昊源煤矿+450中央采区设计说明书.doc

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1、昊源煤矿+450中央采区方案设计说明书昊源煤矿位于新疆塔城托里县境内，西距塔城135公里。西南至托里县75公里东南至克拉玛依91公里，地理坐标:东经8421-8430，北纬4608-4611。矿井始建于1989年，于2002年建成试投产，矿井设计能力为30万吨/年， 2004年生产原煤41.7万吨。现矿井开采的+600水平中央采区尚剩余储量140万吨左右，可以开采3.4年。为了保证矿井采区的正常接替，特编制+450中央采区设计。第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况采区地表地形西高东低，为侵蚀堆积台地和丘陵，海拔高度+850-+760米，相对高差20-50米，地形坡度平缓。矿井南缘有铁厂沟

2、河，年平均流量0.24-0.76m3/s。3-4月份为洪水期，枯水期为2-3月份和7-9月份，气候干旱，多风少雨，冬季严寒，夏季酷热，地表有第四系潜水，埋深一般3-5米，采区开采标高为+600-+450米，开采范围西至勘探线，东至X堪探线向东500米。该采区上部是六斜采空区和+600中央采区，东翼、西翼、北部是未开采区。第二节 地质特征一、煤系地层该采区煤层分布于侏罗系中统西山窑组中，地质构造简单，为单斜构造，无大断层，煤层呈向北倾斜，煤层倾角在23-47度，可采煤层为B9、B10、B11、B12、B13五层。煤层结构较复杂，普遍含13层（部分地段含有4层）夹矸，夹矸厚0.30.7米，由泥岩、

3、碳质泥岩组成。煤层顶板多以泥岩、粉砂质泥岩为主，煤层底板以泥岩、炭质泥岩为主。二、 煤层和煤质1、B13煤层:B13煤层与B14煤层间距2.0-8.0米,为主要可采煤层、采区内有5个钻孔控制，平均厚3.27米，煤厚尚稳定。煤层结构简单，仅个别点有0.16米的夹矸。煤层顶底板以泥岩为主，粉砂质泥岩、泥质粉砂岩次之。煤层可采系数96%，厚度变导系数11%，属稳定煤层。2、B12煤层:与B13煤层间距3.0-7.0米，为主要可采煤层，采区内有5个钻孔控制。平均厚3.08米。煤层在空间变化极小，结构复杂，两层薄夹矸。煤层顶底板均为泥岩或泥质粉砂岩。煤层可采系数96%，厚度变异系数21%，属稳定煤层。3

4、、B11煤层:与B12煤层间距26-32米，为主要可采煤层，采区内有钻探控制点5个，为主要可采煤层。煤层平均厚3.36米，该采区煤层厚变化不大。结构较复杂，煤层夹矸厚度不大，多在0.26-0.79米之间，其岩性以炭质泥岩、泥岩为主。煤层顶底板以泥岩、泥质粉砂岩为主，局部为粉砂岩、细砂岩。煤层的可采系数86%，厚度变异系数45%，属较稳定煤层。4、B10煤层:与B11煤层间距5-15米，为主要可采煤层。采区内有5个钻孔控制。煤层平均厚3.66米，煤层结构较复杂，一般均含夹矸2-3层 夹矸厚度一般为0.3-0.7米，多为泥岩、炭质泥岩。煤层顶底板以泥岩、炭质泥岩为主，局部为细砂岩、粉砂岩等。煤层的

5、可采系数为94%,厚度变异系数29%,属较稳定煤层。5、B9煤层:与B10煤层间距7-15米。为主要可采煤层。采区内有5个钻孔控制。煤层平均厚度1.73米。煤层结构简单，一般不含夹矸。煤层顶底板以泥岩为主，炭质泥岩次之，局部为泥质粉砂岩、细砂岩等。可采系数80%，厚度变异系数51%，属较稳定煤层。三、煤层顶底板B13煤层顶板以泥岩、粉砂质泥岩为主，煤层底板以泥岩、炭质泥岩为主。B12煤层顶底板均为泥岩或泥质粉砂岩。B11煤层顶底板岩石以泥岩、泥质粉砂岩为主，局部为粉砂岩、细砂岩。B10煤层的顶底板岩石也以泥岩、炭质泥岩为主，局部为细砂岩、粉砂岩等。B9煤层顶底板岩石以泥岩为主，炭质泥岩次之，局

6、部为泥质粉砂岩、细砂岩等。四、地质构造地质构造简单，为单斜构造，无大断层，煤层呈向北倾斜，表1-1 可采煤层特征表煤层编号煤种灰分含硫发热量（MJ）倾角()厚度(m)层间距(m)容重煤层结构稳定分类直接顶直接底B13不粘长焰煤37.731594423-473.271.24较简单稳定泥岩为主，炭质泥岩，泥质粉砂岩其次泥岩为主3-7B12不粘长焰煤39.591587523-473.081.24复杂稳定泥岩为主，炭质泥岩其次泥岩为主，炭质泥岩其次26-32B11不粘长焰煤40.271522623-473.361.24较复杂较稳定泥岩为主，粉砂质泥岩，泥质粉砂岩其次炭质泥岩，泥岩为主5-15B10不粘

7、长焰煤41.781541023-473.661.24较复杂较稳定泥岩，炭质泥岩为主，粉砂质泥岩其次泥岩为主，炭质泥岩其次7-15B9不粘长焰煤49.521533423-471.731.24较简单较稳定泥岩为主，炭质泥岩其次泥岩为主，炭质泥岩其次煤层倾角在23-47度，可采煤层为B9、B10、B11、B12、B13五层。煤层结构较复杂，普遍含13层（部分地段含有4层）夹矸，厚0.30.7米，由泥岩、碳质泥岩组成。煤层顶板多以泥岩、粉砂质泥岩为主，煤层底板以泥岩、炭质泥岩为主。五、 其它：该采区各煤层煤质属长焰煤，部分为不粘煤，具有低硫、低磷、高磷，中灰、富灰中等发热量，适用于民用和动力用煤。矿井

8、属低瓦斯矿井，随着开采深度的增加，沼气量会逐渐增多。煤尘具有爆炸性，据实验报告，爆炸指数大于30%。煤层的燃点验样试验结果，很容易自然发火，发火期夏季为2-3个月，冬季为5-6个月。地温根据该地区勘探钻孔测定，地温梯度为3度/100米。第三节 水文地质+450采区南缘地处铁厂沟河，煤层埋藏于地下水位之下，属裂隙冲水矿床，采区东部有丰富的第四系潜水，覆盖于煤层之上，系水文地质条件复杂矿床，其中砂岩、砂砾岩及煤层都为含水层，层次更替频繁，无稳定的隔水层。矿井周边小煤窑积水及涌水量不详。矿井涌水量,根据地勘的水文地质资料与矿井现在每天排水量1200-1400m3/d，预测开采+450水平以上煤层时，

9、最大涌水量为374.2 m3/h，正常涌水量为250m3/h。钻孔封孔质量基本合格。开采该采区必须做到有疑必探、先探后采掘。第四节 储量1、采区开采标高为+600-+450米，开采范围西至勘探线，东至X堪探线向东500米。该采区上部是六斜采空区和中央采区，东翼、西翼、北部是未开采区。采区走向长度2000米（其中东翼1000米、西翼1000米），倾斜长233319米,平均长276米，分三个区段开采（标高分别为+550、+500、+450），可开采煤层五层(B9、B10、B11、B12、B13)。2、储量计算公式：Q=S*M*d ：Q工业储量（万吨）：S煤层斜面积（m2）：M-煤层厚度（m）：d煤

10、容重（t/m3）。3、储量计算结果（1）采区地质储量1033.5万吨。其中：（a）B13煤层均厚为3.27米，容重1.24，工业储量223.8万吨。（b）B12煤层均厚为3.08米，容重1.24，工业储量210.8万吨。（c）B11煤层均厚为3.36米，容重1.24，工业储量230万吨。（d）B10煤层均厚为3.66米，容重1.24，工业储量250.5万吨。（e）B9 煤层均厚为1.73米，容重1.24，工业储量118.4万吨。表1-2 储 量 计 算 表煤层编号工业储量（万t）可采储量(万t)备 注B13223.8201.4B12210.8189.7B11230207B10250.5225.

11、4B9118.4106.6合 计1033.5930.1（2）矿井风井、总回风巷（+450中央采区两条下山）保留永久煤柱煤量103.4万吨，可采储量930.1万吨。第五节、存在的问题与处理意见1、勘探的钻孔布置稀少，煤层及构造控制程度不高。2、水文地质属于复杂型，井田范围内的老窑井口均已封闭，缺少老窑井的资料，老窑积水情况不详。第二章 巷道布置一、设计依据及原则（一）设计依据2005年颁发的煤矿安全规程煤炭工业出版社出版采矿工程设计手册新疆维吾尔自治区地质矿产局第九地质大队1985年提供新疆维吾尔自治区托里县铁厂沟煤矿详细勘探地质报告及各个煤层底板等高线储量计算图。（二） 设计原则该采区主采煤层

12、5层,分别为B13、B12、B11、B10、B9煤层。根据煤层层间距的具体情况，采取联合布置成双翼对称采区。二、方案简述方案：在+600水平以两条岩石下山开拓。其中：一条为主皮带下山，按装大倾角皮带一部。另一条为轨道下山。两条下山均以-25度倾角施工方案二：在+600水平以两条岩石下山开拓。其中：主皮带下山以-16.5度倾角施工，按装两部80皮带机(前期按装一部)。轨道下山以-25度倾角施工。方案三：在+600水平以一煤一岩两条下山开拓。机轨合一下山以-16.5度倾角施工，安装两部80皮带机（前期按装一部）。回风下山跟B11煤层施工。采区主要巷道开拓准备布置总工程量(表2-1);采区巷道及费用

13、表(表2-2);采区施工进度及采区投产时间估算表(表2-3);采区损失量及回采煤量计算表(表2-4)。表2-1 采区主要巷道开拓布置总工程量（方案三）巷 道 名 称工程量(m)工期(d)巷道断面（m2）巷道宽度（m）巷道高度（m）支护方式巷道型状机轨合一下山53035410.2843锚喷支护拱形断面机轨合一下山上部车场752810.2843锚喷支护拱形断面机轨合一下山下部车场2171098.953.53锚喷支护拱形断面+600运输联络巷80274.322.22.2锚喷支护拱形断面采区变电所泵房457519.924.45锚喷支护拱形断面采区变电所泵房通道306.032.62.6锚喷支护拱形断面采

14、区水仓250846.032.62.6锚喷支护拱形断面区段运输石门（三条）4501506.032.62.6锚喷支护拱形断面区段储煤井（三个）454519.635井深15筋混结构园形回风下山3702488.753.52.5锚网支护矩形断面上部车场9.183.52.5锚喷支护拱形断面合 计20921120表2-2 采区主要巷道及费用表（方案三）巷 道 名 称工程量(米)工程材料费用(万元)工资费用(万元)其它费用(万元)单项工程总费用(万元)备 注机轨合一下山53087.880.316.8184.9设备费用71.17万元(以上费用不含采区绞车、水泵、变电所、工作面等的设备)机轨合一下山上部车场751

15、2.411.92.426.7机轨合一下山下部车场21735.932.96.975.7+600运输联络巷8010.510.22.122.8采区变电所泵房7512.217.33.332.8采区水仓25033.733.36.773.7区段运输石门45060.759.912132.6区段储煤井452031.85.257回风下山及上部车场3704315.15.863.9合 计2092316.2292.761.2670.1 表2-3 采区施工进度及采区投产时间估算表（方案三）掘进头工程名称岩性支护形式工程量（m）施工时间(年月年月)时间安排图示备注2005年2006年2007年2008年掘进工区回风下山及

16、上车场煤岩锚网锚喷3702005.52005.12+600联络巷、机轨合一下山上车场岩锚喷1552006.12006.2机轨合一下山岩锚喷5302006.22007.2采区下车场、变电所、泵房岩锚喷5422007.32007.11+550石门、煤仓煤锚喷1652007.122008.21311两道、切眼煤锚网20602007.82008.5 表2-4 采区损失量及回采煤量计算表（方案三）煤层名称损 失 量 （万t）回采煤量（万t）回采率（%）合 计煤柱损失厚度损失落煤损失名 称数量B13-B9223.64区段煤柱50.5173.140706.4676其 他小 计50.5三、 方案比较 1、各方

17、案优缺点比较（表2-5 ） 表2-5 各方案优缺点比较表 方案优缺点方 案 一方 案 二方 案 三优 点工期相对较短，巷道维护量小回风下山布置在岩石中，巷道维护量小；皮带下山坡度小便于施工；皮带机便于管理和维护检修，前期设备投资少回风下山在B11煤层施工进度快，能探明煤层赋存情况；皮带下山坡度小，便于施工；皮带机便于管理和维护检修，前期设备投资少缺 点机电设备一次性投入大；第一区段运煤费用高；皮带机不便于管理和维护检修，两条下山倾角大，施工困难皮带下山穿煤层多，支护复杂，巷道维护量大皮带下山穿煤层多、回风下山在煤层中巷道维护量大；机轨合一，维护量大2、各方案工程量及费用（表2-6）表2-6 各

18、方案采区主要巷道工程量及费用表名 称工程量(米)工期(天)设备费用(万元)工程费用(万元)总费用方案一岩巷20931061137.2730.7867.9方案二岩巷2285119169.1789.3858.4方案三煤巷300岩巷1792112071.17670.1741.27四、方案确定根据以上的方案比较、决定选用方案三作为中央采区设计方案。即采用以一煤一岩两条下山开拓。机轨合一下山以-16.5度倾角穿岩层施工，安装两部80皮带机（前期安装一部）；回风下山跟B11煤层施工。采区划分为+550、+500、+450三个区段。采区开拓准备工程量：总计2092米。其中：岩巷1792米；煤巷300米。第三

19、章 采煤方法 生产能力及服务年限一、 采煤方法及回采工艺1、采煤方法：采用走向长壁采煤法2、回采工艺：西翼工作面炮采；东翼工作面普采。3、顶板管理方法：全部垮落法。二、采区生产能力和服务年限1、年工作日为300天，日工作制为“三八”式工作制，两班采煤一班检修，安排两个采煤工作面同时生产。2、 工作面生产能力（1）、西翼炮采工作面平均长度60m，平均采厚2.6m，设计采煤工作面平均推进速度为1.7m/日，则A西=602.61.241.7=329吨/日（2）东翼机采工作面平均长度110m，平均采厚2.6m，设计采煤工作面平均推进速度为2.1m/日，则A东=1102.51.242.1=745吨/日3

20、、采区生产能力A3=300K1K2A=33.67万吨/年式中A3一采区生产能力；万吨/年300年工作日A一回采工作面产量K1一工作面产量不均衡系数取0.95K2一采区掘进出煤系数取1.1A一采区内同时回采工作面日产量之和；即：1074吨/日根据计算采区生产能力为33.67万吨/年。4、采区服务年限采区服务年限=采区回采煤量/采区生产能力=21年第四章 采区生产系统及主要设备能力计算一、采区生产系统1、采区运输系统采煤工作面采煤工作面下顺槽区段运输石门区段储煤井+450中央采区机轨合一下山+600运输联络巷+600皮带运输上山+600煤仓+600运输大巷主井地面2、采区运料系统从地面副井+600

21、运输大巷+450机轨合一上车场+450中央采区机轨合一下山区段运输石门采煤工作面上顺槽工作面3、采区排矸系统掘进头区段运输石门+450中央采区机轨合一下山+450机轨合一上车场+600运输大巷副井地面矸石山4、采区供电系统+600中央变电所+450中央采区回风下山+450采区变电所+450中央采区机轨合一下山各区段运输石门各工作面移动变电站各工作面5、采区排水系统+450泵房+450中央采区回风下山+450回风下山上车场+600运输大巷+600水仓副井地面6、防尘系统防尘水由地面沉淀池付斜井+600运输大巷+450中央采区机轨合一下山区段石门采掘工作面防尘水由地面沉淀池付斜井+600运输大巷+

22、450中央采区回风下山区段石门采掘工作面7、通风系统主、副斜井+600运输大巷+450采区机轨合一下山区段运输石门运输顺槽采煤工作面回风巷+450采区回风下山B11回风上山 +690总回风道回风斜井地面二、采区供电设计（1）原始资料根据+450中央采区设计方案,该采区有二个工作面同时回采（一个机采、一个炮采）、2个煤巷掘进头、一个开拓掘进头。开采初期先安装+450采区变电所，采用双回路供电方式。双回路电源，从+600中央变电所供出，高压电缆选择UGSP 370+116mm2、V22-6KV370mm2。（2）+450采区变电所设计+450采区变电所计划安装BPG23-6型高压防爆开关8台,另外

23、预留一台高压防爆开关位置。（3）采区供电负荷统计（表4-1）（4）供电系统拟定由于东、西翼同时开采，负荷集中。由+450变电所供电。高档普采面考虑一台KBSGZY-630/6移动变电站，炮采工作面的材料道和溜子道及其它场所负荷、用变电所一台KSJ-315/6变压器。采区下山皮带负荷由+645采区变电所提供。2个掘进工作面及一个开拓工作面、供电由+645采区变电所提供。（5）高低压设备的选型变电所高压开关选用武进矿用设备厂生产的BGP23-6矿用真表4-1 采区供电负荷统计负荷名称型号单位数量额定功率额定电压单台功率总功率水泵D46-505台240 KW80 KW660 V水泵D280-435台

24、2250 KW500 KW6000 V调度绞车JD-55台255 KW110 KW660 V采煤机MLS-170台1170 KW170 KW1140 V刮板输送机SGW-250部1250 KW250 KW1140 V乳化液泵XRB-80台437 KW74 KW660 V喷雾防尘泵HPB-315/10台175 KW75 KW660 V破碎机PZM1000650部155 KW55 KW660 V转载机SZB-264/132部1132 KW132 KW1140 V回柱绞车JG2-14台414 KW56 KW660 V调度绞车JD-22台222 KW44 KW660 V调度绞车JD-11.4台411.

25、4 KW45.6 KW660 V刮板输送机SGW-40T部1040 KW400 KW660 V伸缩式带式输送机SJ800部6402 KW320 KW660 V煤电钻ZB-4台81.2 KW9.6 KW660 V耙装机ZBZ-17台217 KW34 KW660 V喷浆机XZ-7台25.5 KW11 KW660 V局扇JBJ台411KW44 KW660 V总计2410.2KW 表4-2 采区电气设备材料统计表序号设备材料名称设备型号、材料规格单位数量备注1矿用高压开关FGP2-6.200/S台42矿用高压开关BGP23-6.150/S台43矿用变压器KSJ-315/6/0.09台44移动变压器KB

26、SGZY-630/6/1.2台25移动变压器KBSGZY-5000/6/0.69台26低压馈电开关DW80-200台157低压馈电开关DW80-300台58低压真空起动器QJZ-300台49低压真空起动器QBZ-225台1010低压真空起动器QBZ-120台2011低压真空起动器QCZ83-80N台412低压真空起动器QCZ83-80台1013煤电钻综保ZB-4/127V台814照明信号综保ZXZB-2.5/127V台615低压阻燃电缆MY-1000 325+16米200016低压阻燃电缆MY-1000 335+16米100017低压阻燃电缆MY-1000 395+116米100018低压阻燃

27、电缆MY-1000 370+116米100019低压阻燃电缆MY-1000 350+110米100020高压电缆V22-6kv 370mm2米200021高压电缆UGSP 370+116mm2米200022信号照明电缆YJY82-AZ-500V42.5米600023检漏继电器JY82-A台824声光组合信号KBZD-127/60套4025二相按钮LA81-2只3026三相按钮LA81-3只10合计空配电装置，变压器选择KSJ-315/6油浸式变压器，移动变电站选择KBSGZY型移动变电站，低压开关选择DW80型矿用隔爆低压馈电开关、QBZ-120、225真空磁力起动器和QCZ83系列真空磁力起

28、动器。（6）高低压电缆的选择高压电缆选V22-6KV 370m2，计2000m，用于+450采区变电所一、二段供电电缆。机采工作面移变电高压电缆选用UGSP型矿用监视型屏蔽电缆，规格为370+116，计2000m。低压电缆：660V供电系统选用MY型不延燃橡套软电缆。（7）采区电气设备材料统计表（表4-2）三、采区运输能力计算1、煤炭运输能力按采区最大能力即机采工作面生产时考虑，工作面选择SGW-250型刮板运输机，溜子道使用SZB-264/132转载机，SJ-800/240型带式皮带运输机，中央皮带运输下山使用SJ-800/240型带式运输机，其运输能力分别为500t/h、500t/h、40

29、0t/h、400t/h。因煤机选用MLS-170型每小时割煤量375吨。所以运输设备能满足采区设计要求。2、辅助运输能力+450中央采区机轨合一下山选用一部JD-55型调度绞车。按每钩三车计算，一钩循环T=T1+Q=330秒式中：T1车组运行时间，T1=L/V=300/1.14=263秒 Q车组摘挂钩时间，取Q=67秒则每小时运量为：33600/（3302）=20（车）每天按12小时走钩计算，则+450中央采区轨道下山辅助运输能力为192车。+450中央采区轨道下山最大生产能力时考虑一个机采工作面（15车）、2个煤巷掘进头（210车）和一个岩巷头（80车）及其它车（25车），日需矿车约140车

30、。故+450中央采区轨道下山辅助运输能力满足要求。四、采区排水系统能力1、水泵排水能力的确定QB=1.2Qr=1.2250=300(m3/h)QBM=1.2Qrm=1.2374=448.8(m3/h)2、水泵扬程的估算HB=KHP=1.3150=195（m）3、水泵的选择根据计算的QB、HB，选择效率较高的D280-435型水泵两台，一用一备。该水泵的额定流量280m3/h，扬程206m，另外预留一水泵的位置。4、管路的选择由于采区涌水量较大，故铺设二趟管路。排水管直径根据水泵选用出水管管径定。外径为212mm，内径为200mm的无缝钢管。五、采区通风设计按照矿井生产能力，该采区将安排一机一炮

31、2个回采工作面，2个掘进工作面。为此，依据煤矿安全规程的有关规定计算采区需风量。采区需风量为：Q=（Q采+Q掘+Q峒+Q备+Q其它）K=1513 （m3/min）Q采采区内回采工作面风量之和 700m3/minQ掘采区内掘进工作面风量之和 340m3/minQ峒变电所等峒室风量之和 100m3/minQ备采区内备用回采工作面风量之和 0m3/minQ其它采区内其它风量之和 70m3/minK 矿井通风系数取1.25六、采区需水量计算1、净化水幕用水量 QjQj=qjsjn式中:qj-单位巷道断面净化水量 qj=0.61L/minsj-巷道断面 m2,该采区巷道平均断面8.5m2计算.n-采区内

32、净化水幕总数,2条下山、2个回采面、2个掘进头,共8道。Qj=1.618.58=41.5（L/min）2、湿式打眼用水量Qy=nygyay L/min式中：ny-工作面同时打眼机具数，该采区共有8台机具。gj-每台机具用水量，取3L/minay-同时打眼系数，取0.9Qy=830.9=21.6（L/min）3、放炮作业喷雾洒水用水量Qp=ap Ap qp /tp L/min式中：Ap-工作面循环出煤量，2个采煤工作面平均取1000吨/循环；掘进工作面平均取15吨/循环。qp-吨煤洒水量 ，取15L/Ttp-放炮作业时间，取tp采=240min；tp掘=60min。ap-备用西数，取1.1Qp=

33、1.1 100015/2401.115154/60=52.25（L/min）4、采煤机喷雾洒水用水量，QtQT=qt qm =V B Hr qm式中：qt-每分钟割煤量 6.25T/minqm-吨煤洒水量，取25L/minV-采煤机牵引速度，取4.5m/minB-采煤机截深取0.6m/minH-采高 2.5 mr-煤的容量取1.24t/m3则：Q机=4.50.62.51.2425=209.25 L/min5、其它用水量按经验取每个转载点喷雾水量QL=5L/min，采区内共有12个转载点；即QL=125=60（L/min）巷道冲洗用水量Qc：10L/min冲注水炮泥用水量Qn：4L/min乳化液

34、泵用水量Qr：15L/min，采区内共有2台，为30L/min岩巷喷浆用水量，一个岩巷头一台喷浆机为12L/min机采工作面上下出口安装2组喷雾，每组3个喷头，5L/min。Q上下=2 3 5=30L/min6、采区用水量为：Q采区=K1K2（QjQyQpQtQzQcQnQrQ喷浆Q上下）式中：K1=供水备用系数，K1取1.1K2=用户同时工作系数，K2取0.7Q采区=1.10.7（4.1521.652.25462601043012530）=0.77754.77=560.03L/min=33.6m3/h第五章 采区主要技术经济指标表5-1 采区主要技术经济指标序号项 目单 位指 标1采区范围走

35、 向m2000倾 斜m233319上 限m+600下 限m+4502煤层特征厚 度mB13厚3.27；B12厚3.08；B11厚3.36；B10厚3.66；B9厚1.73倾 角23。47。3储量（工业/可采/回采）万t1033.5/930.1/706.464区段个数个3工作面个数总 数个30投产采面个25采煤方法及回采工艺炮采面1个，普采面1个。6设计生产能力万t/a33.677服务年限a218总工程量（m）岩 巷m1792煤 巷m62550半煤巷m0合 计m643429投产工程量（m）岩 巷m1462煤 巷m2360半煤巷m0合 计m382210开拓准备时间日112011投产和结束日期年月日

36、2008年6月2029年6月第六章 特殊安全技术措施及存在重大问题该采区主要存在火灾、水害、瓦斯及顶板四个问题，为了安全生产特编制措施如下。第一节 矿井火灾预防措施1、回采工作面必须将浮煤清理干净，并加强对CO等有害气体的检测工作。2、掘进巷道或其它巷道发生高冒时，必须将顶接实，定期检测，并经常洒水降温。3、井下电气设备严禁出现失爆现象，严禁带电作业、带电搬迁电气设备。4、采掘工作面放炮时，严禁放明炮、糊炮，炮眼封眼必须使用水炮泥。5、回采工作面两道、掘进巷道、机电峒室、皮带机头等必须按规定配备灭火器材。井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。6、井下使

37、用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头和纸必须由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或峒室内。7、加快回采工作面推进速度，减少采空区遗煤。8、喷洒阻化剂，防止煤层自燃。9、及时封闭采空区。10、采用注氮防灭火技术。第二节 防治水的预防措施1、每年雨季前，对井下+600m水平中央水仓和+450采区水仓及时清挖，保证正常排水。2、在开拓及掘进过程中，巷道水沟要清理干净，建立完善的排水系统，尤其是回采工作面必须建立可靠的排水系统，保证排水

38、畅通。3、对采空区的积水要调查清楚，对工作面生产安全有威胁的积水，地质部门必须提前发出隐患通知单，便于及时采取探放水措施，打钻放水，避免突水事故。要认真做好采空区积水的打钻放水工作，确保采掘工作面安全生产。4、掘进巷道过老洞、水仓及采空区，工作面过老洞等，地质部门必须事先发出隐患通知单，施工单位必须坚持有疑必探，先探后采、掘原则。第三节 顶板事故预防措施采掘工作面顶板事故的预防，要严格执行作业规程的编制、审批制度。作业规程要定期复审，根据现场情况的变化，及时修改补充；加强矿压观测预报工作，严格工程质量验收制度；工作面的初次放顶、结束、过老峒、过断层及有其它地质变化时，组织现场会审，过老洞时，要

39、提前对老洞进行清理修护，超前支护，并制定落实专门措施。掘进工作面开、透窝前要有专门措施，迎头超前临时支护加固要按规定严格执行。第四节 瓦斯、煤尘爆炸事故的预防措施1、加强矿井通风系统的管理，保证通风系统合理、稳定、可靠。严格控制矿井串联通风次数，消灭局扇的循环风、老塘通风等不合理通风，同时对风门安装连锁。2、从设计和施工入手，加强现场瓦斯管理，减少和杜绝瓦斯积聚及无计划停电、停风、排放瓦斯。3、坚持“以风定产、监测监控”的原则，风量不足，坚决不生产。4、严格管理安全设施监测系统，按规定定期对井下监测探头进行校验，确保监测系统正常运行。5、采掘头面三班必须安排专职瓦斯员，并严格执行“一炮三检”、

40、“三人连锁放炮”制度、和现场交接班制度。6、严格瓦斯排放的分级管理制度，严格执行瓦斯排放措施，排放瓦斯时严禁“一风吹”，坚持限量，断电，撤人的原则。7、掘进工作面局扇实行挂牌管理，严抓机电设备管理，杜绝失爆现象。8、严格按照规程和措施的要求配备齐全井下所有综合防尘设施，加强现场综合防尘设施的检查、维修、使用工作，对采掘、机运等单位使用综合防尘设施情况进行监督、检查、考核。9、严格工程质量检查验收制度，开展好防尘日活动，消灭积尘，消灭防尘死角。10、采掘工作面坚持湿式打眼和水炮泥的充填，放炮前后洒水防尘、消灭积尘。11、加强对矿井防尘沉淀池水源的检查，必须保证采掘头面水量水压符合规定要求，综合防尘设施齐全、灵敏、可靠，保证正常使用。12、加强隔爆水