南回风下山施工组织设计

1、山西柳林王家沟煤业有限公司 南回风下山施工组织设计PAGE PAGE 46第一章 施工组织设计编制依据一、该施工组织设计说明书及批准时间该施工组织设计和批准时间由主体企业、建设单位、监理单位拟定，拟定批准时间为2010年11月。二、地质质说明书书该煤层属属二叠系系下统山山西组，大致走走向为南南北走向向，为单单斜构造造；煤层层厚度为为1.661.88m，煤煤层平均均倾角66左右，属近水水平煤层层,赋存存稳定，结构简简单，无无大的断断层、陷陷落柱和和褶曲等等变化，局部地地方有小小断层，对掘进进没有大大的影响响。煤的的普氏硬硬度为111.55。煤层层的顶底底板岩性性主要是是： 伪伪顶为00.2mm0

2、.44m的灰灰黑色泥泥岩，直直接顶为为2m4.44m的灰灰白色砂砂质泥岩岩和01.447m的的4煤层，基本顶顶为211m的沙沙岩,煤煤层中含含少量矸矸石；直直接底为为4m泥泥岩及砂砂质泥岩岩，基本本底为110m的的灰色粗粗砂岩。三、其他他技术规规范1、矿矿山井巷巷工程施施工及验验收规范范（GGBJ2213-90）。2、煤煤矿井巷巷工程质质量检验验评定标标准（MT550099-944）。3、煤煤矿安全全规程（20009年年版）。4、煤煤矿建设设安全规规程（试行）。5、山西西柳林王王家沟煤煤业有限限公司南南胶带下下山布置置平面图图（S110199-1111-001）。6、山西西柳林王王家沟煤煤业有

3、限限公司南南胶带下下山布置置剖面图图（S110199-1111-001）。第二章 矿井井设计概概况第一节 矿井井概况山西柳林林王家沟沟煤业有有限公司司兼并重重组主体体企业为为山西联联盛能源源投资有有限公司司，行政政区划属属山西省省柳林县县王家沟沟乡管辖辖。在本本次煤矿矿企业兼兼并重组组整合过过程中为为单独保保留矿井井，维持持原名称称和矿界界不变。兼并重重组前山山西柳林林王家沟沟煤业有有限公司司为资源源整合建建设矿井井，晋煤煤重组办办发220099333号文件件批复本本矿重组组后生产产能力为为0.99Mt/a，净净增能力力0.66Mt/a，批批准开采采4、55、8、9号煤煤层。山山西省煤煤炭工业

4、业厅以晋晋煤办基基发2201005888号文件件对该矿矿整合初初步设计计进行了了批复。山西煤煤矿安全全监察局局以晋煤煤监安二二字2201004440号文文件对矿矿井兼并并重组整整合初步步设计安安全专篇篇进行了了批复。同时该该矿签定定了监理理合同，办理了了质量监监督注册册手续。第二节 巷道工程程技术特特征南回风下下山设计计总长度度为7115.77m（为平距）；巷道道的平均均坡度为为5-77，主要要服务于于2111水平轨轨道大巷巷下阶段段（一采采区），服务年年限为110年，属半煤煤岩永久久巷道；巷道开开拓工程程量见表表巷道开拓拓工程量量表巷道名称称巷道长度度开拓煤量量开拓岩量量开口方位位南回风下下

5、山715.7m63800.1tt30588m3一、预计计开竣工工时间预计该条条巷道开开拓从220100年111月300日开工工， 220111年2月月30日日竣工。附图1：巷道布布置平面面图第三节 自然然地理一、交通通位置王家沟煤煤矿位于于柳林县县县城3340方向直直距约222kmm的王家家沟村附附近，行行政区划划隶属于于王家沟沟乡管辖辖，其地地理坐标标为：东东经11105052-11105203，北纬纬3734513773630。该矿矿距孝柳柳铁路穆穆村站220kmm，井田田到柳林林县城亦亦有县乡乡级公路路相连，交通条条件较为为便利。交通位置置详见图图。二、地形形、地势势及河流流（一）、地形

6、地地貌柳林县王王家沟煤煤矿地处处晋西黄黄土高原原，属吕吕梁山西西侧的中中山区，地貌类类型以侵侵蚀的黄黄土梁、峁为主主，其次次为黄土土沟谷地地貌中的的冲沟。井田内地地势高低低起伏，最高点点位于井井田南部部葛家垣垣村北的的山梁上上，海拔拔为10026.5m，最低点点位于矿矿区南部部西矿界界担水沟沟沟谷中中，海拔拔为7990.00m，最最大相对对高差2236.5m。（二）、水系井田内无无常年性性河流，沟谷中中有季节节性水流流，最终终汇入黄黄河。三、气象象及地震震本区属大大陆性半半干旱气气候，春春季干旱旱无雨，夏季炎炎热多雨雨，秋季季温度适适中，冬冬季寒冷冷干燥。最高气气温322.5，最低低气温-20

7、.1，多年年平均气气温122.5。全年年无霜期期1755天，每每年111月底冻冻结，翌翌年月月初解冻冻，最大大冻土深深度0.91mm，降水水量为3374.45577.7mmm，大多多集中在在788月份，年平均均蒸发量量17111mmm，蒸发发量大于于降水量量。风向向多为西西北风，最大风风速3.8ms，最最大积雪雪厚度为为36ccm。本区地处处吕梁地地隆区，喜玛拉拉雅期以以来，区区域地震震活动较较弱，在在历史上上未发生生过5级以上上的地震震，根据据记载只只受邻区区地震影影响，如如18229年4月离石石（北纬纬37.5，东经经1111.2）发生的的5.225级地地震和118911年4月17日孝义、

8、介休（北纬337.11，东经经1111.9）发生生的5.75级级地震时时区内有有感觉，表现为为房响尘尘土落。依据GGB1883066-20001中国地地震动参参数区划划图，柳林县县地震动动峰值加加速度为为0.005g，对应地地震基本本烈度为为度。四、矿区区工农业业生产概概况区内耕地地贫瘠，人口稀稀少，主主要农产产品以豆豆类、谷谷类和玉玉米为主主，一年年一收，畜牧业业不甚发发达，劳劳动力有有较大剩剩余。工工业主要要为煤炭炭和农副副产品加加工等，是当地地的主要要经济来来源。第四节 地质质及水文文地质概概况（）区区域水文文地质概概况本区域位位于鄂尔尔多斯断断块、兴兴县石石楼南北北向褶带带的东侧侧，与

9、离离石中中阳菱形形复向斜斜相邻，地层总总体倾向向南西，呈一单单斜构造造，由东东向西出出露地层层依次有有古生界界奥陶系系碳酸盐盐岩、石石炭系、二叠系系、三叠叠系碎屑屑岩和新新生界松松散岩层层。本井井田位于于柳林泉泉域西北北部径流流区。（二）、主要含含水岩组组1、碳酸酸盐岩类类岩溶裂裂隙含水水岩组该含水岩岩组主要要指奥陶陶系中统统石灰岩岩、泥灰灰岩和白白云岩等等可溶盐盐岩，区区域东部部和青龙龙城附近近有大面面积出露露。该组组地层厚厚约4550m左左右，岩岩溶裂隙隙发育，是区内内最主要要的含水水岩组。该含水水岩组的的富水性性在水平平和垂直直方向上上都有较较大差异异。在垂垂直方向向上：岩岩溶裂隙隙主要

10、发发育在上上、下马马家沟组组的石灰灰岩中，含水介介质以溶溶洞、溶溶孔为主主，溶洞洞直径11020ccm，溶溶孔直径径155cm；峰峰组组地层岩岩溶发育育相对较较弱。在在水平方方向上，受区域域构造控控制，补补给区富富水性较较差，径径流区富富水性逐逐步增强强，在构构造发育育区和排排泄区富富水性较较强，钻钻孔单位位涌水量量在0.6944122.555L/ssm之间间，据本本井田西西部距矿矿界2kkm处119966年施工工的J22水井资资料：孔孔深7999m，水位标标高7995m，涌水量量5.880566L/ss。2、碎屑屑岩夹碳碳酸盐岩岩类岩溶溶裂隙含含水岩组组本含水岩岩组为上上石炭统统太原组组一套

11、海海陆交互互沉积地地层，由由砂岩、泥岩、煤层及及355层石灰灰岩组成成，是区区内主要要含水岩岩组之一一，含层层间裂隙隙水，具具承压性性，但富富水性不不均一，富水性性强弱受受构造和和埋藏条条件所控控制，在在构造发发育和埋埋藏较浅浅的部位位，岩溶溶裂隙发发育，补补给条件件好，富富水性相相对较强强，否则则富水性性弱，与与奥灰水水有相似似性。钻钻孔单位位涌水量量0.00140.7792LL/sm，水水质类型型为SOO42-HCOO3-Na+Mg2+Ca2+型。3、碎屑屑岩类砂砂岩裂隙隙含水岩岩组主要包括括二叠系系的一套套陆相、过渡相相碎屑岩岩沉积地地层，在在区域东东部沟谷谷中有出出露，由由砂岩、砂质泥

12、泥岩夹煤煤层等组组成。该该地层含含砂岩裂裂隙水，含水空空间以风风化裂隙隙和构造造裂隙为为主，泉泉流量00.11.00L/ss，钻孔孔单位涌涌水量在在0.00003390.000411L/ssm之间间，水质质类型为为HCOO3-SO42-Na+Mg2+型，矿矿化度00.777g/LL。4、松散散岩类孔孔隙含水水岩组主要由上上第三系系上新统统和第四四系上更更新统地地层组成成。上第三系系上新统统含水层层主要为为红土下下半胶结结状砾石石层，厚厚度不稳稳定，沟沟谷中多多见有小小泉水出出露，泉泉流量较较小，一一般0.00110.1L/s，富富水性较较弱。第四系上上更新统统含水层层为黄土土裂隙和和黄土中中的

13、砂砾砾石层，多分布布于梁峁峁之上，且连续续性差，储水条条件不好好，局部部含上层层滞水，富水性性极弱，多为透透水不含含水岩层层。全新统含含水层主主要分布布于区域域东南部部三川河河的河漫漫滩和较较大的沟沟谷中，含水层层为砂卵卵砾石层层，主要要受季节节性河流流补给，富水性性较弱。（三）井井田水文文地质条条件1、地表表水井田内无无常年性性河流，有王家家沟、桥桥沟、担担水沟等等数条季季节性沟沟谷，沟沟中水量量很小，据本矿矿在担水水沟实测测的清水水流量为为0.0052LL/s。这些沟沟谷均为为间歇性性沟谷，只有在在洪水期期才有大大的洪流流通过。2、主要要含水层层情况以往施工工有ZKK2-11水文钻钻孔1个

14、个，该孔孔施工至至上马家家沟组地地层上段段，分别别对各含含水层做做了抽水水试验，计算了了水文地地质参数数，获得得了奥灰灰水水位位标高8805.78mm，为本本区各个个含水层层的综合合评价提提供了依依据。详详见水文文孔抽水水试验成成果附表表。（1）、奥陶系系岩溶裂裂隙含水水层奥陶系灰灰岩在矿矿区内属属深埋型型，据钻钻孔资料料，本区区北西部部埋藏最最深，南南东部埋埋藏最浅浅，从区区域资料料总体分分析，在在垂直方方向上峰峰峰组灰灰岩由白白云质灰灰岩、泥泥灰岩及及少量角角砾状灰灰岩所组组成，岩岩溶裂隙隙不甚发发育。上上、下马马家沟组组地层岩岩溶裂隙隙相对发发育，是是奥灰岩岩的主要要含水层层，一般般为中

15、等等富水含含水层；在水平平方向上上，在构构造发育育部位和和浅埋区区一般富富水性较较强，否否则较差差。根据据ZK22-1水水文孔资资料，奥奥灰水位位标高为为8055.788m。（2）、石炭系系上统太太原组碎碎屑岩夹夹碳酸盐盐岩类岩岩溶裂隙隙含水层层井田内没没有出露露，根据据ZK22-1水水文孔资资料，其其主要含含水层为为灰岩和和中粗粒粒砂岩，含水层层总厚度度5.22m，钻钻孔单位位涌水量量为0.01006L/sm。属属弱富水水含水层层。水质质类型为为Cl-HCOO3-Na+型，矿矿化度00.944g/LL，但其其含水层层的富水水性与奥奥灰水一一样也有有其不均均一性，一般浅浅埋区、裂隙发发育，补补

16、给条件件较好富富水性相相对较强强，否则则，富水水性相对对较差。（3）、二叠系系山西组组砂岩裂裂隙含水水层该组含水水层以中中粗砂岩岩为主。据ZKK2-11水文孔孔资料，该含水水层厚88.0mm，钻孔孔单位涌涌水量为为0.0001LL/sm，属属弱富水水含水层层。水质质类型为为Cl-HCOO3-SO42-Na+型，矿矿化度00.899g/LL。（4）、二叠系系上、下下石盒子子组风化化裂隙含含水层二叠系上上、下石石盒子组组地层在在井田沟沟谷中广广泛出露露。上部部风化裂裂隙较为为发育，本次调调查的泉泉水流量量为0.14LL/s，ZK22-1水水文孔对对风化裂裂隙含水水层做了了抽水试试验，其其单位涌涌水

17、量为为0.000322L/ssm，属属弱至中中等富水水含水层层。水质质类型为为Cl-SO42-HCOO3-Na+型，矿矿化度11.244g/LL。（5）、新生界界松散岩岩类孔隙隙含水层层该含水层层包括上上第三系系上新统统和第四四系上更更新统地地层。上第三系系上新统统地层广广泛出露露于本区区内沟谷谷两侧，含水层层为底部部的半胶胶结状砾砾石层，由于其其不整合合于基岩岩面之上上，与基基岩风化化裂隙构构成较好好的含水水层，但但由于其其连续性性较差，补给条条件差，且厚度度不稳定定，故富富水性差差异较大大，一般般单井出出水量110m33/d，属弱富富水含水水层，水水质类型型为HCCO3-Na+型。第四系上

18、上更新统统地层多多分布在在梁峁之之上，但但由于沟沟谷坡度度大，降降水多形形成地表表径流，对地下下水补给给有限，因此该该含水层层多为透透水而不不含水岩岩层，局局部含上上层滞水水，水量量微弱。3、主要要隔水层层情况（1）、石炭系系中统本本溪组泥泥岩隔水水层据水文孔孔ZK22-1和和延伸孔孔ZK33-2孔孔资料，本溪组组地层平平均厚114.886m，岩性以以泥岩、粘土岩岩、铁铝铝岩为主主，夹薄薄层石灰灰岩，隔隔水性能能较好，区域稳稳定连续续，加之之9号煤煤下无煤煤段平均均厚度达达30.20mm，合计计45.06mm，是主主采9号号煤与奥奥陶系岩岩溶水间间重要的的隔水层层。（2）、二叠系系中统上上、下

19、石石盒子组组泥岩隔隔水层本组隔水水层厚度度较大，由数层层泥岩和和砂质泥泥岩组成成，垂直直分布呈呈平行复复合式结结构，裂裂隙不发发育，为为山西组组顶部的的隔水层层，对松松散岩类类孔隙水水与风化化裂隙水水的下渗渗起着良良好的隔隔水作用用。4、矿井井充水因因素分析析（1）地地表水对对开采煤煤矿的影影响区内没有有大的地地表水体体，仅有有数条季季节性河河流。一一般来说说河水通通过基岩岩含水层层渗透补补给的水水量是较较弱的，但是，随着煤煤矿的开开采，顶顶部岩层层将遭到到破坏，会使基基岩裂隙隙加大、增多，特别是是在东部部煤层浅浅埋地段段甚至形形成地面面塌陷，沟通断断层以及及其它构构造形迹迹。因此此在开采采过

20、程中中一定要要采取防防范措施施，坑口口、堆煤煤场也要要建在最最高洪水水位之上上，以防防洪水袭袭击，造造成危害害。（2）构构造对开开采煤层层的影响响矿区内尚尚未发现现大的构构造形迹迹，井田田地层总总体上为为一单斜斜构造，走向北北东-南南西，倾倾向北西西，地层层平缓，倾角为为377。但由由于奥灰灰水水头头均高于于主采99号煤层层底板，一但有有断层存存在，有有可能形形成导水水通道，使岩溶溶水涌入入矿井，造成水水害，因因此一定定要重视视对隐伏伏断层以以及其它它构造形形迹的发发现与研研究。以以防断层层导水造造成淹矿矿事故。（3）采采空区积积水对开开采煤层层的影响响据调查，根据采采煤方法法、地层层产状、顶

21、底板板岩性及及其稳定定性、返返水孔情情况，确确定本区区存在66块采空空积水区区，另外外据调查查采空区区都有一一定积气气存在。见采空空区情况况统计表表2-11-1。采空区积积水量估估算公式式：式中：老空积积水的静静储量（m3）；小窑老老空积水水区平面面积（mm2）；煤层采采厚（mm）；煤层倾倾角（）；老空区区充水系系数，取取0.33。表2-11-1 采空空区情况况统计表表 煤层号积水区编号积水区面积(mm2)采厚（m）煤层倾角角（）积水量(m3)积气情况备注5积水区112286671.6555113119有积水区22253441.655512544有积水区33626111.655530999有积

22、水区44452441.655522399有积水区55246221.644512199有积水区66546881.655527077有古空井田地层层总体上上为一单单斜构造造，走向向北东-南西，倾向北北西，地地层平缓缓，倾角角为37。该井田东东邻山西西柳林碾碾墕煤矿有有限责任任公司煤煤矿，现现采5号号煤，其其采空区区距本井井田下一一步设计计回采工工作面较较远，采采空区积积气、积积水对本本矿无影影响；东东南为山山西柳林林凌志兴兴家沟煤煤业有限限公司煤煤矿，现现采5号号煤，其其采空区区距本井井田下一一步设计计回采工工作面较较远，且且有葛家家垣村保保安煤柱柱，采空空区积气气、积水水对本矿矿无影响响；南为为

23、山西柳柳林凌志志柳家庄庄煤业有有限公司司煤矿，现采55号煤，其采空空区与本本井田下下一步设设计回采采工作面面之间有有邓家凹凹村保安安煤柱，采空区区积气、积水对对本矿无无影响；西南侧侧为山西西东辉集集团西坡坡煤业有有限公司司煤矿，为基建建井，其其采空区区距本井井田下一一步设计计回采工工作面较较远，采采空区积积气、积积水对本本矿无影影响；西西南为山山西东辉辉集团邓邓家庄煤煤业有限限公司煤煤矿，现现采5号号煤，其其采空区区距本井井田下一一步设计计回采工工作面较较近，采采空区积积气、积积水对本本矿有影影响。2号煤层层顶板为为砂质泥泥岩、泥泥岩，属属软弱岩岩层；（四）导导水裂隙隙带及地地下水对对煤层开开

24、采的影影响煤层厚度度为0.50mm1.115m，采用全全部垮落落法管理理顶板，根据导导水裂隙隙带高度度经验公公式，计计算导水水裂隙带带高度如如下：式中：累计采采厚（mm）。2号煤层层导水裂裂隙带高高度为112.007m-15.72mm，2号号煤层在在井田西西北部可可采区内内埋深大大于200m，开开采2号号煤层形形成的导导水裂隙隙带不会会沟通地地表水。4号煤层层顶板为为砂质泥泥岩、泥泥岩，属属软弱岩岩层；煤煤层厚度度为0.00 m1.444m，采用全全部垮落落法管理理顶板，根据导导水裂隙隙带高度度经验公公式，计计算导水水裂隙带带高度如如下：式中：累计采采厚（mm）。4号煤层层导水裂裂隙带高高度为

25、55.000m-117.000m，4号煤煤层上距距2号煤煤层7.36mm-200.177m，开开采4号号煤层形形成的导导水裂隙隙带局部部会沟通通2号煤煤层的采采空区。5号煤层层顶板为为泥岩、砂质泥泥岩，属属软弱岩岩层；煤煤层厚度度为1.60 m3.555m，采用全全部垮落落法管理理顶板，根据导导水裂隙隙带高度度经验公公式，计计算导水水裂隙带带高度如如下：式中：累计采采厚（mm）。5号煤层层导水裂裂隙带高高度为117.665m-23.84mm，在井井田东部部5号煤煤层埋深深小于225m，开采55号煤层层形成的的导水裂裂隙带在在井田东东部会沟沟通地表表水；55号煤层层上距44号煤层层0.000m-

26、3.773m，开采55号煤层层形成的的导水裂裂隙带局局部会沟沟通4号号煤层的的采空区区。8号煤层层顶板为为石灰岩岩，属坚坚硬岩层层；煤层层厚度为为2.330m3.223m，采用全全部垮落落法管理理顶板，根据导导水裂隙隙带高度度经验公公式，计计算导水水裂隙带带高度如如下：式中：累计采采厚（mm）。8号煤层层导水裂裂隙带高高度为445.550m-65.48mm，8号号煤层上上距5号号煤层558.774m-63.92mm，开采采8号煤煤层形成成的导水水裂隙带带局部会会沟通55号煤层层的采空空区。9号煤层层顶板为为泥岩、砂质泥泥岩，属属软弱岩岩层；煤煤层厚度度为1.38 m3.224m，采用全全部垮落

27、落法管理理顶板，根据导导水裂隙隙带高度度经验公公式，计计算导水水裂隙带带高度如如下：式中：累计采采厚（mm）。9号煤层层导水裂裂隙带高高度为116.775 mm -233.000m，99号煤层层上距88号煤层层10.73mm-188.311m，开开采9号号煤层形形成的导导水裂隙隙带会沟沟通8号号煤层的的采空区区。2号煤层层底板标标高在5590mm-7330m之之间，根根据ZKK2-11孔资料料确定本本井田奥奥陶系岩岩溶水水水位标高高为8006.000m。又根据据ZK22-1孔孔2号煤煤底板到到奥灰顶顶面的厚厚度为1156.96mm，2号号煤层最最低点突突水系数数计算如如下： 式中：TT突水系系

28、数（MMPa/m）；P底底板隔水水层承受受的水压压（MPPa）；M底底板隔水水层厚度度（m）。2号煤层层的最大大突水系系数：TT=（8806.00-5900+1556.996）0.000988/1556.996=00.0223MPPa/mm经计算22号煤层层最大突突水系数数为0.0233MPaa/m，小于临临界值00.066MPaa/m，属岩层层非完整整块段突突水性安安全区。4号煤层层底板标标高在6635mm -7660m之之间，根根据ZKK2-11孔资料料确定本本井田奥奥陶系岩岩溶水水水位标高高为8006.000m。又根据据ZK22-1孔孔4号煤煤底板到到奥灰顶顶面的厚厚度为1141.97m

29、m，4号号煤层最最低点突突水系数数计算如如下： 式中：TT突水系系数（MMPa/m）；P底底板隔水水层承受受的水压压（MPPa）；M底底板隔水水层厚度度（m）。4号煤层层的最大大突水系系数：TT=（8806.00-6355+1441.997）0.000988/1441.997=00.0222MPPa/mm经计算44号煤层层最大突突水系数数为0.0222MPaa/m，小于临临界值00.066MPaa/m，属岩层层非完整整块段突突水性安安全区。5号煤层层底板标标高在5570mm-8110m之之间，根根据ZKK2-11孔资料料确定本本井田奥奥陶系岩岩溶水水水位标高高为8006.000m。又根据据ZK

30、22-1孔孔5号煤煤底板到到奥灰顶顶面的厚厚度为1139.49mm，5号号煤层最最低点突突水系数数计算如如下： 式中：TT突水系系数（MMPa/m）；P底底板隔水水层承受受的水压压（MPPa）；M底底板隔水水层厚度度（m）。5号煤层层的最大大突水系系数：TT=（8806.00-5700+1339.449）0.000988/1339.449=00.0226 MMPa/m经计算55号煤层层最大突突水系数数为0.0266MPaa/m，小于临临界值00.066MPaa/m，属岩层层非完整整块段突突水性安安全区。8号煤层层底板标标高在5500mm-7440m之之间，根根据ZKK2-11孔资料料确定本本井

31、田奥奥陶系岩岩溶水水水位标高高为8006.000m。又根据据ZK22-1孔孔8号煤煤底板到到奥灰顶顶面的厚厚度为662.669m，8号煤煤层最低低点突水水系数计计算如下下： 式中：TT突水系系数（MMPa/m）；P底底板隔水水层承受受的水压压（MPPa）；M底底板隔水水层厚度度（m）。8号煤层层的最大大突水系系数：TT=（8806.00-5000+622.699）0.000988/622.699=0.0588 MPPa/mm经计算88号煤层层最大突突水系数数为0.0588MPaa/m，小于临临界值00.066MPaa/m，属岩层层非完整整块段突突水性安安全区。9号煤层层底板标标高在4480mm

32、-7220m之之间，根根据ZKK2-11孔资料料确定本本井田奥奥陶系岩岩溶水水水位标高高为8006.000m。又根据据ZK22-1孔孔9号煤煤底板到到奥灰顶顶面的厚厚度为445.996m，9号煤煤层最低低点突水水系数计计算如下下： 式中：TT突水系系数（MMPa/m）；P底底板隔水水层承受受的水压压（MPPa）；M底底板隔水水层厚度度（m）。9号煤层层的最大大突水系系数：TT=（8806.00-4800+455.966）0.000988/455.966=0.0799 MPPa/mm经计算99号煤层层最大突突水系数数为0.0799MPaa/m，介于00.066-0.10MMPa/m之间间，属岩岩

33、层正常常块段突突水性安安全区，在煤层层底板不不受构造造破坏的的块段，奥灰水水突水的的可能性性很小。5、矿井井水文地地质类型型根据上叙叙情况确确定本井井田水文文地质条条件中等等。6、矿井井涌水量量根据地质质报告，采用富富水系数数法对矿矿井涌水水量预测测。预计计整合后后矿井生生产能力力达到00.9MMt/aa时，55号煤层层正常涌涌水量为为38.75mm3/h，最大涌涌水量为为50m3/h。第三章 施工工方法第一节 施工方方法南回风下下山掘进进采用全全断面一一次成巷巷方法，边掘进进边支护护顺序作作业。采采用EBBZ1600型综掘掘机沿煤煤层底板板截割并并自行装装煤的施施工方法法。1、施工工顺序：安

34、全检检查综掘机机切割出出煤敲帮问问顶临时支支护打锚杆杆眼安装装锚杆进进行永久久支护收尾（整理工工程质量量标准化化）。安全检检查严格执执行交接接班制度度，及时时处理上上一班遗遗留的隐隐患。对工作作面所有有设备进进行检查查，确保保能正常常运转。检查工工作面瓦瓦斯，将将探头挂挂在规定定位置。对上一一班的工工程质量量进行检检查。截割方方法根据掘进进工作面面煤岩层层实际情情况，截截割时先先从中底底部煤层层（左方方）切割割掏窝槽槽，然后后从左向向右自下下而上截截割。开掘窝槽槽时，先先转动截截割头依依靠掘进进机行走走履带，伸缩油油缸和升升降油缸缸完成掏掏槽工作作，每次次截深为为6000mm，当窝槽槽的开掘掘

35、工作完完成以后后，关闭闭行走马马达，让让装载部部与刮板板输送机机工作，使铲板板紧贴底底板，并并落下后后部稳定定器将掘掘进机略略微抬高高，使机机器在切切割过程程中有良良好的稳稳定性。驱使转动动的切割割头，根根据巷道道断面的的宽度水水平摆动动开掘横横槽，切切割头移移动到位位后，使使其开高高一个距距离，每每次跨距距不大于于6000mm，接着驱驱使切割割头水平平摆动。重复以以上动作作，直至至完成整整个断面面的切割割工作。每完成成一个大大循环（2.44m）后后，驱动动机头上上下移动动，切割割使煤壁壁平直。敲帮问问顶掘进完一一个大循循环后，停机闭闭锁，把把截割头头放在底底板上，然后由由带班长长用长柄柄工具

36、进进行敲帮帮问顶，发现顶顶帮有离离层现象象应及时时有效的的进行处处理，并并把工作作面的浮浮矸、活活矸、伞伞檐处理理掉，确确保作业业场所的的安全，方可组组织其它它工序，敲帮问问顶人员员必须站站在顶板板支护完完好区域域内进行行。附图：综综掘机截截割顺序序图支护形形式1、临时时支护形形式使用“吊环”式3寸寸钢管作作前探梁梁和圆板板梁做临临时支护护，板梁梁数量两两块，前前探梁数数量两根根，L4.88m，每每根前探探梁配备备4个活活性“吊环”，吊环环固定在在中间两两排锚杆杆螺丝上上。其中中3个吊吊挂前探探梁，另另一个在在移前探探梁时替替换使用用。“吊环”用厚112mmm的钢板板焊制，固定在在已锚锚锚杆螺

37、丝丝上。因因巷道坡坡度突然然变化较较大，“吊环”不能正正常使用用时，可可临时使使用“锚链”吊挂前前探梁，锚链要要用“U”型环连连接并上上好螺丝丝拧满扣扣。掘进时时每截割割推进一一刀（00.6mm)后，前探梁梁支护必必须向前前推进一一次.用用备用“吊环”,将前前探梁移移至工作作面，将将金属网网铺好，板梁钢钢带摆好好位置，前探梁梁及板梁梁与顶板板刹紧背背牢且错错开锚杆杆眼位置置，以便便于打锚锚杆。视视顶板情情况，一一般掘进进2.44m后，综掘机机退后开开始永久久支护。临时支支护前，复拧检检查锚杆杆螺丝,不合格格锚杆严严禁吊挂挂前探梁梁。前探探梁必须须探至工工作面煤煤壁，尾尾部超出出“吊环”2500

38、mm的的安全距距离，固固定“吊环”的螺帽帽必须拧拧满扣。掘进工工作面也也可用点点柱支护护，工作作面准备备8根1416ccm， L=22.52.88m的圆圆木点柱柱,当掘掘进够22.4mm时,综综掘机退退出,从从外向里里每平方方米打一一根点柱柱作为临临时支护护。 2、永永久支护护形式顶板完完整，采采用“锚杆(锚索)金属属网钢钢带”联合支支护时，工作面面的最大大控顶距距为2.4m，最小控控顶距为为0.66m，每每生产一一循环后后要及时时前移探探梁，进进行临时时支护，使临时时支护紧紧跟工作作面。顶板压压力过大大或局部部破碎时时，顶锚锚杆排距距缩小为为6000mm，小循环环作业支支护，或或配套使使用1

39、11#工字钢钢棚联合合支护。3、喷浆浆支护喷浆机使使用转子子-6型型，输料料管50mmm，桃桃园322.5#普通硅硅酸盐水水泥、中中粗河沙沙、5-115mmm石灰岩岩碎石、中煤十十处产水水泥速凝凝剂。1、剪开开金属网网清理金金属网上上帮顶片片冒的碎碎矸石，将金属属网贴近近围岩表表面。如如帮顶围围岩破碎碎视情况况增打锚锚杆、金金属网加加固巷道道掘进断断面；2、各种种喷浆材材料分别别运输，井下现现场搅拌拌。速凝凝剂是在在往喷浆浆机上上上料时再再均匀加加入，加加入量不不超过水水泥用量量的4%。3、开启启喷浆机机顺序：送风-送电-送水-上料； 停停喷浆机机顺序：停料-停水-停电-停风。4、清、挖出巷巷

40、道墙部部基础，开机后后送水先先冲洗巷巷道帮顶顶表面。喷射砼砼顺序：先基础础、喷墙墙部最后后喷顶部部。喷头头运行轨轨迹为螺螺旋圆形形，圆形形直径3300mmm左右右。压风风风压控控制在00.1MMPa左左右，水水压高于于风压。喷头距距被喷部部位表面面1.00-1.2m左左右。墙墙部一次次喷够厚厚度。顶顶部分两两次喷够够厚度，两次间间隔半小小时以上上。5支护的的施工顺顺序：11、帮顶顶喷射砼砼支护；2、掘掘砌水沟沟；3、巷道砼砼铺底。6支护材材料规格格及支护护要求：（1）、喷射砼砼：帮顶顶喷射砼砼厚度1100mmm砼强强度C220；水水沟净断断面2550*2250mmm、底底板铺设设现浇砼砼厚10

41、00mmm，水沟沟和底板板砼均为为C155。配合合比：水水泥：河河沙：石石子=11:2:2，水水泥：332.55#、河河沙：中中粗河沙沙、石子子：5-115mmm粒径石石灰岩石石子。砼砼强度标标号：CC20;速凝剂剂掺加量量是水泥泥重量的的3-44%。（2）、水沟、铺底用用砼：水水泥：河河沙：石石子=11:2:4，水水泥：332.55#、河河沙：中中粗河沙沙、石子子：20-40mmm粒径径石灰岩岩石子。砼强度度标号：C155;附图5：支护平平面图(6)收收尾清理工工作面浮浮煤、巷巷道卫生生。将工作作面管线线、工具具、设备备悬挂摆摆放整齐齐。进行工工程质理理管理工工作，巷巷道断面面、支护护质量符

42、符合设计计要求。2、掘进进机使用用安全注注意事项项；司机必必须经过过培训持持证上岗岗，无关关人员不不得擅自自开机。截割头头必须在在旋转情情况下才才能向煤煤壁钻进进。当截头头已钻进进煤岩壁壁里时，不允许许启动截截割电机机，须先先退出后后，方可可启动。需振动动时必须须等振动动正常后后，才能能进行切切割。遇遇到坚硬硬岩石时时应当减减小切割割深度，不允许许长时间间空开振振动。切切割时必必须将铲铲板放下下后支撑撑打起，以增加加其稳定定性。掘进面面为半煤煤半岩时时，应先先破煤再再破岩，破岩时时必须将将五联阀阀组的进进给速度度变换手手柄推入入，方可可缓慢地地切割岩岩石。大块掉掉落煤岩岩，需用用破碎后后再装载

43、载，不能能用刮板板机强拉拉。工作时时若有不不正常的的声响，应立即即停机检检查，查查明原因因排除故故障后才才允许开开机。当发现现液压系系统压力力值严重重波动，溢流阀阀经常开开启，系系统有噪噪音和严严重发热热时，应应立即停停机检查查。油箱油油温超过过70时，须须降温后后再开机机工作。载割头头在工作作时，若若遇闷车车现象，应立即即停机，以防切切割电机机的损坏坏。载割前前必须提提前3分分钟发出出警报，载割过过程中，掘进机机左右两两侧及迎迎头严禁禁有人。掘进机机使用维维护按EBZZ1600型悬臂臂式掘进进机使用用维护说说明书执行。掘进机机必须装装有前照照明灯和和尾灯。掘进机机更换大大部件时时，所使使用导

44、链链的负载载能力必必须大于于部件重重量，导导链要挂挂在牢固固可靠的的支护上上。 综掘掘机司机机必须根根据巷道道中线进进行截割割，严禁禁超控超超割破坏坏顶底板板及两邦邦煤壁，最后支支护必须须由人工工砍壁成成型。 第四章 生产产辅助系系统第一节 通 风一、通风风方式南回风下下山掘进进，采用用全风压压配合局局部通风风机进行行供风。二、风量量计算和和局部通通风机的的选型根据20009年年瓦斯等等级鉴定定可知，南回风风下山巷巷道瓦斯斯绝对涌涌出量为为0.667m33/miin，相相对瓦斯斯涌出量量为3.1222m3/t。巷道所所需风量量应按照照瓦斯和和二氧化化碳涌出出量、炸炸药用量量、人数数和局部部通风

45、机机实际吸吸风量等等规定分分别进行行计算，取其中中最大值值。并按按最低、最高风风速，掘掘进工作作面温度度和炸药药量，有有害气体体的浓度度进行验验算。根根据以往往经验，设定选选用FBBD6.00 /115KWW 2型型局部通通风机，其额定定吸风量量为2550m33/miin，通通过以下下计算，核定该该局扇是是否能满满足安全全生产的的需要。1、按沼沼气涌出出量计算算Qh=1100QghKgh式中:QQh 掘进进工作面面实际需需要风量量；m33/miin QQgh 掘进进工作面面回风流流中的瓦瓦斯绝对对涌出量量；m33/miin KKgh瓦斯涌涌出量不不均衡通通风系数数，一般般可取11.52.00。

46、Qh=11000.6672.00=1334m33/miin2、按掘掘进工作作面同时时作业的的人数计计算Q掘 =4N式中N掘进工工作面同同时工作作人数，取188人 4每人每每分不低低于4mm3/miinQ掘 =418=72mm3/miin3、按最最优排尘尘风速计计算由于南回回风下山山采用机机掘，净净断面为为10.26mm2，机掘掘所采生生的矿尘尘通过通通风防尘尘排除，故工作作面的风风速必须须符合排排尘风速速，并防防止粉尘尘二次飞飞扬，根根据掘进进工作面面最优排排尘风速速0.44、0.7m/s进行行计算，取最适适合的风风速0.7m/s计算算Q掘 =0.7710.2660=4300.922m3/mi

47、in根据上述述各种计计算得知知，南回回风下山山掘进工工作面所所需风量量为4330.992m33/miin，为为了满足足掘进工工作面的的需风量量，决定定选用115KWW2双风风机局扇扇，其额额定吸风风量为5500mm3/miin，根根据风机机有效功功率为880%计计算即风风机出风风口的风风量 4400mm3/miin，完完全满足足机掘工工作面的的需要。4、按选选用局扇扇额定风风量计算算Q掘 =Q扇I1+155S式中：QQ扇局扇额额定最大大吸风量量5000m3/miin II1顺槽内内同时通通风的局局扇台数数2台 115S局部通通风机吸吸入口至至掘进工工作面回回风流之之间的风风速 不低于00.25

48、5m/ss，防止止局扇吸吸入循环环风和这这段距离离内风流流停滞，造成瓦瓦斯积聚聚。Q掘=55002+（1510.26）=11153.9m33/miin5、风速速验算根据煤矿矿安全规规程规定定工作面面最大、最小风风速验算算0.25510.266011553.99410.26606、确定定风量工作面掘掘进所需需风量为为11553.99m3/miin，风风机安在在南胶带带下山与与南回风风下山的的联络巷巷外，风风机离南南下山回回风口保保持在110m以以外，在在以后生生产过程程中根据据瓦斯永永出情况况再进行行风量分分配调整整，在以以后生产产过程中中根据瓦瓦斯涌出出情况再再进行风风量分配配调整。故选用FF

49、BD6.00 /115KWW 2风风机供风风能够满满足安全全生产需需要。三、局部部通风机机的安装装地点和和安装要要求1、局部部通风机机必须安安装在距距回风口口不少于于10mm的地点点。2、风机机必须吊吊挂在顶顶板上或或放在风风机托架架上，距距离底板板不小于于3000mm。3、风机机开关必必须上架架，风筒筒距工作作面不得得大于55m，保保证工作作面有足足够的新新鲜风流流。4、局部部通风机机必须挂挂牌管理理，专人人负责，实现“三专两两闭锁”。5、工作作面安装装有两台台局扇，一台工工作，一一台备用用，实现现“双风机机、双电电源”，实现现“自动切切换，自自动送风风”的功能能。6、风筒筒吊挂在在巷道顶顶

50、上，风风筒要求求逢环必必挂，平平直不出出现拐死死弯现象象。7、风筒筒接口要要严实不不漏风，工作面面风筒不不落地。8、必须须保证风风机连续续运转，不准无无故停电电、停风风。四、“一一通三防防”安全技技术要求求保证通风风系统合合理可靠靠必须做做到：保证工工作面有有足够的的新鲜风风流；保证工工作面每每人供风风量不低低于4mm3/miin；保证巷巷道中风风速不低低于0.25mm/s，不高于于4m/s；保证巷巷内和工工作面任任何地方方的有害害气体和和瓦斯浓浓度不超超限。五、通风风系统主（副）立井皮带带（轨道道）下山山2110（2211）水平胶胶带（轨轨道）大大巷南胶带带下山局部部通风机机南回回风下山山工

51、作面面总回回风巷回风风立井附图：通通风系统统示意图图第二节 安全监监控一、通风风监测仪仪表及其其布置1、监测测仪表的的数量和和型号矿井使用用KJ770N瓦瓦斯监控控系统（江苏三三恒科技技集团有有限公司司），设设计轨道道巷道中中安装有有KJ770N-F型井井下分站站1台、KGJJ15型型甲烷传传感器33台、KKGT99A型局局部通风风机开停停传感器器2台。2、布置置位置瓦斯传感感器垂直直吊挂在在支架安安全、顶顶板完好好的地方方，距顶顶板0.3m，距巷壁壁0.22m。其其中1台台吊挂在在距工作作面不大大于5mm处，11台吊挂挂在南回回风下山山巷道的的回风流流中，4404顺顺槽口11015mm处，1

52、1台吊挂挂在混合合风流风风处，局局部通风风机开停停传感器器均安设设在两风风机专用用线上。3、监测测电缆敷敷设在动动力电缆缆上方，与动力力电缆相相距0.3m以以上。4、瓦斯斯传感器器的断电电浓度及及范围：瓦斯传传感器的的报警浓浓度1%；断电浓浓度工作作面传感感器为1.55%，工工作面回回风流传传感器为为1.00%；复复电浓度度1%；断电电范围为为工作面面及其附附近200m范围围内全部部非本质质安全型型电气设设备。5、当瓦瓦斯浓度度降低到到煤矿矿安全规规程规规定的浓浓度以下下时，方方可人工工为断电电设备复复电。局局部通风风机因故故停转，恢复运运转时，必须符符合煤煤矿安全全规程第一百百四十一一条规定

53、定。附图：监监测监控控布置图图二、便携携式甲烷烷报警仪仪的配备备和使用用1、矿领领导、跟跟班队长长、技术术员、电电工、放放炮员、安全监监测工下下井时必必须携带带便携式式甲烷报报警仪，对其管管辖范围围内的甲甲烷浓度度进行不不间断的的瓦斯监监测，如如有报警警现象，必须进进行处理理。 2、当班班班组长下下井时必必须携带带便携式式甲烷报报警仪。并把常常开的报报警仪悬悬挂在掘掘进工作作面5mm范围内内无风筒筒一侧，当甲烷烷报警仪仪报警，必须立立即停止止工作进进行处理理。第三节 综合防防尘与防防灭火 一、综合防防尘防尘水源源来自地地面静压压水塔：主井皮带带下山（轨道下下山）2110水平平胶带巷巷（2111

54、水平平轨道巷巷）南回风风下山，分别用用6寸、4寸、2胶管管接入工工作面，具体防防尘措施施如下：1、南回回风下山山巷道中中至少各各设二道道水幕，一道为为固定水水幕，距距回风口口50mm；一道道为移动动水幕，紧跟工工作面，距工作作面20030mm。水压压不得低低于0.4MPPa。放放炮时先先打开喷喷雾装置置，喷雾雾时间不不小于110miin，炮炮前炮后后煤头必必须洒水水，装煤煤前要进进行洒水水降尘。2、南回回风下山山中铺设设3寸静静压水管管，每隔隔50mm安装一一个三通通阀门，水管吊吊挂平直直，管路路上下间间隔大于于0.115m，水压不不得低于于0.77MPaa，每个个喷嘴的的流量不不小于115L

55、/minn。定期期冲洗巷巷道，防防止煤粉粉尘堆积积，每周周2次。保证施施工巷道道没有煤煤尘堆积积。3、坚持持使用湿湿式打眼眼，坚持持使用水水炮泥，从源头头上杜绝绝煤尘的的产生。4、装煤煤转载点点设喷雾雾洒水装装置，水水压不得得低于00.4MMPa，并保持持恒压，供水量量应达到到吨煤33040LL。各转转载点必必须开机机开水，停机停停水。5、水幕幕和转载载点喷雾雾不得用用铁丝捆捆绑固定定，要用用焊接固固定架，水幕固固定架长长度不得得小于巷巷道宽度度的900%，水水幕安装装距顶板板距离不不大于3300mmm。6、巷道道铺设排排水管路路。当巷巷道中有有积水时时，在巷巷道低洼洼处掘水水泵窝，规格为为1

56、0000mmm10000mmm10000mmm（长宽深）。7、对于于产生粉粉尘飞扬扬和煤尘尘大的地地点，根根据实际际情况随随时进行行冲洗 。8、防尘尘设施齐齐全有效效，有专专人进行行安装维维护，喷喷雾装置置覆盖巷巷道全断断面，且且水压符符合要求求。附图：防防尘洒水水系统图图二、防灭灭火措施施 工作面面防灭火火水源来来自地面面静压水水池，防防灭火管管路和防防尘洒水水管路共共用一趟趟管路，经主井井皮带带下山（轨道下下山）2110水平平胶带巷巷（2111水平平轨道巷巷）南回风风下山巷巷道，分分别用66寸、44寸、22寸胶管管接入工工作面，具体防防灭火措措施如下下： 1、巷巷内浮煤煤要定期期清扫和和冲

57、洗 。 2、井井下使用用易燃物物（如棉棉沙、润润滑油、布头、纸等）必须存存放在盖盖严的铁铁桶内，用过的的棉纱、布头和和纸也必必须存放放在盖严严的铁桶桶内，并并由专人人定期送送到地面面，不得得乱扔乱乱放。 3、严严禁将剩剩油、废废油泼在在巷道内内。 4、严严禁明火火作业和和电器失失爆。 5、在在皮带下下山和轨轨道下山山之间建建有消防防材料库库，根据据煤矿矿安全规规程的的要求，配置有有齐全的的消防器器材，并并定期进进行检查查补充。 6、刮刮板输送送机配备备2台合合格的灭灭火器，2把消消防锹和和0.22m3的灭火火砂，灭灭火器必必须放置置在架子子内，吊吊挂在离离机头55m便于于用的地地方，消消防锹及

58、及灭火砂砂不得移移做他用用。 7、消消灭井下下火灾时时必须严严格按煤矿安安全规程程第二二百四十十四条规规定执行行。 8、若若电器设设备着火火时，先先切断电电源，然然后用砂砂子灭火火。 9、严严禁使用用变质的的炸药，以防拒拒爆燃烧烧。三、隔爆爆措施 1、南南回风下下山巷道道掘进长长度达均均到800m时，必须安安装集中中式隔爆爆水棚，以后每每隔2000m设设置一组组隔爆水水棚。水水棚区长长度不小小于300m，水水棚排距距1.66m，水水袋间的的间隙以以及支架架或巷壁壁间的间间隙之和和不得大大于1.5m，水袋边边与巷壁壁、支架架、顶板板、构筑筑物之间间的距离离不得小小于0.1m，隔爆水水袋必须须吊挂

59、在在专门的的棚架上上，棚架架要直线线布置，并保持持同一高高度。水水棚吊挂挂必须使使用专门门的水棚棚挂钩，挂钩相相向布置置钩尖，不能用用铁丝捆捆绑代替替。水棚棚区内的的巷道断断面与其其前后各各20mm长的巷巷道断面面一致。 2、水水棚要挂挂牌管理理，明确确责任人人，经常常保持水水袋完好好，水量量充足，每半个个月检查查、添加加补充一一次。 3、隔隔爆水棚棚总水量量应不少少于：440011.2=444800L，设设计选用用水袋规规格为660L，每棚安安置3个个水槽，水量GGn辅=6003=1180LL。水棚棚架数330架，水棚区区长度为为：nc=3301.66=488m，隔隔爆水袋袋数量为为84个个

60、，实际际总水量量为166028=44880L。设计的的要求符符合煤煤矿安全全规程的规定定，满足足安全生生的需要要。第四节 通风管管理规定定及措施施一、通风风管理 局部部通风机机必须安安装在距距混合回回风口不不少于110m的的地点。 风机机必须吊吊挂在顶顶板上或或放在风风机托架架上，距距离底板板不小于于3000mm。 风机机开关必必须上架架，风筒筒距工作作面不得得大于55m，保保证工作作面有足足够的新新鲜风流流。 局部部通风机机必须挂挂牌管理理，专人人负责，实现“三专两两闭锁”。 工作作面安装装有两台台局扇，一台工工作，一一台备用用，实现现“双风机机、双电电源”，实现现“自动切切换，自自动送风风