煤矿开采毕业论文-11采区规程设计.doc

郑州工业安全职业学院毕业论文（设计）题 目 11采区规程设计 姓 名 系 别_资源环境与工程系 专 业_煤矿采技术 年 级 08级三（1）班 指导教师 2011年5月 20日毕业论文（设计）成绩评定表学 生姓 名学生所在系专业班级毕业论文（设计）课题名称指导教师评语（应包括选题是否恰当、是否理论联系实际、论点是否正确、论证是否充分、语言是否通顺、结构是否合理、行文是否规范）：成 绩：指导教师签名： 年 月 日系学术委员会意见（同意给优、良、及格、不及格等次）签名： 年 月 日25目录第一章、煤层的地质特征3第一节、煤层地质构造及特征3第二节、煤质3第三节、煤层顶、底板特征3第四节、煤层水文地质特征4第五节、瓦斯5第六节、煤尘与煤层自燃5第七节、地温、地压6第二章、采煤方法和回采工艺6第一节、采煤方法6第二节、回采工艺 及设备选型6第三节、采区下山运煤方式及装备7第四节工作面顶板管理方式、支架设备选型7第五节、工作面回采方式7第六节、采煤工作面长度、年进度及工作面生产能力7第七节、劳动组织及正规循环图表8第八节、设备配备表9第九节、安全技术措施10第三章、采区巷道和生产系统14第一节、采区位置、范围14第二节采区储量及服务年限14第三节采区生产能力14第四节采区巷道布置方案15第五节、采区生产系统15第四章、采区车场设计及硐室17第一节、采区车场17第二节、采区配电室17第三节、采区泵房及水仓18第四节、采区下山躲避硐18第五节、采面避难硐室18第五章、采区风量计算与分配18第一节、按采区同时工作的最多人数计算18第二节、采煤工作面需要风量19第三节、煤巷掘进工作面需风量20第四节、硐室需风量20第五节、采区总需风量21第六章、防止特殊灾害的安全措施21第一节防止瓦斯事故21第二节、防止粉尘灾害23第三节防止水灾24前 言 新密市宝联煤业有限公司，位于新密市、牛店镇、宝泉村境内，处于新密煤田、米村井田西北部，距新密市城区约10km。 本矿区面积为0.4595km2,主采煤层为二叠系山西组二1煤层，矿井设计能力为15万吨/年，矿井保有储量为156.1万吨，可采储量117.1万吨，服务年限5.6年。 矿井采用三个立井单水平上下山开采的开拓方式，副井井底水平标高+90m,主井井底水平标高+39m,风井井底水平标高+43.5m,矿井水平标高定位+39m。 根据井田的自然形态，划分11、12两个采区，浅部为12采区，深部为11采区。开采顺序有深部到浅部后退开采。 矿井通风方式为机械抽出式，矿井通风系统为中央并列式。回采工作面采用“u”型全负压上行通风。11采区为11运输下山进风，11轨道下山回风。第一章、煤层的地质特征第一节、煤层地质构造及特征 11采区地质构造简单，采区范围内没有大的断层和褶曲，仅在采区南部边界有一落差30m50m的后高村正断层，断层走向1100，倾向1950，倾角500。 本采区内二1煤层全区发育，结构简单，层位稳定，未见夹矸。二1煤层厚度2.5m8.5m,平均厚度4.5m,11采区煤层底板为+20m+50m,埋深250m280m。煤层走向1050，倾向1950，平均倾角100。第二节、煤质 （一）二1煤为灰黑至黑色，视密度1.40t/m3,条痕色为灰至棕黑色，呈粉状，半亮至全亮型，玻璃、油脂光泽，性脆易碎。 （二）二1煤层原煤水份（mad）0.76%,灰份（ad）平均11.43%，干燥无灰挥发份（vdaf）平均9.81%，全硫含量（st,d）平均0.31%，干燥基低位发热量（qgr,d）平均34.5mj/kg,crc为12。浮煤水分平均1.17%，灰份平均7.4%，干燥无灰挥发份平均9.71%，全硫含量平均0.31%，crc为12，干燥基低位发热量平均36.47mj/kg。 （三）胶质层指数的收缩度（x）值为8，胶质层厚度（y）为0，曲线为平滑下降型，坩锅粘结性12级。 （四）二1煤层浮煤vdaf(%)平均9.71，hdaf(%)3.98,按照“中国煤炭分类标准（gb5751-86）”,煤类为无烟煤。 该区二1煤，含水分少，低灰份，硫量特低，呈粉状，属一级发电煤粉锅炉用煤，并可作为钢铁工业高炉喷吹用煤，是良好的工业用煤。燃烧时无烟无味，也是良好的民用煤。第三节、煤层顶、底板特征 一、二1煤层伪顶为灰黑色炭质泥岩，仅居部可见，不发育，一般厚0.20m,随采随落，不易維护。 二、二1煤层直接顶为深灰色或灰黑色粉砂岩、砂质泥岩和泥岩，局部为细粒砂岩，平均厚度11.70m。岩石比重为2.632.81g/cm3,容重为2.332.66g/cm3,岩石级别为45级，普氏硬度系数23级，岩石内摩擦角63026/710，垂直抗压强度25.2n/m2,抗拉强度2.465.74n/m2,软化系数为0.420.48。 三、二1煤层老顶为灰白色，含白云母较多的细至中粒长石石英砂岩，俗称大占砂岩，普氏硬度系数812，岩石内摩擦角82053/84048/。 四、二1煤层底板为黑色炭质页岩，质软，区内局部可见，一般厚约0.4m。 五、二1煤层直接底板为黑色细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，平均厚度8.78m。 六、二1煤层老底为石炭系太原组的l7-8石灰岩，平均厚度14.49m,质硬性脆。 综上所述，本区煤层为“三软”煤层，生产时要加强顶板管理，防止顶板事故发生。 第四节、煤层水文地质特征 一、含水层 （一）奥陶系、上寒武系石灰岩岩溶裂隙承压含水层：奥陶系岩性为厚层状微晶灰岩或泥灰岩；上寒武系为白云质灰岩、泥质灰岩。该含水层全区发育，厚度大，含水性强，岩溶发育规模不均衡。单位涌水量为0.0033升/秒.米，渗透系数k=0.0196米/日，静水位+130米。该含水层上距二1煤层约75m,为开采二1煤层间接充水含水层，正常开采期间隔水层足以抵抗其水头压力。 （二）太原组下段灰岩含水层：主要有l1-l4灰岩组成，平均厚28.01m,与下部奥陶系灰岩含水层有密切水力联系，为二1煤层间接充水含水层，但其距二1煤层较远（40m左右），对二1煤层开采无影响。 （三）太原组上段灰岩含水层：主要有l7-8灰岩组成，全区发育，分布稳定，厚度10.50m23.16m,平均10.98m,上距二1煤层10m左右，为二1煤层直接充水含水层。渗透系数k=0.884米/日，单位涌水量q=0.163升/秒.米，经米村矿长期疏干，水位降至0m左右，对矿井开采已无影响。 （四）二1煤层顶板砂岩裂隙孔隙含水层：它由45层灰白色中细粒、中粗粒砂岩组成，含水性较弱。单位涌水量q=0.0206升/秒.米，渗透系数k=0.0296m/日。该含水层为二1煤层顶板直接充水含水层，径流条件差，水源不丰富，不足以对二1煤层开采构成危害。 （五）第四系冲积层含水层：主要为第四系砂砾石层组成，平均厚度20.00m，属潜水含水层，主要靠大气降水补给，水量不丰富，对二1煤层开采影响较小。二、隔水层 （一）第四系粘水层：区内广泛分布，主要为粘土、黄土组成，对阻止降雨下渗和阻隔第四系孔隙水与下伏基岩水的水力联系均有较大的实际意义。 （二）二叠系泥岩及砂质泥岩隔水层：广泛分布于二1煤层的顶板岩层中，厚度稳定，与二叠系砂岩含水层相间分布，可阻隔各含水层间的水力联系，并可阻隔砂岩含水层向二1煤层充水。 （三）二1煤层底板隔水层：l7-8灰岩至二1煤层底板间砂泥岩隔水层，平均厚度10m左右，主要为灰色泥岩及砂质泥岩组成。 （四）太后群中段砂泥岩隔水层：由太厚组上、下含水层中间砂泥岩组成，平均厚22.26m。 （五）本溪组铝土岩隔水层：平均厚度7.69m，为灰白至深灰色铝土岩，分布稳定，具良好的隔水性。三、断层水 本区南部边界有一落差3050m的后高村正断层，为11采区充水边界，开采时要留足断层保护煤柱。第四节、瓦斯 该区二1煤层相对瓦斯涌出量4.78m3/t，绝对瓦斯涌出量2.3 m3/min，属低瓦斯煤层。第六节、煤尘与煤层自燃 二1煤煤尘爆炸指数为13.69%，有煤尘爆炸性危险。二1煤自燃发火倾向性为iii类，属不易自燃煤层。第四节、地温、地压 本区地温梯度约1c/100m，属地温正常区，无低温危害。本区属地压正常区。第二章、采煤方法和回采工艺第一节、采煤方法 根据采区内煤层赋存条件、地质构造及矿井生产能力等因素，结合豫西地区采煤经验，确定采用走向长臂式放顶煤后退采煤法，全部冒落法管理顶板。工作面采用手镐落煤或爆破落煤采煤工艺，选用单体液压支柱、配型钢梁支护顶板。 第二节、回采工艺 及设备选型 首采面为11011回采工作面，采面采用手镐或爆破落煤，人工装煤，单腿交替迈步回采工艺，采用可弯曲型刮板运输机运煤。 回采工艺流程：手镐落煤或爆破落煤人工装煤刮板运输机运煤支护移梁移刮板运输机放顶。 回采工作面最大控顶距为3.4m,最小控顶距为2.4m，采高为1.9m。 回采工作面顺槽运输设备，选用一台可弯曲刮板运输机和两台可伸缩皮带机以及一台下山皮带机运送煤炭。 回采工作面运输设备选型如下： 工作面刮板运输机选用一台sgb-420/237型可弯曲型刮板输送机，功率为34kw,输送能力为150t/h。顺槽选用一台sgb-420/237型可弯曲刮板输送机和两台ssj650/222型可伸缩皮带机。第三节、采区下山运煤方式及装备 因煤层倾角较小，采取运输下山选用一台ssj650/222型皮带机。 第四节工作面顶板管理方式、支架设备选型 根据煤层赋存条件及顶底板岩层情况，顶板管理方式采用全部跨落法。 支架选用dz22-30/100单体液压支柱，本支柱适用于炮采工作面。其主要技术参数为：支护高度1440mm2240mm,额定工作阻力300kn,额定工作压力38.2mpa,初撑力118kn157kn。顶梁选用hdc-2240型型钢梁。 上下安全出口选用3.4m长型钢梁，配dz22-30/100单体柱。 根据支护强度要求，工作面支柱排距为1m，柱距为0.5m,采用两梁五柱控顶方式。下安全出口3m，上安全出口2m,柱距0.5m，采用两梁六柱控顶方式。第五节、工作面回采方式 回采工作面采用后退式开采，工作面下顺槽沿空留巷，上下区段间接替采用顺序开采。第六节、采煤工作面长度、年进度及工作面生产能力 根据有关规定和实际经验，确定炮采工作面长度为60m,工作面年推进度450m,工作面生产能力为每年16.6万吨左右。第七节、劳动组织及正规循环图表一、劳动组织 （一）循环方式：循环进度1.0米，昼夜1.5个循环，日进度1.5米。 （二）作业方式：正常生产为“三班采放煤边采边准”的三八制综合作业方式。劳动组织表 2-1工种人数工作内容采煤工310工作面采煤支护打眼工31工作面大眼、注水送馍工31给井下职工送馍及修工具工程验收、准备组35负责工程验收及两巷替棚拣矸工31运输巷拣矸石运料工32供应采面支护材料设备司机37操作运输设备及维护、清运输巷煤机电修理工31负责设备维修、管理班长32负责采面安全生产及机电运输管理跟班队长31负责全面工作跟班安全员31负责工作面安全工作合计99 二、循环作业图表 2-2零 点八 点四 点工作面长度（米）图 例打眼、装药、注水、 放 炮 攉煤移主梁检修移副梁 放 煤 移 溜第八节、设备配备表 2-3 序号设备名称型号及规格功率单位数量1可弯曲刮板运输机sgb-420/2734kw 台22单体液压支柱dz22-30/100 根6253型钢梁2.4m、3.4m根2504煤电钻zms-12a1.2kw台35回柱绞车jh-88kw台16注水泵5d-2/15011kw台17污水泵80wg5.5kw台38局部通风机jbt52-211kw台29乳化液泵站xrb2b-80/200237kw 套210探水钻机myz-1507.5kw套211可伸缩皮带机ssj650/22244kw台3第九节、安全技术措施 一、顶板管理措施 （一）开工前，认真检查工作面工程质量，处理各种不安全隐患，为回采做好各项准备工作。工作面移溜后，要对所有支柱实行单枪多次注液，工程质量验收员应携带压力表，对工作面支柱初撑力进行检查，确保初撑力达到要求。 （二）工程管理人员及时调整采面棚距，严禁出现旋棚。严禁出现0.6m以上的大棚距和0.4m以下的小棚距，保证采面棚距均匀，确保工作人员退路畅通。 （三）放炮钱前在工作面煤壁侧打上一梁两柱临时抬棚，要求支柱迎山适中，逐棚背紧背牢，严禁空棚，保证支架稳定性。 （四）只准放底炮，严禁放腰炮、顶炮、拉通炮、放大炮。严禁工作面煤墙片帮、脱耳及顶空，确保梁头抓帮。 （五）煤壁较活或片帮超过0.3m，必须超前移梁护顶，顶帮打严打实。 （六）工作面拔梁时，舍帮梁头严禁过长（不超过2个齿）梁头必须拔齐。 （七）顶板不及时垮落时要留有足够的顶煤，充填老塘，保证老塘充填高度高出梁头100mm。 （八）机道梁端冒落高度不大于200mm，否则必须用坑木填实，工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高不大于100mm/m，严禁顶板出现台阶，采高最大不超过1.9m，最小不低于1.7m。 （九）严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业，每一名职工作业前都必须认真检查各自工作地点的安全情况，发现不安全因素及时解决。 （十）加强单体柱管理，采面失效柱及时更换，严禁出现空载支柱，确保支柱的完好性。 （十一）采面必须使用防倒链，保证支柱和型钢梁为一体，严防倒柱伤人。 （十二）上下安全出口长梁要及时迈步前移，保证上下安全出口符合规程要求。 （十三）工作管理人员要坚持班班拉线，逐棚验收，消灭不合格工程。 二、放顶煤安全技术措施 （一）为保证放顶煤时的安全，提高顶煤回收率，放顶煤人员应专业化，必须经过培训，考试合格后方可上岗。 （二）放煤前，不合格工程必须返工，基本柱必须站齐。放煤时，严格按照从机尾到机头顺序进行，不放煤段用竹笆，椽子打严，不得漏煤。 （三）放顶煤一定要按工艺要求进行多轮次低位放煤，严禁在中排巷解顶放煤，严禁摘舍帮柱放煤。 （四）全工作面只准一个口放煤，不准多开口。 （五）放煤时，跟班领导，瓦检工都必须亲临现场，加强现场管理，发现异常情况要立即停止作业，进行处理，处理好后，方能继续工作。 （六）放顶煤时，梁头见矸，立即封门，用竹笆、椽子把放煤口背实打严。 （七）工作面支架不完整，有歪扭现象时，不准放顶煤；出现空帮空顶，压力增大时不准放顶煤；瓦斯及其主要有害气体超限时不准放顶煤；有出水征兆时不准放顶煤；单体柱初撑力达不到要求时不准放顶煤；溜子不开不准放顶煤；跟班领导不在现场不准放顶煤。初次放顶后至少推进10m，方可视情况进行放顶煤。 （八）工作面放顶煤严禁与采煤平行作业 三、强制放顶措施 （一）舍帮控顶面积大于10m2；必须强制放顶煤。 （二）舍帮顶板打眼前瓦检工必须认真检查打眼附近的瓦斯含量，确保在瓦斯不超限的情况下进行打眼。 （三）顶板打眼时，打眼工必须站在支架完整的棚梁下工作，打眼角度45，严防炮眼裸露，炮眼最小抵抗线不得小于0.5m，否则不准装药。 （四）打眼间距1.52m，眼深不小于1.5m，每眼装药量由放炮员、跟班队长视情况而定，最多不超过4卷，使用水炮泥。 （五）强制放顶放炮前，舍帮侧打上一梁两柱连续抬棚，打紧打牢，严防崩倒支架造成冒顶。同时对单体柱进行多次注液，并加固强制放顶段前后5m支架，确保操作安全。 （六）强制放顶时，工作地点20m范围内的瓦斯浓度达到1%时，严禁打眼放炮，必须进行处理。 （七）放炮时，认真执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，并严格做好放炮警戒工作。 （八）放炮前，班长派把口工把口，认真负责，清点人数，放炮撤人距离距工作面切巷50m。 （九）严格控制一次起爆个数，每次最多连2眼，严禁同时连多眼，放大炮。 （十）每次放炮后及时派人整修支架，并对单体柱进行注液，待加固好支架后再放下一炮，依次循环进行，把所有炮放完为止。 (十一）强制放顶后，跟班队长视舍帮垮落情况决定是否再强放。 强制放顶期间，回风巷距切巷口20m处，必须备有坑木，以防急用。 四、机电设备管理措施 （一）机电工，皮溜司机必须持证上岗，严禁无证操作，严格遵守岗位责任制 。 （二）各工种接班后，必须对设备进行全面检查，发现问题及时处理。 （三）各工种对自己岗位范围内的电器设备要做到会使用，会保养，会排除故障，坚持使用各种保护装置，杜绝电气设备失爆，电工严禁带电作业。 （四）电工对机电设备检修时，必须用ch4便携仪检查设备附近瓦斯浓度，在瓦斯浓度小于0.5%时，方可打开设备检修。 （五）工作面溜子和顺槽溜子搭接良好，高度不低于0.3m，底链不拉回煤，溜子要做到平、直、稳、正、牢，保证正常运转。机尾机头点柱分别用两根直径不小于15cm的新圆木打紧打牢，溜子停时不放炮，不攉煤，严防压死溜子。 （六）皮带保护齐全，运转良好。皮带巷浮煤清净，各转载点前后5m保持畅通，保证设备正常运转。 （七）严禁乘坐皮带和溜子，皮带和溜子严禁溜运物料。 （八）移动工作面开关，综合保护时，必须切断电源，严禁带电移动。 （九）液压泵站压力必须达到18mpa以上，乳化液浓度不低于2%3%。五、初次采压期间安全技术措施 （一）工作面安装完毕后，按标准进行验收。 （二）初次来压前，采用手镐落煤，严禁放炮。（三）初压前，工程质量必须严格按作业现程要求执行，不得缺柱。（四）初压前，采面帮顶必须用荆芭，椽子打严，不得流煤。（五）初压前，工作面严禁放顶煤。（六）必须严格执行单腿迈进，严禁双迈步回采。（七）棚距不得大于0.6m，支柱初撑力不小于55kn。（八）回采时，顶部局部冒落时，必须用坑木搁实，打严，严禁空顶。（九）工作面顶梁必须垂直煤壁架设，支柱迎山有力。（十）循环进度不得小于1.0m，按正常循环进行。（十一）工作面支架必须按作业现程要求架设，中间柱不能缺少，不能出现单棚。（十二）推进时，工作面舍帮较空时，必须靠舍帮支木垛，随工作面推进前移。（十三）工作面上、下端头靠舍帮必须支一木垛。（十四）初压前，工作面严禁使用坏柱或缺件支柱。（十五）上下安全出口必须使用长梁，一梁三柱，安全出口必须提前按要求做出，中高不低于1.6m。（十六）工作面中高不能低于1.8m，中间不得有杂物堆放。（十七上下顺槽超前支护必须按要求架设，打齐打够，超前工作面20m，随工作面推进而前移。（十八）初压前，要建立初压领导小组，分工跟班坐镇指挥。（十九）初压前，每班必须派一名有顶板管理经验的老工人观察顶板变化，发现问题，应立即撤出工作面所有人员，待顶板稳定厚后，再继续工作。（二十）初次采压时，顶板有掉渣，压力增加，煤壁片帮严重等征兆，人员应立即撤出工作面。（二十一）初压前，严格检测工作面瓦斯，严防初压来时，瓦斯大量涌出造成瓦斯超限，严防瓦斯超限作业。（二十二）跟班矿长、队长、安全员、技术员应加强初压前安全、工程管理，确保初压期间安全。、采区巷道和生产系统 第一节、采区位置、范围11采区（首采区）是下山采区，位于主井西翼，距主井筒较近，运输方便。11采区东西长580m，南北宽140m，采区面积81200m2,二1煤层开采标高+20m+50m，煤层埋藏深度250m280m。第二节采区储量及服务年限 11采区地质储量79.1万吨，可采储量59.3万吨，服务年限2.9年（采用1.3备用系数）。第三节采区生产能力根据矿井设计生产能力，一个采区、一个回采工作面，保证15万吨/年的生产能力。则工作面生产能力计算为：a=lmhk式中：a工作面年生产能力 万吨/年 l工作面长度 米 m工作面年推进度 米 h煤层厚度 米 k回采率 取93% 煤层容重 1.4t/m3a=604504.30.931.4=15.1(万吨/年) 掘进煤量按10%计算，则矿井年生产能力为：q=a1.1=15.11.1=16.6(万吨)能满足矿井设计生产能力的要求。第四节采区巷道布置方案 一、巷道布置 11采区采用一对下山，单翼开采，回采工作面由上至下为11011采面、11031采面，由上向下按顺序开采，采面下顺槽沿空留巷。 采区运输下山沿煤层底板布置，采区回风下山沿煤层顶板布置，工作面上下顺槽及切巷沿煤层底板布置。 二、采区下山 采区下山方位角2420，坡度100，运输下山长90m，回风下山长200m,运输下山担负采区煤炭运输及进风任务，回风下山担负运料、提矸及回风任务。巷道净断面积7m2,采用29#u型钢配双抗网支护。 三、回采工作面上下顺槽及切巷 11011采面为首采面，上下顺槽方位角2730，沿煤层底板掘进，长度分别为460m，采用11#矿工钢对棚支护，巷道净断面积6.0m2。切巷方位角30，沿煤层底板掘进，长度为60m。第五节、采区生产系统一、运输系统 （一）工作面运输：工作面煤的运输，选用sgb-420/237型可弯曲刮板运输机，其运输能力q=150t/h,配备防爆电动机功率为34km。 （二）工作面下顺槽运输：根据工作面生产能力，下顺槽选用一台sgb-420/237型可弯曲刮板运输机，两台ssj650/222可伸缩【皮带运输机运煤。 (三）运输下山运输：下山皮带巷斜长190m,倾角-100向上运输，选用一部ssj650/222型皮带运输机。煤溜方向：工作面下顺槽皮带下山主井煤仓主井筒地面。 二、通风系统 矿井通风为中央并列抽出式。主井进风，经井底车场、采区运输下山、工作面下顺槽，清洗工作面后，乏风流经上顺槽、11采区轨道下山、+43.5m风井底，由风井排出地面。 三、排水系统 11采区下山有采区水仓和泵房，排水到风井底中央水仓，然后由中央泵房将水排至地面。 四、供电系统 （一）采区配电系统：采区配电点，采用双电源供电，供电电压660v,单母线分段接线方式。采区泵房采用双电源供电，供电电压660v,单母线分段接线方式。 （二）采区配电设备的选型：采取配电点馈电开关选用bkd5型矿用隔爆型馈电开关。局部通风机、刮板运输机、皮带运输机等用电设备选用bqd10系列具有过载、断相、漏电闭锁保护功能的真空磁力启动器。 采区排水泵房启动时，电压降损失较大，采用串联电抗器的办法降压启动水泵，由水泵厂家配备防爆启动柜。 井下供电电缆选用myp-1kv矿用阻燃移动屏蔽电缆，以提高矿井安全程度。 （三）井下固定照明及保护接地：采区车场、水泵房等照明电源引自就近动力线网，照明电压为127v,采用660/127v综合保护装置。灯具为隔爆防水高压钠灯，照明电缆用xv500-24橡套阻燃电缆。 按照煤矿安全规程的要求，主接地极应在主副水仓中各埋设一块。采区配电点以及电气设备均应装设局部接地极，局部接地极与主接地极连接成总接地网。 五、洒水降尘系统 （一）洒水管路铺设：地面静压水管铺设至11采区运输下山、回风下山、采面上下顺槽，并且每50m留设一组阀门。掘进工作面、采煤工作面、运输设备转载点均应设立洒水降尘喷头。 （二）隔爆装置及净化水幕：采取进、回风巷，采面进、回风巷，掘进工作面，均应设立净化水慕和隔爆水袋。 六、通讯调度系统 本矿井的通讯总机，安设在调度室内。采区水泵房、配电点、采区车场、采面下顺槽、掘进工作面、运输设备机头处设电话分机。井下使用kth-33型矿用本安型自动按键电话机，井下通讯采用矿用阻燃通讯电缆。 七、安全生产监测监控系统 矿井设置一套矿井120型煤矿安全生产监测监控系统，配备主机两台，一用一备。另外配备打印机和ups备用电源各一台。 11采区设立井下分站、电源箱，采区回风巷、采面回风巷、掘进工作面回风流均应设立co、co2、ch4、温度、风速传感器。 井下监测电缆选用专用阻燃电缆，所选用的监测设备为矿用本质安全型产品。第六节、采煤方法备选方案、 11031采面上、下副巷同时掘进，11031采面上副巷与11011采面下副巷留5m煤柱。此方案存在问题是：11031采面上副巷受11011采面采动影响，巷道维护困难；11采区可采储量有限，采面之间留设煤柱，浪费资源。选用无煤柱顺序开采比较合适。第四章、采区车场设计及硐室 第一节、采区车场 采区车场设立在采取轨道下山上部，沿煤层地板布置，呈“-”字型，车场内设空重车道，采用人工调车，担负运料和出矸。 采区车场净断面积9m2,采用29#“u”型钢支护。 第二节、采区配电室 采区配电室设立在主井底下帮，沿煤层顶板作成环形，净断面积9m2,采用29#“u”型钢支护。 第三节、采区泵房及水仓 采区泵房及水仓设立在采区运输下山下部，泵房作在煤层顶板，净断面积9m2,采用29#“u”钢支护。水仓沿二1煤底板作成环形，净断面积7m2,采用25#“u”钢支护。采区正常涌水量60m3/h,最大涌水量60m3/h,水仓容量400m3。第四节、采区下山躲避硐 沿轨道下山每隔40m,作一安全躲避硐，采用11#矿工钢对棚支护，净断面积5.5m2,深度不超过5m。 第五节、采面避难硐室沿采面切巷向外，每隔30m在上下顺槽分别作一个避难硐室，硐室采用11#矿工钢对棚支护，净断面积5.5m2,深度5m。硐室内安装直通地面的通讯电话，静压水管，压风管路。 第五章、采区风量计算与分配 采区布置一个采煤工作面，一个煤巷掘进工作面，平均日产460吨。测定瓦斯相对涌出量4.78m3/t,采面瓦斯绝对涌出量2.3m3/min,掘进工作面瓦斯绝对涌出量1.2m3/min。第一节、按采区同时工作的最多人数计算 q=4nk式中：q采区总供风量 m3/min n采区同时工作的最多人数 取65人 k通风系数 取1.25 q=4651.25=325m3/min第二节、采煤工作面需要风量 一、按瓦斯涌出量计算 q采=100q采绝kch4式中：q采采煤工作面需要风量 m3/min q采绝采煤工作面瓦斯绝对涌出量 取2.3m3/min kch4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数 取2.0 q采1002.32=460m3/min=7.7m3/s 二、按回采工作面温度选择适宜风速计算 q采=60v采s采ki式中：v采回采工作面风速，该采面推断最高气温为26co 时，取1.8m/s s采回采工作面平均断面积 取6.8m2 ki工作面长度系数 取1 q采=601.86.81=734m3/min=12.24m3/min 三、按回采工作面同时作业人数计算 q采4n式中：n采煤工作面作业最多人数，取60人/班 q采=460=240m3/min 按回采工作面炸药消耗量 q采25a式中：a一次爆破炸药最大用量，取8.0kg q采258=200m3/min 经计算，采煤工作面需风量取最大值，即按回采工作面适宜风速计算值734m3/min(12.24m3/s)。采面风速验算：v=q采s采=12.246.8=1.8(m/s) ,0.25m/sv4m/s,符合 规程 规定。 第三节、煤巷掘进工作面需风量 （一）q掘=100q掘绝kch4式中：q掘绝掘进工作面瓦斯绝对涌出量 取1.2m3/min kch4瓦斯涌出不均衡系数 取1.8 q掘=1001.21.8=216m3/min （二）按同时工作人数计算 q掘=4n式中：n掘进工作面同时工作的最多人数 取15人 q掘=415=60m3/min （三）按局部通风机实际吸风量计算 q掘=q吸ikf式中：i通风机台数 取1 q吸通风量实际吸风量 取220m3/min kf风量备用系数 取1.3q掘=12201.3=286m3/min=4.8m3/s（四）按炸药使用量计算q掘25a式中：a一次爆破炸药最大用量 取3.0kg q掘253=75m3/min 经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按风机实际吸风量计算值286m3/min(4.8m3/s)。 风速验算：v=q掘s掘=4.85.5=0.87m/s0.25m/s 符合要求。第四节、硐室需风量 （一）轨下绞车房配风 1m3/s （二）采区配电室 2m3/s （三）采区泵房 2m3/s （四）躲避硐及避难硐室2m3/s合计：7.0m3/s第五节、采区总需风量 q区=（q采+q掘+q硐）k通式中： q区采区总进风量 m3/s q采回采工作面供风量， 一个工作面配风12.24m3/s q掘掘进工作面供风量， 一个工作面配风4.8m3/s q硐硐室供风量， 配风7m3/s k漏漏风系数， 取1.25q区=（12.24+4.8+7）1.25=30.05（m3/s）采区总需风量为30.05m3/s,即1803m3/min。第六章、防止特殊灾害的安全措施 第一节防止瓦斯事故 （一）严格执行“以风定产”的方针，禁止超通风能力生产。 （二）矿井主要通风机必须保证经常运转，主要通风机必须装置两套同等能力的通风机（包括电动机），其中一套作备用，备用风机必须能在10min内开动。 （三）主要通风机因检修、停电或其他原因停风时，必须制定停风措施。受停风影响的地点，必须立即停止工作，切断电源，撤出人员。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关地点附近20m范围的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合煤矿安全规程规定时，方可开启。 （四）实行采区独立通风，各采掘工作面均有独立的进回风巷，禁止串联风、扩散风、循环风。掘进工作面局部通风机，应按规定安装风电、瓦斯电闭锁装置，采用装有选择性漏电保护装置的供电线路与工作面分开供电。 （五）严格按照规程要求，合理分配风量，保证回采工作面及掘进工作面风量满足要求，其它各工作面及硐室有充足的新鲜风量，严禁在微风、串联风、风流短路情况下作业。采面放煤口要采用风障增大风速，防止瓦斯超限；工作面上下隅角要及时放顶、放齐，防止瓦斯积聚或向老塘串风。 （六）及时封闭采空区和废弃老巷，确保密闭质量，发现漏风，及时处理。 （七）巷道贯通时，应制定安全措施，被贯通巷道应保持正常通风。距离20m时，应只保留一个工作面掘进，贯通后应及时调整通风系统。 （八）掘进工作面局部通风机必须由专人管理，保证正常运转。必须保证设置在进风侧新鲜风流10m以外，防止产生循环风。风筒必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒口距工作面不大于5m。 （九）0临时停风地点，必须切断电源、撤出人员、设置栅栏、外面设置警标。恢复通风时，要制定安全措施，实施逐段排放，严禁“一风吹”，长时间停风的巷道必须密闭。 （十）完善供电系统各种安全保护装置，加强防爆检查，防止出现电火花。严格入井检查，所有入井设备必须采用防爆型电气设备。井下从事电、气焊作业，必须制定专门措施，井下放炮必须按章操作，坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。井下不得带电检修、搬迁电气设备，井下防爆电气设备的运行、维护、修理工作，必须符合防爆性能的各项技术要求。井下供电要做到“三无、四有、一齐、三全、三坚持”。 （十一）选用的井下电气设备，必须符合煤矿安全规程第四百四十四条表10的要求。 （十二）严格井下矿灯管理，严格井下人员拆卸、敲打、撞击矿灯，损坏灯线。 （十三）必须配备专职瓦斯检查员、瓦斯监测人员，制定专项制度措施。严格按设计配齐安全监控系统，采掘工作面配齐瓦斯断电仪，工作面上隅角悬挂便携式瓦斯报警仪。规定人员下井必须携带便携式瓦斯报警仪，严格落实瓦斯检查“三对照”制度，瓦检员要经过培训、持证上岗。 （十四）所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备