青菜沟煤矿南翼主暗下山施工组织设计说明书

作者：佚名 2011-12-26 22:20 来源：本站原创

前言
青菜沟煤矿属股份制民营企业，该矿于二OO一年十月进行矿井技术改造，原设计井型3万吨/年，一对斜井中央并列式片盘开拓，经后期施工改造，矿井生产能力核定为6万吨/年，但由于煤炭市场疲软，技术管理水平不高，致使采掘成本偏高，故矿山长期处于不正常生产状态，且前期投资不足，＋890m上部煤层回采率低，造成矿井采掘严重失调，为此，经研究，决定对＋890m水平以下进行矿井延伸改造，以摸清下部煤层赋存情况，保证矿井采掘平衡，提高矿井产量，扭转矿井长期被动的生产局面。
一、编制设计的依据
1、贵州瓮安县青菜沟煤矿技术改造方案设计；
2、本矿历年来生产情况原始资料；
3、矿井《技改项目建议书》。
二、设计的主要特点
1、矿井南翼采用暗下山开拓方式，掘南北两翼回风上山，再进行两翼后退式走向长壁开采；
2、本开拓设计垂高50米，即＋890m~＋840m，＋840m以下本设计暂不予考虑；
3、提升排水采用接力式，通风利用现有设施，计划重新安装管路、在地面安装空压机至主下山形成压风系统；
4、设计主下山采用串车提升，在+890m水平安装25KW绞车，两翼回风上山（副斜井）原则上不装备提升设备。
三、存在问题
1、南翼采区下部目前尚未揭露正常煤层，且勘探程度较低，其下部煤层赋存情况不明，对施工设计的实用性将带来一定偏差；
2、至于局部可采的其它煤层，本设计暂未考虑；
3、因考虑接替紧张和生产成本的偏高，主下山布置在煤层中，可能造成下山的变形和底鼓，维修量大。
基于以上诸多因素，矿井在生产过程中，根据实际揭露情况，可局部调整本设计，尽可能地保证矿井效率和安全。

第一章矿井概况及地质特征
第一节矿井概况
青菜沟煤矿为股份制私营企业，行业管理隶属于瓮安县煤炭管理局。该矿地处贵州省瓮安县草塘镇大寨坪村，矿区受地质构造及河溪侵蚀作用形成一走向为北北东的单面山，其间发育一些横向笔架式沟谷，区内最高标高＋1179.4m,最低标高＋1021.1m，相对高差158.3m。该矿距瓮安县城约9.5公里，距草塘镇约7.5公里，矿区有乡村公路与干线公路相连，交通方便。
本企业依法取得了《采矿许可证》、《煤炭生产许可证》、《煤炭安全生产许可证》、《营业执照》和《矿长资格证》等证件，并均在有效期内，企业机构配备齐全，依法进行煤炭开采活动。2005年度对矿井进行了安全现状综合评价，安全评价等级为B级生产矿井。企业法人代表曾明超，全矿现有职工80人。
本矿2001年动工兴建，经历年鉴定为低瓦斯矿井，开采煤层为中硫、低灰、高发热量的烟煤，2006年核定该矿井生产能力为6万吨／年，具备煤矿正常生产的各种安全生产条件。

第二节地质特征
本区大地构造属扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区之东南部，区域地层有震旦系、二叠系和三叠系及零星分布的白垩系、老第三系和第四系，其中的寒武系和三叠系分布最广，次为二叠系，由于黔中的隆起，缺失了志留系～石炭系及茱罗系。
矿区含煤地层为上二叠统吴家坪组，主要由石灰岩、燧石灰岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，地层总厚度206～381m，平均厚度262m，根据岩性差异划分为五个分层，自下而上分，仅第一层为含煤地层，老顶厚度为55～113m，区内仅含煤一层，即D煤层，煤厚1.2～3.5m，平均厚度1.8m，为单一煤层，平均倾角20º,煤层连续好，厚度变化不大，属稳定煤层。其煤层顶底板岩性见下图：

第三节水文地质
矿区含水层为二叠系下统茅口灰岩、二叠系上统长兴灰岩、龙潭组上段及下段的厚层燧石灰岩、三叠系下统大冶组灰岩等。煤层均位于最低侵蚀基准面之上的地势较高处，地下水为裂隙水，补给来源以大气降水为主。矿井范围内无河流，小溪，地表水主要来源于大气降水，由于地形多呈缓波状，排泄条件良好，水文地质条件简单。
由于矿井上部开采年代久远，该矿的主要水患为老窑及采空水，潜在威胁为P1m灰岩地下水，雨季大气降水量影响较大，降雨时涌水量普遍增大。
综合以上分析，按照2005年8月贵州省煤田地质局地测大队地质队提供的《贵州省瓮安县草塘镇青菜沟煤矿地质调查报告》，并据近几年实际开采中排水情况的调查，矿井实际正常涌水量为60m3/h，最大涌水量为130 m3/h。正常涌水量多为地年水直接补给，最大涌水量多为雨季大气降水通过采空区和塌陷裂隙渗入井下。
第四节勘探程度及存在问题
本矿山的勘查地质工作始于六十年代，贵州省地质局区域地质调查大队开展过1:20万《瓮安幅》地质、矿产调查，曾作过踏勘了解。1998年贵州省地质学会黔南分会提交了《瓮安县煤矿地质简测报告》；同时该公司对青菜沟煤矿的储量核实提交了《贵州省瓮安县草塘镇青菜沟煤矿地质简测报告》，并以此作为矿山储量登记的依据。2004年贵州蒙特勘查开发有限公司提交了《瓮安县青菜沟煤矿资源／储量核实报告》。
青菜沟煤矿在普查报告中，控制程度偏低，深部地质情况控制更差，特别是瓦斯地质资料，未能提供钻孔的瓦斯数据，因此，需进一步精查地质勘探工作，同时在生产过程中要给予及时收集补充。
青菜沟煤矿于2001年10月委托贵州省煤炭管理局设计研究所设计。在原建井和技改阶段，其地质资料未收集完整，在生产过程中需进一步完善和补充。

第二章井田开拓
第一节井田境界及储量
一、井田境界
本矿区位于瓮安县城18度、直距11.4公里的草塘镇境内，井口地理座标：东经107º30´13",北纬27º09´55",属瓮安县城东侧洗马向斜东翼，为单斜构造，井田为一不规则的多边形，矿区范围拐点坐标见下表：
拐点坐标表表一

井田走向长1800m,倾斜宽1470m，井田面积1.6609m2。（2007年扩界后的范围）
相邻矿边界关系：矿区北与大湾田煤矿相连，南与上场坪新井煤矿接界，东西无其它矿山。邻近矿井均较远，井田范围内多对小窑已关闭。受威胁的是上世纪末由当地村民集资开掘的一对井筒目前已积水，该废井在本矿南翼井田边界附近，在开掘南翼采区时，必须抽放积水，排除威胁。
二、井田储量
瓮安县草塘镇青菜沟煤矿之煤层赋于上二叠系吴家坪组第一段顶部，可采煤层为一层。根据贵州蒙特资源勘查开发公司提交的《省瓮安县草塘镇青菜沟煤矿资源储量核实报告》，截止2004年10月,该矿保有资源储量332＋333＋334？为140.2万吨。
2005年11月贵州省地矿局一O四地质队对该煤矿井下进行测量计算，该煤矿保有资源储量332＋333＋334？为138.33万吨。
2007年元月贵州省地矿局一O四地质大队对该煤矿井下新开采部分进行认真细致的测量，并制作了井上井下对照图、采掘工程平面图（有资料可靠性承诺书）。根据煤矿工作人员提供的井下开采情况及本次对该煤矿井下测量结果，即在2005年11月资源储量变动之后，新采空面积为31664m2,煤层倾角为22.5º。在煤矿掘进过程中，采出部分煤炭，使其保有储量减少，其变动量如下：
Q采空＝S•H•D Q1＝Q总－Q采空
式中：Q采空――采空区会储量为5.18万吨；
S――块段斜面积，为34272.87m2；
D――煤矿煤容重，为1.40t/m3；
H――煤层平均厚度，为1.8m；
Q1――变动后保有储量，为133.15万吨；
Q总――2005年11月前保有资源储量，为138.33万吨。
经过上述计算，到2007年元月，瓮安县草塘镇青菜沟煤矿保有资源储量332＋333＋334？为133.15万吨。
2007年8月，为保证本矿生产能力提升后的储量和服务年限，经审批，本矿又扩大了井田边界，增加了矿井储量，扩界后的矿井的资源储量概算为194.72万吨。
第二节设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井年工作日330天，每天净提升时间16小时，每天三班作业，每班工作时间为8小时。
二、矿井生产能力及服务年限
矿井设计生产能力：9万吨/年。
延伸后的矿井服务年限为13年，＋840m下部块段开发后，将进一步核实矿井储量，调整矿井服务年限。

第三节开拓方式
一、方案比较
矿井主下山为矿井二级提升下山开拓，中央片盘开采，延伸设计考虑了三个方案进行比较：
1、主井筒延伸方案
此方案设计自主井筒现落脚+890m水平直接向下延伸至＋840m水平，再掘进石门与＋840m巷贯通，形成提升系统。
优点：（1）矿井一级提升，系统简单，提升量大；
（2）全部在顶板灰岩中掘进，可不设支护，后期维修量小。
缺点：（1）施工过程中影响全矿的提升，不利于安全生产；
（2）主井现倾角大于28º,不利于提升、行人，且不符合设计规范；
（3）现主井筒与煤层是反倾向施工的，向下延伸，将会离煤层越来越远，下部石门距离过长，浪费大。
2、3＃上山延伸方案
此方案设计自现3＃上山直接向下延伸至＋840m水平，在现＋910m水平安装绞车，形成＋840m、+890m、+910m三个阶段，在＋840m水平掘进南北两翼运输巷和回风上山，形成通风运输系统。
优点：（1）对南翼+890m上、下的煤层均可使用一台绞车提升，简化了提升环节；
（2）节省了＋890m水平绞车台、车场、机电硐室的工程量；
（3）利用现有绞车，便于快速施工。
缺点：（1）3＃上山上部为回风上山，延伸后，下部为进风下山，形成同一下山一段进风、一段回风的现象，不符合设计要求；
（2）现有JD－11.4绞车不能满足提升需要，仍要更换绞车；
（3）3＃上山施工质量较差，维修量大；
（4）下山多级甩车场，“一坡三挡”难于管理。
3、暗下山延伸方案
此方案设计自现有南翼+890m水平向下部延伸至＋840m水平，向南掘进改造现有＋890m车场，与现有3＃提升上山向南错开25米距离，下山在煤层中布置，掘至＋840m水平后，再掘南北运输巷和回风上山，形成通风提升系统。
优点：（1）顺煤层掘进，下部无石门距离，便于设计和运输；
（2）成本低，速度快，压煤量小；
（3）可利用现有＋890m车场，不影响正常生产；
（4）能够快速形成系统，布置下部采区和工作面，解决全矿采掘失调的矛盾。
缺点：（1）开门施工时，因原见煤处有破碎带，且有少量淋水，初期施工难度较大；
（2）要安装一台25KW绞车，并派专人操作；
（3）主下山及下部大巷、回风上山施工过程中，局扇通风距离较长。
基于上述各种方案的比较，经综合分析，设计认为，所提的三个方案中，第三个方案优于其它方案，故本次设计选用第三方案施工。
二、采区划分
本次设计，以现主下山为中心沿煤层走向划分南北两个采区，南采区走向长400米，北采区走向长300米（暂未主井筒北翼），两个采区均划分为三个阶段，即+910m～＋890m、＋890m～＋840m、＋840m～＋800m，每一采区分三个回采工作面进行回采，其工作面按水平、采区、阶段、工作面顺序四个数字命名，＋890m以上均作为第一水平，＋890m以下作为第二水平，在＋890m设计水平运输大巷。
三、主要运输大巷及回风巷布置
本矿第一水平主要运输大巷设计布置在＋890m水平,要求巷道在底板岩石中掘进，净高不低于2米，巷道坡度不大于7‰。
矿井南翼回风通过＋840m～＋880m回风上山至＋880m南翼配风巷，再经总回风巷自风井排出。
矿井北翼回风通过北翼回风上山至＋880m北翼回风巷，再进入总回风上山后自风井排出。
考虑控制现＋890m水平及以上地表水及老空水不向下部溃入，设计工作面配风巷以上保留垂高10米的煤柱。（见开拓布置平面图）
四、开采顺序
根据矿井接替安排，南采区系统简单，形成快，先行开采，并与上部残采面配采，北采区形成后，再与南采区配采。各采区自上而下逐个阶段进行回采。
第四节主下山及井底车场
一、主下山井筒
现设计施工的主下山井筒主要作矿井主提升下山，担负运煤、提矸、运送材料、人员上下，同时兼作进风，其净断面为4.8m2，其支护情况可根据煤层赋存情况而定：煤层稳定、厚度不超过2.5米、顶板完整的地段采用单顶柱木支护，煤层过厚或顶板不完整的地段，要求使用木棚支护，并背帮接顶。下山全部铺设15Kg/m钢轨。
主下山主要担负＋840m水平的提升及进风，并兼作安全出口，下山内敷设压风管路、排水管路、防尘管路、各种电缆、风筒、信号线等，其净断面4.8m2。
二、车场及峒室布置
主下山上部车场由现有+890m水平巷道进行改造形成，设提升绞车房及机电峒室。
＋840m井底车场，考虑＋840m以下采用下山开采，设计采用甩车场，车场内设有水泵房、机电峒室、消防材料库等。
第五节大巷运输及设备
一、运输方式及设备的的选择
为配合矿井技改项目，＋890m水平大巷的运输方式设计采用0.75T/U型矿车装载、充电式电机车运输的方式，大巷内铺设15Kg/m钢轨，600mm轨距。
二、大巷断面及支护方式的选择
＋890m车场设计在顶板灰岩中布置，设计采用喷浆支护，断面5.8m2；+890m大巷沿煤层掘进，采用梯形木支护，设计净断面4.2m2。

第三章采区开采布置及装备
第一节采区布置
一、采区巷道布置及支护
两采区煤层平均倾角23°，南、北采区回风上山均沿煤层顺层掘进，采用梯形木支护，采区内设计有中间巷（＋860m水平）、超前巷，每隔30米左右以联络小眼相接，其支护采用梯形木支护，采面开切眼顶板完整段采用一梁一柱或一梁两柱的支护形式。
二、采区内的运输、排水
1、运输：工作面放炮落煤——溜子溜煤——大巷装车——
电瓶车推车——采区中部车场——接力电瓶车推车——采区下部车场——主下山——+890m车场——＋890m南巷——主井筒。
2、排水：采区内的水由中间巷——运输巷——＋840m车场水仓——主下山——＋890m水仓——主井筒至地面。
第二节采煤方法
本矿井为单一煤层，实际揭露平均煤层厚度1.8m，平均倾角22°,故设计采用走向长壁采煤法，工作面落煤方式为电钻打眼、爆破落煤、木棚支护、全部垮落法管理顶板。
本矿采煤工作面采用一帽一柱的支护形式；根据工作面顶板的完整性、工作面的压力、采面斜长等情况，采用“见五回二保三”的控顶步距；行距、柱距均为0.8米，以圆木为支护材料，其小头直径大于14cm，因矿井不存在冲击地压，顶板压力显现不大，木支护完全可以满足顶板管理的需求。本矿核定的采掘工作面生产能力为6万吨/年,下年度将进一步进行矿井技术改造，将要求达到9万吨／年的生产能力。
本矿采煤工作面的平均倾斜长度l=80米，采面煤层的平均采高h=1.6米，煤层生产能力r=1.45t/m3，采煤工作面平均日推进度b=1.6米，年工作天数d=330天，正规作业循环系数N=0.8，采煤工作面回采率c=95%，采煤工作面个数为1，故其采煤工作面年生产能力M=7.45万吨/年。
经上述计算，M=7.45万吨，即保持一个采面正常生产，再加上掘进工程煤，年生产能力达到9万吨/年的生产能力。
第三节巷道掘进及矿井三量
一、掘进工作面个数、采掘比及矸石率预计
1、掘进工作面个数及采掘比：在满足工作面正常接替，以及相应满足三量要求的条件下，本矿井＋840m水平采区内计划一个回采工作面，并同时配备两个掘进头，可保证回采面的正常接替，矿井采掘比为1：2。
2、掘进率及矸石率预计：达到计划产量时的最大生产掘进率为850米/万吨。本设计矸石率为15%。
二、井巷工程量
1、开拓工程量220m；
2、准备工程量700m。
详见下表

三、移交生产时的三个煤量
开拓煤量 42.5 万吨, 可采期 4.7年
准备煤量 9.9万吨, 可采期 13.2个月
回采煤量 8.0 万吨, 可采期 10.7个月
第四节开拓总工期
考虑到技术、管理水平的提高，并结合目前本矿的实际情况，确定井巷综合月平均施工（成巷）进度指标如下：
岩石：平巷60米/月，斜巷55米/月；
半煤巷：平巷95米/月，斜巷85米/月；
煤巷：150米/月。
延伸施工总工期为3.5个月,上山贯通工期为5个月。

第四章通风、防尘与安全
第一节矿井通风
一、风量计算
（一）采煤工作面实际所需风量
1、按瓦斯涌出量计算：
Q采＝100×q瓦采×K采通＝100×0.42×1.2=50.40（m3/min）
式中：Q采——采煤工作面实际需风量 m3/min
q瓦采——采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，根据上年度矿井瓦斯鉴定结果，取0.42m3/min
K采通——采煤工作面通风系数，取1.2。
2、按工作面温度计算：
Q采=60×V采×S采=60×1×3.2＝192（m3/min）
式中：V采——采煤工作面风速，m/s。（本矿取1 m/s）
S采——采煤工作面的平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，S采=（2.8+3.6）/2=3.2（m2）
3、按工作面人数计算实际需要的风量：
Q采=4×N=4×25=100（m3/min）
式中：N——采煤工作面同时工作的最多人数，取25人。（包括管理人员）
以上计算结果取最大值192m3/min作为采煤工作面实际所需风量。
4、按风速进行验算：
(1) 按最低风速验算：采煤工作面的最低风量（Q采）
Q采≥15×S采=15×3.24=48.6(m3/min)
S采——采煤工作面的平均断面积，m2
（2）按最高风速验算：
Q采≤240×S采=240×3.24=777.6(m3/min)
S采——采煤工作面的断面积，m2
由验算可知，Q采=192m3/min取值符合要求。
（二）掘进工作面实际需风量
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=143×q瓦掘×K掘通=143×0.42×1.2=72.1(m3min)
式中：Q掘——掘进工作面实际需要风量 m3/min
q瓦掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，根据上年度矿井瓦斯鉴定结果，取0.42m3/min
K掘通——掘进工作面通风系数，应根据实际观测的结果，取1.2。
（按二氧化碳涌出量计算，可参考按瓦斯涌出量计算的方法执行）。
2、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量：
Q掘=25×A=25×3=75(m3/min)
式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取3Kg。
3、按人数计算掘进工作面实际需要的风量：
Q掘=4×N=4×15=60(m3/min)
式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数，取15人。
以上计算结果取最大值75m3/min作为掘进工作面所需风量。
4、按风速进行验算：
（1）按最低风速验算：
岩巷掘进工作面的最低风量（Q掘岩）
Q掘岩≥9×S掘岩=9×4.84=43.56(m3/min)
式中：S掘岩——岩巷掘进工作面的断面积4.84 m2（取最大值）
煤巷或半煤巷掘进工作面的最低风量（Q掘煤）
Q掘煤≥15×S掘煤=15×4.84=72.6(m3/min)
式中：S掘煤——煤巷掘进工作面的断面积, m2
（2）按最高风速验算：
Q掘≤240×S掘=240×4.84=1161.6(m3/min)
式中：S掘——掘进巷道的断面积，m2
由验算可知Q掘=75m3/min，取值符合要求。
（三）全矿井所需风量
本矿计划安排为两掘一采，共三个作业点，但考虑到局部维修以及未计算的临时硐室等，故全矿井风量按三个掘进头和一个回采工作面计算，所需风量计算为：
1、按井下同时工作的最多人数计算：
Q矿进=4×N×K矿通=4×50×1.25=250(m3/min)
式中：N——井下同时工作的最多人数
K矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，K矿通取1.25。
2、按掘进峒室及其客观存在地点实际需要风量的总和计算：
Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它）×K矿通=（192+75×3+120+537×10%）×1.25=738.4(m3/min)
式中：∑Q采——采煤实际需要风量的总和，m3/min
∑Q掘——掘进实际需要风量的总和，m3/min
∑Q峒——峒室实际需要风量的总和，m3/min
∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和峒室等地点的其它井巷需风量的总和，m3/min。
（1）采煤、掘进所需风量按照上述采煤、掘进工作面所需风量计算结果取最大值；
（2）峒室所需风量按井下实际存在峒室进行计算，本矿现有一个绞车峒室,计划再增加一个充电硐室和一个机电硐室，所需总风量按120m3/min计算；
（3）其它所需风量按采煤、掘进、峒室所需风量之和的5%—10%风量计算。
以上计算结果之和738.4m3/min作为全矿井所需风量。
二、通风阻力计算
1、井巷摩擦阻力计算
h摩=（α•P•L•Q2）/S3
式中：α－巷道磨擦阻力系数（Kg秒2/米4）
P－巷道净周长（米）
L－巷道长度（米）
Q－通过巷道的风量（米3/秒）
S－巷道净断面积（米2）
其计算结果如下：
＋840m水平井巷摩擦阻力h前摩=21.6（毫米水柱）
＋840m水平井巷摩擦阻力h后摩=38.1（毫米水柱）
2、局部阻力计算
据采矿设计手册的有关规定，局部阻力按井巷摩擦阻力的10%估算，即：
h局= h摩×10%
h局前=21.6×10%=2.16（毫米水柱）
h局后=38.1×10%=3.81（毫米水柱）
因此，矿井通风总阻力
前期 h总前=h前摩+ h局前=23.76（毫米水柱）
后期 h总后=h后摩+ h局后=41.91（毫米水柱）
3、等积孔计算
A=
前期：A前= =1.5（米2）
后期：A前= =1.08（米2）
三、自然风压计算
估算最大自然风压为10毫米水柱，最小自然风压为5毫米水柱。
四、扇风机应考虑的风量、风压
矿井总风量：Q总=Q×1.05
式中 1.05是矿井总的漏风系数
Q总=738.4×1.05=775.32（米3/分）
总负压 H扇=h总+h自+Δh+h速
式中 h自－－自然风压，取10毫米水柱
Δh－－通风设备阻力，取5毫米水柱
h速－－扇风机出口速压，取8毫米水柱
则，H扇前大=23.76+10+5+8=46.76毫米水柱
H扇前小=23.76-10-5-8=0.76毫米水柱
H扇后大=41.91+10+5+8=64.91毫米水柱
H扇后小=41.91-10-5-8=18.91毫米水柱
第二节矿井防尘
本矿2006度瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井,其矿井绝对瓦斯涌出量为0.54m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为8.67m3/t；根据2006年贵州省煤田地质局实验室提供的《煤炭自燃发火倾向性鉴定报告》和《煤尘爆炸性鉴定报告》，贵州省瓮安县草塘镇青菜沟煤矿主采煤层D煤层属Ⅱ类自燃煤层，发火期一般为6个月，煤尘具有爆炸性。故本设计工程必须建立防尘系统。
一、综合防尘用水量
根据设计，矿井安排为两个掘进工作面，一个回采工作面。
1、采煤工作面用水量：该防尘用水主要用于回风巷、出煤装载点喷雾和工作面放炮时喷雾防尘。因本矿煤层离地表较近，受地表水影响，煤层潮湿，粉尘浓度很小，为便于生产，喷头数量设置较少。
Q采=N1Q喷+N2Q炮
式中，N1－－喷雾头数量
Q喷－－每个喷雾头的单位水量（L/min）
N2－－放炮工作面个数
Q炮－－每个工作面放炮时除尘单位用水量（L/min）
Q采=3×1+1×10=13（L/min）
2、掘进工作面防尘用水量：主要用于湿式凿岩、放炮喷雾、冲洗岩帮、净化水幕等。
Q掘=N3Q凿+N4Q炮+N5Q洗+N6Q净
式中，N3－－同时凿岩机台数
Q凿－－凿岩机单位用水量（L/min）
N5－－冲冼巷道岩帮数
Q洗－－冲冼巷道岩帮单位用水量（L/min）
N6－－净化水幕个数
Q净－－净化水幕单位用水量（L/min）
其它符号同上。
Q掘=1×2+1×10+2×20+2×15=102（L/min）
3、总进风巷、采区回风巷等处净化水幕
Q幕=N7q幕
式中，N7－－防尘水幕数量
q幕－－防尘水幕单位用水量（L/min）
Q幕=4×2=8（L/min）
4、消防用水量:在主井井底车场、采区出口、机电峒室等处设置4处灭火消防栓，但考虑4处不会同时用水，因此计算用水量时仅考虑2处同时用水。
Q消=N8Q灭
式中，N8－－消防栓同时用水处
Q灭－－消防栓单位用水量（L/min）
Q消=2×100=200（L/min）
由上可以算出，本矿防尘用水总量为：
Q=K（Q采+Q掘+Q幕+Q消）
式中 K－－备用系数，取1.1
Q=1.1×(13+102+8+200)=323（L/min）=0.323(T/min)
=19.4(T/h)
故,全矿井下防尘最大用水量为19.4 T/h。
二、防尘管路
本矿主井筒、+890m南巷、主下山现有防尘管路为Φ33镀锌钢管，至＋890m水平主管路全部采用Φ30硬塑胶管，冲冼巷道岩帮，选用硬质皮管，详见防尘管路图。
三、地面防尘水池与水源
矿井、工业广场现有一个高位水池，是井上生活用水和井下防尘用水的共用水池，水池容积大于50m3，拟另建一个200 m3的专用防尘水池。
防尘水源使用现有矿井供水水源。
四、防尘水质要求
1、保证水的清洁，水中悬浮物含量不超过150mg/L，粒径小于0.3mm；
2、水的PH值应在6～7.5之间；
五、防尘对各工作地点风速的要求
1、主、副井筒和总回风巷，风速小于8m/s；
2、采区总进风、风速在0.25～6 m/s之间；
3、回采工作面、掘进中的煤巷和半煤巷风速在0.25～4 m/s之间；
4、掘进中的岩巷、风速在0.15～4 m/s之间；
5、其它行人巷道，风速大于0.15 m/s。
第三节灾害预防及安全装备
一、瓦斯事故预防
本矿井为低瓦斯矿井,其矿井绝对瓦斯涌出量为0.54m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为8.67m3/t；但在下水平开拓时，为安全起见，仍以高瓦斯矿井的要求来管理矿井，除做好正常的瓦斯检测工作之外，还应加强以下几方面的管理措施：
1、每个掘进迎头和掘进工作面都必须安装甲烷传感器，健全全矿瓦斯监测系统，监测瓦斯涌出量的变化；
2、石门揭煤时应采取超前钻孔和震动性放炮措施；
3、接近或者穿过地质构造带时，应制定专门预防瓦斯措施；
4、保证采掘工作面有足够的风量和合理的风速；
5、回风巷道顶部不允许存在较大的空洞，防止瓦斯局部积聚。
二、预防煤尘
1、坚持湿式凿岩，防尘管路必须安装到迎头，各装载点应有喷雾洒水装置；
2、定期清扫岩帮，冲洗煤尘。
三、火灾事故预防
1、要提高煤炭的回收率，减少煤柱损失，及时封闭采空区；
2、加强电气设备管理，严禁带电作业或带电迁移设备，防止产生电火花；
3、严禁使用不合格或失效的火工品，放炮必须按《作业规程》中规定的装药量，充填炮泥量、炮眼深度、联线方式、安全警戒等严格按规定执行，严禁放明炮、糊炮；
4、各机电峒室要有足够数量的消防器材，每个生产水平都应设消防器材库；
5、严禁携带火种下井；
6、防止静电产生的火花。
四、冒顶事故的预防
1、要根据煤层的顶板和底板的岩性，摸清工作面矿山压力显现规律，采煤工作面做好初次放顶工作，以及过河和收作时的支护工作；
2、在工作面遇断层、褶曲等地质构造时，要加大支护密度和特殊支护，保证工作面有足够的支撑力；
3、掘进工作面严禁空顶作业，支护必须到迎头；
4、大断面峒室施工时，要视岩性状况，采取特殊支护和特殊施工，砌碹巷道应先设临时支护，再进行砌碹；
五、水灾预防
1、水仓定期清理，水泵及时维修，备用泵应保持良好状态；
2、巷道掘进通过较大断层及接近老空区时，应严格遵守先采后掘、不采不掘的原则；
3、对某些穿过特殊岩性，且对封孔质量有疑问的钻孔，应事先查明其具体情况，并采取相应的措施确保矿井的安全；
4、坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，超前探水施工。
六、通风和机电方面事故的预防
1、局扇必须实行“三专一闭锁”，并保证迎头有足够的风量；
2、矿井要消灭违章扩散通风、老塘回风和不合理的串联通风，以及微风、无风作业；
3、矿井每年应进行一次反风演习；
4、坚持使用漏电继电器；
5、要保证矿井正常供电，保证双回路供电正常并做好备用发电机组的维护保养工作。
七、安全设备和仪器
＋840m水平要使用完好的设备和仪器，随着科学技术的发展，要逐步更新安全装备，提高矿井监测水平。
八、矿山救护
本矿与瓮安县救护队签订救护协议，实施矿井救灾和矿井其它必须由救护队完成的工作。

第五章提升、通风、排水、压风、及运输设备
第一节提升设备
一、设计依据
地面主井井口标高：+1023.6m
地面副井井口标高：+1023.0m
设计一水平标高：＋890m
设计二水平标高：＋800m
主井筒倾角：28°；井筒斜长：230m；
副井平均倾角：15°；全长（含平硐）：1200m；
年工作日：330天；日提升时间：18小时。
本矿上年度核定矿井生产能力为6万吨/年，下年度计划核定生产能力为9万吨/年，矿井采用二级提升，目前的主井提升系统维持不变，在主井+890m水平设二水平提升系统。
二、主下山提升设备的选择
根据主下山井筒的斜长、提升量及其它相关情况，选用JD－1.6（25）型矿用防爆提升绞车，容绳量400米，最大静张力200Kg，选用钢丝绳直径18.5mm，配套电机功率25KW，采用串车混合提升（提煤、提矸、下放材料及设备等），提煤时每次提升3个矿车（0.5吨/车），提升矸石时，每次提升两个矿车（1吨/车）。
提升能力计算：
一次提升循环时间T见下表
上部车场主下山及上下变坡点井底车场
速度（v） 0.3 1 0.5 2.2 0.5 1 0.3
时间（t） 10 3 0.36 63.6 0.36 3 16.7
距离（s） 3 3 1.8 140 1.8 3 5
T=(10+3+0.36+91.8+0.36+3+16.7)×2+60=281.8(秒)
式中休止时间取60秒
日提升能力Q= =345（吨/日）
年提升能力A=330×345=11.38（万吨/年）＞9万吨/年，满足设计要求。
根据年产量9万吨，主下山下部提升量约占3／4,即6.8万吨，则日提升量必须为
Qs= = =284（吨）
式中 C－－提升不均衡系数，取1.2；
f－－提升能力富裕系数，取1.15；
An－－设计年产量；
n－－年工作日。
根据以上计算，主下山每小时的提升能力为345÷18=19.2吨，则每天提煤时间为284÷19.2=14.8（小时），提升矸时间为2.9小时(按出煤量的20%计算)，其余时间为下放物料。
由此可见，所选用的绞车提升能满足生产的需要。为了确保安全，在主下山井筒变坡点下方20米处设置绳压式挡车器。
第二节通风设备
本矿矿井通风方式为中央并列式，主井进风，副井回风；主井断面为4.8m2，进风风量为790 m3/min，副井断面为2.8 m2，专供行人、回风，回风风量为820 m3/min。
地面安装有两台型号为KB60-NO11型轴流式通风机，一台运行，一台备用，风量为1400～800m3/min,风压400～1300Pa，电机功率37Kw。矿井的主扇、主、副井筒断面、风量等均符合《煤矿安全规程》规定和要求，现有的通风设备能满足主下山延伸水平的生产要求，无需更新主通风设备。
第三节排水设备
主下山落脚后，全矿井设计采用二级排水，＋840m水平拟建一套排水系统，自＋840m水平排至＋890m水平，然后自＋890m水平排至地面（现有排水系统），其二级排水系统设计情况如下：
（一）预计正常涌水量时，水泵排水能力计算：
Q正 = 15×1.2 = 18.0m3/h
预计最大涌水量时，水泵排水能力计算：
Qnrax = 20×1.2 = 24.0 m3/h
（二）水泵扬程计算：
＋840m——＋890m水平 = 50（m）
压力为1.0MPa
（三）水泵型号、台数选择：
＋840m水平泵房选用DM43-30×3型或 DF43-30×3型多级矿用离心泵2台
Q = 43 m3/h H实= 60m ，考虑管道直径由于弯道多，阻力大，H选 = 80m。
正常及最大涌水量时均为一台工作，另一台备用检修。
（四）动力配备
按流排水系统压力及流量应配备YB250M-2型隔爆型三相异步电动机2台 h = 2970 /min 15KW 380/660V Δ/Y
考虑涌水量等诸多不确定因素，建议该水平最好选取3台该设备
（五）排水管道选择
根据压力,本系统管道应选取GB8163-87输送流体用钢管或聚氯乙烯壁厚≥15mm较好，增强流体管路二趟（一趟工作、一趟备用）
150m×2 ф80mm
（六）吸水管选择：
选取橡胶增强增压软性管 ф100mm 7m×2
（七）主变压器选用 KS9-315/10 型 315KVA
若仅考虑矿井排水系统用电负荷，该变压器容量偏大，但如果矿井下进行技改，则考虑选用315KVA变压器较为合适。
（八）电缆选取：
地面配电房—— ＋840m泵房
YM—100 3×50+1-25
（九）水泵启动：
采取磁力启动式真空磁力启动方式
Qc83－80型式 QJZ(1) － 80型
（十）水仓容积的确定
＋840m水平设计水仓总容积200m3，主要工程有内、外水仓，机电峒室，水泵房，管子道等，水仓总长度40米，在水仓清理时，一个水仓能正常排水。
第四节压风设备
因本矿岩石坚硬程度不大，且考虑压风管路敷设复杂，漏风率大，故设计采用移动式空气压缩机凿岩打眼，矿现有两台型号分别为
W-4.0/5型和YB160M2-2型的移动式空压机，能满足现有生产要求。压风管路选用Φ57×3.5无逢钢管，近距离凿岩采用硬质塑料增强管。
第五节运输设备
本矿井下运输系统主体方式是：采煤工作面放炮落煤、溜子溜煤、人工装车、电瓶车推车至提升车场再提升至地面；掘进工作面人工装矸、电瓶车推车至提升车场再提升至地面。
本矿井下运输巷道通畅，断面符合有关规定要求，运输大巷设计采用2.5吨充电式电瓶车、U型0.75吨矿车运输，15Kg/m钢轨铺设轨道，各运输环节均能满足生产要求。
井下辅助提升数量不大,完全能承担各工作地点的运输提升工作量：3＃上山设计采用提升绞车型号JD-11.4型绞车，提升钢丝绳型号为15.5mm，采用串车提升，一次提升量为1吨，提升斜长80米，承担＋910m水平的提升工作量。
本矿井下全部使用0.75吨“U”型矿车串车提升，各斜井运输“三挡”齐全,各级提升设有上、下部主车场，生产运输水平设有中转车场，运输轨道使用15kg/m轨型，铺设质量基本符合规定。
局部地点人力推车时，一人只准推一辆车，遇拐弯、道岔、风门发出警号，提醒行人及时躲避，遇障碍物须及时减速和停车，严禁蹬车、搭车、放飞车，同方向推车两车间距不得小于30米。
矿车定期检修，矿车轴、车轮应保持完好，走钩时应仔细检查钩头是否挂好，销子是否插牢，是否有漏销现象，严禁放大滑事故发生。
斜井筒修护清理时，设随工作点移动的声光信号，并打好临时保险档，主井筒修护清理时除设随工作点移动的声光信号外，还须在井底车场设声光信号控制行人。
运输提升巷道应经常清理，轨道铺设要符合有关规定，躲避硐应有足够的空间，严禁堆放杂物。
下山开拓过程中，车皮应吊在井筒中出碴，车皮下方应设阻车器，上方设保险档，上碴车人员不允许在车皮下方作业。
建立运输岗位责任制，定期做好斜井提升的各种试验。
第六节供电及通讯
本矿井由穿洞河供电所6KV供电，一台315KVA变压器供井下，一台200KVA变压器供地面,矿井备有双回路，由农网10KV供电。另有一台160KW柴油发电机组分别作井下和地面备用电源，矿井供电线路为75mm2矿用阻燃电缆，井下设备均按防爆性能进行选型，安装了选择性漏电继电器，供电稳定安全可靠。
井下各配电点、绞车房、水泵房、车场及运输巷交叉点等处，均采MA型矿用防爆灯照明，工人下井作业携带充电式蓄电池矿灯。
主下山必须装设声光齐全的提升信号，井下各车场、打点峒室、绞车房、水泵房等处均安装防爆电话，井下所有照明线、信号线、控制线及通讯电缆均选用专用电缆线，各连接均采用防爆接线盒。
第七节环境保护
一、矿井水
本矿矿井水自主井排水管排出地面，经生石灰中和后，放入沉淀池，经多级沉淀后，水质已达到标准要求，注入出矿排水沟，可供农田灌溉。
二、矿井煤矸石可进行出售和综合利用。