××煤礦采區設計說明書
目 錄
前 言
第一章 礦井概況
第一節 概況
第二節 礦井現狀
第二章 礦井地質
第一節 地層
第二節 地質構造
第三節 煤層、煤質
第四節 開采技術條件
第三章 采區生產能力及服務年限
第一節 水平及采區劃分
第二節 采區儲量
第三節 生產能力及服務年限
第四章 采區布置
第一節 采區巷道布置
第二節 巷道掘進
第三節 采煤方法
第五章 通風與安全
第一節 概 況
第二節 通 風
第三節 通風設施及防止漏風、降低風阻措施
第六章 主要設備
第一節 提升設備
第二節 排水設備
第三節 通風設備
第四節 壓風設備
第七章 采區供電
第一節 供電方式
第二節 電力負荷
第三節 采區供電
第四節 井下通訊
第八章安全監測監控係統
第一節 瓦斯災害防治措施
第二節 綜合防塵措施
第三節 消防火措施
第四節 水害防治措施
第五節 頂板02manbetx.com 防治措施
第六節 運輸02manbetx.com 防治措施
第七節 提升02manbetx.com 防治措施
第八節 電氣02manbetx.com 防治措施
第九節 井下安全監控係統及自救器配備
第十節 礦山救護
第十章 技術經濟
第一節 建井工期
第二節 勞動定員及勞動生產率
第三節 建設投資估算
第四節 采區設計主要技術經濟指標
附 錄
1、設計委托書;
2、采礦許可證;
3、煤炭生產許可證;
4、雲南省煤礦生產能力複核證書;
5、安全生產許可證;
6、雲南省煤礦礦井瓦斯等級鑒定證書;
7、煤層自燃傾向性鑒定報告;
8、煤塵爆炸危險性鑒定報告。
附 圖
序號圖 名圖號比例備注
1井上、下對照平麵圖1:2000新製
2采區巷道布置平麵圖1:2000新製
3采區巷道布置A-A´剖麵圖1:2000新製
4采區機械配備平麵圖1:2000新製
5采煤方法圖示 意新製
6通風係統示意圖(投產時)示 意新製
7采區供電係統圖示 意新製
8采區通訊係統圖示 意新製
9安全監測監控傳感器布置平麵圖1:2000新製
10壓風係統管路布置平麵圖1:2000新製
11消防、防塵灑水係統布置平麵圖1:2000新製
12避災線路示意圖示 意新製
前 言
礦井位於XXXXXXX。
該礦於2004年建礦，2006年正式投產，2007年核定生產能力9.0 萬t/a，實際生產能力為3.0萬t/a。礦井東西平均長約1.50km，南北平均寬約0.65km，礦區麵積0.9765km2，許可開采標高+940～+680m，許可開采C3煤層。
根據××縣煤炭資源整合方案，本礦井為證照齊全的合法獨立保留礦井，為保證礦井正常生產，根據XX的要求，為進一步提高全市煤礦生產技術管理水平，確保礦井安全生產，現委托我單位編製采區設計。
我單位接受委托後，組織項目組開展現場調查工作，收集地質及生產技術資料，考察安全生產條件等，經綜合03manbetx 研究，編製本設計。
一、設計編製依據
1、設計委托書;
2、采礦許可證、煤炭生產許可證、煤礦生產能力複核證書、安全生產許可證;
3、礦井瓦斯等級鑒定證書;
4、煤層自然發火傾向性、煤塵爆炸危險性鑒定報告;
5、采區地質說明書;
7、××縣煤炭工業管理局《關於做好煤礦礦井采區設計工作的通知》;
9、《煤炭工業小型礦井設計規範》(GB50399-2006);
10、國家安全生產監督管理總局等7部局文件安監總煤調(2007)95號《關於加強小煤礦安全基礎管理的指導意見》;
13、設計單位現場調查、實測、收集的資料。
二、設計的指導思想及技術原則
1、充分利用現有井巷工程及設備、設施，優化礦井生產係統，提高礦井建設的綜合經濟效益。
2、認真貫徹執行國家相關法規、01manbetx 、規範及政策，結合礦井實際情況，遵循“技術可行、安全可靠、方便實用、經濟合理”的原則，盡量采用與礦井相適應的先進技術、工藝、設備，力求布局合理，係統完善，環節暢通，實現礦井正規、安全、穩定生產。
3、按照小型煤礦安全生產的基本條件要求，配備安全設施、設備。堅持 “三同時”原則，盡力提高礦井的抗災能力，注重環境保護。
4、為減少岩石巷道，設計采用以煤巷布置係統為主。
三、設計要點
1、采區巷道布置
設計采區運輸大巷、軌道上山、回風上山、總回風平巷均布置在C3煤層中。采區上部車場采用平車場，中部車場為甩車場，下部車場采用高低道車場。
2、采煤方法
根據煤層賦存條件及開采技術條件，設計采用走向長壁後退式采煤法，炮采工藝，單體液壓支柱配絞接頂梁支護頂板、全部垮落法處理采空區。
3、采區提升、運輸
工作麵的運輸機巷用一台刮板運輸機通過聯絡巷與軌道平巷的礦車人力運輸至甩車場，通過礦用防爆提升絞車下放至下車場，人力運輸至地麵。
4、通風
礦井采用中央分列式通風方式，抽出式通風方法。回采工作麵為“U”型通風;掘進工作麵采用局部通風機配抗靜電阻燃膠質風筒進行壓入式通風。
5、采區排水
礦井為平硐開拓，上山開采，工作麵的湧水通過軌道運輸巷，軌道上山，東運輸大巷的巷道水溝自流排放至地麵。
6、采區供電
根據采區電力負荷統計，采用660V電源下井供井下提升及采掘設備用電，其供電回路采用裝有選擇性漏電保護的專用開關和專用線路供電。
7、安全監控
利用礦井現有KJ73N型監控係統及地麵設施，按《煤礦安全01manbetx 》及《煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範》(AQ1029-2007)的有關規定安裝增加補充各類傳感器，一旦出現瓦斯超限，自動切斷工作麵及其回風巷內所有非本質安全型用電設備電源，保障礦井生產安全。
礦井消防、防塵、壓風管路及通訊係統等按《煤礦01manbetx 01manbetx 》及有關文件規定裝備。
四、主要技術經濟指標
1、設計采區生產能力：9.0萬t/a。
2、設計采區服務年限：3.1年。
3、設計采區數及工作麵數：1個采區、1個回采工作麵、2個掘進工作麵。
4、采區移交生產時井巷工程量共計3366m，掘進體積22434m3(其中利用井巷225m)。
5、直接工效：2.1t/工。
6、采區勞動定員：185人。
7、采區固定資產靜態投資：482.2萬元
其中：井巷工程：366.41萬元
設備及工具器購置費：56.08萬元
安裝工程：4.74萬元
工程建設其他費用：54.97萬元
8、采區施工工期：13.0個月。
五、問題與建議
1、本次設計所依據的地質資料為資源儲量核實報告，地質勘查程度較低。報告中缺乏斷層、礦井水文、瓦斯等資料，因此造成本次設計部分內容設計深度受到限製，僅為方案設計。
2、建議加強地質工作和水文地質工作，探明礦區範圍內的老窯分布及積水情況和斷層情況，采取措施，防止老窯水、采空區積水和斷層水等對礦井開采的危害。
3、建議加強瓦斯工作，對低瓦斯礦井中的高瓦斯區域，按高瓦斯礦井進行管理。
第一章 礦井概況
第一節 概況
一、位置及交通
礦井位於××。礦區中心地理坐標為，東經： XXX，北緯： XXX。
礦區有2.5km簡易礦山公路與主幹線公路相接。
二、地形地貌
三、地表水係
四、氣象及地震
1、氣象
區內氣候屬溫和潮濕型，秋下天氣晴朗，冬春雨霧綿綿。根據氣象站資料，區內曆年平均氣溫17.8℃,最冷為1月份，最低氣溫-2.46℃，最熱為
7月份，最高氣溫可達34.3℃。年平均日照時間為965.7h，較同緯度地區偏少。年平均無霜期328天，曆年平均降雨量為1226.2mm，蒸發度為1117.1mm。6～8月為主要降雨季節，雨量集中，占全年降雨量的78.3%，9月到次年5月為旱季。
2、地震
據《中國地震烈度區劃圖》，本區地震烈度屬7度區，屬地震活動強烈區。據國家質量技術監督局2001年2月2日頒發的1∶400萬《中國地震動峰值加速度區劃圖》及《建築抗震設計規範》(GB50011-2001)附錄A所列我國主要城鎮抗震設防烈度、設計基本地震加速度和設計地震分組：××縣抗震設防烈度為7度，設計基本地震加速度值為0.10g，所屬的設計地震分組為第一組。
五、礦區經濟
區內居民以漢族為主，雜居少數苗族。當地居民以農業生產為主，農作物以玉米、水稻、小麥、洋芋為主，主要經濟作物是茶葉、烤煙、油桐、天麻、竹筍、水果。區內工業不發達，僅有少量煤礦企業，且其生產規模均較小。原煤除少量供××縣工、農業及生活用煤外，大部份銷往四川、重慶等地。區內農用電網已改造完成，電信通訊方便。
第二節 礦井現狀
一、礦井開拓
礦井采用平硐開拓，中央分列式通風方式，機械抽出式通風方法。
礦區範圍內現共有2個井筒，即主平硐與風井。
主平硐位於礦井中部，井口坐標：X= ，Y= ，Z= m，α= °;風井位於礦井上部邊界，井口坐標：X= ，Y= ，Z= m，α= °。
二、水平劃分、采區劃分與標高
礦井許可開采標高+940～+680m，垂高260m;礦井東西走向長約1.50km，南北寬約0.65km;煤層平均傾角24°。礦井未進行水平劃分及采區劃分。
三、礦井生產能力
該礦於2004年建礦，2006年正式投產，2007年核定生產能力9.0 萬t/a。而實際礦井現有生產能力僅為3.0萬t/a左右。
礦井現僅有1個殘采區生產(11區)，1個回采工作麵，2個掘進工作麵。回采工作麵布置極不正規，采用爆破落煤，木支護控製頂板，全部垮落法處理采空區。
四、主要生產係統
現生產殘采區運輸平巷、回風聯絡巷均布置在煤層中。運輸平巷采用梯形斷麵，金屬棚支護，淨斷麵3.80 m2;回風聯絡巷采用梯形斷麵，金屬棚支護，淨斷麵為2.52m2。
礦井采用中央分列式通風方式，風井安設兩台FBCZ-4-№11A型主要通風機，回采工作麵為“U”形通風，掘進工作麵采用局部通風機壓入式通風。
主平硐、運輸平巷均采用人力推車運輸;工作麵煤炭采用鋼溜槽自溜。
礦井為平硐開拓，上山開采，無排水設備。
礦井現為雙電源供電，下井電源采用660V低壓下井。低壓下井直達各用電作業點。
礦井安設有KJ73N型監測監控係統。
第二章 礦井地質
第一節 地層
一、礦井出露地層
區內出露地層由老至新分別為：二疊係下統茅口組(P2m)、二疊係上統峨眉山玄武岩組(P2β)、宣威組(P2x)、三疊係下統卡以頭組(T1k)和飛仙關組(T1f)及第四係(Q)，其中宣威組為含煤地層。
二、煤係地層
礦區含煤地層為二疊係上統宣威組(P2x)，屬陸相含煤沉積，根據岩性及含煤特征，可劃分為三段：
1、下段
岩性為灰色粘土夾深灰色中厚層狀砂質泥岩、粉砂岩及細砂岩，含0.5m～1.6m厚的菱鐵礦層，含大量植物化石碎片及菱鐵礦結核，底部見厚約2～7m的灰白色鋁土質泥岩，頂部為灰色粘土岩、間夾煤線及薄煤層。該段厚30～100m，平均70m。
2、中段
該段厚30～50m，岩性為深灰色中厚層狀粉砂岩、泥質粉砂岩及細砂岩，夾有煤線及薄煤層4層。
3、上段
該段厚30～42.5m，屬陸相含煤沉積，岩性為灰色中厚狀細砂岩、粉砂岩，夾煤層6層，主要可采煤層為C3煤層， C1、C2、C4、C5、C6均為不可采煤層。
第二節 地質構造
礦區位於興隆場向斜南東翼。礦區地層總體為一向北西傾斜的單斜構造，地層傾向345°～355°，傾角20°～35°。根據勘查規範DZ-T0215-2002構造複雜程度標準，本礦井構造複雜程度為簡單類型。
本次設計區域內無褶皺，無斷層。
第三節 煤層、煤質
一、煤層
宣威組含煤14層，自上而下編號為C1、C2、C3、C4、C5、C6……C14，其中僅上段的C3煤層全區可采。現將C3煤層特征簡述如下：
C3煤層(俗稱高炭)：位於宣威組中上部，層位穩定，煤層厚度本區為1.2m～1.6m，本次設計區域平均厚度為1.4m，煤層結構單一。煤層直接頂為砂質泥岩和灰色厚層狀粉砂岩，直接底為粘土岩和中～厚層狀細砂岩，屬較穩定煤層。(見煤層特征表)。
二、煤質
1、煤的物理性質及煤岩特征
上部為暗淡型煤，中部為半暗型煤，下部為亮煤，以塊狀結構為主。中、上部顏色為灰黑～淺灰色，性脆，光澤較強。上部煤岩成份以鏡煤為主，鏡煤呈細條帶至線理產出，貝殼狀斷口；中部以暗煤成份為主，絲炭呈不規則狀斷續產出，光澤暗淡；下部煤岩成份以暗煤和亮煤為主，呈條帶狀及透鏡狀結構。煤層平均體重1.50t/m3。
2、煤的化學性質和工藝性能
C3煤層化驗指標為：水份（Mad）3.01%，灰份（Ad）26.6%，揮發份（Vdaf）10.36%，固定炭（Fd）60.30%,發熱量（Qb.ad）23.979MJ/kg，全硫（St,d）0.34%，磷（Pd）0.005%。
C3煤層為低水份、中灰、特低揮發份、低硫、低磷、中熱值煤；煤類為無煙煤三號，工業牌號WY03，可作工業和民用用煤。
第四節 開采技術條件
一、瓦斯
根據XXXXXX審定結果：最大相對瓦斯湧出量為5.160m3/t，最大絕對瓦斯湧出量為0.436 m3/min；最大相對二氧化碳湧出量為8.230m3/t,最大絕對二氧化碳湧出量為0.695m3/min。根據《煤礦01manbetx
》第133條，本礦井為低瓦斯礦井。
二、煤塵爆炸危險性、煤自燃傾向性
2007年8月委托XXX煤礦礦用安全產品檢驗中心對C3煤層進行了煤塵爆炸危險性鑒定及煤層自燃傾向性等級鑒定，鑒定結論為C3煤層無煤塵爆炸危險性，煤層自燃傾向性等級屬Ⅲ類，為不易自燃。
三、地溫
根據鄰近區域調查情況及礦井生產揭示，現開采區域屬地溫正常區，無熱害危及礦井安全生產。
四、工程地質條件
該礦開采煤層賦存於二疊係上統宣威組中上部，C3煤層直接頂為砂質泥岩和灰色厚層狀粉砂岩，直接底為粘土岩和中～厚層狀細砂岩。
綜上所述：礦井工程地質條件屬簡單類型。
五、礦區水文地質條件
礦區屬××支流――××河水係，山勢陡峻，溝穀發育。地形坡度在20～35°間，有利於地表水與大氣降水的排泄，不利於向下滲透補給，與地下水的水力聯係弱。區內無地表水體和常年性河流，僅有小股季節性支溝，大氣降水沿支溝流出礦區，彙入礦區以北的××河。
礦井充水因素為大氣降水，通過裂隙滲入井下，小窯積水也是礦井充水的主要因素。隨采空區麵積增大，充水量亦會增加，特別是小窯采空區積水，必須采取“預測預報、有疑必探、先探後掘、先治後采”的有效措施進行防範，不要誤穿采空區積水區造成突水事故。
1、地層含（隔）水性
二疊係下統茅口組（P1m）
為灰色灰黑色塊狀灰岩夾燧石條帶，厚達300m以上，分布於礦區南部，在地表裂隙、溶洞與陷落漏鬥等卡斯特地貌發育地段，極易受大氣降水補給，補給條件充分，在深部形成較為豐富的含水層，但岩溶地下水位遠低於最低開采標高，對煤層開采影響不大。
二疊係上統峨眉山玄武岩組（P2β）
為灰色、淺灰色凝灰岩、致密塊狀玄武岩，含稀疏團塊、星點狀黃鐵礦，厚約150～200m，是良好的隔水層，對下部的茅口組強岩溶含水層進行阻隔。
二疊係上統宣威組（P2x）
為泥岩弱含水隔水層，厚約122m。雖然砂岩、粉砂岩中裂隙、孔隙含水，出露於斜坡地帶，接受大氣降水補給，但砂岩的厚度僅為2～3m，並有泥岩、粘土岩阻隔，故礦區僅形成封閉獨立水含水體。宣威組為飛仙關組鮞粒灰岩與茅口組灰岩之間的良好的隔水層
三疊係下統卡以頭組（T1k）
分布在礦區北部，為岩溶及裂隙含水，水量豐富，屬強含水層，但遠離礦山開采煤層，對煤層開采無影響。
三疊係下統飛仙關組（T1f）
灰色中厚層狀鮞粒灰岩，局部具岩溶空洞及裂隙，砂岩、粉砂岩裂隙較發育，為裂隙、溶水含水層，但該層多位於山脊附近，常形成陡坡，不利於大氣降水向本層滲透，故在深部的含水量不大。
2、老窯水和生產礦井水文地質情況及其對礦床充水的影響
(1）老窯水對礦床的充水影響
礦區沿煤係地層的煤層露頭附近，有較悠久的采煤曆史，大部分屬無規劃的小業主、村民開采，開采技術落後，老窯的規模及延伸較小，巷道長度及延伸一般小於100m，主要為平硐開拓，自然排水，但部分老窯的暗斜井仍存著一定的積水，數量數十方至數百方不等。若揭穿老窯，可形成老窯突水，並有部分老窯與地表水產生水力聯係。因此，老窯積水對礦床充水有較大的影響。
(2）生產礦井對礦床充水的影響
礦井主要開采C3煤層，采用平硐開拓上山開采，自流排水。充水來源為頂板含水層的滴水、淋水，采空冒落裂隙溝通地表，大氣降水和季節性小溪滲入，對礦井產生充水。
3、礦區水文地質條件及類型
礦區地形切割強烈，相對高差較大，地表水及地下水主要接受大氣降水補給，但多以地表徑流的方式迅速排泄，地表水和地下水水力聯係較弱，存水條件差。開采煤層位於當地侵蝕基準麵以上，地質構造簡單，主要含水層為二疊係上統宣威組中砂岩、粉砂岩中裂隙、孔隙含水，其富水性弱。因此，礦井水文地質條件屬以裂隙弱含水層充水為主的簡單型。
煤層底板為隔水性較好的泥岩，頂板為粉砂質泥岩、粉砂岩、泥岩，地層含水性弱，現礦井正常湧水量9.6m3/h，最大湧水量17.8m3/ h。
第三章 采區生產能力及服務年限
第一節 水平及采區劃分
一、 水平劃分及采區劃分
因礦井生產至今，沒有明確的、合理的進行水平劃分及采區劃分，在生產部署、采掘接替、能力持續穩定及礦井發展的過程中難以進行有效的指導、規劃、部署、安排和落實，礦井安全生產帶有盲目性、短期性、臨時性和突擊性，造成采掘接替嚴重失調，安全生產得不到保證，生產能力難以提高，礦井效益長期低下，並嚴重製約礦井的發展。為此，需對礦井水平及采區進行合理的劃分。
1、水平劃分
根據礦井許可開采標高+940～+680m，垂高260m，煤層平均傾角24°。全礦井設計二個水平，即主平硐水平（＋820m水平）和＋680m水平。主平硐水平開采標高+940～+820m，垂高120m；＋680m水平開采標高+820～+680m，垂高140m。
2、采區劃分
礦井東西走向長約1.50km，南北寬約0.65km。
主平硐水平即＋820m水平劃分為兩個采區,即以主平硐為界劃分為11采區、12采區兩個采區進行開采。其中11采區為現生產區，也為殘采區，剩餘儲量僅為3.8萬t。
＋680m水平劃分為兩個采區,同樣以主平硐為界劃分為21采區、22采區兩個采區進行開采。
3、采區接替
水平接替為：主平硐水平→＋680m水平。
采區接替為：11采區→12采區→21采區→22采區。
二、設計采區
現生產區為11區，也為殘采區，剩餘儲量僅為3.8萬t。故選主平硐水平12采區作為11殘采區的新接替采區進行采區設計。
1、采區地形地貌
設計采區內地勢東高西低，地表最大標高為＋1200m，最大埋深為280m，為中高山地形地貌，設計采區內無“三下采煤”。
2、采區位置
本次設計采區位於礦井一水平東部，主平硐以東＋820m～＋940m標高間的C3煤層。
3、采區範圍
本次設計采區開采標高＋820m～＋940m，垂高120m，采區走向長約882m，傾斜寬約312m，麵積約27.5萬m2。
三、設計采區區段劃分
根據設計采區12采區開采範圍，沿傾斜方向共劃分為三個區段，每個區段斜長約90m，每個區段兩翼各布置一個後退式工作麵，工作麵斜長約80m。首采工作麵為1231工作麵。
第二節 采區儲量
1、采區地質儲量
根據框算，本次設計采區內C3煤層保有資源量50.6萬t（122b）。
2、采區工業資源/儲量
由於設計區域資源類別均為122b，則采區工業資源/儲量與采區地質儲量相同，為50.6萬t。
3、采區設計資源/儲量
礦井邊界煤柱按25m留設，經計算煤柱量為2.2萬t；采空區防水煤柱按20m留設，經計算煤柱量為5.4萬t。采區工業儲量扣除礦井永久煤柱後，得到采區設計資源/儲量為43.0萬t。
4、采區設計可采儲量
設計采區運輸大巷，即礦井東運輸大巷需留設煤柱，按15m留設，經計算煤柱量為1.5萬t；設計采區2條上山需留設煤柱，按單側20m留設，經計算煤柱量為3.0萬t。采區設計資源量扣除主要井巷煤柱後乘以采區回采率（按85%計算），得到采區設計可采儲量為38.6 萬t。
第三節 生產能力及服務年限
一、工作製度
礦井年工作日330d，“三、八”作業製度，“兩采一準”循環作業方式。
二、設計能力
本次設計能力按礦井核定生產能力設計，即9.0萬t/a。
三、服務年限
根據礦井基礎儲量及資源類型、礦井地質構造複雜程度和開采方式等情況，采區儲量備用係數取1.4，則采區設計服務年限為：
T＝
式中：T——采區設計服務年限，a；
Zk——采區設計可采儲量，萬t；
A——采區設計生產規模，萬t/a；
K——儲量備用係數，取1.4。
采區服務年限T1＝38.6 /(9 ×1.4)＝3.1a
第四章 采區布置
第一節 采區巷道布置
一、開采順序
采區各區段開采順序：自上而下、由東向西開采，首采工作麵為1231工作麵，即1231工作麵→1232工作麵→1233工作麵→1234→1235工作麵。區段內采用後退式開采。
二、采區巷道布置
設計采區的運輸大巷、材料上山、回風上山、總回風平巷均布置在煤層中。采區上車場采用平車場，中部車場為甩車場，下車場采用高低道車場。
見采區巷道布置平麵圖、剖麵圖。
三、回采工作麵
1、回采工作麵巷道布置
回采工作麵巷道由工作麵軌道平巷、運輸機巷、聯絡巷、回風平巷及開切眼組成。工作麵軌道平巷通過留設煤柱護巷作為下一區段的回風巷。
2、首采工作麵
設計采區首采工作麵布置在首采區段東翼 (區段標高+900～+935m)，工作麵編號為1231。采煤工作麵平均純煤厚1.4m，平均傾角為24°，工作麵走向長393m，傾斜寬80m。
3、工作麵長度及推進度
工作麵長度是決定其產量和效率的重要因素，適當加大工作麵長度可減少工作麵的準備工程量，提高回采率。但工作麵過長會導致工作麵推進度下降，降低正規循環率，不利於礦井高產、穩產、安全生產。
根據礦井煤層條件，設計確定回采工作麵長度80m。
工作麵年生產時間按330d、“三、八”製作業、“兩采一準”循環作業方式，日循環進度2.0m、正規循環率0.80計算，則年推進度為528m。
4、工作麵生產能力
工作麵生產能力按下式計算：
ΣA采＝Σn·I·M·L·γ·C·10－3
式中：ΣA采——采煤工作麵生產能力，萬t/a；
Σn——回采工作麵個數，1個；
I——工作麵長度，首采工作麵長80m；
M——純煤厚度，C3煤層首采麵煤厚 1.4m。
L——工作麵走向年推進度，528m；
γ——煤層容重，1.50t/m3；
C——工作麵回采率，95%。
ΣA采＝1×80×1.4×528×1.50×0.95/1000
＝8.43(萬t/a)
5、采區生產能力
掘進煤按10％計算，則礦井生產能力為：
ΣA礦＝8.43×1.1＝9.3(萬t/a)
經計算，一個回采工作麵能滿足礦井9.0萬t/a的設計生產能力。
四、采區生產係統
1、煤炭運輸
工作麵煤炭自溜至運輸機巷、通過刮板輸送機轉載至聯絡巷裝入礦車，由人力推運至采區中部車場，經軌道上山由絞車下放至采區下車場而進入東運輸大巷。
2、矸石運輸
掘進工作麵矸石由人工推運至采區中（上）部車場，經采區軌道上山由絞車下放至采區下車場而進入東運輸大巷。
3、材料及設備運輸
材料、設備通過軌道上山提升絞車提升至采區中部車場，經人力推運至工作麵下口。
4、采區通風
回采工作麵：新鮮風流從軌道上山、中部車場、工作麵軌道平巷（運輸機巷）進入工作麵，汙風經工作麵回風平巷進入總回風平巷排出地麵。
掘進工作麵：新鮮風流從軌道上山、中部車場通過局部通風機壓入掘進工作麵，汙風經回風上山進入總回風平巷排出地麵。
5、主要硐室通風
消防材料庫位於新鮮風流中，未獨立配風；采區絞車房采用獨立配風。
6、排水
礦井采用平硐開拓，12采區為上山開采，無排水設備，礦井湧水通過水溝自流排放。
7、壓風
礦井主平硐井口附近建有地麵壓風機房，井下主管管徑為DN80，支管管徑為DN40。
8、消防及防塵
風井井口附近，＋950m標高建有200m3高位水池，水源取自山泉水。井下防塵主管管徑為DN50，支管管徑為DN32。見消防、防塵灑水係統布置平麵圖。
見采區機械配備平麵圖。
第二節 巷道掘進
一、巷道斷麵及支護形式
主平硐、采區上、下車場、絞車房半圓拱斷麵，錨噴支護，錨噴采用砂漿錨杆，錨深1.8m，錨杆間、排距1.0m，噴漿厚度80mm；總回風斜井、消防材料庫均采用等采用半圓拱斷麵，砌镟支護。
東運輸大巷、軌道上山、回風上山、區段軌道平巷、運輸機巷、聯絡巷及區段回風平巷均采用梯形斷麵，礦用工字鋼架棚支護；開切眼為矩形斷麵，外注式單體液壓支柱支護。
二、巷道掘進進度指標
掘進指標：岩石平巷100m/月，岩石斜巷70m/月，半煤岩巷150m/月，煤巷200m/月。
三、掘進方法、掘進麵個數及掘進機械設備
采用鑽爆法掘進，岩巷采用光麵爆破，同時作業的掘進工作麵為2個。
煤岩巷采用風動鑿岩機和煤電鑽打眼，人工裝載，礦車裝運。
四、生產時期采掘比例
正常生產時期，1個回采工作麵，2個掘進工作麵，采掘比為1:2。
五、移交生產時井巷工程量
設計區域移交生產時，采區施工井巷長度總計3591m(新施工3366m，維護利用225m)，其中岩巷612m（新施工387m），半煤岩巷（新施工）2892m，煤巷（新施工）87m，井巷工程量總計22434m3。
井巷工程量詳見附表4-2-1。
巷道斷麵圖詳見附圖4-2-1、4-2-2、4-2-3、4-2-4。
第三節 采煤方法
一、采煤方法選擇
1、開采技術條件
煤層呈單斜構造，煤層傾角23～25°，總體為由上向下(由淺至深)逐漸變緩。設計采區煤層傾角平均為24°(首采工作麵傾角平均為24°)，無斷層發育。
采礦許可證許可開采C3煤層，賦存較穩定，屬中厚煤層。本次設計開采C3煤層，煤層平均厚為1.4m。
煤層頂底板以層狀結構軟岩岩組為主，其次為層狀結構軟硬相間岩組。
C3煤層無煤塵爆炸危險性，煤層自燃傾向性等級為Ⅲ類，不易自燃。
根據雲南省煤炭工業局2008年12月的審定結果，礦井為低瓦斯礦井。
礦區範圍內無衝擊地壓，地溫正常;礦區水文地質簡單，正常湧水量9.6m3/h，最大湧水量17.8m3/ h。
2、采煤方法選擇
礦井可采煤層為緩傾斜中厚煤層，設計采用走向長壁後退式采煤法，炮采工藝。
二、回采工藝
生產能力為9.0萬t/a，首采工作麵煤層平均厚度1.4m，煤層傾角24°，設計采用炮采工藝。
1、落煤：首采工作麵純煤厚度為1.4m，采用ZMS-12T型濕式煤電鑽打眼，“三花眼”布置，炮眼長度1.2m，炮眼間距1.2m～1.6m，與煤壁夾角85°，使用3號煤礦安全炸藥，毫秒電雷管引爆。
2、裝煤：工作麵煤炭自溜。
3、運煤：運輸順槽采用刮板輸送機轉載。
4、頂板控製及采空區處理：工作麵平均采高1.4m，設計采用DW18-400/110型單體液壓支柱配鉸接頂梁支護頂板，排距1.0m，柱距0.8m，“五·三”排控頂，最大控頂距5.3m，最小控頂距3.3m。采用全部垮落法處理采空區，放頂步距2.0m。
采煤工作麵回采時，各工序按《作業規程》、《01manbetx 》、以及《煤礦01manbetx 》相關規定執行。
見采煤方法示意圖。
三、采區及工作麵回采率
按《煤炭工業小型礦井設計規範》規定，各煤層采區回采率取85%，各煤層工作麵回采率均為95%。
第五章 通風與安全
第一節 概 況
一、瓦斯
根據雲南省煤炭工業局2008年12月的審定結果：最大相對瓦斯湧出量為5.160m3/t，最大絕對瓦斯湧出量為0.436 m3/min;最大相對二氧化碳湧出量為8.230m3/t,最大絕對二氧化碳湧出量為0.695m3/min，根據《煤礦01manbetx 》第133條，本礦井為低瓦斯礦井。
二、煤塵爆炸危險性、煤自燃傾向性
2005年08月18日委托江西煤礦礦用安全產品檢驗中心對C3煤層進行了煤塵爆炸危險性鑒定及煤層自燃傾向性等級鑒定，鑒定結論為C3煤層無煤塵爆炸危險性，煤層自燃傾向性等級屬Ⅲ類，為不易自燃。
三、地溫及衝擊地壓
井田範圍內屬於地溫正常區，無衝擊地壓。
第二節 通 風
一、通風係統及通風方式
根據礦井開拓布置，主平硐位於礦井中部，回風斜井位於礦井上部。主平硐為進風井，回風斜井為回風井。
礦井采用中央分列式通風方式，抽出式通風方法。
回采工作麵采用“U”型通風。
新鮮風流由主平硐進入，經東運輸大巷、采區下車場、軌道上山、中部車場、進入工作麵軌道平巷(運輸機巷)至工作麵，汙風經工作麵回風平巷進入總回風平巷排出地麵。
詳見通風係統示意圖。
二、掘進通風及硐室通風
1、掘進通風
掘進工作麵選用FBD№5.0/11/2×5.5型礦用防爆對旋軸流局部通風機配阻燃、抗靜電膠質風筒進行壓入式通風。
2、硐室通風
絞車房位於新鮮風流中，采用獨立配風;井下消防材料庫處於新鮮風流中，采用全風壓並聯通風。
三、風量、風壓及等積孔計算
(一)風量
1、總風量計算
(1) 按井下同時工作的最多人數所需風量計算
Q=4Nk
式中：N——井下同時工作的最多人數，據計算為51人;
4——每人每分鍾供風標準，m3/min;
k——通風係數，礦井采用分列式通風，k取1.20。
Q=4×51×1.20=244.8(m3/min)=4.08m3/s
(2)按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需風量進行計算
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×k
式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分別為采煤工作麵，掘進工作麵、獨立通風硐室及其它行人、維護巷道所需風量總和(m3/s);
k——同上。
① 采煤工作麵需風量計算
a、按二氧化碳湧出量計算
礦井二氧化碳湧出量大於瓦斯湧出量，且二者比值超過1.5(按《煤礦安全規程》的規定，總回風巷瓦斯允許濃度為1%，而二氧化碳允許濃度為1.5%)，因此設計按二氧化碳湧出量進行計算。
Q采=67×q采×kc
式中：q采——回采工作麵絕對二氧化碳湧出量0.57m3/min;
kc——采煤工作麵因二氧化碳湧出不均勻的備用風量係數，炮采工作麵可取1.4～2.0，設計取kc=2.0。
則采煤工作麵需風量為：
Q采=67×0.57×2.0=76.4(m3/min)=1.3m3/s
b、按炸藥量計算
Q采=25Aj
式中：Aj——采煤工作麵一次起爆最大炸藥量：首采工作麵純煤厚度為1.4m，采用ZMS-12T型濕式煤電鑽打眼，“三花眼”布置，炮眼長度1.2m，炮眼間距1.2m。與煤壁夾角85°，使用3號煤礦安全炸藥，毫秒電雷管引爆，一次起爆工作麵長度為12m，取Aj=6.75kg。
Q采=25×6.75=168.75(m3/min)=2.81m3/s
c、按工作麵溫度計算
Q采=80×V采×S采×Ki
式中：V采——采煤工作麵適宜風速，m/s，回采工作麵進風流溫度年均20℃左右，對應風速取1.0m3/s;
S采——采煤工作麵的平均有效斷麵積，m2;平均斷麵積等於平均控頂距與采高的乘積，最大控頂距為5.3m，最小控頂距3.3m，平均采高為1.4m，則工作麵平均有效斷麵積為：
Ki——回采工作麵長度係數，取0.9。
工作麵需風量分別為：
Q采=60×1.0×6.02×0.9=325.0(m3/min)=5.42m3/s
d、按工作麵最多人數計算
Q采=4×nc
式中：nc——回采工作麵同時工作的最多人數，設計nc=26人。
Q采=4×26=104(m3/min) =1.7m3/s
e、按風速進行驗算
根據《煤礦安全規程》，按式：0.25
式中：Q采——根據以上計算取最大值，Q采=5.42m3/s;
S采——回采工作麵有效斷麵，S采=6.02m2。
經驗算，Q采=5.42m3/s符合要求。
風速驗算滿足要求。
② 掘進工作麵需風量計算
a、按二氧化碳出量計算
Q掘=67×q掘×kd
式中：q掘——掘進工作麵絕對二氧化碳湧出量0.13m3/min;
kd——掘進工作麵因二氧化碳湧出不均勻的備用風量係數，炮掘工作麵可取1.8～2.0，設計取kd=2.0。
采區投產時布置2個掘進工作麵同時作業，則：
Q掘1=Q掘2=67×0.13×2.0=17.4(m3/min)=0.3m3/s
b、按工作麵最多人數計算
Q掘=4×nj
式中：nj——掘進工作麵同時工作的最多人數，設計nj=14人。
Q掘1=Q掘2=4×14=56(m3/min)=0.9m3/s
c、按炸藥量計算
Q掘=25Aj
式中：Aj——掘進工作麵一次起爆最大炸藥量：采用楔形掏槽，掏槽眼長度2.3m，與煤壁夾角70°，毫秒電雷管引爆，取Aj=9.0kg。
Q掘1=Q掘2=25×9=225(m3/min)=3.75m3/s
d、按局部通風機實際吸入風量計算
Q掘=Qf×I×kf
式中：Qf——掘進麵局部通風機吸入風量，設計掘進工作麵選用FBD№5.0/11/2×5.5型礦用防爆對旋軸流局部通風機，其吸入風量取3.0m3/s;
I——掘進麵同時運轉的局部通風機台數，設計每個掘進麵使用1台局部通風機，I=1台;
kf——為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，取1.3。
Q掘1=Q掘2=3.0×1×1.3=3.9(m3/s)
e、按風速進行驗算
根據《煤礦安全規程》，按式：0.25
式中：Q掘——根據以上計算取最大值， Q掘=3.9m3/s;
S掘——掘進工作麵有效斷麵，S掘為4.59m2。
經驗算，Q掘1=Q掘2=3.9m3/s符合要求。
f、掘進工作麵貫通期間需配備的備用風量Q掘備
按一個掘進工作麵的需風量配備，則Q掘備=3.9m3/s
則掘進工作麵需風量總和為：
∑Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘備=11.7m3/s。
③ 硐室需風量
采區材料上山絞車房設計為獨立配風，其需風量Q它取1.0 m3/s，則∑Q硐=1.0m3/s。
④ 其它需風量
設計采區有回風上山需獨立配風，其回風上山需風量取1.0m3/s，則∑Q它=1m3/s。
⑤ 采區需風量
Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
=(5.42+11.7+1.0+1.0)×1.20=22.9(m3/s)
(3) 采區需風量確定(即礦井需風量)
采區達產時為1個采煤工作麵、2個掘進工作麵同時生產。因礦井達產時就是一個采區的一個工作麵生產。因此采區需風量就是礦井需風量為23.0m3/s。
2、風量分配
采煤工作麵：配風6.0m3/s;
掘進工作麵：配風6.0m3/s，2個掘進工作麵共計12.0m3/s;
硐室：配風2.0 m3/s
其它巷道：配風3.0m3/s。
合計：23.0m3/s。
(二)投產時通風風壓
通風摩擦阻力計算公式如下：
第三節 通風設施及防止漏風、降低風阻措施
一、 通風設施
1、為避免主平硐、運輸大巷、采區車場或采區上山附近發生火災時事故的擴大，礦井需要反風。反風通過主要通風機電機反轉實現。
2、為防止瓦斯、煤塵爆炸時損壞風機，回風井設防爆門。
3、為使風流按規定路線流動，控製各用風地點的風量，井下有關巷道中設置正反向風門、調節風門、密閉牆等通風構築物。
二、 防止漏風的措施
1、采煤工作麵設計采用後退式開采，減少采空區漏風。
2、回采後的采區、采麵、廢棄的巷道及時設置密閉牆，減少采空區漏風量。
3、係統發生變化後，及時調整通風係統，避免礦井各地點壓差發生變化而導致漏風量增加。
4、主要風門設置兩道連鎖的風門，防止風流短路或漏風。對設在運輸線上的通風調節風門應專人管理風門。風牆、風門等通風構築物設置在圍岩堅固、地壓穩定的地點，並進行刻槽(深度不小於20cm)。
5、生產時設專人負責通風構築物的檢查與維修。
三、 降低風阻的措施
1、嚴格按設計斷麵及支護形式施工。
2、新掘巷道周壁盡可能光滑，金屬支架巷道刹幫背頂、架設整齊，錨噴巷道采用光麵爆破。巷道轉彎處應呈圓弧形或使之呈鈍角，避免直拐彎。
3、避免在主要通風巷道中堆積雜物，設專人檢查井巷狀況，發現問題及時維修，保證巷道的有效通風斷麵達到設計要求。
第六章 主要設備
第一節 提升設備
礦井為平硐開拓，上山開采。12采區軌道上山選用一台JTKB1.6×1.2型單滾筒防爆提升絞車擔負材料、設備提升和煤、矸下放的任務。計算過程如下：
(一) 設計選型依據
1、原煤年產量：9.0萬t/a(273t/d)，出矸量：0. 9萬t/a(27.3t/d)
2、年工作日：330d
3、軌道上山傾角：β=24°
4、提升長度參數：L=L斜+L上+L下=275+25+25=325m
5、提升方式：單鉤串車提升
6、絞車鋼絲繩安全係數：M≥6.5
7、上、下部車場均為平車場
8、提升容器:MGC1.1-6型固定式礦車
① 礦車自重：q0=592kg
② 煤的載重量：q=1.0t
3 矸的載重量：q矸=1.8t
(二) 設計選型計算
1、絞車及鋼絲繩選型：
(1)估算一次提升循環時間
井筒上、下均為平車場。
經計算，一次提升循環時間T=470s。
(2)按產量求一次提升量
1、主要通風機類型選擇
設計選用軸流式主要通風機。
2、主要通風機型號確定
根據上述風量與靜壓計算結果初選FBCZ-4-№11A型礦用防爆軸流式通風機。風機葉片安裝角20～32°。
根椐初選的主要通風機性能曲線確定風機的工況點為：
風量：Q＝24.15m3/s，風壓：H＝904.6Pa，風機效率：76%，葉片安裝角：29°（＋3°）。
(四) 計算電機功率
1、主要通風機輸入功率
N＝(H′×Q′)/(1000×η′S)/ηC
式中：H′——投產時期工況點所對應的靜壓，Pa；
Q′——投產時期工況點所對應的風量，m3/s；
η′S——投產時期工況點所對應的靜壓效率；
ηC——傳動效率，聯軸器傳動時取ηC＝0.98。
Nmin＝(905×24.15)/(1000×0.76)/0.98＝29.3(kW)
2、 電動機容量的確定
根據上述電機功率為：
Ne＝Nke／ηeηtr
式中：ke——電動機容量備用係數(ke=1.1～1.2)，取1.2；
ηe——電動機效率(ηe=0.9～0.94，大型電機取大值)，取0.91；
ηtr——傳動效率(電動機與通風機直聯時ηtr=1，皮帶傳動時取ηtr=0.95)，所選主要通風機的電動機與通風機直聯，ηtr=1。
Ne＝29.3×1.2/(0.91×1)＝38.6(kW)
根據以上計算，主要通風機功率確定為45kW。
(五) 確定通風設備
通過上述計算，選用FBCZ-4-№11A型礦用隔爆軸流式主要通風機2台，其中1台運行，1台備用。風機轉速：1450r/min，風量範圍：12.5～27m3/s，風壓範圍：250～920pa。
風機葉片安裝角為29°（+3°），配備型號YBFe200L-4電機，電機功率45kW。
主要通風機性能參數詳見表6-3-1。
二、局部通風機選型
掘進工作麵采用壓入式通風。礦井現有6台YBT2－5.5型礦用防爆軸流局部通風機，但風壓（最大風壓為1500Pa）、風量（最大風量為140m3/min）均達不到設計要求，因此設計選用FBD№5.0/11/2×5.5型礦用防爆對旋軸流局部通風機，其風量171～260m3/min，全壓980～2800Pa，電機功率2×5.5kW，選用φ600mm阻燃、抗靜電膠質風筒，其供風能力滿足礦井掘進巷道需求。
第四節 壓風設備
根據國家安全生產監督管理總局和國家煤礦安全監察局安監總煤行〔2007〕167號文件規定，必須在地麵建立固定壓風係統，且壓風機容量的選擇必須根據井下人數最多的工作麵（或作業點）的人數每分鍾所需的新鮮空氣量進行選擇。
一、設計選型
礦井現有SA－55A型風冷螺杆式空氣壓縮機2台，其中1台運行，1台備用，經計算能滿足礦井生產需要，無須重新設計。
其技術特征詳見表6-4-1。
式中：D——壓風管徑，mm；
Q——井下所需風量， Q＝8.35m3/min；
L——井下最遠供氣距離，取L=1000m。
經計算D=66.6mm
選用φ83×4mm無縫鋼管作為壓風供氣主管道，φ60×4mm無縫鋼管作為支管。主平硐、軌道上山鋪設主管道，再由支管鋪設至其它巷道、各工作麵及作業點。入井壓風管道按《煤礦安全規程》規定進行接地。見壓風係統管路布置平麵圖。
第七章 采區供電
第一節 供電方式
礦井原采用660V電源下井，根據采區電力負荷統計，地麵安設兩台KS9-250/10/0.69kV型礦用變壓器為井下設備提供電源 (其中一台使用，一台備用，中間設置聯絡開關，當兩台變壓器同時使用時，聯絡開關必須斷開) ，並在低壓側設置檢漏繼電器和試驗開關，達到對660V係統的絕緣檢測及漏電保護。井下局部通風機采用雙風機雙電源，其供電回路采用裝有選擇性漏電保護的專用開關和專用線路供電。
第二節 電力負荷
采區主要電力負荷指標如下：
設備總容量：750.2kW
設備總工作容量：407.8kW
有功負荷：242.151kW
無功負荷：210.22kvar
視在功率：320.67kVA
電力負荷統計表見表7-2-1。
第三節 采區供電
根據采區電力負荷統計，采用660V電源下井供井下采掘設備用電。井下局部通風機采用雙風機雙電源，其供電回路采用裝有選擇性漏電保護的專用開關和專用線路供電。
采煤工作麵的電氣設備設瓦電閉鎖，掘進工作麵的電氣設備設風電閉鎖、瓦電閉鎖。各回采工作麵煤電鑽均采用BZZ-2.5型煤電鑽綜合保護器供電，使用MZ型礦用阻燃橡套軟電纜聯接。
電壓在36V以上和由於絕緣損壞可能帶有危險電壓的電氣設備的外殼、構架等必須有保護接地。各配電點均在巷道水溝內或其它就近潮濕處設置局部接地極(設置在水溝中的局部接地極為麵積不小於0.6m2，厚度不小於3mm的鍍鋅鋼板或等效麵積的鍍鋅鋼管，其它地點的局部接地極為直徑不小於35mm，長度不小於1.5m的鑽孔鋼管)。接地網上任一保護接地點的接地電阻不得超過2Ω，每個移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的保護接地用的電纜芯線和接地連接導線的電阻值，不得超過1Ω。
見采區供電係統示意圖。
第四節 井下通訊
根據安全生產監督管理總局和國家煤礦安全監察局安監總煤行〔2007〕167號文件要求絞車房等主要機電硐室和掘進工作麵、采煤工作麵、總回風巷等地點安裝電話機。礦井選用KTJ101-30型礦用程控調度交換總機，井下選用型號為KTH104礦用電子電話機。下井的通訊幹線選用兩回MHYV32-20×2×0.84型通訊電纜，相互之間應有聯絡電纜，當任一條電纜出現故障時，可迅速轉接，保證井下主要電話用戶的通信，入井通訊電纜必須在入井處裝設熔斷器和防雷裝置。接至電話機的支線，選用HUJYV-1×2×7/0.28型通訊電纜。凡安裝電話機的地點，設立醒目的電話標誌，並標明調度、救援等重要電話號碼。
見采區通訊係統示意圖。
第八章 安全監測監控係統
礦井安設有KJ73N型監測監控係統，井下安設有瓦斯傳感器8台，風速傳感器2台，設備開停傳感器10台，風門開閉傳感器10台。
設計利用礦井現有KJ73N型監控係統及地麵設施，按《煤礦安全規程》及《煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範》(AQ1029-2007)的有關規定安裝增加、補充各類傳感器，一旦出現瓦斯超限，自動切斷工作麵及其回風巷內所有非本質安全型用電設備電源，保障礦井生產安全。係統監測的有害參數超限時，能自動報警，井下分站能可靠地實現風電、瓦斯電閉鎖功能。
甲烷傳感器安設位置及報警濃度、斷電濃度、複電濃度和斷電範圍詳見圖中傳感器設置表。
設計采區投產時共裝備4個分站，均為KJJ86N型中分站，裝備各類傳感器34台(不含備用量)。其中瓦斯傳感器10台，風速傳感器2台，溫度傳感器1台，負壓傳感器1台，風門開閉傳感器10個，設備開停傳感器5台,設備開關饋電傳感器3台，風筒傳感器2個。
各類傳感器的備用量按20％配置，礦井各類傳感器配備數量見表8-4-1。
見礦井安全監測、監控傳感器布置平麵圖。
第九章 安全技術措施
第一節 瓦斯災害防治措施
一、防止瓦斯積聚的措施
1、通風係統合理、完善。巷道斷麵按設計施工，滿足通風需要;主要通風機根據選型配置，保證礦井風量足夠、穩定、可靠;礦井通風係統簡單，角聯風路、並聯支路少，井下通風構築物少;各用風地點風量容易控製，風流穩定性好，能夠保證各用風點風量。
2、保證通風設施質量，加強通風設備設施管理與維護檢修，井下各用風地點按規定配風，風速符合規程規定。
3、嚴格執行礦井瓦斯檢測製度，搞好“一通三防”工作。
4、加強巷道維護和采煤工作麵頂板管理，避免瓦斯局部積聚，及時密閉盲巷、廢巷，隔離采空區;瓦斯超限時，嚴格執行瓦斯排放製度。
5、加強通風、機電設備的檢修維護，減少無計劃停電、停風造成的瓦斯積聚。
二、防止瓦斯爆炸的措施
1、 入井人員穿抗靜電工作服下井，以免靜電產生火花引爆瓦斯。
2、 嚴格井口檢身製度，防止入井人員攜帶煙草和點火物品下井。
3、杜絕失爆礦燈下井，嚴禁井下敲打、拆卸礦燈。
4、井下所有電氣設備采用隔爆型，嚴禁失爆設備下井。
5、加強放炮管理，做到“一炮三檢”，杜絕不正規的爆破作業。
6、井下采、掘工作麵實行獨立通風，掘進工作麵實行風電、瓦斯電閉鎖，采煤工作麵實行瓦斯電閉鎖。
7、防止瓦斯爆炸事故擴大的措施
不用的舊巷及開采結束工作麵及時設置可靠的永久密閉;加強礦井主要通風機、防爆門的日常管理，保證主要通風機、防爆門處於良好狀態，反風時保證主要通風機能在10min之內改變巷道中風流方向，反風風量不低於正常風量的40%;編製完善的瓦斯爆炸事故處理計劃，按規定進行反風演習，檢驗反風設施及反風效果;加強礦井井下通風設施的日常管理、維修維護工作，保證通風設施質量。
第二節 綜合防塵措施
1、采掘工作麵采用濕式打眼，爆破時使用水炮泥及噴霧灑水，出煤或裝煤(岩)時灑水等措施。
2、合理配風，定期清掃井巷浮煤，衝洗巷道和刷漿。
3、建立完善的防塵灑水係統，主要運輸巷、采區上山、區段軌道平巷及區段回風平巷、采掘工作麵、放煤口、卸載點等地點裝設防塵供水管路和降塵裝置。
4、井下(緩衝)煤倉應保持一定的存煤。
第三節 消防火措施
一、內因火災防治措施
礦井開采煤層不易自燃，設計采取監測監控、均壓通風等預防性措施防止內因火災的發生。
二、外因火災防治措施
1、建立完善的礦井防火管理製度。
2、加強明火與潛在熱源的控製與管理，安裝可靠的保護設施，嚴禁人員攜帶煙火入井。
3、井筒及運輸大巷采用錨噴支護，采區巷道采用錨噴及鋼性支架支護;井下機電硐室采用砌镟支護，並設置防火門，各機電硐室配備滅火器材。
4、加強日常管理，保證礦井主要通風機處於良好狀態，保障反風順利實施。
5、建立了完善的消防管路係統，井上、下設置有消防材料庫，並備有相應數量的消防材料和工具，以及時控製或消滅礦井火災。
6、繪製礦井避災路線，一旦發生火災，保證人員安全撤離。
7、進風井口均安設防火鐵門，井口及通風機房附近20m範圍內嚴禁煙火。
見避災線路示意圖。
第四節 水害防治措施
1、井口附近設置防洪水溝。
2、做好雨季防汛準備和檢查工作，防止或減少地表水湧入井下。
3、加強排水設備管理。
4、礦井掘進工作麵配備探水鑽，並加強職工安全教育，堅持“預測預報、有疑必探、先探後掘、先治後采”的原則。
5、加強水文地質資料的收集、整理工作，查清、探明礦區範圍內老窯分布及積水情況，采取措施防止老窯水對礦井的危害。
6、按《煤礦安全規程》規定留設有防水煤柱。
見避災線路示意圖。
第五節 頂板事故防治措施
一、回采工作麵頂板管理措施
1、嚴格支護質量，支柱排、柱距符合作業規程規定，失效、缺失支柱及時更換增補杜絕空頂作業。
2、懸頂距離應在作業規程中規定，回柱後若懸頂超過規定，應采取打眼放炮的方式進行強製放頂。
3、對於層理發育的頂板，要采取連鎖支架，加密支護，適當加大控頂距，打眼放炮時減少裝藥量。為防止工作麵頂板大麵積垮落造成冒頂，回柱放頂分段長度不小於25m，且各段隻能向同一方向回柱。
4、回柱放頂作業過程與回柱無關人員禁止滯留;放頂人員必須站在支架完整的安全地點工作;回柱放頂前，必須對放頂的安全情況進行全麵檢查，清理好退路;回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。
5、遇裂隙或節理發育、紊亂、頂板岩層鬆軟、破碎有漏垮型冒頂危險時，必須進行加強支護，或采用叢柱或架設木垛等特殊支護方式控製冒頂。
6、工作麵上下安全出口附近20m內必須加強支護。
7、認真掌握回采工作麵老頂初次來壓與周期來壓規律，防止采麵大麵積來壓造成垮塌事故。
8、工作麵必須備有Φ≥200mm的坑木，其數量、存放地點必須在作業規程中明確規定。
9、工作麵初采、收尾、過地質構造帶，以及頂板懸頂麵積超過作業規程規定時，必須編製臨時專項安全技術措施，並嚴格貫徹執行。
二、掘進工作麵的支護
1、掌握掘進巷道圍岩的地質構造、水文變化、物理力學性質和穩定性情況，嚴格控製巷道斷麵、形狀尺寸。
2、合理選擇鑽眼角度及裝藥量，減少對圍岩穩定性的破壞。
3、嚴格永久支護工程質量，臨時支護與永久支護的滯後距離在作業規程中作出明確規定，嚴禁空頂作業。
4、嚴格執行敲幫問頂製度，及時發現和處理危岩隱患。
5、在巷道交岔點的施工措施
由主巷到分巷掘進時，主巷先掘至岔口處，並以小斷麵進入岔口，然後將分巷掘砌2m，再將主巷掘砌2m，倒回刷砌擴大部分，最後挑頂砌拱。保證施工安全。
6、掘進巷道過斷層、破碎帶、構造帶頂板管理措施
巷道掘進，當遇斷層破碎帶、岩石風化帶或穩定性極差的鬆軟岩層，時，必須采取前探支護。
第六節 運輸事故防治措施
1、定期檢修礦車並經常檢查，發現隱患，及時處理。各種車輛的兩端必須裝置碰頭，每端的突出長度不得小於100mm。
2、人力推車時必須時刻注意前方，一人一次隻準推一輛礦車，在開始推車、停車、掉道、發現前方有人或障礙物以及接近岔道、彎道、巷道口、風門、硐室出口時，都必須發出警號。嚴禁在礦車兩側推車，嚴禁放飛車，不準蹬坐車滑行。同方向推車時，兩車的間距在坡度小於或等於5‰不得小於10m，坡度大於5‰不得小於30m。若前車停車時，要立即發出警號通知後麵車輛。
3、選取合理轉彎半徑，加強鋪軌質量管理，及時維修好線路。
4、主要運輸巷道內應設有防爆照明燈具，其照度達到相關設計標準。
5、人力推車運輸時應注意防止下落物體砸傷人員。加強職工安全教育，嚴禁爬車、蹬車等違章行為。
6、刮板輸送機事故防治措施
(1) 安裝及投入運行時要保證輸送機的平、直、穩、牢，運行中，應根據鏈條的鬆緊情況及時調整，防止卡鏈、跳牙、斷鏈等事故。
(2) 安裝使用的繩扣、鏈環、吊鉤等工具要進行詳細檢查，做到安全可靠。
(3) 輸送機必須安設能發出停止和啟動信號的裝置，發出信號點的間距不得超過15m。啟動前必須發出信號，向工作人員示警，情況正常時，方可正式啟動運轉。
(4) 不能向溜槽裏裝入大塊煤矸，一經發現應立即處理;使用輸送機運送支柱或木料等物時，必須製定防止頂人、頂機組及頂倒支柱的安全措施，並通知司機。
(5) 運轉中發現斷鏈、刮板嚴重變形、機頭掉鏈、溜槽拉壞、出現異常聲音及溫度過高等事故時，應立即停機處理，防止事故擴大。
(6) 嚴格執行停機處理故障、停機檢查的製度，停機後要懸掛停機牌，凡是轉動、傳動部位應按規定設置保護罩或保護欄杆。
(7) 嚴禁人員在溜槽內行走，嚴禁乘坐刮板輸送機。
(8) 刮板輸送機的液力偶合器，必須按所傳遞的功率大小，注入規定量的難燃液，並經常檢查有無漏失。
(9) 移動刮板輸送機的液壓裝置必須完整可靠，移動時必須製定防止冒頂、頂傷人員和損壞設備的安全措施，機頭、機尾錨固立柱必須打牢。
(10)做好刮板輸送機的日常維護和管理工作，操作人員必須經培訓後持證上崗。
第七節 提升事故防治措施
1、防止過卷裝置：在提升機上裝設過卷保護裝置，當提升機超過正常停車位置0.5m時，必須能自動斷電，並能使保險閘發生製動作用。
2、防止過速裝置：當提升速度超過最大提升速度15%時，必須能自動斷電，並能使保險閘發生製動作用。
3、過負荷和欠電壓保護裝置：在進行拖動計算時，應按繩端荷重及正常加速度值計算整定電流，設置過負荷保護裝置。為保證設備正常運行，應設置欠電壓保護裝置，當實際電壓低於額定電壓的75%時，欠壓保護裝置必須能發生作用。
4、深度指示器失效保護裝置：當指示器失效時，能自動斷電並使保險閘發生作用。
5、減速功能保護裝置：當礦車到達設計減速位置時，能示警並開始減速。
6、鬆繩保護裝置：鬆繩保護裝置必須接入安全回路和報警回路，在鋼絲繩鬆弛時能自動斷電並報警。
7、閘間隙保護裝置：當閘間隙超過規定值時，能自動報警或自動斷電。
8、提升鋼絲繩：按《煤礦安全規程》要求，設計選用提升物料的鋼絲繩安全係數ma≥6.5。
9、斜巷提升時，嚴禁蹬鉤、行人，防止斷繩跑車、脫軌掉道和翻車事故傷亡人員。運送物料時，開車前把鉤工必須檢查牽引車數及各車的連接和裝載情況，牽引車數超過規定、連接不良或裝載物料超重、超高、超寬或偏載嚴重有翻車危險時，嚴禁發出開車信號。
10、斜巷提升時應嚴格執行“行車不行人、行人不行車”的製度。
11、對提升用的新鋼絲繩到貨後，必須有廠家的合格證書，經外觀檢查無鏽蝕和損傷後應妥善保管備用，防止損壞或鏽蝕。
對每卷鋼絲繩必須保存有包括出廠的廠家合格證、驗收證書等完整的原始資料。
12、對使用中的絞車鋼絲繩必須定期檢查。升降物料用的鋼絲繩，自懸掛時起12個月時進行第1次檢驗，以後每隔6個月檢驗1次。升降物料時安全係數小於6必須更換。
13、要注意鋼絲繩的磨損、斷絲以及鏽蝕情況，提升物料的鋼絲繩在一個撚距內的斷絲麵積與總斷麵積之比達到10%時必須更換。
14、鋼絲繩在運行中突然遭受到猛烈拉力時必須立即停車檢查，發現下列情況之一者，必須將受力段剁掉或更換新繩：
(1) 鋼絲繩產生嚴重變形或扭曲。
(2) 斷絲和鋼絲繩直徑超過前述規定。
(3) 遭受猛然拉力的一段的長度伸長0.5%以上。
在鋼絲繩使用期間，斷絲突然增加或伸長突然加快，必須立即更換。
15、鋼絲繩鏽蝕嚴重或點蝕麻坑形成溝紋或外層鋼絲繩鬆動時，不論斷絲數多少或繩徑是否變化，必須立即更換。
16、使用有接頭的鋼絲繩時必須符合以下規定：
(1) 在傾斜井巷中使用的鋼絲繩，其插接長度不得小於鋼絲繩直徑的1000倍。
(2) 使用在傾斜井巷30°以下專用於升降物料的絞車上。
17、連接裝置必須符合以下要求：
(1) 傾斜井巷運輸用的鋼絲繩連接裝置，在每次換鋼絲繩時，必須用2倍於其最大靜荷重的拉力進行試驗。
(2) 傾斜井巷運輸用的礦車連接裝置，必須至少每年進行一次2倍於其最大靜荷重的拉力進行試驗。
(3) 各種保險鏈以及礦車的連接環、鏈和插銷等在初次使用前和使用後每隔2年，必須逐個以2倍於其最大靜荷重的拉力進行試驗，發現裂絞或永久伸長量超過0.2%時，不得使用。
18、斜巷鋪軌和使用過程中的檢查必須符合《井巷工程施工及驗收規範》的規定。
19、礦井軌道的鋪設質量必須符合下列規定：
(1) 扣件必須齊全、牢固並與軌型相符。軌道接頭的間隙不得大於5mm，高低和左右錯差不得大於2mm。
(2) 直線段2條鋼軌頂麵的高低差，以及曲線段外軌按設計加高後與軌頂麵的高低偏差，都不得大於5mm。
(3) 直線段和加寬後的曲線段軌距上偏差為+5mm，下偏差為-2mm。
(4) 在曲線段內應設置軌距拉杆。
(5) 軌枕的規格及數量應符合標準要求，間距偏差不得超過50mm。道碴的粒度及鋪設厚度應按標準要求，軌枕下應搗實。對道床應經常清理，應無雜物、無浮煤、無積水。
同一線路必須使用同一型號鋼軌。道岔的鋼軌型號，不得低於線路的鋼軌型號。
礦井傾斜井巷提升的軌道，必須采取軌枕防滑措施。
20、提升斜巷內設置的托繩輪(輥)按《礦井設計規範》設置，並保持轉動靈活。
21、提升井巷各車場設置信號硐室。
22、在絞車提升的傾斜井巷內必須設置如下設施
(1) 在傾斜井巷內安設能夠將運行中斷繩、脫鉤的車輛阻止住的防跑車裝置。
(2) 在上下車場安設能夠防止帶繩車輛誤入非運行車場或區段的阻車器。
(3) 在上部平車場入口安設能夠控製車輛進入摘掛鉤地點的阻車器。
(4) 在上部平車場接近變坡點處，安設能夠防止未連掛的車輛滑入斜巷的阻車器。
(5) 在變坡點下方略大於一列車長度的地點，設置能夠防止未連掛的車輛繼續往下跑的擋車欄。
23、卷筒上鋼絲繩纏繞層數在2層或2層以上時，滾筒邊緣高出最外一層鋼絲繩的高度至少為鋼絲繩直徑的2.5倍;滾筒上必須設有帶繩槽的襯墊;鋼絲繩由下層轉移到上層的臨界段(相當於1/4長的部分)必須經常檢查，並應在每季度將鋼絲繩移動1/4繩圈的位置。對現有不帶繩槽襯墊的在用絞車隻要在滾筒板上刻有繩子槽或用一層鋼絲繩作底繩，則可繼續使用。
24、注意檢查鋼絲繩頭固定是否牢靠，鋼絲繩繩頭的固定必須符合下列要求：
(1) 必須有特備的容繩或卡繩裝置，嚴禁係在滾筒軸上。
(2) 繩孔不得有銳利的邊緣，鋼絲繩的彎曲不得形成銳角。
(3) 滾筒上應經常留有三圈繩子，用以減輕固定處的張力，還必須留有作定期檢驗用的補充繩子。
25、在工作中應注意電流表、電壓表和壓力表的工作情況，如指針異常指示時，應施行製動然後檢查原因;時常注意頂板及絞車的支撐固定情況以及鋼絲繩的受力情況，發現異常，要立即停車處理。絞車的操作按鈕應完好，腳踏緊急製動開關裝置靈活可靠、信號清晰。
26、加強提升絞車硐室管理，製定並實施電控室內消防與滅火措施，落實保安措施。
第八節 電氣事故防治措施
一、防止電火花事故的措施
1、 可能產生電火花事故的03manbetx
電氣設備在正常運行中的開關開合、電機電刷滑環的摩擦要產生電火花。
電氣設備事故時，如短路、接地、導電連接鬆脫，機械碰撞，感應放電等要產生電弧或電火花。
上述情況，均可能由電火花引發事故發生。
2、電火花事故的防治措施
(1)正確選擇電氣設備和線路，在正常的負載下不過熱，從而不降低絕緣強度。
(2)正確安裝電氣設備和線路，不產生設備之間的碰撞;設備與線路，線路與線路之間的連接要牢固且使用壓線板(卡爪)或線鼻子與接線端子連接;電纜連接采用符合要求的隔爆接線盒;井下電纜的敷設按《煤礦安全規程》的規定進行。
(3)作好漏電保護裝置的檢查、試驗，及時切斷漏電故障電源。
(4)使用煤電鑽以及照明、信號綜合保護裝置，起到過載、短路、漏電的保護作用。
(5)井下通訊、信號和控製等裝置設置，采用本質安全型。
(6)井下可能產生靜電的設備、管道作良好的接地。
(7)嚴禁帶電檢修和搬遷設備。
二、防止井下電氣著火事故
1、 電纜均選用煤礦用阻燃電纜，做好電纜連接、懸掛，避免壓埋在煤堆中，使用好過負荷、短路、漏電保護裝置。
2、帶油的電氣設備必須設在機電硐室內。嚴禁設集油坑。
3、定期檢查設備的絕緣狀態，整定並使用好繼電保護裝置。
4、 井下嚴禁使用燈泡取暖和使用電爐。
5、井下機電設備硐室設置向外開的防火門，硐室內配置一定數量的滅火器材。
三、防止觸電事故
1、對經常容易造成觸電危險的照明、信號、通訊、控製回路和手持式電氣設備，除了加強絕緣外，采用不超過127V的額定電壓，並設置煤電鑽綜合保護裝置和照明及信號綜合保護裝置。
2、機電硐室入口處懸掛“非工作人員禁止入內”字樣的警示牌，硐室內有高壓電氣設備時，入口處和硐室在明顯地點懸掛“有電危險”字樣的警示牌。硐室內的設備分別編，標明用途，並有停送電的標誌。
3、井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。所有的開關閉鎖裝置均能可靠地防止擅自送電，防止擅自開蓋操作，並懸掛“有人工作，不準送電”字樣的警示牌，隻有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。
第九節 井下安全監控係統及自救器配備
礦井安設有KJ73型監測監控係統。按《煤礦安全規程》及《煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範》(AQ1029-2007)的有關規定安裝增加補充各類傳感器(安全監測監控係統布置詳見第八章)。
設計按井下工作和管理人員出勤總人數，並留有10%的備用量，井下共計配備自救器80台。
第十節 礦山救護
煤礦已與××市礦山救護隊簽定了救護協議，從救護隊駐地至煤礦行車時間超過30min。煤礦設輔助救護隊，隊員9人，並按輔助救護隊的要求配備相應的裝備及器材。
第十章 技術經濟
第一節 建井工期
一、施工準備內容與進度
采區施工準備內容較多，涉及麵寬，關係複雜，根據礦井的實際情況統籌安排、綜合平衡各項工作。針對薄弱環節，采取有效措施，做到既縮短施工準備期，又能使以下各項工作做好充分準備，求得快、好、省最佳效果。
1、學習有關技術文件，熟悉設計圖紙，弄清設計意圖，編製礦井單項工程施工組織設計。
2、完成必要的臨時工程，並促使永久工程盡早開工，凡有條件的應盡可能利用永久建築物。
3、切實落實施工所需的材料。
4、搞好防洪設施工程。
5、按采區施工準備工作計劃及井巷開工需要，編製勞動力計劃，並做好調配，培訓工作。
而根據工程建設輕重緩急采用統籌法，確立關鍵工程主線有計劃、有步驟地進行，以縮短準備期。
二、采區移交標準
井巷、安全設施、環保衛生設施及其安裝工程、同步建成一次移交生產。
三、移交生產時井巷工程量
設計采區移交生產時， 采區施工井巷長度總計3591m(新施工3366m，維護利用225m)，其中岩巷612m(新施工387m)，半煤岩巷(新施工)2892m，煤巷(新施工)87m，井巷工程量總計22434m3。
四、井巷施工平均成巷指標
根據《煤炭工業小型礦井設計規範》有關規定，並參照礦井目前巷道施工進度及當地礦井的進度指標，按照不同的斷麵、不同的支護方式，設計確定本礦井井巷工程平均進度指標(詳見表10-1-1)。
表10-1-1 井巷工程平均進度指標表
井巷類型岩巷煤岩巷煤巷
平巷斜巷
平均成巷指標(m/月)10070150200
五、連鎖工程確定
采區建設項目連鎖工程為：
掘進一隊：12采區運輸大巷→回風上山(中段、下段，貫通總回風平巷形成通風係統)→消防材料庫及通道→采區下車場→軌道上山→1231軌道平巷(1231運輸機巷)→聯絡巷→開切眼(與1231回風平巷貫通形成1231工作麵)。
掘進二隊：總回風平巷→回風上山(上段)→上車場及頂板繞道→絞車房→1231回風平巷→采區中部車場及頂板繞道→1232軌道平巷(1232運輸機巷)→聯絡巷。
六、施工組織的主要原則
1、首先以井巷施工為中心，保證主要聯鎖工程的連續施工和主要貫通工程重點配備。
2、縮短建設工期，井下多點施工，並保持相對穩定，使建設期的勞力、物力、財力得以恰當、合理、有效使用。
3、井巷工程堅持一次成巷，井下管線工程緊隨井巷施工進度完工，不允許存在遺留工程。
4、做好設備器材的訂貨和采購工作，保證按期安裝使用，一次試運轉成功。
七、建井工期預計
根據采區建設方案、移交標準，按井巷工程量及平均成巷指標計算，采區施工期為13.0個月。
第二節 勞動定員及勞動生產率
一、基本資料
設計生產能力：9.0萬t/a。
礦井工作製度：年工作日330d，原煤生產實行“兩采一準”，掘進三班作業。
勞動定員：按照《煤炭工業小型礦井設計規範》(GB50399-2006)規定，定員在籍係數：井下工人取1.4，管理人員取1.00。
二、人員配置
按安監總調〔2007〕95號《關於加強小煤礦安全基礎管理的指導意見》及《××市煤炭工業局關於嚴格控製煤礦礦井入井人數加強安全監管的通知》要求配置人員，人員素質從之。
1、完善礦井安全管理人員的配置，建立技術管理體係。設礦長，安全、生產、機電副礦長和技術負責人。
2、設立專職安全管理機構，建立安全監督檢查體係。配備專職安全檢查人員、瓦檢及測風員、安全監控係統值班員等。
3、設立技術管理機構，建立技術管理體係。配備采礦、通風、機電、地質及測量等專業技術人員。
采區勞動定員詳見表10-2-1。
第三節 建設投資估算
一、投資範圍
投資概算範圍為項目從籌建至達到設計生產能力所需的全部工程費用及工程建設其他費用。
二、投資計算編製依據
本工程依據大地工程開發有限公司設計的方案圖紙、文字說明及中國煤炭建設協會中煤建協字[2007]第90號文頒發的《煤炭建設工程費用定額及造價管理有關規定》等相關資料進行編製。
1、概算指標
《煤炭建設井巷工程概算定額（2007基價）》
《煤炭建設井巷工程輔助費綜合定額（2007基價）》
《煤炭建設地麵建築工程概算指標（2007基價）》
《煤炭建設機電安裝工程概算指標（2007基價）》
2、工程建設其他費用
執行中國煤炭建設協會中煤建協字[2007]第90號文頒發的《煤炭建設工程費用定額及造價管理有關規定》。
3、設備價格
（1）設備價格：采用詢價，不足部分采用《煤炭工業常用設備價格彙編》。
（2）設備運雜費：按設備原價的6%計算。
4、材料價格
（1）材料價格：采用詢價，不足部分采用《煤炭安裝工程定額外材料價格》及《雲南省2008年工程建設材料價格信息》價格。
（2）材料運雜費：安裝工程定額外材料按材料原價的8%計算。
5、費用定額
執行中國煤炭建設協會中煤建協字[2007]第90號文頒發的《煤炭建設工程費用定額及造價管理有關規定》。
三、估算結果
經估算，采區固定資產靜態投資為482.2萬元，其中：井巷工程366.41萬元，設備及工器具購置56.08萬元，安裝工程4.74萬元，工程建設其他費用54.97萬元。見表10-3-1.
