六枝特区职业技术学校毕业设计.doc

六枝特区职业技术学校毕业设计姓 名： 包广能 班 级： 08春招班 专 业： 采矿技术 设计内容：一采区15#层开拓设计指导老师： 2009年9月15日第一章 矿井概况一、交通位置矿井位于盘县洒基镇土城一、二井田范围的洒基新村境内，距盘县洒基镇1.2公里，距小云尚火车站6.5公里，距盘县电厂12公里，距水（水城）-红（红果）铁路松河站8公里，块段北部有盘水公路通过，交通运输条件较为方便（见交通位置图）。矿山地理坐标为：东经10433101043352，北纬260319260343。二、矿井境界盘县洒基镇兴发煤业有限公司五排煤矿由原五排煤矿和梯子田煤矿整合而成。整合后的盘县洒基镇兴发煤业有限公司五排煤矿一年期采矿许可证由贵州省国土资源厅于2007年7月12日颁发，证号为：5200000711378，企业法人为孙从敏，企业性质为有限责任公司，开采矿种为煤。生产规模为15万吨/年。矿井整合后的采矿权范围由7个拐点坐标圈定，面积0.616km2，开采标高为+2000+1750m。生产规模：15万吨/年，三、自然地理1.地形地貌矿井范围属中山山地，山脉与地层走向一致呈北西-南东向延展，地势南高北低；最高点在区内南东部，标高2070.2米，最低点在区内北西角，标高1822.8米，相对高差247.4米。2.矿区地表水洒基镇兴发煤业有限公司五排煤矿地处珠江流域北盘江水系，井田及附近水系发育，溪沟较多，泉点零星分布，多为季节性溪泉，由大气降水补给。四、气象、气候盘县是全国阴雨较多的地区之一，属高原亚热带山地季风气候，气温垂直分带显著，四季分明。夏季多雷雹，秋冬多霜雾，六、七、八月为汛期，降水量较大。九、十月阴雨连绵，日照甚少。霜雪期从十月下旬至次年三月，高山地区则延至四、五月结束。雾期占全年的40%以上。平均气温12.6，年均降雨量1057.5mm。每年12月至次年3月为旱季霜冻期，511月为雨季，全年气温-9.836，平均13.7，年平均降水量1230.7mm，最大月降雨量218mm，一日最大降雨量68mm，最大连续降雨日15天，降雨量17.4mm，年平均蒸发量972.1mm。冬春季日照少、雾雨多、空气湿度大；夏秋多雨；全年主导风向东北，最大风力为4级，一般23级，最大风速4m/s。第二章 地质概况一、地质构造及煤层特征(一）地层矿区出露地层主要为二叠系上统宣威煤组（P2x）和三叠系下统飞仙关组（T1f），此外，在吴家小树林和罗嘎煤炭沟一带见大片的第四系残坡物集中分布。现将各时代地层特征由老至新叙述如下：1二叠系上统宣威煤组（P2x）主要分布于彭家湾王家街尹家煤炭沟一带，部分地段被第四系浮土掩盖。岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含煤40-50层，总厚度约260-300 m左右，采区及周边地区稳定和较稳定可采煤层有： 1、3、5、6、9、12、13、15、16、17、18、20、21号等煤层，还有可采煤层有在矿区及矿权标高以下，没做具体工作。其它编号煤层多呈极薄层煤或煤线产出。2三叠系下统飞仙关组（T1f）主要分布于矿区西部的铜厂垭口赵家街聂家大老包一带。上部岩性为紫红、灰绿、灰色泥质粉砂岩、粉砂岩夹细砂岩，具水平层理和单向交错层理，富含双壳类、腹足类生物化石；下部以紫红色泥岩为主，夹泥质粉砂岩和中厚层状粉砂岩。本组厚度大于500m。3第四系（Q）集中分布于吴家小树林、罗嘎煤炭沟一带村落区。由残积黄壤及坡积的粘土、砂土及碎石组成，多已改造为耕植土，厚度0m12m。 (二）构造矿区主体构造为呈北西向展布的土城向斜南西翼，由宣威煤组（P2x）和三叠系下统飞仙关组（T1f）地层组成的单斜构造。地层总体走向北西，矿区南东部王家街尹家地层倾向南东，岩层倾角平缓而稳定，一般为916。北西部彭家湾一带为F36和F39断层围成的断夹块，其地层发生倒转，地层走向北西，倾向北东，倒转倾角2730。矿区内主要发育有北东向延伸的F28、F29、F31和F36四条断层。F28断层（新厂一号断层）：发育于矿区北西矿界附近呈北东1479方向呈弧状展布，延长约750m。断层切割了T1f、P2x及煤层，断层南西端与北东端均受限于F36断层为F36的次生断层，断层面倾向南东，倾角70，落差50米，为一正断层。由于处于矿区南西角，对区内煤层主体破坏作用不大，其和F36断层共同作用（两断层相离最宽处仅133米）其次生小断层将可能极为发育。F29断层（新厂二号断层）：发育于矿区中部，呈北东30方向展布，断层延长约1500m。断层切割了T1f、P2x及煤层，断层面倾向北西，倾角70，为一正断层，落差15-30米，该断层南西端受限于F28号断层，北东端受限于F36断层为F36次生断层，对矿区煤层完整性破坏较大。F31断层（罗嘎断层）：发育于矿区中南部，呈北东北东东（4579）方向呈弧状展布，断层延长约3000m，两端均交于F36号断层为F36次生断层。断层切割了T1f、P2x及煤层，断层面倾向北西，倾角80，为一正断层，落差变化很大在5-80米之间，其落差由北东向南西逐渐增大。该断层对矿区煤层完整性破坏较大。F36断层（马槽地断层）：始于矿区外玄武岩区，经长箐、马槽地、比中在大沙坝附近越过拖长江，走向北东500，于比中附近转折为北西800。落差由北东往南西逐渐增大，比中带增至350米，倾角800。断层出露清晰，在地貌上低凹成沟，但断层破碎带却很窄。断层泥和角砾岩胶结较好，两盘二十米内岩层直立倒转。由于断层规模较大，在其两200-300米内支断层和褶曲（如比中背斜、新厂向斜、长箐一带的地层倒转等）均甚发育，形成一个较宽的构造带。该断层位于矿区的西面，为矿井的西边界。由上可知，在矿井走向700米的距离内就发育有4条大中型断层，且断层相互切割比较严重，根据矿井地质规程，矿井地质构造复杂程度属a类复杂构造。 (三）含煤性及煤层特征矿区含煤地层为宣威煤组（P2x），属以细碎屑岩为主的近海冲积平原滨海泻湖盆地、沼泽、泥炭沼泽沉积。岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，总厚度约260-300 m左右。含煤40-50层，总厚度30m左右，含煤系数10。矿区及周边地区稳定和较稳定可采煤层有： 1、3、5、6、9、12、13、15、16、17、18、20、21号等煤层，可采煤层总厚18.14 m，可采含煤系数为6%。还有可采煤层在矿区及矿权标高以下，没做具体工作。其它编号煤层多呈极薄层煤或煤线产出。(四)煤岩特征采区内煤层有12、13、15、16、17、18|、20号共4层，煤层特征叙述如下：12号煤层：位于宣威煤组上部，上距9号煤层约37m、下距13号煤层约6m。煤层成层状或似层状产出，为矿区内较稳定煤层。厚度2.54m4.65m，平均厚度3.2米。粒状结构，半亮光亮型含一至二层夹矸。夹矸为泥质粉砂岩。13号煤层：位于宣威煤组上部，上距12号煤层约6m、下距15号煤层约8m。煤层成层状或似层状产出，为矿区内较稳定煤层，平均厚度0.85米。粒状结构，半暗型煤块状、夹矸为炭质泥岩易碎为复杂结构煤层顶部。15号煤层位于宣威煤组中上部，距上部13号煤层底部710m,一般8 m。煤层厚度1.641.75m，平约1.7m，煤层层位和厚度稳定，结构单一，一般无夹矸，煤层顶板、底板均为泥质粉砂岩。16号煤层位于宣威煤组中部，上距15号煤层底713 m，一般9 m。煤层厚度0.950.97 m，平均0.95m，煤层层位稳定，厚度变化小，结构单一，煤层顶、底板为泥岩。17号煤层位于宣威煤组中部，上距16号煤层底1015m，一般12m。煤层厚度1.771.89m，平均厚1.8m，煤层层位稳定，厚度变化小，结构单一，局部含一层泥岩夹矸，厚0.13m，煤层顶、底板均为粉砂质泥岩。18号煤层位于宣威煤组中部，上距17号煤层底一般5.4m。煤层厚度1.3m，煤层层位稳定，厚度变化小，结构单一，局部含一层泥岩夹矸，煤层顶板为粉砂泥质岩，底板为泥岩。20号煤层位于宣威煤组中下部，上距18号煤层底916m，一般13m。煤层厚度1.401.42m，平均厚1.4m，煤层层位稳定，厚度变化小，结构单一，煤层顶、底板均为粉砂质泥岩。（五） 煤质采区内煤岩为黑色，呈金属、油脂光泽，性脆，多为贝壳状及平整状断口。条带状结构，中细条带结构，粒状、碎块、片状、鳞片状构造，煤质较坚硬，块度较好。偶含星点状、细脉状黄铁矿。据本煤矿区有关勘探资料：镜下鉴定的平均值，煤层有机总量占91.32%，无机总量占8.63%。有机组分镜质组占92.43%、惰质组占7.57%。无机组分粘土类占5.17%、硫化物类占0.29%、碳酸盐类占0.22%、氧化物类占0.79%；镜质组：普遍为基质镜质体、均质镜质体，少量结构镜质体。惰质组：以半丝质体、氧化丝质体及碎屑丝质体多见，少量微粒体，偶见分泌体。无机组分以粘土矿物为主，少量石英、黄铁矿及方解石。粘土矿物：多为细分散状、斑点状分散分布，仅局部为浸染状，少量充填胞腔。石英：呈微细粒状，细粒状散布于基质镜质体中。黄铁矿：呈微粒状、细粒状、星点状零星散布、方解石、细脉状充填裂隙。以半亮煤为主，夹暗煤条带，煤岩类型为亮煤质暗煤型。（六）矿井瓦斯情况根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字【2007】67号）对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，五排煤矿相对瓦斯涌出量为12.88m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.53m3/min，相对二氧化碳9.1 m3/t，绝对二氧化碳1.26 m3/min，属高瓦斯矿井。（七）煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2004年6月提供的原盘县洒基镇五排煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿12#（现为12号煤）、13#（现为13号煤）、15#（现为15号煤）、16#（现为16号煤）煤层有爆炸危险性，2004年8月提供的原盘县洒基镇梯子田煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿12#（现为12号煤）、17#（现为17号煤）煤层有爆炸性。建议矿方对未鉴定的煤层进行鉴定，本设计按煤层有爆炸性设计管理。（八）煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室2004年6月提供的原盘县洒基镇五排煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，该矿12#（现为12号煤）、13#（现为13号煤）、15#（现为15号煤）、16#（现为16号煤）煤层自燃倾向性等级为三类自燃煤层，2004年8月提供的原盘县洒基镇梯子田煤矿煤层自燃倾向性等级鉴定报告，该矿12#（现为12号煤）、17#（现为17号煤）煤层自燃倾向性等级为三类自燃煤层。建议矿方对未鉴定的煤层进行鉴定，本设计按二类自燃煤层设计管理。（九）地温矿区无地温异常现象。（十）水文地质特征地形地貌、气象及地表水洒基镇兴发煤业有限公司五排煤矿矿井范围属中山山地，山脉与地层走向一致呈北西-南东向延展，地势南高北低；最高点在区内南东部，标高2070.2米，最低点在区内北西角，标高1822.8米，相对高差247.4米。地处珠江流域北盘江水系，井田及附近水系发育，溪沟较多，泉点零星分布，多为季节性溪泉，由大气降水补给。盘县是全国阴雨较多的地区之一，属高原亚热带山地季风气候，气温垂直分带显著，四季分明。夏季多雷雹，秋冬多霜雾，六、七、八月为汛期，降水量较大。九、十月阴雨连绵，日照甚少。霜雪期从十月下旬至次年三月，高山地区则延至四、五月结束。雾期占全年的40%以上。平均气温12.6，年均降雨量1057.5mm。每年12月至次年3月为旱季霜冻期，511月为雨季，全年气温-9.836，平均13.7，年平均降水量1230.7mm，最大月降雨量218mm，一日最大降雨量68mm，最大连续降雨日15天，降雨量17.4mm，年平均蒸发量972.1mm。冬春季日照少、雾雨多、空气湿度大；夏秋多雨；全年主导风向东北，最大风力为4级，一般23级，最大风速4m/s。 (2)含水层、隔水层特征及其与矿床充水的关系矿区地处珠江流域北盘江水系，处于区域水文地质单元的补给径流区。根据1：20万盘县地形图，区域地貌属构造侵蚀、熔蚀相间的中山类型，地形切割强烈，区域最大相对高差为1005.0 m，山脉走向与地层走向基本一致，多呈北东向南西延展。1含水层岩组主要是由残坡积粘土、亚粘土、耕植土、砂、碎石及人工填土等组成的第四系（Q）残、坡积层中，分布矿区内缓坡和沟谷地带，形成孔隙含水层，富水性严格受控于大气降雨及地表流的变化。2隔水层岩组（1）飞仙关组砂岩、粉砂岩，含少量基岩孔隙、裂隙水，富水性微弱，可视为相对隔水层。（2）二叠系上统宣威煤组（P2x）：由粉砂质泥岩、泥岩、粘土质粉砂岩、粉砂岩、砂岩、砂岩及煤层、煤线等组成，未见底，区内厚度280m300m，含少量基岩孔隙、裂隙水，富水性微弱，可视为相对隔水层。矿界内大中型断层发育并相互切割，而且均显张性，切割煤系地层出露地表。由于矿山前生属于个体采矿，资料管理及生产管理不够规范，很多基础资料无法收集到，估计没按规定留足足够断层煤柱，因此断层浅部较好的泥质胶结已被破坏，由此致使断层与形成的老空、小窑等构成一含导水体。当井巷穿越地下深部发育的断层时，井巷可能发生渗水、涌水和突水现象而造成事故。兴发煤业有限公司五排煤矿矿井目前正常涌水量为10 m3/h，最大涌水量为30 m3/h，用水泵间隙排出。老窑及采空区积水，因巷道塌和未通风等原因无法进入，未收集到资料，积水量不详。第三章 储量及生产能力第一节 矿井工作制度矿井设计按年工作日330天计算，每天三班作业，每班8h。第二节 采区储量1.资源情况本矿井总资源量411.1万吨，工业资源储量221.76万吨，矿井服务年限12.57年。本次设计开拓一采区15#层，开采标高范围为+1790m +1750m。设计开采范围共有地质储量18.345万t。2.煤层可采储量可采储量按煤层能利用储量扣出永久煤柱损失及主要巷道与上山保护煤柱储量后乘以采区回采率计算。经估算，矿井根据规范按85%计算，各种煤柱损失储量约2.6万t，设计开拓煤层可采储量15.745万t。第三节 设计煤层生产能力一采区开拓设计15#煤层，走向长度约为410米，倾向长度为188米，倾角12，首采面往东翼布置一个采煤工作面，西翼布两个掘进工作面，煤层厚度平均1.7米，容重1.4m3/吨。一、 采煤工作面年生产能力A0=LlmrK=410601.71.495%=55620吨 A0采煤工作面年生产能力，吨 L工作面年推进度，米/年 l工作面长度，米 m煤层厚度，米 r煤的容重，m3/吨 K工作面回采率。二、掘进工作面年生产能力 采区生产的煤主要来源于采煤工作面，掘进工作面出煤一般不超过10%，所以 B=A010% =5562010% =5562吨因此，设计煤层生产能力为6.118万吨/年。第四节 煤层服务年限按照掘进先行、以掘保采、采掘并举的原则避免开采强度过大，保证正常的生产接替。本煤层设计可采储量为15.745万吨，设计煤层生产能力为6.118万吨/年。服务年限=可采储量/(矿井设计能力回采率) =15.745/(6.1180.95) =2.7(年)。第四章 采区方案设计第一节 采煤方法一、 采煤方法选择设计煤层的倾角为12为倾斜煤层，煤层厚度平均1.7米，煤层层位和厚度稳定，结构单一，一般无夹矸，煤层顶板、底板均为泥质粉砂岩。正常涌水量为10 m3/h，最大涌水量为30 m3/h。煤层平均倾角为12，属缓倾斜煤层，设计采用走向长壁后退式采煤方法。本设计采用全部垮落法管理顶板。工作面配备DZ22-25/100型外注式单体液压支柱，支撑高度最小为1500mm，最大为2200mm工作阻力为25t/根，选用HDJA1000型金属铰接顶梁。设计三、四控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最小控顶距4.2m，最大控顶距3.2m。放顶步距1.0m，回柱绞车选用JH2-8型。直接顶不稳定时，生产中视情况，可加强支护；直接顶坚硬难冒时，可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加柱鞋，防止支柱插入底板。矿井为倾斜煤层，为了保证职工安全操作，防止单体液压支柱滑落伤人，采面必须采取防滑措施，工作面单体支柱使用钢丝绳连接。回柱时使用安全挡板，安全距离在作业规程中明确规定。在采面上下端头要使用“四对八梁”，煤壁线要使用贴帮柱，放顶线要使用戗柱和加强柱。第二节 巷道布置一、设计方案根据矿区范围和煤层赋存特点，煤层采用一个暗斜井，分区段两翼开拓。本方案利用原有12#层部分回风巷。设计在一采区12#层至16#层石门，沿15#层见煤点往东按96方位，开上部车场20米及联络回风平巷20米。在迎头按196方位与原12#层回风巷贯通，在由15#层见煤点往东20米处按196方位开暗斜井与绞车硐室，绞车硐室到位后再把回风连接到12#回风巷。15#层回风上山平行于暗斜井布置在东翼，中间保留20米煤柱。暗斜井与回风上山分别以196方位，沿煤层掘进至+1750水平贯通，形成通风系统后布置水仓及机电硐室。巷道布置详见开拓系统平、剖面图。二、开拓期间的准备方式15#层以一个采煤工作面和两个掘进工作面移交生产，首采面21501工作面布置在东翼第一区段。回采时采用沿空留巷的方法，留出下一区段的回复巷，然后根据矿井的开拓方式和开采顺序，依次准备出接替采面，进行连续性生产。为确保矿井采掘接替工作正常进行，保证矿井达到设计生产能力，避免矿井采掘失调，矿井按采掘比为1：2组织生产、掘进工作。三、水平划分与开采顺序本次开拓设计水平标高+1790 1750m。矿井开采顺序区段下行式开采，分区段开采15号煤层，采煤工作面为走向长壁后退式回采。第三节 巷道掘进一、巷道施工暗斜井布置在煤层中，净断面4m2 ，掘进断面4.3m2 ，采用工字钢梯形棚支护。顶板较差地段加密支护力度，。敷设15kg/m型轨道，木枕木。主要承担煤炭、矸石、材料、设备运输、行人、进风，敷设管线、排水等任务。回风上山布置在煤层中，掘进断面积4.3m2,净断面积4m2；采用工字钢梯形棚支护。井口和顶板较差地段加密支护力度。前期主要用于行人，进风，安设溜子运输，后期用于回风及行人等运输及作为矿井进风井。二、运输及设备选型车场布置：在轨道上山附近布置顶板绕道车场，在车场内采用双轨运输，轨距600mm，敷设木轨枕。巷道内煤流方向：回采工作面(刮板运输机)工作面运输巷(顺槽) 车场暗斜井(绞车)主斜井(绞车)地面。材料设备流向：地面付斜井井底车场15#层暗斜井车场各材料使用地点。工作面内矸石流方向：掘进工作面运输巷暗斜井主斜井地面。材料设备：地面付斜井暗斜井车场各用料点。井底车场及硐室：暗斜井在+1750m标高处落平，在+1750m标高布置井底车场、井底水仓及井下变电所。以一个回采工作面、两个掘进工作面达到设计生产能力，采煤方法为走向长壁后退式开采，中央并列式通风。三、巷道掘进进度指标巷道掘进均采用钻爆法，具体掘进进度指标详见附图。第五章 矿井通风一、通风方式及通风系统的选择1.通风方式本矿井采用中央并列式的通风方式。2.矿井通风路线主斜井运输石门工作面运输巷回采工作面工作面回风巷回风石门回风斜井引风道地面。二、矿井风量、负压计算1.风量计算采煤工作面的风量确定炮采工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。经分析和计算认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数一般不超过30人，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。（1）按最大班下井人数计算按工作面人员数量计算Q采=4N式中：N-采煤工作面同时工作的最多人数，30人；Q采=430120 m3/min2 m3/s(2) 按瓦斯相对涌出量计算 Q=0.0926TqK式中：Q总风量； T日产量，取250t； q瓦斯相对涌出量，矿井最大瓦斯涌出量，取12.88m3/ t； K井风量备用系数，取1.25。 则：Q=0.092625012.881.25=386m3/min=6.44m3/s按瓦斯涌出量：采煤工作面的绝对瓦斯涌出量按下式计算：q绝=q相T/1440=12.88250/1440=2.24m3/min式中：q绝矿井绝对瓦斯涌出量m3/minq相矿井相对瓦斯涌出量m3/tT矿井平均日产量（t/d），取250t/d采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：Q=100 q绝k=1002.241.6=358.4m3/min =5.97m3/s式中: q绝采煤工作面绝对瓦斯涌出量，取抽放后的瓦斯涌出量，q绝=2.24m3/min K瓦斯涌出不均衡系数，取1.6按工作面风温计算Q采=VCScKi =17.141 =7.14（m3/s）式中： VC采煤工作面适宜的风速，按2023风温选取为1.01.5m/s，本矿取1m/s；SC采煤工作面平均有效断面，按最大控顶距4.2m、最小控顶顶距3.2m与采高确定其断面为：7.14m2；Ki采煤工作面长度系数，工作面长度60m选取为1.0；按炸药使用量计算风量。Q采25Ac =259.0 =225 m3/min =3.75（m3/s）式中：Q采-回采工作面需要风量，m3/min；Ac-回采工作面一次爆破所用的最大炸药量，取9.0kg；将以上数据及巷道每次爆破所用炸药量带入上式计算得Q采=3.75m3/s；设计综合上述计算，暂取工作面配风7.14m3/s。（2）掘进工作面的风量确定掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面涌出的瓦斯，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。本矿井地温不高，掘进工作面人数10人，掘进工作面一次起爆的炸药用量6.0kg，影响掘进工作面的实际需要风量的主要因素是瓦斯涌出量和局部通风机吸入风量。按瓦斯涌出量计算：Q掘=100q瓦掘K掘通 =1002.091.8 =376m3/min =6.27（m3/s）式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦掘掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常，炮掘工作面一般取1.82.0，取1.8；15煤层掘进工作面瓦斯涌出量预测为2.09m3/min，掘进工作面的瓦斯涌出主要依靠加强通风来解决。但当瓦斯涌出量大于（3m3/min）时，应采用先抽后掘，打超前钻孔预抽掘进工作面前方煤体内的瓦斯。按局部通风机吸入风量计算Q掘QfIkf式中：Qf掘进工作面局部通风机最大风量（局部通风机吸风量：170250 m3/min），取Qf=250m3/min=4.2m3/s；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.34。故：Q掘4.211.34=5.63(m3/s)按炸药使用量计算Q掘=25Ac=256=150 m3/min=2.5 m3/s式中： AC-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，6kg；经计算，掘进工作面按炸药使用量的风量为2.5m3/s。按工作面人员数量计算：Q掘4Nc=48=32 m3/min=0.53m3/s式中： Nc-掘进工作面同时工作的最多人数，8人；经计算，掘进工作面风量为0.53m3/s。按风速验算：根据煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量应满足：9SjQ掘240Sj95.4Q掘2405.40.75Q掘20.8煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：15SjQ掘240Sj1.25Q掘20.8式中： Sj-掘进工作面巷道过风断面， 4m2；根据上述计算得Q掘=0.7520.8m3/s，综合选取掘进工作面配风6.27m3/s，按风速验算均满足要求。（3）硐室风量井底水仓配风2.0m3/s，则独立通风硐室共需配风2.0m3/s。（4）其它风量Q其它其它行人和维护巷道所需风时之和，按(Q采+Q掘+Q硐)的5%计算，则：Q其它（13+6.02+2）5%=1.4m3/s；（5）15#层实际需风量Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）.K Q=（7.14+6.27+2+2+1.4）1.25=23.51m3/s=1410.75 m3/minQ采-采煤实际需要风量的总和，m3/s；Q掘-掘进实际需要风量的总和，m3/s；Q硐-独立回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q其它-矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。 K井风量备用系数，取1.25。二、通风设施1为保证采、掘工作面的风量，并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置有风门等通风构筑物。为防止爆炸性气体冲击主要通风机，在回风斜井井口设置防爆门，引风道与回风斜井之间的夹角为30-45，防爆门至井筒内引风道开口位置长10-15m，矿井主要通风机采用对旋式通风机，设置正反向启动装置，在井下发生火害时，经矿总工程师同意，可起用反风装置，使全矿井反风。为了加强矿井通风，本方案在井底车场、掘进工作面、回风斜井各设置两组双向风门。当一组风门开启时另一组风门必须关闭，严禁两组风门同时开启。以免造成矿井风流短路。两组风门之间采用钢丝绳连接。双向风门的距离为15-20m。风门质量符合设计规范的要求。2防止漏风措施风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维修。3降低风阻措施（1）砌碹巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。（2）在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应作成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧形施工，必要时设置导风板。（3）在日常通风管理中，应避免在主要巷道堆放矿车、堆杂物，巷道应随时修复，保证完整，并有足够的有效通风断面，以利风流畅通。第六章 采区排水一、排水方式本煤层为暗斜井开拓，在井底布置主、副水仓（暗斜井标高：+1790m，水仓标高：+1750m），采用建水泵房集中排水，排水管道经暗斜井将井下涌水排至主水仓，再排出地面至污水处理池进行处理外排或利用。二、设计依据根据矿山提供资料，和盘县洒基镇兴发煤业有限公司五排煤矿生产地质报告采用比拟法进行未来矿坑涌水量的预测，矿井正常涌水量按10m3/h，最大涌水量30m3/h进行选型设计。要求矿井在建设和生产过程中，必须对矿井水文地质情况作详细的调查，并依据调查报告补充和完善排水系统。（1）正常涌水量：Q正=10m3/h，最大涌水量：Q大=30m3/h；（2）排水垂高：40m。三、选型计算结果1、所需水泵最小流量QBQB=24QB/20=2410/20=12m3/h 2、所需水泵最大流量QBmQBM=24Qmax/20=2430/20=36m3/h 3、水泵扬程HB=1.25(Hp+5)=1.25(36+5)=51.25m根据上述计算的QBM和HB值，选用DF85-373型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，其流量为Q=75m3/h，扬程为H=60m，配套电动机功率：N=37kw，电机转速2250r/min。由于本设计矿井涌水量不准确，建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，根据实际涌水量对排水设备进行重新选型。4、排水管： 排水管路趟数的确定根据规范要求，设置两趟管路，一趟工作，一趟备用，每趟管路长度250m。管径计算D排=0.111（m）式中：Q额-所选水泵的额定流量，m3/h；V排-最有利管径的流速，取1.9 m3/s；经查表选择80钢管。5、水仓的布置及容量水仓设置于+1750井底车场，水仓设主、副水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使，水仓采用半园拱砼碹支护，净宽2.5m，墙高1 m，净断面5m2，主、副水仓长度均为48m，各水仓容量为240m3，水仓总容积480m3。满足规范要求308240m3容量的要求。水仓进口处应设置蓖子，并对其中的淤泥及时清理，每年雨季前必须清理一次，水仓的空容量必须经常保持在总容量的50%以上。管子道与暗斜井连接，井下水经暗斜井排至主水仓，再经主水仓排出地表。第七章 安全技术一、瓦斯防治据两年瓦斯等级鉴定报告的批复，本矿属高瓦斯矿井。根据（黔安监管办字【2007】345号）文件的指示，该矿井暂按煤与瓦斯突出矿井管理。所以在开采过程中必须加强瓦斯管理和采取相应措施防止瓦斯事故的发生。在防治瓦斯事故上必须严格按规程规定执行，不得有任何麻痹思想。1）本矿井的通风方式为对角式，回采工作面采用“U”型负压通风，运输巷进风，回风巷回风，工作面上隅角是瓦斯最容易积聚的地方。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。由于各种原因造成局部通风机停止运转时掘进工作面就会积聚瓦斯。如果管理不严，措施不力，就可能会造成瓦斯事故。必须加强矿井通风管理，消灭引爆火源，加强瓦斯监测和检查。 瓦斯爆炸必须同时具备三个条件：（1） 瓦斯浓度在爆炸范围内；瓦斯在空气中的爆炸下限5%-6%，上限为14%-16%。（2） 高温热源存在时间大于瓦斯的引火感应期；瓦斯-空气混合气体的最低点燃温度565C，其他情况时650C。最低点燃能量为0.28mJ。（3）混合气体中的氧浓度大于12%。后一条件在生产矿井中是始终具备的。所以预防瓦斯爆炸的措施，就是防止瓦斯的积聚和限制高温热源的出现。2）由于该矿井瓦斯涌出量较大，为了矿井安全生产，建议矿井在揭煤时请有资质的单位作煤与瓦斯突出的鉴定，并根据鉴定的结果编制具有针对性的安全技术措施,确保矿井安全生产。3）加强矿井通风，并保持矿井通风系统的稳定可靠，防止瓦斯超限和瓦斯积聚。严格按煤矿安全规程的有关规定执行，对人员下井、机电设备、照明用具等进行管理。打开密闭或接近老窑采空区时，要按照事先制定并经批准的安全技术措施操作，以排除积聚的瓦斯。安全管理方面要随时掌握瓦斯涌出量的变化，及时处理存在的瓦斯隐患。4）通风系统必须按设计进行配置，以保证充足的风量。此外，必须按设计配备化学氧自救器、瓦斯检定器、便携式瓦斯检测报警器等。要按要求配备专职安全检测人员，保证通风管理和瓦斯监测管理。应根据井下瓦斯涌出量变化情况及时调整风量，防止瓦斯事故发生。5）突出矿井中布置采掘工作面应遵循下列原则：（一）主要巷道应布置在岩层或非突出煤层中。应尽可能减少突出煤层中的掘进工作量。开采保护层的采区，应充分利用保护层的保护范围。（二）应尽可能减少石门揭穿突出煤层的次数，揭穿突出煤层地点应避开地质构造带。如果条件许可，应尽量将石门布置在被保护区，或先掘出揭煤地点的煤层巷道，然后再与石门贯通。石门与突出煤层中已掘巷道贯通时，被贯通巷道应超过石门贯通位置5m以上、并保持正常通风。（三）在同一突出煤层的同一区段的集中应力影响范围内，不得布置2个工作面相向回采或掘进。突出煤层的掘进工作面，应避开本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中范围。6）突出矿井必须及时编制矿井瓦斯地质图，图中应标明采掘进度、被保护范围、煤层赋存条件、地质构造、突出点的位置、突出强度、瓦斯基本参数等，作为突出危险性区域预测和制定防治突出措施的依据。在突出煤层顶底板掘进岩巷时，必须定期验证地质资料，及时掌握施工动态和围岩变化情况，防止误穿突出煤层。7）开采突出煤层时，每个采掘工作面的专职瓦斯检查工必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，瓦斯检查工有权停止工作面作业，并协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出、报告矿调度室。8）有突出危险的采掘工作面爆破落煤前，所有不装药的眼、孔都应用不燃性材料充填，充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。对采用直径大于120mm的钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体中形成的孔洞，在爆破前应严密封闭孔口，孔内注满水、砂或填土。9）矿井须坚持“四位一体”的防突措施，严格按照防突措施进行管理，在生产中加强矿井瓦斯管理，防止煤与瓦斯突出，该矿必须进行瓦斯抽放设计。设计施工时不得采用下行通风。10）开采有瓦斯或二氧化碳喷出的煤（岩）层时，必须采取下列措施：（1）打前探钻孔或抽排钻孔。（2）加大喷出危险区域的风量。（3）将喷出的瓦斯或二氧化碳直接引入回风巷或抽放瓦斯管路。（4）在石门揭煤时必须制定专门安全技术措施。11）该矿必须找有资质的设计单位进行瓦斯抽放设计。由于矿井属多煤层开采，建议采用临近层抽放，实行先抽后采的瓦斯抽放方式。12)矿井必须安装监测、监控系统，并且能正常使用，保证监控系统灵敏可靠。13）在石门揭煤和新水平揭煤时，要采取相应的预防突出措施。所有掘进工作面揭穿煤层前都必须编制设计，并报煤矿技术负责人审批。在设计时应注意采取以下措施：（1）在掘进工作面距煤层法线距离l0m(地质构造复杂、岩石破碎的区域20m) 之外，打两个深度不少于12m的前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况、工作面离煤层的实际距离，等钻孔超前工作面的距离不得小于5m，并有专职瓦斯检查员经常检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其他异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。（2）在工作面距煤层法线距离5m处，打两个穿透煤层全厚或见煤深度不少于l0m的前探钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。（3）根据瓦斯压力测定结果，按照有关规定选择揭煤方法，并采取相应防护和安全措施。在确定无突出危险后，采取远距离全断面一次爆破。若预测为突出危险工作面时，采取防治突出措施如打密集排放钻孔，并经检验措施有效后，再采取远距离全断面一次爆破或震动爆破揭穿(开) 煤层，在放炮前，撤出掘进区域影响范围内的所有人员到地面，才能进行放炮，放炮后的时间必须达到规程要求，严格执行安全规程的有关规定。若检验措施无效，应采取补救措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施。直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿。（4）在揭煤时，应留足2m的岩柱。炮眼布置，炸药量等爆破参数根据前探钻孔情况确定。井下全部停电，所有人员撒出到地面，在地面放炮。爆破30min后，矿山救护队员方可进入工作面检查。（5）矿井揭煤附近30m内必须加强支护。（6）采掘工作面瓦斯涌出量突然变大时，应注意防止局部瓦斯积聚发生瓦斯大量涌出、喷出或突出等现象。本矿井开采煤层瓦斯含量高，瓦斯涌出量相对较大，应积极预防煤与瓦斯喷出或突出等动力现象的发生。（7）矿井在石门揭煤放炮时，井下作业人员必须全部撤离地面。（8）本矿井建井期间，主斜井施工将穿过主要煤层及不可采的煤线，为确保安全施工，揭开煤层肘，必须严格按煤矿安全规程、煤矿建设安全规定、揭煤施工技术安全措施等有关规程、规范的规定执行，编制专门的安全措施。（9）注意搞好顶板管理，当悬顶过长不垮时应强制放顶，在地质构造复杂和老顶来压段应加强顶板监护和有效控制。（10）设计配备了地面瓦斯抽放系统，矿井生产过程中要坚持瓦斯抽放，降低煤体瓦斯压力，减少瓦斯突出的可能性。（一）防止瓦斯积聚的措施（1）通风是防止瓦斯集聚最基本、最有效的措施。 矿井要按设计要求建立一个安全可靠的通风系统，矿井实行混合式机械通风。回采工作面和掘进工作面采用独立通风，以下措施还必须到位。1） 加强矿井通风管理，保证主要通风机正常运转，停电，停风时，立即打开人行道风门，并报告值班负责人，通知井下切断电源，人员撤到大巷，了解停电原因和时间后，再决定人员是否撤出地面。2） 加强通风设施管理，保证完好的通风系统，两道风门要用细钢丝绳固定互相实现联锁，教育广大工人爱护各种通风设施，确保矿井正常通风，防止风流短路而发生瓦斯超限。3）坚持定期测风制度，每旬全面测风一次，随时掌握井下各条巷道和各采掘工作面的通风情况，消灭老塘风，扩散风及不合理的串联风，合理调配各作业点的风量，保证各作业点正常供风。矿井必须做到以风定产。4）加强局部通风管理，防止瓦斯积聚，明确局部通风机由该作业点瓦检员负责管理，任何人不得随意停、开局部通风机。局部通风机必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10米，风筒口到工作面距离不得大于5米。5）掘进工作面供电必须有风电、瓦电闭锁。6）巷道贯通：巷道贯通要编制专门安全措施，两巷道贯通20米前，停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，由专人在现场统一指挥，停掘的工作面保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，立即处理。掘进的工作面每次爆破前，派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，先停止掘进工作面的工作，然后处理瓦斯，只有2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口派专人警戒。贯通后，停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，待风流稳定后，方可恢复工作。（2）加强瓦斯检查与瓦斯综合管理1）建立严格的风量、风速、瓦斯及其它有害气体的检查制度。瓦检员、安全员、测风员必须经过县以上煤炭管理部门的培训，合格后持证上岗。2）建立安全监测监控系统，监测监控系统应有巡回检查制度，按照要求，在采掘工作面配备瓦斯探头，瓦斯断电仪，悬挂便携式瓦斯仪。3）配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。4）矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。5）所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。6）采、掘工作面的瓦斯浓度检查次数为每班至少3次。瓦斯涌出较大、变化异常的采掘工作面，设专人经常检查，并安设甲烷断电仪。7）瓦斯检查人员执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过1时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。8）井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查1次。9）通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审查并签字。（3）瓦斯积聚后的处理措施 矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚时，必须及时处理并按下述要求执行。1）因停电和检修主要通风机而停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电时都必须制订专门的安全技术措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、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的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合规程规定时，方可启动。2）临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其它气体浓度超过规程规定不能立即处理时，必须在24小时予以封闭。3）恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先编制排瓦斯的安全技术措施排除其中积聚的瓦斯。瓦斯浓度超过3%时要由救护队组织排放。4）局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，要编制安全措施，若巷道内瓦斯积聚，要限制和减少风量，使排到回风流中的瓦斯浓度不得超过1%，只有在停风影响的巷道内瓦斯浓度全部降到1%以下时，才能恢复作业。5）独头巷道或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道内积存的瓦斯，直到全巷道积存的瓦斯排放完转入正常通风时止。（4）分源治理瓦斯分源治理瓦斯就是针对瓦斯的特征（涌出规律与涌出量）采取相应的措施。矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区。瓦斯来源是分源治理的基本依据。1）已采区：对已回采结束的工作面必须在一个月内封闭结束。2）掘进工作面：涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯。掘进工作面随着巷道的加长，风筒应及时加接，出风口至正头的距离不得大于5米。向掘进