
在地质条件优越、机械化装备好的情况下，双翼开采的采区两翼长度均应尽可能长一些。
1.2开采顺序及采区尺寸
本矿井有三个可采煤层，考虑用单一水平开拓，全矿井共分5个采区。
双连煤层和铁炭煤层两翼各一个采区，龙骨炭煤层南翼一个采区。
移交生产及达到设计产量时为两个采区，即双连南一采区和北一采区，各采区均由井田中央向南、北、西各翼边界发展，形成采区前进式的开采顺序。
采区尺寸是根据地质构造，开采条件和采区运输等条件确定的，采区倾斜宽度为200m左右，走向长度为800m左右。
可采储量均在5万t以上。
1.3采区巷道布置
采区运输巷、回风巷沿煤层走向布置，开切眼沿煤层倾向布置。
支护形式采用锚、网支护。
设计净断面6m2，掘进断面7m2。
棚距0.6m，喷砼，喷厚100mm，切眼采用锚杆支护，锚杆间、排距为800mm×600mm，五花眼布置，巷道净断面7.5m2，掘进断面9.8m2。
溜煤眼的支护方式为浇注钢筋混凝土，其中溜煤眼净径2.4m，掘径2.8m。
入、回风平巷、入风斜巷、机电硐室及两巷采止线以外均采用壁后充填、打锚杆的支护形式，打锚杆，棚距0.6m，锚杆间排距800mm×600mm，五花眼布置，其净断面6m2，掘进断面7.5m2。
工作面下部留20m、上部留20m保安煤柱。
工作面倾斜长180M，走向长750M，皮带运输巷尾部安设刮板运输机80m，80m后采用皮带运输巷中部布置的皮带运输机运输到煤仓，随工作面推进后刮板运输机往南翼逐步减少，皮带巷断面为2.6m×2m净断面。
工作面采用走向长壁后退式开采布置，开采至专用回风上山后停止开采，布置图如下所示。
第四章采面回采
4.1采煤方法
走向长壁采煤法，采高1.5M。
4.2生产工艺
生产工艺流程：
接班准备、安全确认——破煤——装煤——运煤——支护、推溜——采空区处理
JMC-50型掏槽式切煤机掏槽，放压炮放顶煤，人工攉煤，工作面采用刮板运输机运输、中巷采用皮带运输机运输至六水平专用煤仓装入矿车，机车运至六水平车场，绞车提升至+34M水平，立井罐笼提升至地面；工作面采用DW16型外柱式单体液压支柱配合DJB—1200型金属绞接顶梁支护顶板，局部充填法处理采空区。
4.3工作面正规循环
采用“一采一准”的作业循环方式，“两班”工作制，昼夜一循环。
<二）、循环作业图表<附图）
4.4工作面支架选型
支架选型：
根据采高的确定，选用DW16型外柱式单体液压支柱。
工作面支护强度参数计算：
工作面按三—四排控顶，排距1.2m，控顶距3.8-5m，支护强度及有关参数计算如下：
1、采面支护强度<按开采资料，采高系数取6）
P=6×r/m2=6×2.5=18t/m2（176.4KN/㎡>
2、工作面支护密度
n=P/（η×R>=176.4/（0.85×300>=0.7根/m2
3、工作面最大支护排距选择b=1.2m
4、支柱柱距<工作面3排支柱和4排支柱时分别求出柱距）
a=ηRN/[=0.85×300×3/[（3×1.2+0.2>×176.4]=1.14m
=ηRN/[=0.85×300×4/[（4×1.2+0.2>×176.4]=1.16m
所取的实际柱距小于计算的理论柱距，更安全可靠，符合要求。
5、实际支护密度
n实=1/（a、b>=1/（1.2×1>=0.83根/m2
n实＞n工作面柱距排距符合要求。
6、支护材料配备
采面按三至四排支柱计算要用DW16型外柱式单体液压支柱740根，DJB—1200绞接顶梁740根。
考虑在用量10%为各类材料备用量，备用充足。
4.5工作面顶板管理
4.5.1、顶板管理项目
项目
规定
项目
规定
顶板管理办法
局部充填法
回柱方法
人工回柱
选择依据
煤层赋存条件
回柱工艺
顺序回柱
最大控顶距
5m
充填步距
1.2M
最小控顶距
3.8m
4.5.2、采面支护说明书
主要项目名称
单位
规格
一般项目名称
单位
规格
支柱选型
DW16型外柱式单体液压支柱
备用支柱数量
根
100
正规支柱柱距
M
1
支柱复用率
%
100
正规支柱排距
M
1
坑木
㎜
Φ≮12
密集支柱柱距
M
0.5
木锲
㎜
20×6×9
进回风口柱距
M
1
支护要求
T
初撑力≮30
进回风口排距
M
1
4.5.3、采场支护示意图
4.5.4、加密支护：
上端头5M范围内、下端头5M范围内以及机窝在正常支护的基础上采用加密支护，排距1.2M，柱距0.5M。
此项工作由队长落实，安全工督促完成。
4.5.5、超前支护:
从工作面煤壁起超前20M范围作为超前支护的范围，其中，煤壁10M范围内用DW25型外柱式单体液压支柱加铰接梁双排支护,10-20范围内靠巷道下山帮一侧用DW25型外柱式单体液压支柱加铰接梁单排支柱控顶，柱距均为1.0-1.2M。
支柱必须支在实底上，此项工作由安全工负责。
4.6劳动组织和主要经济技术指标
4.6.1、劳动组织
序号
工种
班次
合计
（人>
生产班<人）
准备班<人）
1
采煤司机
3
3
2
攉煤工
24
34
3
充填工
8
8
4
巷修
2
2
5
打眼工
2
2
6
电工
1
1
7
钳工
1
1
8
队长
1
1
1
3
9
安全工
1
1
10
瓦检工
1
1
1
3
11
溜子司机
3
3
12
放炮员
1
1
13
装车工
3
3
合计
34
12
9
55
4.6.2、主要经济技术指标
序号
项目
单位
指标
1
工作面走向长度
M
750
2
工作面倾斜长度
M
180
3
煤层厚度
M
0.72
4
煤层采高
M
1.35-1.5
5
煤层倾角
°
16
6
煤层容重
T/M3
1.5
7
工作面回采率
%
93
8
循环进尺
M
1.2
9
昼夜循环个数
个
1
10
月循环率
%
87
11
循环产量
T/循环
225
12
平均日产量
T/d
225
13
平均月产量
T/月
6525<29天算）
14
支柱消耗量
‰
<2
15
绞梁消耗量
‰
<2
16
炸药消耗量
Kg/Kt
149
17
雷管消耗量
发/kT
888
18
原煤灰分
%
<25
19
含矸率
%
<7%
20
出勤率
%
86
21
在册人数
个
71
第五章掘进工艺
5.1破岩方式
5.1.1、采用EBZ160悬臂式综掘机凿煤及软分层，底板坚硬层松动爆破。
5.1.2、施工工序及工艺流程详见正规作业循环图表。
5.1.3、工艺流程
交接班→准备、检查、处理安全→综掘机第一次截割工作面上部煤体及软分层<每循环截割深度≤2.5m）、出煤矸→退综掘机→永久支护→松动爆破→进机→出矸<第二个循环同上）→收浮煤矸→文明生产→检修保养综掘机。
5.2爆破作业
因为经过EBZ160悬臂式综掘机破岩后，自由面充分，因此底板坚硬岩层采用直眼爆破法。
<炮眼布置图如下）
、爆破说明书
序号
名称
眼深
（m>
角度
装药量
炮泥长度
起爆
顺序
水平
竖直
条∕眼
小计（条>
1—5
上排眼
2.2
00~
900
4
20
0.5
A
6—510
底板眼
2.2
00
900
4
20
0.5
B
合计
40
说明：
1、爆破必须使用煤矿3号许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管。
2、正向装药。
2、起爆使用MFd-100型发爆器起爆，采用串联爆破。
5.3装载与运输
5.3.1、装载与运输方式：
机装机运<综掘机自装转入皮带，皮带运入仓）。
5.3.2、采用综掘、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等详见下表：
序号
设备
名称
型号
数
量
安装
位置
固定方式
运输方式
运输距离
1
综掘机
EBZ160
悬臂式
1
紧跟碛头
未固定
机械
30m
2
皮带
SDJ-800
1
所掘巷内
站架
带式输送
500m
5.3.3、煤仓外采用1t固定式矿车转运，煤仓自卸流入矿车，运输大巷采用蓄电瓶机车运
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