煤矿采区设计说明书（毕业论文）

算溪煤矿

11采区设计说明书

二○一三年二月

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目 录

第一章 矿井概况 ................................................................................................. 1

第一节 矿井交通位置、范围以及临近矿井的关系 ......................................... 1 第二节 矿井开拓部署概述 ............................................................................ 1

1、矿井储量 .......................................................................................... 1 2、生产能力及服务年限 ......................................................................... 2 3、开拓系统 .......................................................................................... 2 4、提升系统 .......................................................................................... 2 5、排水系统 .......................................................................................... 2 6、通风系统 .......................................................................................... 3 7、供电系统 .......................................................................................... 3 8、运输系统 .......................................................................................... 3 9、压风系统 .......................................................................................... 4 10、供水系统......................................................................................... 4 11、通讯系统......................................................................................... 4

12、照明系统......................................................................................... 4

第二章 采区地质情况 .......................................................................................... 4

第一节 采区位置、范围及其与临近采区的关系 ............................................. 4

第二节 煤层赋存情况及顶底板特征 .............................................................. 5

1、煤层赋存情况 ................................................................................... 5 2、顶底板特征 ....................................................................................... 5 3、煤类、煤质及用途 ............................................................................ 5 第二节 采区地质构造 ................................................................................... 6

1、采区地层 .......................................................................................... 6 2、地质构造 .......................................................................................... 8 第三节 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况 ........................................................... 9

1、瓦斯 ................................................................................................. 9 2、煤尘 ................................................................................................. 9 3、自燃 ............................................................................................... 10 第五节 水文地质特征 ................................................................................. 10

1、含水层、隔水层： .......................................................................... 10

2、老窿对矿坑充水的影响 ................................................................... 10 3、断层的含水性与导水性 ....................................................................11

4、矿坑涌水量 ......................................................................................11

第三章 采区储量、生产能力和服务年限 ............................................................ 12

第一节 采区储量 ........................................................................................ 12 第二节 采区工作制度 ................................................................................. 12 第三节 采区生产能力的确定 ....................................................................... 12 第四节 采区服务年限 ................................................................................. 12 第四章 采区巷道布置 ........................................................................................ 13

第一节 采区主要参数的确定 ....................................................................... 13

1、采区斜长及走向长度 ....................................................................... 13 2、工作面长度、区段斜长及数目 ......................................................... 13

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第二节 采区巷道布置 ................................................................................. 13

1、巷道布置方案的选择 ....................................................................... 14 2、选定方案的布置方式 ....................................................................... 14 3、区段的布置 ..................................................................................... 16 4、采区车场设计 ................................................................................. 17 第三节 采区硐室布置及位置的选择 ............................................................ 18

1、确定煤仓的形式、容量及位置 ......................................................... 18

2、确定采区变电所的位置及形式 ......................................................... 18 3、确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置 ....................................... 18 第四节 开采顺序及采掘工作面工程排队 ..................................................... 19

1、开采顺序 ........................................................................................ 19 2、采掘工作面工程排队 ....................................................................... 19 第五节 采区生产系统 ................................................................................. 20

1、提升运输系统及设备选型 ................................................................ 20

2、通风系统、方式、设施、风量以及通风能力 .................................... 23 3、供电系统及其变电所装机容量 ......................................................... 24 第六节 采区生产生产能力验算 ................................................................... 25

1、 采区同采工作面数目验算 .............................................................. 25 2、采区生产能力验算 .......................................................................... 25 3、采区回采率 ..................................................................................... 25 第七节 矿井主要安全技术措施 ................................................................... 25

1、预防瓦斯技术措施 .......................................................................... 25 2、防治水技术措施 .............................................................................. 27 3、防火措施 ........................................................................................ 29 4、防止顶板事故安全技术措施 ............................................................ 31 5、矿尘措施 ........................................................................................ 31 6、爆破安全技术措施 .......................................................................... 31

第五章 采煤方法 ............................................................................................... 33

第一节 采煤方法的选择 .............................................................................. 33

1、煤层赋存情况及开采技术条件 ......................................................... 33

2、采煤方法及工艺 .............................................................................. 33 第二节 工艺设计 ........................................................................................ 33

1、回采工作面落煤、装煤、运煤方式及设备台数型号 ......................... 33 2、工作面支护设计 .............................................................................. 35 3、放顶方法 ........................................................................................ 36 4、工作面特种支架布置及超前支护的方式和布置 ................................ 36 第三节 工作面劳动组织及技术经济指标 ..................................................... 38

1、工作面劳动组织 .............................................................................. 38 2、技术经济指标 ................................................................................. 40 第四节 保证工作面产量的安全措施 ............................................................ 40

1、初次来压和周期来压的措施 ............................................................ 40

2、提高煤质和采出率的措施 ................................................................ 41 3、工作面结束后安全技术措施 ............................................................ 41 4、避灾路线 ........................................................................................ 42

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第六章 采区主要技术经济指标 .......................................................................... 43

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第一章 矿井概况

第一节 矿井交通位置、范围以及临近矿井的关系

算溪煤矿位于冷水江市北偏东17KM，距新化县城约43KM。地理坐标东经111°28'16\～111°28'29\；北纬27°44'57\～27°50'00\ 。交通以公路为主，矿井有简易公路与冷水江市至温塘公路相接。湘黔铁路在冷水江矿区南端通过，交通运输方便。

第二节 矿井开拓部署概述 1、矿井储量

矿井工业储量：

根据矿井确定的范围、矿井生产精查地质报告及实际揭露情况计算：

Q?S?h?r/cosa

Q =194×2×1.4/cos20°=584.6万t

式中：Q——矿井地质储量；万t

S——井田投影面积；m2 r——煤的容重；r =1.4 t/m

a——煤层倾角(按平均倾角20°)；度 h——平均煤厚；m 矿井可采储量：

矿井可采储量是指矿井工业储量中可以采出的那部分储量。用工式

表示为：

Qk=(Q－P)×η=（584－16）×0.8=432.4万t

式中：Qk——矿井可采储量：万t ； Q——矿井地质储量；万t

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2、生产能力及服务年限

T= ZK /A×K

式中： K——储量备用系数取1.2；

ZK——可采储量，t；

T——计算服务年限，a；

A——年产量，t。

井型确定比较方案见下表1-1：

表1-1 比较方案 总储量 生产能力（万t） 服务年限（a） 规范标准（a） 9 48 432.4万吨 各省自定 15 29 经上表分析可得，年产9万t/a较接近设计要求，因此该矿井的井型定为9万t/a，服务年限48a，为小型矿井。

3、开拓系统

算溪煤矿采用斜井单水平上山开拓系统，斜井主要参数如下：

表1-2 主井井筒参数表

井口标井筒长 项目 落底 井口坐标 高 倾角（°） 度 井筒 m （m） m 主井 X=3080111.58 Y=37546591.95 +516 25 173 +271 用途 提煤、通风、运矸行人 4、提升系统

矿井设计生产能力9万t/a，矸石提升按年产量20%确定为9×0.2=1.1.8万吨，合计10.8万吨。井上绞车房采用JK-2.5/20提升机。矿井提升系统采用单钩串车提升，轨道上山绞车房选用JK-2.0/20提升机，配JR136-6型电动机，2.468kg/m 6×7 股（1+6）钢丝绳，天轮为TXG1600/14，矿车采用MG1.1-6A，一次提升7辆车，满足生产需要。

5、排水系统

矿井采用一级排水，将回风大巷、工作面、掘进头的水通过3?的坡度经上山、运输大巷水沟流入井底主副水仓；通过200D-43×7水泵经无缝钢管排出地面。其中管路布置方式为“三泵两管”，满足排水需要。

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6、通风系统

经技术比较，矿井通风系统采用中央并列式，地面风机房配置两套同等能力的轴流式风机，一台工作一台备用。风机工作方式为抽出式。

风井井筒采用斜井通风，参数见下表，通风路线见附图2。

表1-3 风井井筒参数表

图1-2风井井筒断面图

7、供电系统

矿井使用800米长ZLQ2-6型电缆将地面变电所6kv电源分两趟回路沿主井进入井下中央变电所的高压配电开关。经其它高压开关柜出线端沿+270运输大巷送往1131采区+330变电所，经6kv/690v变压器降压，转为690v电压输送至采区各个用电场所。

8、运输系统

运煤路线：

1131采煤工作面→1131溜子巷→1131运输巷→中部车场→轨道上山→下部车场→绕道→采区运输石门→+270运输大巷→井底车场→主井→地面。

材料路线：

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地面→主井→井底车场→+270运输大巷→采区运输石门→绕道→下部车场→轨道上山→上部车场→1131回风巷→1131采煤工作面。

9、压风系统

地面设置空压机站采用两级空气压缩（气体储存在风包里）用压气管道将压缩空气送入井下。沿大巷、上山至工作面、掘进头带动风动工具作业。

10、供水系统

地面设置蓄水池，通过供水管道将水送至井下各防尘、用水地点。

11、通讯系统

矿井行政管理与生产调度共设一台程控交换机，井下各主要硐室及工作面，掘进头，安装本质安全型按键电话分机，地面机房、办公室设按键电话分机，矿井至常宁市电信局设中继线2~3对，供矿井与上级或外单位联系。

12、照明系统

井下照明电压采用127V，选用BZX-2.5型矿用隔爆型照明综合保护装置，按《规程》要求，分别在井底车场、水泵房、中央变电所等主要硐室设置照明灯。 为便于行人和运输安全，本矿井在主要运输石门、运输大巷、轨道上山、区段平巷及工作面等处均设置照明灯。灯具选用DJS18/127L矿用本质安全型LED巷道照明灯，矿井主要巷道光线覆盖率70%以上。

第二章 采区地质情况

第一节 采区位置、范围及其与临近采区的关系

首采区位于井田的西翼，主采3煤层，走向长度约790米，倾斜长度约590米，采区上部边界+470米，下部边界+270米。东至12采区，西至井田边界，北至主井落底处，矿井其它地方都未进行开采，平均煤厚2.0米，回采面积约44万平方米，平均倾角20°，容重1.4t/m3，储量88万吨，地表为荒山、农田，无水库、河流等地表水源，对开采无影响。

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第二节 煤层赋存情况及顶底板特征 1、煤层赋存情况

算溪煤矿可采煤层为矿井范围内的3煤层。3煤层特征如下表：

表2-1 煤层特征表

煤层厚度（m） 煤层倾角° 项目 最小 最大 最小 最大 容重 夹矸厚度 夹矸层数 稳定程度 2（kg/m） （m） 煤层 平 均 平 均 3煤 1.6—2.6m 2m 15°—27° 20° 1.4 1~2 ≦0.15 较稳定 2、顶底板特征

测水组下段3煤层为本矿井唯一可采煤层，其顶、底板岩性为： ①伪顶：为碳质泥岩，黑色质软，发育不普遍，性脆易碎，回采时常随煤层一起垮落。厚度0～0.2m。

②直接顶：为灰黑色、薄层状泥灰岩或钙质泥岩，局部地裹为硅质灰岩。厚度0～4.6m，硬度一般4～7级，抗压性较强，不易垮落。

③老顶：为蓝灰色薄层状硅质灰岩及厚层状石灰岩，岩性稳定。 ④直接底：为灰褐色块状铝土岩，变化较大，结构致密，吸水性及膨胀性均较差，在生产巷道中极少见到有底鼓现象。

⑤老底：为灰白色厚层状石灰岩，抗压强度较大。

通过对矿井的顶底板岩层进行分类，小温矿井主采煤层顶板为Ⅲ级顶板。

3、煤类、煤质及用途

3煤层煤质化验结果如下表：

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煤层 3 Ad(%) 4.65-36.8/20.75 表2-3 3煤煤质化验结果表 Vdaf(%) St,d(%) Qgr,d(MPd(%) J/Kg) 6.08-130.35-2.19.82-30.001-0.06/9.169/0.72 3.91/27.049/0.9 .47 011

视密度 1.39 第二节 采区地质构造 1、采区地层

1. 1 地层

本区出露地层最新为中上石炭统壶天群，最老为石。现由新到老分述如下：

1.1.1、第四系（Q）

表土层、中上石炭统壶天群、下石炭统梓门桥组、下石炭统测水组、下石灰统石磴子组。

依据以往的地质成果，本矿区地层发育情况如下表：

矿区地层简表

系 组 段 杨家第四系 表土层 中上石炭 统壶天群 下石炭统 梓门桥组 下石炭统测水组 粉砂岩及石英砂 灰岩 砂质泥岩及石英 砂岩、泥质灰岩、130 135.00 石灰岩、白云岩 470.00 山区 粘土夹砂砾岩 5.00 岩性 厚度（米） 6

岩、泥岩、砂质泥岩及石英砂岩、砂质泥岩、煤、细砂岩

1.1.2、中上石炭统壶天群（C2+3ht）

以浅灰及肉红色隐晶～细晶质石灰岩、白云岩、白云质灰岩为主。底部岩性、颜色较杂，含丰富的蜒蝌化石，可见厚470.0m，大致可分为三段：上部：石灰岩为主，浅灰～深灰色泥晶，缓波状层理，中厚层状，中夹白云岩及燧石灰岩，产少量的希瓦格蜒蝌化石。

中部：白云岩、白云质灰岩为主，灰～浅灰色，层理不清，具不规则的裂隙，砂状断口，产少量的粒蜒。

下部：石灰岩为主，浅灰、灰白及肉红色，泥晶，水平层理。含燧石结核，底部角砾状灰岩，颜色较杂，产少量的希瓦格蜒蝌化石。与下伏地层合接触。

1.1.3下石炭统梓门桥组（C1z）

全层厚92～190.0m，一般为135m 。根据岩性的差异大致分为上、中下三段。

上段为灰至深灰色中厚层状之硅质灰岩泥质灰岩为主，泥晶至粉晶结构。含灰色燧石条带及团块，最顶部10m至30m左右，岩性变化大，颜色也复杂，有肉红、灰白、紫红色硅质灰岩或泥质灰岩，灰绿色钙持灰岩或含钙质泥岩。

中段为灰色、深灰色泥质灰岩、泥灰岩互层，中厚层状，泥晶至粉晶质结构，厚度较大。

下段以深灰色泥质灰岩为主，间夹石灰岩，靠上部含石膏一层。底部

下石灰统石磴子组 灰岩、泥岩 406 7

常为深灰色黑色钙质泥岩，地表风化后多呈黄绿色泥岩。本层顶部含群体珊瑚，底部富含水量腕足类，珊瑚类等动物化石，与下伏地层整合接触。

1.1.4、下石炭统测水组（C1c）

以碎屑岩为主，因有数层坚硬的石英砂岩，往往形成较陡峭的山峰。加之植物繁茂，形成了显著的地貌特征，本组地层厚94m～145m,一般厚130m，根据颜色、岩性及含煤情况，又可分为上、下两段。

（1）测水组上段以浅色岩性为主，由砂质泥岩、泥质灰岩、粉砂岩、石英砂岩组成。底部一般含煤一至二层（常为不可采煤层），其特征是：顶部有紫红色、灰绿色砂质泥岩区分梓门组和测水组，中部有厚度较大而稳定的泥质灰岩及含动物化石的黑色泥岩为标志，底部有灰绿色含粗鲕粒粉砂岩及灰白色石英砾岩，作为划分上下段的标志。该段地层分布甚广，出露良好，段厚58m～133m,一般厚80m。

（2）测水组下段为主要含煤段，以深色岩性为主，由砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩和煤层组成，含煤6层，其中3煤可采，其余不可采。段厚12.5m～58.0m,一般厚51.0m。

1.1.5、下石灰统石磴子组（C1s）

黑灰色，薄层状泥质岩，水平缓波状层理，充填枝状方解石脉，常夹黑色泥灰岩，含腕足类、珊瑚等动物化石。在顶部往往为黑色块状细腻的黄铁矿及腕足类、苔藓等化石的钙质泥岩，可见厚度406.0m。

1.2含煤地层：

本矿井测水组含煤3～4层，自上而下命名为上段煤、3煤层、5煤层、6煤层。上段煤、5煤层、6煤层一般不可采。3煤层为主采煤层。

3煤层位于测水组下段顶部，往往贴近分界砂岩，为主可采煤层，勘探时在矿井范围内施工1102孔，见煤真为1.76=2.58（0.36）0.82；在北部13线施工4孔，有3个被集云断层断失，一个厚度仅0.34m；东部施工的1103孔，见煤厚2.9m.煤层结构较简单，夹矸为炭质泥岩或泥岩。矿井中见煤厚度由0.1m～3.0m,一般厚2.0m，具夹矸。

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2、地质构造

区内构造主要由土地垭复向斜及8条性质不同的断层所构成。其中，断层在矿区东南部范围内、由于构造应力集中而较为密集，北部及西部稀疏。它们除少数外，大都切切割了贯穿矿区东西的向斜。现将褶曲、断层分述如下：

2．1、褶曲

土地垭向斜：该向斜是矿区内的主体构造。周长约25公里，宽1～4公里，西北--东南方向走向长约11公里。

向斜核部主要出露长兴灰岩，向斜中岩层走向大致与向斜轴向平行，产状一般较为正常，局部有倒转现象，倾角一般在40o～60o之间。

因在向斜形成的过程中，由于翼部各处岩层的力学性质有差异，以及受断层多次截切向斜时的影响，使两翼沿走向或倾向均局部呈现不同幅度的波状起伏，并形成一些小的次一级向、背斜构造。

2．2、断层

前述已查明的8条断层中，除F16 、F17正断层与F1、F15逆断层及F5

平推断层将矿区西南部切割为几个孤立的块段，影响了煤炭资源的合理开采与利用、并降低了矿区煤炭资源的经济价值以外，其它断层则因分布于矿区边缘地段或落差较小，对将来煤炭的开发和生产无较大的影响。

算溪煤矿处于向斜的西南翼尾端，在斜截向斜的F15断裂影响范围内。F15断裂走向北西～南东，倾向南西，倾角65 o～80 o，落差40～50米，为逆断层性质。但矿山范围内次级褶皱、断裂形迹不发育。构造复杂程度为简单～中等复杂类型。

第三节 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况 1、瓦斯

根据湘煤行[2010]9号文，确定为高瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为

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0.88m3/min，瓦斯相对涌出量为12.63m3/t；属高瓦斯矿井。

2、煤尘

根据湘煤行[2010]9号文，矿井开采的3煤层无煤尘爆炸危险性。

3、自燃

根据鉴定结果，3煤层属不易自燃煤层。

第五节 水文地质特征

矿山范围内山体坡度平缓，无明显的地表径流存在，大气降水除部分浸入井下外，余者多为山塘储集或流入临近河流。

1、含水层、隔水层：

第四系残积坡积层：

分布于低凹平原和沟谷两侧，主要为风化岩层碎屑，砂质粘土、砂砾、卵石等组成。厚度0～19.45m。透水性较强，泉水多在冲沟及山破脚地带呈下降泉出露，泉水标高＋221.8～112.6m，流量一般为0.1～0.97公升/秒，含水性较弱，流量受季节控制，地下水主要补给来源为大气降水。

梓门桥组、测水组砂岩：

主要含水层为中粒砂岩、中厚层状砂砾岩等构成。砾岩分选不良，砾径一般为3～8公分，具棱角及半磨圆状，砾石成分以灰岩及燧石灰岩为主，多为硅质胶结。一般下段岩层富水性比上段岩层强，钻孔穿该层段多发现漏涌水现象，泉水多沿山坡脚地带呈下降泉出露，泉流量0.0154～0.905公升/秒，出露标高＋255.0～＋133.13m。地下水为含水性中等孔隙、裂隙层间受压水。

2、老窿对矿坑充水的影响

矿井范围无煤层出露，但老窿不少见，以开采3煤层为主，为季节性

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小窑。巷道主要充水来源为大气降水、煤层顶板的石英砂岩水，以及临近小窑的老窿水。由于煤窑巷年久，大部分倒塌或充填，不同程度均有积水或溢水，开采过程中应加以防范。在开采浅部煤层时，必须坚持有疑必探，先探后掘的探索放水原则。

3、断层的含水性与导水性

井田内断层较为发育，由于断裂构造造成各含水层直接接触，沟通了各含水层间的水力联系，断层破碎带又是地下水联系活动较为发育的地段,在接近井田边界时坚持先探后掘,因此对矿井开采的影响不是很大。矿井内的小断层不会成为导水的渠道，对开采不会构成威胁。

4、矿坑涌水量

根据2《湖南省新化县冷水江矿区杨家山区段韩家山井田算溪煤矿资源储量报告》提供的数据资料，矿井+330m水平正常涌水量为30m3/h,最大涌水量为45m3/h.

综上所述，算溪矿矿井水文地质条件属简单类型。

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第三章 采区储量、生产能力和服务年限

第一节 采区储量

采区保有储量=采区可采面积×采高×容重×采区回采率=44×2×1.4×

0.8=98万

第二节 采区工作制度

年工作天数为330天，每日3班制工作，每班工作时间8小时，矿井净提升时间为16小时。

第三节 采区生产能力的确定

根据矿井的生产能力计算，该矿井只需布置一个回采工作面就可以满足生产能力：

表3-1 工作面生产能力表

工作面长度 90米 工作面年推进度 采高 422米 2米 容重 1.4 kg/ m3 可采率 工作面年产量 0.95 10万吨 （工作面的年推进度计算公式：工作面年推进度按工式计算：L=年工作日×昼夜循环数×循环进度×循环率：L=330×2×0.8×80%=422m）

由上表知，工作面生产能力为10万吨。

第四节 采区服务年限

按推进度算：

工作面一日三班，日推进1.6米。则年推进度为330×1.6×0.8=422米，采区走向长度约为790米，则区段服务年限为1.87年，采区服务年限为1.87×6=11.2年考虑到备用系数及计算误差，最终确定为10年。

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第四章 采区巷道布置

第一节 采区主要参数的确定 1、采区斜长及走向长度

采区斜长约590米，走向长度约790米，开采深度由+40~-160m。

2、工作面长度、区段斜长及数目

算溪矿为单水平开拓。首采区划分为6个区段。详见表3-2：

表4-1 采区水平、区段划分表 项目 一水平 区段名称 上标高 m +470 +436 +402 +368 +334 +300 下标高 m +436 +402 100m 斜长 590 第三区段 第四区段 第五区段 区段数目 6个 第六区段 +368 +334 +300 +270 90m 790m 20° 2个 工作面 斜长 走向长度 m 倾角 （°） 工作面数目 m 上标高 下标高 +470 +270 第一区段 第二区段 第二节 采区巷道布置

采区运输大巷位于3煤层底板中，轨道上山、回风上山及区段巷布置于3煤层中，运输大巷与上山采用区段石门连接。由于运输大巷和采区石门也采用单轨运输，根据通风的要求，确定运输大巷和采区石门净断面跟主井井筒一致。根据其地质情况采用锚喷支护。根据井下地质条件确定运输大巷和采区石门采用单轨半圆拱巷道。

采区总回风巷布置在+470标高，距1121区段回风平巷50米。考虑到3煤属较坚硬煤层，区段间煤柱留设10米。

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1、巷道布置方案的选择

因本矿为高瓦斯矿井，所以布置两条上山即可满足运输、行人和通风的要求。所以列出两条可行性方案进行比较：

方案一：双煤上山布置，回风上山、轨道上山均布置在煤层中。 方案二：轨道上山沿煤层布置在底板，运输上山布置在煤层中。

表4-2采区上山布置方案比较 项目 优点 缺点 方案 双上山布置在煤层中，掘进速度快，费用低，投产快，轨道上山作为排矸、运料、运煤的上山可实现集中运输，便于管理，回风上山作为专受周边采动影响，煤巷维护频用回风通道设备少，风阻小等优点。繁。间隔运输使用矿车较多，轨由于轨道上山可下放煤炭，实现间道上山的中下部车场长度较长，方案一 隔运输系统，因而不用另设区段溜保安煤柱留设较多。轨道上山下煤眼和采区煤仓。使用双煤上山时，煤排矸行人任务繁重，事故率较轨道上山和与区段运输平巷均采用高，操车复杂。 矿车运输，可减少刮板运输机使用数量，易于分采分装分运，有利于提高煤质。适应性强，区段运输平巷也可分段掘。 轨道上山布置在岩层中，维护简单，只执行下排矸、运料、行人的工作，岩巷掘进费用高，投产慢，采煤任务不重，运输上山布置在煤层里，面投产前掘进工程量大；刮板或区段运输平巷和运输上山使用皮带或者刮板机，可实现连续运输。因此轨上山可使用小功率绞车，采区内双轨巷道少，矿车使用量少，矿车使用量少，运输安全性高。

皮带机使用台数较多，需布置采区煤层煤仓和区段溜煤眼，无法实现分采分运，不利于提高煤质。 方案二 2、选定方案的布置方式

①采区上山布置

经上述方案比较，结合本矿井年产量以及采区服务年限的需要，最终选定方案一作为本采区上山布置方式。

采区上山布置：因煤层煤质较坚硬且不易自燃，属高瓦斯矿井，无瓦斯突出危险；故轨道上山和回风上山均布置在煤层中。

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图4-1 方案一布置示意图

图4-2 方案二布置示意图

表4-3 回风、轨道上山参数表

项目 断面 形状 上山间距 m 斜长 m 倾角 ° 护巷煤柱 支护形式 支护材料 净断面积 ㎡ 轨道上山 回风上山 三心拱 20 585 20 各20米 锚喷 钢筋砂 浆锚杆 4.35

15

1220

574 220012006001522180320300300图4-3 轨道上山净断面图

15225742200300

3001400

图4-4回风上山净断面图

3、区段的布置

首采区共有1131、1132、1133、1134等12个工作面。现主要布置1131工作面。1131区段回风巷沿+470标高布置，与回风大巷、上部车场相连，区段溜子巷沿+436标高布置后，下方留设10米区段煤柱，沿煤柱下方布置区段运输平巷，煤柱间隔100米左右掘一联络巷，将区段溜子巷与运输巷相通。当1131工作面向前推进150米后，左翼1132工作面开掘区段回风、运输平巷，准备接替。巷道布置方式与1131相同。

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图4-5 区段运输、回风巷净断面图

4、采区车场设计

上部车场：

根据绞车房的布置以及区段回风巷的位置选定上部车场为逆向平车场.其优点是摘钩挂钩操作方便安全,管理容易风门漏风少.缺点是岩巷掘进费用高,矿车反向运行,调车时间长,运输能力小。

回风大巷

回 绞车房风轨上道

山区段回风巷上山

顶板绕道

图4-6采区上部车场示意图

中部车场：

采用单钩单侧绕道式甩车场。起坡类型为：单道起坡。布置方式：采用斜面路线二次回转方式，其优点是：交岔点短，工程量小，易于维护。缺点：提升牵引角大，不利于操车，调车时间长，推车劳动量大。

回轨 风道上上 区段溜子平巷山山

区段运输平巷 充电硐室

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图4-7 采区中部车场示意图

下部车场：

采用顶板绕道车场。

轨回 道风上上

山山

绕道图4-8采区下部车场示意图

第三节 采区硐室布置及位置的选择 1、确定煤仓的形式、容量及位置

由于采区采用双煤上山布置，又因产量不大，轨道上山执行运煤的任务，采用间隔运输系统完全可以满足年产量的需要。故采区无井底煤仓。

2、确定采区变电所的位置及形式

采区变电所位于+330标高的轨道上山和回风上山之间的联络巷中，用“—”式布置。

3、确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置

采区轨道上山布置在采区走向中央位置的煤层中。详见表4-3、图4-3及图4-4。

绞车房位于第一区段+470标高位置，距离1131回风巷37米。绞车房布置形式见下图：

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图4-9绞车房布置图 ①—钢丝绳通道 ②—电动机壁仓 ③—风道

第四节 开采顺序及采掘工作面工程排队 1、开采顺序

水平：本矿井为单水平开采，无水平开采顺序。

区段：本矿井以东翼采区为首采区，区段开采顺序是由上至下的下行式开采顺序。区段两翼工作面，每翼工作面用后退式开采，靠近轨道上山一侧的工作面先投产。

采区开采顺序：11采区→12采区。

区段开采顺序：11采区一区段→11采区二区段→三区段等。 工作面开采顺序为：1131工作面→1132→1133→1134等。

2、采掘工作面工程排队

采区巷道掘进总米数?①确定采掘比：采区掘进率=采区采出煤量（吨）8200980000?0.0084m/t

= 84 m/万t

②掘进组数的确定：即确定采掘工作面的比例关系，计算方法如下： N=

tstj?9.764?2.4

式中：N——采掘工作面数目比例

ts——回采工作面采煤时间（月）；ts?——掘进工作面所需时间（月）；tjLV?3501.6?28?0.8?9.76

?4

tjL1?L2?L3V1?350?350?500300

V1——煤巷掘进速度； 米/月 L1——区段运输巷长度；米 L2——区段回风巷长度；米

L3——联络巷与其它临时巷之和；取500米

根据计算煤掘队需3队可以满足要求。由于该矿井的石巷掘进不多，安排1个岩掘队就可以满足要求。

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第五节 采区生产系统 1、提升运输系统及设备选型

采区情况：

设计年产量：9万t/a 轨道上山斜长Ls：585m 轨道上山倾角α=20°

采区矸石运输量：按年产量的20％确定→9×20％=1.8万t 年运输量：9+1.8=10.8万t/a

按矿井生产能力选用1吨固定式矿车，即MG1.1-6A型，名义货载量M=1t，自身质量M=592公斤。

初步选用提升速度Vm=3.7米/秒，计算一次提升循环时间Tx=2×（3.3+23.33+5.4+151.2+5.4+22+5+20）=471.2s，计算过程如图示：

V。a。2a(m/s )0.30.5559.62151.2-0.512.695.422220.33.75520tL(m)1.6723.3312.69t(s)3.3923.335.4图4-10 提升时间计算图

1、按矿井年产量的要求，计算一次提升的串车数。 N=

An?c?af3600?br?bh?m1?Tx=

90000?1.2?1.23600?330?10?1?471.2=5.14（辆）

式中：N—— 一次提升的串车数

C——提升工作不均衡系数；1.2 af——设备富裕系数 br—— 一年工作日

bk——日净提升时间；10 h

m1—— 每个矿车载重；取1吨。

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Tx—— 一次提升循环时间取471.2s

2、按连接器弧度校验串车数(辆) N=

60000?m1?m?1?g?sin??592?f1cos??`

=

60000?900??10??sin25?0.015cos25?=11

为提升留一定的余地，确定选取串车数N=7辆 每米钢丝绳质量为： mp=

n?m1?m?1??sin??f1cos??11?10?6

?Bma?L0?sin??f2cos??=

7?900?592??sin20??0.015cos20??11?155011?638.7?sin20??0.2cos20??=2.8 kg/m

其中Lo=25+585+1.5×7×2+7+0.75×1=638.7m

选用钢丝绳为：绳6×7股（1+6）绳纤维芯钢丝绳。其主要技术数据为： 钢丝绳每米质量mp=2.834kg/m 钢丝绳直径d=28mm 钢丝直径б=3mm

钢丝绳抗拉强度бB=1550MPa

全部钢丝破断力的总和：Qp=459500N 验算钢丝绳安全系数： ma=

QPn?m1?mz1?g?sin??f1cos???mpgL0?sin??f2cos?? =

4595007??900?592??10??sin20??0.015cos20???2.468?10?638.7??sin20??0.2cos20?? =11＞9 以上所选钢丝绳符合要求。 提升机的选择：

按《安全规程》规定，斜井井上提升机的滚茼直径为：D≥60d=60?26=1560mm滚筒直径暂选为2m。 滚筒宽度B： B=（

L?30k?DP+n+n?）(d+ε)=(

585?25?302???2.026+3+4)(26+3)=1661.7(mm)

式中：L= LD+Ls=585+25=610m K——滚筒缠绕层数；2

21

Dp——平均缠绕直径；Dp=D+（K-1）d=2 +（2-1）×0.026=2.026

n?——多层缠绕钢丝绳，动过渡层次用的备用圈为4层 ε——钢丝绳之间的间隙3mm

选用JK-2/20型绞车，其主要技术数据为： 滚筒数量：1个 滚筒直径D=2m 滚筒宽度B=1.5m 滚筒中心高C=650mm

最大静张力Fjmax=60000N 钢丝绳最大静张力差60000N 最大速度：Vm=3.8m/s 提升机强度校核：

最大静拉力：Fjmax=n(m1+m2) g (sina+f1cosa)+mpLg(sina+f2cosa) =7(1000+592)×10×(sin20°+0.015cos20°)+2.468×585×10(sin20°+0.2cos20°) =48323<60000N

说明选用JK-2.0/20型提升机合适。 提升机与井筒的相对位置：

《煤矿安全规程》规定，井上提升机，围抱角不小于90°的天轮直径 D≥40d=40×26=1040mm。选择天轮为：TXG1600/14型，名义直径Dt=1600mm。变位质量mt=245kg.

1、井架高度：Hj=Lsinβ，设β=9°，L取30m则：Hj=20×sin10°=4.7m 选Hj=5m，则用β验证：β=tg-1

530=9°59?（符合要求）

井下钢丝绳弦长Lx：

井下游动天轮单钩提升最小弦长： Lxmin=19.1（1.5-1）=9.6m

提升机滚筒中心至天轮中心水平距离：Ls

2Ls=L2??Hj?c?=9.62??4.7?0.65?=8.7m

2x提升电机估算 电动机功率 p=

K?Fjmax?Vm1000?j=

1.1?41466?3.71000?0.85 =198kw

选JR136-6型电动机，额定功率 pe=220kw，额定电压3kv. 提升能力校验

矿井完成产量 ：

A?=

3600?br?bnC?Tx=

3600?330?101.15?471.2?AnAn×6=131542(t/a)

矿井富裕系数为： af==

13154290000=1.5＞1.2

因此，以上所选提升机及电动机合适。

22

2、通风系统、方式、设施、风量以及通风能力

本矿井为高瓦斯矿井，井田平均走向长度1570米，仅3煤可采。综合比较各种通风系统的优劣，结合本矿井的实际情况，通风系统采用中央并列式，通风方式采用抽出式。回采工作面的通风系统采用后退式U型通风系统。掘进面利用局扇采用压入式通风。地面风机房配置两套同等能力的轴流式风机，一台工作一台备用。井下通风的设施有风门，调节风窗、密闭门等。

矿井需风量：

矿井所需风量计算根据《根据煤矿安全规程》的有关规定，按采煤、掘进、硐室及其它实际需风地的所需风量之和计算矿井风量。矿井绝对瓦

33

斯涌出量为0.91～3.12m/分，相对瓦斯涌出量小于10m/T﹒d，矿井地温正常。矿井设计年生产能力为9万t/a，根据实际情况要使矿井保证正常接替时，必须安排一个回采工作面，四个掘进工作面（1131工作面三个煤巷掘进面，+270m运输大巷一个掘进面）。 矿井所需风量按下式计算：

Qd?Kd??QW??Qh??Qr??Qe?；m／s

3

式中：Qd——矿井总风量

Kd——风量备用系数；取1.20；

W?Q?Q——各回采工作面之和；m3／s；

——各掘进工作面所需风量之和；m3／s；

3

h?Qr——采区变电所、绞车房等需风量之和；m／s； ?Q3

——其它地点需风量之和；m／s。 e1、采煤工作面所需风量计算 按瓦斯涌出量计算：

Q采=100q采K=100×1.8×1.2=216 m3／min=3.6m3／s 式中：Q采——采煤工作面所需风量；m3／min

K——绝对瓦斯涌出不均衡系数和备用风量系数；K=1.2

q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量；m3／min。矿井绝对瓦斯涌出量为0.91～3.12m3/min（取3.0 m3/min），一个回采工作面，二个煤掘工作面，一个岩掘工作面同时生产。高瓦斯矿井回采工作面和掘进面绝对瓦斯涌出量未测定，根据经验公式，回采工作面按矿井绝对涌出量的60%，两个煤巷掘进面按矿井绝对涌出量的33%，一个岩掘工作面按矿井绝对涌出量的7%作为计算依据。即：

q采=60%×3.0=1.8 m3／min q煤掘=0.33 m3／min

23

q岩掘=7%×3.0=0.21 m3／min 2、煤掘面所需风量计算

本矿井为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量3 m3／min，两煤巷掘进时，总

3

绝对瓦斯涌出量为0.33 m／min。按炸药使用量计算，煤掘工作面，掘进断面积按4.0 m2计算，则每班掘进炸药4.0Kg。

Q煤=25A=25×4.0=100m3／min=1.66 m3／s 式中：A——每个煤掘工作面一次使用最大炸药量Kg 3、岩巷掘进工作面所需风量计算

绝对瓦斯涌出量3 m3／min，岩巷掘进时绝对瓦斯涌出量为0.21 m3／min 按炸药使用量计算，岩掘工作面，掘进断面积取6.0 m2，则每班掘进炸药8.0Kg。

Q岩=25A=25×8.0=200m3／min =3.33m3／S 式中：A——岩掘工作面一次使用最大炸药量Kg 4、硐室风量计算

该矿井硐室不多，且比较短，仅考虑水泵房、中央变电所、采区绞车房和暗斜井绞车房，各配风60 m3／min，即1 m3／s，不需计算风量。 5、矿井风量

Qd?Kd??Q采??Q煤??Q岩??Q硐?

＝1.2×（216+2×100+200+4×60） ＝1027 m3／min＝17m3／Ｓ

3、供电系统及其变电所装机容量

由中央变电所变压后经过配电装置、电缆送到该采区变电所，经采区变电所变压为各需电地点的电压后分别送到采区各用电地点。

采区变电所装机容量:

表4-4采区负荷统计表 工 作 面 绞 车 房 煤 掘 面 合计

根据以上井下用电负荷统计，共计负荷为283.6 KW。 采区变电所装机容量的确定：

24

名称 刮板机 电煤钻 绞车 电煤钻 局扇 型号 SGWD-22 MZ-12 JK-2.0/20 MZ-12 JBT-61 数量 2 1 2 1 4 2 12 功率（KW） 负荷系数 2×22 22 2×1.2 256 4×1.2 14×2 283.6 0.7 1.0 0.5 0.8 0.5 0.8 乳化液泵 RB-100/100

查资料，对炮采工作面，参照现场具体情况选取cosφpj=0.6，求Kx。 Kx=0.286+0.714

Pmax?Pe =0.286+0.714×37283.6=0.38

那么采区所需装机容量为：S=

0.38?283.60.6=179KVA 。

第六节 采区生产生产能力验算 1、 采区同采工作面数目验算

回采工作面生产能力的计算：

工作面产量=年推进度×工作面长度×采高×容重×回采率×工作面组数 A=422×90×2×1.4×0.95×1=10万t。

矿井的年生产能力为9万t。一个工作面产量加10%的掘进煤量（1万t）=10万t，可以保证生产需要。

2、采区生产能力验算

根据矿井的生产能力计算，该矿井只需布置一个回采工作面就可以满足生产能力：采区生产能力=回采工作面生产能力，即采区生产能力A=煤厚×容重×工作面长×日循环次数×年平均日循环率×每循环进尺×工作面回采率=2×1.4×90×2×0.8×0.95×0.8=305 t/a=10万t/a。

矿井设计年产量为9万t/a。故采区生产能力满足矿井设计年产量的需求。

3、采区回采率

根据经验取采区掘进出煤率为1.1。由于该煤层为中厚煤，故取采区回采率为80%

第七节 矿井主要安全技术措施 1、预防瓦斯技术措施

①建立健全矿井瓦斯管理制度

1、健全专业机构，配足检查人员，定期培训和提高专业人员技术素质。 2、建立各级领导和检查人员（包括瓦斯检查工）区域分工巡回检查、汇报制度，建立矿长、技术负责人每天阅签瓦斯日报的制度。 3、建立盲巷、旧区和密闭启封等瓦斯管理规定。

25

4、健全放炮过程中的瓦斯管理制度。

5、健全排放瓦斯的有关规定及瓦斯监测装备的使用、管理的有关规定。 ②建立完善合理的矿井通风系统

1、建立完善合理的矿井通风系统，做到稳定、可靠、连续地向井下所有用风点输送足够数量的新鲜空气，以保证及时排除和冲淡矿井瓦斯和粉尘，使井下各处的瓦斯浓度符合《规程》的规定。

2、加强掘进工作面的通风管理是防止瓦斯爆炸的重点工作之一，掘进工作面的通风系统应满足下列要求：

1）局扇和启动装置必须安设在新鲜风流中，距回风口不得小于10m。 2）风筒吊挂要平直，拐弯处应设弯头或缓慢拐弯，不能拐死弯。风筒应无破口，接头应该严密不漏风，异径风筒要设过渡节，先大后小，不能花接。

3）严格风筒“三个末端”管理，即风筒末端距掘进工作面距离和风量必须符合作业规程要求，风筒末端处回风流速度及瓦斯浓度必须符合《规程》规定。

4）局扇要挂牌指定专人管理或派专人看管。

5）局扇不准任意开停。有计划停风要编制安全技术措施，履行审批手续，严格执行。

6）一台局扇只准给一个掘进工作面供风，严禁单台局扇供多头的通风方式。

7）安设局扇的进风巷道所通过的风量，要大于局扇吸风量1.43倍，以保证局扇不发生循环风。

8）临时停工的掘进工作面不准停风，并设栅栏、切断电源、加强检查。长期停工的掘进工作面要在24h内封闭完好，并定期检查。

9）巷道贯通后应及时调整通风系统。掘进巷道与其他巷道贯通必须编制专门技术措施，包括调整通风系统的安全措施。 ③加强盲巷和采空区瓦斯治理

1、井下应尽量避免出现任何形式的盲巷。与生产无关的报废巷道或旧巷，必须及时充填或用不燃性材料进行封闭。

2、对于掘进施工的独头巷道，局扇必须保持正常运转，临时停工也不得停风。

3、长期停工、瓦斯涌出量较大的岩石巷道也必须封闭，没有瓦斯涌出或涌出量不大（积存瓦斯浓度不超过3%）的岩巷可不封闭，但必须在巷道口设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内并定期检查瓦斯。

4、凡封闭的巷道，要对密闭坚持定期检查，至少每周一次，并对密闭质量、内外压差、密闭内气体成分、温度等进行检测和分析，发现问题采取相应措施及时处理。

5、恢复有瓦斯积存的盲巷或打开密闭时，瓦斯处理工作应特别慎重，事先必须编制专门的安全措施，报矿技术负责人批准。处理前应由救护队佩带呼吸器进入瓦斯积聚区检查瓦斯浓度并估算积聚的瓦斯数量，然后按“分级管理”的规定排放瓦斯。 ④加强放炮过程中的瓦斯管理

《规程》规定：放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。严格执行放炮过程中的瓦斯管理，必须严格瓦斯检查制度，必须执

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行“一炮三检”制度。

⑤加强瓦斯引爆火源的管理 1、防止明火

1）禁止在井口房、通风机房周围20以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。 2）严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井；严禁携带易燃品入井，必须带入井下的易燃品要经矿技术负责人批准。 3）井下禁止使用电炉或灯泡取暖。

4）不得在井下和井口房内从事电焊作业。如必需在井下主要硐室、主要进风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时，每次都必须制定安全措施，报矿长批准，并遵守《规程》有关规定。回风巷不准进行施焊作业。

5）严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。 2、防止炮火

1）严格火药、放炮管理，井下严禁使用产生火焰的爆破器材和爆破工艺。 2）瓦斯矿井要按矿井瓦斯等级选用煤矿许用炸药和雷管。不合格或变质的炸药雷管不准使用。

3）炮眼深度和装药量要符合“作业规程”规定；炮眼黄泥装填要满、要实，防止放炮打筒，坚持使用水炮泥。

4）禁止使用明接头或裸露的放炮母线；放炮母线与放炮器的联结牢固，防止产生电火花；放炮尽量在入风流中启动放炮器。 5）禁止放明炮、糊炮。

6）严格执行“一炮三检”制度。 3、防止电火

1）瓦斯矿井必须采用矿用安全型、防爆型和安全火花型的电器设备。对电器设备的防爆性能要定期、经常检查，不符合要求的要及时更换和修理；否则，不准使用。

2）井口和井下电气设备须有防雷和防短路装置；采取有效措施防治井下杂散电流。

3）所有电缆接头不准有鸡爪子、羊尾巴和明接头。 4）修理开关、接线盒等不准带电作业。

5）局扇开关要设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置、检漏装置等。

6）发放的矿灯要符合要求；严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头和灯盒。

2、防治水技术措施

①技术措施

1、工程技术人员应根据已有水文地质资料和已揭露的现场情况对采掘工作面推进方向的水文地质条件进行深入分析、预测与判断，为掘进施工综合防治水，提供经常性的工作导向和依据。

2、改革采煤方法，实行计划留煤，尽可能通过煤柱作用，延缓采空区冒落，以避免因采空区冒落，顶板长兴水渗入，加剧工作面压力，危及作业人员安全，同时防止大面积丢煤，出现生产被动状态。

3、严格控制各水平底板运输巷的掘进层位，严防巷道误穿3煤其及底板茅口灰岩强含水层，在正常掘进过程中，技术人员、现场管理人员、工作

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面作业人员要密切注意岩层产状的变化，发现断层、裂隙及岩层纹乱、岩石性错位等构造变化情况，应立即停止作业，并向领导汇报，经分析研究并采取可靠的技术预防措施后，方可恢复施工。 ②探水作业措施

1、遇到下列情况时，必须进行探水作业：

2、巷道掘进接近钻孔或地质资料标明构造位置时； 3、掘进中接近积水区，有透水征兆，如： 4、煤壁或顶板渗出水珠，或煤层松软发潮。 5、顶板淋水或底板涌水。

6、垱头空气变冷或因水蒸气而发生雾气。 7、有嘶嘶水叫声（水头压力大时会出现）。

8、采掘工作面接近地质资料标明的构造区域或实际遇到资料未反映的断层、岩壁、裂隙，需要继续向前推进时。 9、遇其它有疑虑和没有把握的情况。 ③探水方法

1、采用物探方法进行超前探测

运用西方煤科院物探所成熟的直流电法超前探测技术对有突水预兆和可疑地点进行超前探测，摸清采掘工作面前方80～100m范围内煤岩构造及其水体的总体情况。

2、采用钻探方法进行超前细探

在采用物探方法摸清工作面前方总体情况的基础上，对异常地点，进行超前探钻，以探测工作面前方详细情况，有关钻探的具体要求如下： a、探水钻孔布置

煤岩巷中探水钻孔均布置为三个孔，煤巷探钻孔深一般为25m ，超前探水距为10m，岩巷探钻孔深一般为50 m，超前探水距为20m，钻孔呈现扇 形布置，孔间距为0.5m，边眼与中眼的夹角为10°左右，水平钻进，孔径为50mm。

b、探放水施工安全注意事项： ⒈探水工作面附近支架应加固，并背好顶帮，以免压力水冲垮煤壁和支架。 ⒉探水工作面使用局扇供风，严禁无风作业。 ⒊清理好巷道，保证安全撤退路线畅通无阻。

⒋挖好排水沟，使水流畅通，在巷道的下帮准备好一定 容量的临时水仓和排水设备。

⒌在探水地点要设电话，在与探水地点有关的区域亦应设置通讯系统，这样探水工作面一旦发生透水而无法控制时，可立即通知附近人员迅速撤离。

⒍探水人员与其他人员都要熟悉避灾路线，一旦出现险情，立即沿避灾路线撤退。

⒎打探水钻时，如发现煤岩变松或钻杆向外流水时，必须立即停止打钻（不得移动或拨出钻杆），并报告值班矿长或调度室，等候处理。

⒏坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，切实保障矿井安全，作业地点遇透水预兆时，应停止作业，撤出人员，向矿里汇报，坚持按探水措施作业，严禁超掘，探水作业时，矿领导班子和技术人员要现场把关、严密观察。

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所有作业人员应熟知透水预兆和防治水知识，保持高度的警觉和安全防范意识。

⒐在探水作业过程中，要搞好通风，设备防爆及电缆保护工作，防止发生有害气体聚集、电气失爆及触电伤人等事故。作业人员必须随身配带好自救器，瓦斯检查员每班必须在开钻前、钻进中和停钻时进行不少于3次的工作面有害气体检测，发现有害气体超限，应立即停止钻进，并撤出人员进行处理。 ④ 疏排措施

1、各水平泵房水泵司机应严格遵守劳动纪律，紧守岗位，坚持在现场交接班，应熟练掌握水泵性能和操作要领，所有水泵均能做到随时启动，随时上水，发现问题，及时汇报处理，确保设备经常处于完好状态。

2、出水点至水仓及各水平仓间，沿线应布置水色或用管道、水泵转排，要保持水流畅通，避免巷道集水，加强管道维护，避免管路漏水。

3、定期进行全矿井排水系统联合运转试验，保证所有水泵随时同时启动，同时上水。

4、定期清理水仓，防止污泥淤塞，经常保持水仓容量能够满足容纳8小时正常涌水量的要求。

5、严格按照规程规定，建造水仓、泵房，配备排水设备设施，满足矿井透水时强排的能力要求，新水平开拓时，必须先建立足够能力的强排水系统。在已探明有透水危险的水平或采区掘进或采煤，应按规程规定设置水闸门，同时就水闸门的操作、维护、保养进行全员性的专门培训和演练，使作业人员熟练掌握有关知识和要领，确保其作用的有效发挥。

6、备足疏排水设备设施及其器材，作好物资上的应急准备，保证备用电源随时能够可靠投入，供电容量满足满负荷启动和运转要求。

7、如井下突水量超出矿井排水能力，水泵司机、现场值班人员应立即向矿领导汇报，并迅速集中井下所有人员作好撤退准备，与此同时，在能够绝对保证全部人员安全撤离的前提下，最大限度地抢运出井下机电设备设施。

8、排除井筒和下山的积水以及恢复被淹井巷前，必须有矿山救护队检查水面上的空气成分，发现有害气体，必须及时采取措施进行处理。只有当有害气体浓度降至允许范围以下时，方可进行排水作业。

9、在排除井筒和下山的积水以及恢复被淹井巷过程中，应加强对工作面有害气体的监控，严防水封有害气体突然涌出，要加强通风，保证足够的通风能力能迅速吹散有害气体。所有作业人员应随身配带自救器，并作好应急防范准备。 ⑤堵水措施

井下突水经强排恢复后，以突水地点采取打混凝土墙或注浆等措施进行封堵，具体操作按有关专业措施的规定执行。

3、防火措施

矿井防火是安全管理的一个主要内容，为了确保矿井安全生产，预防火灾事故的发生，特制定如下安全措施： ①地面防火措施

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1、地面各主要作业场所完善消防管理系统，配备消防器材，如绞车房、配电所、矿灯房、抽风机房、主机和坑木场等地方必须配备1—2台干粉灭火器。

2、在工业广场内矸石山附近建消防水池一个，水池容水保持80m3以上。 3、主、付井口20m范围内严禁烟头和用火炉电炉明火取暖。

4、在工业广场内要设消防材料库，并将消防材料储存的材料、工具的品种和数量登记造册，定期检查和更换，材料工具不得挪作他用。 5、地面炸药库周围或刺网，并配置2台干粉灭火器。

6、炸药库周围30m范围严禁烟火，炸药库内严禁使用电灯或矿灯矿明，只能使用带绝缘套的矿灯。

7、发放和领有及送运爆炸材料人员必须穿棉布和抗静电衣服。 8、炸药库、配电所等场所要建立避雷装置。 ②井下防火措施

1、所有入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。 2、主要井巷及硐室尽量采用砌碹支护或阻燃材料支护。

3、各主要作业场所应完善消防系统，配备足够的消防器材，主要硐室如绞车房、水泵房等地主要配备干粉灭火器和砂箱。

4、井下严禁使用可燃性电缆和可燃性风筒，电缆接头须作用硫化冷补或采用接线盒。

5、电气设备必须完好，严禁失爆，并经常检查，发现失爆现象应立即处理和更换。

6、电源线、水泵、局扇、电煤（岩）钻等电缆必须按要求悬挂好，严防撞破漏电。

7、电煤（岩）钻必须采用综合保护。

8、正确选择和安装电气设备，防止短路和过负荷，以免产生火花，发生事故。

9、值班电工要熟悉作业区域内的供电系统，停送电必须按操作规程的规定程序操作。

10、加强电工培训，提高队伍素质，确保安装质量和维护质量，禁止带电作业和带电搬运电气设备。

11、加强对电气设备的检查和维护，防止过负荷、短路引起火灾。 12、三大保护齐全，按规定定期检查。

13、保证通风设施完好可靠，及时提出通出试验的报告和设备检查报告。 14、放炮母线不得有明接头，必须使用水泥炮，并装满炮眼，严禁放糊泡，放炮只能采用起爆器起爆。

15、加强通风管理，防止瓦斯积聚，采掘工作面和回风巷道风流中瓦斯浓度符合《规程》要求，各处风门必须经常关闭，防止风流短路。

16、加强巷道贯通和采空区、老巷的瓦斯管理，消灭瓦斯积聚和瓦斯超限现象。

17、严禁使用失爆矿灯和在井下擅自拆开灯头换灯泡。

18、井下和井口附近不得从事电焊、气割等工作，如必须进行时，则必须制定专门安全措施，并报矿长批准。

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4、防止顶板事故安全技术措施

① 回采工作面顶板管理安全技术措施

1、回采工作面必须编制作业规程、操作规程和安全规程。北翼巷道式采煤必须制订专门安全技术措施，报市主管部门批准。

2、回采工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施。

3、回采工作面遇顶底板软或破碎，过断层、老窑、煤柱或冒顶区必须制定安全措施。

4、严格执行“敲帮问顶”制度。回采工作面初次放顶和收尾时，必须制定专门安全技术措施并认真贯彻执行。

5、采煤工作面必须及时回柱放顶，控顶距超过作业规程规定时严禁采煤。放顶前必须维护好上下安全出口，保证畅通无阻，放顶人员必须站在安全地点，并指定有经验的人员观察顶板，严禁锤打斧砍放顶。 ②掘进工作面顶板管理安全技术措施

1、掘进工作面必须编制作业规程，操作规程和安全规程。严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m巷道，爆破前必须加固支护。

2、在松软的煤岩层及地质破碎带掘进时，必须采取前探支护或其它加强支护的措施。

3、掘进巷道在揭露老窑、断层、地质破碎带和老巷等前，必须制定探查老窑、断层、地质破碎带和老巷的安全技术措施。

4、在坚硬和稳定的煤、岩中掘进巷道不支护时，必须制定安全措施。并定期检查巷道顶帮岩石，发现风化，松动应及时支护。

5、矿尘措施

1、矿井井下应铺设消防、洒水、除尘管网，并设专人负责维修管理。 2、掘进工作面选用湿式作业机具，掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼，冲洗井壁岩帮，使用水炮泥，爆破喷雾，装岩洒水和净化风流等综合防尘措施。

3、开采有爆炸危险的煤层时，必须有预防和隔绝煤尘爆炸的措施及管理制度。

4、及时清除巷道中的浮尘，清扫或冲洗沉积煤尘，定期撒布岩粉。 5、采区回风巷设置声控洒水装置，清除风流中的粉尘，在采区运输、回风石门及回采工作面下方巷中装载点设有手动控制洒水装置。 6、工作面爆破，使用水炮泥，防止煤尘飞扬。

7、定期测定井下各作业点粉尘浓度，对超标工作面粉尘浓度应及时采取降低措施。

6、爆破安全技术措施

①严格火药、放炮管理，井下严禁使用产生火焰的爆破器材和爆破工艺。

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炸药、雷管运送应分装、分运、分放。

②瓦斯矿井要按矿井瓦斯等级选用煤矿安全许用炸药，不合格或变质的炸药不准使用。

③炮眼深度和装药量要符合“作业规程”规定；炮眼黄泥装填要满、要实，防止放炮打筒，坚持使用水炮泥。

④禁止使用明接头或裸露的放炮母线；放炮母线与放炮器的联结牢固，防止产生电火花；放炮应在入风流中启动放炮器。 ⑤禁止祼露放炮。

⑥瞎炮处理应严格按照《煤矿安全规程》的要求进行。 ⒈由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

⒉在距拒爆炮眼30m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆. ⒊禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药中拉出电雷管。 ⒋处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸东川的煤、矸，收集未爆的电雷管。

⒌在拒爆的爆眼处理完毕以前，严禁在该地进行与处理拒爆无关的工作。 ⒍严格执行“一炮三检”制度。

⒎严格炸药、雷管领退、登记制度。

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第五章 采煤方法

第一节 采煤方法的选择 1、煤层赋存情况及开采技术条件

1．1，煤层直接底板为灰黑色粉砂岩、砂岩互层，含菱铁质条带及结核；老底为坚硬致密的茅口灰岩，厚度 >300m。

1．2，煤层直接顶板主要为细砂岩与粉砂岩互层，产植物碎片，平均厚16m；

1．3，顶底板岩石物理力学试验结果如下表：

岩石物理力学试验结果表

岩石名称 石英砂岩 粉砂岩 抗压强度 Kg/cm 941--1398 539--576 2抗剪强度 Kg/cm 193--201 86 2普氏系数 12 6 2、采煤方法及工艺

3煤均厚2m，根据我国目前煤矿开采的技术条件和本矿煤层的赋存条件以及经济技术指标，决定采用单一走向长壁式采煤法采煤，放炮落煤、全部垮落法放顶。矿井设计生产能力为9万吨/年，1个回采工作面生产。

由于本矿井的平均煤层厚度为2.0米，小断层发育，矿井设计生产能力为9万吨/年，综合考虑各方面因素，采用炮采工艺较为合适。

第二节 工艺设计

工艺设计内容包括回采工作面落煤、装煤、运煤及顶板管理方法；设备选用、工作面支护设计、放顶方式及劳动组织等。

1、回采工作面落煤、装煤、运煤方式及设备台数型号

落煤方式：

工作面采用爆破落煤法落煤（炮眼布置及参数见下图5—1）。

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爆破要求

采用对眼布置，炮眼间距1m，排距1.2m，要根据煤壁和顶板情况灵活打眼、装药，填足炮泥。做到不轰烂顶板，不崩倒棚子，不冲翻刮板机，有95%的煤被崩松，煤的自装率高，尽量使煤不抛入采空区，降低炸药、雷管消耗率。

图5-1工作面炮眼布置图

表5-1爆破参数表 角度 名称 数目 深度 水平 垂直 卷/眼 kg/眼 顶眼 90 底眼 90 合计 180 小计 13.5 20.25 33.75 装药量 封泥 雷 管 联线 起爆 段 方式 顺序 备 注 水炮泥 袋 别 1 填满 1 2 2 1 75 15 1 75 20 1 0.15 2 串联 工作面分三1 段爆破 1.5 0.225 1 装煤方式：

以放炮自装与人工装煤相结合。 运煤方式： 工作面、溜子巷用SGWD-22型刮板运输机运煤到区段运输巷后通过转载机装至一吨矿车经轨道上山运出。 设备台数及型号

表5-3 设备材料配备表

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名称 型号 电动机功率 单位 数量 备注 按面长90米、最大控顶距所需支护材料计算 工作面一台 溜子巷一台 液压支柱 铰接顶梁 DZ25-25/100 HDJA-800 根 根 643 643 刮板输送机 电煤钻 液压泵站 发爆器 SGWD-22 Mz-12 RB-100/100 MFB-100 22KW 1.2KW 22KW 台 台 套 台 2 2 根据实际情况各设1 1 备工具可另行增加 2、工作面支护设计

工作面支护设计包括计算支护密度n、排距a、柱距b、支柱和顶梁选型。 ①支护密度

3煤顶板为黑页岩混砂质页岩，属中等稳定顶板。根据各类直接顶所需要的支护密度经验数据表分析，为支护可靠，选用I类直接顶的上限密度1.785根/㎡作为工作面的支护密度。

表5-4 直接顶支护密度经验表： I类（不稳定） 直接顶类别 I≤4m 支护密度上限 支护密度下限 2.25 2.08 4m＜I≤8m 1.785 1.43 1.43 1.25 1.25 1.04 Ⅱ类（中等稳定） Ⅲ类（稳定） ②排距（a）

为满足工作面通风、运输、行人及堆放材料的需要，排距一般为0.8~0.9，最大≦1.0。结合选用的顶梁长度及工作面进尺，决定取a=0.8m ③柱距（b） b=

1an?10.8?1.785?0.7m

式中：n=支护密度倒数 ④支柱选型

工作面采用单体液压支柱配金属铰接顶梁的走向棚子支护方式。故支柱选用单体铝合金液压支柱。采区煤层的采高范围是1.6~2.6m，均厚

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2.0m，选用DZ25-25/100型液压支柱合适。 其参数为：

最大支撑高度：2500mm 最小支撑高度：1700mm 额定工作阻力：250kn

重量：55kg 直径：100mm

为支柱在工作中能安全可靠的工作，支柱应留有50mm的备用量，即支柱工作支撑力区间为[2450,1750]mm ⑤顶梁选型

为配合工作面进尺需要（一班进0.8m），选用HDJA-800型金属铰接顶梁合适。

其参数为： 梁长：800mm 重量：22kg

3、放顶方法

工作面采用走向棚子支护顶板，全部跨落法处理采空区，五三控顶（见五回二）。

铰接走向梁棚最大控顶距为5×0.8+0.2=4.2m，最小控顶距为3×0.8+0.2=2.6m

4、工作面特种支架布置及超前支护的方式和布置

工作面特种支架布置

工作面特种支架是指在放顶前用来切断顶板和加强支护的支架。常用的工作面特种支架有：密集柱、丛柱、木垛、抬棚、戗棚。现就常用几种特种支架的作用、布置方式、适用条件、布置要求进行说明： ⑴密集柱

作用：切顶、挡矸

布置形式：单排密集、双排密集、当班支密集、予支密集 适用条件：

①工作面基本柱间距≥0.7m时应设架设密集柱 ②单排多用于稳定、中等稳定及以下的顶板 ③双排多用于坚硬难冒的顶板

④当班支密集多用于煤层倾角＜30°的条件 ⑤予支密集多用于煤层倾角＞30°的条件 要求：

①密集柱与基本柱同类型同型号

②每隔3~5m留1个宽度不小于500mm的安全出口，方便行人运料 ③密集柱与基本柱上下成直线布置，初撑力要达到《规程》要求 ④当班支密集超前放顶点15m支设

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⑤予支密集应超前放顶作业8小时以上预支

⑵木垛：

作用：增大采场支护面积 布置形式：矩形、方形 适用条件：

①采场支护应为木支护或金属铰接梁支护 ②煤层倾角＜25

③应采用走向长壁垮落采煤法 要求：

①所用坑木长度要尽量一致

②木垛应紧靠基本柱架设，且层面应与煤层倾斜面一致，不得架在松矸或浮煤上

③木垛所在位置的基本支架必须整齐完好。 ④木垛的宽高比应在0.8以上；

⑤木垛的四角要成90°，各层坑木的探头长度应不小于0.15m

⑶丛柱：

作用：增加切顶线处的支撑强度，以利切断顶板 布置形式：

?

三角形 ∵ 方 形 ∷ 长方形 ? 适用条件：

①煤层倾角25°以下

②顶板坚硬难冒，悬顶面积大 ③煤厚在1.6m以上

④采用走向棚支护的工作面 要求：

①支柱间距一般应小于100mm

②必须沿切顶线架设，靠采空区一侧的丛柱与基本柱上下成直线布置 ③所用支柱的性能要好，用木柱时，其直径应大于基本柱

⑷戗棚 作用：

防止密集柱被采空区垮落矸石推倒 防止小倾角断层面的片垮 布置形式：

一梁二柱，一梁三柱，木梁木柱，木梁金属柱 适用条件：

①煤层厚度2.0m以上 ②断层倾角小于60°

③多用于直接顶初次来压，老顶初次来压及周期来压期间 要求：

①靠切顶线上的密集柱或靠断层斜面架设

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②棚梁应位于密集柱高的2/3处，棚腿斜角一般为50°以下 ③棚腿一般要紧靠基本柱腿支设 ④创棚要超前放顶点10m架设

⑸抬棚 作用：

增加基本支架的稳定性； 增大采场支护强度 布置形式：

一梁二柱，一梁三柱，木梁木柱，木梁金属柱 适用条件：

①采用倾斜棚支护的工作面；

②整个工作面来压或局部支柱失效，棚梁变形处。 要求：

①要垂直基本支架棚梁设置； ②抬棚柱的上方不得空顶；

③要紧靠基本支架的失效支柱或棚梁压弯变形处架设

超前支护的方式和布置

超前工作面煤壁20m范围内的运输（回风）巷架设超前支护，架设单列铰接顶梁和单体液压支柱配合金属顶梁组合成十字型支护。超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于1.6m。

第三节 工作面劳动组织及技术经济指标 1、工作面劳动组织

①工作面作业及循环方式

作业方式采用“三八制”即一天三个班，每班工作八小时。一个圆班由2个生产班和1个放顶班组成；每两小班完成一个循环，每循环进尺为0.8m。 ②工艺过程：

打眼→爆破→挂梁→出煤→移溜→支柱→回柱放顶。 ③劳动组织：

1131工作面每班有1名班长负责组织生产，配有质量验收员、采煤工、司机、放炮员等相关工种的操作人员若干，根据炮采工作面劳动定额制作 劳动组织表。按80%的出勤率计算，全队共需60人。

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表5-5 劳动组织表

工种 采煤、支架工 检修、放顶工 拖料工 溜子司机 注水、防尘 打眼工 （兼放炮） 泵站司机 上下出口维修工 质量验收员 合计 1队 8 0 0 1 1 4 1 0 1 16 2队 8 0 0 1 1 4 1 0 1 16 3队 0 12 4 0 0 0 0 1 1 18 合计 16 12 4 2 2 8 2 1 3 50

④工作面正规循环作业图

表 5-6 1121工作面正规循环作业图表

班次

时间

1416 121024680901 班2 班3 班18202224

工作 面长60300打眼支柱运料装药、放炮进班检查39

装煤洒水

移溜检修放顶

2、技术经济指标

表5-7 技术经济指标表 项目 单位 数量 工作面走向长度 m 350 工作面斜长 m 90 采 高 m 2 煤 容 重 KN／m３ 1.4 可采储量 万t 98 平均日产量 T 383 正规循环率 % 80 月循环个数 个 23 月 产 量 t／月 8426 月推进度 m 44 坑木消耗 m３／万t 1 单体消耗 根／万t 1 顶梁消耗 根／万t 2 炸药消耗 Ｋg／万t 1762 回采工效 t/工 6 序号 １ ２ ３ ４ ５ ６ ７ ８ ９ １０ １１ １２ １３ １４ 1 5

第四节 保证工作面产量的安全措施 1、初次来压和周期来压的措施

初次来压的措施：

对于二类以上的直接顶，因垮落步距大，对工作面的安全威协也大，故应从实际需要出发，采取以下各项有针对性的安全措施： ①采场内加强支护措施 “三加”：加大支柱初撑力 加大支柱密度 加支抬棚（倾斜棚时）或加支贴帮柱（铰接梁支护时）。 “一穿”：软底工作面，支柱要穿鞋。 ②切顶线加强支护措施 ⒈强化单排密集；

⒉加支双排密集（倾斜棚）或丛柱（走向棚）； ⒊加支木垛（倾斜棚及铰接梁棚）； ⒋加支戗棚。

③若上述措施仍不能确保工作面顶板安全时，可采取人工强迫放顶措施，在切顶线以里布置1-2排眼深＞2.0m，间距＜2.0m的炮眼，每孔装药量≧孔深的2/3，采用毫秒管起爆。或留设10-20m的隔离煤柱，重新掘切眼采煤，将生产区与安全威协区隔开。

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④当采空区悬顶沿走向长度达5-10m时，可在采空区内沿倾斜设置3排（即距采面上下出口各20m及采面中部等3处位置）信号柱（可用直径小于80mm的坑木或圆竹），之后随采面推进，沿走向每隔5-10m设置一次，以便观察顶板来压动态。

⑤工作面上下安全出口及上下平巷20m范围内，必须保持支架完好，畅通无阻，严禁堆放材料、设备和煤矸。

⑥要坚持全工作面撤人放炮措施，非突出煤层工作面，人员需至少撤到距采煤面进口50m以外的新鲜风流中，突出煤层工作面，人员需至少撤到距采煤面进口200m以外的新鲜风流中。

⑦工作面要有一定数量的备用材料，其中坑木1m3，金属柱5%，铰接梁10%，兀梁2%。

⑧要成立初次放顶领导小组，由生产或安全副矿长任组长，并安排区队长和采矿技干跟班指挥，发现问题，及时研究处理。 周期来压的措施：

①准确的判断周期来压的预兆，建立顶板动态监测机制，及时采取加强支护措施。

②保证支护材料的规格质量，保证一定的支架密度及支架稳定性，提高支护质量。

③保证直接顶的完整性 ④尽量用矸石填充采空区（来压的大小与采空区冒落矸石填充程度直接相关）。

2、提高煤质和采出率的措施

①加强顶板控制，提高支护质量，防止局部冒顶。

②工作面出现大于70mm的矸石必须拣入采空区，在工作面下出口和运输大巷设专人捡矸。

③转载点防尘采用喷雾洒水，禁止用水直接向煤内加入，清理疏通水沟，确保井下排水不进入运煤系统。

④沿切定线设置挡矸石的坑木和打荆笆，兼作挡煤使用。 ⑤收净工作面浮煤后方可回柱回棚。

3、工作面结束后安全技术措施

①工作面回采到停采线后，及时回收工作面支柱和铰接顶梁。

②同时在工作面回风巷和进风巷距离停采线5m处，各打两道密闭。 ③密闭的一般要求：

密闭墙四周一定要有深入到围岩岩内，煤巷中槽深1m，岩石中槽深0.5m，如果四周有裂缝应用水泥砂浆灌严。

砌碹密闭时，先在槽底铺一层砂浆，挂灰错缝把墙与岩之前的接触点填实。 打好密闭后，悬挂检查排板，定期检测二氧化碳浓等。

工作面结束后45天内必须用黄泥灌浆，确定停采线灌满浆，报调度室批准，停止灌浆。

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4、避灾路线

避灾原则

①首先营救受灾人员，控制事故蔓延扩大。

②尽可能采取果断措施及时处理，减少受灾面积。

③立即向矿调度室汇报，汇报内容有：灾害性质、时间、范围、受灾人员等情况。

④发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故要迅速佩戴好自救器，迎着风流方向撤退到安全地点。

⑤发生透水事故现场人员必须镇定，迅速沿巷道向无水高地撤退。 火灾地点上风侧人员避灾路线:

1131工作面→区段回风平巷→上部车场→回风大巷→风井 火灾地点下风侧人员避灾路线:

1131工作面→溜子巷→运输巷→绕道→轨道上山→运输大巷→斜井 透水事故水灾避灾路线：

1131工作面→区段回风平巷→上部车场→回风大巷→风井

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第六章 采区主要技术经济指标

表6-1 采区经济指标表 项目 单位 数量 可采煤层数 层 1 可采煤层总厚度 m 2 煤层倾角 度（°） 20 原煤灰分 % 15.00～18.00 瓦斯等级 高瓦斯矿井 走向长度 m 790 倾斜长度 m 590 面积 万㎡ 44 工业储量 万t 290 可采储量 万t 218 区段数目 个 6 区段长度 m 790 投产工作面数目 个 1 工作面长度 m 90 准备巷道掘进个数 个 1 回采巷道掘进个数 采区生产能力 工作面日产量 采区服务年限 采区回收率 万t岩巷掘进率 万t煤巷掘进率 个 万吨 吨 年 % m/万t m/万t 2 10 380 10 80 25 60 煤层 采区范围 矿井储量 采区布置 掘进工作面数 采区生产能力 万t掘进率

编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 备注

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