金晶煤矿采区设计

云南能源职业技术学院 云南能源职业技术学院 毕业设计说明书 专 业 煤矿开采技术 班 级 采矿082 云南能源学院采矿（通风）毕业设计（论文）任务书 专业年级 采矿082 学生姓名 方程 任务下达日期： 2011 年 5 月 2 日 设计（论文）日期： 2011 年 5 月 2 日至 2011 年 6月 1 日 设计（论文）题目：采区设计 设计（论文）主要内容和要求： 教研室主任签字： 指导教师签字： 云南能源职学院毕业设计（论文）指导教师评阅书 指导教师评语 序号 项目 评价及意见 1 基础理论及基本技能的掌握 2 独立解决实际问题的能力 3 研究内容的理论依据和技术 4 取得的主要成果及创新点 5 工作态度及工作量 6 总体评价及建议成绩 7 是否同意答辩 成绩： 指导教师签字： 年 月 日 云南能源学院毕业设计（论文）答辩及综合成绩 答 辩 情 况 提 出 问 题 回答问题 正确 基本正确 有一般性错误 有原则性错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩 答辩委员会主任签字： 年 月 日 学院领导小组综合评定成绩 学院领导小组负责人： 年 月 日 目 录 6第一章 采区概况 6第一节 矿井概况 9第二节 地质特征 11第三节 采区境界及资源/储量 13第四节 采区生产能力及服务年限 13第二章 采区准备方式及参数 13第一节 采区准备方式的确定 14第二节 采区参数 14第三节 采区巷道布置 14第四节 井巷工程 15第三章 采煤方法 15第一节 回采巷道布置 16第二节 采煤方法 17第三节 回采工艺设计 18第四章 顶板管理 18第一节 支护设计 19第二节 顶板管理 21第五章 采区通风设计 21第一节 采区瓦斯涌出量预测 25第二节 采区通风 30第三节 灾害预防及安全设备 33第六章 采区主要生产设备 33第一节 运输设备 34第二节 防尘设备 35第三节 压风设备 36第四节 排水设备 37第七章 劳动组织及安全经济指标 37第一节 劳动定员及劳动生产率 39第二节 主要技术经济指标 40毕业设计 42参考文献 第一章 采区概况 第一节 矿井概况 一、矿区范围 由14个拐点控制，面积2.3km²,开采标高+1750m—+1500m（垂深250m）。 拐点 X Y 拐点 X Y 矿1 2828982.00 35435902.00 矿8 28226886.00 35436612.00 矿2 2828990.00 35436391.00 矿9 2826922.00 35436284.00 矿3 2828576.00 35436404.00 矿10 2827083.00 35436274.00 矿4 2828406.00 35436322.00 矿11 2827204.00 35436092.00 矿5 2828148.00 35436433.00 矿12 2827582.00 35436154.00 矿6 2827652.00 35436476.00 矿13 2828106.00 35435975.00 矿7 2827360.00 35436612.00 矿14 2828610.00 35435900.00 矿区面积 2.3km² 开采深度 +1750 m—+1500m 二、地理及交通位置 矿区位于云南省东部，富源县城南东方向，直距20KM处，行政区划隶属富源县大河镇铜厂村所辖，地理坐标： 东经104°21′44″——104°22′09″； 北纬25°32′50″——25°33′59″ 矿区有简易公路连接富源至罗平公路，里程10KM，富源至曲靖73KM，交通尚属方便。见交通位置图 三、地形地貌及河流 金晶煤矿一号井北起那当槽村，南止小扒沟，西为铜厂坝、高尚田，东止F1断层。地形北西及东部高，南西及中部低。最高点为矿区北西角山顶，海拔标高1888.39米，最低点低于矿区南西部的铜厂河中，海拔标高1712.59米，属构造剥蚀、侵蚀低-中山区地貌 矿井中部为铜厂河，自北向南径流，为常年不干的水系，因该区对水文工作研究程度较低，其流量不清，资料欠缺。 四、气象及地震 该矿区属北亚热带高原季风气候的过渡类型，春暖秋凉，冬寒夏温，冬春季干燥多风，夏季多雨湿润。年最高气温34.5℃，最低气温-11℃，年平均气温13.7℃，最热为7月（平均气温为19.8℃），最冷为1月（平均气温5.7℃）。每年12月至次年3月为霜冻期，偶有降雪现象，6-10月为雨季，每年12月至次年3月为霜冻期，2-3月为风季，最大风速15M/S，一般3-6m/s，多为东南风，年均降雨量890—1100mm，最大可达1565.2mm，大都集中在5-9月，约占全年降雨量的80-90％。矿区灾害性有霜冻、干旱、洪涝、低温等。3-4月为风季（即干季），多西南风，年平均风速2.7-4.4m/s，年最大风速23m/s，年蒸发量1676.-2287.6mm。平均空气绝对湿度11.6-12.5毫米，年平均气压814.10-815.00mm。 矿区内地震烈度为7度区，无破坏性地震发生的记录。根据国家《标准50011-2001》抗震设计规范，矿区按7度地震区设防。 五、矿区经济 区内居民以汉族为主，杂居回族、苗族及彝族。主要从事农业生产，农产品以玉米、小麦为主，次为豆类等。区内乡镇企业有小煤矿、炼焦厂、采石厂等。区内通信方便，对当地经济发展有一定促进作用。 第二节 地质特征 一、 地层 区域出露地层主要有：第四系、三叠系、二叠系、石灰系，其中三叠系、二叠系分布最广，其余均为零星分布。 矿区内地层自上而下为：第四系、三叠系下统飞仙关组、卡以头组，二叠系上统长兴组及峨眉山玄武岩组,各地层特征分述如下： （一）、第四系 为洪积、冲积、残坡积和耕植土所组成，多为松散岩块、碎石土、砂、 及粘性土堆积组成，分布于河流两侧、山坡表层及表层及地形低洼处，厚度0-10m。 （二）、三叠系下统 1、飞仙关组 本区未进一步划分，岩性为紫红、紫灰色中厚层状粉砂岩、细砂石夹泥岩及少量灰绿色砂岩，砂岩中发育水平层理，下部见较多蠕虫状，散粒状方解石晶粒，为与下伏T1k分界得标志，出露于矿区东部及中南部，地厚平均＞50.00m，与下伏地呈整合接触。 2、卡以头组 岩性为黄绿色，灰绿色薄至中厚层状粉砂石、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，上部夹紫红色薄至中厚层状粉砂质泥岩，含少量叶肢介进瓣鳃类化石，底部为一层厚0.1—0.2m的钙质粉砂岩，风化后呈“荞糕状”，为与下伏长兴组标志层，零星出露于矿区北部、中部及东部，地层厚115.00m与下伏长兴组煤系呈整合接触。 （三）、二叠系上统 1、长兴组 上至煤系地层顶界，下至M7煤层顶板，地层厚度79m，含煤层（线）10层，含可采煤层二层M3、M5。岩性主要为灰色薄至中厚层状粉砂质岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁质粉砂岩，零星出露于矿区北西部、中部及南部，与下伏地层呈整合接触。 2、龙潭组 主要出露于矿区西部，平均厚度150M，由一套灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、菱铁质粉砂岩组成，为矿区主要的含煤地层，由上而下分为两个岩性地段： （1）、龙潭组第二段 上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，地层平均厚度约78M，主要岩性为灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁质粉砂岩组成，矿井控制地层厚度74M。在74M地层厚度中，含可采煤层5层，即M7、M9、M11、M13、M15煤层，可采煤层厚度8.7M。 （2）、龙潭组第二段 上至M16煤层顶板，下到玄武岩顶界，地层平均厚度约72M，因无工程控制含煤性不清，根据周边及邻区资料对比，深部可能还有5层可采煤层（M16、M16+1、M17、M17+1、M19、）有待于今后生产证实。 本段主要岩性为灰色薄至中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂夹薄层菱铁岩、粉砂质、泥质及煤层，下部夹凝灰质泥岩，与下伏P2B呈假整合接触。 3、峨眉山玄武岩组 区内地表未露，岩性主要为深绿-灰色致密块状玄武岩夹杂凝灰岩，具气孔、杏仁状构造，柱状节理。厚度＞25.00M。 二、地质构造 矿区大地构造位置处于杨子准地台，滇东台褶带，曲靖台褶束,富源凹。红花槽-恩乐-小磨光断裂与落水洞断裂之间。 采区主体结构线形态呈近南北向展布，为一倾向近东的单鞋构造，地层走向大致与构造线平行展布（NNE向），地层倾角25°~40°，一般30°，属缓倾斜岩层，含煤地层沿走向、倾向变化小，可采煤层厚度基本稳定，属薄至中厚煤层。 采区内断裂构造发育，共发现大断层3条，各断层特征分述如下： F1正断层：分布于矿区北西角上，走向北东，倾向北东，倾向南东，倾角69°，断层落差大于10m，对煤层有一定影响。 F2逆断层：位于矿区东部边缘，走向近于南北，倾向东，倾角61°落差＞800m。对矿权内煤层无影响。 F3正断层：分布于矿区北东角上，走向北西，倾向北东，倾角71°，断距＞20M,对矿权内煤层无影响。 矿区内构造地形属中等偏简单类型。 三、煤层 含煤底层为二叠系上统长兴组及龙潭组 1、二叠系长兴组 上至煤系顶部，下至M7煤层顶板，含煤10层，煤层厚4.64m，含煤系数5.87％。可采煤层层位稳定。 2、二叠系龙潭组第二段 上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，地层厚约78m，矿井目前仅控制到M15煤层底板，从M15底板至该段顶部的M7煤层顶板之间的74m中，含可采煤层5层，即M7、M9、M11、M13、M15煤层， 可采煤层厚度11.40m,可采煤层层位稳定。 3、二叠系上统龙潭组第一段 上至M16煤层顶板，下至峨眉山玄武岩组,地层平均厚度约72m,由于本区煤系地层在地表风氧化强烈，且第四系掩盖大，又因无工程控制，含煤性不清，根据周边及邻区资料对比，深部可能还有5层可采煤层（M16、M16﹢1、M17、M17﹢1、M19） 第三节 采区境界及资源/储量 一、资源量核实境界 根据国土资源厅划定的矿区范围，矿井由以下14个拐点坐标圈定。本采区由6个拐点组成。东西宽994.78m，南北长1646.08m，面积为0.804km²。最高开采标高为+1750m，最低开采标高为+1500m。 采区拐点坐标见表 拐点 X Y 拐点 X Y 矿1 2828982.00 35435902.00 矿2 2828990.00 35436391.00 矿3 2828576.00 35436404.00 矿4 2828406.00 35436322.00 矿13 2828106.00 35435975.00 矿14 2828610.00 35435900.00 二、资源量估算指标 1、煤层可采平均厚度：=1.3M 2、原煤最高灰分（Ad）=40％； 3、原煤全硫（St、d）＜3％ 三、计算方法及参数 1、采用水平投影地质地段法，利用1:5000地形地质图为基准，根据剖面作出1：50000煤层资源量估算底板等高线平面，并在该平面图上划分地段和计算各地段平面积，再按煤层倾角改算的斜面积估算各地段资源量。 2、据该区生产矿井采掘破坏情况，进行该区的资源储量核实，最后计算出该区的资源储量。首先核实计算该区保有资源/储量，然后以原探明资源/储量与保有资源/储量之差 3、体重值 四、资源量 1、保有资源/储量估算 煤矿采区资源储量核实面积0.804km²。通过对矿区范围资源储量核实，共有保有资源/储量600.54万t 2、矿井开采储量 根据《煤炭工业小型矿井设计规范》关于储量计算的标准和要求，煤层断层两侧、井田边界、井巷两侧煤柱按规定留设。经过计算，采区保有资源/储量：600.54万t,工业资源/储量：389.68万t,可采储量：80万t。 第四节 采区生产能力及服务年限 一、采区生产能力 根据选择的采煤工艺、开采技术条件与地质条件。设计采区生产能力为15万吨/年，首采第一区段M7煤层的两个工作面即110701工作面与110702工作面。 二、 采区服务年限 本区保有资源储量共计600.54万吨，工业资源储量共计389.68万吨，可采储量80万吨。 按公式： T=Zk/AK 式中：T—服务年限，a Zk—采区可采储量，取80万t A—采区设计生产能力，取15万t/a K—储量备用系数。取，1.5 T=Zk/AK=800000/（150000×1.5）=3.5a 根据本采区实际情况K取1.5。计算得T=3.5a满足采区服务年限要求。 第二章 采区准备方式及参数 第一节 采区准备方式的确定 本区地质条件煤层倾角一般15°―17°左右，为倾斜薄及中厚煤层。煤层结构均较简单，煤层厚度比较稳定, 矿井工程地质条件属中等类型。矿井属高瓦斯矿井，煤层自燃性属自燃，煤尘有爆炸性危险，地温正常，水文地质条件总体为简单类型，总体开采地质条件较好，设计井型15万吨/年。开采方法主要为爆破落煤方式，全部垮落法处理采空区。 第二节 采区参数 采区主要开采M7煤层，采区走向长度为1500m、采区倾向长度为504m。总共布置2个走向长壁式回采工作面，工作面平均长度为75m，采区110701工作面平均推进长度为528m，采区110702工作面平均推进长度为528m。 第三节 采区巷道布置 在已有开拓巷道的基础上从采区下部车场布置两条上山，一条沿煤运输上山，一条沿岩轨道上山。设计布置两个回采工作面和两个掘进工作面满足矿井9万t/a的生产能力。在1525运输大巷，沿M7煤层内设计标高开掘M7运输上山与采区回风巷贯通。在采区车场设计标高沿岩掘进轨道上山与绞车硐室贯通。 第四节 井巷工程 一、巷道断面和支护形式 根据巷道围岩类别和服务年限，运输上山、轨道上山、采区回风巷、采区变电硐室、运输石门、回风石门等因断面大、服务时间长，设计采用半圆拱断面、锚喷或粗料石砌碹支护；其余准备、回采巷道采用梯形或矩形断面、金属支架支护。 二、巷道掘进进度指标 根据《煤炭工业小型矿井设计规范》规定，巷道掘进速度指标为： 钻爆法掘进工作面：煤平巷：200m/月煤斜巷：160/月半煤岩平巷：150m/月半煤岩斜巷：120m/月岩石平巷：100m/月岩石斜巷：60m/月。 根据巷道掘进进度指标及巷道顶底板岩性，掘进工艺采用岩石电钻YD-2A打眼。矿用3类炸药及MFB50型发爆器放炮。放炮落岩，人工装岩，串车运岩，临时支护配合永久支护的方式掘进。配FDII NO5/11型对旋轴流式局部通风机，为掘进迎头通风。（1107采区井巷工程见表3-4-1） 1107采区井巷工程表 序号 巷道名称 断面形式 支护方式 断面尺寸面积（m2） 巷道长度 （m） 净 掘进 1 运输上山 半圆拱 砌碹 6.98 8 519 2 轨道上山 半圆拱 锚喷 6.98 8 530 3 采区回风巷 半圆拱 锚喷 4.9 5.2 350 5 运输大巷 半圆拱 锚喷 8.6 9 350 6 回采工作面回风巷 梯形 金属支架 4.5 5 700 7 回采工作面运输巷 梯形 金属支架 4.5 5 682 第三章 采煤方法 第一节 回采巷道布置 一、采区准备巷道布置 在已有开拓巷道的基础上从采区煤仓开口掘进倾角为16°的运输上山，从采区车场变破点开口掘进倾角为16°的轨道上山，从采区绞车硐室开口掘进采区回风巷。再沿M7煤层南北两翼掘进工作面运输巷。当区段回风巷与运输巷掘进至指定位置后便可开切眼围出回采工作面。 二、采区回采巷道布置 轨道上山送至设计标高后掘进轨道石门贯穿M7煤层后分别沿煤层向采区两翼掘进110701、110702工作面回风巷。工作面回风巷掘进至设计位置后掘进回风石门贯通采区回风巷。110701工作面回风巷，长度为578米，110702工作面回风巷长度为600米。当运输上山送至设计标高后，再沿两煤层南北两翼掘进工作面运输巷。110701工作面运输巷长度为578米与110702工作面运输长度为600。 三、首采区段工程量 岩巷总长200m，煤巷总长3534m。 第二节 采煤方法 一、采煤系统 1、运煤系统 回采工作面采落的煤（刮板输送机）→区段运输巷（皮带输送机）→运输上山（16°倾角胶带运输机）→采区煤仓（自溜）→1525运输大巷→主井（16°串车）→地表选煤场。 2、运料系统 副井→1525运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→回采工作面。 副井→+1525运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→掘进工作面。 3、运矸系统 回采工作面→采区上部车场→轨道上山→采区下部车场→1525运输大巷→副井→地面矸石场。 掘进工作面→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→1525运输大巷→副井→地面矸石场。 （详见采区运输系统图）。 4、通风系统 副井→1525运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→回风巷→回采工作面→回风巷→采区回风巷→风井→地面。 （详见采区通风系统图）。 二、采煤工艺 根据开采煤层的地质构造、煤层赋存条件、开采技术条件及矿井设计生产能力，本矿井回采工作面设计采用炮采工艺，后退式开采。 瞬发电雷管单排眼爆破落煤，人工配合挡煤板装煤，铁皮溜槽板配合刮板输送机运煤。交接顶梁配合单体液压支柱支护、全部垮落法处理采空区。劳动组织为混合工种“三八制”“两采一准”。详见附图（炮采工作面布置图） 第三节 回采工艺设计 一、采煤工作面参数的确定 工作面年推进度 采煤工作面按正规循环作业，矿井工作制度为“三八制”，两班生产，一班检修、准备。设计采煤工作面每班爆破落煤一次，落煤进度1.0m，每天1个循环，循环进度2.0m，年工作日330d，正规循环率80%，则工作面年推进度为：2.0×1.0×330×0.80 = 528 m 矿井达到设计能力时的投产采区数为1个，首采工作面2个。设计采煤工作面生产能力按下式计算： A = l×m×L×γ×C 式中：A — 采煤工作面生产能力，kt/a； l — 采煤工作面长度，75m； m — 采煤工作面采高，M7煤层为1.3m； L — 采煤工作面年推进度，528m/a； γ — 煤层容重值， M7煤层为1.4t/m3； C —采煤工作面回采率，97%， 经计算， M7煤层两回采工作面生产能力为130.49kt/a。在加上两个掘进工作面出煤能保证年产15万吨的设计要求。 二、采煤工作面装备的确定 本矿井达产时，采煤工作面按炮采工艺装备。 工作面年生产能力约65.2kt，日产量约197t，每班产量约98t。工作面设计采用PDZA12型外注式单体液压支柱和HDJA-1000铰接顶梁配套支护顶板，配用BJO242-4型刮板输送机。打眼设备选用ZMS-12A型湿式煤电钻。 备注：回采工作面支护参数的确定见下章“顶板管理” 第四章 顶板管理 第一节 支护设计 顶板支护采用外注式单体液压支柱及金属绞接顶梁，其支柱及设备选型如下： 一、支架阻力计算 采用估算法计算支柱的工作阻力，单位面积支柱承受的荷载按6倍采高的岩柱重量估算，即： P=6×9.8γM 式中: P—工作面支护强度，KPa； γ—顶板岩石的容重，2.5t/m3； M—采高，m； P=6×9.8×2.5×(1.1—1.5) =162—221kN 二、计算支护密度 煤层选用PDZA12型外注式单体液压支柱，配合HDJA-100型金属铰接顶梁支护。 工作面支柱密度n按下式计算： n=P/(η·Rt) 式中：n―支护密度，根/m2; P—工作面支护强度，KN/m2; η―支柱额定工作阻力实际利用系数，取0.80； Rt―支柱额定工作阻力，KN/根; 则煤层工作面支护密度为： n=（162—211）/（0.8x250）=0.81―1.055根/ m2; 三、工作面排距b和柱距a的确定 根据选定的工作面顶板管理方式——“三、五排控顶”，确定排距b=1.0m，则柱距a值计算如下： a=1/nb 式中：a—柱距，m n—工作面支护密度，根/ m2； b—排距，m； 则煤层工作面柱距为： a=1/(0.81—1.055)Х1=（1.2―0.94）m，取1m; 由上面的计算，确定工作面排距为1m，柱距为1m，最大控顶距5.2m，最小控顶距3.2m，放顶距1m。 四、工作面所需支柱、顶梁数量 N=LN[(L/a)+1] N—工作面所需支柱数量 LN—最大控顶距时的支柱排数，LN=5 L—工作面长度，L=75m a—柱距，a=1m N=355根 考虑工作面临时支护，加强支护与备用量的工作面支柱增加15%，顶梁增加4%，所以工作面配备支柱410根，顶梁配备370根。 采煤工作面回采时，各工序按《煤矿安全规程》、《操作规程》进行。 第二节 顶板管理 因本区采用“三八制”“两采一准”的劳动组织形式所以工作面顶板管理为“三五排柱管理。 本采区主要开采M7煤层。煤顶板均为泥岩、粉砂质泥岩。根据上水平开采情况分析直接顶为中等稳定顶板、基本顶为来压不明显型。针对此类顶板，管理方法有以下几项： 一、加强对顶板的观测 在掘进和回采工作面应有专人观察顶板变化情况，如发现掉渣局部冒落，应及时通知工人注意隐蔽，不要站在空顶范围较大的地方作业。并及时处理浮煤、浮矸。严格执“行敲邦问顶”制度。 二、严格实施超前加强支护与回采工作面特种支护 回采工作面运输巷与回风巷必须超前工作面20m进行加强支护，增大支护密度。回采工作面特种支护必须按回采作业规程的要求严格执行。 三、回采工作面与掘进工作面必须及时支护 回采工作面每次落煤后和掘进工作面每次爆破后必须及时架设临时支护，尽可能减小空顶距离。出现突水，来压等预兆时必须及时撤离人员。 四、回采工作面液压支柱初撑力必须符合设计要求 在回采工作面升柱时每根液压支柱的初撑力不得小于90KN。发现液压支柱有损坏或初撑力不能达到要求时必须及时跟换。 五、认真做好顶板来压步距记录 每次基本顶来压时必须认真记录，以便指导下区段或下水平开采。根据对来压数据的分析能确定工作面加强支护的时间、与特种支护的设计参数。 六、回采工作面顶板具体管理 1、工作面选用PDZA12型单体液压支柱和兀型钢顶梁支护顶板，煤层倾角16°-18°，倾角每6°-8°支柱上仰1°，支柱迎山角为1°-3°，使用编织网作假顶，柱脚必须穿靴，防止底板光滑而滑倒支柱底必须有柱窝。 2、工作面采用“三五排”控顶，最大控顶距5.2 m,最小控顶距3.2 m,放顶距2.0m,支柱排距1.0 m,柱距1.0m。 3、工作面煤壁不得留有伞檐，顶梁末端靠在煤壁内0.2 m，并有梁窝，有片帮的地方必须使用半圆木背实，防止大量片帮。 4、对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。 七、掘进工作面顶板具体管理 1、临时支护必须掏柱窝，挂网。 2、跟换永久支护时，必须从内到外依次跟换。跟换时应有专人观察顶板。 3、永久支护必须按照设计要求，保值保量完成。 4、出现突出预兆时必须立即撤离人员。 第五章 采区通风设计 第一节 采区瓦斯涌出量预测 一、瓦斯涌出量计算 瓦斯涌出量计算 (1） 采煤工作面瓦斯涌出量qf按下式计算： qf＝qb+qn 式中：qb——开采层瓦斯涌出量，m3/t； qn——邻近层瓦斯涌出量，m3/t； (2）开采层瓦斯涌出量qb按下式计算： 式中：m—开采层厚度，1.3m； M—工作面采高，1.5m； K1—围岩瓦斯涌出系数，取1.3； K2—工作面丢煤系数，取工作面回采率的倒数； K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出系数， K3＝ ； L—工作面长度； h—掘进巷道预排等值宽度，焦煤取12.5m； W0—本煤层瓦斯含量，m³/t；由于K3煤层开采后对下面邻近煤层有卸压释放，因此计算下煤层瓦斯涌出量时应按卸压后的煤层瓦斯含量计算，W0i=W0-（W0-Wc）×Ki，下同； Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。由于本矿井开采煤层为焦煤，对煤层原始瓦斯含量（可燃基）＞10m3/t.r的煤层残存瓦斯含量按AQ1018-2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》表C.1选取；对原始瓦斯含量（可燃基）＜10m3/t.r的煤层残存瓦斯含量按公式 计算，并均换算成原煤瓦斯含量。 (3）邻近层瓦斯涌出量qn按下式计算： qn＝ （W0i－Wci）Ki 式中：mi—第i邻近层煤层厚度，m； M—工作面采高，m； W0i—第i个邻近层的原始瓦斯含量，m3/t； Wci—第i个邻近层残余瓦斯含量，m3/t； Ki—第i个邻近层瓦斯排放率，按邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线选取； 本矿井按由上至下顺序开采，根据煤层倾角影响，受采动影响下邻近层瓦斯排放带范围一般为85m。 工作面长度L=75m，将煤层间距、开采厚度、瓦斯含量等参数代入上式计算结果见表5-1-1、5-1-2、5-1-3。 表5-1-1 各开采层相对瓦斯涌出量计算结果表 开采 煤层 开采层 厚度 （m） 工作面 采高M（m） 煤层原始 瓦斯含量 W0（m3/t） 煤层瓦 斯含量W0i（m3/t） 残存瓦斯 含量 WC（m3/t） 工作面 回采率 开采层 相对瓦斯 涌出量qb（m3/t） M7 1.3 1.3 4.07 4.07 2.10 0.97 1.76 表5-1-2 各煤层开采时邻近层相对瓦斯涌出量计算结果表 开采 煤层 邻近层参数 开采层 采 高 m 邻近层相 对瓦斯涌 出量m3/t 邻近层 类 型 邻近层 编 号 煤层 厚度 m 原始瓦 斯含量 m3/t 残存瓦 斯含量 m3/t 瓦斯涌出 程度系数 距开采 层距离 m M7 下邻近层 M9 1.6 5.18 3.13 0.73 9.97 1.6 1.36 K7+1 1.1 3.98 2.23 0.22 10.63 1.1 0.43 小计 　 　 　 　 　 　 1.79 表5-1-3 回采工作面瓦斯涌出量计算结果表 煤层 编号 开采层相对瓦斯涌出量m3/t 邻近层瓦斯涌出量m3/t 回采工作面相对瓦斯涌出量m3/t 工作面产量t/d 工作面绝对瓦斯涌出量m3/min M7 1.76 1.50 3.26 197 0.8 (4）掘进工作面瓦斯涌出量qj按下式计算： qj＝qm+ql qm—掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min； ql—落煤瓦斯涌出量，m3/min； (5）掘进巷道煤壁瓦斯涌出量： qm＝D·v·q0·(2 －1) 式中：D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；D=n×m v—巷道掘进平均速度，m/min；根据采煤工作面煤厚，工作面长度等参数推算，采准巷道月进度为150m，日进度为6.0m。V＝ ＝0.004m/min； q0—煤壁瓦斯涌出强度，m3/m2·min，按下式计算： q0＝0.026[0.0004(Vr)2＋0.16]·W0 式中：Vr—煤的挥发份，%。 L—掘进巷道长度，按510m计算； b、掘进落煤瓦斯涌出量 ql＝S·V·r（W0-Wc） 式中：S—掘进端头见煤面积； r—煤的容重； Wc—运至地表煤的残存瓦斯量，m3/t； 计算结果见表5-1-4、5-1-5、5-1-6。 表5-1-4 掘进落煤瓦斯涌出量计算结果表 煤层 编号 掘进巷 道断面积S （m2） 巷道平均 掘进速度v （m/min） 密度 r （t/m3） 煤层原始 瓦斯含量W0（m3/t） 残存瓦斯含量Wc（m3/t） 掘进落煤 瓦斯涌出量 ql（m3/min） M7 4.36 0.004 1.4 4.07 2.10 0.5 表5-1-5 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量计算结果表 煤层 编号 暴露煤壁 面周边长 度D（m） 巷道掘 进速度v（m/min） 巷道长度L（m） 煤壁瓦斯 涌出强度 q0 (m3/m2·min) 煤中挥发分含量Vr（%） 煤层原始瓦斯含量 W0（m3/t） 煤壁瓦斯涌出量 qm（m3/min） M7 2.46 0.004 510 0.0578 31.06 4.07 0.406 表5-1-6 掘进工作面瓦斯涌出量计算结果表 煤层 编号 巷道煤壁瓦斯涌出量qm(m3/min) 落煤瓦斯涌出量ql（m3/min） 掘进工作面瓦斯涌出量qj（m3/min） M7 0.406 0.050 0.45 (6）生产采区瓦斯涌出量q区采用下式计算： Q区= 式中：q区— 生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t； K’— 矿井采空区瓦斯涌出系数，取1.3； q采i— 第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； Ai— 第i个回采工作面的日产量，t； q掘i— 第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，准备薄煤层回采工作面时布置三个半煤岩巷掘进工作面，准备厚煤层回采工作面时布置两个煤巷掘进工作面； Ao—生产采区平均日产量，t。 则生产采区瓦斯涌出量计算结果见表5—1—7。 表5-1-7 生产采区瓦斯涌出量计算结果表 煤层编号 采煤工作面相对瓦斯涌出量qf（m3/t） 掘进工作面绝对瓦斯涌出量qj（m3/min） 采煤工作面日产量 Ai（t/d） 生产采区平均日产量A0（t/d） 生产采区相对瓦斯涌出量 q区（m3/t） 生产采区绝对瓦斯涌出量（m3/min） M7 3.26 0.45 197 394 7.63 2.06 第二节 采区通风 一、采区需风量计算 1、回采工作面需风量 （1）按回采工作面最多人数需风量计算 Q＝4NK 式中 Q――矿井总供风量，m3/ min； N――井下同时工作的最多人数，20 4――每人每分钟供风标准，4m3/min人； K――矿井风量备用系数，K＝1.15 Q=4×20×1.15=92m3/min （2）按工作面绝对瓦斯涌出量计算 Q采=100×q采×K 式中 Q采——回采工作面需风量，m3/s q采——回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min， K——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K=2； Q采=100×2×0.8=160m3/min； （3）按炸药使用量计算 Q采＞25A 式中 A​​――采煤工作面一次使用最大炸药量，取6.0kg 则：Q采=25×3=75m3/min 项目 计算 单位 按同时工作最多人数 Q =4nk=4×20×1.15=92 m3/min 按瓦斯绝对涌出量 Q=100Kq=100×2×2.06=412 m3/min 按一次放炮炸药量 Q=25A=25×3=75 m3/min 初次选定 Q=160 m3/min 按风速验算 最低风速 Q=412＞60×0.25×S切=60×4.2×0.25=63 m3/min 最高风速 Q=412＜60×4×S切=60×4.2×4=1008 m3/min 最后确定 Q=160 m3/min 说明 Q：回采工作面实际需要风量，m3/min；K：瓦斯涌出不均衡系数；q：回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； S切：回采工作面断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2；n：回采工作面同时工作的最多人数，人；A：回采工作面一次放炮最装药量，kg。 2、掘进工作面需风量计算 （1）按掘进工作面同时上班的最多人数计算 Q掘＝4NK 式中Q掘――矿井总供风量，m3/ min； N――井下同时工作的最多人数，20 4――每人每分钟供风标准，4m3/min人； K――矿井风量备用系数，K＝1.15 Q掘=4×20×1.15=92m3/min （2）按掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算 Q掘=100×q掘×K 式中 Q掘——回采工作面需风量，m3/s q掘——回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min， K——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K=2； Q掘=100×2×0.45=90m3/min； （3）按炸药使用量计算 Q掘＞25A 式中 A​​――采煤工作面一次使用最大炸药量，取7.0kg 则：Q掘=25×7=75m3/min 项目 计算 单位 按同时工作最多人数 Q=4nk=4×20×1.15=92 m³/min 按瓦斯绝对涌出量 Q=100Kq=100×2×0.45=90 m³/min 按一次放炮炸药量 Q=25A=25×7=175 m³/min 初次选定 Q=175 m³/min 按风速验算 最低风速 Q=175＞60×0.25×S=60×5.8×0.25=87 m³/min 最高风速 Q=175＜60×4×S=60×5.8×4=1392 m3/min 最后确定 Q=175 m3/min 说明 Q：掘进工作面实际需要风量，m³/min；K：瓦斯涌出不均衡系数；q：掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m³/min； S：掘进工作面断面积， m²；n：掘进工作面同时工作的最多人数，人；A：掘进工作面一次放炮最装药量，kg。 3、机电硐室需风量计算 本区机电硐室均为小型机电硐室按经验值确定风量为Q=70 m3/min。 4、其他巷道需风量计算 本区为新设计采区风量按采煤、掘进、备用、机电硐室的总风量的7%计算。 Q其=（∑Q采+∑Q掘+∑Q机 ）×7% =28.35 m3/min。 5、采区总进风量的确定 Q采区=∑Q工作面+∑Q掘+ ∑Q机+∑Q其 =412×2+175×2+70×2+28.35 = 1342.35m3/min。 =22.37 m3/s。 二、矿井通风阻力计算 通风摩擦阻力计算公式如下： H= 式中 H——通风摩擦阻力，Pa； α——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4 L——井巷长度，m； P—— 井巷净断面周长，m； Q—— 通风井巷的风量，m3/s； S—井巷净断面面积，m2 通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15%。 经计算：矿井通风时期阻力为：637.32 Pa 矿井通风阻力计算见表5-2-1 三、等积孔计算 式中 A——等积孔，m²； Q——矿井总风量，m³/s； h——矿井负压，Pa。 A=1.09 根据以上计算结果：矿井通风为中等阻力矿井，矿井通风难易程度中等。 序号 巷道名称 断面形状 支护方式 阻力系数 净周长 巷道长 净 断 面 风 量 风 阻 风 速 阻 力 a（NS2/m4） P（m） L（m） S（m2） S3/m6 Q(m3/s) Q2 R(NS2/m8) V(m/s) H（Pa） 1 运输上山 半圆拱 砌 碹 0.006 10.3 519 6.98 340 6 36 0.0224 3.05 13.39 2 运输大巷 半圆拱 锚 喷 0.009 12 350 8.6 636 20 400 0.3844 3.67 80.6 3 轨道上山 半圆拱 锚 喷 0.009 10.3 530 6.98 340 14 324 0.3218 3.67 46.8 4 01工作面运输巷 梯 形 金属支架 0.015 8.6 500 4.5 91.45 4.5 20.25 0.4955 1.00 35.2 5 01采煤工作面 矩 形 单体液压支柱 0.030 7.2 70 1.8 5.832 4.0 16 2.9630 2.22 10.3 6 01工作面回风巷 梯 形 金属支架 0.015 8.6 510 4.5 91.45 4.0 16 0.4955 0.89 42.6 7 02工作面运输巷 梯 形 金属支架 0.015 8.6 682 4.5 91.45 4.5 20.25 0.4955 1.00 36.1 9 02采煤工作面 矩 形 单体液压支柱 0.030 7.2 70 1.8 5.832 4.0 16 2.9630 2.22 10.3 10 02工作面回风巷 梯 形 金属支架 0.015 8.6 700 4.5 91.45 4.0 16 0.4955 0.89 50.3 11 采区回风巷 半圆拱 锚喷 0.006 8.8 350 4.9 117.649 20 400 0.0256 3.8 82.3 　 小计 　 　 　 　 　 407.89 　 加15%局部阻力 　 　 　 　 　 61.183 　 合计 　 　 　 　 　 469.07 通风阻力计算表 四、采区通风管理 1、根据通风需要，安设风门、调节风门； 2、同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路； 3、勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面； 4、严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸； 5、加强对各种通风设施和巷道的日常管理。 6、对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（或煤体）松动或破碎，以有效防止漏风； 7、加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要； 8、加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。 第三节 灾害预防及安全设备 煤矿安全工作十分重要，必须贯彻在日常生产管理中，并按照国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局令第6号《煤矿建设项目安全设施监察规定》，同步完成项目的安全专篇的编制工作，认真落实安全专篇的内容。 影响煤矿井下安全的灾害主要有：瓦斯燃烧和爆炸、有毒有害气体、粉尘危害、煤层自燃、井下火灾、井下水灾、顶板事故、机电事故及井下热害等。本矿井的主要灾害是瓦斯、机电事故等，直接威胁矿井安全生产；本区开采过程中未发现地温异常；为稀释矿井瓦斯，矿井通风风量较大，采用通风降温最简便易行，因此，本矿井不采用人工制冷降温措施。 本设计根据实际提出如下有针对性的安全技术措施为： 一、预防瓦斯引燃、引爆的措施 瓦斯常见的危害：瓦斯可以燃烧，会导致矿井火灾；瓦斯达到一定浓度可以爆炸；瓦斯浓度过高时，会使矿井空气中的氧含量降低，导致井下人员窒息。 1、防止瓦斯积聚 本矿井煤层瓦斯含量较高，矿井相对瓦斯涌出量较大，矿井绝对瓦斯涌出量较大，矿井已建立瓦斯抽采系统，实际生产过程中必须加强瓦斯抽采；同时应加强通风管理，保证矿井各用风地点的有效通风，严格控制回风流和采、掘工作面的瓦斯浓度，避免矿井瓦斯积聚达到爆炸浓度，按照《煤矿安全规程（现行版）》第一百五十八条之规定，必须装备矿井安全监控系统。及时发现和处理瓦斯局部积聚，采空区和废弃的巷道应及时封闭。井下任何地点严禁微风或无风作业，掘进工作面必须用局扇通风，严禁扩散通风。 2、防止瓦斯引燃、引爆 矿井井下及扇风机房周围20m以内严禁使用明火，井下爆破严禁使用明炮、糊炮，必须使用煤矿安全炸药、水炮泥放炮。电器设备的选型、安装、使用、检修必须严格执行《煤矿安全规程（现行版）》的规定，防止产生电火花和机械摩擦、碰撞火花，局部通风机设“三专两闭锁”设施，建立、健全矿井安全管理机构。 3、防止瓦斯灾害事故的扩大 发生灾害事故后必须立即成立抢救指挥部，组织矿山辅助救护队进行侦察，准确探明事故性质、原因、范围、遇难人员数量和所在位置，以及巷道破坏、通风、瓦斯等情况，为指挥部制定抢救提供可靠依据；同时上报，与邻近签订救护的救护队联系，请求支援。结合隔爆措施设置隔爆水棚阻止瓦斯灾害事故扩大。 二、粉尘的综合防治 在采、掘工作面必须采用综合防尘措施，湿式作业，选用喷雾泵站，放炮落煤后进行喷雾，掘进工作面采用湿式煤电钻打眼，供水系统连接井下洒水管网，在割煤、掘进及其它易产生煤尘地点设置洒水器及喷雾器降尘。在煤层回风巷、煤层运输巷等处距工作面50m范围内设置净化风流水幕降尘。在运输大巷、煤层胶带巷、煤层进风巷，每隔100m设置一个三通及闸门，以便连接软管定期冲刷巷道。 矿井两个相邻的采区、相邻的煤层、相邻的工作面间、煤层掘进巷道和与其相连的巷道间、煤仓和与其相连通的巷道间，都必须用水棚隔开。所有运输巷和回风巷中必须定期撒布岩粉。 合理安排采掘计划，调整采、掘工作面、井巷的风速，减少粉尘飞扬。 三、矿井火灾及其防治 根据生产地质勘探报告及鉴定资料，区内主要可采煤层均属自燃煤层。 内因火灾防治主要是对回采工作面底板浮煤和护顶煤喷洒阻化剂，以达到防灭火的目的。 对外源火灾要采取措施，加强防范，杜绝火源。贯彻“预防为主、消防并举”的矿井防火基本原则；设置井上、下消防材料库；井下设备均采用符合《煤矿安全规程》规定的防爆型。 矿井必须建立自燃发火预测预报制度，可靠监测预报矿井自燃火灾。勤采集气样，及早发现自燃火灾。 矿井采用消防及防尘洒水联合供水系统。井下消防用水量为7.5L/s，火灾延续时间按6h计，即井下消防用水量为162m3／次。防尘洒水用水量为90.9m3／d。井下消防及防尘洒水用水采用处理后的井下排水。消防用水贮存于250m3生产水池中（池底标高+1710.0m），利用重力自流供水。水池要有保证消防水不作他用的技术措施。 四、防止井下水灾的措施 必须坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，采取“探、防、堵、截、排”的综合防治措施。加强电气设备管理，保证安全供电，使水泵能正常工作，排出矿井水。加强地面和井下的观察，特别是雨季过后，以便及时发现水灾隐情，立即处理。矿井在开采中，要加强防治水工作，注意防治水措施的制定和使用，防患于未然。留好各种防水煤(岩)柱，如有必要应超前预注浆封堵加固，必要时预先建筑防水闸门堵水。 五、防止顶板事故的措施 煤矿采、掘工作面，已掘出的巷道，已回采的采空区等场所发生的冒顶、片帮、掉矸等伤亡和非伤亡事故，统称为顶板事故。它是煤矿中最常见也是最容易发生的事故，以“另敲碎打”的方式发生，在各类事故中占的比例较大，因此，预防顶板事故的发生，是煤矿安全工作的重要任务之一。 顶板事故的预防，要做到： 1、根据顶底板条件和围岩的受力情况，合理选用回采工作面悬移顶梁液压支架架型，保证工作面上有足够的支撑力；巷道的支护方式、支架的规格要结合实际；严格执行作业规程规定，保证支架的架设质量。 2、支护要及时，不空顶作业。采煤机割煤后，支架要及时移架跟上，尽量不出现或少出现空顶现象，空顶距不能太大；采煤工作面上下出口、工作面上下顺槽加强超前支护，以适应工作面围岩的移动变化规律。 3、要加强矿山压力现场观测，通过观测围岩移动与支架受载，了解煤矿各煤层顶板的来压规律，老顶的初次来压和周期来压特点，顶板下沉和大面积垮落规律，使采取的顶板控制措施更有效、更具有针对性。 4、正确、合理地决定巷道在空间上的位置，使开掘的巷道尽量位于采动压力影响区之外，或把巷道开掘在采后岩层垮落压实的压力稳定区内。 第六章 采区主要生产设备 第一节 运输设备 采掘运设备 1 刮板输送机 BJO242-4 台 4 2 湿式煤电钻 ZMS-12A,1.2 KW,127V 台 4 3 外注式单体液压支柱 PDZA12 架 410 4 铰接顶梁 HDJK—1000 根 380 5 乳化液泵 RB2B80/35, 台 4 6 乳化液箱 XRXTA 台 2 7 注液枪 DZ-Q1 台 4 8 回柱绞车 JH-8 台 1 9 手持式气动钻机 ZQS—50/300 台 1 10 局部扇风机 JBT51-2 台 4 11 风动潜水泵 BQF-I 台 1 12 发爆器 MFB50A 个 4 13 岩石电钻 YD-2A 台 4 14 皮带运输机 SPJ-800 台 2 15 皮带运输机 KDS-30 台 4 16 激光指向仪 壁虎式-1 台 5 17 塑料无缝导风筒 Φ500×10000 节 180 18 探水钻机 TXU-75A, 4 kW 台 1 19 配套泥浆泵 TBW-50/1.5, 2.2 kW 台 1 20 震动给煤机 ZMJ-1100, 7.5KW 台 1 21 调度绞车 JD-11.4, 11.4KW 台 2 22 风镐 G10 台 1 23 风动凿岩机 YT23 台 1 24 耙斗装岩机 ZYP-345 台 1 25 混凝土喷射机 CPZ-3 台 1 26 混凝土配料搅拌机 JP-II 台 1 27 混凝土喷射机械手 FS-I 台 1 28 电动锚杆钻机 MDSO3 台 1 29 湿式除尘器 SCF-6 台 1 30 第二节 防尘设备 防尘设备 1 焊接钢管 DN100 m 1700 2 焊接钢管 DN65 m 3900 3 焊接钢管 DN50 m 200 4 焊接钢管 DN25 m 100 5 室内消火栓 SN50型 套 29 6 干粉灭火器 MFZL-8型 套 14 7 闸阀 Z41T-25型，DN100 个 5 8 闸阀 Z41T-25型，DN65 个 9 9 截止阀 J11T－25K型，DN50 个 4 10 截止阀 J11T－25K型，DN25 个 50 11 自动喷雾降尘装置 ZP-1型 套 13 a 喷雾喷头 PLC20-4-120°型 个 39 12 风流净化水幕装置 　 套 13 a 雨淋阀组 ZSFY/SL-S360型 套 13 b 水幕喷头 ZSTM-15A型， 个 39 13 自动喷水灭火装置 ASMH-50型 套 1 14 泡沫喷雾灭火装置 ZSP型 套 1 15 橡胶软管 DN50 m 150 16 橡胶软管 DN25 m 1000 17 手提式泡沫灭火器 MP-9型 套 2 第三节 压风设备 压风系统 （一） 地面压风站设备 　 　 　 1 空气压缩机 GA132-8.5（排气量为22.9m3/min，排气压力为0.85MPa，配用132kW电机) 台 2 2 储气罐 3-1.0，2m3，1.0MP 台 2 3 C级紧密过滤器 C-2400-D 台 1 4 T级紧密过滤器 T-2400-D 台 1 5 无缝钢管 Φ133×4 m 150 　 　 　 　 　 （二） 压气管网 　 　 　 1 无缝钢管 Φ133×4 m 2200 2 无缝钢管 Φ73×4 m 2500 3 卡箍式柔性管接头 GJJ型，DN=100 件 250 4 卡箍式柔性管接头 GJJ型，DN=65 件 280 第四节 排水设备 排水系统 （一） 井下主排水设备 　 　 　 1 矿用多级离心泵 MD85-45×7 台 3 2 配套电机 防爆电机132kW，2950r/min，10kV 台 3 3 无缝钢管 Ф133×5mm m 1500 4 无缝钢管 Ф194×5mm m 1500 5 快速管接头 Φ125，P≤2.5MPa 套 150 6 90°弯头 Φ125，Pg25 个 3 7 等径三通 Φ125，Pg25 个 3 8 旋启式止回阀 H44H-25 Dg125 个 2 9 楔式闸阀 Z41H-25，Φ125 个 3 10 分水闸阀 PZI-600 个 2 11 压力表 YB-100，25kg 个 3 　 　 　 　 　 （二） 排水系统各类门 　 　 　 1 密闭门 MMB2.0×1.8m 道 1 2 栅栏门 MS1.5×1.8m 道 1 　 　 　 　 　 （三） 铺轨 　 　 　 1 道岔 ZDK615/4/12 单开手动岔 付 3 2 钢轨 15kg/m m 165 3 钢轨 22kg/m m 35 第七章 劳动组织及安全经济指标 第一节 劳动定员及劳动生产率 设计生产能力为150kt/a，净增生产能力120kt/a。，矿井全员效益按照《煤炭工业小型矿井设计规定》并结合大河镇金晶煤矿的开采技术条件，确定大河镇金晶煤矿的全员工效为1.06t/工。 工作制度：年工作日330天，日工作三班，两班生产，一班检修。 煤矿人员划分为原煤生产工人、管理人员、服务人员和其他人员。 矿井按岗位进行定员配备，其中：矿井管理人员占原煤生产人员出勤人数的7%；矿井服务人员占原煤生产人员出勤人数的5%；其他人员占原煤生产人员在籍人数的3%。 劳动定员在籍系数：井下工人在籍系数1.40 地面工人出勤系数1.30，其余人员在籍系数1.0。 煤矿达产后，全矿在籍人数为286人，原有281人，净增5人；由煤矿内部自行聘用。 劳动定员定岗定员见表8-1-1。 序号 人员类别 出勤人数 一 二 三 小计 一 原煤生产工人 80 80 40 200 （一） 采煤队 38 38 20 96 1 110701工作面炮采队 　 　 　 0 　 队长（兼验收） 1 1 1 3 　 刮板运输机司机 1 1 　 2 　 支架工 6 6 2　 14 　 上、下出口及顺槽支护维修工 4 4 1 9 　 机电工 1 1 1 3 　 打眼、放炮工 2 2 　 4 　 支柱（回柱）管理及运料 2 2 4 8 　 班长 1 1 1 3 　 泵站、集控工 1 1 　 2 　 小计 19 19 10 48 　 　 　 　 　 0 2 110702工作面炮采队 　 　 　 0 　 队长（兼验收） 1 1 1 3 　 刮板运输机司机 1 1 　 2 　 支架工 6 6 　 12 　 上、下出口及顺槽支护维修工 4 4 3 11 　 机电工（检修） 1 1 1 3 　 打眼、放炮工 2 2 　 4 　 支柱管理及运料 2 2 2 6 　 运输斜巷输送机司机 1 1 　 2 　 泵站、集控工 1 1 　 2 　 小计 19 19 10 48 　 　 　 　 　 0 （二） 掘进队 32 32 24 88 1 110703工作面回风巷(掘1) 　 　 　 0 　 班长（兼验收） 1 1 1 3 　 打眼、放炮员 2 2 　 4 　 支护工 3 3 　 6 　 通风机司机（兼瓦检） 1 1 　 2 　 机电工（检修） 1 1 2 4 　 运料、铺轨工 　 　 3 3 　 小计 8 8 6 22 　 　 　 　 　 0 2 110704工作面回风巷(掘2) 　 　 　 0 　 班长（兼验收） 1 1 1 3 　 打眼、放炮员 2 2 　 4 　 支护工 3 3 　 6 　 通风机司机（兼瓦检） 1 1 　 2 　 机电工（检修） 1 1 2 4 　 运料、铺轨工 　 　 3 3 　 小计 8 8 6 22 　 　 　 　 　 0 （三） 采区辅助工 12 12 10 34 　 测风、测尘、瓦斯巡检 2 2 2 6 　 通风设施保安工 2 2 　 4 　 管道铺设及维修 1 1 1 3 　 煤层注水、探放水 2 2 2 6 　 轨道维护及巷道维修、煤尘清扫 1 1 1 3 　 采区煤仓（溜煤眼） 1 1 1 3 　 井上下运料工 1 1 1 3 　 水文地质工 　 　 2 2 　 测工、矿压观测工 2 2 　 4 　 　 　 　 　 0 （四） 主、副斜井生产系统 7 7 4 18 　 绞车司机 2 2 　 4 　 胶带机司机 1 1 　 2 　 通风机房 1 1 1 3 　 主变电所 1 1 1 3 　 通风机、水泵维修 　 　 2 2 　 采区车场操车 2 2 　 4 第二节 主要技术经济指标 序号 名称 单位 指标 备注 1 采区走向长度 m 670 平均长度 2 采区倾斜长度 m 500 平均长度 3 采区面积 m2 8400 4 采区工业储量 万t 389.68 5 采区可采储量 万t 80 6 采区生产能力 万t/a 15 7 采区服务年限 a 3.5 8 采区开拓方式 斜井开拓 9 采区上、下山名称 运输上山、轨道上山、采区回风巷 10 采区开拓准备工程量 m 4034 11 可采煤层名称 M7 12 煤层平均厚度 m 1.3 13 煤的容重 t/m3 1.4、1.44 14 煤的灰分 % 26.12 原煤 15 煤的自燃发火期 月 至今未遇到煤自燃发火 16 煤尘爆炸性 M7均有爆炸性 17 瓦斯等级 高瓦斯矿井 18 煤层瓦斯绝对涌出量 m3/min 0.8 19 煤层瓦斯相对涌出量 m3/t 1.76 20 采煤方法 炮采 21 准备巷道支护方式 锚喷 22 回采工作面顶板管理方法 “3,5排柱”、全部垮落法 23 首采工作面 110701、110702 24 采区设计工作面个数 个 2 25 采区正常涌水量 m3/h 28 26 采区最大涌水量 m3/h 43 27 突水系数 Mpa/m 0.0956、0.088 28 安全隔水层厚度 m 40 29 受水威胁程度 建矿至今矿坑未发生大的突水及灾害事故 30 采区水仓容量 m3 350 31 泵房排水泵型号 MD85-45×7 1台工作、1台备用、1台检修泵 32 泵房排水泵数量 台 3 33 水泵排水能力 m3/h 54～97 34 主运输设备型号、数量 STJ650/22，22KW、1 35 辅助运输设备型号、数量 SGB—630/55BS, 55KW、10 毕业设计心得体会 毕业设计是煤矿开采技术专业实践教学过程中十分重要的实践性环节，是工学交替、半工半读人才培养模式的必备环节，是学生在校期间理论联系实际、增长实践知识的重要手段和方法之一，是实现培养目标的必需教学过程。 通过毕业设计可使我们初步了解煤矿现代生产技术状况及发展趋势，使学生认识和熟悉煤矿井上、下的基本情况，了解煤炭的采掘生产工艺过程及矿井各主要生产系统，为今后专业课的学校创造条件，调动学习的积极性、针对性和目的性，同时、也是一次接触社会，了解煤矿，向老师和技术人员学习的机会。 通过毕业设计了解矿井的地理和地质情况，包括交通位置、地形地貌、气象水文条件，工农业生产概况，煤田分布情况及矿井地质条件、煤炭、瓦斯、水、火、煤尘等条件，矿井建设发展情况及矿井主要技术经济指标。重点了解矿井开拓方式，包括井田范围尺寸，井型及服务年限，井筒形式、数目和位置，水平划分及水平服务年限，大巷位置、数目、井底车场形式、通过能力及硐室的位置，大巷、硐室的支护方式，新水平开拓延伸方式等 通过毕业设计了解采区巷道布置及其生产系统，包括采区划分和尺寸，上山、区段巷道、联络巷道的布置方式，采区车场的布置方式和调车方式，采区工作面开采顺序、生产能力，采区内同时生产的工作面数目以及同时掘进的工作面数目；采区上山、区段平行或分带斜巷、联络巷道的支护方式，采区内巷道布置及参数确定的主要依据，采区硐室的类型、位置及用途，采区内运煤、运料、通风、行人、供电、排水系统等；实习矿井准备方式的演变过程，新采区的设计方法和主要依据内容等。 通过毕业设计了解矿井掘进工作面掘进工艺方式、掘进工作面的施工组织方式、劳动组织方式、主要技术经济指标等。了解掘进工作面钻眼机具的型号、使用方法和技术参数，工作面通风、供水、防尘等系统的布置方式，钎子和钎头的形状、规格，掘进工作面炮眼布置方式、炮眼角度、深度以及各类炮眼的作用等；了解炮眼的装药方式、炸药类型、联线方式、引爆方式等；了解工作面岩石、煤的装运方式、调车方式、工作面临时轨道的接长方法；了解掘进工作面通风方式、综合防尘措施、巷道支护方式、临时支架、永久支护的架设方法，各类支护材料、支护方式的优缺点及适用条件；了解巷道掘进的方面、坡度、角度的控制方法等。 通过毕业设计了解矿井运输系统及设备，包括刮板运输机、转载机、可伸缩距离及轨道、道岔的坡度等参数；了解矿井提升系统及其设备，包括主副井提升 方式、主副井提升容器、装卸方式、提升机房的位置、主要设备的组成及其型号； 了解地面工业广场的布置，地面主副井附近运输系统的布置方式，主副井井口辅助设施的布置等，地面通风机房、空压机房、地面中央变电所等布置情况；了解 主要通风设施、通风构筑物、矿井风量、风压调节方法，了解通风防爆门及矿井反风装置等 参考文献 1、曹允伟主编，煤矿开采方法，煤炭工业出版社，2005年1月。引用部分5-300页。 2、刘殿武主编，矿井通风技术，中国矿业大学出版社，2009年8月。引用部分52-251页。 3、杨相海主编，井巷工程，中国矿业大学出版社，2008年2月。引用部分45-229页。 4、陶坤主编，煤矿地质，中国矿业大学出版社，2006年5月。引用部分74-263页。 5、郭奉贤主编，矿山压力观测与控制，煤炭工业出版社，2005年1月。引用部分184-279页。 6、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局主编，煤矿安全规程，煤炭工业出版社，2009年6月。引用部分第二章、第三章、第四章。 7、张荣立主编，采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2004年5月。引用部分第三篇采煤方法采区巷道布置。 PAGE 28 _1268893639.unknown _1305009609.unknown _1305045969.unknown _1246222080.unknown _1258995130.unknown _1264402112.unknown _1234567896.unknown _1234567897.unknown _1179147565.unknown