青菜溝煤礦南翼主暗下山施工組織設計說明書

作者：佚名 2011-12-26 22:20 來源：本站原創

前言
青菜溝煤礦屬股份製民營企業，該礦於二OO一年十月進行礦井技術改造，原設計井型3萬噸/年，一對斜井中央並列式片盤開拓，經後期施工改造，礦井生產能力核定為6萬噸/年，但由於煤炭市場疲軟，技術管理水平不高，致使采掘成本偏高，故礦山長期處於不正常生產狀態，且前期投資不足，＋890m上部煤層回采率低，造成礦井采掘嚴重失調，為此，經研究，決定對＋890m水平以下進行礦井延伸改造，以摸清下部煤層賦存情況，保證礦井采掘平衡，提高礦井產量，扭轉礦井長期被動的生產局麵。
一、編製設計的依據
1、貴州甕安縣青菜溝煤礦技術改造方案設計；
2、本礦曆年來生產情況原始資料；
3、礦井《技改項目建議書》。
二、設計的主要特點
1、礦井南翼采用暗下山開拓方式，掘南北兩翼回風上山，再進行兩翼後退式走向長壁開采；
2、本開拓設計垂高50米，即＋890m~＋840m，＋840m以下本設計暫不予考慮；
3、提升排水采用接力式，通風利用現有設施，計劃重新安裝管路、在地麵安裝空壓機至主下山形成壓風係統；
4、設計主下山采用串車提升，在+890m水平安裝25KW絞車，兩翼回風上山（副斜井）原則上不裝備提升設備。
三、存在問題
1、南翼采區下部目前尚未揭露正常煤層，且勘探程度較低，其下部煤層賦存情況不明，對施工設計的實用性將帶來一定偏差；
2、至於局部可采的其它煤層，本設計暫未考慮；
3、因考慮接替緊張和生產成本的偏高，主下山布置在煤層中，可能造成下山的變形和底鼓，維修量大。
基於以上諸多因素，礦井在生產過程中，根據實際揭露情況，可局部調整本設計，盡可能地保證礦井效率和安全。

第一章礦井概況及地質特征
第一節礦井概況
青菜溝煤礦為股份製私營企業，行業管理隸屬於甕安縣煤炭管理局。該礦地處貴州省甕安縣草塘鎮大寨坪村，礦區受地質構造及河溪侵蝕作用形成一走向為北北東的單麵山，其間發育一些橫向筆架式溝穀，區內最高標高＋1179.4m,最低標高＋1021.1m，相對高差158.3m。該礦距甕安縣城約9.5公裏，距草塘鎮約7.5公裏，礦區有鄉村公路與幹線公路相連，交通方便。
本企業依法取得了《采礦許可證》、《煤炭生產許可證》、《煤炭安全生產許可證》、《營業執照》和《礦長資格證》等證件，並均在有效期內，企業機構配備齊全，依法進行煤炭開采活動。2005年度對礦井進行了安全現狀綜合評價，安全評價等級為B級生產礦井。企業法人代表曾明超，全礦現有職工80人。
本礦2001年動工興建，經曆年鑒定為低瓦斯礦井，開采煤層為中硫、低灰、高發熱量的煙煤，2006年核定該礦井生產能力為6萬噸／年，具備煤礦正常生產的各種安全生產條件。

第二節地質特征
本區大地構造屬揚子準地台黔北台隆遵義斷拱貴陽複雜構造變形區之東南部，區域地層有震旦係、二疊係和三疊係及零星分布的白堊係、老第三係和第四係，其中的寒武係和三疊係分布最廣，次為二疊係，由於黔中的隆起，缺失了誌留係～石炭係及茱羅係。
礦區含煤地層為上二疊統吳家坪組，主要由石灰岩、燧石灰岩、粉砂岩、泥岩和煤層組成，地層總厚度206～381m，平均厚度262m，根據岩性差異劃分為五個分層，自下而上分，僅第一層為含煤地層，老頂厚度為55～113m，區內僅含煤一層，即D煤層，煤厚1.2～3.5m，平均厚度1.8m，為單一煤層，平均傾角20º,煤層連續好，厚度變化不大，屬穩定煤層。其煤層頂底板岩性見下圖：

第三節水文地質
礦區含水層為二疊係下統茅口灰岩、二疊係上統長興灰岩、龍潭組上段及下段的厚層燧石灰岩、三疊係下統大冶組灰岩等。煤層均位於最低侵蝕基準麵之上的地勢較高處，地下水為裂隙水，補給來源以大氣降水為主。礦井範圍內無河流，小溪，地表水主要來源於大氣降水，由於地形多呈緩波狀，排泄條件良好，水文地質條件簡單。
由於礦井上部開采年代久遠，該礦的主要水患為老窯及采空水，潛在威脅為P1m灰岩地下水，雨季大氣降水量影響較大，降雨時湧水量普遍增大。
綜合以上03manbetx ，按照2005年8月貴州省煤田地質局地測大隊地質隊提供的《貴州省甕安縣草塘鎮青菜溝煤礦地質調查報告》，並據近幾年實際開采中排水情況的調查，礦井實際正常湧水量為60m3/h，最大湧水量為130 m3/h。正常湧水量多為地年水直接補給，最大湧水量多為雨季大氣降水通過采空區和塌陷裂隙滲入井下。
第四節勘探程度及存在問題
本礦山的勘查地質工作始於六十年代，貴州省地質局區域地質調查大隊開展過1:20萬《甕安幅》地質、礦產調查，曾作過踏勘了解。1998年貴州省地質學會黔南分會提交了《甕安縣煤礦地質簡測報告》；同時該公司對青菜溝煤礦的儲量核實提交了《貴州省甕安縣草塘鎮青菜溝煤礦地質簡測報告》，並以此作為礦山儲量登記的依據。2004年貴州蒙特勘查開發有限公司提交了《甕安縣青菜溝煤礦資源／儲量核實報告》。
青菜溝煤礦在普查報告中，控製程度偏低，深部地質情況控製更差，特別是瓦斯地質資料，未能提供鑽孔的瓦斯數據，因此，需進一步精查地質勘探工作，同時在生產過程中要給予及時收集補充。
青菜溝煤礦於2001年10月委托貴州省煤炭管理局設計研究所設計。在原建井和技改階段，其地質資料未收集完整，在生產過程中需進一步完善和補充。

第二章井田開拓
第一節井田境界及儲量
一、井田境界
本礦區位於甕安縣城18度、直距11.4公裏的草塘鎮境內，井口地理座標：東經107º30´13",北緯27º09´55",屬甕安縣城東側洗馬向斜東翼，為單斜構造，井田為一不規則的多邊形，礦區範圍拐點坐標見下表：
拐點坐標表表一

井田走向長1800m,傾斜寬1470m，井田麵積1.6609m2。（2007年擴界後的範圍）
相鄰礦邊界關係：礦區北與大灣田煤礦相連，南與上場坪新井煤礦接界，東西無其它礦山。鄰近礦井均較遠，井田範圍內多對小窯已關閉。受威脅的是上世紀末由當地村民集資開掘的一對井筒目前已積水，該廢井在本礦南翼井田邊界附近，在開掘南翼采區時，必須抽放積水，排除威脅。
二、井田儲量
甕安縣草塘鎮青菜溝煤礦之煤層賦於上二疊係吳家坪組第一段頂部，可采煤層為一層。根據貴州蒙特資源勘查開發公司提交的《省甕安縣草塘鎮青菜溝煤礦資源儲量核實報告》，截止2004年10月,該礦保有資源儲量332＋333＋334？為140.2萬噸。
2005年11月貴州省地礦局一O四地質隊對該煤礦井下進行測量計算，該煤礦保有資源儲量332＋333＋334？為138.33萬噸。
2007年元月貴州省地礦局一O四地質大隊對該煤礦井下新開采部分進行認真細致的測量，並製作了井上井下對照圖、采掘工程平麵圖（有資料可靠性承諾書）。根據煤礦工作人員提供的井下開采情況及本次對該煤礦井下測量結果，即在2005年11月資源儲量變動之後，新采空麵積為31664m2,煤層傾角為22.5º。在煤礦掘進過程中，采出部分煤炭，使其保有儲量減少，其變動量如下：
Q采空＝S•H•D Q1＝Q總－Q采空
式中：Q采空――采空區會儲量為5.18萬噸；
S――塊段斜麵積，為34272.87m2；
D――煤礦煤容重，為1.40t/m3；
H――煤層平均厚度，為1.8m；
Q1――變動後保有儲量，為133.15萬噸；
Q總――2005年11月前保有資源儲量，為138.33萬噸。
經過上述計算，到2007年元月，甕安縣草塘鎮青菜溝煤礦保有資源儲量332＋333＋334？為133.15萬噸。
2007年8月，為保證本礦生產能力提升後的儲量和服務年限，經審批，本礦又擴大了井田邊界，增加了礦井儲量，擴界後的礦井的資源儲量概算為194.72萬噸。
第二節設計生產能力及服務年限
一、礦井工作製度
礦井年工作日330天，每天淨提升時間16小時，每天三班作業，每班工作時間為8小時。
二、礦井生產能力及服務年限
礦井設計生產能力：9萬噸/年。
延伸後的礦井服務年限為13年，＋840m下部塊段開發後，將進一步核實礦井儲量，調整礦井服務年限。

第三節開拓方式
一、方案比較
礦井主下山為礦井二級提升下山開拓，中央片盤開采，延伸設計考慮了三個方案進行比較：
1、主井筒延伸方案
此方案設計自主井筒現落腳+890m水平直接向下延伸至＋840m水平，再掘進石門與＋840m巷貫通，形成提升係統。
優點：（1）礦井一級提升，係統簡單，提升量大；
（2）全部在頂板灰岩中掘進，可不設支護，後期維修量小。
缺點：（1）施工過程中影響全礦的提升，不利於安全生產；
（2）主井現傾角大於28º,不利於提升、行人，且不符合設計規範；
（3）現主井筒與煤層是反傾向施工的，向下延伸，將會離煤層越來越遠，下部石門距離過長，浪費大。
2、3＃上山延伸方案
此方案設計自現3＃上山直接向下延伸至＋840m水平，在現＋910m水平安裝絞車，形成＋840m、+890m、+910m三個階段，在＋840m水平掘進南北兩翼運輸巷和回風上山，形成通風運輸係統。
優點：（1）對南翼+890m上、下的煤層均可使用一台絞車提升，簡化了提升環節；
（2）節省了＋890m水平絞車台、車場、機電硐室的工程量；
（3）利用現有絞車，便於快速施工。
缺點：（1）3＃上山上部為回風上山，延伸後，下部為進風下山，形成同一下山一段進風、一段回風的現象，不符合設計要求；
（2）現有JD－11.4絞車不能滿足提升需要，仍要更換絞車；
（3）3＃上山施工質量較差，維修量大；
（4）下山多級甩車場，“一坡三擋”難於管理。
3、暗下山延伸方案
此方案設計自現有南翼+890m水平向下部延伸至＋840m水平，向南掘進改造現有＋890m車場，與現有3＃提升上山向南錯開25米距離，下山在煤層中布置，掘至＋840m水平後，再掘南北運輸巷和回風上山，形成通風提升係統。
優點：（1）順煤層掘進，下部無石門距離，便於設計和運輸；
（2）成本低，速度快，壓煤量小；
（3）可利用現有＋890m車場，不影響正常生產；
（4）能夠快速形成係統，布置下部采區和工作麵，解決全礦采掘失調的矛盾。
缺點：（1）開門施工時，因原見煤處有破碎帶，且有少量淋水，初期施工難度較大；
（2）要安裝一台25KW絞車，並派專人操作；
（3）主下山及下部大巷、回風上山施工過程中，局扇通風距離較長。
基於上述各種方案的比較，經綜合03manbetx ，設計認為，所提的三個方案中，第三個方案優於其它方案，故本次設計選用第三方案施工。
二、采區劃分
本次設計，以現主下山為中心沿煤層走向劃分南北兩個采區，南采區走向長400米，北采區走向長300米（暫未主井筒北翼），兩個采區均劃分為三個階段，即+910m～＋890m、＋890m～＋840m、＋840m～＋800m，每一采區分三個回采工作麵進行回采，其工作麵按水平、采區、階段、工作麵順序四個數字命名，＋890m以上均作為第一水平，＋890m以下作為第二水平，在＋890m設計水平運輸大巷。
三、主要運輸大巷及回風巷布置
本礦第一水平主要運輸大巷設計布置在＋890m水平,要求巷道在底板岩石中掘進，淨高不低於2米，巷道坡度不大於7‰。
礦井南翼回風通過＋840m～＋880m回風上山至＋880m南翼配風巷，再經總回風巷自風井排出。
礦井北翼回風通過北翼回風上山至＋880m北翼回風巷，再進入總回風上山後自風井排出。
考慮控製現＋890m水平及以上地表水及老空水不向下部潰入，設計工作麵配風巷以上保留垂高10米的煤柱。（見開拓布置平麵圖）
四、開采順序
根據礦井接替安排，南采區係統簡單，形成快，先行開采，並與上部殘采麵配采，北采區形成後，再與南采區配采。各采區自上而下逐個階段進行回采。
第四節主下山及井底車場
一、主下山井筒
現設計施工的主下山井筒主要作礦井主提升下山，擔負運煤、提矸、運送材料、人員上下，同時兼作進風，其淨斷麵為4.8m2，其支護情況可根據煤層賦存情況而定：煤層穩定、厚度不超過2.5米、頂板完整的地段采用單頂柱木支護，煤層過厚或頂板不完整的地段，要求使用木棚支護，並背幫接頂。下山全部鋪設15Kg/m鋼軌。
主下山主要擔負＋840m水平的提升及進風，並兼作安全出口，下山內敷設壓風管路、排水管路、防塵管路、各種電纜、風筒、信號線等，其淨斷麵4.8m2。
二、車場及峒室布置
主下山上部車場由現有+890m水平巷道進行改造形成，設提升絞車房及機電峒室。
＋840m井底車場，考慮＋840m以下采用下山開采，設計采用甩車場，車場內設有水泵房、機電峒室、消防材料庫等。
第五節大巷運輸及設備
一、運輸方式及設備的的選擇
為配合礦井技改項目，＋890m水平大巷的運輸方式設計采用0.75T/U型礦車裝載、充電式電機車運輸的方式，大巷內鋪設15Kg/m鋼軌，600mm軌距。
二、大巷斷麵及支護方式的選擇
＋890m車場設計在頂板灰岩中布置，設計采用噴漿支護，斷麵5.8m2；+890m大巷沿煤層掘進，采用梯形木支護，設計淨斷麵4.2m2。

第三章采區開采布置及裝備
第一節采區布置
一、采區巷道布置及支護
兩采區煤層平均傾角23°，南、北采區回風上山均沿煤層順層掘進，采用梯形木支護，采區內設計有中間巷（＋860m水平）、超前巷，每隔30米左右以聯絡小眼相接，其支護采用梯形木支護，采麵開切眼頂板完整段采用一梁一柱或一梁兩柱的支護形式。
二、采區內的運輸、排水
1、運輸：工作麵放炮落煤——溜子溜煤——大巷裝車——
電瓶車推車——采區中部車場——接力電瓶車推車——采區下部車場——主下山——+890m車場——＋890m南巷——主井筒。
2、排水：采區內的水由中間巷——運輸巷——＋840m車場水倉——主下山——＋890m水倉——主井筒至地麵。
第二節采煤方法
本礦井為單一煤層，實際揭露平均煤層厚度1.8m，平均傾角22°,故設計采用走向長壁采煤法，工作麵落煤方式為電鑽打眼、爆破落煤、木棚支護、全部垮落法管理頂板。
本礦采煤工作麵采用一帽一柱的支護形式；根據工作麵頂板的完整性、工作麵的壓力、采麵斜長等情況，采用“見五回二保三”的控頂步距；行距、柱距均為0.8米，以圓木為支護材料，其小頭直徑大於14cm，因礦井不存在衝擊地壓，頂板壓力顯現不大，木支護完全可以滿足頂板管理的需求。本礦核定的采掘工作麵生產能力為6萬噸/年,下年度將進一步進行礦井技術改造，將要求達到9萬噸／年的生產能力。
本礦采煤工作麵的平均傾斜長度l=80米，采麵煤層的平均采高h=1.6米，煤層生產能力r=1.45t/m3，采煤工作麵平均日推進度b=1.6米，年工作天數d=330天，正規作業循環係數N=0.8，采煤工作麵回采率c=95%，采煤工作麵個數為1，故其采煤工作麵年生產能力M=7.45萬噸/年。
經上述計算，M=7.45萬噸，即保持一個采麵正常生產，再加上掘進工程煤，年生產能力達到9萬噸/年的生產能力。
第三節巷道掘進及礦井三量
一、掘進工作麵個數、采掘比及矸石率預計
1、掘進工作麵個數及采掘比：在滿足工作麵正常接替，以及相應滿足三量要求的條件下，本礦井＋840m水平采區內計劃一個回采工作麵，並同時配備兩個掘進頭，可保證回采麵的正常接替，礦井采掘比為1：2。
2、掘進率及矸石率預計：達到計劃產量時的最大生產掘進率為850米/萬噸。本設計矸石率為15%。
二、井巷工程量
1、開拓工程量220m；
2、準備工程量700m。
詳見下表

三、移交生產時的三個煤量
開拓煤量 42.5 萬噸, 可采期 4.7年
準備煤量 9.9萬噸, 可采期 13.2個月
回采煤量 8.0 萬噸, 可采期 10.7個月
第四節開拓總工期
考慮到技術、管理水平的提高，並結合目前本礦的實際情況，確定井巷綜合月平均施工（成巷）進度指標如下：
岩石：平巷60米/月，斜巷55米/月；
半煤巷：平巷95米/月，斜巷85米/月；
煤巷：150米/月。
延伸施工總工期為3.5個月,上山貫通工期為5個月。

第四章通風、防塵與安全
第一節礦井通風
一、風量計算
（一）采煤工作麵實際所需風量
1、按瓦斯湧出量計算：
Q采＝100×q瓦采×K采通＝100×0.42×1.2=50.40（m3/min）
式中：Q采——采煤工作麵實際需風量 m3/min
q瓦采——采煤工作麵的瓦斯絕對湧出量，根據上年度礦井瓦斯鑒定結果，取0.42m3/min
K采通——采煤工作麵通風係數，取1.2。
2、按工作麵溫度計算：
Q采=60×V采×S采=60×1×3.2＝192（m3/min）
式中：V采——采煤工作麵風速，m/s。（本礦取1 m/s）
S采——采煤工作麵的平均斷麵積，可按最大和最小控頂斷麵積的平均值計算，S采=（2.8+3.6）/2=3.2（m2）
3、按工作麵人數計算實際需要的風量：
Q采=4×N=4×25=100（m3/min）
式中：N——采煤工作麵同時工作的最多人數，取25人。（包括管理人員）
以上計算結果取最大值192m3/min作為采煤工作麵實際所需風量。
4、按風速進行驗算：
(1) 按最低風速驗算：采煤工作麵的最低風量（Q采）
Q采≥15×S采=15×3.24=48.6(m3/min)
S采——采煤工作麵的平均斷麵積，m2
（2）按最高風速驗算：
Q采≤240×S采=240×3.24=777.6(m3/min)
S采——采煤工作麵的斷麵積，m2
由驗算可知，Q采=192m3/min取值符合要求。
（二）掘進工作麵實際需風量
1、按瓦斯湧出量計算：
Q掘=143×q瓦掘×K掘通=143×0.42×1.2=72.1(m3min)
式中：Q掘——掘進工作麵實際需要風量 m3/min
q瓦掘——掘進工作麵的瓦斯絕對湧出量，根據上年度礦井瓦斯鑒定結果，取0.42m3/min
K掘通——掘進工作麵通風係數，應根據實際觀測的結果，取1.2。
（按二氧化碳湧出量計算，可參考按瓦斯湧出量計算的方法執行）。
2、按炸藥量計算掘進工作麵實際需要的風量：
Q掘=25×A=25×3=75(m3/min)
式中：A——掘進工作麵一次爆破的最大炸藥用量，取3Kg。
3、按人數計算掘進工作麵實際需要的風量：
Q掘=4×N=4×15=60(m3/min)
式中：N——掘進工作麵同時工作的最多人數，取15人。
以上計算結果取最大值75m3/min作為掘進工作麵所需風量。
4、按風速進行驗算：
（1）按最低風速驗算：
岩巷掘進工作麵的最低風量（Q掘岩）
Q掘岩≥9×S掘岩=9×4.84=43.56(m3/min)
式中：S掘岩——岩巷掘進工作麵的斷麵積4.84 m2（取最大值）
煤巷或半煤巷掘進工作麵的最低風量（Q掘煤）
Q掘煤≥15×S掘煤=15×4.84=72.6(m3/min)
式中：S掘煤——煤巷掘進工作麵的斷麵積, m2
（2）按最高風速驗算：
Q掘≤240×S掘=240×4.84=1161.6(m3/min)
式中：S掘——掘進巷道的斷麵積，m2
由驗算可知Q掘=75m3/min，取值符合要求。
（三）全礦井所需風量
本礦計劃安排為兩掘一采，共三個作業點，但考慮到局部維修以及未計算的臨時硐室等，故全礦井風量按三個掘進頭和一個回采工作麵計算，所需風量計算為：
1、按井下同時工作的最多人數計算：
Q礦進=4×N×K礦通=4×50×1.25=250(m3/min)
式中：N——井下同時工作的最多人數
K礦通——礦井通風係數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，K礦通取1.25。
2、按掘進峒室及其客觀存在地點實際需要風量的總和計算：
Q礦進=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它）×K礦通=（192+75×3+120+537×10%）×1.25=738.4(m3/min)
式中：∑Q采——采煤實際需要風量的總和，m3/min
∑Q掘——掘進實際需要風量的總和，m3/min
∑Q峒——峒室實際需要風量的總和，m3/min
∑Q其它——礦井除了采煤、掘進和峒室等地點的其它井巷需風量的總和，m3/min。
（1）采煤、掘進所需風量按照上述采煤、掘進工作麵所需風量計算結果取最大值；
（2）峒室所需風量按井下實際存在峒室進行計算，本礦現有一個絞車峒室,計劃再增加一個充電硐室和一個機電硐室，所需總風量按120m3/min計算；
（3）其它所需風量按采煤、掘進、峒室所需風量之和的5%—10%風量計算。
以上計算結果之和738.4m3/min作為全礦井所需風量。
二、通風阻力計算
1、井巷摩擦阻力計算
h摩=（α•P•L•Q2）/S3
式中：α－巷道磨擦阻力係數（Kg秒2/米4）
P－巷道淨周長（米）
L－巷道長度（米）
Q－通過巷道的風量（米3/秒）
S－巷道淨斷麵積（米2）
其計算結果如下：
＋840m水平井巷摩擦阻力h前摩=21.6（毫米水柱）
＋840m水平井巷摩擦阻力h後摩=38.1（毫米水柱）
2、局部阻力計算
據采礦設計手冊的有關規定，局部阻力按井巷摩擦阻力的10%估算，即：
h局= h摩×10%
h局前=21.6×10%=2.16（毫米水柱）
h局後=38.1×10%=3.81（毫米水柱）
因此，礦井通風總阻力
前期 h總前=h前摩+ h局前=23.76（毫米水柱）
後期 h總後=h後摩+ h局後=41.91（毫米水柱）
3、等積孔計算
A=
前期：A前= =1.5（米2）
後期：A前= =1.08（米2）
三、自然風壓計算
估算最大自然風壓為10毫米水柱，最小自然風壓為5毫米水柱。
四、扇風機應考慮的風量、風壓
礦井總風量：Q總=Q×1.05
式中 1.05是礦井總的漏風係數
Q總=738.4×1.05=775.32（米3/分）
總負壓 H扇=h總+h自+Δh+h速
式中 h自－－自然風壓，取10毫米水柱
Δh－－通風設備阻力，取5毫米水柱
h速－－扇風機出口速壓，取8毫米水柱
則，H扇前大=23.76+10+5+8=46.76毫米水柱
H扇前小=23.76-10-5-8=0.76毫米水柱
H扇後大=41.91+10+5+8=64.91毫米水柱
H扇後小=41.91-10-5-8=18.91毫米水柱
第二節礦井防塵
本礦2006度瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井,其礦井絕對瓦斯湧出量為0.54m3/min,礦井相對瓦斯湧出量為8.67m3/t；根據2006年貴州省煤田地質局實驗室提供的《煤炭自燃發火傾向性鑒定報告》和《煤塵爆炸性鑒定報告》，貴州省甕安縣草塘鎮青菜溝煤礦主采煤層D煤層屬Ⅱ類自燃煤層，發火期一般為6個月，煤塵具有爆炸性。故本設計工程必須建立防塵係統。
一、綜合防塵用水量
根據設計，礦井安排為兩個掘進工作麵，一個回采工作麵。
1、采煤工作麵用水量：該防塵用水主要用於回風巷、出煤裝載點噴霧和工作麵放炮時噴霧防塵。因本礦煤層離地表較近，受地表水影響，煤層潮濕，粉塵濃度很小，為便於生產，噴頭數量設置較少。
Q采=N1Q噴+N2Q炮
式中，N1－－噴霧頭數量
Q噴－－每個噴霧頭的單位水量（L/min）
N2－－放炮工作麵個數
Q炮－－每個工作麵放炮時除塵單位用水量（L/min）
Q采=3×1+1×10=13（L/min）
2、掘進工作麵防塵用水量：主要用於濕式鑿岩、放炮噴霧、衝洗岩幫、淨化水幕等。
Q掘=N3Q鑿+N4Q炮+N5Q洗+N6Q淨
式中，N3－－同時鑿岩機台數
Q鑿－－鑿岩機單位用水量（L/min）
N5－－衝冼巷道岩幫數
Q洗－－衝冼巷道岩幫單位用水量（L/min）
N6－－淨化水幕個數
Q淨－－淨化水幕單位用水量（L/min）
其它符號同上。
Q掘=1×2+1×10+2×20+2×15=102（L/min）
3、總進風巷、采區回風巷等處淨化水幕
Q幕=N7q幕
式中，N7－－防塵水幕數量
q幕－－防塵水幕單位用水量（L/min）
Q幕=4×2=8（L/min）
4、消防用水量:在主井井底車場、采區出口、機電峒室等處設置4處滅火消防栓，但考慮4處不會同時用水，因此計算用水量時僅考慮2處同時用水。
Q消=N8Q滅
式中，N8－－消防栓同時用水處
Q滅－－消防栓單位用水量（L/min）
Q消=2×100=200（L/min）
由上可以算出，本礦防塵用水總量為：
Q=K（Q采+Q掘+Q幕+Q消）
式中 K－－備用係數，取1.1
Q=1.1×(13+102+8+200)=323（L/min）=0.323(T/min)
=19.4(T/h)
故,全礦井下防塵最大用水量為19.4 T/h。
二、防塵管路
本礦主井筒、+890m南巷、主下山現有防塵管路為Φ33鍍鋅鋼管，至＋890m水平主管路全部采用Φ30硬塑膠管，衝冼巷道岩幫，選用硬質皮管，詳見防塵管路圖。
三、地麵防塵水池與水源
礦井、工業廣場現有一個高位水池，是井上生活用水和井下防塵用水的共用水池，水池容積大於50m3，擬另建一個200 m3的專用防塵水池。
防塵水源使用現有礦井供水水源。
四、防塵水質要求
1、保證水的清潔，水中懸浮物含量不超過150mg/L，粒徑小於0.3mm；
2、水的PH值應在6～7.5之間；
五、防塵對各工作地點風速的要求
1、主、副井筒和總回風巷，風速小於8m/s；
2、采區總進風、風速在0.25～6 m/s之間；
3、回采工作麵、掘進中的煤巷和半煤巷風速在0.25～4 m/s之間；
4、掘進中的岩巷、風速在0.15～4 m/s之間；
5、其它行人巷道，風速大於0.15 m/s。
第三節災害預防及安全裝備
一、瓦斯02manbetx.com 預防
本礦井為低瓦斯礦井,其礦井絕對瓦斯湧出量為0.54m3/min,礦井相對瓦斯湧出量為8.67m3/t；但在下水平開拓時，為安全起見，仍以高瓦斯礦井的要求來管理礦井，除做好正常的瓦斯檢測工作之外，還應加強以下幾方麵的管理措施：
1、每個掘進迎頭和掘進工作麵都必須安裝甲烷傳感器，健全全礦瓦斯監測係統，監測瓦斯湧出量的變化；
2、石門揭煤時應采取超前鑽孔和震動性放炮措施；
3、接近或者穿過地質構造帶時，應製定專門預防瓦斯措施；
4、保證采掘工作麵有足夠的風量和合理的風速；
5、回風巷道頂部不允許存在較大的空洞，防止瓦斯局部積聚。
二、預防煤塵
1、堅持濕式鑿岩，防塵管路必須安裝到迎頭，各裝載點應有噴霧灑水裝置；
2、定期清掃岩幫，衝洗煤塵。
三、火災02manbetx.com 預防
1、要提高煤炭的回收率，減少煤柱損失，及時封閉采空區；
2、加強電氣設備管理，嚴禁帶電作業或帶電遷移設備，防止產生電火花；
3、嚴禁使用不合格或失效的火工品，放炮必須按《作業01manbetx 》中規定的裝藥量，充填炮泥量、炮眼深度、聯線方式、安全警戒等嚴格按規定執行，嚴禁放明炮、糊炮；
4、各機電峒室要有足夠數量的消防器材，每個生產水平都應設消防器材庫；
5、嚴禁攜帶火種下井；
6、防止靜電產生的火花。
四、冒頂02manbetx.com 的預防
1、要根據煤層的頂板和底板的岩性，摸清工作麵礦山壓力顯現規律，采煤工作麵做好初次放頂工作，以及過河和收作時的支護工作；
2、在工作麵遇斷層、褶曲等地質構造時，要加大支護密度和特殊支護，保證工作麵有足夠的支撐力；
3、掘進工作麵嚴禁空頂作業，支護必須到迎頭；
4、大斷麵峒室施工時，要視岩性狀況，采取特殊支護和特殊施工，砌镟巷道應先設臨時支護，再進行砌镟；
五、水災預防
1、水倉定期清理，水泵及時維修，備用泵應保持良好狀態；
2、巷道掘進通過較大斷層及接近老空區時，應嚴格遵守先采後掘、不采不掘的原則；
3、對某些穿過特殊岩性，且對封孔質量有疑問的鑽孔，應事先查明其具體情況，並采取相應的措施確保礦井的安全；
4、堅持“有掘必探、先探後掘”的原則，超前探水施工。
六、通風和機電方麵02manbetx.com 的預防
1、局扇必須實行“三專一閉鎖”，並保證迎頭有足夠的風量；
2、礦井要消滅違章擴散通風、老塘回風和不合理的串聯通風，以及微風、無風作業；
3、礦井每年應進行一次反風演習；
4、堅持使用漏電繼電器；
5、要保證礦井正常供電，保證雙回路供電正常並做好備用發電機組的維護保養工作。
七、安全設備和儀器
＋840m水平要使用完好的設備和儀器，隨著科學技術的發展，要逐步更新安全裝備，提高礦井監測水平。
八、礦山救護
本礦與甕安縣救護隊簽訂救護協議，實施礦井救災和礦井其它必須由救護隊完成的工作。

第五章提升、通風、排水、壓風、及運輸設備
第一節提升設備
一、設計依據
地麵主井井口標高：+1023.6m
地麵副井井口標高：+1023.0m
設計一水平標高：＋890m
設計二水平標高：＋800m
主井筒傾角：28°；井筒斜長：230m；
副井平均傾角：15°；全長（含平硐）：1200m；
年工作日：330天；日提升時間：18小時。
本礦上年度核定礦井生產能力為6萬噸/年，下年度計劃核定生產能力為9萬噸/年，礦井采用二級提升，目前的主井提升係統維持不變，在主井+890m水平設二水平提升係統。
二、主下山提升設備的選擇
根據主下山井筒的斜長、提升量及其它相關情況，選用JD－1.6（25）型礦用防爆提升絞車，容繩量400米，最大靜張力200Kg，選用鋼絲繩直徑18.5mm，配套電機功率25KW，采用串車混合提升（提煤、提矸、下放材料及設備等），提煤時每次提升3個礦車（0.5噸/車），提升矸石時，每次提升兩個礦車（1噸/車）。
提升能力計算：
一次提升循環時間T見下表
上部車場主下山及上下變坡點井底車場
速度（v） 0.3 1 0.5 2.2 0.5 1 0.3
時間（t） 10 3 0.36 63.6 0.36 3 16.7
距離（s） 3 3 1.8 140 1.8 3 5
T=(10+3+0.36+91.8+0.36+3+16.7)×2+60=281.8(秒)
式中休止時間取60秒
日提升能力Q= =345（噸/日）
年提升能力A=330×345=11.38（萬噸/年）＞9萬噸/年，滿足設計要求。
根據年產量9萬噸，主下山下部提升量約占3／4,即6.8萬噸，則日提升量必須為
Qs= = =284（噸）
式中 C－－提升不均衡係數，取1.2；
f－－提升能力富裕係數，取1.15；
An－－設計年產量；
n－－年工作日。
根據以上計算，主下山每小時的提升能力為345÷18=19.2噸，則每天提煤時間為284÷19.2=14.8（小時），提升矸時間為2.9小時(按出煤量的20%計算)，其餘時間為下放物料。
由此可見，所選用的絞車提升能滿足生產的需要。為了確保安全，在主下山井筒變坡點下方20米處設置繩壓式擋車器。
第二節通風設備
本礦礦井通風方式為中央並列式，主井進風，副井回風；主井斷麵為4.8m2，進風風量為790 m3/min，副井斷麵為2.8 m2，專供行人、回風，回風風量為820 m3/min。
地麵安裝有兩台型號為KB60-NO11型軸流式通風機，一台運行，一台備用，風量為1400～800m3/min,風壓400～1300Pa，電機功率37Kw。礦井的主扇、主、副井筒斷麵、風量等均符合《煤礦安全 01manbetx 》規定和要求，現有的通風設備能滿足主下山延伸水平的生產要求，無需更新主通風設備。
第三節排水設備
主下山落腳後，全礦井設計采用二級排水，＋840m水平擬建一套排水係統，自＋840m水平排至＋890m水平，然後自＋890m水平排至地麵（現有排水係統），其二級排水係統設計情況如下：
（一）預計正常湧水量時，水泵排水能力計算：
Q正 = 15×1.2 = 18.0m3/h
預計最大湧水量時，水泵排水能力計算：
Qnrax = 20×1.2 = 24.0 m3/h
（二）水泵揚程計算：
＋840m——＋890m水平 = 50（m）
壓力為1.0MPa
（三）水泵型號、台數選擇：
＋840m水平泵房選用DM43-30×3型或 DF43-30×3型多級礦用離心泵2台
Q = 43 m3/h H實= 60m ，考慮管道直徑由於彎道多，阻力大，H選 = 80m。
正常及最大湧水量時均為一台工作，另一台備用檢修。
（四）動力配備
按流排水係統壓力及流量應配備YB250M-2型隔爆型三相異步電動機2台 h = 2970 /min 15KW 380/660V Δ/Y
考慮湧水量等諸多不確定因素，建議該水平最好選取3台該設備
（五）排水管道選擇
根據壓力,本係統管道應選取GB8163-87輸送流體用鋼管或聚氯乙烯壁厚≥15mm較好，增強流體管路二趟（一趟工作、一趟備用）
150m×2 ф80mm
（六）吸水管選擇：
選取橡膠增強增壓軟性管 ф100mm 7m×2
（七）主變壓器選用 KS9-315/10 型 315KVA
若僅考慮礦井排水係統用電負荷，該變壓器容量偏大，但如果礦井下進行技改，則考慮選用315KVA變壓器較為合適。
（八）電纜選取：
地麵配電房—— ＋840m泵房
YM—100 3×50+1-25
（九）水泵啟動：
采取磁力啟動式真空磁力啟動方式
Qc83－80型式 QJZ(1) － 80型
（十）水倉容積的確定
＋840m水平設計水倉總容積200m3，主要工程有內、外水倉，機電峒室，水泵房，管子道等，水倉總長度40米，在水倉清理時，一個水倉能正常排水。
第四節壓風設備
因本礦岩石堅硬程度不大，且考慮壓風管路敷設複雜，漏風率大，故設計采用移動式空氣壓縮機鑿岩打眼，礦現有兩台型號分別為
W-4.0/5型和YB160M2-2型的移動式空壓機，能滿足現有生產要求。壓風管路選用Φ57×3.5無逢鋼管，近距離鑿岩采用硬質塑料增強管。
第五節運輸設備
本礦井下運輸係統主體方式是：采煤工作麵放炮落煤、溜子溜煤、人工裝車、電瓶車推車至提升車場再提升至地麵；掘進工作麵人工裝矸、電瓶車推車至提升車場再提升至地麵。
本礦井下運輸巷道通暢，斷麵符合有關規定要求，運輸大巷設計采用2.5噸充電式電瓶車、U型0.75噸礦車運輸，15Kg/m鋼軌鋪設軌道，各運輸環節均能滿足生產要求。
井下輔助提升數量不大,完全能承擔各工作地點的運輸提升工作量：3＃上山設計采用提升絞車型號JD-11.4型絞車，提升鋼絲繩型號為15.5mm，采用串車提升，一次提升量為1噸，提升斜長80米，承擔＋910m水平的提升工作量。
本礦井下全部使用0.75噸“U”型礦車串車提升，各斜井運輸“三擋”齊全,各級提升設有上、下部主車場，生產運輸水平設有中轉車場，運輸軌道使用15kg/m軌型，鋪設質量基本符合規定。
局部地點人力推車時，一人隻準推一輛車，遇拐彎、道岔、風門發出警號，提醒行人及時躲避，遇障礙物須及時減速和停車，嚴禁蹬車、搭車、放飛車，同方向推車兩車間距不得小於30米。
礦車定期檢修，礦車軸、車輪應保持完好，走鉤時應仔細檢查鉤頭是否掛好，銷子是否插牢，是否有漏銷現象，嚴禁放大滑事故發生。
斜井筒修護清理時，設隨工作點移動的聲光信號，並打好臨時保險檔，主井筒修護清理時除設隨工作點移動的聲光信號外，還須在井底車場設聲光信號控製行人。
運輸提升巷道應經常清理，軌道鋪設要符合有關規定，躲避硐應有足夠的空間，嚴禁堆放雜物。
下山開拓過程中，車皮應吊在井筒中出碴，車皮下方應設阻車器，上方設保險檔，上碴車人員不允許在車皮下方作業。
建立運輸崗位責任製，定期做好斜井提升的各種試驗。
第六節供電及通訊
本礦井由穿洞河供電所6KV供電，一台315KVA變壓器供井下，一台200KVA變壓器供地麵,礦井備有雙回路，由農網10KV供電。另有一台160KW柴油發電機組分別作井下和地麵備用電源，礦井供電線路為75mm2礦用阻燃電纜，井下設備均按防爆性能進行選型，安裝了選擇性漏電繼電器，供電穩定安全可靠。
井下各配電點、絞車房、水泵房、車場及運輸巷交叉點等處，均采MA型礦用防爆燈照明，工人下井作業攜帶充電式蓄電池礦燈。
主下山必須裝設聲光齊全的提升信號，井下各車場、打點峒室、絞車房、水泵房等處均安裝防爆電話，井下所有照明線、信號線、控製線及通訊電纜均選用專用電纜線，各連接均采用防爆接線盒。
第七節環境保護
一、礦井水
本礦礦井水自主井排水管排出地麵，經生石灰中和後，放入沉澱池，經多級沉澱後，水質已達到標準要求，注入出礦排水溝，可供農田灌溉。
二、礦井煤矸石可進行出售和綜合利用。