2008級采礦班白皎煤礦采煤畢業設計
目錄
第一章井田概況及地質特征――――――――――――――――2
第一節井田概況―――――――――――――――――――――――――2
第二節地質構造與煤層特征――――――――――――――――――――5
第二章井田境界及儲量――――――――――――――――――――――9
第一節井田境界――――――――――――――――――――――――－9
第二節井田儲量――――――――――――――――――――――――9
第三章礦井工作制度、生產能力及服務年限―――――――――――――10
第一節礦井工作制度―――――――――――――――――――――－10
第二節礦井生產能力及服務年限―――――――――――――――――10
第四章井田開拓――――――――――――――――――――――――11
第一節開拓方案地確定――――――――――――――――――――－11
第二節井底車場――――――――――――――――――――――――13
第五章礦車、井筒及提升――――――――――――――――――――－13
第一節礦車―――――――――――――――――――――――――13
第二節井筒提升――――――――――――――――――――――――14
第六章回采工藝及采區巷道布置（方案比較）―――――――――――－15
第一節采區概況及煤層地質特征―――――――――――――――――15
第二節采煤方法及回采工藝―――――――――――――――――――15
第二節采區巷道布置（方案比較）―――――――――――――――――17
第七章井下運輸―――――――――――――――――――――――－35
第一節采區運輸――――――――――――――――――――――――35
第二節運輸大巷運輸――――――――――――――――――――――36
第八章礦井通風與安全――――――――――――――――――――－36
第一節確定礦井通風系統――――――――――――――――――――36
第二節計算和分配礦井總風量――――――――――――――――――36
第二節計算礦井通風阻力，選擇扇風機――――――――――――――37
第四節安全技術措施――――――――――――――――――――――38
第九章礦井技術經濟指標――――――――――――――――――――49
第一章井田概括及地質特征
第一節井田概況
一、交通位置
白皎煤礦位于四川省宜賓市珙縣巡場鎮，隸屬于四川芙蓉集團（實業）有限公司(即芙蓉礦務局)，為國有企業。
白皎煤礦位于珙縣巡場鎮南5km，開采范圍包括白皎井田，井田呈南北、北西走向分布，走向長3.1km，南北寬2.0km，面積6.2km2。東以VI勘探線為自然邊界，西以X號勘探線與芙蓉井田毗鄰，上至小煤礦開采下限，下至+350采高為邊界。區內交通便利，宜珙鐵路通過井田北緣，有專線從伍家巖站到井口。宜珙鐵路往北經內宜鐵路于內江與成渝線相連。公路交通四通八達，巡場是礦區的交通中心，往北可達宜賓市，向南經珙縣、往西經高縣可達云南，東經興文縣、瀘州市可達貴州（見圖1-1-1）。
二、地形地貌
礦井及附近山勢與構造方向基本一致，沿南東至北西向延伸，呈南高北低的中低山地形，山岳海拔高度多在1000m以內，相對高差一般為300～500m。
礦井無大的水體存在。
三、氣象和水文情況：
區內溫濕多雨，屬川南亞熱帶氣候區，年平均氣溫17.4℃，最高39.5℃，最低-2.2℃。年平均降水量1142mm，最大達1515.9mm，每年有數次暴雨，多分布在6～8月，最大暴雨量達176.3mm。主要風向為北風，風力一般為1～2級。
按四川省山地環境地質分區，礦山所在地區屬川西南山地環境地質災害中等亞區，礦山所在地區屬川西南山地環境地質災害區中等亞區，地處我國地震活動強烈的南北地震帶中段，北西距龍門山斷裂帶不遠，西南與鮮水河斷裂帶和安寧河斷裂帶相鄰，上述斷裂帶是我省地震活動較強烈地帶，發生在上述地震帶上的地震曾波及到境內，區域地應力場較強。根據《中國地震烈度區劃圖（1990）》劃定，區內地震烈度為Ⅶ度。為此，區內建議以Ⅶ度設防。
區內新構造運動不明顯，僅表現為剝蝕及沖溝侵蝕作用。
四、礦區概況
區內以農業為主，主產水稻、玉米、小麥及薯類和竹木、茶葉等經濟作物。工業基礎薄弱，加工業不發達，農村剩余勞動力較多，煤礦開發勞動力可就地解決。材料來源便利，供水供電方便,煤炭銷售情況看好。
第二節地質構造及煤層特征
礦井所在區域為四川盆地與云貴高原的接壤地帶，山系走向與構造線方向基本一致，大體呈東西向，地勢南高北低。
白皎井田位于珙長復式背斜之次級褶曲—雙河背斜南翼西端，井田內除出現局部小型波狀起伏外，基本上是一緩傾斜的單斜構造，傾向一般200°～230°，傾角7～14°，由西向東逐漸增大。從勘探期間，在儲量計算范圍內，斷層很少，幾乎對開采沒有影響。
宣威組含煤5～14層，其中白皎礦井范圍內可采煤層只有一層（K3），屬于單一煤層礦井。煤層厚度平均為2.5m，，煤層傾向南北，走向東西，煤層為傾角7～14°可采煤層平均厚度為2.5m，。可采煤層（K3）位于宣威組第二段中上部7～20m范圍內，為全礦可采煤層。煤層頂板巖性位細砂巖及砂質泥巖，煤層底板巖性為粘土巖。煤質牌號為WY3。
礦井可采煤層厚度、間距及頂底板巖性見表1-2-1，煤層煤質分析見表1-2-2。煤層綜合柱狀見1-2-1圖。
區內煤層瓦斯含量低，確定本礦為低瓦斯礦井，煤塵無爆炸危險。根據勘查時采樣試驗結果表明，本井田煤層屬無自然發火傾向。本區無高溫熱害，地溫一般小于26℃，深部地區地溫較高（+300以下，非本設計范圍），是因煤層埋深所致，不受地熱異常影響，屬正常地溫區。茅口組地層表現為局部異熱，其原因主要是受地下深循環熱水影響。因此，本設計不考慮高溫熱害。
礦井由于地表水系的切割，致南部成狹谷區，相對高差500m以上，屬中等切割；中部和北部為輕度切割，整個地區屬中低山區。區域內山岳多層地貌景觀表現明顯，主要河谷為侵蝕—溶蝕谷地，可見三級階面顯著傾斜的階地，并具有洪積階地特征。礦井東部地表水系可劃分為兩個小流域，即東部長寧河流域與中—西部南廣河流域，此二水系未進入本區。長寧河在區內流經珙縣一、二號井田外緣及巡場井田東緣，系統區內較大常年河。南廣河主河道也不在礦井范圍內，在區內僅有三條支流，均屬山間小溪，呈樹枝狀分布，系季節性溪溝。在井田詳查報告中，對礦井涌水量進行了大井法，比擬法和水力均衡法三種計算方法比較計算，本礦井最大涌水量為60m3/h，最小涌水量10m3/h，一般為30m3/h。地表水對本礦區開采影響非常微弱，本設計不考慮水患。
茅口組(P1m)為深灰、灰色灰巖，巖溶發育，為強含水層。但當無大的導水斷裂時，對礦井充水無影響。
峨眉山玄武巖組(P2β)為深灰、灰綠色玄武巖，具氣孔、杏仁狀構造，在淺部裂隙、節理發育；在深度大于20m以后水容度小，持水性差，深部致密堅硬，為良好的隔水層。
宣威組(P2x)下部由砂質泥巖、泥巖、粘土巖組成，屬隔水層；中上部以砂巖、砂質泥巖及煤層夾數層泥質灰巖組成，屬極弱含水層，且受降雨補給。
飛仙關組(T1f)以砂巖、粉砂巖、砂質泥巖組成，其中厚層砂巖、砂質泥巖及薄層灰巖為主要含水層，厚度127m，且由于風化帶透水造成下部含水，致使該層直接受大氣降水補給。在井田深部由于裂隙減少，含水層厚度變薄，為61m左右，其含水性隨深度的增大而減弱。
嘉陵江組(Tlj)在井田內出露面積較大，以厚層灰巖為主，夾泥質灰巖及泥巖，巖溶發育，井田范圍內系補給區。但由于距開采煤層較遠，從目前開采資料看，其巖溶水對礦井充水無影響。
從上可知，除主要含水層--飛仙關組在大氣降水時對礦井充水有影響外，其余地層對礦井充水有影響。
小窯水：井田內老窯及生產小窯較多，開采極為混亂，其積水可對臨近的采掘工作面構成突水威脅，但均位于本礦開采范圍以外300m的距離，對本礦影響十分微弱，但必須做好探、放水工作。
地表水：井田范圍內無大的地表河流，僅有一些季節性的溪溝及農用的小型水庫。各溪溝平時流量極微，洪水時流量較大但延續時間短。
陷落柱：從總體來看，陷落柱受區域構造控制，呈條帶狀發育，條帶方向為南東—北西向，其發育部位在斷層、構造比較發育的復合、交叉部位，且垮落高度比較大，一般在200m左右，最低發育標高為+160m，但均位于本礦井田范圍外，對礦井采掘部署無影響。
第二章井田境界及儲量
第一節井田境界
白皎煤礦位于珙縣巡場鎮南5km，開采范圍包括白皎井田，井田呈南北、北西走向分布，走向長3.1km，南北寬2.0km，面積6.2km2。東以VI勘探線為自然邊界，西以X號勘探線與芙蓉井田毗鄰，上至小煤礦開采下限，下至+350采高為邊界。
第二節井田儲量
井田煤層有工業儲量7355.8kt，控制的內蘊經濟資源量（332）5730.3kt，推斷內蘊經濟資源量為1625.5kt。
工業儲量扣除永久煤柱損失后剩余的儲量，全井田可采儲量為6684.7kt，其中+450m水平以上的工業儲量有4051.2kt，占全井田的60.6%。
本井田的永久煤柱有邊界煤柱和井筒煤柱，共計671.1kt；采區保護煤柱及開采損失按《煤炭工業礦井設計規范》計取，共計1604.3kt。
礦井設計儲量，設計可采儲量見表2-1-1
表2-1-1礦井可采儲量、設計可采儲量匯總表
第三章礦井工作制度、生產能力及服務年限
第一節礦井工作制度
礦井年工作日300d，每天三班作業，其中兩班采煤，一班準備、檢修。三班掘進。每班工作8h，每天凈提升時間為14h。
第二節礦井生產能力及服務年限
（1）確定礦井設計生產能力的依據
本井田可采煤層1層，據勘探資料，本井田規劃工業儲量7355.8kt，設計可采儲量5080.4kt，因此本井田有豐富的儲量保證礦井有充足服務時間。
本井田地質構造比較簡單，井田內僅受隱伏小斷層的影響，為機械化集中生產創造了條件，煤層無自然發火的傾向，瓦斯含量低，為低瓦斯礦井，生產安全管理難度小，給機采創造了條件。
（2）礦井設計生產能力的確定
采煤工作面生產能力的確定：
根據F＝L×l×h×r×c
＝520×110×2.5×1.55×0.95
＝210567
F—采煤工作面年生產能力（t/a）
L—工作面年進度（m/a）
l—工作面長度（m）
h—采高（m）
r—煤的容重（t/m3）
c—工作面回采率（取95%）
因為本礦井設計生產能力為210kt，礦井由一個采區的一個機采工作面來完成礦井的設計年生產能力。
綜合以上因素，設計推薦礦井生產能力為210kt/a，其理由如下：
①、本井田主要可采煤層1層，有工業儲量7355.8kt，可采儲量5080.4kt，其服務年限17.2年，符合《煤炭工業設計規范》及有關技術政策的要求。
②、結合礦井的具體情況鄰近礦區芙蓉礦務局的實際生產經驗，在相類似的礦井中，一個高檔普采工作面年平均產量200～250kt左右，礦井易達到設計能力。
由此可見，確定礦井生產能力為210kt/a，從井下采區布置采掘接替關系等方面是滿足，礦井服務年限也符合《煤炭設計規范》和有關技術政策的要求。
③、礦井及各水平服務年限
礦井及水平設計服務年限按下式計算：
式中：T——礦井、水平設計服務年限（a）
Z采——礦井、水平可采儲量（kt）
A——礦井設計生產能力（210kt/a）
K——儲量備用系數，取1.4
經計算：礦井設計服務年限為17.2a
第四章井田開拓
第一節開拓方案的確定
礦井內地質構造、水文地質條件對開采的影響
礦井地質構造及水文地質條件均屬簡單，煤層僅次于地下水位線以上，影響礦井開采的水文地質因素為上部P2C和底部P1m灰巖巖溶裂隙水，大氣降水以及煤層采空區老窯積水等。但煤層產狀變化不大，為單一傾斜煤層，只要巷道保持3‰的流水坡度，即可實現自流排水至水倉，礦井向深部開采，礦井涌水量將增大，要加大機械排水能力，防止汛期淹井，本礦井開采方式為地下開采，同時根據對礦井初期開采有利，儲量可靠，井巷工程量省，建井期短；井田兩異儲量大致平衡，井下運輸、通風、開采比較均衡合理；盡量不占良田、少占農田，充分利用地形使地面生產系統，工業場地和地面運輸比較合理；井筒盡量避免穿過流砂屋，較大含水層，較厚沖積層，較大的斷層和采空區。盡量少壓煤；有良好的工程地質條件，不受巖崩、滑坡和洪水位威脅；地面地形比較平坦，地面工程量少，便于煤炭外運；井口應遠離森林、河流，井口標高應高于礦區歷年最高洪水水位，以免礦井生產受到威脅。
針對以上地質資料，提出以下開拓方案：
（1）立井開拓
根據地質、地形資料，選擇立井開拓，在井田范圍內最恰當的位置選擇井口位置，就必須選擇在井田中部，才可以使井田上、下山煤的儲量平衡，有利于礦井開采，根據地質、地形資料顯示，主井筒深度為300m的立井，副井筒深度為300m的立井，兩井筒深度為600m的立井，施工難度非常大，且后期維護十分困難，且采用立井開拓的時，就必須將公路修至井田中部的山上，公路須修6km距離，電源、水源、通訊及地面建筑都存在一定的難度。
因此，本設計不選擇立井開拓。
（2）平硐開拓
根據地質、地形資料，選擇平硐開拓，在井田范圍內最恰當的位置選擇井口位置，就必須選擇在煤層露頭線外與礦井最低開采標高基本一致的位置，平硐底板揭煤；或在煤層上方地形標高與礦井最低開采標高基本一致的位置，平硐頂板揭煤，才可以使礦井進行平硐上山開采，根據地質、地形資料顯示，主井筒深度為3300m的平硐，副井筒深度為300m的平硐，兩井筒深度為3600m的平硐，初期工程量大，施工工期非常大，初期投產工期長，采用平硐開拓頂板揭煤時，就必須將公路修至井田南部的平坎處，公路須修6km距離，電源、水源、通訊及地面建筑都存在一定的難度。
因此，本設計不選擇平硐開拓。
（3）平硐＋暗斜井開拓
采用平硐+暗斜井開拓方式，交通、電源、水源、通訊及地面建筑十分容易。且初期工程量較方案（1）、（2）都小，初期投產工期短，因此選擇平硐+暗斜井開拓，走向長壁采煤方法，礦井為低瓦斯礦井，煤塵無爆炸危險和煤無自燃發火傾向。煤層頂板穩定性較好，底板含水性差遇水膨脹輕微底鼓，這樣的開采技術條件采用走向長壁式采煤法是恰當的，只要加強通風管理和頂底板管理生產安全是有保障的。
暗斜井坡度為12度，平硐坡度為3‰向外排水坡度。
平硐有主平硐、副平硐、因此采用平硐＋暗斜井開拓。
第二節井底車場
根據井田地質質格條件，井型、井筒、運輸大巷的布置，提升和運輸方式及地面生產系統，直接選擇車場。
第五章礦車、井筒及提升
第一節礦車
為了簡化工序，煤炭和矸石運輸選用600軌距MF翻1.25-1.25翻斗式礦車，其特征見表5－1－1。
絞車選型如下：
從斜坡長度800m，傾角8°以及提升量和盡量減少提升機臺數出發，不采用二級提升。
選用JK-2/20x提升絞車作主提升機，該機主要技術參數：滾筒1個直徑2m，寬度1.5m/s,速度為5.11m/s,防爆電機,電壓380V,主機功率326KW,轉速9752/min。
第六章回采工藝及采區巷道布置（方案比較）
第一節采區概況及煤層地質特征
井田內出露的地層由老到新為；下二疊統茅口組(P1m)，上二疊統峨眉山玄武巖組(P2β)和宣威組(P2x)，下三疊統飛仙關組(T1f)和嘉陵江組(Tlj)，總厚約1000m。煤系地層為宣威組，平均厚度131.3m。宣威組第二段(P2x2)為主要含煤段，系瀉湖海灣沉積。底部為一層厚0.5～6.0m的灰綠色細～中粒砂巖，特征明顯，為區內標志層；下部以淺灰色厚層狀粘土巖、細砂巖為主，含鮞狀菱鐵礦團塊及致密菱鐵礦層；煤層頂板為砂巖、粉砂巖、粘土巖、煤層為主，含煤可采煤層1層，其中K3煤層全區可采，煤層平均厚度為2.5m。
以礦井首采區（一一區）為例進行論述巷道布置。
第二節采煤方法及回采工藝
一、基本參數：
1、煤層厚度：最小煤厚0.64m,最大煤厚4.36m，平均煤厚2.5m,確定采高為2.5m。
2、煤層傾角：
最大:18°,最小:6°平均煤層傾角:9°
3、煤厚硬度：f=2～4
4、可采年產量：210kt
5、頂板情況:煤層頂板為砂巖、粉砂巖、粘土巖。
二、采煤方法：
工作面采用走向長壁后退式采煤方法。
三、回采工藝：
1、采高的確定和支護形式的選擇
確定工作面采高為2.5m，煤厚大于2.5m時，采取留低煤進行開采，煤厚小于2.5m時，一次采全高。
2、單體液壓支柱、π型鋼梁及鉸梁等支護材料的確定。
(1)、工作面傾斜長度為120m,支柱柱距為0.6m,排距為1.2m,機風巷超前支護各20m,(工作面煤壁超前10m設雙排),支柱柱距為1m,取60根(柱、梁)。
(2)、基本支柱四排：（120/0.6）×4=800根（柱、梁）
(3)、貼幫支柱：120/3=40根（柱、梁）
(4)、密集支柱：120/0.6=200根(柱、梁)
(5)、四對八梁：8×3=24（柱、16根π型鋼梁）
(6)、π型鋼梁：120÷3=40根
備用材料：支柱50根，鉸梁20根，杭坑木20根。
支柱數：1182根，鉸梁：1010根，3.6m長的11＃工字鋼16根，20根2.0～2.2m長(Ø≥200)的坑木。
故選用單體液壓支柱DZ14-30/100型612根，DZ1.6-30/100型214根，DZ1.8-30/100型300根,DZ2.5-25/100型60根,配2.6m長的π型鋼梁40根及HDJA-1200型金屬鉸梁910根支護頂板。(附:工作面頂板支護圖)
3、進、回風巷的布置方式
工作面機、風巷沿煤層走向布置，切眼沿煤層傾斜方向布置，切眼與機、風巷聯通。
4、回采工藝流程
1、據工作面采高和礦井年產量以及f系數，采用4MG200（或MWG160/375）型雙滾筒落煤，雙端斜進刀，滾筒截深為0.63m,往返割煤,循環進度為1.26m。
2、機組運行流程
機組端頭進刀→割煤→刀清浮煤割三角煤→機組端頭進刀→割煤
3、裝煤及運煤方式
A、采煤機自裝煤，人工清理浮煤
B、工作面采用SGB-630/220型可彎曲刮板運機向順槽運煤，刮板運機每6m設一推留器推移輸送機。機頭、機尾設在工作面，采用四對八梁支護。
第三節采區巷道布置（方案比較）
1、采區三條下山的布置
軌道下山的布置：
一一區軌道下山（距煤層25m，將作為二水平的回風上山）為一級提升，上段通過水平運輸大巷施工車場，由車場往上施工至上部+525水平，形成盤區提升系統。各區段通過中部車場進入各區段煤層。總風下山（布置在煤層中）與皮帶下山平面間距20m，皮帶下山（布置在煤層中）與軌道下山平面間距20m。
皮帶下山布置（布置在煤層中）：
從水平運輸大巷掛口施工皮帶下山。
總風下山布置（布置在煤層中）：
總風下山在水平運輸掛口，施工總風下山至+525水平，與東風井貫穿。形成一一區回風系統。
2、采區各區段順槽巷道的布置
一一采區在甩道揭煤后按中對中10m布置風巷、機巷，巷道施工時，按中線沿煤層頂板掘進。
3、主要巷道斷面的確定
根據巷道的性質用途，結合礦井實際，其確定如下：
1、軌道下山
軌道下山為全區的材料提升，并兼作全區進風道。設計凈斷面為8.378m2的半圓拱錨噴支護巷道。
2、皮帶下山
皮帶下山除安設固定皮帶外，還作全區的主要管線安設及進風行人巷道。設計凈斷面為7.4m2的半圓拱錨噴支護巷道。
3、總風下山
根據礦井實際，設計凈斷面為8.4m2的缺圓拱錨噴支護巷道。
4、工作面順槽機、風巷、切眼
機、風巷切眼設計凈斷面為5.17m2金支架梯形斷面。
采區巷道布置設計計算：
1、儲量
以11區為例：該采區共計一層煤，即K3煤層。設計標高：+420—+570m，走向長度Lz=1000m。煤層情況及相關參數如前所述，儲量計算如下：
1）K3煤層的工業儲量
式中:
Z工.k3————k3煤層的工業儲量，t；
H————采區的水平垂高，取150m；
Α————采區煤層的傾角，取9º；
dk3————煤層（k3）的煤層平均厚度，取2.50m；
L走向————采區走向長度，取1000m；
γ————煤層容重，取1.55t/m3
故，Z工.k3＝2045kt
2）采區可采儲量
a．中厚煤層，K3煤層的可采儲量：
Z可.k3.=（Zc1－Pk3.）.K
式中：
Z可.k3.————K3煤層的可采儲量，t；
Zc1————中厚煤層K3工業儲量，
Pk3————采區邊界及水平隔離煤柱
K3————中厚煤層的采區采出率，取0.8；
故，Z可.k3.=1600kt
2.采區服務年限
采區生產能力210kt/a，是《畢業設計任務書》所要求的。則采區服務年限為：
式中:
P————采區的服務年限，a；
Z————采區可采儲量，取1600kt；
A————采區的年生產能力，210kt/a；
故，1600/210=7.7a
3.采區主要參數
1)采區傾斜長度
式中:
L傾斜————采區煤層的傾斜長度,m;
H————采區的水平垂高,H=150m;
α————采區煤層的平均傾角,取9º;
故,LQ傾斜=958.895≈959m
2)采區走向長度
采區走向長度是確定采區范圍的一個重要參數,根據采區的煤層地質條件、開采機械化水平、采準巷道的布置方式，通過下列“方案比較法”，得出最佳方案，盡可能地取得最佳的技術經濟效果。
下列三個方案都是基本符合“安全上可靠，技術上可行，經濟上合理”這三個原則的，在此基礎上根據該采區實際的相關情況而選出最優的方案。三個方案分別如下：
方案Ⅰ：采區走向長度為1200m
方案Ⅱ：采區走向長度為1000m
方案Ⅲ：采區走向長度為800m
由于該采區采用雙翼回采的準備方式，方案Ⅰ、方案Ⅱ、方案Ⅲ，可得出每一翼的長度分別為：600m、500m、400m
以上三種方案將通過下列地質因素、技術因素、經濟因素這三個主要方面進行比較。
A方案Ⅰ與方案Ⅱ的比較
方案Ⅰ與方案Ⅱ相比具有以下缺點：
㈠．在地質因素比較上：由于方案Ⅰ相比方案Ⅱ的走向長度過長，一翼達600m，通過斷層及斷裂構造的數量相對增加了。該采區煤層底板不好，吸水易膨脹，增加了平巷的維護量；
㈡.在技術因素比較上：由于方案Ⅰ一翼相對過大，需要5～6臺輸送機串聯運輸，比方案Ⅱ的單機故障機率大。而且由于離采區負荷中心較遠，造成電壓降加大，增加了電力損耗，從而達不到額定電壓，甚至影響了工作面電機設備的啟動。在平巷（回采巷道）掘進時，增加了在掘進時局部通風的困難；
㈢.在經濟因素比較上：方案Ⅰ由于一翼長度過大，引起相應平巷的維護量，增大了維護費用和運輸費用，增大了平巷的運輸距離，間接增加了噸煤的成本；
所以，方案Ⅰ與方案Ⅱ比較，選擇方案Ⅱ。
B方案Ⅱ與方案Ⅲ的比較
方案Ⅲ與方案Ⅱ比較具有以下缺點：
方案Ⅲ由于走向長度過短，一翼長度只有400m，相對來說增加采區下山、車場和硐室的掘進工程量，掘進費用加大了；采煤工作面搬遷的次數也相對增加了；采區儲量和服務年限也相對減少了，不利于工作面的上下及左右保持一定的工作面錯距；影響了全礦的生產協調和各個采區的正常接替，從而影響了采區和礦井的合理集中生產。
上述三個方案各有利弊，考慮該采區主采煤層（K3）使用高檔普采，按《工業技術規范》的要求：緩斜煤層采區的走向長度，普采、炮采雙翼不小于1000m的要求，并結合該礦的經驗，通過上述的方案比較，最終優選方案Ⅱ。
所以采區的走向長度為：L走向=1000m
工作面及區段斜長
1）工作面長度
采區各煤層工作面的長度需用通風能力來確定：
L≤
式中:
L————依工作面通風能力確定的工作面最大長度，m；
V————工作面內容許的最大風速，4m/s；
B————工作面最小控頂距，k3煤層用機采工藝，取3.9m；
m————工作面的采高，k3煤層取2.5m；
Cf————風流收縮系數，取0.9～0.95，該設計取0.9；
qb——————-晝夜產煤一噸所需風量，k3煤層取2.056m3/min；
SN———循環進度，k3煤層取2.4m/d；
P————煤層生產率，即單位面積上出煤量，P=mγC，t/m2；
γ————煤層容重，取平均值：1.55t/m3；
C————工作面回采率，k3取0.95；
φ————晝夜循環個數，k3煤層工作面皆為“兩采一準”的作業方式，取1個；
故，k3煤層工作面長度確定為：
Lk3≤
=110.8m
按通風能力所確定的工作面長度。為了便于采區集中下山布置，合理有序地進行開采，因此，工作面取：L=110m
2）區段傾斜長度
已知一個區段傾斜長度等于上下兩平巷的斜寬、一個工作面的傾斜長度再加上一個區段護巷煤柱尺寸，四者之和。
其中，兩平巷斜寬取：2d=2×3=6m；一個工作面長度取：L=110m；一個護巷煤柱：Ld=14m；區段數目暫定為7。下面通過驗算來求證劃分區段的相關參數是否合理，具體過程如下：
一個區段傾斜長度為：L2=6+110+14=130m；則7個區段傾斜長度為：130×7=910m；其中采區水平隔離煤柱已包含了第七區段14m的護巷煤柱；即，910-14=896m，則所留水平隔離煤柱斜長為：959-896=63m，基本符合水平隔離煤柱尺寸（取64m）要求。因此驗算合格。
因此，該采區的區段數目為7個，區段傾斜長度：L2=130m；護巷煤柱：Ld=14m；平巷：d=3m和采區水平隔離煤柱尺寸為63m。
同時回采工作面的錯距：
本設計為單煤層開采，不設計錯距.
采區煤柱及回采率：
1、煤柱尺寸
①.采區邊界煤柱：
為防止萬一發生火災、水害和瓦斯涌出時的相互蔓延以及避免從臨近采區采空區大量漏風，影響正在生產，所以一一采區兩翼各5m，共計10m，損失煤量為：
P1=10.L傾斜.d.γ
式中:
P1————采區邊界煤柱損失，kt；
L傾斜———采區傾斜長度，取959m；
d————采區內可采煤層，即k3煤層的總厚度，取2.50m；
γ————煤的容重，取1.55t/m3
故，P1=10×959×2.50×1.55=79550t=37.2kt
②.采區水平隔離煤柱：
在本采區開采殆盡以后，為防止本采區的瓦斯、水害和采空區的矸石等對下一水平正在生產的采區構成威脅，影響正常生產。故在該采區下部要留設垂高H=10m，傾斜長度L水=10/sinα＝64ｍ的水平隔離煤柱。損失煤量為：
P2=（L走向－10）.L水.d.γ
式中:
P2————采區水平隔離煤柱損失量，kt；
L走向———采區走向長度，取1000m
L水———采區水平煤柱傾斜長度，取64ｍ；
故，P2=990×64×2.50×1.55＝245.5kt
以上的采區邊界煤柱與采區水平隔離煤柱是構成采區永久煤柱的兩大組成部分，因此既要做定性設計說明，也要做定量的計算。
采區永久煤柱損失：P＝P1＋P2＝282.7kｔ
③.區段保安煤柱
該采區采用有煤柱開采，同時也考慮橫貫過密對巷道的影響，因此橫貫沿走向每隔50m布置一個上、下區段之間，即，該采區采用有煤柱開采，橫貫沿走向每隔50m布置一個。軌道平巷與運輸平巷間的煤柱尺寸傾長取，Lｄ＝14ｍ；
由于大巷和下山巷道均布置在煤層底板巖層中，并留有一定的巖柱厚度，不會受很大的采動影響，因而上部煤層對應的部分不必留設保安煤柱。
2）采區回采率
采區內k3、煤層為中厚煤層，依據〈〈煤炭工業技術政策〉〉的規定：中厚煤層回采率不低于80％，故取0.8；
根據設計要求，采區設計生產能力為210kt/a。該采區采用單一走向長壁采煤方法，自然垮落法處理采空區。k3煤層設計采用炮采:
1）K3煤層機采面的日單產能力
Ak3＝L.Vk3.mｋ3.γ.Cｏ
式中:
Ak3———Ｋ3煤層工作面的日產量，t/d；
L———工作面的長度，取110ｍ；
Vk3———工作面的日進度，取2.4m/d；
ｍｋ３———工作面的采高，取2.5ｍ；
γ———煤的容重，取1.55t/m３
Cｏ———工作面的回采率，k3為中厚煤層，取0.95；
故，Ak3＝110×2.4×2.50×1.55×0.95＝971.85t/d
2）區內同采工作面的數目
為確保采區的生產能力和采區正常生產接替，結合前面設計計算的各煤層各個工作面日單產能力，根據合理的配采可得出：采區內同采工作面數目最多達到1個。
巷道布置:
采區相關的開拓巷道布置
1）運輸大巷
水平運輸大巷是礦井開拓系統中的一部分，設計布置于＋400ｍ的標高，該煤系地層的下一巖層中，巖性為玄武巖。巖石堅固性系數為：ƒ＝11。煤層底板的法線距離為40m左右，選用半圓拱形斷面，斷面積為10m2，料石砼碹砌支護。
2）回風大巷
回風大巷同樣是礦井開拓系統中的一部分，礦井采用分區通風方式，共分為二個水平，不布置水平回風大巷，利用上個水平采區的回風上山做為下個水平采區的回風系統。
同樣，采區回風大巷也位于該煤系地層的下一巖層中，巖性為玄武巖。巖石堅固性系數為ƒ＝11。選用半圓拱形斷面，斷面積為16.58m2，料石砼碹砌支護。
采區準備巷道布置:
1）采區巷道布置類型
根據該采區的地質和煤層賦存條件為依據，可提出走向長壁采煤法中的下山采區巷道布置方案；傾斜長壁采煤法的條帶巷道布置方案。
采區內可采煤層k3一層，采區巷道進行集中布置。采區走向長度1000ｍ，為雙翼開采。傾斜長度959ｍ，劃分了7個區段。
運煤系統：
各煤層回采工作面采出的煤由區段運輸平巷，區段運輸斜巷，再由溜煤眼到達運輸下山，在大巷裝車外運。
通風系統：
第一區段的通風系統為：軌道下山的風流由本區段中部甩車場，區段軌道石門，區段運輸斜巷，到達各個煤層的區段運輸平巷，沖洗工作面。污風由各煤層區段回風平巷，區段回風斜巷，第一區段軌道斜巷，到回風下山，再到達回風井。
其它區段的通風系統為：軌道下山的風流由中部甩車場，區段運輸斜巷，到達各煤層區段運輸平巷，沖洗工作面。污風由各煤層區段回風平巷，區段回風斜巷，上區段軌道石門，上區段回風聯絡巷，到回風下山，再到達回風大巷。
運料系統：
軌道下山，上區段中部車場，上區段軌道石門，區段軌道斜巷，各煤層的區段回風平巷，再到工作面。
第一區段為上部車場，到軌道斜巷，區段回風斜巷，各煤層的區段回風平巷，在到回采工作面。
采區上部車場的相關設計計算:
通過上述方案比較選出裝煤車場為大巷裝車底板繞道斜式，輔助車場確定為順向車場。
①.大巷裝車式車場線路
大巷裝車為通過式調度絞車調車，則裝車站線路總長度L
L=l1+l2+3l4+l3
式中:
L————線路總長度，m；
l1-------空車存車線長度，m；l1=Le+nLm+（3~5）；
le-----------機車長，選用XKB-6/100-1A蓄電池式電機車，機車長取4500mm；
n-------一列車礦車個數，取15個；
Lm-------礦車長度，選用1t固定式礦車，
（3~5）m----制動安全距離，該設計取4m；
l2------重車線存車長度，l2=n×Lm=15×3.4=51m；
l4-------渡線道岔長度，5m；
l3-------煤倉溜煤閘門口到渡線道岔長度渡線道岔長度，l3=le+0.5lm=4.5+1=5.5m
故，L=4.5+15×3.4+4+51+3×5+5.5=131m
②.順向平車場
該采區鋪助車場采用順向雙軌平車場，線路相關設計計算如下：
Lu為過卷安全距離，取15m；
LP=nLm+Lbm+Ld
式中:
LP-------停車長度，m；
n-------礦車數目，取5個；
Lbm-------富裕長度，取3m；
Ld-------道岔線路聯接長度，取5m；
故，LP=5×2+3+5=18m
Lbc為變坡點到道岔基本軌距離。防跑車裝置，取3m；
2）采區中部（下部）車場
該采區為下山方式開采，采區上部車場除了上山開采中下部車場的裝煤與輔助車場的作用外，還具有提升的作用。也就是說，該采區的上部車場是裝煤、輔助車場和提升這三大功能的組合。
該采區的下部車場的位置可在回采時，將軌道拆掉，因為在生產中，僅作為進風、行人和排水服務，沒有發揮運料的作用。第七區段的下部車場只在掘進中發揮了排矸的作用，在投產后第七區段運料的任務交給了上一區段的中部車場，該采區中部車場的類型為單鉤單側輔助提升甩車場。由于軌道下山沿煤層底板的真傾斜布置，傾角為9º，區段軌道石門與上山相交，區段軌道石門巷內輔設600mm軌距的單軌線路，要求甩車場存車線設高、低道。線路布置用雙道起“道岔—道岔”系統斜面線路一次回轉方式。
2.4.5采區硐室的布置
1）采區煤倉
煤倉的形式
該采區設計生產能力為210kt，煤倉設計為垂直式圓形斷面，直徑為7m，高45m。
B.煤倉的容量
采區煤倉容量取決于采區生產能力，裝車站的通過能力及大巷運輸能力有關。
按采區高峰生產能力延續時間計算煤倉容量
Vc=（Oh-Ol）tbc.ad
式中:
Oh---------采區高峰生產能力，取100t/h；
Ol----------裝車站通過能力，取55t/h；
tbc----------生產能力延續時間，取1.8h；
ad----------不均勻系數，取1.3
故，Vc=（100-55）×1.8×1.3=105.3t
安裝車站的裝車間隔時間計算
Vc=Oh.ti.ad
式中，ti---------裝車間隔時間，可取0.5h，其余參數同上。
故，Vc=100×0.5×1.3=65t
按運輸大巷列車間隔時間內采區平均產量計算
Vc=Oad.tct.ad
式中:
Oad---------采區生產日產量，700t/d；
tct---------采區下山每日凈運輸時間，15min；
ad---------不均勻系數，取1.5；
故，Vc=700×15×1.5=23t
結合以上經驗計算的數據，再接合《煤炭工業設計規范》的相關規定，設計煤倉容量為100t。
C.煤倉結構及支護
①上部收口
為保證煤倉上口安全，需作混凝土收口，為防止大塊煤、矸石、廢木料進入煤倉，造成堵塞，在收口出設鐵蓖，鐵蓖用舊鋼筋或工字鋼作成，蓖孔大小約200mm左右，在大塊煤較多時，可安設破碎機，煤倉上口應高出巷道底板以防止水流如倉內。
②.倉身
由于該煤層底板巖性為粘土巖、細砂巖，不穩定，因此采用錨網索噴注復合支護。
③.下口漏斗及溜口閘門基礎
煤倉下口采用架工字鋼、澆注復合支護，收口角為45º，為了大巷的安全，煤倉與大巷連接必須加強支護。
④.溜口和閘門
使用500×500mm規格的有效尺寸，裝車方向為順向裝車。閘門使用雙扇，電動閘門。
2）采區絞車房
選擇在圍巖穩定，無淋水，易維護的地點，盡量靠近變坡點，減少工程量，該采區絞車房布置在上部車場、軌道下山的上部，采區上部順向平車場的布置方案圖。有多于兩個安全出口，即鋼絲繩通道及絞車房通道。
絞車房的布置盡量在保證安全生產的前提和易于檢修的條件下緊湊布置，減少硐室工量。采區絞車房斷面設計成半圓拱形，用料石砌筑。
3）采區變電所
采區變電所設在巖層穩定、無淋水、通風良好的地點，位于采區用電負荷中心，位于運輸下山，第三區段附近，選用“┗”形布置方式。
采區變電所采用不可燃材料支護，采用錨噴支護，底板采用100混凝土鋪底，高出鄰近巷道200～300mm和3‰的坡度，以防礦井水流進變電所。
硐室與通道連接處，必須安設向外開的防火棚欄兩用門。
4）躲避硐室
一般軌道下山不準行人（檢修除外），所以設計是考慮節省工程量的原因，未在軌道一側布置人行道，但出于安全考慮，在軌道下山布置一側每隔100～150m的距離開鑿一個2×1.0m規格的躲避硐室。
采區的采掘關系:
1)開采順序
煤層開采順序為單一煤層開采，區段開采為由下至上開采，水平開采為上到下開采。
由接替表可以看出配采的年產量：根據前面所設計計算的參數可計算出配采后的配產產量A配ˊ＝225kt。配產后的年產量皆在設計生產能力的1～1.1倍之間。符合配采的要求。
巷道掘進工程的排隊:
1）接續時間的要求
為使采區正常投產和工作面的正常接替，在接續時間上分別留有適當的富裕時間，以免發生意外事故而影響正常接續。
首先，在采區投產以前，即，首采工作面正常回采前1～1.5個月，完成采區準備、回采巷道的掘進工程、設備安裝工程和試運轉工作。
再次，在工作面結束10～15d以前，完成下一接替工作面的巷道掘進工程及設備安裝工程。
2）巷道的掘進速度
為滿足采區投產前完成準備、部分回采巷道的掘進工程和投產后每一個工作面在結束后順利接續的要求，制定了該采區巷道掘進速度指標表2.2.
表2.2
掘進機械化程度巷道類別月進度/m
鉆眼法巖巷100
鉆眼法煤巷200
鉆眼法半煤巖巷150
3）巷道的掘進工程排隊
為使采區投產后，保證采煤工作面的正常接替，掘進要趕上回采之前，合理安排掘進施工。
設計考慮一個備用工作面，即為本區段同一煤層的另一翼工作面。并且在本區段開采時，使用上區段下順槽（運輸平巷）作為本區段開采的回風巷。
因此在采區投產以前要完成采區下山、上部車場、硐室（包括絞車房、煤倉、變電所）、第七區段、第六區段、第五區段、第四區段、第三區段、第二區段共六個區段的中部車場、軌道石門、第七區段、第六區段、第三區段各區段的回風斜巷、運輸斜巷、溜煤眼、回采巷道（包括機、風巷和瓦斯尾巷（上區段的機巷））。
采煤方法:
方案Ⅰ：單一走向長壁采煤法
特點：首先將采區劃分為區段，在區段內布置回采巷道（區段平巷、開切眼），采煤工作面呈傾斜布置，沿走向推進，上下回采巷道基本上是水平的，且與采區下山相連。
方案Ⅱ：單一傾斜長壁采煤法
特點：首先將井田或階段劃分為帶區，在帶區內布置回采巷道（分帶斜巷、開切眼），采煤工作面呈水平布置，沿煤層傾向推進，兩側的回采巷道是傾斜的，并通過聯絡巷與大巷相連。采煤工作面向上推進稱仰斜長壁；向下推進稱俯斜長壁。為便于順利開采，煤層傾角不宜超過12º.
方案Ⅰ與方案Ⅱ比較具有以下優點：
巷道布置相對簡單，巷道掘進和維護費用低，投產快；
運輸系統相對簡單，占用設備少，運費相對低；
通風線路短，風流轉折變化少；
但同樣與方案Ⅰ相比也具有以下缺點：
由于方案Ⅱ工作面的特點上水平布置沿傾斜達九百多米，造成傾斜巷道的距離過長，
因而使得輔助運輸、行人、掘進比較困難，且現有設備都是按走向長壁工作面的回采條件設計的，不能完全適應傾斜長壁工作面生產要求；
方案Ⅱ采煤工作面由于受運輸方式、放炮、支架、回柱放頂及安全等因素影響，工作面長度受到限制，使得工作面單產能力較低；
該采區有一定數量的小斷層，且大多數為走向延伸，對傾斜長壁采煤方法的開采相對不利。
兩方案皆為整層開采，自然垮落法處理采空區。適合于薄及中厚煤層的開采。通過上述比較，結合該采區的實際開采條件和該礦一貫采用的采煤方法，選擇方案Ⅰ：單一走向長壁采煤法。
生產系統:
該采區采用集中上山，區段不聯合的下山采區巷道布置的準備方式，采用單一走向長壁垮落采煤法。層煤劃分七個區段，共計14個采煤工作面。通過軌道石門和上山相連。
1）運煤系統：
各煤層回采工作面采出的煤由區段運輸平巷，區段運輸斜巷，區段運到由溜煤眼到達運輸下山，在大巷裝車外運。
2）通風系統：
第一區段的通風系統為：軌道下山的風流由本區段中部甩車場，區段軌道石門，區段運輸斜巷，到達各個煤層的區段運輸平巷，沖洗工作面。污風由各煤層區段回風平巷，區段回風斜巷，區段軌道斜巷，到回風下山，再到達回風大巷。區段的通風系統為：軌道下山的風流由本區段下部車場（在掘進時敷設有軌道，在投產后可拆掉，敷設皮帶運輸機），區段進風石門，區段運輸斜巷，到達各煤層的區段運輸平巷，沖洗工作面。污風由各煤層區段回風平巷，區段回風斜巷，上區段軌道石門，上區段回風聯絡巷，到回風下山，再到達回風大巷。其它區段的通風系統為：軌道下山的風流由中部甩車場，區段運輸斜巷，到達各煤層區段運輸平巷，沖洗工作面。污風由各煤層區段回風平巷，區段回風斜巷，上區段軌道石門，上區段回風聯絡巷，到回風下山，再到達回風大巷。各煤層采空區涌出的瓦斯由專用的瓦斯尾巷（上區段的運輸平巷）排出，再到上區段進風斜巷，上區段軌道石門，再由回風聯絡巷，進入回風下山，回風大巷。
3）運料系統：
軌道下山，上區段中部車場，上區段軌道石門，區段軌道斜巷，各煤層的區段回風平巷，再到工作面。
第一區段為上部車場，到軌道斜巷，區段回風斜巷，各煤層的區段回風平巷，在到回采工作面。區段軌道石門，中部（下部）甩車場，在到達軌道下山，從大巷走出。
4）避災路線：
避災路線為：工作面到本區段運輸平巷，到達區段運輸斜巷。
表2.3高檔普采工作面的設備配備表
序號設備名稱型號單位數量
1采煤機MDY-150臺1
2刮板輸送機SGB-630/150臺1
3刮板輸送機SGW-40T臺5
4乳化液泵XRB-2B臺1
5移動變電站KSGZY-500/660臺1
6輸送機移置器YQ-1000C/1000臺24
7煤電鉆MZ-1.2臺2
8水泵PB-120/15臺1
9調度絞車JD-11.4臺2
10單體液壓支柱DZ-22臺971
11鉸接頂梁HDJA-1000臺971
采空區處理方式
采用全部垮落法處理采空區頂板,采用人工間隔回柱放頂,先支后回的順序,對個別人工難以回柱的單體液壓支柱,用回柱小絞車解決。
工作面的作業方式
采用“兩采一準”的方式作業，作業制度為“三八”制。
第七章井下運輸
第一節采區運輸
采區運輸主要由煤炭運輸、材料運輸和矸石運輸組成。暗斜井（采區的軌道下山、皮帶下山）運輸方式設計考慮了絞車提升礦車和膠帶輸送機兩種方式。膠帶運輸具有運輸連續、能力大、易實現集中管理和自動控制等優點，國內生產實踐經驗表明，在運輸距離小于4.0km，運量在1000kt/a以上時，使用膠帶輸送機是經濟合理的，因此煤炭采用皮帶運輸，軌道下山采用絞車運輸矸石與運輸材料，本礦井設計生產能力為210kt/a，采區利用皮帶運輸與絞車提升相結合的方式。
第二節運輸大巷運輸
根據礦井開拓方式，礦井的運輸主要由平硐和水平運輸大巷擔負，根據運輸距離和運輸量，主平硐、運輸大巷只考慮機車牽引1T礦車運輸。
第八章礦井通風與安全
第一節確定礦井通風系統
本礦井通風方式為抽出式通風。礦井的通風系統為中央對角式通風系統。
礦井新鮮風流經主平硐井進風，水平運輸大巷、采區下車場、軌道上山和運輸機上山、石門和運輸平巷、運輸順槽到回采工作面；回風經回風順槽、回風石門、回風上山，最后由回風斜井排出地面。
第二節計算和分配礦井總風量
1、礦井總風量
（1）按同時下井人數需風量計算
Q=4NK
式中：Q——礦井總供風量，m3/s
N——井下同時工作的最大班人數，人
4——每人每分鐘供風標準，4m3/min·人
K——風量備用系數，K=1.35
Q=4×180×1.35=972m3/min
=16.2m3/s。
（2）按瓦斯涌出量計算
=805m3/s≈13.4m3/s
式中：Q——礦井總供風量，m3/s
q瓦——礦井瓦斯或二氧化碳的平均相對涌出量，6.60m3/t
T——礦井平均日產量，700t
K——風量備用系數，K=1.65
Q硐——獨立通風硐室，100m3/min
（3）按實際需要計算
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×k漏
式中：ΣQ采——回采面需風量和，m3/s；
ΣQ掘——掘進面需風量和，m3/s；
ΣQ硐——硐室需風量和，m3/s；
ΣQ其它——其它巷道需風量和，m3/s；
K漏——漏風系數，取1.20。
礦井移交達產時，布置一個高檔普采工作面生產，ΣQ采=1×18=18m3/s；3個掘進工作面，ΣQ掘=3×5=15m3/s；本設計中，井下機車充電硐室需獨立通風，故ΣQ硐=1.67m3/s；其它巷道需風量按10m3/s考慮，ΣQ其它=10m3/s。
Q=（18+15+1.67+10）×1.20=56.0m3/s
根據上述三種計算方法，礦井總風量取其中較大者，因此，礦井總供風量為56m3/s。
第三節計算礦井通風阻力，選擇扇風機
1、礦井負壓計算
經計算，本礦井通風容易時期負壓720Pa，通風困難時期負壓1256Pa。
2、等積孔計算
A=
式中：A——等積孔，m2
Q——礦井總風量，m3/s
h——礦井負壓，Pa
通風容易時期：
A=2.12m2
通風困難時期：
A=1.71m2
以上計算結果表明，礦井生產初期，通風阻力等級為小阻力礦井，通風難易程度為容易。生產后期，通風阻力等級為中阻力礦井，通風難易程度為中等難易程度。
根據以上計算結果，選擇TZK58NO.24風機四臺，用于東風井（2臺）與西風井（2臺），工況點參數為：Q=3000m3/s～5000m3/s,pst=600～2500pa,電機型號為：YBF400M2-8，電機功率為185kw，電壓為6000V,n=740r/min.風機反風裝置為電機反轉實現，可靠。
一、礦井災害防治
㈠瓦斯災害防治
⒈防止瓦斯積聚
（1）加強通風是防止瓦斯積聚的主要措施，巷道斷面設計考慮通風需要，主扇根據計算選型，可靠地保證礦井總風量。同時生產的采掘工作面不多，通風系統比較簡單，沒有不符合《安全規程》規定的“四風”。井下通風構筑物少，管理維護容易，各用風地點風量易控制，風流穩定性好，能保證各用風點風量。但生產中、后期通風路線較長，通風阻力增大。隨著掘進工程的結束，風量的增大可抑制采空區瓦斯的大量涌出，有利于對瓦斯的綜合控制。
（2）加強通風設施檢查與維護，保證通風設施完好，正確使用通風設施，保證礦井風流穩定，確保各用風地點按計劃配風，風速和風流中瓦斯濃度符合《安全規程》規定。
（3）加強巷道維護和采煤工作面頂板管理，避免形成頂板高冒空洞，一旦形成要及時接頂充填。及時密閉盲巷、廢巷，隔離采空區。合理安排巷道掘進，盡量減少盲頭。對容易積聚瓦斯的低風速巷道頂板附近、斷層帶附近、高冒區、盲巷、采空區邊緣、采面上隅角、采面尾巷等地點，要嚴格瓦斯檢查。當瓦斯超限時，必須嚴格執行瓦斯排放制度。
（4）實行采、掘電源分開，加強通風設備及供電設備的檢修維護，減少無計劃停電停風造成的瓦斯積聚。
⒉防止引爆瓦斯措施
⑴嚴禁攜帶點火工具入井，嚴禁穿化纖衣物下井，井下嚴禁使用電爐，嚴禁拆
開礦燈，井口周圍20m范圍內嚴禁明火。井下需要進行電焊、氣焊、噴燈等焊接作業時，必須嚴格執行報批手續，嚴格遵守《安全規程》有關規定。
⑵設計井下電氣設備均按《安全規程》防爆要求選型。所有井下電氣設備均選用隔爆型。電氣設備下井前要嚴格執行防爆檢查，井下電氣的安裝、使用要嚴格按《安全規程》操作，并經常進行檢查、維修，保持完好，杜絕失爆。
⑶井下供電系統設計有接地系統和漏電保護。所有電氣設備外殼就地接地，井下380V線路設繼電漏電保護，127V設綜合保護器保護。
⑷采煤工作面實行甲烷電閉鎖、掘進工作面實行風電閉鎖、甲烷電閉鎖，能有效杜絕瓦斯超限時可能產生的電氣火花。
⑸風筒、支護材料、電纜等非金屬材料必須采用抗靜電材料，防止電火花。工器具及設備外殼應使用活性較小的金屬材料。要加強回柱絞車等設備管理，防止強烈磨擦及撞擊產生火花。
⑹井下爆破必須按煤巖類別使用煤礦安全許用炸藥，不準使用不合格或變質的炸藥。必須使用煤礦準許用電雷管，采用毫秒延期雷管時，一次爆破延期時間不得超過130毫秒，打眼、裝藥、放炮等各項爆破工序必須嚴格遵守《安全規程》有關規定。
⑺煤倉、溜煤眼堵塞需要放炮松動時，必須制定安全技術措施，放炮之前，要進行瓦斯濃度檢查和眼內灑水，必須使用安全被筒炸藥。
⑻巷道貫通相距15m時，必須停止一頭掘進，并保持停掘巷道正常通風，即將穿透時必須再次檢查瓦斯、煤塵。
⒊防止瓦斯爆炸災害擴大措施：
⑴礦井采用平硐暗斜井開拓，煤層平巷、斜巷回風，采掘工作面距井口遠，回風路線長，不有利于爆炸波的卸壓。因此，風井口和平硐共同承擔卸壓作用。為減少爆炸煙塵及有毒氣有害氣體影響危害范圍，應在井下工作面就近進風巷適當地點設避災硐室。
⑵不用的舊巷及開采結束工作面要及時構筑可靠的永久密閉，與采空區隔離。
⑶要采取綜合防塵措施，減少揚塵，及時清掃積塵，避免瓦斯爆炸時引起煤塵爆炸。
⑷編制周密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。礦井應按規定進行瓦斯等級鑒定，根據鑒定結果按《安全規程》規定相應設防。
㈡煤塵爆炸災害防治
⒈降低煤塵措施
⑴設計在產塵巷道、積塵巷道鋪設消塵灑水管路，并按規定距離安設支管和閥門。
⑵各裝載點、轉載點和卸載點均安設灑水消塵裝置，以降低揚塵，主要進、回風巷設噴霧水幕凈化空氣。
⑶建議采煤工作面使用水炮泥；掘進作業實施濕式鑿巖，使用水炮泥，放炮前，裝巖前灑水。定期沖刷井壁巷幫清除巷道積塵等綜合防塵措施。
⑷加強巷道維護，保證通風斷面，工作面合理配風，保證巷道及工作面風速適宜，減少煤塵二次飛揚和及時排出揚塵。煤倉保持一定煤位，防止煤倉過風，煤倉上口設風門減少煤塵飛揚。
⒉防止引爆煤塵措施
煤塵爆炸往往是由瓦斯爆炸產生的空氣沖擊波引起煤塵二次飛揚，煤塵再被爆炸高溫火焰引爆的一連串爆炸，其爆炸威力及危害性更大，所以除要采取防止瓦斯爆炸引起煤塵爆炸的措施外，在產塵地點，也要采取防止引爆瓦斯的措施，防止煤塵單獨爆炸。
⒊防止煤塵爆炸災害擴大措施
要采取防止瓦斯爆炸災害擴大措施防止煤塵爆炸災害擴大，重點是定期沖刷井壁巷幫及時清除巷道積塵。
㈢礦井防滅火
⒈防火系統
結合防塵要求，地面在礦井開采最高標高線及以上適當地點修建200m3高位水池，采用抽取河水或沉淀后的礦坑水作為消防，防塵水源。用泵抽到高位水池，采用靜壓供水。設計消防主干管為DN100mm焊縫鋼管，分管為DN50mm，支管為DN25mm。地面分別在坑木場，木料加工場，辦公室，宿舍等地設消防栓，間距不大于50m。井下在主要巷道內鋪設灑水、消防管路，并按規定距離安設支管和閥門。另外地面易燃易爆場所，如地面變電所、主扇房火藥庫等，要配備二氧化碳滅火器、干粉滅火器、砂箱等多種滅火器材。
⒉防止火災措施
⑴礦井必須制定井上、下防火措施。礦井所有地面建筑、煤場(倉)、矸石(堆)場、坑木場等處的防火設施和制度必須符合國家有關防火規定。
⑵易燃、易爆場所配備的二氧化碳滅火器、干粉滅火器材必須按規定定期檢查更換，保證其完好。
⑶井口附近建筑必須采用不燃材料修建。井口及主扇房20m范圍內嚴禁煙火。
⑷嚴格執行入井檢身制度，嚴禁非生產火源帶入井下，嚴禁在井下撤卸礦燈。嚴格按《規程》規定管理井下電焊、氣焊、噴燈等生產火源。井下嚴禁使用電爐，嚴禁使用燈泡取暖。
⑸井下主要巷道均采用不燃性材料支護，風筒選用抗靜電、阻燃風筒，電纜均選用阻燃電纜。
⑹電氣設備、電纜要合理選型，保護裝置齊全，保護整定值準確，保護動作迅速。
⑺礦井要制定切實可行的火災處理預案，防止火災擴大，減少損失，并與當地公安消防部門建立消防聯網。
⑻為了防止煤層自燃，采掘工程必須嚴格按設計施工，不隨意留設煤柱，回采工作面采空側每隔50m應用不燃材料相隔，回采過程中要掃凈浮煤。舊巷、采空區要及時封閉，減少漏風。要加強井巷中一氧化碳及煤壁溫度的監測，一旦發現異常要立即采取措施。
㈣井下其它災害防治
⒈頂板事故防治
⑴礦山壓力及支架選型：
鑒于圍巖穩定性較好，設計巖石巷道采用全部或部分掛網錨噴支護。圍巖松軟破碎的階段石門及煤巷用木棚支護或單拱、花拱支護。工作面及開切眼采用木支柱支護。巷道斷面設計考慮受壓變形后仍然能滿足通風及行車、行人安全間隙要求。采煤工作面下端頭及采場內支護符合本設計第五章要求。運輸大巷上方用板石帶護巷。走向長壁采煤工作面進、回風巷超前煤壁20m必須加強支護，超前10m應進行特殊支護，以保證工作面上下安全出口暢通及保證巷道通風斷面。
⑵防治頂板事故措施：
①根據煤層頂板特點及礦壓資料分析預測，合理設計煤柱寬度。由于采高為2.5m，且沒有老頂來壓，采空區冒落充填較好，階段回風巷可采用沿煤掘巷，無煤柱開采。合理設計工作面巷道支護參數，并按設計參數施工，保證施工質量。
②及時支護，嚴禁空頂作業。放炮崩倒、崩歪失效支護要及時補打、扶正。由于煤層為緩傾斜煤層，所以采煤工作面煤壁、掘進工作面迎頭必須加強支護，防止煤壁片幫。
③采掘工作面作業前和作業中要認真執行敲幫問頂制度，細致檢查作業場所幫頂情況，發現有幫頂活石、傘檐要及時處理，處理不掉的不得在其下停留，并要及時
打設臨時支護，防止冒落傷人。敲幫問頂及處理卸頂的操作要嚴格執行《安全規程》及《操作規程》。
④采煤工作面使用刮板運輸機時，必須制定移溜安全技術措施，對移溜方法、步距等作出明確規定；頂板破碎時應考慮分段或拆卸移溜。
⑤煤層上山掘進放炮時，上山內所有人員必須撤至運輸巷或安全躲身硐，防止放炮片幫堵人、傷人。
⑥加強地質工作，做好過斷層、舊巷、破碎帶的地質預報，并根據地質預報采取專項措施，加強支護。
⒉墜落事故防治
①上山內必須每架棚設底橫桿，全長必須栓有結實可靠的攀繩，以防止大塊煤矸、設備、物料滾落傷人。
②煤倉、溜煤眼及矸倉嚴禁行人。煤倉、溜煤眼及矸倉上口要加裝篦子，防止人員墜入。斜巷的欄桿、扶手、煤倉、溜煤眼及矸倉篦子的安設及管理必須符合《安全規程》有關規定。煤倉、溜煤眼、矸倉上山上口人行道寬度應大于0.8m，下口人行道寬度應大于1.0m。
⒊爆破事故防治
①放炮員必須由具有兩年以上采掘工齡、經過專門培訓，取得由公安機關頒發合格證的人員擔任，并持證(牌)上崗。
②嚴格執行雷管編號及爆破材料領退核銷制度，防止爆破材料流失。
③爆破材料的運輸、儲存嚴格執行《安全規程》有關規定。
④嚴格執行“一炮三檢”制度及“三人連鎖放炮”制度。
⑤放炮員必須認真執行放炮安全距離規定，放炮之前要設好警戒人、警戒牌，放炮時按規定喊號警示。石門揭煤的爆破工作必須制定專門的安全措施并在地面操作。
⑥引藥制作、瞎炮處理嚴格執行《安全規程》有關規定。嚴禁放糊炮、明炮。
⒋運輸提升事故防治
①巷道寬度符合行車、行人安全間隙，平巷巷道坡度為3‰，滿足人力推車要求。暗斜井坡度滿足斜巷串車提升要求。運輸軌道的選型，鋪設符合《安全規程》規定。
②軌道暗斜井安裝完備的安全保護裝置，做到有坡必擋，“一坡三擋”及聲光信號齊全。斜井提升嚴禁蹬鉤，提升時嚴禁行人。嚴禁爬乘運行中的礦車和材料車。
③人力推車的礦車應自制剎車裝置(可配剎車棒)，能夠實現靈活制動，保證人力推車安全。采用電機車運輸時，機車必須達到合格的“四齊全”要求，牽引數量應按機車使用說明書執行。
④無論是人力推車或電機車運輸、運行過程中推車人或機車司機、跟車員都要集中精力，時刻注意前方，在接近道岔、拐彎、風門及發現前方有人、有障礙物時，要發出警告信號，減速慢行，嚴禁（開）快車。
⑤礦車同向推進時，相鄰之間要保持10m距離，防止撞人。
⑥絞車司機、電車司機、跟車員、把鉤工、信號工、刮板司機、翻籠工等必須經培訓合格并持證上崗。
㈤礦山救護災害處理
⒈礦山救護隊、消防隊
由于礦井設計生產能力不大，采掘頭面少，故不設專職礦山救護隊，但礦井應與礦區專職礦山救護隊簽訂救護協議，并組建兼職礦山救護隊。當礦井發生災害事故需要救護時，救護隊能在30min內及時趕到。不組建專職消防隊，但應配備兼職消防隊，當地面發生火災時，應在第一時間進行搶救，并在同一時間向“119”報警，礦區消防隊能在30min內及時趕到。
⒉自救互救及設備器材配備
礦井必須按規定給井下人員配備隔離式自救器，并教會每個人正確佩帶使用，監督其隨身攜帶。礦井應建立創傷急救系統，配備急救器材、裝備和藥品，情況危急時求助鄉、縣急救。
礦井應加強職工救護知識培訓教育，增強職工自救、互救意識，掌握各類事故現場搶救處理方法及避災路線，掌握呼吸道通暢、人工呼吸、止血、包扎、骨折固定及搬運等現場急救基本知識。礦井要根據當時采掘情況及接續動態編制切實可行的年度、季度《礦井災害預防及處理計劃》，礦井要建立處理災害事故領導小組，明確處理災害事故有關人員的責任，在簽定救護協議的專職救護隊和礦區或縣公安消防隊指導下，每年至少進行1次礦井救災、防火演習和創傷急救等技術練兵活動。
二、礦井安全管理
㈠安全生產責任制度
⒈建立礦井各級領導安全生產責任制，分別明確其在安全生產工作中的職責，增強安全生產責任心。
⒉建立礦井各部門業務保安制，分別明確其從業務范圍確保安全生產的職責，為安全生產提供可靠指導和有力保障。
⒊建立各工種崗位責任制，在規定其本崗位生產工作職責的基礎上，規定其安全生產的職責和權利。
⒋編制各工種操作規程，規定各工種(崗位)安全操作的方法和技術要領。
㈡安全生產管理制度：
⒈建立安全信息管理制度，每一管理人員升井后，必須填寫所經路線發現的安全隱患，及時落實限期整改，按期復查整改情況。
⒉建立礦井安全生產分析制度，定期或不定期對安全生產工作進行分析預測，總結前期安全工作，布置后階段安全工作。
⒊建立礦井安全大檢查制度，定期或不定期檢查安全工作，發現問題及時處理，消除事故隱患。
⒋建立礦井安全生產獎懲制度，以年、季、月為時間界限，對安全生產工作進行階段總結、評比、獎懲，對在安全生產工作中有突出貢獻的予以隨時重獎，對不服管理造成事故的予以重懲。
⒌建立請示匯報制度，根據安全生產責任制，業務保安制、崗位責任制，實行逐級管理，分級負責，做好安全生產的請示匯報工作。
⒍建立從采、掘、機、通、運各工序安全管理制度以及水、火、瓦斯、煤塵、頂板等分類別安全技術措施和辦法，全員、全方位、全過程管理安全生產，杜絕各類事故的發生。確保礦井生產安全。
⒎建立事故座談追查制度，做到事故原因分析不清不放過；事故責任者和群眾沒有受到教育不放過；防范措施沒有落實不放過。同時建立傷亡及重大非傷亡事故向鄉(鎮)、縣市匯報的制度。
⒏建立安全教育培訓制度，定期和不定期對職工進行安全思想教育和安全技術培訓，增強職工安全意識，提高操作技能和預防及處理事故的應變能力。
⒐建立安全生產保障及風險機制，加大安全生產設備、設施、防護用品的投入，確保安全設備、設施超前運作，為職工做好人身保險工作。
㈢安全機構及管理體制
⒈礦設安全監察科（組），配備科（組）長及與安全生相適應的安全監察員，對全礦安全監督和安全業務全面負責，是業主（礦長）直接領導下的職能機構。有條件時可配備或指定一個副礦長分管此項工作。本礦安全監察科（組長）安全監察人員應經過縣級安全部門的培訓合格并持證上崗。
⒉礦井安全監察機構實行單軌制，即在安全監察工作上代表礦方行使安全監察權，在業務工作上覆行安全管理職能，全礦各級職能機構和全礦職工都必須接受安全監察科（組）的監督和管理，并與縣鄉安全部門建立業務聯系。安全監察科（組長）、安全監察員由業主（礦長）聘任，保持相對穩定，并將聘用名單報縣、鄉安全部門備案。安全監察人員應享受生產部門人員的同等待遇。
第九章礦井技術經濟指標
序號指標單位數量
1煤層牌號WY3
2層1
3可采煤層總厚度m2.5
4煤層傾角度9
5工業儲量/可采儲量萬t735.58/668.47
6工作制度年工作日數/日采煤班數d/班300/2
7礦井生產能力年生產能力/日生產能力萬t/a、t/d21/700
8礦井服務年限a17.2
9第一水平服務年限a10
10井田走向長度m3100
井田傾向長度m2000
11瓦斯等級低瓦斯
12通風方式抽出式
13礦井涌水量正常涌水量/最大涌水量m2/h30/60
14開拓方式平硐＋暗斜井
15水平標高第一水平/最大涌水量mm2/h42030
16工作面數目生產/備用個1/1
17采煤工作年進度m520
18大巷運輸方式機車
19電機車型號XKB-6/100-1A
20礦車類型1T標準礦車
21設計煤層主要指標
工作面長度
工作面年進度
采煤機械
工作面效率m
m
t/工130
520
MDY-150
4.2
