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龙宫煤矿一号井 2014 年采掘接续作业计划年采掘接续作业计划 二一三年十二月三日 第一章第一章 集团公司概况集团公司概况.- 3 - 第二章第二章 煤矿开采现状煤矿开采现状 .5 第一节 矿井概况.5 一、矿井相关合法手续.5 二、矿井基本概况.5 第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员.13 一、管理机构.13 二、岗位设置.13 矿井岗位及人员的设置如下：.13 三、 劳动定员.14 第三节 2013 年生产计划执行情况.16 一、2013年生产计划执行情况.16 二、2013年生产计划执行中存在的问题.16 第三章第三章 2014 年采掘计划编制说明年采掘计划编制说明 .18 第一节 编制依据 .18 第二节 矿井采掘接替情况.19 一、2014年采面接替情况：.19 第三节 瓦斯治理工程计划 .21 一、 瓦斯治理工程概述：.21 二、 抽放巷道工程量.23 三、 抽放钻孔施工工程量.24 四、 瓦斯抽采计划量及瓦斯综合利用量.26 五、 瓦斯抽采计划量及瓦斯综合利用量.27 第四节 采掘生产计划指标 .28 第四章第四章 矿井矿井“四量四量”情况情况 .29 一、储量、设计能力.29 附件：附件： .34 一、相关证照复印件；.34 二、表格.34 三、图纸.34 第一章第一章 集团公司概况集团公司概况 贵州省朗月矿业投资有限公司（以下简称集团公司）成立于 2010 年 12 月 15 日，是一家以煤炭生产经营为主业的民营股份制企 业，集团公司注册地为贵州省金沙县新化乡五星村，注册资本壹亿 元整。集团公司于 2012 年 1 月 11 日取得由贵州煤矿安全监察局颁 发的安全生产许可证（证号：（黔）MK 安许证字0622） 。2012 年 8 月 20 日，贵州省能源局以黔能源煤炭2012284 号批复集团公司 具备瓦斯防治能力。 集团公司总部现有各级专职安全管理及煤矿安全技术人员 32 人，其中经理层设置了总经理、总工程师、安全副总经理、生产副 总经理、机电副总经理等专职安全管理人员。设立了生产技术部、 安全监管部、通防部、机电运输部、总调度室、安全监控中心、综 合部（办公室） 、人力资源部、财务部、工会等安全生产管理职能 机构。详见附图：贵州省朗月矿业投资有限公司煤矿安全生产管理 组织机构架构图。公司设立董事会、监事会和经理层。 集团公司现有全资及控股煤矿 9 对，批准设计生产能力合计 213 万吨/年，其中生产矿井 8 对（设计能力 204 万吨/年） ，建设矿 井 1 对（设计能力 9 万吨/年） 。详见附表：贵州省朗月矿业投资有 限公司所属矿井基本情况表。 附表 贵州省朗月矿业投资有限公司所属矿井基本情况表贵州省朗月矿业投资有限公司所属矿井基本情况表 序号矿井名称 设计 能力 矿井性质矿井所在地 矿井 瓦斯等级 井田面积 （km2） 保有资源储 量（万吨） 批准开采煤 层（号） 1金沙县新化乡龙宫煤矿一号井45生产矿井金沙县新化乡瓦斯矿井4.196029224.6.9.13.15 2金沙县新化乡龙宫煤矿二号井45生产矿井金沙县安洛乡瓦斯矿井4.295323794.9.13.15 3金沙县新化乡太上煤矿15生产矿井金沙县新化乡高瓦斯矿井1.5166730.19.13.15 4金沙县安洛乡祥丰煤矿15生产矿井金沙县安洛乡瓦斯矿井0.64963304.5.15 5金沙县新化乡金凤煤矿15生产矿井金沙县新化乡瓦斯矿井0.9319188.619.12 6金沙县新化乡群利煤矿9停产待整合金沙县新化乡瓦斯矿井0.2438469.13 7遵义县纸房煤矿30生产矿井遵义县枫香镇高瓦斯矿井3.6880782.525.7.10 8大方县达溪镇新果煤矿30生产矿井大方县达溪镇瓦斯矿井3.035616601.2.3.4 9桐梓县楚米镇岩角煤矿9停建待整合桐梓县楚米镇高瓦斯矿井0.3129168.157.9.13.15 第二章第二章 煤矿开采现状煤矿开采现状 第一节第一节 矿井概况矿井概况 一、矿井相关合法手续一、矿井相关合法手续 营业执照：编号 520000000053358；登记日期 2010 年 12 月。 采矿许可证：编号 C5200002011081120116830；有效期 2011 年 8 月至 2027 年 4 月。 安全生产许可证：编号（黔）MK 安许证字1232；有效期 2013 年 8 月 8 日至 2016 年 8 月 8 日。 开采方案设计：金沙县新化乡龙宫煤矿一号井（整合）开 采方案设计（变更二）专家咨询意见经中煤科工渝发2012172 号 文件批复。 安全专篇：关于对金沙县新化乡龙宫煤矿一号井（整合） 安全设施设计的批复经黔煤安监监察函201314 号文件批复。 二、矿井基本概况二、矿井基本概况 1、煤矿设计规模： 设计生产能力 45 万 t/a 2、性质： 民营企业 3、瓦斯等级鉴定： 根据矿井瓦斯等级鉴定及省能源局批复，矿井 2012 年度矿井 绝对瓦斯涌出量为 2.77m/min，为鉴定为瓦斯矿井。 4、突出鉴定： 2012 年 9 月矿井委托煤炭科学研究总院鉴定结论为“龙宫 煤矿一号井 9 号煤层+1208 米标高以上鉴定区域内没有煤与瓦斯突 出危险性” 。矿井按照金沙县有关规定按煤与瓦斯突出矿井管理。 5、煤层自然等级： 煤层自燃倾向等级为类(不易自燃煤层)。 6、煤尘爆炸性鉴定： 本矿井 4、6、9、13、15 号煤层无爆炸危险性。 7、质量标准化达： 验收达二级标准。 8、矿井水文地质： 矿井井田为一单斜构造，构造简单。水文地质条件属中等类型。 矿井正常涌水量为 90m3/h，最大涌水量为 225m3/h，实测涌水量为 37m3/h。 9、生产地质概况： 本矿矿区内含煤地层为龙潭组，含可采及局部可采煤层 5 层， 分别是 4、6、9、13、15 号煤层，首采设计在 9 号层。9 号层大部 可采厚度在 0.5-2.8m 之间，在可采地区平均厚度 1.4m，根据矿井 开拓实际揭露情况看与之相差不大，井底车场附近 300m 范围内平 均在 2m 左右，现 1092、1093、1090、2093、2092 采区巷道揭露煤 层平均在 0.8m 左右。 10、矿井提升系统 矿井材料、设备从主平硐采用 CTY5/6G 矿用防爆特殊型蓄电池 电机车牵引运输，副暗斜井安装有 JTPB-1.2x1.0P/30 型提升绞车， 辅设 22kg/m 钢轨，完成矸石、设备和材料等的提升下放任务。 11、矿井运输系统 原煤运输：矿井主运输为胶带运输。主平硐、主暗斜井、运输 大巷采用 DTL 型胶带机运输（N2*90KW，B1000mm，Q400T/h） ， 采面运输顺槽及各掘进工作面采用 SZB-620/55 可弯曲刮板输送机 配合 DSJ80/40/240 胶带运输机运输。 12、排水系统 水泵房安设 MD155-30*4 型矿用节能型离心式水泵三台，辅设 1594.5mm 无缝钢管排水管路两趟。 13、电气系统 (1)(1)矿井主供电电源矿井主供电电源 矿井按设计建成了双回路双电源供电系统，两回路电源分别引 自新化 35kV 变电所和龙凤 35kV 变电所。 （2 2）地面供电系统）地面供电系统 风井变电所设二台 KS11-630-10/0.69k 动力变压器向通风机供 电，设二台 KS11-400-10/0.69k 动力变压器向瓦斯抽放站设备供电， 设二台 S11-500-10/0.4k 动力变压器向风井场地内低压负荷供电。 主平硐工业场地已安装一台 KS11-500-10/0.69kV 和 S11-400-10、 一台 S11-315-10 动力变压器向工业场地内其他负荷供电。 （3 3）井下供电系统）井下供电系统 中央变电所的两回下井电缆引自风井工业场地 10kV 变电所不 同母线段。中央变电所内选用两台 KBSG315-10/0.69kV 矿用隔爆 型干式变压器为局扇专用变压器，其中一台为局扇备用电源；选用 两台 KBSG1000-10/0.69kV 矿用隔爆型干式变压器为矿井主排水 泵、轨道大巷绞车、运输大巷皮带、副暗斜井绞车、1092 运输巷和 回风巷等设备供电，采面等其他用电地点由中央变电所供给。 14、矿井通风系统 一、二采区回风斜井地面分别安装有 2 台型号为 FBCDZ 20/2x132 型对旋式轴流通风机，一台运行，一台备用，每台通风机 选用两台 YBF2-355S-8（132kw，660v）型隔爆电机，每台电机配低 压变频调速电控装置 1 套。当运行风机出现故障时，备用风机可在 10min 内投入运行。 矿井 1091 和 2091 工作面为“U”形上行通风，矿井掘进工作 面均使用 FBD6.3 型局部通风机 2 台，电机功率 2x22kw，配 800mm 阻燃风筒，风量 420660m3/min；掘进工作面均安设了 “三专两闭锁”装置，实现了双风机双电源和自动切换。 15、瓦斯防治系统 (1)瓦斯管理 矿井配备了便携式瓦斯检测警报仪 46 台，10%光学瓦斯检定器 30 台，100%光学瓦斯检定器 2 台，WTC 瓦斯突出参数仪 2 台，WBCG 管道瓦斯参数检测仪 1 台。 (2)瓦斯抽采 矿井在地面建立了永久瓦斯抽放站，抽放站内已形成了高、低 负压抽放系统。使用 2 台 2BEC-42 型水环式真空泵配 325x6 型主 管路进行高负压抽放；使用 2 台 2BEC-42 型、1 台 2BEC-50 水环式 真空泵配 426x6 型的主管进行低负压抽放，支管管径为 325x6； 根据工作面现场情况，现采取采空区插管低负压抽放和高位钻 孔抽放裂隙瓦斯的方法治理工作面上隅角瓦斯。 16、采掘工艺 全矿开拓巷道均采用不燃性材料支护，巷道断面及支护质量均 能满足设计要求。 矿井一采区 1091 首采工作面为高档普采工作面，采用走向长 壁后退式采煤法,走向长 860m，倾斜宽 105m，煤厚 0.82.5m，储 量 24.92 万吨，目前已采约 600m，剩余可采走向长度约 260m。 二采区 2091 工作面为炮采工作面，采用倾向长壁后退式采煤 法，倾斜长 435m，走向宽 130m，煤厚 1.4m，储量 11.08 万吨，目 前已采约 320m，剩余可采走向长度约 115m。 一采区 1091 采煤工作面主要设备配置均为：采煤机型号为 MG150/345-WDK,总功率 345KW，适应采高 0.9-2.2m，工作面可湾曲 刮板输送机为 SGZ-630/2110，顺槽转载机为 SZB-620/55，顺槽 胶带运输机为为 DSJ80/40/240，乳化泵为 BRW-125/31.5，喷雾 泵型号为 BPW-250/6.3。 二采区 2091 采煤工作面主要设备配置均为：工作面可湾曲刮 板输送机为 SGZ-40/255，顺槽刮板输送机为 SGZ-40/255，顺 槽胶带运输机为为 DSJ80/40/240，乳化泵为 BRW-125/31.5，喷 雾泵型号为 BPW-250/6.3。 一采区 1091 采煤支护采用单体液压支柱配合 型钢梁支护顶 板，采用全部垮落法管理顶板。 二采区 2091 采煤支护采用单体液压支柱配合 1.2 米绞接梁支 护顶板，采用全部垮落法管理顶板。 矿井现布置有 2 个采煤工作面(1091 工作面、2091 工作面)、1 个炮掘工作面（2095 运输巷）和 3 个综掘进工作面（1092 运输、 1092 回风巷、2093 运输巷） 。 现有综掘机 ZBE-160 两台，ZBE-132 一台。 17、六大避灾系统概述： 安全监控系统安全监控系统 矿井安装有 KJ73N 型安全监控系统。 井下共安装分站：23 台（其中大分站 22 台，中分站 1 台） ， 各种传感器：220 台； 通讯系统通讯系统 矿井安装了一台程控交换机，型号为 SW-200HK，门数 200 门。 人员定位系统人员定位系统 矿井安装有 KJ353 型煤矿人员管理系统，用于井下人员的无线 定位、跟踪和考勤。安装了两台 KJ353 型人员定位系统主机，配备 KJ353 型电子识别卡 400 张。 紧急避险系统紧急避险系统 矿井按设计在皮带运输大巷与轨道大巷之间建设了永久避难硐 室 1 个，能同时容纳 100 人紧急避险。 压风自救系统压风自救系统 矿井在风井工业场地建有压风机房。安装了三台 BJ-20/8G 型 风冷式螺杆空压机，一台 MLGF-21/7G 型风冷式螺杆空压机。沿副 斜井铺设管径为 1594.5mm 的无缝钢管作为主管路，用 DN1085mm 的无缝钢管作为压风支管向采掘进工作面、避难硐室和 压风自救硐室供风。 在回采工作面运输、回风巷、各掘进工作面均按照要求安装了 压风自救袋。采掘地点共安装避难硐室 8 个；临时自救站 34 个， 均实现了通讯、压风、水正常供应。 供水施救系统供水施救系统 矿井在主井工业广场建了一个 300 立方的供水池；在风井工业 广场建了一个 500 立方的供水池，能充分保证井下各作业地点的用 水。供水管路由主井和风井各有两路直径 160 的钢管做为专用水管 入井供水，各作业地点用两寸水管供水到工作面。水管每 100 米一 个三通阀门带快速接头可接快速接入 1.5 寸供水软管。 采区接替说明：采区接替说明： 开拓四条井筒，平硐斜井混合开拓布置，四条大巷标高 +1280m，有二条专用回风大巷。划分为五个采区，移交生产时一、 二采区生产，三、四采区为接替采区，五采区利用原有系统残采。 第二节第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员管理机构、岗位设置及劳动定员 一、管理机构一、管理机构 见管理机构架构图。 二、岗位设置二、岗位设置 矿井岗位及人员的设置如下：矿井岗位及人员的设置如下： 1）通风、气体、粉尘检测专职人员； 2）防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维修专职人员； 3）矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员； 4）矿井安全监测监控系统管理、维护专职人员； 5）井上下消防材料库材料、器材发放、保管专职人员； 6）矿井瓦斯抽放工程专职人员； 7）井下防灾工程专职人员； 8）井下防灭火工程专职人员； 9）地面急救站专职医护人员； 10）井下急救站专职医护人员； 11）爆破员、电工、专职钻机队员； 12）防突队员； 13）瓦检员、安检员； 14）矿山救护中队人员； 15）采掘作业人员。 3、劳动定员劳动定员 矿井安全劳动人员在籍总人数 294 人，出勤人数 221 人，其中： 专职安全人员出勤人数 163 人；管理人员 22 人，矿山辅助救护小 队人员 12 人。详见表 1231。 本矿井每个采区同时作业的采、掘人员每小班没有超过 100 人。 表表 12123 31 1 安全劳动定员表安全劳动定员表 出勤人数 序 号 人 员 类 别 一 班 二 班 三 班 四 班 合 计 在籍 系数 在籍 人数 一一 安全专职人员安全专职人员44433937163 1.45236 1通风、气体、粉尘检测人员444416 2防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维修专职人员333312 3矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员22228 4矿井安全监测监控系巡视、维护专职人员22228 5井上下消防材料库材料、器材发放、保管专职人员22228 6矿井瓦斯抽放工程专职人员332210 7井下防灾工程专职人员332210 8井下防灭火工程专职人员332210 9地面急救站专职医护人员22116 10 井下急救站专职医护人员11114 11 爆破员、电工、专职钻机队员101010838 12 防突队员32229 13 瓦检员、安检员1212121248 二二 安全管理人员安全管理人员7555221.022 1矿级管理21115 2安全生产办公室544417 三三 矿山救护队人员矿山救护队人员12121.012 总总 计计63484442221294 第三节第三节 2013 年生产计划执行情况年生产计划执行情况 一、一、2013 年生产计划执行情况年生产计划执行情况 2013 年度对于龙宫煤矿一号井来说是验收取证关键性的一年。 全年计划按 330 天组织正常生产。全年计划原煤总产量 38 万吨， 其中采面产量 33 万吨，掘进煤量 5 万吨。全年总进尺 5915 米，其 中全岩进尺 205 米，煤巷及半煤巷 5710 米。 到目前为至，今年完成原煤产量 186946 吨，完成计划的 49.2%；进尺 4150 米,完成计划的 70%。 二、二、2013 年生产计划执行中存在的问题年生产计划执行中存在的问题 矿井验收 一月份通过二级质量标准化验收；二月份进入试运转阶段；八 月份通过安全设施验收取得全部合法证件。不同程度的影响正常生 产的产量和进尺。 政策性停产 4 月份、11 月份因石板坡瓦斯爆炸事故和黄水坝瓦斯突出事 故影响将近两个月的时间。还有其他政策性调整，对矿井生产时间 的影响。 3、地质条件的影响 1091 采面 1-10 月份采面采高只有 0.8 米，生产工效较低； 2091 采面因煤层变化在 6 月份由高档普采改为炮采，影响生产时间 15 天，并降低了生产工效。 4、用工制度的影响 矿井采掘工程基本都是以承包形式下包到采掘队，鉴于当地 采掘队伍用工人员的不稳定，严重影响生产时间。 今年本矿采煤队伍更换八次，由于队伍进场时间、工人体检时 间、培训时间、工作环境的适应时间等的影响，很大程度上影响了 采煤工作面的有效生产时间。大大影响了采煤计划的完成。 第三章第三章 2014 年采掘计划编制说明年采掘计划编制说明 第一节第一节 编制依据编制依据 1、省政府关于加强煤矿安全生产工作的决定 （黔府发 200732 号） 。 2、 开采方案设计 、 安全专篇 、 采区接替设计 ； 3、毕节行署关于印发毕节地区煤矿安全生产禁令的通知（毕 署通201018 号） 4、市工能委“关于加强煤矿采掘接替作业管理工作的通知” （毕市工能通2013111 号） 5、县安监局县工能局关于对全县严格按突出矿井管理进一 步加强瓦斯治理工作的通知 （金安监201364 号） 6、县安监局县工能局关于印发金沙县煤矿企业严格执行 “一采两掘”规定的通知 （金安监201365 号） 7、设备检修计划 全年计划生产日按 330 天计算，每月 25 日计划检修一天， 每月 20 日各工队负责把各作业地点的检修计划编制上报，每月 25 前由总管（生产矿长）负责组织人员审查后编制矿井月检修计划， 每月 25 日停产检修一天。 第二节第二节 矿井采掘接替情况矿井采掘接替情况 一、一、2014 年采面接替情况年采面接替情况： 采煤接续：采煤接续：现有生产采面 1091（高档普采） 、2091 两 个，备用采面 2093、1092（高档普采）两个。 一采区采面接续：1091 采面 1092 采面 1090 采面 1093 采面 二采区采面接续：2091 采面 2093 采面 2092 采面 2098 采面 采面布置一采区工作面为高档普采；二采区工作面为炮 采。 掘进接续：掘进接续：现有掘进工作面 1090 运输巷（综掘） 、 1092 切眼（综掘） 、2092 回风巷（综掘） 、2093 切眼（炮掘）四个。 10900 运输巷 1094 运输巷 1094 回风巷 1094 切眼 1095 运输巷 2099 材料巷 1092 切眼 10900 回风巷 10900 切眼 1093 回风巷 1093 切眼 2096 材料巷 1095 回风巷 1095 切眼 2092 回风巷 2092 切眼 2098 回风巷回风绕 道 2098 运输巷 2098 切眼 2097 回风巷 2096 回风巷 2093 切眼 排水巷集中回风巷 2098 运输巷 回风绕道 2098 回风巷 2097 运输巷 其中 2096 材料巷、1095 回风巷、1095 切眼、2099 材料 巷、排水巷集中回风巷、2098 运输巷回风绕道、2098 回风巷、 2097 运输巷设计为炮掘工作面；其他掘进设计为综掘工作面。 现有回采工作面、备用工作面储量现有回采工作面、备用工作面储量 现有生产采面： 1091 采面（高档普采） ，储量：4.5 万吨； 2091 采面，储量：1.28 万吨； 备用采面 2093 采面，储量：140*430*0.8*1.4=6.76 万吨； 1092 采面（高档普采） ，储量：135*130*0.8*1.4=7.76 万吨。 第三节第三节 瓦斯治理工程计划瓦斯治理工程计划 1、瓦斯治理工程概述：瓦斯治理工程概述： 瓦斯治理的方法主要有两种：风排和抽放。 1、抽放瓦斯方法 1）选择抽放方法的原则 选择抽放瓦斯方法，主要根据采区瓦斯来源、煤层赋存状况、 采掘布置、开采程序以及开采地质条件等综合考虑，设计采取瓦斯 综合抽放治理措施。 2）瓦斯抽放方法 根据矿井瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及 开采地质条件等综合考虑。矿井首采 9 号煤层工作面，工作面瓦斯 主要来源于本煤层、上邻近层（4 号、6 号）和下邻近层(13、15 号)， 根据本矿煤层、瓦斯赋存条件，井田开拓部署，开采方法及瓦斯涌 出特点，设计拟采用以下瓦斯抽采方法，在生产过种中根据抽放效 果及瓦斯涌出情况，采取其中一种或两种以上方法综合使用，达到 抽采达标的目的： （1）本煤层预抽：顺层钻孔预抽工作面回采区域煤层瓦斯 采煤工作面顺槽掘出以后，利用已施工好的采面运输斜巷或回 风斜巷实施本煤层顺层钻孔进行大面积预抽，对回采工作面区域消 突和抽采瓦斯。孔间距暂设计为 510m。在实际抽采过程中，可根 据实际抽采效果，对钻孔间距作适当增、减。钻孔直径为 7590mm，钻孔布置见图 331。 在实际抽放过程中，可对钻孔参数进行优化或根据情况采用网 格式抽放。 图图 331 顺层钻孔预抽工作面回采区域煤层瓦斯钻孔布置示意图顺层钻孔预抽工作面回采区域煤层瓦斯钻孔布置示意图 （2）煤巷掘进超前钻孔抽放 利用掘进工作面迎头作为钻场向掘进工作面的前方施工钻孔进 行抽放，抽放钻孔布置见图 332。 图 332 煤巷掘进工作面预抽钻孔布置示意图 （3）在开采煤层工作面上隅角，采用埋管等抽放采空区瓦斯。 图图3 3 3 33 3 采空区留管抽采布置示意图采空区留管抽采布置示意图 120 8080 （4）在 9 号煤层工作面顺槽内布置向上穿层钻孔预抽 4、6 号煤层瓦斯及采空区瓦斯。 图图 334 高位顶板瓦斯抽采钻孔布置（穿层钻孔布置）示意图高位顶板瓦斯抽采钻孔布置（穿层钻孔布置）示意图 （5）其它岩巷掘进头瓦斯涌出主要依靠加强通风来解 决，但当穿煤层或煤线或瓦斯涌出量大（3m3/min）时，特别是 根据本矿井防止瓦斯突出的需要，采取提前预抽瓦斯和在巷道两帮 交错布置钻场，巷道两帮交错布置钻场即在掘进工作面每隔 40m 施 工一组钻场（巷道两帮各一个、前后错开 20m）向掘进工作面施工 的前方施工超前钻孔，打超前钻孔预抽掘进工作面前方煤体内的瓦 斯，随着掘进工作面向前推进，瓦斯抽采钻场随之开凿出来，接管 抽采。设计配 MYZ150 型钻机用于钻孔，该钻机兼顾用于探水。 2、抽放巷道工程量抽放巷道工程量 根据 2013 年本矿瓦斯治理和瓦斯抽采的情况分析，掘进工作 面没有布置专用抽放巷道，采面瓦斯采面回风巷高位钻孔抽放效果 较好。 2014 年本矿暂不考虑布置瓦斯抽放的专用巷道。如果采面上隅 角瓦斯治理效果不好，高位钻孔解决不好的情况下，考虑高位钻场 抽放，每个钻场由采面回风顺槽向上穿层施工绕道到 9 号煤层顶板 内再施工钻场进行打孔抽放，每个钻场工程量约需 30 米。每 100 米施工一个钻场面。 3、抽放钻孔施工工程量抽放钻孔施工工程量 1、掘进工作面顺层钻场施工： 掘进工作面 每 60 米一个钻场，每个钻场施工 10 个抽放孔， 每个钻孔长度 80-90 米。则掘进工作面抽放钻孔总量为： （8205/60）*10*90=127475 米。 2、采煤工作面顺层抽放钻孔的施工： 采煤工作面沿采面回风顺槽施工本煤层抽放钻孔，每 5 米一个， 每个钻孔长度为采面面长加 10 米。则采煤工作面顺层抽放钻孔总 量为：80408 米。 采面回风顺槽施工高位抽放钻孔，每隔 12 米布置一个抽放钻 场，每个钻场施工钻孔 7 个，每个钻孔设计长度 50 米。则采煤工 作面高位抽放钻孔总量为：101967 米。 采面抽放钻孔总量合计：182375 米。 掘进工作面抽采钻孔计划表 地点巷道长度（m） 钻场个数（个） 瓦斯抽采钻孔数(m) 瓦斯抽采 钻孔长度 (m) 10900回风巷 4777 70 6962.5 10900切眼 1002 23 2250 1093回风巷 4887 71 7100 1093切眼 1353 27 2687.5 2096材料巷 2564 42 4200 1095回风巷 4887 71 7100 1095切眼 1403 28 2750 10900运输巷 5097 74 7362.5 1094运输巷 4807 70 7000 1094回风巷 4807 70 7000 1094切眼 1383 27 2725 1095运输巷 4887 71 7100 2099材料巷 2564 42 4200 排水巷集中回风巷 2004 35 3500 2098运输巷 1 10 1000 2098运输巷回风绕道 602 18 1750 2098回风巷 4887 71 7100 2097运输巷 76911 106 10612.5 2092回风巷 1403 28 2750 2092切眼 1303 26 2625 2098回风巷回风绕道 602 18 1750 2098运输巷 5718 81 8137.5 2098切眼 1353 27 2687.5 2097回风巷 76211 105 10525 2096回风巷 4487 66 6600 合计 8198127.4751274.75127475 采煤工作面抽采钻孔计划表： 地点面长(m)顺槽长(m) 储量（万 t） 本煤层瓦斯抽采钻 孔数(m) 本煤层瓦斯抽采钻 孔长度(m) 高位钻孔抽采钻 孔长度（m） 1091 采面 1053004.56069008750 1092 采面 1351307.762629903792 1090 采面 95102611.3205.22359829925 1093 采面 1354753.2951092513854 2091 采面 1351301.282629903792 2093 采面 1404306.3686989012542 2092 采面 1304306.3586989012542 2098 采面 905753.31151322516771 合计 44.05699.280408101967 4、瓦斯抽采计划量及瓦斯综合利用量瓦斯抽采计划量及瓦斯综合利用量 1、龙宫煤矿一号井 2012 年瓦斯等级鉴定中计算绝对涌出量 2.76 立方/分钟；瓦斯突出鉴定计算最大相对涌出量 6.14 立方/吨。 综合抽放效率按 30%计算。2014 年计划产量 48 万吨，则瓦斯抽采计 划量计算结果为： 48*6.14*0.3=88.4 万立方/年 2、本矿因混合抽出瓦斯浓度低于 8%，设计上暂不考虑瓦斯综 合利用工程的投入。2014 年计划无瓦斯综合利用量。 5、瓦斯抽采计划量及瓦斯综合利用量瓦斯抽采计划量及瓦斯综合利用量 1、龙宫煤矿一号井 2012 年瓦斯等级鉴定中计算绝对涌出量 2.76 立方/分钟；瓦斯突出鉴定计算最大相对涌出量 6.14 立方/吨。 综合抽放效率按 30%计算。2014 年计划产量 48 万吨，则瓦斯抽采计 划量计算结果为： 48*6.14*0.3=88.4 万立方/年 2、本矿因混合抽出瓦斯浓度低于 8%，设计上暂不考虑瓦斯综 合利用工程的投入。2014 年计划无瓦斯综合利用量。 第四节第四节 采掘生产计划指标采掘生产计划指标 2014 年：产量 48 万 t，总进尺 8198m，其中开拓进尺 256m， 底板岩巷进尺 576m，回采巷道进尺 7622m； 第四章第四章 矿井矿井“四量四量”情况情况 一、储量、设计能力一、储量、设计能力 矿井设计可采储量 1236.3 万吨，设计生产能力：45 万吨/年。 资 源 量 煤 层 保有资 源储量 工业储/ 量资源 永久煤 柱损失 设计资/ 源储量 工业场地及井 巷煤柱 采区回采 率 设计可 采储量 4 号828745.247.3697.920.880%541.7 6 号334300.620.9279.712.6 80% 213.7 9 号509463.655.8407.818.5 80% 311.4 13 号278250.228.4221.822.485%169.5 15 号含硫3%， （333）保有资源量 839 万吨 合 计19491759.6152.41607.274.31236.3 本矿井为保证正常的生产的接替，采取“以采定掘，以掘保采， 采掘并举，掘进先行”的方针，计算出三个煤量来反映矿井生产准 备程度和采掘关系，以保证生产正常接续。2014 年矿井三个煤量计 算如下。 二、二、 三量的计算三量的计算 （一） 、开拓煤量计算： Q 开=（LhM 平 dE 失P）K 式中：Q 开-开拓煤量，t； L-煤层两翼开拓的走向长度，m； h-开拓区的平均斜长，m； M 平-煤层的平均厚度，m； d-煤的容重，t/m3； E 失-地质损失煤量，t； P-开拓期内不能开采的煤量（包括永久和临时煤柱及其它被 压煤量） ，t； K-采区回采率。 Q 开=（LhM 平 d-E 失-P）K=(140010640.81.40-528880) 90%=1139472（吨） （一采区 9 号煤层已全部形成开拓量） （二） 、准备煤量计算： Q 准=（LhM 平 dE 失P）K 式中：Q 准-准备煤量，t； L-采区的走向长度，m； h-采区的斜长，m； M 平-煤层的平均厚度，m； d-煤的容重，t/m3； E 失-地质损失煤量，t； P-呆滞煤量（包括准备期内不能采出的煤量，以及永久煤柱 和永久和其它原因被压煤量） ，t； K-采区回采率。 Q 准 1=（LhM 平 d-E 失-P）K=(10064500.81.40-60000) 90%=402321（吨） Q 准 2=（LhM 平 d-E 失-P）K=(8004400.81.40-41000) 90%=318207（吨） Q 准= Q 准 1+ Q 准 2=402321+318207=720528（吨） （三） 、回采煤量计算： Q 回=LhDx 式中：Q 回-回采煤量，t； L-工作面走向的可采长度，m； h-工作面沿倾斜的可采长度，m； M-煤层的可采厚度，m； d-煤的容重，t/m3； x-工作面的回采率。 Q 回 1=LhDx=4751350.81.4095%=68229（吨） Q 回 2=LhDx=4301400.81.4095%=64052（吨） Q 回= Q 回 1+ Q 回 2（吨）=68229+64052=132281（吨） 三、三量的可采期限与计算三、三量的可采期限与计算 （一）三量的可采期限 根据有关规定三量可采期限为： （1） 、开拓煤量的可采期限为 2 年以