福泉公司三层井安全专篇审查意见补充.doc

福泉公司三层井安全专篇审查意见补充第一章 矿井概况及安全条件1、图纸不全，无井上下对照图，无井田面积的基本内容。井上下对照图已补充，见附图。井田位置，见专篇第一节内井田位置及交通；面积、范围见第三节中井田境界。2、无相邻煤矿的相关内容和情况，本矿过去仓房式采后情况及水文等不祥。矿井于1998年建井并投产，北部以20勘探线与百灵煤炭有限责任公司煤矿相邻，庆华煤矿现在正进行技术改扩建180万吨/年矿井，开采+1350水平以下资源，该煤矿浅部资源基本采完，浅部与该矿相邻的二层矿井采至+1350水平并已关闭，与该矿相邻的三层矿井现已基本采至+1350水平。南至22勘探线，南与黄土川三层井相邻，该矿井正在进行技术改造，设计生产能力15万吨/年，现开采至+1400水平。各矿以往采煤方法为仓房式，机械化程度低，生产工艺落后，回采率低，煤炭资源浪费较大。因采煤方法为仓房式，因此采完后采空区地表基本无塌陷，另外本区终年干旱少雨，地表无常年径流，矿井浅部无涌水现象，开采后对采空区均进行了封闭。据矿井水文调查资料显示，采空区密闭反水孔均无反水和积水。所以采空区内基本无积水。3、13页矿井主井井口装备胶带输送机。该处改为：矿井主井装备胶带输送机。4、副井作为回风井，且提升运材料等，在矿车进出井口时，要有风流不短路的措施（设风门、长度、数量、密封）且可靠。矿井三煤副井兼作矿井的回风井。该副井上部车场布置为平车场，车场采用封闭式管理。即井筒出地面后采用车场走廊布置车场。正对井筒出口设置防暴门，上部留钢丝绳孔，该出口永久关闭；在侧面设置矿车和行人出口，出口设两道风门，风门之间的间距为12m，两道风门进行连锁，不能同时打开，并要有专人进行管理。车场走廊墙用片石砌筑，厚度不小于500mm，内外抹灰；顶部采用混凝土浇筑，保证走廊本体不漏风。5、前言部分没有说明设计待解决的主要问题。矿井改扩建主要解决采煤方法、采煤工艺、提升运输系统、配套安全设施及优化原有系统。6、没有矿井的开采史，采掘现状、矿井四邻、采空区状况进行说明。矿井于1998年建井并投产，设计生产能力0.09Mt/a，采煤方法为仓房式。矿井开采史及采掘现状在第一章第一节中已经阐述。北部以20勘探线与百灵煤炭有限责任公司煤矿相邻，庆华煤矿现在正进行技术改扩建180万吨/年矿井，开采+1350水平以下资源，该煤矿浅部资源基本采完，浅部与该矿相邻的二层矿井采至+1350水平并已关闭，与该矿相邻的三层矿井现已基本采至+1350水平；南至22勘探线与黄土川三层井相邻，该矿井正在进行技术改造，设计生产能力15万吨/年，现开采至+1400水平；东以三号煤露头为界；深部到+1350煤层底板等。矿井以往采用仓房式开采，开采区内煤层顶板垮落不充分，采空区均已进行了封闭。根据矿井密闭检查管理资料，采空区密闭反水孔均无反水和积水，采空区内温度正常，无煤层自燃发火预兆。第二章 矿井通风1、开拓方式存在两井同出煤现象。矿井主井作为矿井主要提升井，安装大倾角强力胶带运输机，提升煤炭。副井作为矿井的辅助提升井，主要承担矿井升降人员、升降材料、提升矸石和部分掘进煤。该提升方式符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程要求。2、无风机特性曲线图。风机特性曲线见附图。3、无风阻计算。通风阻力计算见表2-2-1、表2-2-2。4、通风设施介绍不完善。三号煤副井车场走廊正对井筒出口设置防暴门，上部留钢丝绳孔，该出口永久关闭；车场走廊侧面矿车和行人出口，设两道风门，风门之间的间距为12m，两道风门进行连锁。三号煤运输顺槽副井通路，设两道风门，风门之间的间距为6m，两道风门进行连锁。三煤副井与通往二号煤石门之间的联络巷内、在井底车场联络巷设调节风门，风门间距为6m。主扇风道为双风道，每台主扇均为独立的风道，风道内设均设双道正反风门，备用主扇风道风门关闭，运转主扇风道风门敞开。采空区设置永久密闭。在主井、副井井口往下40m处及井底车场联络巷、采煤工作面回风顺槽设测风站。其它通风设施及构筑物根据临时调风需要，临时布置，以便有效地控制、调节风流。第三章粉尘灾害防治1、煤尘爆炸指数要求补充说明。根据矿井煤层煤尘爆炸性鉴定报告，该矿井煤层具有爆炸性，爆炸指数为25%。2、井下消防管路系统未对设备选型、安装地点等做详细叙述，要求补充完善，井下消防洒水系统图应以开拓系统图为底图绘制。井下消防、洒水用水采用地面消防水池，用803.5无缝钢管经过主、副井输往井下，通过车场及回风顺槽运输顺槽至采、掘工作面到达各用水地点。支管用382.5无缝钢管，消防给水和降尘洒水合用一条给水管道。井下消防和防尘洒水管均采用无缝钢管，钢管用丝扣进行联接，所有管道均沿巷道侧壁架设。井下降尘、洒水装置设置在：喷雾装置：采掘工作面、煤仓及胶带输送机、刮板运输机等的转载点上均应设置喷降防尘装置。风流净化水幕：水幕由多个喷咀组成，在回风顺槽；装煤点下风方向15-25m；胶带输送机、刮板输送机顺槽及巷道；回风巷道及运煤的进风巷；主斜井。巷道冲洗：在设有给水管道的各条大巷每隔100m设1个（其中胶带输送机大巷、顺槽每隔50m设1个）；掘进巷道中，岩巷每隔100m，煤巷每隔50m设1个；煤仓、转载点等需要冲洗的位置等部位应设置相应规格的给水栓，作巷道冲洗之用。第四章 瓦斯灾害防治问题：无采空区瓦斯管理。本矿井采用走向长壁全部垮落法采煤方法，随着采煤工作面沿走向推进，采空区全部垮落。根据设计计算，采煤工作面供给新鲜风量9m3/s，可稀释并及时排出工作面及采空区涌出的瓦斯。工作面开采结束后，及时封闭采空区，并每周对密闭内及密闭前瓦斯浓度进行一次检查。第五章 矿井防灭火1、无有资质部门提供的煤层自燃倾向性鉴定报告。煤层自燃倾向性鉴定报告见附件。2、无胶带运输机防灭火设计胶带运输机巷道及硐室采用不燃性材料支护；胶带运输机胶带必须选用阻燃胶带；胶带运输机有堆煤保护、烟雾保护等保护齐全；胶带运输机巷道内必须铺设消防管路，并每50m设一个给水阀门；胶带运输机机头硐室内应不少于3个灭火器，并有沙箱、铁锹等防灭火工具；机头、机尾处须设有消火栓。3、无防灭火监测监控系统设计。根据该矿井煤层自燃发火鉴定报告，开采煤层不宜自燃发火，并且本矿井及周边矿井已经开采多年，均没有出现过煤层自燃发火现象。因此本矿井不装备防灭火监测系统。根据矿井开采煤层不宜自燃发火的特点，在采煤工作面回风顺槽及回风副井装备一氧化碳传感器，瓦斯检查员每周对采空区内的温度、一氧化碳含量进行一次检查，可以满足该矿井防灭火监测的要求。第六章 矿井防治水1、探放水设备数量不能满足矿井要求，每个掘进工作面都必须配备探放水设备。本矿井水文条件简单。各含水层之间以煤层及煤层顶底板砂质页岩、页岩为隔水层；第四纪覆盖甚薄，含水量微弱，导水性不强。在以往采掘活动中，煤层顶板裂隙无大的淋水现象，底板也未见大的涌水现象，只有各别处顶班有微弱的滴水和少量底板渗水。根据矿方提供的水文地质资料，以为采空区无积水现象，矿井已经开采多年，正常涌水量不足3m3/h，预计改扩建后，矿井正常涌水量为5m3/h。矿井改扩建后只有一个掘进工作面，全矿井布置一台探水钻可以满足矿井探放水的需要。2、地表水防治设计依据要作阐述，地表防治水措施无针对性、不具体。本矿井处于山区地带，长年干旱少雨，矿井范围内无地表径流。井口均高于地表。井田北侧边界1000m以外附近有呼鲁斯太沟，雨季多发山洪，流量集中。本矿井井口及工业广场标高均在+1540m以上，而呼鲁斯太沟最高洪水位为1515m标高，故雨季呼鲁斯太沟洪水不会对工业广场及井口造成危害。矿井井口均高出地表2.0m，矿区内西南高东北低，有自然排水坡度。修整工业广场时，由西南往东北平整成大于3的自然流水坡度，保证工业广场排水通畅，不受雨季地表水的威胁。在广场西南和东南侧，各修筑一条防洪沟，防止雨季由山体流下的地表水进入工业广场。3、水仓如何布置未作阐述说明。水仓在井底车场布置在三号煤底板岩石中，采用半圆拱断面锚喷支护，净断面S净=5.1m2。水仓容量及长度计算：Q=8Qz=83=24m3式中：Q水仓容量m3；8时间，h；Qz矿井正常涌水量，m3/h。水仓布置， 计算水仓长度：L=Q/S=24/5.1=4.71m考虑到随着开采深度和开采面积的增大，矿井涌水量将增大，矿水仓采用双仓布置总长度92m。并布置水泵房、管子道（见采区布置及设备配备图），水泵房一个出口通往车场联络巷，另一个出口通往三煤副井。排水管沿三号煤副井敷设。4、主要水泵无选型计算，排水管路趟数、规格、选型未作计算设计。、设计依据矿井正常涌水量：Q正常=5m3/h矿井最大涌水量：Q最大=10m3/h排水高度：218.6m选型计算计算水泵的最小排水能力：Q小=245/20=6.0m3/h计算水泵扬程：H估=1.15(218.6+5.5)=257.72m排水管直径Dg=0.033（m）取Dg=50mm吸水管直径Ds=Dg+25=50+25=75mm根据水泵所需流量、扬程，选择D6-2511型离心式水泵三台，流量Q=6.25m3/h，扬程H=275m。一台工作，一台备用，一台检修。配用YB160L-2 380V 18.5kW。根据流量及排水经济流速选择503.5的无缝钢管作为排水管，833.5的无缝钢管作为吸水管。沿三煤副井敷设的两趟排水管路，采用三泵两趟排水管路的排水系统。第七章 井下其它灾害防治1、井下电气设备、电缆选型无计算过程。井下电气设备、电缆选型及计算过程在改扩建初步设计中有详细叙述，其主要内容如下：该矿井一回电源由内蒙古宗别立110kV变电所经10kV架空线路引至矿井地面10kV变电所，其中架空导线截面为LGJ3*95mm2，长度约为3km；另一回电源由内蒙古呼鲁斯太35kV变电所经10kV架空线路电缆引至矿井地面10kV变电所，电缆为VV2210kV3*95mm2，长度约为3km。架空导线选择计算：按经济电流密度选择架空导线截面=107.69 mm2式中 A导线经济截面积，mm2；J经济电流密度，A/ mm2；Inm最大工作电流，A。按发热条件（允许载流量）选择导线截面LGJ95 mm2载流量为335A124A按线路电压损失选择导线截面=1.9%5%式中：u%线路电压损失百分数；R0线路单位长度电阻，/km；X0线路单位长度电抗，/km；U线路额定电压，kV；P有功功率，kW；L线路长度，km；虽然10kV架空线路为LGJ95mm2，不能满足经济电流密度要求，但其允许载流量（335A）和允许电压降（1.9%）均能满足要求，可作为电源线路。电缆选择计算：按经济电流密度选择电缆截面=55.04 mm2式中 A导线经济截面积，mm2；J经济电流密度，A/ mm2；Inm最大工作电流，A。按发热条件（允许载流量）选择导线截面VV22-10kV-3*95mm2载流量为237A124A按线路电压损失选择导线截面=3.02%5%式中：u%线路电压损失百分数；R0线路单位长度电阻，/km；X0线路单位长度电抗，/km；U线路额定电压，kV；P有功功率，kW；L线路长度，km；10kV电缆线路为VV22-10kV-3*95mm2，经济电流密度、允许载流量（335A）和允许电压降（3.02%）均能满足要求，可作为电源线路。用电负荷根据负荷统计，矿井用电负荷如下：设备安装容量：1077.5kW设备工作容量：878.5kW计算有功功率：597.59kW计算无功功率：469.9kVar计算视在功率：760.19kVA自然功率因数：0.786无功补偿容量：300kVar补偿后无功功率：197.69kVar补偿后视在功率：583.45kVA补偿后功率因数：0.941供电方式矿井地面设备动力电源由10kV变电所提供，电压等级为380V；照明电源由变电所内矿用隔爆干式变压器提供，电压等级为127V，照明变压器也为其它电压等级为127V的设备提供电源。在井下运输顺槽内设一台矿用隔爆型移动变电站KBSGZY2-T-10/0.693kV-630kVA，入井高压电缆型号为VV2210kV3*16mm2，长度为600米，电压等级为10KV。移动变电站引出两条电缆分别到采煤工作面、掘进工作面，低压电缆型号及长度分别为VV221kV3*150+1*50mm2，200米；VV221kV3*95+1*25mm2，200米。主排水泵及局扇的一回电源由地面变电所直接供给，另一回路由移动变电站KBSGZY2-T-10/0.693kV-100kVA引来。入井低压电缆型号及长度分别为VV221kV3*35+10*mm2，600米。矿用隔爆型移动变电站KBSGZY2-T-10/0.693kV-630kVA入井高压电缆选择计算：按经济电流密度选择架空导线截面=16.16 mm2式中 A导线经济截面积，mm2；J经济电流密度，A/ mm2；Inm最大工作电流，A。按发热条件（允许载流量）选择导线截面VV22-10kV-3*16mm2载流量为82A36A按线路电压损失选择导线截面=0.9%5%式中：u%线路电压损失百分数；R0线路单位长度电阻，/km；X0线路单位长度电抗，/km；U线路额定电压，kV；P有功功率，kW；L线路长度，km；10kV电缆线路为VV22-10kV-3*16mm2，经济电流密度、允许载流量（82A）和允许电压降（0.9%）均能满足要求，可作为电源线路。矿用隔爆型移动变电站KBSGZY2-T-10/0.693kV-100kVA入井高压电缆选择计算：按经济电流密度选择电缆截面=2.6 mm2式中 A导线经济截面积，mm2；J经济电流密度，A/ mm2；Inm最大工作电流，A。按发热条件（允许载流量）选择导线截面VV22-10kV-3*16mm2载流量为82A6A按线路电压损失选择导线截面=0.14%5%式中：u%线路电压损失百分数；R0线路单位长度电阻，/km；X0线路单位长度电抗，/km；U线路额定电压，kV；P有功功率，kW；L线路长度，km；10kV电缆线路为VV22-10kV-3*16mm2，经济电流密度、允许载流量（82A）和允许电压降（0.14%）均能满足要求，可作为电源线路。电器设备选型井下选用的所有电器设备应为煤矿专用设备厂家生产的必须有“煤安”标志。2、无供电系统图、井下电气设备布置图。供电系统图见附图。根据煤矿初步设计安全专篇编制内容的要求，安全专篇中必须附机械设备配备平面图，可不附井下电气设备布置图。3、提升装置应有的几种保护功能没有叙述。主井胶带提升保护系统井下运输带式输送机均为阻燃型，使用阻燃输送带，带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料，都符合阻燃和抗静电的有关规定。带式输送机巷道顶部设产照明灯具进行照明。带式输送机设有驱动轮防滑保护、堆煤保护及防胶带跑偏装置。带式输送机巷道设有自动洒水装置、温度保护、烟雾保护。带式输送机机头、机尾及装载点设置控制信号，并安装有电话。带式输送机巷道设有火灾报警装置及监测监控装置。带式输送机还装设了张紧力下降保护和防撕裂保护装置；机头和机尾设防护栏，防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触。带式输送机上运设防逆转和制动装置。副井绞车提升保护提升机具有以下保护和闭锁功能：1）提升机过卷保护：当提升容器超过正常停车位置0.5m时，能自动断电，并安全制动，并且不能向过卷方向通电；2）过速保护：等速段超过最大速度15，或减速段超过设计的速度要求的10时，能自动断电，并安全制动；3）提升电动机的短路、过负荷保护和电源的欠电压保护；4）深度指示器失效时，能自动断电，并安全制动；5）闸瓦磨损保护：设有闸间隙保护装置，当制动闸间隙超过规定值时，能自动断电，并报警；6）松绳保护装置：当提升钢丝绳松弛时，能自动断电，并报警；7）减速保护：当提升容器到达设计的减速点时，能示警并开始减速；8）设有电气恒减速制动（故障时，为二级制动）装置；9）防止错向操作闭锁：发生错向操作，安全回路不能合上；10）测速回呼断电保护：运转时测速回路无电，能自动断电，并安全制动；11）制动油及润滑回路故障保护：制动油及润滑回路过压、过温等故障时，能自动断电，并安全制动；12）电气制动电流消失保护：电气制动装置不起动或制动回路无电流时，能自动断电，并安全制动；13）操作手柄不在“0”位，工作制动手柄不在全抱闸位置，不能解除安全制动联锁：操作手柄不在“0”位时，不能松开安全制动器，必须先将工作制动手柄置于全抱闸位置，才准许解除安全制动；14）未接到开车信号，不能走动提升机的联锁：井口信号装置与提升机控制回路相闭锁，只有在井口信号工发生开车信号后，提升机才能启动。提升机过卷保护、过速保护、限速保护、减速保护，均具有相互独立的双线型式：1）位置和行程检测：提升机的深度指示器和井筒中，设置有过卷开关、限速开关、减速开关，在提升机上设置检测速度的测速发电机、轴编码器；2）显示：具有操作台指示和监控计算机显示；3）保护：安全回路具有相互独立的两套系统，断电器硬接点回路和PLC软接点回路。主、副斜井提升系统的电源均引自矿井地面变电所，均以双回路电缆供电，以保证供电电源的可靠性。副斜井井底车场有提升信号装置，信号采用转发方式，井底车场信号由井口转发至绞车房，信号与通信合为一体，系统具有提人、提物、检修，信号相互闭锁，并同时发出声光信号，并有数字标明信号的种类和用途。该信号装置由专用直接供电线路提供电源。紧急停车信号可兼作事故信号，井底井口均直发至提升机房。井底与井口之间、井口与提升机房司机操作台之间，装设有直通电话。在副斜井井底车场设有防跑车控制系统系统由脱扣机构、传感器、主控箱、限位器、挡车栏、语音报警器等组成。平时正常情况下，除提升人员时（提升人员时，挡车装置和防跑车装置必须是常开状态，并能可靠地锁住），挡车栏处于常闭状态。当绞车起动正常运行时，矿车到达测速区域后，挡车栏自动抬起，矿车过后，挡车栏自动落下。当矿车超速、跑车、溜车时，测速传感器发生挡车信号，控制系统便对有关设备进行自动闭锁，对跑车进行可靠的阻拦，避免事故的发生。提升系统的制动采用恒减速液压站，采用液压盘型制动器制动，制动力矩可按设定的减速度自动调整，制动力矩大于等于三倍的提升静荷重旋转力矩。其它防止措施提升系统采用恒减速液压站，通过电控系统对提升机液压制动系统的控制，实现恒减速制动。在井底车场内，安设有跑车防护装置，能够将运行中脱钩、断绳的车辆阻止住。在各车场、上部平车场入口及上部平车场接近变坡点处，均安设有阻车器。在变坡点下方15m左右的地方设置有挡车栏。在各车场均设有信号装置，甩车时能发生警号。上述挡车装置是经常关闭的，放车时才准打开。但在提升人员时，挡车装置和跑车防护装置必须是常开状态，并可靠锁住。4、矿压显现基本因素分析不全面，无针对性分析，根据本矿情况对支护方式、参数等进行补充完善。矿山压力主要是在采掘过程中原岩应力遭破坏，而使围岩应力重新分布，出现矿山压力显现，其主要体现为采动过程中超前工作面压力和顶板每隔一定步距的周期来压。二号煤平均厚度2.14m，含夹矸04层，夹矸厚度0.10.8m。全范围可采。煤层顶板、底板均为砂质页岩，直接顶厚度2.7-4.1m。三号煤距二号煤层35m左右，下距六号煤37.9m，煤层埋藏稳定。厚度0.1723.49m，平均厚度8.18m，含夹矸118层，夹矸厚度0.10.5m，全范围可采。煤层老顶均为中粗粒石英砂岩，厚层状，一般为1731m，平均23.7m。多为灰白色、厚层状，中粗粒石英砂岩，厚层状，致密坚硬，分选磨较好。煤层直接顶为：砂质页岩、砂岩，真厚一般为1.3-4.3m，平均2.2m。煤层直接底为：灰黑色砂质页岩、砂岩，局部地段含泥质易碎，真厚一般为7.7-18.9m，平均10.6m。该区内地质构造简单，无大的断层和其它构造分部。根据以往该区二号煤开采接露，矿井范围内只预见了两条00.3m的小断层。该矿井开采煤层为二、三号煤层。二、三号煤在该区随地层出露，煤层埋藏稳定，平均倾角22。开采标高从+1500m +1350m，最大深度为200m。该矿井原为生产矿井，二号煤层已经开采多年，三号煤层也进行了部分开采，经过对二、三号煤层的开采，矿方对该区煤层开采的矿压显现已积累了较多经验。在矿井生产过程中没有明显的矿压显现，煤层顶板能够随着移架放顶垮落，不会形成较大面积的悬顶。鉴于该种情况，主井井筒布置在三号煤底板岩层中，采用锚网喷支护，煤层中的巷道采用梯形工字钢棚支护。掘进工作面、架棚交岔点选用梯形工字钢棚支护，岩巷交岔点采用锚喷支护。该支护方式施工工艺成熟，支护可靠，在大、中及小型矿井中广泛应用，实践效果较好。根据生产期间的矿压观测需要，采煤工作面配备DZCL1型单体液压支柱测力计5台，DSB1型顶板下沉速度板警仪2台；采煤工作面上、下顺槽各配备BHS5/10型测量各3把，掘进工作面配备ZJCL1型支架测力计3台。5、各煤层支护方式选择无论证过程，须补充完善，并补充各项参数确定的计算过程。工作面采用对棚支护，可采用三、四排或四五排管理。采用三、四排管理，见四回一法。采用三、四排管理，放煤前不移动刮板运输机，刮板运输机紧靠切顶线排支柱，切顶线处剪网防煤时，煤炭自装进入运输机，且可紧靠运输机上沿剪口，放煤位置低，有利于放出顶煤，提高煤炭回收率，并且减轻了工作人员劳动强度。三、四排管理，控顶距小，支架稳定性低。采用四、五排管理，见五回一法。放顶后，刮板运输机与切顶线相隔材料道，放煤时，煤不能直接到运输机，必须要斜搭接自滑溜槽。而煤层倾角只有220，自滑溜槽即使斜搭接，溜槽坡度也只能达到150左右，煤炭在溜槽中不自动滑动，需要人工边耙煤边捅自滑，造成工序繁琐、工作效率低。为了增大自滑坡度，只好提高放煤口高度，则会降低煤炭回收率。四、五排管理，控顶距大，支架稳定性强。根据以上比较及该种采煤方法在邻近的宁夏回族自治区银北地区各矿实际应用效果，炮采放顶煤工作面易于采用三、四排管理。工作面采用DZ22单体液压支柱与2.2m型钢梁架设二梁六柱对棚支护，棚距0.7m，单排密柱切顶。最大控顶距3.2m，最小控顶距2.2m。工作面支护密度计算：工作面最大控顶距时支护密度：n1=6(3.20.70)2.68根/米2工作面最小控顶距时支护密度：n2=6(2.20.70)3.90根/米2工作面支护强度计算：最大控顶距时支护强度：P大=2.683080%64.32吨/米2最小控顶距时支护强度：P小=3.903080%93.6吨/米2八倍采高的顶板压力：P1=8M=82.12.5=42吨/米3（式中：M为采高，为上覆岩层容重，2.5吨/米3）利用平均值加两倍均方差计算：P2=(q+2Sp)n=12+(23)22.68=4348吨/米3（式中：q为支柱载荷平均值t/根，Sp为均方差，n为最大控顶距时支护密度）按支架全部承载直接顶重量计算：P3=MR=(6.18+4.2)2=20.76吨/米2（式中：M为顶煤、直接顶厚度m，R为煤、岩平均容重t/m3）护底：保证工作面支护质量的前提是支柱不钻底，因此要求支拄在额定工作阻力下对底板的强度小于底板比压，否则要穿铁鞋。支柱的底面积：=R2=3.14（0.07）2=0.015（m2）（式中：R为支柱底面半径）支柱在直接底板下：在煤底（或松软底板）：式中：Smin支柱或穿铁鞋面积，m2；Pc支护强度 t/m2，Pc3080%3.90So支拄的支护面积m2， So3.20.7/6qc底板比压 N/m2（底板为砂质页岩时，容许比压取32.0MPa，在煤底或较松软底板时取9.7MPa）通过验算工作面支柱在直接底板时支柱可不穿铁鞋，在煤底、底板松软时支柱必须穿铁鞋，规格为200mm200mm，即可满足护底需要，若底板极其松软铁鞋无法控制底板时，采取下底梁上加铁鞋的方法护底，底梁规格为1200mm200mm100mm。护帮：根据开采同煤层经验，为有效、合理使用生产材料，工作面煤层沉积稳定完整坚硬处可不进行刹帮，若工作面出现地质变化或煤层松软片帮时，为保证不使煤壁片帮而引起的漏顶，必须全断面护帮，护帮时采用1.00.9m2荆芭配合两根小杆，规格为1000mm80mm60mm，将煤壁刹严刹靠。护顶：采用7.5m1.0m的12#黑铁丝编制的质量可靠的大眼网和小杆护顶，铺网时，长边对接，短边搭接，搭接不小于0.2m。采用14#铁丝扣扣相联，至少拧五拧以上，联网后网头网丝弯向顶板，以防刮人，且工作面网子与风机两巷掘进网子联成一体。顶煤较破碎、松软、漏顶处，每架棚上刹两根小杆配合荆芭护顶，顶板完整正常情况下顶部可不刹小杆。支架的稳：防止复合顶板推跨型冒顶事故的发生,必须保证支柱初撑力：P初=hr(cos+sin/f)/n=6.181.5(cos22+sin22/0.26)/2.68 =8.2t/根80（KN）式中：h可放煤层厚度与伪顶厚度 m；r煤的容重 t/m3；煤岩层平均倾角 度；f煤岩层之间磨擦系数 取0.26；n工作面支护强度 根/米2故工作面支柱初撑力为90KN以上，能防止复合顶推垮型冒顶事故发生。支护强度校核：根据以上计算，P2P大，P2P小，即工作面采用二梁六柱；棚距为0.7m；最大控顶距为3.2m，最小控顶距为2.2m的支护方式满足工作面支护需要，选定工作面的支护合理。6、三层煤采用单体液压支柱放顶煤不可靠，建议采用先进的支架（如悬移支架、组合梁支架）放顶煤，且补充采放比，支架选型，简要工艺。单体液压支柱放顶煤工艺在全国范围中小型矿井应用比较广泛。其主要适应煤层硬度适中、裂隙较发育的厚煤层。此种采煤工艺投资小；较普通炮采工艺，效率高；煤层硬度适中时采区回采率与分层开采相接近。本矿井三号煤层硬度适中，裂隙较发育，适合采用单体液压支柱放顶煤工艺。现采用单体液压支柱放顶煤工艺的支护设备、材料已经具备，因此可采用该工艺开采。考虑到该矿井深部资源已经批复，深部建设规模预计为0.6Mt/a。如该矿井深部设计采煤工艺的选择为悬移支架、组合梁支架，矿方应可考虑在条件成熟时，再次改变采煤工艺。单体液压支柱炮采放顶煤工艺为：落煤、装煤、运煤、支护、回柱、放煤、移溜。落煤：采用爆破落煤方式。装煤：采用自装与人工装煤相配合。运煤：工作面自装与人工攉煤至刮板输送机，工作面由刮板输送机运至运输顺槽刮板机，再输送到溜煤眼，接主井胶带输送机到地面。支护：支护方法选择工作面采用对棚支护，可采用三、四排或四五排管理。采用三、四排管理，见四回一法。采用三、四排管理，放煤前不移动刮板运输机，刮板运输机紧靠切顶线排支柱，切顶线处剪网防煤时，煤炭自装进入运输机，且可紧靠运输机上沿剪口，放煤位置低，有利于放出顶煤，提高煤炭回收率，并且减轻了工作人员劳动强度。三、四排管理，控顶距小，支架稳定性低。采用四、五排管理，见五回一法。放顶后，刮板运输机与切顶线相隔材料道，放煤时，煤不能直接到运输机，必须要斜搭接自滑溜槽。而煤层倾角只有22度，自滑溜槽即使斜搭接，溜槽坡度也只能达到15度左右，煤炭下滑困难，需要人工边耙煤边捅自滑，造成工序繁琐、工作效率低。为了增大自滑坡度，只好提高放煤口高度，则会降低煤炭回收率。四、五排管理，控顶距大，支架稳定性强。根据以上比较，炮采放顶煤工作面易于采用三、四排管理。支护方法工作面采用DZ22单体液压支柱与2.2m型钢梁架设二梁六柱对棚支护，棚距0.7m，单排密柱切顶。工作面运输机头处使用五对十梁支护。上下顺槽超前20m内加强支护，10m内在巷道两帮沿走向架设抬棚，10m外在工作面侧架设抬棚。回柱：采用人工分段回柱放顶，全部垮落法管理顶板。分段长度15m。工作面采用三、四排管理，最大控顶距3.2m，最小控顶距2.2m。放煤：回柱后，顶煤随顶板垮落，在空巷侧（切顶排）底板起300500mm处剪网放煤。放煤要采取分段隔孔多轮次将煤放净。放完后，要及时封孔堵矸。放出的煤自流（和人工长耙子扒煤相结合）到工作面刮板输送机，大块用风镐破碎。移溜：顶煤放完后，由机头或机尾把一头移溜，移溜后要及时调整好支架结构。该区煤层厚度8.16m，工作面采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合型钢梁支护，工作面开采高度一般为2.02.1m，放煤厚度为6.186.08m，采放比约为1：3。7、地面、井下爆炸材料库无设计，须补充设计或设置明细。矿井已建有一座地面爆炸材料库，该库位于矿区东侧1Km处，经阿左旗公安局批准设立，核定储量硝胺炸药15t，毫秒雷管5万发。经核定能够满足矿井用量要求，故本次设计利用原爆炸材料库作为矿井地面爆炸材料库。地面爆炸材料库安全防范措施：地面爆炸材料库建筑结构应符合以下规定：库房应为平房；房屋宜为钢筋混凝土结构，若用木屋顶必须经过防火处理；库门应为两层，向外开，外层煤应用铁皮包面的耐火门，里层门为栅栏门，不设门槛；安全出口不应少于两个，应有足够的采光风窗，且能开启，窗门为三层，地板下设金属网通风窗；库内净高不得低于3m，炎热地区不得低于3.5m。库内地面应平整、坚实无裂隙、防潮、防腐蚀，不得有铁器之类的东西外露，应采用不发生火花