渣渡镇平安煤矿采矿专业采区设计.doc

目录前言3第一章 采区概况5第二章 采区地质特征6第三章 采区生产能力与服务年限7第一节 采区工作制度第二节 采区生产能力第四章 采区巷道布置8 第一节 采区参数第二节 巷道布置与开采顺序第三节 采煤方法及机械设备配置第五章 采区生产系统11第一节 采区提升、运输第二节 采区通风第三节 采区排水第四节 采区压缩空气设备第五节 采区（矿井）供电与通讯第六章 安全技术措施17 第一节 煤与瓦斯突出综合防治安全技术措施 第二节 瓦斯防治安全技术措施 第三节 防灭火和防尘安全技术措施 第四节 防治水安全技术措施 第五节 顶板管理安全技术措施 第六节 机电、运输安全技术措施 第七节 其他安全技术措施第七章 采区建设工期及技术经济指标23 第一节 采区建设工期 第二节 采区主要技术经济指标前 言渣渡镇平安煤矿位于湖南省中部，属娄底市所辖的冷水江市渣渡镇平安村，东距涟源市20Km，离渣渡镇5Km。煤矿有简易公路与渣渡镇相连，镇有公路直通涟源市和冷水江市，交通较为方便。 平安煤矿属集体股份制企业，于1 984年9月建井，迄今已有二十余年的开采历史，开采原利民煤矿浅部煤层。 矿区范围拐点座标为： l、X=3072888 Y=37551948 2、X=3072867 Y=37552234 3、X=3073376 Y=375522367、X：3073370 Y-37552112此块段开采深度为+650m+470m。3、X：3073376 Y二375522364、X=3073378 Y=375523 145、X=3073584 Y=375523 1 46、X=3073462 Y=37552 1427、X=3073370 Y=37552 112 此块范围开采深度为+650m一450m。矿井采用斜井。平硐开拓方式，中央边界式通风系统。主斜井井口坐标：X=3073473 Y=37552185 Z=+494.16，井筒坡度29.3，落底标高+44 l.6m，井筒长度1074m。风井为平硐， 井口坐标： X=3073388647 Y=37552 124758Z=+5 12442，平硐长30m，然后施工暗斜井，暗斜井井筒坡度28.8，落底标高+467.27m，井筒长度93.76m。主斜井落底后通过联络巷与暗斜井及风井贯穿，构成矿井负压通风系统。目前矿井正在开采井筒北翼煤层，且即将采完，为了保证合理开采煤炭资源，并做到安全生产，对平安煤矿进行采区方案设计，设计年生产能力为6万吨。 一、设计依据 1、平安煤矿采区方案规划； 2、平安煤矿采区方案设计地质说明书； 3、煤矿安全规程； 4、中国采煤学采区设计编制的内容； 5、煤炭法及煤矿安全生产基本条件规定；6、煤矿安全监察条例；7、防治煤与瓦斯突出规定； 8、有关煤炭资源开发利用政策。二、设计指导思想 根据该矿的煤层赋存条件、地形地质及开采技术条件和目前湖南省小型煤矿开采的技术水平，按照煤矿安全规程和煤矿安全生产基本条件规定要求，以煤矿实现“正规生产、规范管理、确保安全、提高效益”为指导思想。对每一项工程的设计不仅要考虑技术的先进性和经济的合理性，而更要优先考虑安全性，达到完善矿井安全管理和安全装备，提高矿井抗灾和防灾能力的目的。 三、煤层的主要特点及内容 3煤层：灰黑钢灰色，玻璃金属光泽，细中宽条带，为半亮半亮型煤，俗称“砂炭，厚度由1.204.00m，平均厚1.8 l m，为唯一的主要可采煤层。 3煤层属低硫、低磷、中灰、中高发热量之优质无烟煤，作动力用煤及民用煤。含硫量平均0.83，灰份平均l 7，发热量在5000大卡/kg左右。 根据邻近矿利民煤矿和设计委托书提供资料，本矿井相对瓦斯涌出量为41.193m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.34m3/min，具有严重的煤与瓦斯突出危险。 矿井水文地质条件属简单类型，采区正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为60m3/h。 四、存在的问题及建议 地质报告中虽然对瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性提出了资料，但该矿必须取样送有资质单位进行鉴定，并报上级有关部门备案，以便于安全生产管理。第一章 采区概况 一、采区边界及四邻关系本采区方案设计为矿井扩界后的首采区。采区上部标高为+570m，+570m以上为煤层风氧化带，本设计作为不可采范围，深部标高为+470m，采区南翼为井田边界12号拐点联线，北翼为主斜井井筒保护煤柱。采区平均走向长500m，平均倾斜长228m。二、井上、下对照关系 平安煤矿地处中低山丘陵地带，区内无集中居民住宅，没有高大的建筑和大型的工业，没有放射性污染源，水资源环境和大气质量较好，无良田。在测水组地层中被丛林灌木覆盖。第二章 采区地质特征 一、地层 矿井范围内有下石炭统测水组、梓门桥组及第四系。 (一)测水组(C1c)：出露在矿井的西部，以碎屑为主及煤层组成。一般厚度75m，在含煤岩系一节中叙述。 (二)梓门桥组(C1z)：出露在矿井东部，岩性为灰色，中厚层状的泥灰岩及石灰岩，泥晶结构，含少量黄铁矿细晶，常具清晰的水平层理，层面平整。项部石灰岩为主夹燧石条带，下部为泥灰岩及钙质泥岩。产袁氏珊瑚、异犬齿珊瑚、新蛛网珊瑚、长身贝及海百合茎等动物化石，厚度1 20m。与下伏测水组呈整合接触。 (三)第四系(Q)：主要为残积物及坡积物，有砂砾、沙土、亚粘土等，厚度由O5m，一般2m，与下伏各时代的地层均为不整合接触。 二、构造 平安煤矿位于渣渡矿区南段的西翼，地层走向为NE，倾向SE，倾角26。左右，为简单的单斜构造。区内断层不发育。综上所述，本矿的构造以单斜为主，褶曲不发育，断层稀少，且影响范围有限，故本矿的构造复杂程度为简单类别。三、煤层特征 矿井含煤岩系为测水组。根据岩性、古生物特征、含煤性分为上、下两段，上段为不含煤段，下段为主要含煤段。现由老到新叙述如下： （一）测水组下段：厚度一般66m，与下伏石磴子组呈整合接触。 1、砂质泥岩夹细砂岩：灰黑色，具管状结构，夹菱铁矿(A层)，下部夹煤线(7煤层位)，该层不稳定，厚度由044m，一般13m。 2、石英砂岩：灰白色，中厚层状，细粒，硅质、铁质胶结，缓波状层理，厚度由08m，一般4m。 3、砂质泥岩：灰黑色，夹细砂岩，皱纹状层理，含较多呈椭球形和菱铁矿结核(Bnfc)，结核大小不一，直径由21 00cm，一般拳头大小，厚度由043m，一般12m。是5煤层底板的特殊标志。该层底部为6煤层。 4、5煤层：黑灰钢灰色，玻璃金属光泽，细中宽条带，贝壳状断口，俗称“小白煤”，厚度由03.49m。偶尔可采，本矿井不发育。 5、石英砂岩：灰白色，质纯，性脆；节理发育，该层常被黑灰色细砂岩或砂质泥岩替代，中夹4煤层位，当发育砂质泥岩时，夹有菱铁矿结核，厚度由019m，一般5m。 6、细砂岩：深灰色，薄层状，俗称“板状砂岩”，具楔形层理。该层厚由06.40m，一般1.65m。 7、3煤层：灰黑钢灰色，玻璃金属光泽，细中宽条带，为半亮半亮型煤，俗称“砂炭，厚度由1.204.00m平均厚1.8 l m，为唯一的主要可采煤层。 8、石英砂岩：灰盘色，细粒，质纯，性脆，囚常混夹灰黑色砂质泥岩及炭屑，故称“豹皮砂岩。顶部为厚层状，具水平层理，中部为薄中厚层状，底部为水平波状层理，厚度由225m，一般为l 4m。 9、粉砂岩或砂质泥岩：灰黑色，团块状，成份以石英粉砂质或水云母，粘土质为主，薄中厚层状，缓波水平层理，富含植物根部化石，厚度由08m，一般5m。 l 0、泥岩：上部灰黑色，团块状，含动物化石，夹小菱铁矿结核；项部具煤线(1煤层位)；下部为水平层理，微薄层状泥岩或粉砂岩互层，含大量植物碎片化石，底部为2煤层层位，一般厚9.00m。 (二)测水组上段，一般厚度75m(与设计关系不大不详述)。 3煤层为矿井内唯一的可采煤层。全区发育，煤厚由1.204.00m，平均厚1.8 1m，煤厚变化不大。煤层结构简单，偶见一层夹矸，夹矸为碳质泥岩。全区可采，应属较稳定煤层。 3煤层属低硫、低磷、中灰、中高发热量之优质无烟煤，作动力用煤及民用煤。含硫量平均0.83，灰份平均17，发热量在5000大卡/kg左右。 四、开采技术条件(一)、水文地质渣渡矿区南段位于晏家铺向斜储水构造的西南端尾问部位，地表水系不发育。地形为中低出丘陵区，以岩溶地貌为特征，低山丘陵与溶蚀洼地、锓蚀走廊相问呈梯状排列。根据地下水的补给、迳流、排泄条件，壶天群为含丰富裂隙溶洞潜水区，梓门桥组为含水中等的承压水区，测水组为单斜构造含微弱裂隙承压水区，石磴子组为含弱蚀裂隙承压水区。预计矿井开采至+450m标高，正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为60m3/h。 (二)、工程地质条件 矿井内3煤层伪顶为碳质泥岩，质松软。直接贴煤的项板岩石，有砂质泥岩、粉砂岩及砂岩一类的中硬顶板和泥岩、碳质泥岩一类的破碎顶板。 本矿井内中硬顶板占优势，破碎顶板次之，所以项板管理属III级。老项为灰白色的石英砂岩，质坚硬，节理不发育。3煤层底板岩性为细砂岩、粉砂岩，薄厚层状，性脆，节理发育时易破碎，硅质含量高，坚硬较坚硬，吸水后不发生底鼓或底鼓不明显。 平安煤矿在沿煤巷中以11#工字钢梯形棚架支撑，棚距0.3m。 总之，该矿井工程地质条件为中等。 (三)、环境地质 平安煤矿地处中低山丘陵地带，区内无集中居民住宅，没有高大的建筑和大型的工业，没有放射性污染源，水资源环境和大气质量较好，无良田。在测水组地层中被丛林灌木覆盖。 本区的构造为简单类别，水文地质条件为简单。该矿为煤与瓦斯突出矿井，突出危险程度较小。 (四)、瓦斯、煤尘及煤层自燃 l、瓦斯 根据邻近矿利民矿和本矿资料，本矿井相对瓦斯涌出量为41.193m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.34m3/min，具有煤与瓦斯突出危险，突出危险程度较小。 2、煤尘及煤层白燃 根据邻近利民煤矿经重庆煤研所已鉴定的结果表明，煤尘无爆炸性；煤层无自燃发火倾向性。 (五)、勘探程度 煤勘二队已于1966年提交了渣渡矿区南段精查地质报告，储量较可靠。第三章 采区生产能力与服务年限第一节 采区工作制度 采区年工作日为330天，每天四班作业，回采工作面为四班采煤，采区日净提升时间为20h。第二节 采区生产能力与服务年限 根据煤层赋存条件、采区储量、开采技术水平、矿井开采设计要求，确定矿井年生产能力为6万吨年，即采区生产能力为6万吨年。 采区范围内保有地质储量26.8万吨，可采储量2 1.44万吨，计算得采区服务年限约2.5年。第四章 采区巷道布置第一节 采区参数 一、采区倾斜长度 因矿井+570m以上煤层为风氧化带，本设计不作开采布置，采区深部标高+470m，故本设计采区垂高l00m，煤层倾角平均26，故倾斜长度为228m。 二、采区走向长度 采区平均走向长为350m。 三、采区生产能力 矿井设计生产能力为6万吨年，即采区生产能力6万吨年。 根据该矿现有生产技术水平、煤层赋存条件和机械化程度，因该矿矿井范围较小，本设计为一个水平和一个采区开采，三个区段(六个回采工作面)。本设计投产的回采工作面为1131回采工作面，工作面平均长为75m，煤层倾角26，煤层平均厚度1.8 1m，二采一准，日进度1.4m，平均月推进度为30.8m，年推进度370m。其年生产能力计算如下： A=工作面长度X年推进度X采高X煤的容重工作面回采率A=75(1.480330)1.8 11.30.95=62000吨年 满足矿井设计年产量为6万吨生产能力的要求 四、煤柱尺寸 本设计采区上山布置在3煤底板坚硬的岩层内，且距煤层2030m，采用无煤柱开采技术，故不留设煤柱。 五、区段斜长及数目的确定 根据煤层赋存条件，采区走向长度和采区垂高100m，划分为三个区段，每个区段垂高为33m，一区段标高为+570m537m，斜长为75m，二区段标高为+537m504m，斜长为75m，三区段标高为+504m470m，斜长为78m。第二节 采区巷道布置与开采顺序 一、运输大巷和总回风巷布置 在主斜井+476m标高处布置甩道，落底于+470m水平，施工车场后沿3煤底板走向方向向南布置+470m底板运输大巷至采区中部。 利用原风井平硐，沿平硐方向施工巷道10m，然后布置总回风巷(坡度l 2，斜长276.85m)至采区中部。 二、采区上山布置 在+470m底板运输大巷340m处布置11采区下部车场，然后施工ll采区轨道上山至+570m标高变平。同时，在平行于11采区轨道上山30m处沿3煤底板布置11采区通风上山，至+570m变平后施工联络巷与1 1采区轨道上山上部车场贯穿，构成1l采区负压通风系统。11采区轨道上山坡度30，下部车场标高+470m，上部车场标高570m，井筒长度2。om。11采区通风上山坡度30。，下部变平点标高+470m，上部变平点标高+570m，井筒长度200m。 二、区段划分 设计采区划分为三个区段，区段运输平巷标高分别为_1537m、+534m、+470m，区段(回采工作面)斜长为7578m。 三、区段平巷布置设计采区划分为六个工作面，即1131、1132、1133、1134、1135和1136工作面。在11采区轨道上山+543m处布置甩道，然后沿底板走向向南施工瓦斯抽放巷1 20m，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向向南布置1131运输平巷至采区(矿井)边界。同时在上部车场沿底板走向向南施工瓦斯抽放巷l 40m，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向施工1131回风平巷至采区(矿井)边界，并沿3煤向下施工开切眼与113 l运输平巷对穿，构成1131工作面负压通风系统。四、开采顺序 由上而下，即1131113211331l3411351136 五、接替工作面布置 接替工作面为ll 32工作面。其布置方法如下： 在+537m底板瓦斯抽放巷口子处向北沿底板走向布置瓦斯抽放巷至采区边界附近，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向向北布置l 1 32运输平巷至采区边器。然后在牟570m底板瓦斯抽放巷口子处向北沿底板走向布置瓦斯抽放巷至采区边界附近，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向向北布置11 32回风平巷至采区边界，并沿3煤向一F施工开切眼与1l 32运输平巷贯穿，构成11 32接替工作面负压通风系统。为了解决煤与瓦斯突出矿井串联通风问题，在11 3 1回采工作面投入生产之前，先施工好113l运输平巷、113l回风平巷和开拓布置+504m等甩道石门与回风上山构成通风系统。第三节 采煤方法及机械设备配置 根据煤层赋存条件和开采技术特点，选用走向长壁式采煤方法，爆破落煤，单体金属支柱配铰接梁控项，全部垮落法管理顶板。 一、采煤方法的选择依据 3煤层平均厚18 1 m，倾角26，相对瓦斯涌出量4 1.1 93m3t，有煤与瓦斯突出危险，煤尘无爆炸性，煤层无白燃发火倾向。 二、采煤方法与支护设计 l、采煤方法 回采工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，回柱绞车(JH-8)回柱放顶的回采工艺。 113l工作面斜长约75m，平均煤厚1.81m回采工作面采用三、四排控项，单体金属支柱配铰接梁支护，排距0.7m，柱距0.7m，最大控顶距2.1m，最小控项距1.4m，放顶步距0.7m。 2、支护设计依据 因矿方未提供煤层顶底板的力学性质和有关矿压方面的实测资料，只能按48倍采高估算压力。 P=8H=82.51.81=36.2(吨力m2) 式中：P-估算的采场上方压力(吨力m2)；-采场上方岩层平均容重(吨m3)；H-采高(m)。 而一根单体金属支柱许用抗压强度约5060吨，设支护密度为204根m2，安全系数约34。设计支护密度合理，但回采工作面矿压显现是一个动态变化过程，放顶前必须在放顶线加密集支柱，放顶线以内抬楼连锁，上下安全出口及地质构造带设木垛。作业过程中根据情况加设木垛、丛柱、戗柱等加强支护。并进行矿压观测。 三、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 采煤工作面采用“三、四”排控顶方式，循环进尺0.7m，一日二个循环，工作面年推进度370m，一个回采工作面可保证矿井6万吨年产量。 工作面回采方式为后退式，回采工作面配备湿式煤电钻打眼，爆破落煤。工作面的煤自溜(搪瓷溜槽)到区段运输平巷，人力推运至斗537m中部车场，再由11采区轨道上山下放至1l采区下部车场，再由+470m运输大巷人力推至井底车场，由主斜井绞车提升至地面。 回采工作面采用JH-8型回柱绞车回柱放顶。 井下原煤运输流程如下： 回采工作面ll 3 l运输平巷+537m中部车场11采区轨道上山+470m 底板运输大巷主井井底车场主井地面第五章 采区生产系统第一节 采区提升、运输 一、采区运输系统 回采工作面煤炭白溜(搪瓷溜槽)至区段运输平巷，区段运输平巷采用0.75吨侧翻式矿车装车，人力推至11采区中部车场，由ll采区轨道上山绞车下放至11采区下部车场，通过+470m底板运输大巷人力推至主井井底车场，再由主井绞车提升至地面。 采区矸石、材料和设备由主井绞车和ll采区轨道上山提升或下放或提升。 平巷采用人力推运。 二、采区提升系统 (一)、设计依据 1、采区年产量：6万吨 2、工作制度：年工作日330天，日净提工作时间20小时。 3、轨道上山上部车场标高：+570.0m，下部车场标高+470.0m，井筒坡度=30，井筒长度：L=200m。 4、提升容器及提升方式： 提升容器：U0.75m3侧翻式矿车提升方式：上、下平车场，单钩串车提升。二、提升设备选型 (一)、确定一次提升量1、提升斜长：LA=L+LB=200+15=215m式中：LB从变坡点至尾车顶车点的距离，取LB=1 5m。2、一次提升循环时间一次提升循环时间：TX=2(LAV平+30)=2(215/1.0十30)=490(S)3、一次提升量的确定 Q=CafATX/ (3600.br.t)=1.21.260000490(360033020)=254吨式中：C-提升不均衡系数 取C=1.2 af-提升能力富裕系数 取af=1.2 A-矿井年产量 A=60000吨br-年提升工作天数br=330天t-日提升工作时间 t=20小时。、4、一次串车数的确定ZQ(vr)=2.54(0.751.10.8)=3.8辆取Z=4辆式中：V-矿车容积V=0.75m。r -松散煤容重取r =1.1吨/m矿车装满系数 取=0.8 (二)、钢丝绳计算 l、钢丝绳的悬垂长度LC 定上部车场变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度L=25m，则：Lc=L+L=200+25225m 2、每米钢丝绳重： P=Z(G+G0)(s i n +cos )1.1 O BmaLc(sin +cos) =4(660+400) (s i n30+0.025 co s30)_1.1 X 155006.5225(s i n30+0.25 cos30) =0.8984(kg/m) 式中： G矿车载重，6-075 X 08 X 11 00=660kg G0矿车自重，取G=400kg B钢丝绳公称抗拉强度 ma安全规程规定钢丝绳最小安全系数 ma=6.5 矿车运行阻力系数 取=0.2 5 钢丝绳运行摩擦阻力系数 取=0.25 选择钢丝绳61 9GB89182006型。 3、钢丝绳安全系数验算 m=Qq/Z(G+Go)(sin+cos)+P.Lc(sin+cos)=138504(660+400)(s i n30+0.025co s 30)0845 7225(s in30+0.25eos 30)=11.1ma=6.5 故选择619 GB89182006型钢丝绳合格。 (三)、提升机的选择 1、提升机选型 选择JTB1.21.0A型提升绞车。其主要技术参数如下： 滚筒直径D=1200mm 滚筒宽度B=1000mm 平均速度V平=1.0m/s 最大静张力Fjmax=32KN 2、最大静张力校验 Fj=Z(G+Go)(sin + cos)+PLc(sin+cos) =4(660+400)(S i n30。+0025co s30。)+08457225(s in30+0.25cos30)=2484kgFjmax=32kN满足要求 (四)、提升机相对位置的确定 1、天轮的选择 选用TD600/300的游动天轮 2、相对位置的确定 根据井下实际位置确定。 (五)、电动机容量的确定N=KFjV平/(1 02) =1.124841.0(1020.85)=31.4(kw) 式中： K电动机备用系数取K=l.l 电动机效率 =0.85 选择YB250L6型电动机，其额定功率为55KW 额定转速为980r/min，额定电压为380V，经验算符合要求。 经对提升系统选型计算，确定11采区轨道上山提升系统选用JTB1.21.0A型提升绞车，其配套电机选用YB250L一6型电动机。绞车平均速度为1.0m/s。绞车配用619GB89182006钢丝绳，每次提升煤四车或矸石二车。提升绞车起动采用直接起动。 (六)、绞车年最大提煤能力：7.4万吨。 三、主斜井提升系统校验矿井主斜井现安装一台JT1.21.0型绞车，配套电动机功率55Kw，配用619GB89182006型钢丝绳，每次提煤四车或矸石二车，经验算，钢丝绳安全系数、绞车最大静张力满足安全要求，绞车年最大提升能力能满足矿井年产6万吨提升要求。第二节 采区通风一、矿井通风系统及通风方式 通风方式：中央边界式。通风路线为：主斜井井底车场+470m底板运输大巷11采区轨道上山+537m中部车场113l运输平巷1131工作面113l回风平巷+570m回风石门总回风巷风井地面。 二、采区风量计算 根据红旗煤矿设计委托书，矿井相对瓦斯涌出量为4 1.1 93m3t，属煤与瓦斯突出矿井，按回采、掘进、硐室和实际需要的风量总和计算采区总风量。 l、回采工作面所需风量 (1)按相对瓦斯涌出量计算 Q采=0.0694q瓦TK =0.069441.193951.45=393.8m3/min (2)按良好的气候条件 Q采=60Vmb=600.91.8l2.1=205.25 m3/min 取Q采=393.8 m3/min 2、一个掘进头采用局扇压入式通风，独立通风系统，掘进头需风量150 m3/min，掘进所需风量为：Q掘=150 m3/min3、其它所需风量 井底水泵房等机电硐室均处于新鲜风流中，且为独立通风系统，需配风量，Q它=100 m3/min。 叠、矿井所需总风量Q总 Q总=(Q采+Q掘+Q它)K通 =(393.8+150十100)1.2=772.56 m3/min 按矿井日产原煤供风量及最大班下井人员所需风量校核，总风量能满足需要。 三、风量分配 采区生产时，回采工作面按393.81.2=472.56 m3/min供风，掘进工作面按180 m3/min供风，机电硐室按120 m3/min供风，矿井总风量为772.56 m3/min =12.8 m3/s。 四、矿井风量校核平安煤矿风井现有两台47211N06C型和4721lN08C离心式通风机，配套电机额定功率分别为15kw和18kw，矿井实测总进风量为385 m3/min，总回风量为406.6 m3/min，矿井实际计算所需风量为772.56 m3/min，因此现有通风机工作产生的风量不能满足矿井安全通风的要求。应将主扇更换成YBK56Nol1型轴流式通风机，配套电机额定功率为30kw，风机工作时产生的风量为5 m3/s15 m3/s，静压为320l000Pa，能满足矿井安全通风的要求。第三节 采区排水一、水仓 l l采区为上山采区，不设置水仓和排水系统。矿井水经1131运输平巷水沟流至1l采区轨道上山水沟内，再由+470m底板运输大巷水沟经放水巷和主斜井水沟流至井底水仓内，由水泵从主斜井排至地面。 根据对生产矿井矿坑涌水量的调查观测，综合矿区水文地质条件，采区最大涌水量为60m3/h，正常涌水量为20m m3/h(冷水江市煤炭局提供的资料)，作为本设计依据。在主井井底车场布置井底水仓，水仓断面积为5 m2，长40m，有效容量大于1 60 m3/。 二、矿井排水设备选型 矿井设计采用一级排水，由主斜井底水泵房(标高+4416m)排至地面(标高+494.16 m) 排水设备选用三台D80-303型水泵，一台工作，一台备用，一台检修。水泵额定流量43m m3/，额定扬程90m，配套电动机YBl60L-2，功率18.5KW。正常涌水量时，一台水泵工作，日实际排水时间11.2小时，最大涌水量时，二台水泵工作，日实际排水时间1 6.8小时，能满足要求。排水管路选用1025无缝钢管，从主斜井底水泵房沿主斜井敷设至地面。敷设二趟，一趟工作，一趟备用，能满足要求。吸水管选用l 2 l5无缝钢管。第四节 采区压缩空气设备 一、设计依据 矿井(采区)配备一个掘进头，岩巷掘进使用的耗风设备有：YTP26气腿式凿岩机一台，额定耗风量3m3/min，额定压力5kg/cm2；G10风镐一台，额定耗风量1m3/min，额定压力4kg/cm2。凿岩机与风镐不同时使用。 二、设备选型 根据采区风动设备使用情况及矿井压风自救要求，利用地面现有一台2V6/8型空气压缩机，作为矿井压缩空气设备。空气压缩机配套电机型号：Y250M6，额定功率37KW，空气压缩机工作时产生风量6 m3/min n，气压8Kgf/cm2，产生的风量和气压均能满足风动设备正常工作的要求。压风主管路选用765无缝钢管，主管采用法兰连接，支管采用管接头连接。第五节 采区(矿井)供电与通讯 一、采区(矿井)供电电源 矿井只有一路供电电源，取自渣渡镇35KV变电站，10KV架空线“T”接至矿，供电架空线规格为LGJ35，供电距离5Km。矿井白备有一台50kw柴油发电机作为备用电源，不能满足矿井安全生产的要求，应更换成100kw的柴油发电机，以满足矿井通风、排水及提升的需要。由于柴油发电机中性点接地，不能直接向井下供电。因此，采用一台80KVA的隔离变压器，将柴油发电机中性点接地隔离后再向井下供电，保证柴油发电机能同时向地面和井下供电。 二、矿井地面供电 矿井地面的主要用电负荷有：矿井主要通风机、主斜井绞车、压风机、坑木加工、矿灯充电、机械修理及220V地面照明。装机容器在110KW左右，考虑设备同时利用系数，选用一台S7l00/10/0.4变压器，中性点直接接地，专用于矿井地面供电。 变压器高压侧采用RW310跌落式熔断器控制和保护。并在高压侧安装FS610配电式阀型避雷器一组，用于防雷电保护。 变压器低压侧采用PGL2型低压配电屏控制和保护。从低压配电屏引双回路至抽风机房，单回路至其它各用户。 三、矿井(采区)井下供电 采区井下的主要用电负荷有：井下排水设备、11轨道上山绞车、回风巷回柱绞车、电煤钻等及掘进工作面的电器设备，总装机容量为90KW左右，考虑设备同时利用系数和矿井现有设备情况，利用地面现有一台S980/10/0.4变压器，中性点不接地，专向矿井井下供电。 供电电缆的选择： 允许电压损失的数值：对于380伏系统 Ux=400(UeUe5%)=400(3803805)=39V 先按长期容许电流初选各段电缆截面，然后校验最远点电压损失是否符合要求。按负荷满载运行计算，则： 从采区甩车道断路开关至回风巷回柱绞车(P39KW，L3=250m)： I1318A，选16(mm2)的橡套电缆。 从主斜井甩车道断路开关至采区甩车道断路开关(P2=22KW， L2=550m)： I280A，选35(mm2)的橡套电缆 从地面变电所至主斜井甩车道断路开关(P1=37KW， L1=80m)： I1150A，选50(mm2)的橡套电缆 根据初选截面，查得16(mm2)电缆ro= 1.16欧/公里， 35(mm2)电缆ro=0.552欧/公里，50(mm2)电缆ro=0.38欧/公里 则： R3-roL3=1.1 60. 25=0.29欧 R2一roL2=0.552 0.55=0.3欧 RlroL1=0.38 0.08=0.03欧 UX= (PlRl+P2(R1+R2)+P3(Rl+R2+R3)/Ue =36.7（伏）39（伏） 根据计算，所选电缆最远点电压损失能满足要求。因此，确定下井电缆一趟采用U1000，350+116矿用橡套阻燃电缆，从配电房沿主斜井敷设至主斜井甩车道断路开关后，改用335+1l 0矿用橡套阻燃电缆送至11轨道上山甩车道断路开关，再改用3l 6+110矿用橡套阻燃电缆送至工作面。主斜井底水泵房采用双回路供电，一趟从地面变电所用Ul000，335+l10直接送至水泵房，另一趟从主斜井甩车道断路开关引一趟U1000，335+1l0至水泵房。下井电压等级采用380V。根据煤矿安全规程及煤矿安全生产基本条件二十条的有关规定，拟设20KVA变压器一台，中性点不接地，专用于井下掘进工作面局扇供电，并实行风电、瓦斯电闭锁。井下所有的电气设备都必须具有产品合格证和防爆合格证，属于煤矿安全标志管理目录内的矿用产品，还必须具有安全标志。 井下l27V电煤钻必须使用具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离启动和停止电煤钻功能的综合保护装置。 井下所有电气设备的外壳都必须接地，在井下水仓中设主接地极，通过电缆接地芯线或接地线构成井下总接地网，接地网上任一保护点的接地电阻不得超过2欧姆。 四、矿井通讯 利用矿现有一台HJD80程控交换机作为矿井行政管理与生产调度通讯设备，在井下各主要硐室及采掘工作面设本安型电话分机、地面各机房、办公室设按键电话分机，矿井至当地电信局设中继线23对，供矿井与上级或外单位联系。第六章 安全技术措施第一节 煤与瓦斯突出综合防治安全技术措施 该矿为煤与瓦斯突出矿井，煤与瓦斯突出的综合防治工作是矿井生产中安全工作重中之重，必须采取包括突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施的“四位一体”的综合防突措施。（一）、管理措施： l、必须设置防治突出的专业机构，配齐专业防突专干和专业防突人员，负责防治突出的管理、技术指导和防治突出技术的推广工作； 2、必须编制好年度防治突出计划，检查防治突出工作的执行情况； 3、掌握突出动态，填写突出卡片，积累突出资料，总结分析突出情况，制定防治突出措施； 4、井下工作人员必须接受防治突出知识的培训，熟悉突出预兆和防治突出的基本知识； 5、坚持“全井撤人、清点人员、地面启爆制度； 6、加强和坚持瓦斯突出的预测预报工作； 7、切实加强防突工作中人力、财力、物力的投入；8、搞好通风设备、设施的安装、使用和管理。(二)、 技术措施： l、采掘作业地点必须安装瓦颠监测监控系统并保证能正常运行和使用。 2、采取“探、排、引、堵的技术措施。即 、探：即探明地质构造，在掘进巷道的前进方向和两侧打钻孔，探明是否存在断层、裂隙和溶洞，以便了解其位置、大小的瓦斯赋存情况； 、排：即排放或抽放瓦斯； 、引：即将瓦斯引导到回风巷，喷出瓦斯的裂隙范围较小且瓦斯喷出量不大时，可用风筒将瓦斯引至回风道或引至距工作面20m以外的巷道中，以保证工作面能安全放炮； 、堵：即堵塞裂隙，喷出瓦斯的裂隙范围较广，喷出量很少时，可用黄泥