车煤8号煤采区设计说明书.doc

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1、前 言一、设计依据1、本区地质资料参考山西省地质矿产局二一五地质队1996年4月编制的，山西省兴县车家庄煤矿扩建勘探精查地质报告、山西同地源地质矿产技术有限公司2009年10月编制的山西华润联盛车家庄煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告2、中煤国际工程集团南京设计研究院设计车家庄煤矿矿井兼并重组初步设计。3、矿井总体的开拓方式、开采计划、通风方式、运输方式、水平布置等；4、国家安全监察总局下发的煤矿安全规程(2010年版)、煤矿防治水规定。5、国家有关煤炭工业技术政策、法规、规范等。二、设计的主要特点1、根据煤层赋存条件，决定采用走向长壁采煤法；2、采区储量、生产能力、服务年限比较合理；3、设

2、计时尽量合理的利用现有巷道、设备，达到减少资金投入、缩短工期、降低成本的目的；4、采区通风、运输系统比较安全、可靠；三、存在问题及建议1、矿井关于8号煤层的地质资料不详，同时采区勘探程度较低、开采范围内无钻孔，对煤层赋存情况控制较差，给采区巷道布置带来不便，建议采用巷探、钻探、物探等方法补勘。2、雨季前勘察地表塌陷、地裂等现象，防止洪水进入矿井发生事故。 第一章 矿井基本情况车家庄煤矿矿井兼并重组初步设计由中煤国际工程集团南京设计研究院设计，设计年生产能力为90万t/年，设计开采13号煤，但井田内13#煤大部分已采完，只剩下井田西部1.09KM2,根据地质报告中的柱状图分析，8#煤在13#煤的

3、上部，层间距86m,局部可采，采矿许可证未批准开采8号煤层。目前井田内13号煤层大部分已开采，同时在此范围内的8号煤也被破坏，原程家沟煤矿曾对8#煤层进行过开采，也破坏了一部分。根据地质报告及程家沟煤矿开采资料，推测在井田西部8#煤层基本稳定可采，平均厚度约1.93 m，且煤质较好，为了保护煤炭资源，我矿决定计划开采井田内剩下的8号煤层，特编制8号煤层开采设计。一、位置山西兴县华润联盛车家庄煤业有限公司位于兴县县城东北3.5km处的程家沟村，行政区划属于蔚汾镇。其地理坐标北纬382737-382932，东经1110833-1111037。2009年12月28日山西省国土资源厅颁发的C14000

4、02009121220050465号采矿许可证批准开采13号煤层。井田南北长3.525km，东西宽3.025km，面积6.4916km2。8号煤属局部可采煤层，未批准开采，且井田内13号煤层大部分已开采，8号煤大部分已被破坏，目前8号煤可采面积约1.09KM2。二、交通该矿位于兴县县城东北3.5km处，S313省道从井田外南侧3.2km处通过，有乡镇公路与之相连，交通较为方便。第二章 采区地质情况第一节 地形地貌及水文气象本区属于中山区，区内地形复杂，侵蚀冲刷剧烈，沟谷纵横交错，大部被黄土覆盖。总体地势北高南低，东高西低，最高处位于井田中东坡外，标高1258.00m，最低处于井田西南边界处，标

5、高1030.80m，最大相对高差227.20m。井田属于黄河流域蔚汾河水系，井田内无常年性河流，蔚汾河从井田外南部边界由东向西流过。该河流发源于岚县大蛇头乡和尚沟村，全长81.8km，从恶虎滩乡下会村入兴县，由高家村镇张家湾村注入黄河，年径流量为0.621亿m3。井田内各沟谷平时干涸无水，为雨季泄洪通道。井田位于晋西北黄土高原，属温带大陆性气候，四季分明，昼夜温差大。春季多风，夏季雨量集中，秋季凉爽，冬季寒冷少雪。年平均气温10.6。1月份最低平均气温-11.2，极端最低-29.3；7月份最高平均气温25，极端最高38.4。太阳辐射量平均为559080j/cm2，全年日照时数为2629.2h。

6、无霜期在150-190d之间。近年来年降水量231.4-688.9mm，60%以上集中在7、8、9月；平均年蒸发量为2090.8mm，为降水量的4倍。年平均风速2.4m/s，最大风速20m/s。根据中华人民共和国标准GB50011-2001建筑抗震设计规范，本区抗震设防烈度为6度，设计基本地震加速度值为0.05g。第二节 矿井地质一、 井田地层本井田位于河东煤田北部东边缘。区域内基岩大部分被新生界地层所覆盖，仅在沟谷中有所出露，其出露大致呈东老西新的情况，由老到新依次有古生界奥陶系中统；石炭系中统、上统；二叠系下统、上统；中生界三叠系下统、中统；新生界上第三系、第四系。井田内地表大部为新生界第

7、四系上更新统（Q3）所覆盖，在南部及西北部沟谷中有上第三系上新统（N2）、下石盒子组（P1x）、山西组（P1s）出露，个别地方有小面积石炭系太原组（C3t）出露。二、 构造本井田在大地构造位置处于华北地台山西台背斜西缘，鄂尔多斯盆地东缘。本区主要构造为兴县-石楼南北向褶曲构造，兴县矿区位于该褶曲带北部，总体构造形态为走向南北，倾向南西之单斜，地层倾角平缓。根据钻孔和矿井开拓揭露，没有发现断层、陷落柱，没有岩浆侵入现象。井田地质构造简单。 三、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数 本煤层为单斜构造，走向约NW20，倾向约SW70，倾角为611 ，硬度为23，距下部13号煤底板86米，本次设计只考虑8

8、号煤。 该煤层结构较复杂，夹矸13层，顶板岩性无明显变化，顶底板岩性特征见下表顶底板岩性特征表顶底板名称岩石名称厚度m岩性特征顶板老 顶砂岩8.8-13白色粗-细砂岩直接顶泥岩2.5-4灰黑色泥岩，部分区域无8号煤1.95煤，黑色底板粘土岩20灰黑色粘土岩四、煤质煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数及煤质：8号煤层工业牌号均为气煤，煤质较好。8号煤层水分2.10%，灰分26.05，挥发分39.3，硫分0.52，发热量21.61MJ/kg。1、瓦斯：依据邻近矿井刘家梁煤矿8号煤层瓦斯等级鉴定，推测为低沼气矿井和低二氧化碳矿井。2、煤尘：依据邻近矿井刘家梁煤矿8号煤层煤尘爆炸指数鉴定，推

9、测为有爆炸危险性，以爆炸煤尘管理。3、自燃：8号煤层自燃发火倾向鉴定，为自燃煤层，以类自燃煤层管理。第三节 水文地质本区位于鄂尔多斯盆地东缘，地层总体由东向西倾斜，呈单斜构造，倾角5-16。一、地表水体对矿井充水影响井田内地表无常年性河流，井田南边界外有一条蔚汾河，从东到西流经兴县城、蔡家崖、碧村汇入黄河，最高洪水位标高1028 m。井田内沟谷中只是在雨季有短暂洪流，向南流入蔚汾河。一般情况下雨后不久便干涸无水。井口附近最高洪水位标高为1140m，低于井口标高10余米，一般情况不会造成淹井事故。二、地质构造对矿井充水的作用和影响井田地质构造简单，无断层和陷落柱出现。构造对矿井充水影响主要是煤层

10、向西南方向倾斜，煤层上覆直接充水含水层对矿井充水（顶板淋水和渗水），会随着下水平煤层顶板的揭露面下移。三、采空区积水范围及对矿井充水影响各整合矿井以往开采13号煤已经形成大面积采空区，主要分布在井田东部和东南部，对8号煤开采无影响；8号煤有两处采空区，经调查无积水，对8号煤开采无影响。随着煤矿的开采，顶部岩层将遭到破坏，会使地表岩层裂隙加大、增多，甚至形成地面塌陷，煤层上覆砂岩含水层水会沿裂隙向下渗入井下工作面。根据导水裂隙经验公式，8号煤层导水裂隙带高度计算如下：8号煤层顶板为砂质泥岩、砂岩，8号煤层厚度为2.2m，采用全垮落法管理顶板，根据“三下采煤”导水裂隙带高度计算公式：式中：M-煤层

11、厚度8号煤层导水裂隙带高度为55m，塌陷裂隙带不能可到达地表，但在开采过程中一定要采取防范措施，以防地表水及泥砂溃入矿坑，造成危害。四、奥灰岩溶水对矿井充水影响奥陶系岩溶水在井田的水位标高为864-865m，对8号煤层开采无影响第三章 井田开拓与开采根据现矿井13号煤开拓方式为边界式布置。结合采区南北走向较长、东西狭窄的形状，确定为斜井单水平开拓方式，设计为一个采区上（下）山单翼开采，共布置三个工作面。矿井单水平设计两条平巷，一条运输巷和一条回风巷；设计三条上（下）山，分别为运输下山、轨道下山、回风下山。8号煤层平均厚度1.93m，工作面布置为走向长壁工作面，采用高档普采采煤工艺，全部垮落法管

12、理顶板。第四章 采区概况一、采区位置1、地面位置：位于整合后车家庄矿工业广场东北面，井田西部的峁头梁、架子梁、杨湾沟、庙梁、黄鼠塔、白沟、走马营、黑沟。地面标高1047.14-1195.39。2、井下位置：位于主副井东西部，井田的西部，开采标高为914962 m。二、采区边界及面积8号煤采区南部以乔家沟村煤柱为界，东部以13号煤层13101工作面回风顺槽为界，西部以井田边界保安煤柱线为界，北部以8号煤旧采空区煤柱为界。采区南北走向长2068m，东西倾斜宽516m，面积1.09km2。三、开采范围本设计只开采8号煤层，其它煤层不作考虑。8号煤层埋深在232129m之间，开采标高为914962m，

13、可采面积1.09Km2。四、邻区采掘情况根据调查，井田东部为13号煤层开采区8号煤已破坏，剩下的8号煤区域内有两个采空区。第五章 采区开采第一节 采区储量、采煤方法及采区参数一、采区储量本采区走向长2068 m，倾向长516 m，面积1.09KM2，煤层厚度1.93m,煤的容重1.53，回采率95%，地质储量322万t，可采储量157万t，二、采区参数1、工作面长度根据我矿开采的经验，首采工作面08101倾斜长度为15 0m，走向长度根据下部13号煤层13101工作面的推进度而定，确定为900m。2、工作面循环数、月进度、年进度设计采用“两采一准”的作业形式，采高1.93 m，循环进尺0.6

14、m，每班4循环，每天8循环，采区设一个回采工作面。3、采区生产能力及服务年限根据采区储量、煤层赋存、地质条件及均衡生产的原则，设计一个采区共布置三个工作面只安排一个高档普采工作面生产，布置两个掘进头，年生产能力平均为60万吨，服务年限1.9a。（1）、回采煤量A采=M*L*B*R*C=1.93*150*0.6*8*1.53*0.95*300=60.2万t式中：A回采工作面年产量，万t/a M工作面采高，8号煤取1.93 m L回采工作面长度，取150 m B循环进度，取0.6 m R煤的容重，取1.53t/m3 C回采率，取95% 300年生产天数（2）、掘进煤量按回采煤量的5%计算A掘=3万

15、t（3）、矿井生产能力A矿=60.2+3=63.2万t（4）、服务年限T=Z/(A*K)=157/(60*1.4)=1.9式中：T服务年限,a Z可采储量，万t K储量备用系数，取1.44、煤柱留设、井田边界煤柱井田边界煤柱按20m的规定留设。、准备巷道煤柱巷道一侧留设20m，巷道之间留设20m。、村庄煤柱采区最南边有乔家沟村，开采时需对其留设保护煤柱，按三级保护留设计煤柱，根据初步设计表土段按450、基岩按72O外推确定，煤柱宽度按100m留设。第二节 采区巷道布置根据矿井开拓部署、原旧巷道及煤层赋存状况，工作面通风、运输的需求，布置一条运输大巷和一组下山分别为采区运输上（下）山、采区轨道上

16、（下）山、采区回风上（下）山，都布置在煤层中。一、 采区生产系统1、 原煤运输系统工作面刮板输送机顺槽胶带输送机采区运输上山胶带输送机运输大巷胶带输送机8#煤仓主井胶带输送机地面2、 辅助运输系统 工作面所需材料、设备运输采用1t矿车或平板车由地面主井运输大巷采区轨道上山08101回风顺槽工作面。井下矸石运输则与之相反。3、 通风系统新鲜风主井运输大巷采区运输上（山08101运输顺槽工作面。乏风工作面回风顺槽采区轨道上山回风斜巷副井地面4、 排水系统工作面各顺槽及掘进工作面内均配备有污水泵，将积水排至采区水仓，然后由采区水仓经运输大巷、主井排到地面水处理站。5、 消防洒水系统 采用80*600

17、mm钢管地面高位水池主井运输大巷采区运输上山08101运输顺槽工作面。6、压风系统采用80*600mm钢管地面主井运输大巷采区运输上山08101运输顺槽工作面。7、供电、通信、安全监测系统(1)、供电系统根据采区生产能力及井下位置，设计采区设变电所，采用双回路供电方式，容量以一个高档面、一个综掘头、一个炮掘头为基本负荷，约1200kVA。（2）、通信系统：采用DDK-6M型数字程控调度通信系统，将安全型电话机分别接至各工作面、掘进迎头及转载点即可。（3）、安全监测系统：采用我矿现有的KJ70安全监测系统，对采掘工作面瓦斯、一氧化炭、风速、温度和局扇开停及生产情况进行24小时不间断监测。第三节

18、采煤方法和采煤工艺一、 采煤方法的选择 矿井设计开采的8号煤层属中厚煤层，煤层平均厚度1.93m，地质构造简单，倾角平缓，煤碳赋存较稳定，符合机械化开采的要求，因此确定首采面为走向长壁工作面，采煤方法为高档普采，全部垮落法管理顶板。后期根据13#煤层工作面推进的需要，可考虑布置综采工作面，加快8#煤层的推进度，尽快解放13#煤层。二、采煤工艺1、工作面参数的确定（1）、工作面长度工作面长度是决定其产量和效率的主要因素，适当加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工作量，提高回采率，而且可以减少工作面端头进刀等辅助作业时间，有利于提高工作面产量和效率。同时，工作面长度与开采条件、采煤设备能力、技

19、术水平、管理水平等因素有关。因此，综上考虑，选择工作面长度为150m。（2）、工作面采高煤层厚度1.93 m，采高也定为1.93 m。（3）、工作面走向长度根据采区范围和13号煤的推进度，08101工作面走向长度确定为900 m。第四节 采掘机电设备一、供电电源用原10KV下井线路1条（高压电缆MYJV22-8.7/10KV-350mm2），直供到8#煤层。变压器用原有1台KBSG630/10/660/1140V干变和1台KBSG500/10/1140/660V 能够满足8#煤层用电。二、掘进选型用原有EBZ75掘进机1台(需大修).三、工作面选用设备：（选择高档普采设备） 1、采煤机MG-2

20、00W 2、前刮板SGZ-630/220 3、转载机SGB-730/75 4、乳化泵BRW80/20(原有) 5、喷雾泵BPW315/6.3K（原有） 6、顺槽皮带机SDJ100/63/2*75 转载皮带机DTL100/63/90 7、单体液压支柱DW28-250/100X 600根 (最大高度2800mm 行程1190mm) 型梁200根（长2.6米）8、排水设备矿上调配； 9、压风系统由13#煤层供给； 10、主风机进行调整风量来供给8#煤层；11、设备选型考虑运煤能力大于采面20%的原则 第五节、掘进及掘进支护1、综掘：使用EBZ75型综掘机掘进，SJD80型皮带及SGW40T型溜子运输

21、。2、炮掘：采用钻眼爆破法，耙装机装岩，SJD80型皮带及SGW40T型溜子运输。3、支护：掘进巷采用锚网支护，回采工作面为单体柱、型梁。第六章 开采程序煤层开采时采用下行式开采顺序，工作面开采顺序081010810208103第七章 通风根据煤矿安全规程及设计规范有关规定，参考13#煤层实际配风经验，8#煤总风量采用两种方法计算，进行比选。1、按井下同时工作的最大班下井人数计算Q=4NK=4901.20/60=7.2m3/s。式中：N井下同时工作最多人数；K矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均等因素），根据煤炭工业矿井设计规范，中央式通风，K=1.20。2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实

22、际需要的风量的总和计算：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其它）K式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s。Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s。Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/s。Q备备用采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s。Q其它矿井除了采煤、掘进、硐室和备用采煤工作面以外，其它井巷实际需要风量的总和，m3/s。（1）、高档普采工作面需风量计算A、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q采=100q采K式中：Q采采煤工作面实际需要风量，m3/minq采采煤工作面瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量，根据经验：回采工作面的绝对瓦斯涌出量为矿井绝对瓦斯涌出量的75，根据鉴定批复文件推算整

23、合后8#煤瓦斯绝对涌出量为1.11m3/min，二氧化碳绝对涌出量为2.40m3/min，故q采1.11750.83m3/min；K采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，机采取1.6。Q采=1000.831.6=132.8m3/min2.2m3/s。A、按工作面适宜风速计算Q采=60VSKi式中：Q采采煤工作面所需风量，m3/min；V采煤工作面平均风速，取1.0m/s（采煤工作面温度20C）；S工作面平均有效断面积，m2，为7.5m2。Ki工作面长度系数，1.2。Q采=601.07.51.2=540m3/min=9m3/sb、按人数计算Q=4N式中：4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3

24、风量;N采煤工作面同时工作的最多人数，40人。Q=440=160m3/min2.67m3/s。回采工作面所需风量取以上计算结果的最大值,即取Q采=9m3/s。d、按风速进行验算根据规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即每个回采工作面的风量Q采应满足：Q采0.25S0.257.51.875m3/sQ采4S 47.530m3/s式中S回采工作面的平均断面积（m2），7.5m2。经验算所取回采工作面风量满足风速要求。（2）掘进工作面所需风量A、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100q掘k式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量,

25、 根据经验掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为矿井绝对瓦斯涌出量的15，根据鉴定批复文件推算整合后8#煤瓦斯绝对涌出量为1.11m3/min，二氧化碳绝对涌出量为2.40m3/min，故q掘1.11150.17m3/min；K掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.2；Q掘=1000.171.2=20.4m3/min，取Q掘=21m3/minB、按炸药量计算（普掘工作面）Q掘=25A式中：25以炸药量为计算单位的供风标准25m3/kg，即为每公斤炸药爆破后需要供给的风量；A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4kg；Q掘=254=100m3/min1.67m3/s；C、按人数计算 Q掘=4N式

26、中：4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量；N掘进工作面同时工作的最多人数15人。Q掘=415=60m3/min；D、按局部扇风机的实际吸风量计算为避免局扇吸入循环风及预防局扇吸风口至回风口段瓦斯积聚，以下式计算：Q掘=Q扇I600.25S式中：Q扇掘进工作面局扇的实际吸风量，综掘工作面配备FBDNO6.3/222型,风量360550m3/min,带消音器型局扇可满足生产需求，其额定供风量为350500m3/min，取Q综扇=400m3/min；普掘工作面配备FBD6.3/215型，带消音器型局扇可满足生产需求，其额定供风量240380m3/min，取Q普扇=300m3/min；

27、I掘进工作面同时通风的局部扇风机台数，1台；0.25煤巷允许最低风速，m3/s；S掘进巷道断面，轨道顺槽净断面为10m2；Q综掘=4001600.2510550m3/min9.17m3/s； Q普掘=3001600.2510450m3/min7.5m3/s取以上计算结果的最大值，即取Q综掘=9.17m3/s，Q普掘=7.5m3/s（3）、各用风地点风量取值综合上述计算，设计取值如下：a、高档普采工作面高档普采工作面：1个，19=9m3/s Q采=9 m3/s。b、掘进工作面综掘工作面：2个，29.17=18.34m3/s；Q掘=18.34m3/s。c、硐室风量独立通风的硐室风量按有关规程规定和

28、生产矿井的经验数据配风：8#采区变电所 12=2m3/s；Q硐=2m3/s。f、8#煤层总风量Q=（Q采Q掘Q硐）1.25=（918.343）1.25 =37.925m3/s 第八章 防灭火设计我矿现在开采的8号煤经分析化验，为二类自燃煤层。为了防止采区在生产时发生自然发火事故，编制以下防灭火设计。一、巷道布置1、采区准备巷道布置在煤层中，掘进巷道不考虑防火。二、回采方法1、采煤工作面采用后退式回采，自然陷落法管理顶板。2、按照最短自然发火期，回采工作面的推进速度每月不少于50米。三、预防自然发火方法因为采区煤层厚度平均1.93米，为了防止自然发火事故的发生，需要采用注浆、注氮、喷洒阻化剂等综

29、合防灭火技术来预防自然发火事故。（一）预防性注浆利用13号煤注浆设备进行注浆，泥浆通过地面泥浆站经过直径100mm注浆管路到达各用浆地点。（二）采空区注氮当采空区内出现高温点时，采用13号煤层制氮系统向采空区注入氮气，使采空区成为氮气惰化带，起到预防和治理矿井火灾的目的。（三）喷洒阻化剂1、阻化剂种类选择氯化镁（Mgcl2）为阻化剂，用水配比成15%的溶液。2、喷洒范围重点为工作面“两道”和“两线”，当因地质条件影响，采空区留有浮煤时，要对采空区喷洒阻化剂溶液。四、预测预报方法1、观测点位置自然发火观测点设在回采工作面上隅角。2、标志气体选择一氧化碳和乙烯为自燃发火标志气体，当出现一氧化碳气体

30、时，说明采空区浮煤正在氧化，出现乙烯气体时，说明采空区浮煤将要自燃。3、监测手段采用Kss200束管监测系统，利用束管对回采工作面上隅角气体进行连续抽样分析。对采空区密闭内每周人工取样分析一次。主要分析氧气、氮气、二氧化碳、一氧化碳、甲烷、乙烷、乙烯和乙炔七种气体。第九章 防治重大灾害的安全技术措施第一节 预防措施一、预防水灾事故的措施1、认真做好探放水工作，严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则。2、严格按地质部门提供的井田或采区边界防水煤柱宽度布置采掘。3、对采空或邻近采空区水认真分析，必要时进行提前疏放。二、预防火灾事故的措施1、预防内因火灾的措施（1） 认真执行煤矿安全规程中有关预防自燃

31、发火的规定。（2）回采工作面在生产过程中尽量不留煤或少留煤。（3） 认真做好回采工作面阻化剂的喷洒工作。（4） 回采面结束时，要加快回撤速度，在一个半月内必须回撤完毕，进行永久性封闭。(5)加强防火监测工作，提高早期预测预报精度，及时为防灭火工作提供准确的依据。2、预防外因火灾事故的措施 皮带运输机要安装使用防止皮带打滑、跑偏、满仓、自动停机等综合保护装置。 皮带机头、机尾及周围的溢煤必须及时清扫干净。加强电气设备的管理，杜绝失爆，保证完好，坚持用好漏电、接地、短路三大保护，老化的设施及时更换。 机电硐室、皮带机头和工作面的移动变电站要配齐至少2个灭火器、砂箱，现场工作人员要熟悉沙箱和消防材料

32、的存放地点，并会正确操作使用。 井下电氧焊要严格执行规程规定，制定严密的措施，电氧焊现场要有专人负责，有安监员、瓦斯检查员监视，严格按措施施工。 加强火工品的管理，严格火药、雷管的发放、领用和清退制度，各放炮地点要严格按煤矿安全规程和作业规程的要求进行放炮作业。三、预防瓦斯爆炸事故的措施1、完善矿井通风系统，确保通风系统的合理，杜绝不合理通风，保证各供风地点有足够的新鲜风量，防止瓦斯积聚和超限。2、加强局部通风管理，坚持用好“三专一闭锁”装置，杜绝无计划停风。3、严格瓦斯管理，认真做好瓦斯检查工作，瓦检员要严格按巡回检查制度检查，杜绝空班漏检。采掘工作面必须坚持“一炮三检”制度。4、严格盲巷和

33、采空区的管理，对新出现的盲巷必须在24小时内予以封闭，启封盲巷和采空区密闭要制定专门瓦斯排放措施，经总工程师组织人员审批后，由救护队执行瓦斯排放工作。5、搞好安全监测工作，特别是综采和综掘工作面按规定要求上齐瓦斯传感器，时刻监视现场瓦斯涌出情况。四、预防煤尘爆炸事故的措施1、完善矿井防尘系统，保证井下所有用水地点的正常供水。2、各产尘地点要安装齐全各种防尘设施，保证灵活可靠，使用正常。3、回采工作面认真做好煤体注水工作，坚持不注水不生产的原则。4、采煤机和综掘机使用内外喷雾装置。5、综掘工作面抓好除尘风机的使用，坚持不开除尘风机不准生产的原则。6、炮掘工作面严禁干打眼，坚持使用湿式打眼，坚持使

34、用好水炮泥。7、加强放炮管理工作，放炮前必须对放炮地点前后30m范围内的巷道周边进行冲刷，严禁放糊炮和放明炮。8、对各类巷道要按规定的时间定期冲刷和清扫，有积尘的地点要及时冲刷，防止煤尘积聚。9、认真做好粉尘浓度的测定工作，掌握各生产地点的产尘规律，制定相应的措施进行防治。10、回风巷道要安设风流净化水幕。五、预防顶板事故的措施1、采煤方面 坚持正规循环作业。 初次放顶前要制定专门措施，经审批后认真贯彻执行。 加强工作面及两端头的支护质量和顶板管理，加强两巷的超前支护，对两巷变形严重的地段要及时进行维修。 加强回采工作面过地质变化时的顶板管理，加大支护力度，制定可行的安全技术措施，抓好措施的兑

35、现落实。2、掘进方面（1） 掘进开门和透窝处三叉门、四叉门地点应提前加强支护、支护形式要合理稳固可靠。（2）掘进工作面必须使用好前探梁，前探梁的安设按作业规程和质量标准的要求进行施工，严禁空顶作业。第二节 处理措施一、发生水灾事故后的处理措施1、当发生水灾事故时，现场负责人要及时向矿调度汇报，并组织带领灾区人员按规定的避灾路线撤离灾区。2、矿调度室要立即通知受水威胁地点的人员撤离危险地区。3、矿值班领导应采取积极措施，查明详细情况，利用现场条件指挥处理水灾，缩小受灾范围，并通知有关部门，迅速组成救灾指挥部，根据实际情况，研究具体救灾方案和措施，指挥井下的排水救灾工作。二、发生火灾事故后的处理措

36、施1、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质和灾区通风瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，最大限度地控制火势，并迅速向矿调度室汇报。2、矿调度值班人员接到情报后，立即按照矿井灾害预防和处理计划按顺序通知有关领导和部门，并报告集团公司调度室。3、如果火势凶猛范围大，威胁人身安全时，应立即组织人员沿避灾路线撤离。4、发生火灾时，应立即切断可能受火灾影响地点的全部电源，防止事故的漫延。5、在进风的下山巷道发生火灾时，必须有防止由于火风压而造成的风流发生逆转的措施。6、如果直接灭火无效时，在指挥部的统一指挥下，采取封闭火区灭火时，要随时掌握火区内瓦斯、氧气、一氧化碳等有害气体浓度变化，并采取安全措施

37、，防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒。三、发生瓦斯、煤尘爆炸事故后的处理措施1、现场负责人要沉着冷静，分析事故情况，迅速组织人员撤离灾区，并设法及时向矿调度室汇报。2、矿调度室要立即通知受威胁区域的人员撤离，并组织矿山救护队，抢救遇险人员，探明事故地点、范围和气体成分，发现火源立即扑灭，防止二次爆炸。3、矿调度室接到灾情报告后，要立即通知主要领导和有关部门，并组成救灾指挥部，根据现场实际情况，分析研究制定救灾方案，全面开展救灾工作。4、在证实确实无二次爆炸的可能时，应迅速修复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。四、发生顶板事故后的处理措施1、发生冒顶事故后，现场负责人要迅速清理

38、现场工作人员数目，并将冒顶的详细情况及时向调度室汇报。2、矿调度室接到汇报后，要立即组织有关人员探明冒顶区范围和被埋压、堵截人数和位置，采取措施，积极抢救。3、要积极恢复冒顶区的正常通风。如暂不能恢复时，可利用压风管路或防尘管路等对埋压、堵截人员输送新鲜空气。4、在处理事故中，必须由外向里恢复巷道，要加强支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用通道。5、遇有大块岩石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，并尽量避免破坏冒落岩石的堆积第十章 技术经济指标技术经济指标表序号指标名称单位数量备注1采区走向长度m21682采区倾斜宽度m5163地质储量万t1574设计巷道工程量m33575采区年设计生产能力万t306采煤工作面个数个17掘进工作面个数个21个综掘1个炮掘8采区服务年限a4.39井巷工程费用万元1350单价4000元/米10设备费用万元965第十一章 注意事项一、对原来两个旧采空区进行永久封闭。二、由于对旧采空区范围不清，掘进时边掘边探。