茶园七采区设计说明书.doc

华蓥市茶园煤业有限公司茶园煤矿七采区设计说明书二一二年三月26茶园煤矿七采区设计说明书会 签 表技设2012 01 号编 制机电副矿长安全副矿长生产副矿长矿 长技术负责人茶园煤矿技术科二一二年三月目 录1 矿井概况11.1 矿井基本情况11.2 矿井开拓开采系统12 七采区地质说明书12.1 采区位置及边界：12.2 相邻采区开采情况：22.3 地质构造：22.4 水文地质：22.5 煤层情况：23 七采区水平生产能力及服务年限33.1 采区生产能力33.2 采区服务年限44 采区方案设计44.1 方案设计的依据及原则44.2 方案建立的依据及理由44.3 七采区方案确定44.4 七采区施工主干巷道工程量统计65 采区主要生产系统75.1 开拓系统75.2 运煤（矸）系统75.3 材料运输系统85.4 提升、运输设备选择85.5 通风系统85.6 供电系统125.7 供水系统135.8 排水系统135.9 压风系统135.10 防尘及监测系统135.11 避灾路线166 采掘关系166.1 掘进安排166.2 回采顺序167 采煤方法及回采工艺167.1 采煤方法167.2 回采工艺178 巷道掘进工艺178.1 巷道分类178.2 巷道掘进工艺178.3 劳动组织及循环作业方式179 首采工作面布置179.1 首采工作面概况179.2 首采面主要经济技术指标1810 主要安全技术措施1810.1 通风安全技术保证措施1810.2 采区区域防突措施1910.3 防治水措施2010.4 粉尘防治2310.5 电气设备安全2411 存在问题及建议261 矿井概况1.1 矿井基本情况茶园煤矿位于四川省华蓥市红岩乡境内，行政区划隶属于华蓥市红岩乡所辖。矿区地形属高山地形，地势陡峻，植被茂盛，矿区山岳受较复杂地质构造的制约，形成侵蚀“V”形谷地，侵蚀、悬崖、蚀余单面山地、串状山包和孤峰等复杂的地形和地貌。襄渝铁路从井田西侧通过，广邻高速公路经过矿区西侧华蓥市天池镇，矿区距广邻高速公路天池出口15km，西距华蓥市区23km，南距前锋车站30km，该站至重庆144km，至达州125km。汉渝公路、渝渠公路均通过该区，交通比较方便。主井口设在华蓥市红岩乡茶园村，华蓥山旅游区专用公路紧邻井田。1.2 矿井开拓开采系统1、茶园煤矿矿井开拓方式为平硐开拓，主平硐标高+767m，沿南北方向于煤层底板灰岩布置。矿井主井筒数目共2个，主进风井净断面积为4.84m2，主回风井净断面为4.34 m2，灰岩段为裸体巷道，软岩段或裂隙破碎段采用架棚或砌碹支护，对报废采区巷道均已经全部封闭。2、矿井按南北走向布置采区，矿井仅1个水平开采，即+767m水平；+767m水平以上至+870m水平正布置七采区。现目前，矿井主采五采区，五采区布置有一个采煤工作面，即7501采煤工作面。七采区正在准备过程中。3、矿井沿南北方向布置主平硐，在底板岩层中布置了主运输大巷、总回风岩巷，其水平标高为+767m、+870m，两巷平行布置，通过采区上山联接，各自为矿井各采区服务。灰岩段采用裸体不支护，穿煤层段石门采用料石砌碹支护，软岩段采用架棚或砌碹支护。主要运输大巷断面积为4.84m2，主回风大巷断面积为4.34m2。4、矿井采用平硐开拓，主平硐井口标高767m，回风井标高870m，单一水平，沿煤层走向分别布置采区，采区前进式、区内后退式开采，主要运输大巷，采区内主干系统布置于煤层底板茅口灰岩内，以区段石门贯穿煤层布置双翼回采巷道及其开切眼进行回采，工作面顺槽采用人力推车运输；大巷采用3T防爆柴油机车运输，采区巷道系统布置较为简单。2 七采区地质说明书2.1 采区位置及边界：七采区开采范围为：下以+767m水平为界，上至矿井七采区上界+870m水平，北至五采区采空区留设20m采区边界煤柱为采区边界，南至矿井边界以20m安全隔离煤柱与限，其走向长度330m，采区垂高103m。2.2 相邻采区开采情况：该区北部五采区已临近回采结束，其7501工作面已接近收尾，七采区位于五采区南边。五采区上、下界标高与本采区相同，共布置2个工作面，地质总储量为2. 1万吨。根据掘进揭露煤层可知，在五采区煤层顶底板较破碎，煤层内靠顶板侧含一层高炭质页岩，厚度0.10.3m之间，固而影响煤质；煤层采高在0.5m至1.2m之间，局部煤层薄化。 2.3 地质构造：本区域位于天池向斜西翼，在7-8号勘探线之间，为单斜构造，煤层倾角3945，平均42，走向N1923E,在本采区下方为李家沟采空区。根据精查地质报告，在本区基本无大断层。据钻孔揭露，7勘探线111号孔长兴组二段顶部钙质泥岩重复。2.4 水文地质：采区内煤层顶底板变化较大，煤层无涌水。区内可溶性石灰岩出露广泛，地形相对高差较大，具有丰实的岩溶地貌；矿井有几条断层出露地表，部分断层具有较强的导水性，但不在本区之内，不会影响本区；龙潭组二、四段石灰岩是一个弱的层间裂隙，岩溶含水层，下距煤层仅15.4m，是采煤工作面的直接充水来源。茅口灰岩水是运输大巷、总回风大巷等场所的补给水源，在掘进时应注意可能出现的岩溶及隐伏断层的突然涌水。长兴灰岩为强含水层，其主要的导水形式为岩溶裂隙水。但下距煤层有95m左右。根据五采区现有涌水量及掘进的资料分析，预计本采区的涌水量将增大，预计最大涌水量在5m3/h,正常涌水量在0-2m3/h左右。2.5 煤层情况：1、该采区主采煤层为K1煤层，该煤层在本区内的厚度为0.51.2m，平均0.7m，煤层倾角的3945之间，平均42，煤层赋存不稳定。根据勘探线钻孔资料分析，本采区煤厚变化趋势为上段较厚下段薄，局部地方增厚；走向段煤层厚度变化较小。由于采区内标高探煤钻孔控制点少，煤层赋存情况多为推测预计，可能会与实际揭露情况有较大差距。2、本采区内以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤条带；煤层厚度变化较大，属一般稳定煤层。煤层顶板一般直接为灰黑色泥岩，粉砂岩。底板一般为粘土岩，性软，易脱层，含植物化石。3、煤质：挥发分Vd为13.4%，胶质层厚度Y为4mm，发热量27.46Mj/kg；灰分平均40.15%；含硫量平均2.02%；其它元素含量：含磷量平均0.012%，三氧化二砷含量15ppm；属贫煤瘦煤。4、瓦斯：茶园煤矿属于高瓦斯矿井，因矿井K1上分层大多已采，释放了大部份瓦斯。相邻五采区煤层瓦斯含量不大，采区瓦斯涌出量在1.039m3/min，但矿井必须严格按高瓦斯矿井管理，防止局部产生构造煤，瓦斯含量增大。5、煤尘爆炸及煤层自燃倾向性：煤层具有爆炸危险性，其爆炸指数为30%；该矿井自投产以来，未发生过煤炭自燃。6、储量及煤柱：采区范围即为储量计算边界范围，剔除地质构造影响范围。块段划分以两勘探线和保护煤柱线为界限、煤层底板等高线为块段划分界线，将采区共分为2个煤层储量计算块段，采区煤层总地质储量10.56万吨，可采储量8.44万吨，其中l块段（+820m-+870m之间）煤层地质储量6.2万吨，可采储量4.96万吨；2块段（+767m-+820m之间）地质储量4.36万吨，可采储量3.48万吨。本区域留设矿井边界煤柱，与五采区留设20m保安煤柱。采区内各工作面布置情况为，根据矿井现有生产技术及装备条件和保证上部采面安全煤柱与下工作面有效隔离，采区阶段垂高不易超过50m，工作面斜长不易超过80米。3 七采区水平生产能力及服务年限3.1 采区生产能力七采区仅单面生产，其生产能力计算结果为：每段工作面真倾斜平均为80m，走向长为330m，采煤工作面采用每天三班生产制度，每班一个循环，循环进度0.8m，年工作日按330天计算，工作面循环率取0.75，则工作面的生产能力为：A面=A日DtC采=LL1MrCDt=802.40.71.50.973300.75=4.8万t其中：A日工作面日产量，t/d；Dt年工作日，天；C采工作面循环率，%；L工作面长度，m；L1工作面日进度，m/d；M采高，m；采高0.7mr煤的视密度，t/m3；取1.5 t/m3。C工作面回采率，%。取97%3.2 采区服务年限T=Z/A=8.44/4.8=1.76年A：七采区年生产能力Z：七采区可采储量8.44万t4 采区方案设计4.1 方案设计的依据及原则4.1.1 设计依据：(1)七采区地质说明书(2011年12月7日，茶园煤矿地测组)。(2)茶园煤矿矿井底板等高线图(1982年，重庆136地质队)。(3)矿井生产能力核定指南(2005年)(4)煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)(5)采矿工程设计手册(2004，煤炭工业出版社)(6) 茶园煤矿关于七采区布置方案研究结果。4.1.2 设计原则：(1)设计生产能力：5万吨/年（单一采区）。(2)保证七采区生产系统独立，各主干系统形成后才能进行回采。(3)本设计针对K1煤层进行开采、并与矿井五采区及矿井边界保留20m安全煤柱。(4)首采面投产时间为2012年11月初。(5)根据勘探线剖面图，避开断层影响，集中布置采区，同样采用采区前进式、区内后退式开采原则。(6)本采区主干系统中转巷布置至+820m水平。(7)本采区为五采区的接替采区。4.2 方案建立的依据及理由根据矿井现目前五采区生产状况可知，由于7501工作面已经临近收尾，没有接替工作面，矿井向南延伸的主运输大巷和主回风大巷还未布置完毕，矿井采掘接替已经严重失调。为确保矿井的可持续发展，七采区的开拓工程已经到了刻不容缓的地步。4.3 七采区方案确定按照设计要求及原则，七采区按两个方案进行初设，现将初设的方案概述如下：方案一：采用采区前进式开拓，区内后退式开采方案，本采区内走向长为330m,为单翼采区，从8号勘探线以南150m到7号勘探线结束，采区垂高103m，开采标高为+767m至+870m，区内分2个区段，每个区段垂高50m，共2个工作面，均由北向南推进，每隔110m布置一补作机巷石门，再布置煤巷(机巷)与前一段机巷贯通，减少巷道维修量及保证正常采掘接替。方案在采区内共布置3条上山，分别为1条材料(行人)上山、2条溜煤岩上山，上山均布置至+820m中转巷水平，上区段无煤仓，由人工在工作面机巷内放煤推至溜煤岩上山倒入溜煤眼内，在溜煤眼下口放煤装车组列后由柴油机车运至地面煤仓。为减轻工人劳动强度及加快施工进度，先施工材料上山、1号溜煤上山，两上山到位后施工+820m岩石中转大巷；同时+767m水平揭7701机巷石门，待石门揭穿后掘进机巷及向上掘开切眼；待材料上山到位后，再揭7701中巷石门掘进7701中转煤大巷及向上掘开切眼，最后两段开切眼连通形成首采面。方案二：采用采区前进式开拓，区内后退式开采方案，本采区内走向长为330m,为双翼采区，从8号勘探线以南150m到7号勘探线结束，采区垂高103m，开采标高为+767m至+870m，区内分2个区段，每个区段垂高50m。本方案利用矿井已经形成的+767m运输岩巷，在采区中部位置开口施工回风上山、材料上山及溜煤上山，优先保证回风上山进度，再保证材料上山和溜煤上山，各上山到位后，揭7701(2)机巷石门，再施工7701(2)工作面机巷，到位后掘开切眼分别形成7701(2)工作面依序回采，最后根据回采接替安排在+767m揭7703(4)工作面机巷石门，布置7703(4)工作面。本方案主干系统与方案一在工作面布置上基本一致,工作面由采区两翼向中部推进，在工作面回采时，南翼7703工作面需跨材料上山开采，工程量较方案一增加229m(主要是采区主干系统向南整体偏移100m),采区布置较为集中(为双翼采区)，但采区首采面形成时间与第一方案相比晚5个月时间。通过对七采区方案设计的比较，经矿专题会议的讨论会审意见，确定最后选择方案一为七采区的施工设计。方案确定后，我矿从采区总工程量、吨煤成本、经济等方面，为减少巷道施工工程量，及减少经济投入，我矿组织了工程技术人员对方案一进行了修改，决定在方案一的基础上增加材料上山宽度，供行人和材料运输，减少材料上山的上下车场长度。（详见七采区施工设计图）项目单位第一方案第二方案比较巷道总工程量m17161945一优巷道工程直接费万元177.52198.16一优巷道吨煤成本元/吨38.4732.83二优形成首采面工期月5.711一优巷道维修费万元1830一优安全性较安全安全二优经济性经济经济前期投入较小较小生产难易程度较容易较容易4.4 七采区施工主干巷道工程量统计七采区主干系统巷道工程量统计表(见下页) 序号性质采区巷道名称工程量(m)坡度()硬度(f)形状支护净断面()掘进断面()1开拓七材料上山1163068三心拱裸支5.96.52开拓七溜煤上山1903868矩形裸支4.65.13开拓七+820m水平中转岩巷280068三心拱裸支4.845.234准备7701机巷石门及中转联络石门60068三心拱裸支4.845.235准备煤层回风上山3903713梯形架料2.883.256回采回采工作面两巷及开切眼680013梯形架料3.84.25合计17165 采区主要生产系统5.1 开拓系统采区各主干系统(回风上山除外)均布置在茅口灰岩煤层底板侧，其主干系统分为3条上山，即1条材料上山、2条溜煤上山。材料上山主要用于采区上段材料运送；溜煤上山主要为上段存煤放煤。 5.2 运煤（矸）系统七采区上区段巷道掘进的煤矸分别倒入1号、2号溜煤上山内分装，在+767m运输大巷内各卸料点装车组列，再由机车运出地面煤仓或矸石山。下区段及材料上山掘进的煤矸，均由人工装车推至+767m大巷内石门车场中组列，再由机车运至地面煤仓或矸石山。运煤路线：七采区各工作面煤层机巷+820m区段煤仓溜煤上山+767m水平运输大巷主平硐地面。5.3 材料运输系统5.3.1 运输方式：斜坡提升动力为绞车，另配0.75T侧翻式矿车、材料车。5.3.2 运输路线：地面+767m主运大巷采区材料上山+830m中转岩巷10201工作面。5.4 提升、运输设备选择本采区材料上山只用作采区需用支护材料的提升。考虑矿井生产规模及生产工艺的实际，材料上山安装一台JD-11.4型调度绞车，配用15.5mm的钢丝绳。5.5 通风系统1、通风线路地面新鲜风流运输大巷采区材料上山7701上段采面7701采面风巷+870m回风岩巷+870m回风大巷风机地面。2、七采区风量计算及分配(1)按井下同时工作人数计算采区=4Nk=4501.15=230m3/min 式中 采区采区需风量，m3/min；4每人每分钟供风标准，m3/min/人；N井下同时工作最多人数，根据矿井资料取50人；k矿井通风系数，矿井采用分列式通风，取1.15。(2)按采煤、掘进、硐室等处需风量计算七采区布置1个回采工作面；1个半煤岩巷掘进工作面；1个岩巷掘进工作面。采区=（Q采+Q掘+Q其它）K通 =(200+325+50)X1.15 =661m3/min式中：采区采区需风量，m3/min；Q采采煤(含备采)工作面需风量的总和，m3/min；Q掘掘进工作面需风量的总和，m3/min；Q硐独立通风硐室需风量的总和，m3/min；Q其它其它行人、维护巷道所需风量的总和，m3/min；K通井下通风系数，矿井采用分列式通风，取1.15。(3)采煤工作面需风量计算按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q采=100q采Kc=125m3/min式中 Q采采煤工作面需风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，取1.039 m3/min；Kc工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；按工作面温度计算Q采=60VcScKc=601.03.121.0=187m3/min式中 Vc回采工作面适宜风速，取1.0m/s； Sc回采工作面平均有效断面，m2，矿井资料取3.12 m2；Kc工作面长度系数，取1.0。按工作人员数量计算Q采=4nc=423=92m3/min式中 4每人每分钟供风标准，m3/min/人；nc采煤工作面同时工作的最多人数，取23人。按风速验算15ScQ采240Sc153.122112403.12式中 Sc回采工作面平均有效断面，m2。采煤工作面取以上计算风量的最大值187m3/min，经验算，所配风量符合要求。根据要求，工作面实际配风量取200m3/min。(4)半煤巷掘进工作面需风量计算按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q半煤巷=100q掘kd=1000.951.8=171m3/min=2.85m3/s式中 Q半煤巷掘进工作面需风量，m3/min；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯(或二氧化碳)涌出量，取0.95m3/min；kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。按局部通风机吸风量计算Q半煤巷=Q扇Ii+600.25S=1101+600.253.8=167m3/min2.78m3/s式中 Q扇局部通风机额定平均风量，m3/min。(安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的风速不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；)Ii掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台。S掘进工作面掘进断面，3.8m2。按工作人员数量计算Q半煤巷=4nj=415=60m3/min式中 Q半煤巷掘进工作面需风量，m3/min；4每人每分钟供风标准，m3/min/人；nj掘进工作面同时工作的最多人数，15。按风速验算按煤矿安全规程规定,煤巷、半煤岩巷掘进工作面风量应满足：153.81712403.8式中 Q半煤巷掘进工作面需风量，m3/min；Sj掘进工作面巷道过风断面，m2半煤巷掘进工作面取以上计算风量的最大值171m3/min，经验算风速符合要求。(5)岩巷掘进工作面需风量计算按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：从掘进工作面的地质资料得知，本工作面瓦斯（二氧化碳）涌出量较小。（计算略）按30分钟排烟时间计算Q掘=7.8t 7.830490128mmin上式中：A:一次起爆最大炸药量，计算得9.34kg； S:巷道净断面为4.84m2； L：最长通风距离按650m计算； t：放炮后通风时间，30分钟 P:风量比取1.35。；按掘进期间同时工作人数最多计算：Q掘=4N=4 mmin人8人=32 mmin上式中：N：工作面同时最多人数，N取8人； 4：每人每分钟应供应的最低风量；计算局部通风机安装位置配风量：Q掘=Q局Ikf=12811.2154mmin 上式中：Q局：拟选掘进局部通风机的额定风量为130 mmin220 mmin； I:掘进工作面同时运转的通风机台数；Kf:防止局部通风机吸入循环风的风量备用系数。通过以上风量计算，确定工作面配风量为154mmin，经验算风速符合要求。(6)硐室需风量计算本采区暂未布置硐室。6、巷道维护需风量计算巷道维护需风量按下式计算(根据七采区巷道情况)：Q其它=VS =3.8X0.25X60=57m3/min。式中 Q其它巷道维护需风量，m3/min；V巷道最低允许风速，0.25 m/s；S巷道过风断面，3.8m2。3、七采区总风量七采区布置1个采煤工作面，1个半煤岩巷掘进工作面，1个岩巷掘进工作面。Q采=2111200m3/min，Q掘=171+154=325m3/min；Q其它=57m3/min。Q采区=（20032557）1.15=669m3/min11.2m3/s5.6 供电系统1、供电电源结合矿井生产能力为5万吨/年，电源采用单回路(配50KW柴油发电机作备用电源)，来自国网天瓦线，采用架空线进线，在矿井地面建有一座配电室。(矿井要加紧改造，尽快形成“双电源、双回路”)。2、电力负荷七采区用电设备总台数：5台，其中局扇台数4台(2用2备)，绞车台数1台。七采区用电设备总容量：33.4kW，其中工作容量22.4kW。年耗电量：22.48330=5.9万kw.h吨煤耗电量：1.23kW.h/t3、供电线路七采区供电电压为380V电压等级。(1)地面变电所供电由地面变电室引出35mm2电缆至井下七采区材料上山上车场。(2)采、掘工作面供电供电系统所选低压开关额定电压为380V等级。因矿井采掘工作面无电器设备，故配电点设在大巷车场处，配电点采用放射式，供电开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定，配电点馈开选KBZ-400型矿用隔爆型真空馈电开关；需要远方控制和经常起动设备的开关选用QBZ系列；各种开关的继电保护应符合电网和工作机械及的要求：低压馈电开关应有过流和漏电保护，变电所配出分路开关和配电点总开关应有过流保护，选择的各低压开关接线喇叭数目应满足电网接线的需要，一个喇叭口只许引一条电缆，喇叭口的内径与电缆外径相适应。主备局扇由专用变压器供电，做到主备局扇自动切换；同时各掘进工作面的局部通风机均采用“三专”、“两闭锁”方式供电，以保证局部通风机可靠运转。(3)其它井下投入使用变压器一律采用防爆型，变压器型号为KBSG型；采区变电所内设置的防爆高压开关箱均采用微机控制的永磁机构真空断路器。井下设置的高压防爆开关均设有漏电、过载、短路、欠压保护、并设有零序互感器。井下低压防爆开关设有过载、短路、断相、选择性漏电、漏电闭锁、欠压保护、局扇采用“三专二闭锁”。(4)接地装置在七采区配电点设局部接地极。井下所有电气设备的保护接地和局部接地装置连接成一个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻值不超过2。5.7 供水系统1、地面直接供水地面水池870m总回风巷级材料上山采区各用水地点。2、供水管径主管径为DN50，支管为DN25。5.8 排水系统根据地质报告，矿井最大涌水量为76m3/h，其正常涌水量为35m3/h。矿井采用平硐开拓，各处巷道设有排水沟，均能自然排出积水。5.9 压风系统工作面的压风由地面压风机房的螺杆压风机供风，共安设两台。压风硐室的移动式螺杆空气压缩机型号为MLGF10/8，其额定压力0.8MPa；额定流量10m3/min，电机功率70kW。主管路采用584钢管焊接钢管，法兰盘联接。支管采用26钢管，管扣采用。5.10 防尘及监测系统1、防尘(1)综合防尘措施巷道掘进时必须采用湿式钻眼、冲刷井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装煤岩洒水和净化风流等综合防尘措施(2)井下防尘给水系统井下消防洒水采用合流制供水管路，采用枝状管网，自地面+870m消防水池接管，沿回风平硐敷设至井下各用水点。管材选用无缝钢管，采用快速接头，阀门采用法兰连接。(3)井下给水栓设置位置：运输顺槽每隔50m由同位置的消火栓接出一个DN25的给水栓，回风顺槽每隔100m由同一位置的消火栓接出一个DN25的给水栓，不同位置时则单独接出一个DN25的给水栓；湿式凿岩机的引水管接给水栓。(4)井下喷雾装置位置在集中煤仓、各转载点等处均设置喷雾防尘装置。(5)井下风流水幕位置：回采工作面进、回风巷距工作面煤壁；掘进工作面距掘进碛头20-40米处、距回风口10-15米处、巷道中部每300米处分别设置一道风流净化水幕；采区回风巷及承担运煤的进风巷以及回风大巷内分别要设置风流净化水幕。2、隔尘隔爆措施按煤矿安全规程第一百五十条规定，矿井煤巷掘进工作面应安设隔（抑）爆设施。(1)隔爆水棚的结构主水棚采用水袋棚，水袋的规格为GBSD40型，每排水棚的水袋为2个；辅助水棚水袋的规格为GBSD40或GBSD30型，每排水棚的水袋为1个(巷道断面较小)。(2)隔爆水棚的计算与布置布置方式的确定：水棚架设于巷道拱顶，架设高度1.8m，棚距1.5m。设计根据本矿井的具体条件，矿井设置了隔爆水棚。主要隔爆水棚的设置地点：矿井两翼与井筒相连的主要运输大巷和回风大巷、矿井两翼相联的运输石门和回风石门、相邻采区之间的集中运输巷和回风巷。辅助隔爆水棚的设置地点：采煤工作面进风巷和回风巷、采区内的煤巷和半煤巷掘进工作面、煤仓、装载点相通的巷道。总水量计算：主水棚总水量按下式计算：G=gs=4.84400=1936kg式中 G总水量，kg； s巷道断面积；g每平方米巷道所需水量，主水棚为400L/m2；辅助水棚总水量按下式计算：G=gs=3.8200=760 kg式中 G总水量，kg； s巷道断面积；g每平方米巷道所需水量，辅助水棚为200L/m2；（3）单架水棚水量主水棚：Gn=2Gg=240=80kg式中 Gn每排水棚水量，kg； Gg每个水袋水量，kg；辅助水棚：Gn=1Gg=140=40kg（4）水棚架数主水棚：n=G/Gn=19368025（架）辅助水棚：n=G/Gn=7604020（架）（5）水棚区长度L=nc式中 L水棚区长度，m； n水棚架数，架； c水棚间距，1.5m。主水棚：L=251.5=37.5m辅助水棚：L=201.5=30m（6）隔爆水棚设置原则水棚采用集中式布置，采煤工作面运输巷、回风巷和掘进工作面巷道安设距石门50m-75m，水棚之间距不大于200m。水袋棚与巷道交叉口转弯处的距离为60m，与风门距离大于25m。3、监测、测控在半煤巷掘进工作面和采煤工作面及风巷、回风大巷安设瓦斯自动检测报警断电装置装置，由通风部门统一管理，负责仪器仪表和有关技术工作。线路：采煤工作面及回风巷采区材料上山主平硐地面监测室。半煤巷掘进工作面采区材料上山主平硐地面监测室。5.11 避灾路线1、非水灾事故：事故点采区材料上山主平硐地面。2、水灾事故：事故点采区材料上山+870m回风巷地面。6 采掘关系6.1 掘进安排1、在七采区开工施工时，由1个岩巷头施工材料上山，材料上山施工到+820m水平落平时停头。及时施工溜煤上山，到位后开口施工材料上山上车场，与材料上山贯通；1个煤煤岩巷头布置煤层回风上山(双上山掘进)，材料上山及时与回风煤上山贯通形成独立的通风系统。通风系统形成后立即施工7701上区段机巷与开切眼。2、另一个头施工2号溜煤上山。3、在七采区首采面(7701)形成后，回采同时，安排一个半煤巷掘进头，主要为准备接替工作面(7702)。采掘必须实现独立通风。6.2 回采顺序七采区为在施工作业时，考虑7501工作面即将回采完毕，而本采区设计及矿井接替失调。七采区首先选择7701工作面为首采工作面。是因为其临近上部水平大巷，煤层风巷已经形成，且初期投入工程量少，准备时间充足。接替顺序为：7701工作面7702工作面。7 采煤方法及回采工艺7.1 采煤方法根据我矿现有的采煤技术，及工作面顶底板岩性及煤层赋存条件，七采区煤层平均厚度为0.7m，结合矿井目前实际情况，确定使用走向长壁式采煤法进行回采，一次性采全高，采取区内后退式开采，木支护，工作面采用塘瓷溜槽自溜，风镐攉煤。7.2 回采工艺采煤工作面采用风镐落煤。工作面煤炭经人工放煤、搪瓷溜槽自溜到下煤眼内，机巷采用人工装车转运倒入+820m溜煤上山，最后在主运大巷车场组车通过主平硐运至地面煤仓。工作面木支护，支柱柱径不得小于150mm，支柱间、排距均规定为0.8m，遇构造或特殊情况时加密至0.7m。根据开采情况及顶板分类，本区内K1顶板直接顶较破碎，结合壁式回采工艺，确定采用全部自然垮落法管理顶板，回柱管理方式为“见四回一”法。工作面两巷距煤壁20m范围内按要求进行加固支护。8 巷道掘进工艺8.1 巷道分类巷道按岩性分为全煤巷、半煤巷、全岩巷；巷道按坡度分为倾斜和水平巷道；巷道按服务性质分为开拓巷道、准备巷道、回采巷道。8.2 巷道掘进工艺（1）煤巷、半煤巷掘进，采用风镐掘进，遇底板变硬时采用爆破掘进，人工运输煤矸及材料。煤巷、半煤巷均采用梯形金属支架支护、排柴、笆片背帮顶、前探梁作临时支护掘进作业；所有的掘进煤运送倒入1号溜煤上山内，再用机车运出地面。（2）岩巷材料上山掘进采用7655型风动凿岩机打眼，15段毫秒电雷管起爆，二级煤矿安全许用乳化炸药爆破，上山内打中柱隔板铺设溜槽自溜矸石，人工装车组列由机车运出地面。8.3 劳动组织及循环作业方式掘进作业、回采作业均采用“三、八”正规循环作业，三班均组织生产。9 首采工作面布置9.1 首采工作面概况七采区首采面为7701工作面，工作面风巷标高+870m，机巷标高+820m，垂高50m，煤层平均倾角42，煤层厚度0.7m，采面可采走向长度为330m，可采储量为2.52万吨。可采期为7个月。9.2 首采面主要经济技术指标7701采面主要经济技术指标表序号项 目单位数量1工作面长度m752工作面走向长度m3303煤层平均厚度m0.74煤容重T/m31.55煤层倾角度426地质储量万吨2.67可采储量万吨2.528煤柱损失量万吨0.19煤柱损失率510工作回采率9711巷道工程量m71612万吨掘进率m/万吨28413采煤方法走向长壁14单工作面生产能力万吨/年4.815单工作面平均日产量T14516单工作面最高日产量T16017采区服务年限年1.7618单面服务年限年0.5-0.710 主要安全技术措施10.1 通风安全技术保证措施1、回采工作面及掘进工作面通风保证程度和措施矿井回采工作面采用独立通风，回采工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%的标准并按规定安全系数来进行配风的。经计算，每个回采工作面配风3.33m3/s，回采面风速为1.07m/s，符合规程第101条的规定。矿井掘进工作面均采用独立通风。掘进面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%为标准来进行配风的。掘进工作面为局部通风机压入式供风。2、矿井风量与通风网络对安全的保证程度本矿井为高瓦斯矿井，矿井总进风量为11.9m3/s，满足规程第103条的规定。按照设计所配备的矿井风量，可确保矿井安全生产。 井巷对矿井通风效率均无影响，各井巷中的风流速度均满足规程第101条井巷中的允许风流速度的规定，设计通风网络能保证矿井安全生产。3、反风系统及其可靠性根据安全规程的规定，矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变矿井风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。每季度应至少检查1次反风设施，每年应进行1次反风演习；矿井通风系统有较大变化时，应进行1次反风演习。本矿井设对旋轴流式通风机两台，通过主要通风机电机反转来实现反风，不设反风道，故反风漏风少，效率高。风井安全出口内设置两道双向风门，既满足安全行人需要也满足反风要求。4、其它风机房配有测定主要通风机性能参数的仪器仪表，按规定对主要通风机运行工况进行测试和调节。另外，在风机房备用两个风门；当风门损坏时，可及时更换以满足通风需要。10.2 采区区域防突措施 我矿为高瓦斯矿井，七采区区域已经由沈阳煤科院进行了突出危险性鉴定，结论为无突出危险，但生产过程中发现明显突出预兆时，必须立即采取局部防突措施。入井人员必须佩带自救器，且会使用。施工队掘进时，必须严把巷道支护质量(坚持使用前探梁)关，防止因巷道顶部煤炭的垮塌形成孔洞影响回采安全，防止诱导煤与瓦斯突出。局扇必须按照煤矿安全规程的规定安设“三专两闭锁”装置，当瓦斯超限切断工作面及回风电源后，局扇应保持正常运转，严禁擅自开停。通风科在工作面及回风流中按规定设置瓦斯传感器，瓦斯传感器安设的位置、报警点、断电点、断电范围和复电点的设置必须符合煤矿安全规程第168条和第170条的规定。瓦检员认真检查该区域的通风、瓦斯及安全设施情况，杜绝空班、漏检和假检现象。当瓦检员一旦发现工作面及其回风风流中瓦斯浓度超过规定或有煤与瓦斯突出征兆时，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理，并及时向矿调度室汇报。在掘进中遇地质构造、煤层软分层增厚等情况时，现场作业人员必须立即停止作业，探明地质情况，并向矿调度室汇报。出井后，班长必须及时将现场情况填写在“一通三防”记录上。加强对电气设备隔爆性能、失爆检查，杜绝失爆。严格放炮管理，遵守“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。加强工作面瓦斯传感器、断电仪的维护、管理，按规定进行校正，维护，保证其性能灵敏、可靠。矿职能部门，要认真履行各自的防突职责，保证防突措施执行到位、监督检查到位、管理到位。10.3 防治水措施1、七采区主要充水因素一是龙潭组二、四段灰岩层间裂隙岩溶水，是采煤工作面的主要水源，茅口灰岩是平硐，运输大巷等场所的补给水源。二是断层导水的影响，特别注意隐伏断层的影响。三是地质钻孔封孔质量不良的危害。四是矿井离地表较近，大气降水是矿井充水主要来源。矿井涌水量：2011，全矿最大涌水量为76m3/h（暴雨期间，主运输巷地面水渗入）；最小涌水量为10m3/h；正常涌水量为35m3/h。井田水文地质条件属岩溶充水，中等偏简单型矿床。2、防水煤（岩）柱留设设计结合本矿实际留设煤柱情况，并按建筑物、水体、铁路及主要井巷留设与压煤开采规程的规定留设。1、井田边界煤柱留设煤柱宽度40m，相邻矿井各留20m。2、水平防水煤柱的水平防水煤柱按30m留设。3、采区边界煤柱采区边界煤柱按20m留设。4、断层防水煤柱断层防水煤柱按30m留设。5、今后采掘活动中若遇探明的导水钻孔，则采取注浆封孔或留设足够煤柱的措施，煤柱以钻孔为中心，20m半径留取。（三）井下探放水措施1、探放水原则接近水淹区或情况不明的井巷、老空时根据积水区的位置、范围、水文地质条件，以及采空区、巷道受矿山压力的破坏情况等因素，确定探水线的位置。在巷道掘进中必须探水。打开水体隔离煤柱前本矿井开采所造成的老空、老巷等积水区，探水线距积水区的最小距离：在煤层中不小于30m，在岩层中不小于20m。采掘工程接近其它可能突水段时矿井煤系地层底板茅口灰岩岩溶发育，主要井巷布置在该层位，探水线的距离不小于50m。2、探放水设备选择设计选用ZY-75型探水钻1台，保证钻杆数量满足钻孔长度70m的要求。3、探放水措施在矿井建设和生产期间要严格执行煤矿安全规程中关于井下防治水的规定及要求。本矿井涌水量主要来自茅口灰岩含水层水和龙潭组二、四段灰岩层间裂隙岩溶水，井田水文地质条件属岩溶充水，中等偏简单型矿床，在巷道掘进时应注意可能出现的古岩溶及隐伏断层的突然涌水。故在巷道掘进时，应根据矿井突水水量大、突水威胁严重的特点，采取“监测预报，防探结合，治理检验，综合防护”四位一体综合防治水技术措施。监测预报 a、根据矿井水害特点和类型，对大气降水和井下突水点进行实时监测；b、建立矿区及矿井降雨量和主要突水点的实时监控体系，及时和系统的掌握降雨量的变化和主要突水点水量变化；c、综合巷道施工、钻孔资料、泉水和地表水资料、地质构造、水文、水化学特征等资料，进行全面、系统的分析和研究，确定严重突水威胁区、突水威胁区和无突水威胁区域；d、针对不同的采掘工作面、不同的地质构造部位和不同的含水层或隔水层岩性进行综合分析，对采掘工作面或巷道进行水害评价；e、根据近期降雨预报与井下监测结果，并结合水文地质条件的分析，对突水威胁区域或严重突水威胁区进行局部或短期的预报。 防探结合针对矿区水害探测以溶洞、暗河等管道流为主要探测对象，并根据各种物探方法在水文地质勘探中的应用效果，采用超前钎探、井下探测与地面探测相结合的方法，探测和确定与矿井水害问题密切相关的断层、裂隙密集带与岩溶富水区和构造带等地质异常体的位置、大小、分布范围以及赋水情况。 治理检验a、矿井水害的治理依据“防、堵、疏、排、截”的基本原则，根据矿区地质、水害、矿井排水的特点，确立以“防、疏、排”措施为主，配合注浆封堵和截留等措施，对矿井水害进行科学治理。b、对矿井水害的治理效果进行检验，检验方法主要为钻探法。 综合防护矿井水害的综合防护措施主要包括以下几点a、在突水威胁区域掘进时，设避灾硐室；b、在掘进头附近设立专门的报警电话，以便在水灾发生时能及时通知调度室；c、实行远距离放炮等安全措施；d、设立避灾路线，在井下悬挂明显避灾路线的标志，并传达到井下每位作业人员；e、编制矿井防治水紧急处理预案，定期进行演练；f、定期向全矿进行矿井水情水害情况通报，举行防治水专职培训和讲座。遇断层、褶曲、地质变化的积水带，应先探后掘，在煤层顶、底板岩溶发育的灰岩中掘进必须实行有掘必探，随时掌握水情。施工中应注意井下可能存在的溶洞及暗河。按照矿井水文地质规程、煤矿防治水工作条例和采矿设计手册的要求，计算并留设矿井防水隔离煤（岩）柱、采区防水隔离煤（岩）柱和各类断层、陷落柱等防水煤（岩）柱，并按相关要求严格管理。按规范要求，设置有足够能力的自排水沟或排水系统，并定期维护或清理，保持流水（排水）畅通。为确保矿井顶水回采和首采工作面生产安全，矿井投产前及，必须进行矿井补充地质勘探、防治水专项研究，近一步弄清矿井及首采工作面顶板含水情况，并制定安全技术措施10.4 粉尘防治1、粉尘的职业危害粉尘对工人健康安全产生危害很大，主要表现在：危及作业人员的健康，使其患上各种职业病，如煤肺病、硅肺病、皮肤病、肺结核等；污染作业环境，使作业人员视线不清、感觉不适等，从而引发工伤事故和降低劳动效率。本矿井采用平硐开拓方式，可采煤层为缓倾斜薄煤层，半煤岩巷较多，在巷道掘进时会产生大量的岩尘，其主要成分为SiO2，岩尘和煤尘一样，都会污染环境，给作业工人带来一定的身体危害。长期吸入，还会引起尘肺病，因此应对其引起足够的重视，并采取相应措施，加以防范。2、矿井井下粉尘污染及防治岩尘、煤尘是造成工人罹患硅（煤）肺病的根源，为消除以上所述危害，设计根据规范要求在矿井设计中采取了综合防尘技术。该综合防尘技术主要有采取了如下防尘措施：通风除尘：为取得良好的防尘效果，在矿井的通风设计中首先做到：正确布置井下各巷道、合理配置风流、严格计算各通风点风速。湿式作业：设计为矿井在扩建后的生产过程中采取湿式钻眼、洒水防尘、喷雾捕尘、装填水炮泥措施建立了完善的防尘供水及管路系统。净化风流：为进一步降低和控制粉尘，在矿井含尘浓度高的风流所通过的巷道中设计有风流净化水幕。个体防护：作为采用各种防尘措施的补充，为所有接触粉尘作业人员配备防尘口罩也是设计采取的防尘降尘的根本措施之一。自动喷雾降尘：为了节约用水，提高降尘效果，针对不同的使用环境，本矿的喷雾洒水、降尘装置一般采用手动和自动相结合的方式控制。加强粉尘的检测、监测：为了对矿井所产生的各类粉尘进行有效的防治，特别是对呼吸性粉尘进行实时监测，矿井要及时购置矿用直读式粉尘检测仪，以便