采矿工程课程设计.doc

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1、 采 矿 课 程 设 计 指导老师：专 业：能源采矿班 级：姓 名： 学 号：目 录前 言 页第一章 矿井地质特征 矿井储量及年产量 页 第一节 井田地质特征 页第二节 井田范围及储量 页 第三节 矿井年产量及服务年限 页第二章 井田开拓 页第一节 井田内划分 页 第二节 开拓方案的选定 页第三节 开采顺序 页 第三章 采煤方法 页 第一节 采煤方法的确定 页第二节 采区巷道布置 页 第三节 回采工艺 页第四章 灾害预防 页结束语 页参考文献 页前 言 （改动）设计题目井田边界：井田走向长度6500m，倾斜长2700m。煤层埋藏特征：煤层厚度m=6.0m,煤层倾角=19顶板为泥质页岩，底板为砂

2、岩；表土层厚度60m，地面标高+100m；煤层埋藏条件稳定，井田无较大构造。煤的容重=1.3 t/m3。煤质中硬偏软，坚固性系数f=1.52.5煤层开采技术条件矿井正常涌水量Q正=200 m3/h；; 矿井最大涌水量Q大=330 m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=12.5 m3/dt; 煤尘无爆炸性，无自然发火倾向。第一章 井田地质特征 矿井储量及年产量第一节 井田地质特征1.1.1 井田境界井田走向长度6500m，倾斜长2700m。1.1.2 煤层埋藏特征煤层厚度m=6.0m,煤层倾角=19顶板为泥质页岩，底板为砂岩；表土层厚度60m，地面标高+100m；煤层埋藏条件稳定，井田无较大构造。煤的

3、容重=1.3 t/m3。煤质中硬偏软，坚固性系数f=1.52.5，可见该煤层赋存稳定，地质条件优越。1.1.3 矿井开采技术条件矿井正常涌水量Q正=200 m3/h；; 矿井最大涌水量Q大=330 m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=12.5 m3/dt; 煤尘无爆炸性，无自然发火倾向。1.1.4 煤层顶、底板岩性表1-1 煤层顶、底板岩性表序号煤层名称倾角（）煤层平均厚度（m）层间距（m）容重(t/m3)硬度(f)煤层生产率(t/m2)围 岩性 质备注顶板底板1m196.0无1.31.52.57.8泥质页岩砂岩第二节 井田范围及储量1.2.1 井田范围井田沿走向长6500m,倾向长2700m,井

4、田内煤层面积为17.55KM2,井田面积为16.594 KM21.2.2 矿井储量矿井工业储量 矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质堪探煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可供的可列入平衡表内的储量。 矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般即列入平衡表面的A+B+C级储量，不包括作为D级储量的远景储量。计算方式如下：M=hA 式中 h 煤层厚度，m; A 煤层面积，m2; 煤层容重，t/m3M= ha = 61.7551071.3 =13689(万吨)矿井设计储量 矿井设计储量是指矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物，建筑物需要留

5、设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。 井田境界煤柱损失，由于矿井正常涌水量Q正=200 m3/h，矿井最大涌水量Q大=330 m3/h；因此，按设计矿井一侧，按20m留设。ZC=MP式中ZC 矿井设计储量， 万吨M 工业储量P 永久煤柱损失量井田境界煤柱损失 p=202650061.3+202270061.3=287.04(万吨)矿井设计储量 ZC=MP=13401.96 (万吨)矿井设计可采储量 矿井设计可采储量是矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。工业场地保护煤柱的计算表1-2 矿井工业场地占地指标井型与设计能力（万吨/年）占有面

6、积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.9145901.21.39301.5备注：占地面积指标中、小型井取大值，大型井取小值 工地场地占地面积=设计生产能力占地指标面积设计生产能力150万吨/年，则工业广场占地面S=151 =15（公顷）假定工业场地为长方形，长宽比为3：2，则长边为500m，短边为300m，根据作图法可求出煤柱的占地面积，再乘以煤层厚度，容重即可求出煤柱损失量。如下图：图2-2-1 工业广场保护煤根据图中四边形ABCD的面积，经计算可得出，工业场地共压煤110万吨； 设计可采储量 Zk =（MP）CZk 设计可采储量，万吨M 工业储量， 万吨P 永久煤

7、柱损失量，万吨C 采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层取85%，本设计可取75% 由于工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量在开通方式、采煤方法确定后才能确定，为便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等，可暂按工业储量的5%7%计入，暂定矿井可采储量Zk=M（M5%）表1-3 矿井可采储量计算表煤层名称工业储量(万吨)煤柱损失(万吨)采煤方法损失矿井设计储量(万吨)矿井设计可采储量(万吨)断层井田境界工业场地合计M1136890287.04110397.040.813401.9612730.

8、77第三节 矿井年产量及服务年限1.3.1 矿井工作制度矿井工作日为330天，采用三八制作业，两班生产一班准备，每天净提升时间为16小时。1.3.2 矿井年产量及服务年限 矿井服务年限 T = ZK/AK 式中 ZK 可采储量，万吨 A 年产量，万吨K 备用系数，取K=1.4 T 服务年限，年 按上式算得服务年限T=12730.77/1501.4=61年计算结果与矿井井型和服务年限表对照知T50，故本设计满足要求：表1-4 矿井井型和服务年限表井型矿井设计生产能力(Mt/a)新矿井服务年限(a)改扩建后矿井服务年限(a)大型6.0Mt/a及以上70603.005.00Mt/a60501.202

9、.40Mt/a5040中型0.450.90Mt/a4030小型0.30Mt/a及以下由各省煤炭厅(局)自定同左备注：改扩建矿井的服务年限不应低于同类型新建矿井的50%第二章 井田开拓第一节 井田内划分2.1.1 保证年产量的同采采区数和工作面数及区段斜长及数目保证年常量的同采工作面数和采区数 采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素确定，当采用综合机械化采煤时，采区生产能力一般为0.61.0Mt/a；采用普通机械化采煤时，采区生产能力为0.40.8 Mt/a，爆破落煤时，采区生产能力一般为.Mt/a各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定表矿井同时生产的

10、采区数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数（个）.、3.02.、.1.及以下2.1.2 矿井达到设计产量时采煤工作面个数达到设计产量时工作面总数长B= AX / mLk3式中 B 采煤工作面总线长 ，m； A 矿井设计年产量 ， t/a ； X 回采出煤率 ， 可取0.9； m 同采煤层总厚度 ，m 煤层容重 ，t/m3k3 工作面采出率 ，97%，95%或93%L 年推进度 ， L=330nI式中 n 日循环数 ，个330 矿井年工作日 ，天I 循环进度 ，m 正规循环系数 ，0.81按上述计算 B = 1501040.9/ 6.01.31069.20.95 = 178.21m 其中，L=3

11、3060.60.9=1069.2m 满足设计规范的要求日循环取6个，循环进度为0.6m, 正规循环系数取0.9根据表2-2采煤工作面长度的选取要求，取工作面长度为250m,由题中给出条件相对瓦斯涌出量q=12.5 m3/dt，日产5000t，绝对瓦斯涌出量为43.40 m3/min;验算工作面长度，亦满足要求，故设计工作面长度为210m较为合理。表2-2 采煤工作面长度的选取表煤层采煤工艺工作面长度（m）缓斜中厚及厚煤层综采160250普采120180炮采100150缓斜薄煤层综采120150普采100120炮采80100确定同采工作面个数N = Bn / l式中 N 同采工作面个数 ，个B

12、工作面总线长 ， mn 同采煤层数 ，个l 采煤工作面长度，m将相关数据代入求得 N = 178.21/210 =0.84;即工作面个数可取为1个就能满足生产要求2.1.3 区段斜长和区段数目 本设计煤层采用走向长璧采煤法，采用煤柱护巷技术，由于是6m厚的厚煤层开采，保留20m宽的区段煤柱宽度。井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长，以利于远输通风，巷道维护等。阶段垂高一般缓斜倾斜阶段垂高为150250,该设计煤层倾角为19瓦斯含量较低、涌水量较小，可以采用上、下山开采相结合的方式。上山采用大倾角皮带输送机；运输顺槽采用胶带输送机运输，其工作长度可以根据工作面长度需要进行调整，对煤层赋存条件好，生

13、产能力较大的可以采用大皮带运输，运输能力更大,综合经济效益和设计规范，将区段斜长初步定为880m.绞车滚筒直径一般不大于1.6m，容绳量1130米。本矿采用上、下山开采相结合的方式，矿井阶段数目设为3个，其中一水平采用上、下山开采，上山阶段斜长为1100，下山阶段斜长为420，二水平一个阶段为下山开采阶段斜长为1140m。2.1.4 水平数目、位置、高度及服务年限 采区长度 L= （6500-202）/4=1615m 故可设4对双翼采区水平服务年限 T = ZK / AK 式中 T 采区服务年限 ZK水平可采储量 A 矿井年设计产量 ，取150万吨K 储量备用系数 ，取 1.4 一水平上山：

14、T =(1200646061.3) /(1501.4)=28.720 故该水平服务年限满足生产要求2.1.5 阶段内的布置方式及参数根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划为2个水平，一水平采用上、下山开采，上山阶段斜长为1100，下山阶段斜长为420，二水平一个阶段为下山开采,阶段斜长为1140m。阶段内用采区式进行准备，每区段分4对走向长为1615m的双翼采区，在井田同一区段内一侧布置一个生产采区，另一侧为准备采区，采用后退式开采顺序。 第二节 开拓方案的选定 由于本井田地形平坦，表土层厚60m，井深超过500m，考虑到地质条件和经济费用所以采用立井和暗斜井上下山综合开拓，其主井设箕斗，

15、副井设罐笼，两个井筒装备梯子间作为安全出口，并按井下生产费用尽可能低的原则，确定井筒位置位于倾向1200m处. 由于矿井范围较大，成长方形布置，为了减少压煤量，因此考虑在采区中央边界设置专门的回风井，采取中央对角式通风方式。 根据井田条件和有关设计规范有关规定，本井田在前面已划为2个水平，阶段内采用采区式进行准备，每个区段分4对走向长1615m的双翼采区，在井田一翼布置一个生产采区，布置一个准备采区，采用后退式开采顺序。 据上述规定，本设计提出以下两个技术上可行的方案，方案一和方案二的区别在于立井延伸水平开拓还是立井和暗斜井综合开拓，两方案生产系数安全可靠，方案一需要多开立井井筒2115m，并

16、相应的增加了提升排水费用，初期投资费用，建井周期长，但在后期可以保证矿井的可持续生产；而第二方案则采用前期立井438m, 可开拓第一水平进行生产，初期投资费用低，建井周期短，提升排水费用较低，在开采第二水平是采用暗斜井布置,减少开拓工程量,提高矿业生产效率。 两方案的开拓方案图详见下图2-1方案一开拓方式剖面图主井位于井田中央，深度495m，副井位于井田中央，深度475m石门开拓方式，副井进风井田中央对角出风。图2-2 方案二开拓方式剖面图主井位置位于煤田倾向1200米处，深度438m，副井425m石门开拓方式，副井进风井田中央对角出风。方案一和方案二的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产

17、经营费和经济比较结果分别见下边表。表2-3 建井工程量表项目方案一方案二初期主井井筒/m495350副井井筒/m475330井底车场/m10001000主石门/m 40050运输大巷/m17001700 后期主井井筒/m960285m(暗斜井)副井井筒/m940285m(暗斜井)井底车场/m10001000主石门/m80067运输大巷/m34003400表2-4 基建费用表目项方案方案一方案二工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元后期主井井筒/m96040003842854000114副井井筒/m94040003762854000114井底车场/m20001000

18、20010001000100主石门/m800900726790060.3运输大巷/m34009003063400900306小计1338694.3表2-5 生产经营工程量项 目方案一项目方案二运输提升/万吨工程量运输提升/万吨工程量一水平大巷及石门运输1.26352.5=1905一水平大巷及石门运输1.26121.8=1321.92一水平井底车场1.26351=762一水平井底车场1.26121=734.4二水平大巷及石门运输1.26352.5=1905二水平大巷及石门运输1.26122.6=1909.44二水平井底车场1.26351=762二水平井底车场1.26121=734.4立井提升立井

19、提升一水平1.28500.495=504.9一水平1.2438.870.4=210.65二水平1.28500.47=479.4二水平排水（万立方米）排水（万立方米）方案项目表2-6 生产经营费用表方案一方案二工程量/万吨-1单价/元（tkm）-1费用/万元工程量/万吨-1单价/元（tkm）-1费用/万元一水平大巷及石门运输19050.45857.251321.920.45594.864一水平井底车场7620.45342.9734.40.45330.48二水平大巷及石门运输19050.45857.251909.440.45859.248二水平井底车场7620.45342.9734.40.4533

20、0.48小计24002115.072立井立井一水平504.90.9454.41438.870.9394.983二水平479.40.9431.46小计885.87394.983提运合计3285.872510.055表2-7 费用汇总表目项案方方案一 方案二费用/万元费用/万元基建工程费用1336694.3生产经营费用3285.872510.055总费用合计4621.873204.355表2-8 设计方案分析比较表优点缺点方案一提升、运输较简单，全部采用上山开采，对于水量涌出的的矿井节省费用，安全系数高主副井井筒施工周期长，见效益慢，前期提升排水通风费用比方案二高方案二初期投资少，见效益快。前期通

21、风排提升水费用低，后期暗斜井延伸不打乱正常的生产提升、运输系统较复杂在经济比较过程中：第一方案的基建费用和生产经营费用远远大于第二方案。（见表2-4，2-5，2-6，2-7）综上所述，可认为方案一和方案二在技术上均有优缺点，但方案一后期开拓延深时对生产影响大，停产较长一段时间，而方案二则可持续生产，在总体投资上也比方案二少，故决定采用第二方案，即矿井采用多水平上下山开采，阶段内沿走向划分为12个采区，每个采区长1615m。第三节 开采顺序2.3.1 井田开采顺序 井田的开采顺序根据在井田内采区的顺序一般采用后退式，即从井田边界开始，向井田中央推进的方式。本井田以井筒位置往两翼可分为六大区，主井

22、井筒以左右各划为三个区，每个区划分两个采区，每个采区划分四个工作面2.3.2投产采区的数目和位置根据井田的开采顺序，水平的开采顺序，决定在1101采区设首采工作面，其后面是1102采区，工作面长为210m,走向长度1595m,工作面配一个备用工作面，一个掘进工作面。根据所配置的工作面的具体条件，投产初期矿井年产量的验算如下： 式中： 矿井同采工作面产量总和，=150万吨 第i号工作面采高，m=6.0m 第i号工作面长， =210m 第i号工作面年推进度，m/a； 第i号工作面煤的容重， =1.3t/m3 同采工作面数, n=0 Ki 第i号工作面采出率， 薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤层9

23、3%,此处Ki=0.93矿井年份出煤量An=1.16 2101069.21.30.95 =183万吨 1.15A=172.5万吨 A ：设计生产能力 故此设计满足年生产能力由于主副井距主要运输量较大，利用主要运输巷作为绕道回车线及调车线，可节约开拓工程量。故可采用立井卧式环形井底车场图2-3 立井卧式环形井底车场第三章 采煤方法 第一节 采煤方法的确定井田范围内煤层厚度m=6.0m;煤层倾角=19，井田内无较大构造，根据我国当前技术情况，以及矿井的地质状况，这里选择低位放顶煤技术，并且能够满足设计年产量，工作面采2.8M ，放4.2M。 工作面倾角为19度，必须制定一套完整的安全措施来保证采面

24、得安全生产。 工作面采用后退式开采方法，工作面装备以ZFS5200-17/32型插板式放顶煤液压支架为主的方案，配备MXA-300型双滚筒采煤机，刮板运输机为SGZ-800/800型刮板输送机，运输顺槽安设SZQ-150转载机和LSP2000破碎机，DSP-1063/1000型可伸缩皮带运输机,工作面端头和上下顺槽15m超前支护范围内可用DW3.15型和DW2.8外注式单体液压支柱的综合采煤机械. 第二节 采区巷道布置 布置采区巷道是为了把回采工作面、矿井主要开拓巷道联系起来，构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。3.2.1 采区基本情况参数采区走向长度本设计每阶

25、段中有4个采区，采区走向长度1595m ,倾向长度一水平为1100m,二水平为420m和1140m, 阶段斜长及阶段数目矿井划分为三个阶段，一水平阶段斜长为1100m、二水平设420m、1140m 区段巷道煤柱尺寸 为了保护采区内各种煤层巷道处于良好状态，目前常留设一定尺寸的煤柱。井底大巷保护煤柱一侧各留设35m，等以后上下山采完在设采区回采；留设轨道上山、运输上山、机轨合一大巷保护煤柱尺寸为20m. 采区轨道上山、运输上山位置的确定 此煤层倾角为19度，因此第一和第二区段沿煤层顶、底板开掘两条上山，第三区段开掘两条下山。上下山在倾斜方相距10m;轨道上山采用串车提升，运输上山铺设皮带运输机。

26、运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的上部。区段平巷的布置 M1煤层厚度6m,倾角19，区段平巷可采用倾斜内错式布置。联络巷道的布置采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段之间的联络巷道，区段集中巷与区段平巷之间联系方式，m煤层区段平巷水平布置时，采用石门联络。采区车场形式选择 由于回风石门较长，为方便与回风石门联系，m煤层采区上部车场可采用顺向平车场，中部车场采用绕道式甩车场，采区下部车场采用大巷装车式采区下部车场。 采区主要断面支护方式 机轨合一大巷采用锚喷支护，其净断面面积为14m2,轨道上山、胶带运输机上山采用U型钢棚锚喷支护，其净断面面积为12 m2 ，区段平巷采用

27、U型钢棚支护，其净断面面积为12 m2。 采区硐室 采区硐室主要有采区变电所、采区绞车房、支护方式采取U型钢棚锚喷支护。根据采区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造，含水层、将绞车房布置在m1煤层底板中。采区中央变电所设置在采区上山之间。3.2.2 采区的各个系统 采区运输系统（运煤材料） （1） 运煤系统 回采工作面刮板输送机运输顺槽皮带运输机运输上山机轨合一大巷主井井底煤仓装载硐室箕斗地面 （2）材料、设备运输系统 井下所用材料、设备由副井井底车场机轨合一大巷轨道上山回风顺槽工作面 矸石的运输方向与运料方向相反通风系统 新鲜风流经副井机轨合一大巷运输上

28、山运输顺槽工作面轨道顺槽回风石门集中回风大巷回风井排水系统 回采工作面工作面上顺槽或掘进工作面轨道上山 机轨合一大巷水仓，由主排水泵排出地面3.2.3 采区千吨掘进率、采区采出率及掘进出煤率 根据所设计的采区巷道布置，统计煤、岩巷道总长度表3-1 采区掘进巷道统计表序号巷道名称围岩形式支护方式巷道断面巷道长度（m）净（m2）掘（m2）1轨道上山岩U型钢棚锚喷支护1012.51100（二阶段420m三阶段1140m）2运输上山煤U型钢棚锚喷支护1012.51100（二阶段420m三阶段1140m）3运输顺槽煤锚索网1012.516154轨道顺槽煤锚索网1012.516255开切眼煤木锚索网101

29、2.5210合计5650采区总出煤量=（工作面出煤量+掘进出煤量） =15952106.01.3+212.516151.3+1.321012.5=2668510（吨）采区千吨掘进率采区千吨掘进率= 采区巷道总掘进长度（m）/采区总出煤量（kt） =5650/2668510 = 2.11m/kt采区掘进出煤率 采区掘进出煤率= 采区掘进总出煤量/采区总出煤量100% =(212.516151.3+1.321012.5+110012.51.3)2588454.7100% =2.95%采区采出率采区采出率= 采区总出煤量/采区工业储量100% =2588454.7/2641824.9100% =97

30、.97%第三节 回采工艺3.3.1 采煤工作面有关参数 本次设计煤层为两水平上下山开采，布置一回采个工作面。回采工作面长210m,循环进度为0.6m,日进度为3.6m,采用低位放顶煤技术，采2.5m放3.5m。工作面生产能力183万吨/年，考虑到回采损失和其它影响取系数0.90，故工作面生产能力为164.7万吨/年。3.3.2 工作面采装及设备选型工作面采装及设备选型 工作面采用后退式开采方法，工作面装备以ZFS5200-17/32型插板式放顶煤液压支架为主的方案，配备MXA-300型双滚筒采煤机，刮板运输机为SGZ-800/800型刮板输送机，运输顺槽安设SZQ-150转载机和LSP2000

31、破碎机，DSP-1063/1000型可伸缩皮带运输机,工作面端头和上下顺槽20m范围内支护可用DW28型和DW25外注式单体液压支柱的综合采煤机械，配备表如表: 3_2采区机械配备表名称型号单位数量采煤机MXA-300台1支撑掩护式液压支架ZFS5200-17/32组131刮板输送机SGZ-800/800台1转载机SZQ-150台1皮带运输机DSP-1063/1000台2回柱绞车JH2-18台2调度绞车JD-11.4台8乳化液泵站FRB200/40台2单体液压支架DW28和DW25根200水泵ZBA-6台4探水钻HQ-150台4煤电钻MZ-15台43.3.3 割煤及进刀方式M1煤层赋存比较稳定

32、，煤层倾角较缓，顶底板比较稳定，采用端部进刀，往返一次割两刀的方式割煤，并且每割一刀放一次煤。3.3.4 采煤方法 由于本次设计中m1特厚煤层，故采用放顶煤的开采方式.其技术措施如下：降低初采高度，以后再沿走向和倾向方向调至2m，由于受支护条件的限制，确定初采高度2m,待直接顶初次垮落后，沿走向方向逐渐加大到正常采高2.5m。沿倾向方向则在直接顶初次垮落前，先将工作面两端10m范围内的采高由巷道高度渐增至2.5m,在直接顶垮落后，在工作面两端1520m范围内，禁止放顶煤，在工作面1-3架范围内加强顶板支护，采用金属网和木梁支护。由于采用地位放顶煤，支架尾部安设一部刮板输送机，故要加强1-3架支

33、架尾部的顶板管理，防止冒顶，压后部车；同时在运输顺槽转载机另一侧架设木铎切顶支护，防止顶板冒落压住转载机。支架的防倒、防滑措施当工作面倾角偏大时，支架倾倒，工作面前后部链板机下滑的机率增加，可采取如下措施：1）排头、排尾用顶梁千斤顶，底座和后座千斤顶锚固，组成锚固站，防止倒架2）采用带压擦顶移架，防止咬架和倾倒3）中间增设防倒、防滑千斤顶，防止支架倾倒和下滑4）为了防止后部车下滑带到液压支架，安设防倒、防滑千斤顶的方案如上（123）防尘措施 1）.各转载点喷雾及连接软管吊挂横平竖直，喷雾灵敏可靠，雾化好，转载喷雾应正对机头安设。 2）.净化喷雾及连接软管吊挂规范整齐，喷雾灵敏可靠，水幕应覆盖全

34、断面3）.采煤机内外喷雾齐全、灵敏、可靠，雾化好。4）.工作面、上下风巷、出煤系统、运料系统及时洒水，巷道不得有厚度超过2连续长度超过5m的煤尘堆积。5）煤壁按要求实行浅孔动压注水。端头支护及超前支护 1）.工作面上、下出口的超前支护必须用单体液压支柱和铰接顶梁（或长钢梁）架设，距煤壁10m范围内不少于两排，1020m范围内打单排柱。 2）.挑棚单体液压支柱间距均匀且成直线，其偏差不得超过50mm，改棚作业时，帮顶腰背严实。 3）.上、下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支架完整无缺，断面3.5,高度1.6m，人行道宽0.7m，底板平整，清理到帮。第四节 灾害预防本矿井属高瓦斯矿井，矿井开采的m

35、煤层煤尘无爆炸性，无自然发火倾向。矿井水文地质条件简单，煤层顶板较稳定，为了保证矿井安全生产，生产过程中要严格遵守煤矿安全规程等有关法律法规和制度，采取确实有效的安全技术措施，预防灾害事故的发生。3.4.1 预防瓦斯灾害 预防瓦斯灾害事故主要从加强矿井通风和瓦斯检查，防止瓦斯积聚和杜绝瓦斯引燃火源两方面着手。 预防瓦斯积聚 1） 矿井设置专门通风管理机构，配备规定数量的专职瓦斯检查员和通风员，建立行之有效的规章制度，加强通风瓦斯管理工作。 2）采掘工作面及井下其他用风地点，必须供给足够的风量，每旬进行一次矿井全面测风量，根据实际需要随时测风，生产地区发生变化要及时调整通风系统，确保素有用风地点

36、风量充足。 3）加强对主要风机和局部风机和维护管理，确保风机正常连续运转，禁止任意停开风机，保证正常通风。 4）严格按照煤矿安全规程规定认真检查井下各地点的瓦斯，严禁孔班漏检 5)建立完善的矿井监控系统，保证系统正常运行，采掘工作面等地点安设甲烷传感器，实施瓦斯连续监控 6）注意控风风门不得随意敞开，禁止两道风门同时打开 7) 在采掘工作面悬挂便携式瓦斯检测报警仪，掘进工作面安装风电闭锁装置，实行风电闭锁防止瓦斯引爆火源 1）井下选用防爆电气设备，并经常维修检查 2）井下电缆选用阻燃电缆 3）井下爆破使用煤矿安全炸药和许用雷管 4）井下不准带电作业 5）井下不得从事电、气焊工作 6）井下电气设

37、备设置防雷电、接地、过流、漏电保护装置3.4.2 预防煤尘危害 本矿井煤尘虽无爆炸性，但是防治煤尘还是必要的：一是采取降尘措施，改善作业环境，二是防止和减少尘肺病的发生，其主要措施有： 1)建立完善的防尘供水系统，主要地点均敷设供水管路 2）掘进工作面采用湿式钻眼，冲洗井壁巷帮，水泡泥、爆破喷雾、装岩、煤洒水和净化风流等综合防尘措施 3）工作面回风巷安设净化水幕 4）所有输送机、转截点，卸截点都安设喷雾装置3.4.3 井下火灾的预防措施1）有机电硐室均用不可燃材料支护，并按照规程设防火门 2) 机电硐室及井下易着火地点配灭火器等灭火器材，主要机电硐室，机械设备运转处应派专人值班3）井下电缆选用

38、阻燃的，选用抗静电阻燃风筒，胶带输送机选用阻燃胶带4）矿井设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔一百米设置支管和阀门，在带式输送机巷道中每个五十米设置支管和阀门5）装置一氧化碳传感器和温度传感器6）设置反风装置7）加强对职工的安全培训3.4.4 预防顶板灾害合理布置采煤工作面和巷道，防止应力集中，选择合理的支护参数及支护方式，新掘巷道进行锚网支护采煤工作面遇顶板松软或破碎时，过断层、老空、过煤柱及托尾顶开采，初次放顶及收尾时，制定专项安全措施采煤工作面上、下安全口要加强支护，安全出口以外20m范围内要超前支护采掘工作面要及时有效的支护，严禁空顶作业3.4.5 防止突水及时清理水仓，使水仓有足够容水量雨季及雨季前加强地面观察坚持“有疑必探，先探后采”原则，加强防水工作3.4.6 安全救护 加强职工安全意识，加强安全救护工作，建立专职安全的管理机构组建辅助救护队，配备足够的人员和设备 为了在井下发生事故时减少和避免人