采矿工程课程设计说明书

第一章 采区地质概况

1.1 煤层地质特征

1.1.1带区位置及范围

本次设计带区为西一带区，位于井田的西翼，本设计只对13-1煤层做地质论述：

13-1煤层西起工广煤柱线，东到Fe7断层，北靠东翼轨道大巷。

1.1.2煤层赋存状况

13-1煤层：煤厚1.33～8.18m ，平均煤厚4.25m ，可采指数为1，变异系数为26.4％，本区范围内属较稳定的中厚～厚煤层。煤层结构简单，煤层走向变化范围为0～110°，倾向E ～SW ，倾角6～10°，平均倾角8°。

煤层顶底板特征见表1-1。

1.1.3煤层顶底板

1、13-1煤层顶底板

（1）伪顶：岩性一般为炭质页岩或粘土岩，厚度一般0.2～0.6m ，

抗压强度小于5MPa 。伪顶发育不稳定，强度小，易离层冒落。

（2）直接顶：本区13-1煤层直接顶主要有两种组合形式，一种为泥岩或砂质泥岩与13-2煤层组成的复合顶板。直接顶一般裂隙较发育，局部含植物化石碎片。其抗压强度一般为20～50MPa ，抗拉强度为1～2.5MPa ，拟属Ⅰ类不稳定或Ⅱ类中等稳定顶板。

（3）老顶：老顶岩性一般为灰白色中粗粒砂岩，厚度较大，稳定性好，抗压强度为40～60MPa ，抗拉强度2.0～2.5MPa ，与直接顶呈冲刷接触类型的老顶，岩性一般为粉砂岩～中砂岩，抗压强度较直覆老顶低。根据-530m 水平已回采工作面观测，老顶初次来压步距一般小于30m 。综上所述，老顶拟属于二级。 （4）直接底：岩性为砂质岩类为主，其间发育12煤，12煤厚度0.44～1.48m ，平均厚度0.69m ，与13-1煤层间距一般为1.08～6.91m ，平均间距3.02m 。

1.1.4 煤层煤质

本带区各主要可采煤层，媒质除部分煤层受火成岩影响局部变质外，大部分均属于气煤，媒质稳定，沿走向无大的变化。煤种划分： 13－1煤层为气煤，1、3煤层局部受火成岩影响，出现无烟煤，其余各煤层皆为1／3焦煤。煤层性质特征见表5-1-2。

1.1.5 瓦斯、煤尘与地温

1 、瓦斯

本区属井田东翼F e3断层下盘瓦斯构造单元。各煤层CH 4含量与煤

层距基岩面深度一般相关关系较明显。其相关关系式分别为：

13-1: Wo=0.64+0.0461Hi

式中：Wo---CH 4含量(m3/t)；

H i ---距基岩面深度(m)

根据上述公式计算结果，13-1煤层-530m 水平瓦斯含量变化范围为：2.94～5.6m 3/t。

2 、煤尘爆炸及煤的自燃

13-1煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为37～40％

13-1煤层具有自燃发火性，自然发火期为3～6个月。

1.1.6 水文地质

1、基本特征

区内主要含水层为奥陶系马家沟组和石炭系太原组灰岩含水层，煤系砂岩含水层和第四系下部含水层。现分述如下：

（1）. 奥陶含水层：主要由灰色灰岩和白云质灰岩组成，局部裂隙填充黑色泥岩，岩性较致密，有岩溶现象。该含水层原始水位标高为+25.11m，单位涌水量为0.20l/s.m，渗透系数0.053m/d，水温44℃，矿化度2.866g/l，水质属CL-SO 4-Na 型。

（2）. 太灰含水层：主要由薄层灰岩组成，间夹砂岩、泥岩及多层薄煤，岩性致密，富水性较弱。原始水位标高+26～+28m，单位涌水量0.12～0.19l/s.m，渗透系数特0.009～0.30m/d，水温32～36℃，矿化度2.3～2.73g/l，水质属CL-HCO 3-Na 型或CL-Na 型。

（3）. 、煤系砂岩含水层：主要受砂岩厚度及裂隙发育情况影响，一般富水性较弱，以脉状裂隙水为主要特征，水质为CL-Na 或CL-HCO 3-Na 型，水温24℃左右。

（4）. 第四系下部含水层：主要由棕黄色、黄褐色砂砾层、砂层和粘土层组成，其中砂砾层有效厚度为35～56m ，水位标高在-7～-9m ，单位涌水量0.1～2.0l/s.m，渗透系数0.2～6.0m/d，水温23～26℃，矿化度2.2～2.5g/l，属CL-Na 型水。

2、 充水因素及威胁程度

（1）. 区内无大的导水断层和封孔不良钻孔，奥灰含水层及太灰含水层距13-1～11-2煤层法距较大，对上述各煤层的开采无甚影响。

（2）. 煤系地层砂岩裂隙水：受砂岩层厚度及构造发育情况影响控制，其裂隙发育程度不等，连通性一般较差，煤层开采时，裂隙发育地段，可能出现部分淋水和涌水现象，但其水量有限，很快会自行干涸，一般来说对煤层开采无大的影响。

（3）. 新生界下部砂砾含水层直接覆盖在煤系之上，对煤层开采构成潜在威胁。原始状态下与煤系砂岩裂隙水之间水力联系一般较差，但受采动影响后，两者水力联系将大为增强，下含水可能通过砂岩顺层裂隙或采动裂隙涌入工作面，造成大的突水事故。

（4）. 上阶段老空积水对下阶段采掘影响：随着矿井开采，受第四系下含水、顶板裂隙水、灌浆水、工业用水等影响，在采空区低洼

处，特别是向斜轴部和正断层上盘位置，往往聚集大量积水，对下阶段开采及煤层群下部煤层开采构成安全隐患。

3、涌水量预计:涌水量预计最大涌水量142m 3/h，正常涌水量120m 3/h。

第二章 带区巷道布置

2.1储量计算

带区工业储量计算采用下列计算公式

Zg ＝S γH=3167904×1.3×4.25=17.5Mt.

式中：Ｓ-----带区平面积，由几何法求得3167904，单位：m 2。

M-----平均煤厚4.25，单位：m 。

Y-----煤的容重1.3，单位：t/m3。

带区的工业储量为17.1Mt 。

带区的可采储量为：Z=(Zg-P)C=(17.5-0.855)×0.8=13.316Mt 带区走向长：2000 倾向长：1500

工作面长为210m 。

2.2 带区区生产能力及服务年限

1、 带区工作制度

带区设计年工作日为330天，每天净提升运输时间为14小时，采用（三. 八）工作制度，其中二班半生产半班准备。

2、 带区生产能力

带区生产能力是带区内同时生产的回采工作面和掘进工作面产量的总和，合理地确定带区生产能力，对矿井实现合理集中生产，保证矿井的稳产高产，提高矿井各项技术经济指标具有十分重要的意义。带区生产能力也是矿井和带区生产集中化的重要标志。

影响带区生产能力的主要因素是：地质条件、采煤方法和采煤工艺（回采工作面的机械化程度），回采工作面个数、工作面长度和单产以及带区运输和通风等。

（1）. 带区内同采工作面数目的确定

带区内同时生产的综采工作面宜为一个面，不超过2个面，普采工作面宜两个面，不应超过三个面。

带区生产能力计算：带区生产能力应以提高工作面单产为目标。 带区内同时回采工作面数目及其工作面单产确定后，可按下式计算带区生产能力

Ab=k1k2∑A0i=0.95×1.1×1.31×2=2.74Mt／a

式中： k1——工作面产量不均衡系数，带区内同采两个工作面取0.95，带区内同采三个工作面取0.9；

k2——带区内推进出煤系数取1.1

∑A0i ——带区内同时回采工作面日产量之和

（2）. 工作面单产的确定

按照确定的工作面长度，选取工作面进度以及采高进行计算。 A0=LvMγc=210×6×0.6×330×4.25×1.3×0.95=1.31Mt／

a

式中： A0——工作面日产量t/d

L——工作面长度

v——工作面日进度

M——采高

γ——煤的视密度t/m³

c——工作面日采率

（3）. 带区生产能力

根据生产实践，掘进煤占回采产量的比例一般在6%左右。若按此计算，则带区生产能力为：

A=A0×(1+6%)=2.8t Mt／a

(4) 带区服务年限

带区服务年限采用下列公式计算：

T=Zk ÷(A×K)=13.316÷(2.8×1.3)=3.57

式中： T——带区服务年限 年

Z k ---带区可采储量 万吨

K ——储量备用系数 取1.3

T=13.316÷(2.9×1.3)=3.53(年)

设计带区服务年限2.41年。

2.3推进长度确定

对于近水平、缓倾斜煤层倾斜长壁开采，水平沿走向划分若干阶段进行回采，一般一个阶段内沿走向划分为若干个具有独立生产系统的带区，带区内又划分为若干个倾斜分带，每个分带布置一个采煤工作面，分带内沿煤层倾向推进，当带区斜长不受限制时，长度数目的确定主要应考虑带区地质情况和煤层煤质特征，大巷的位置和运输能

力以及设备的选型和生产能力。

影响综采工作面连续推进长度的主要经济因素是搬家费和巷道推进费。在我国当前设备技术条件下，工作面连续推进方向长度以不小于1000～1200m 为宜。高产高效综采工作面连续推进长度可取1000～3000m ，根据经验，单面年产在200万吨以上，工作面年最多搬家一次，工作面长180～200m ，工作面连续推进长度以1000～2000m 为宜。

2.4采煤工作面

如何正确确定工作面的合理长度，设计主要从以下两个方面考虑：

1、煤层地质条件：煤层内地质条件往往对确定工作面长度起着重要作用。小的地质构造对工作面的回采过断层推进度有一定的影响，顶板管理也相对较复杂，当工作面小断层、构造较多时，容易打乱正规循环，则工作面不宜过长。当工作面内部出现一些较大落差的断层时，工作面过断层需要重新开切眼、搬家，从而影响工作面的产量，因此工作面也不宜过长。反之，工作面长度可适当加长。

2、工作面设备状况：工作面长度与使用的采煤方法和采煤工艺有关。由于现代技术的飞速发展，新技术在煤矿生产中的不断推广应用，使工作面长度加大成为现实。只要在地质条件许可，使用综合机械化采煤技术，工作面长度可加大到200m 或更长。

采煤工作面长度一般为150～220m ，如开采技术条件允可工作面长度可达250～300m ，每个工作面尽量保持一致，普采工作面一般为120～160m ，对拉工作面，其总长度一般为200～300m 。

放顶煤开采时，当工作面端头受条件限制无法放煤时，适当增加工作面长度。对于日产万吨的高效高产放顶工作面，当煤层厚度较小时，采煤机割煤时间大于放顶煤时间时，工作面长度以150～180m 为宜。

2.5采煤工作面年推进度

采煤工作面年推进度，可按所选、采煤设备的技术性能，采煤循环图表计算：

年推进度=日循环进度×设计年工作日×正规循环率

正规循环率一般取0.9

一般厚度大于3.2m 时，一次采全高的煤层及厚度小于1.4m 的 薄煤层综合机械化采煤工作面年推进度，不宜小于1000m ，煤层厚度

1.4～3.2m 的综合机械化采煤工作面年推进度不小于1500m ，普通机械化采煤工作面年推进度不小于700m 为宜。

2.6带区煤柱及回采率

带区煤柱包括带区范围内的巷道煤柱，以及带区边界煤柱，断层煤柱，隔水煤柱，火烧边界煤柱等。

一般煤层大巷保护煤柱两侧各宽50～100m ，上山保护煤柱，期间宽20～40m ，两侧各宽50～80m 。

带区边界煤柱宽度一般为10～20m ，当带区边界为井田边界时，煤柱尺寸大小按井田边界煤柱要求留设，条带巷道煤柱宽度为5～20m ，厚煤层者取上限，护巷煤柱（如大巷、带区上下山等）留设时使用安全的前提下，还应便于煤柱回收。

2.7带区巷道布置及支护设计

西一采区的开采方式为综采。通过开采本工作面 ，配合顶板走向钻孔、低位高抽巷及另一工作面底抽巷打穿层钻孔抽放等瓦斯综合治理措施，以降低工作面的瓦斯含量和消除瓦斯突出危险，实现安全生产。

本面设计为综采，巷道布置有带区轨道巷、带区运输巷、切眼及石门

各巷道布置具体位置详见设计附图3。

根据该面13-1煤层顶板情况，为节约支护成本和提高掘进速度，设计巷道均采用锚杆支护方式。

⑴ 带区轨道巷道断面（附图2）及支护参数选取：

断面规格设计为4400×3300mm ，净断面为9.75m 2，可满足需要。 ① 顶板支护

顶板支护结构采用：锚杆+12#槽钢梁+钢筋网。顶板安装3根锚杆，规格：φ20×2200mm ，间排距800×500 mm。

安装时，槽钢梁压紧钢筋网，锚杆穿过槽钢梁中孔眼。

② 巷帮支护

巷帮支护结构：锚杆+锚条+钢筋网。

巷道上帮布置2跟锚杆，下帮布置1根锚杆，锚杆规格：φ20×1400mm ，锚杆间排距，上帮：800×1000mm ，下帮：900×1000mm ，矩形布置。安装时，钢筋梯子梁垂直巷道顶底板，并压紧金属网，锚杆压紧梯子梁。

③ 支护主要技术参数

断面形状：梯形

巷道掘进断面：宽×高=4.4×3.3=18.9 m2(掘)=9.75 m2(净) ； 顶板锚杆：φ20×2200mm ；

锚杆孔深：2100mm ；

锚杆间排距800×500mm ；

顶板槽钢梁：12#槽钢，长度3400mm ；托板：平托板140×90×10钢板；

巷帮梯子梁：φ16mm 园钢焊成，横梁间距离60mm ，长度2600mm ；托板：废旧U 棚钢板；

巷帮金属网：长×宽=2800×950mm ，采用10#铁丝编织，网孔为50×50mm 菱形。

锚固剂规格：Z2355，锚杆每孔2卷，锚索每孔3卷。

锚索锚固力：≥200kN ；

巷帮锚杆锚固力：≥60kN ；

锚杆破断力：≥150kN ；

树脂锚固剂粘结强度：≥4Mpa ；

锚索安装预紧力：≥100kN ；

帮部锚杆安装扭矩：≥60Nm ；

⑵ 带区轨道巷道断面（附图1）及支护参数选取：

带区运输巷主要用途是运煤和进风，断面规格设计为4600×3200mm ，净断面为13.44m 2，可满足需要。

① 顶板支护

顶板支护结构采用：锚杆+12#槽钢梁+钢筋网。顶板安装3根锚杆，规格：φ20×2200mm ，间排距800×700 mm。

安装时，槽钢梁压紧钢筋网，锚杆穿过槽钢梁中孔眼。

② 巷帮支护

巷帮支护结构：锚杆+锚条+钢筋网。

巷道上帮布置2跟锚杆，下帮布置1根锚杆，锚杆规格：φ16×1600mm ，锚杆间排距，上帮：800×1000mm ，下帮：900×1000mm ，

矩形布置。安装时，钢筋梯子梁垂直巷道顶底板，并压紧金属网，锚杆压紧梯子梁。

③ 支护主要技术参数

断面形状：梯形

巷道掘进断面：宽×高=4.6×3.2=12.16 m2(掘)=9.86 m2(净) ； 顶板锚杆：φ20×2200mm ；

锚杆孔深：2100mm ；

锚杆间排距800×700mm ；

顶板槽钢梁：12#槽钢，长度3400mm ；托板：平托板140×90×10钢板；

巷帮梯子梁：φ16mm 园钢焊成，横梁间距离60mm ，长度2600mm ；托板：废旧U 棚钢板；

巷帮金属网：长×宽=2800×950mm ，采用10#铁丝编织，网孔为50×50mm 菱形。

锚固剂规格：Z2355，锚杆每孔2卷，锚索每孔3卷。

锚索锚固力：≥200kN ；

巷帮锚杆锚固力：≥60kN ；

锚杆破断力：≥150kN ；

树脂锚固剂粘结强度：≥4Mpa ；

锚索安装预紧力：≥100kN ；

帮部锚杆安装扭矩：≥60Nm ；

⑶ 切眼巷道断面及支护参数选取：

切眼巷道断面规格设计为4.5×7m ，净断面为31.5m 2，掘进断面为33m 2，可满足生产要求。

① 顶板支护

顶板支护结构：锚杆+钢筋梯子梁+金属网。

根据巷道顶板围岩结构，锚杆长度取2.2m 。巷道断面内共布置3根锚杆，安装时，钢筋梯子梁压紧金属网，锚杆、锚索压紧钢筋梯子梁。

② 巷帮支护

巷帮支护结构：锚杆+钢筋梯子梁+金属网。

巷道两帮各布置3根锚杆，锚杆规格为φ16×1600mm ，间排距800×800mm ，矩形布置。安装时，钢筋梯子梁垂直巷道顶底板，并压紧金属网，锚杆压紧梯子梁。

③ 支护主要技术参数

断面形状：矩形

巷道掘进断面：宽×高=3.2×2.2=7.04 m2(掘)= 6.30m2(净)

顶板锚索：φ15.24×6200mm

顶板锚杆：φ20×2000mm

锚索锚固长度：1200mm

锚索排距： 800mm

巷帮锚杆：φ20×2000mm

锚杆锚固长度：800mm

锚杆间排距：顶板：900×800mm ；巷帮：800×800mm ；

顶板梯子梁：φ16mm 圆钢焊接，长×宽=3000×60mm ；托板：废旧U 棚钢板

巷帮梯子梁：φ16mm 圆钢焊接，长×宽=2600×60mm ；托板：废旧U 棚钢板

顶板金属网：长×宽=3400×950mm ，采用10#铁丝编织，网孔为50×50mm 菱形。

巷帮金属网：长×宽=2300×950mm ，采用10#铁丝编织，网孔为50×50mm 菱形。

锚索锚固力：≥200kN

锚杆锚固力：≥100kN

锚杆破断力：≥150kN

树脂锚固剂粘结强度：≥4MPa

锚索安装预紧力：100kN

锚杆安装扭矩：250Nm

第三章 采煤方法

3.1采煤方法

① 采煤方法：根据煤层情况，顶底板岩性等综合考虑，选择合理的采煤方法，主要应以综放和综采为主。本设计采用综采。

②采高及回采层位的确定：根据本面煤厚及地质情况，煤厚正常区域，工作面严格跟13-1煤层顶板回采， 煤厚异常区域，可根据顶、底板实际情况，适当破顶板或底板，以保证正常回采。一次采全高。 3.2采煤工艺方式的确定

3.2.1选13-1煤层为对象设置采煤工艺。

由于13-1煤层厚度为4.25m ，属于中厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺。综采工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为1.0m ，采煤机割煤高度为3.5~6.1m，双滚筒一次采全高。

采煤方法：本面采用后退式倾向长壁一次采全高综合机械化采煤

2、 落煤：（1）割煤方法：前滚筒沿顶板割顶煤，后滚筒割底煤，截深800mm 。

（2）进刀方式：端头斜切进刀，双向割煤。其顺序为： a、当采煤机割至下（上）机头（机尾）时，待采机以后30米处运输机推靠后, 下（上）滚筒下降，上（下）滚筒升起。采机向上(下) 运行,30米范围内只能部分推溜, 不得移架。

b、采煤机向上（下）运行，沿运输机弯曲段逐渐切入煤壁，后滚筒割至30米处, 既两滚筒全部进入煤壁后停机、推溜、移架，将运输机顺直，下（上）滚筒要升起, 上（下）滚筒下降。采煤机向下（上）割至机头。

c、采煤机向下（上）割到机头（机尾）后，下（上）滚筒下降，上（下）滚筒升起，再向上（下）运行，随着采煤机的运行，移

架、推溜正常工作，往复割煤。

3 、装煤：由采煤机滚筒螺旋叶片进行主装煤，利用刮板机铲煤板辅助装煤。

4 、运煤：工作面刮板输送机将煤运到机巷转载机及皮带机。 5 、移架：（1）操作方式：本架操作，先略收侧护板，后略降架，边拉架边收伸缩梁，移够步距后立即升架，并将护帮板伸至煤壁，同时将侧护板及时伸到位。

（2）支护方式：采煤机前滚筒割煤后，及时伸出伸缩梁护

住顶板，后滚筒割煤后，及时伸出护帮板护住煤帮，移架采用带压移架，少降快拉。移够步距后立即升架, 并将护帮板打至煤壁。

（3）移架顺序：采取分段追机移架。

（4）端头移架：先移中间架，后移机头(机尾) 端头支架。

6 、推溜：移架后即可进行推溜作业，但要保持推溜与移架作业间距不小于6m ，溜子弯曲段不小于15m ，且严禁出现急弯。 7 、移机头、机尾：

（1）移机头、机尾前必须先检查附近顶板支护情况，及时

替掉影响推移步距内的单体支柱。

（2）移机头、机尾时要注意观察其受阻情况，不可强行推移。 （3）移机头、机尾时要将煤机停在距端头10架以外。 （4）推过刮板运输机机头后，要保证其与转载机的合理搭接，

减少带回头煤。

（5）移机头、机尾前要先进行清理，机头与转载机的卸载高

度保持不小于600mm 。

（6）移过的机头、机尾应与刮板输送机成一条直线。

8、各工序作业间距：

（1）割煤与移架间距为：5m 以上； （2）割煤与推溜间距为：15m 以上；

（3）割煤与端头作业间距为：20m 以上。

3. 工作面设备

①支护方式

综采工作面使用ZY6000/24/50型掩护式液压支架支护顶板。 （见工作面使用设备型号及主要技术参数一览表三)

②落煤方式

工作面采用MG1100/2760-GMD型采煤机落煤，其主要技术参数见下表

3.3 生产系统 3.3.1运煤系统 ①运煤路线

工作面 -→ 带区运输巷 -→带区煤仓-→西翼皮带机大巷 -→西翼煤仓 -→ 主井 -→ 地面

②运煤设备型号、运煤能力、台数、安装位置

③技术安全规定

（1）出煤系统各巷道要加强维护、清理，坏棚及时加强好，运

煤系统内撒落的煤炭及时清理，安全环境保持良好； （2）机电检修工、开车司机要经过技术培训和专业知识培训，

并持证上岗。出煤系统内机电设备要及时检修、维护，确保运煤设备安全运转。

（3）出煤系统内机电设备要保持完好，皮带机、刮板机保护装置要齐全，皮带机上下托辊运转正常，托架齐全，刮板机刮板、螺栓齐全紧固。

（4） 运煤系统内防尘管路齐全，各转载点必须有喷雾装置，并

能成雾状，开车、停车时，由司机开启、关闭。

（5）运煤系统内照明、信号装置齐全，司机开车时要集中注意

力，发现问题要及时停车，问题处理好后再开车。 （6）人员不准乘坐皮带机、链板机。

（7）皮带机运行时，禁止任何人将身体任何部分伸入底皮带，

皮带机头两侧防护拦必须安设齐全。 （8）任何人严禁正对机头方向作业或逗留。

（9）开车司机必须持证上岗，并严禁违章，严格按操作规程执行。

（10）破碎机入料封闭口前必须加设不少于五根防护链，确保人员安全。

3.3.2运料系统

①运料路线：

地面 -→ 副井--→西翼轨道巷 -→底板绕道-→带区轨道巷-→工作面

②运料管理 （1）、工作面各种材料必须按照规定按时按量运送到指定位置。 （2）、工作面上、下风巷各种材料必须堆放整齐，并有标志牌。 （3）、采区要在上、下风巷安专人收料，做到材料专人管理。

（4）、上、下风巷及工作面用料采取自运和安专人运料，取料时

应按顺序取料，取料后要将材料码放整齐。 （5）、工作面上、下风巷各种材料备用数量如下：

双面扒皮料 30 根 金属网 20 片

笆 片 20 捆 塘柴棍 100 根

单 体 30 根

4.5长矿用11#工字钢 2 根 HDJA-1000型铰接顶梁 30 根 圆 木（Φ16㎝～Φ18㎝×2.4～3.5m ） 20 根 ③技术安全措施

（1）运料前，必须先检查运料路线的顶板、支架情况，发现问

题及时处理好后方可作业，确保运料路线畅通。

（2）运料时，前后运料人员要拉开至少5m 的距离，防止运料时材料碰伤人。

（3）工作面及机巷运煤设备不准运料。

（4）打运大件设备时，必须有班队长现场跟班，绞车司机必须

持证上岗，并严格按操作规程执行

（5）斜巷运输时严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。 3.3.3通风系统

①进风线路：

新鲜风 -→ 副井 -→ 井底车场 -→ 主石门 -→ 轨道大巷 -→分带运输巷 -→ 工作面

新鲜风 -→ 副井 -→ 井底车场 -→ 主石门 -→ 运输大巷 -→分带运输巷 -→ 工作面 回风线路：

工作面 -→ 上风巷 -→ 带区回风顺槽-→回风斜巷 -→回风大巷 -→中央风井-→地面 ②通风系统示意图 监控设施：

T1、T2、T3为低浓度瓦斯传感仪，

报警瓦斯浓度为：T1、T2、≥0.8%, T3≥1.0%； 断电瓦斯浓度： T1、T2、≥0.8%， T3≥1.5%；

复电瓦斯浓度： T1、T2、＜0.8%， T3＜1.5%；

断电范围：T1、T2、T3断工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备。

复电方式：人工复电 ③风量计算

⑤通风系统管理措施

（1）要爱护通风设施，一切通风设施，未经许可不得乱动。 （2）通过风门后应立即关好，严禁任何人将两道风门同时打开，严禁用车撞开风门或把车卡在门框中，造成风流短路。 （3）风墙处不得堆放煤矸、杂物，更不得随意扒开风墙； （4）对通风系统中的风筒、风帐要按要求挂好，严防瓦斯积聚或超限。

（5）加强工作面上、下出口的管理，确保通风断面符合要求。

（6）教育职工爱护通风设施，所有设施未经许可，不得乱动。 ⑥瓦斯管理措施 （1）通风区必须安专职测气员检查上风巷、上隅角及工作瓦斯浓度，每班至少检查三次，发现问题要按《煤矿安全规程》第136、138条执行。

（2）采区要确保上、下风巷通风断面，保证风流畅通。 （3）通风区应保证工作面风量达到设计值，风流控制必须稳定可靠。

（4）工作面回风流中，不经瓦斯检查员检查瓦斯浓度，不得擅自停电检修电气设备及开关，且瓦斯浓度不超限方可作业。

（5）严禁井下打开矿灯，电气设备必须符合防爆要求，下井人员必须配带自救器。

（6）工作面上、下隅角必须及时进行收作，禁止滞后，巷道或工作面高冒地点要接实背严，防止瓦斯积聚。

（7）联轴节的易熔塞不准用其它物料代替，油介质联轴节严禁加水使用。

（8）瓦斯检查员必须现场交接班，交班时把本班情况、存在的问题、隐患交接清楚，严格执行“三签字”、“三对口”制度。 （9）上隅角每小时至少洒水一次，以保持湿润。

（10）工作面上隅角三班必须悬挂瓦斯便携仪，发现瓦斯异常情况，必须及时停止有关工作，配合通风区采取相应措施进行处理，并汇报矿调度所，严禁瓦斯超限时作业。

（11）上隅角收作后必须及时充填，并填实填满。

（12）班组长和煤机司机必须携带便携仪，并按要求悬挂好。 （13）其它未及之处按潘一煤安字〔2004〕2号文及潘一矿‘‘一通三防管理规定’’执行。

⑦ 瓦斯监控设施的安设和管理措施

（1）工作面及回风流中监控探头的位置、数量、断电浓度及

范围由通风区按通风系统示意图要求设定。

（2）通风区要经常对探头进行调试和校正，任何人不得随意

挪动、堵塞探头，影响其正常工作。

（3）人员在上风巷工作时，不得影响探头的正常监测。

（4）瓦斯超限断电后，只有在瓦斯浓度降到规定值以下，方人工复电。

（5）工作面回采前，由通风区负责安装、调试监控探头，合

格后方可回采。

（6）瓦斯探头应垂直悬挂，距顶板不大于300mm ，距巷道侧

壁不小于200mm 。

（7）瓦斯探头发生故障时，由通风区负责及时处理。 3.3.4防尘系统 ①灭尘方法

上下风巷及工作面洒水灭尘，各转载点喷雾灭尘，工作面煤机喷雾灭尘。

②综合防尘措施

（1）坚持综合防尘制度，工作面上风巷必须每天由防尘员洒水一

次，机巷每周洒水防尘一次，工作面每班洒水灭尘，局部煤尘要有人清扫，保证整个工作面系统无煤尘堆积。

（2）防尘设施要按设计要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，

损坏失效设施要及时维修更换。

（3）工作面进风巷入口处和回风巷距工作面30M 以内必须各安设

一道净化喷雾，各喷雾装置必须能喷成雾状。

（4）工作面风速要控制在规定值以内，且作业人员必须戴好防尘

口罩，搞好自我保护。

（5）工作面上下风巷各安设40升×60只隔爆水袋，并经常灌水。 （6）综采工作面移架喷雾必须保持完好，并坚持正常使用。 （7）建立完善的洒水灭尘管路系统，且有过滤或沉淀装置，确保水质清洁。

（8）煤机喷雾装置损坏或无水、水压不足时，禁止开机。

（9）喷雾、洒水灭尘等综合防尘设施，应指定专人管理和维护，

严禁任意拆除、损坏。

（10）隔爆水袋的吊挂必须严格按照集体公司规定吊挂。 3.3.5排水系统 ①排水系统

1）工作面 ---→ 带区轨道巷---→ 行人斜巷 ---→轨道大巷---→ 副井 ---→ 地面

2）工作面---→带区运输巷 ---→行人斜巷 ---→轨道大巷 ---→ 副井 ---→ 地面 ②排水方法

（1）在上、下风巷低洼处挖水窝用风、电泵引排。

（2）上风巷、下顺槽各辅设一路水管，由里向外及时排水。 ③排水工具

BQF-IV 风泵（流量19m3/h）、BWQ20-35-4（流量20m3/h）潜水式排污电泵、管道、阀件等。 ④排水设施及其管理

（1）采区成立治水小组，三班安人负责开泵排水；

（2）水坑、水窝、排水管、风泵和电泵的进水口必须经常清理，

并保证排水管路畅通无阻；

（3）排水设施损坏必须及时维修或更换； （4）严格控制积水，不得进入出煤系统。 ⑤防突水措施

（1）加强区队干部现场跟班制度，及时掌握情况，搞好现场指挥工作。

（2）地测科要及时掌握水文地质情况，当工作面附近有积水时及时向矿领导及有关单位提供资料，以便采取措施。

（3）教育职工掌握突水预兆，注意观察水情，发现异常情况及时汇报，矿调度所组织人员鉴定，不宜回采时坚决停采，所有人员必须熟悉本面的避水灾路线。

（4）井下家俱房必须备用一台BQF-IV 风泵（流量19m3/h）或BWQ20-35-4（流量20m3/h）潜水式排污电泵及软管，以防工作面突水时能及时增大排水能力。 3.3.6灌浆系统

①根据本面地质及回采情况，本面采取收作封闭后集中灌浆方式。 ②防灭火措施

（1）上、下风巷的清水管必须接到工作面，并确保供水，每50m

拨一个三通。

（2）通风部门要建立自燃发火预测预报制度，定期检查上隅角

的CO 、CO2及温度，发现问题及时采取有效措施进行处理，防止自燃发火。

（3）对容易引起外因火灾的电源及各种开关电缆，整定值要符

合规定，确保准确无误，电气设备杜绝失保、失爆。

（4）加强皮带机的管理，必须使用阻燃输送带，并经常清理皮

带机下的浮煤，皮带 机各托辊必须转动灵活，巷道环境

必须清理干净。

（5）皮带机头、泵站、移动变电站等要害部位灭火设施要齐全，

所有下井人员要熟悉灭火器材的使用方法和存放地点。 （6）各液压联轴节的易熔保护塞、易爆片必须符合规定，严禁

用其它物品代替易熔塞，油介质联轴节不得用水代替透平油。

3.3.7抽排及防突工作均按抽排区编制的该面瓦斯抽放设计和综合防治突出措施执行。 3.3.8供电系统

供电设施： 共3台移动变电所下顺槽外口联巷三台，型号为KBSGZY-1000/6；KBSGZY-630/6；KBSGZY-800/6。

：

工作面使用设备型号及主要技术参数一览表（一）

工作面使用设备型号及主要技术参数一览表（二）

工作面使用设备型号及主要技术参数一览表（三）

3.4 采区车场布置

本采区采用带区式准备方式，采煤方法为倾斜长壁采煤

法，与采区准备方式相比，减少了上、中部车场，设置下部车场，分带斜巷运输主要采用串联绞车。煤层倾角平均8°，选底板绕道卧式车场作为辅助提升下部车场。车场图见附图5。

第四章 安全技术措施

4.1煤及瓦斯的防突措施

1、一般防突措施

防突措施一般可分为两类, 一类是区域性防突措施，如开采保护层，预抽煤层瓦斯，另一类是局部防突措施，属于该类的措施有超前钻孔、抽放瓦斯和抽排瓦斯钻孔、大直径超前钻孔、水力冲孔和水力隔缝、金属骨架、深孔松动爆破、震动放炮等。

（1）开采保护层的矿井。主要巷道应布置在岩层或非突出煤层中，并充分利用保护层的保护范围，将煤层巷道尽可能布置在卸压范围内。选择保护层应遵循以下原则：优先选择无突出危险的煤层作为保护层，矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险较小的煤层作保护层。应优先选择上保护层，选择下保护层开采时，不得破坏被保护层的开采条件。潘一矿采用选择11-2为13-1煤层保护层的方法来解决13-1煤层一部分瓦斯抽放问题，由于11-2煤层距13-1煤层的距离为56.50m 到77.43m 之间，平均为64.92m ，所以可以使11－2采空区的裂隙带发育到13－1煤层底板，并且采用从11－2向13－1打钻抽排也能起到一定的作用。

（2）井巷揭露突出煤层的地点应避开地质构造破坏带，且揭穿突出煤层的次数和突出煤层的掘进工作量应尽可能减少。

（3）在有抽放瓦斯系统的矿井采用开采保护层时，应同时抽放被保护层的瓦斯。

（4）保护层的有效保护范围及有关参数，应根据矿井实测数据确定。

（5）保护层的采煤工作面必须超前支护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层间垂距的两倍，并不得小于30m 。

（6）突出煤层中，在一个或相邻的两个采区中，同一煤层的同一区段，在应力集中的影响范围内，不得布置两个工作面相向回采和掘进。突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。

（7）开采保护层时应布置跨石门或跨上山回采，采空区不得留有煤柱。

（8）在煤与瓦斯突出煤层或瓦斯喷出区域，掘进通风方式不得采用混和式，严禁任何两个采掘工作面之间串联通风。掘进工作面的局部通风机应实行“三专”、“两闭锁”。

（9）井巷揭穿突出煤层前，必须具有独立的，可靠的通风系统，在石门掘进工作面进风内侧，必须设置两道牢固可靠的反向石门，以控制突出的瓦斯系统能沿回风巷进入回风系统。

（10）矿井首次开采保护层时，必须进行保护层保护效果范围的实际考察，并不断积累，补充完善资料，以便尽快得出确定本矿保护层有效作用范围的参数。

（11）开采厚度等于或小于0.5m 的保护层时必须检验保护层的实际保护效果。如果保护层的实际保护效果不好，在开采被保护煤层时，还必须采取防治突出的补充措施。11－2煤层的平均厚度在1.7m 以上，实际效果还不错。

2、单一煤层的防突措施

（1）预抽煤层瓦斯钻孔，应控制整个预抽区域并均匀布孔。

（2）预抽煤层瓦斯防治突出措施的有效指标，应根据矿井的实测资料确定。

3、石门和岩石巷道揭露煤防突措施

（1）石门揭露突出煤层前，必须打钻控制煤层层位，测定煤层瓦斯压力或预抽石门工作面的突出危险性。

（2）在石门工作面掘进距煤层10m 之前，至少打2个穿透煤层全厚的，并进入顶底板不小于0.5m 的前探钻孔，并详细记录岩芯资料，以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况。

（3）在石门工作面距煤层垂距5m 以外，至少打2个穿透煤层全厚的测压钻孔，测定煤层的瓦斯压力，煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解析指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探不能专用时，两者见煤点之间的间距不得小于2m 。

（4）为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m 时，应在石门工作面顶底部两侧补打3个小直径超前钻孔，其超前距不得小于2m ，当岩巷距突出煤层垂距不是5m 且大于2m 时，应重新打超前孔，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m 。

（5）石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度得岩柱。岩柱的尺寸应根据防治突出措施的要求，岩石的性质，煤层的倾角等确定，但石门的工作面距煤层的最小距为：急倾斜煤层补小于3m ，倾斜、缓倾斜煤层不小于2m ，采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距为：急倾斜煤层2m ，倾斜、缓倾斜煤层1.5m 。

（6）在开凿或延深立井揭穿突出煤层时，立井工作面距煤层垂距10m 处至少打2个前钻孔，查明煤层赋存情况，如果立开工作面附近于有地质构造，前钻孔不得少于3个。

（7）在石门揭露煤层前，经预测有突出危险或煤层瓦斯压力大于0.7MPa 时，可采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其他经试验证明有效的防治突出措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层，当石门揭穿厚度小于0.3m 的突出煤层时，可直接用震动放炮揭穿煤层。

4、设计闭灾硐室

（1）灾突出煤层的采掘工作面附近的进内巷中，必须设有通达矿调度室的电话，并必须设置有供给压缩空气设施的避灾硐室或急救室。在其中回风巷中，如果有人作业，也应设置供给压缩空气设施的避灾硐室或急救袋。

（2）避灾硐室设在采掘工作面附近和放炮启动地点，其距采掘工作面的距离应根据具体条件确定，并在距采掘工作面外400m 处设置。

（3）避灾硐室必须设在向外开房的隔离门，室内净高不得小于3m ，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人占用面积不得少于0.5㎡。

（4）避难硐室内支架必须良好，并设有与矿井调度室直通的电话。

（5）避难硐室内必须设有供给空气的设施，每人供风量不得小于0.3m ³/min，如果用压缩空气供风时，应用减压和过虑装置并带有阀门控制的呼吸活嘴。

（6）避难硐室内应根据避难最多人数，配备足够数量的隔离式

自救器。

（7）避难硐室在使用时必须用正压通风。

5、井下急救袋

（1）井下急救袋设置在距采掘工作面25～45m 进风侧的巷道中，放炮地点撤离人员停留处，警戒人员站岗处，以及回风巷道有人作业处。长距离掘进巷道中，每隔50m 设置一组急救袋。

（2）急救袋安设在井下压缩空气管路上，经减压装置厚，设一定数量带阀门控制的管嘴，每个管嘴上设有塑料薄罩，平时卷起，用时拉开罩住人体，阀门打开即可供人呼吸。

（3）每组急救袋一般可设5～8个，急救袋的空气供给量每人不少于0.3m ³/min。

4.2煤层自燃及防治措施

1、煤层自燃过程的必要条件

煤层自燃发展过程中的三个必要条件：（1）煤层具有自燃倾向性；

（2）有持续的供氧条件；（3）热量易于积聚。

煤的自燃因素：

（1）煤的氧化程度。煤层的自燃性随煤的变质程度的增高而降低。

（2）煤岩成分。包括丝煤、暗煤、亮煤和镜煤，含有丝煤时，煤的自燃倾向就大。

（3）煤的含硫量。含硫份越多，吸氧能力越大，越易自燃。

（4）煤的水分。水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松，造成细微裂隙，如增大吸氧能力，并降低着水温度，但过多的水分则可抑制煤的氧化作用。

（5）温度。随着温度的升高，氧化作用加剧。

2、煤层自燃预防措施中开拓、开采技术措施

（1）选择合理的巷道布置与开采技术顺序。按《煤矿安全规程》规定“开采有自燃发火的单一厚煤层或煤层群的矿井，集中运输大巷和总回风巷道应布置在岩层或无自燃发火的煤层内”，这样可减少煤层的切割，少留煤柱，一旦发火，也易于隔绝。

当开采有自燃，发火的煤层群时，在开采顺序上，应先采上层后采下层。在开采倾斜和急倾斜煤层时候，应先采上阶段后采下阶段，以避免先采下层或下阶段而破坏上层或上阶段，空气进入煤层逐渐氧化自燃。

开采有自燃发火的厚煤层时，为避免支撑压力，其倾斜分层上、下分层煤巷一般应采用内错式布置方式。

（2）选择合理的采煤方法：壁式采煤法回采率高，巷道布置比较简单，便于使用机械化设备以加快回采速度，有较大的防火安全性，开采易自燃的煤层要慎重选择顶板管理方法，全部陷落法管理顶板，一般来说易发生采空区的自燃。

（3）提高回采率，加快回采速度。

3、煤层自燃防治措施中的通风安全技术措施

（1）选择合理的通风系统，实行分区通风，可降低矿井总回风风阻，增大矿井通风能力，减少漏风，易于调节风量。

（2）结合开采方案和开采顺序，选择合理的通风方法。

（3）正确的选择通风构筑物的设置地点，风门，风墙等通风设施应设置在围岩坚固，地压稳定的地点。

4、其他预防措施

（1）预防性灌浆是我国目前使用较广泛的一种行之有效的预防煤尘、煤炭自燃的方法。其灌浆材料主要为黄土或以页岩代替黄土，在我国土资源丰富，水资源充足的地区使用甚为广泛。

（2）阻化剂防灭火。阻化剂防灭火是目前国内外正在积极推广应用的一种阻止自燃火灾的新方法。它对缺水，少土地区煤矿的井下防灭水具有重大现实意义。

（3）氮气防灭火。目前许多采煤国家都把氮气作为常规的防灭火手段，由于氮气工艺系统较简单，需大型设备少，更兼适用于煤矿井下，方便灵活，效率高，运转费用低的移动式制氮设备研制成功。

（4）均压防灭火。目前在许多国家推广和应用这种方法，并已成为一种常规的防灭火技术。

4.3瓦斯和煤尘爆炸及防治措施

矿井必须采取综合防尘措施，并建立完善的防尘洒水管理系统，舍有防尘，洒水管路的采掘工作面不得生产。主要运输巷、带式运输机斜巷与平巷、上山与下山、采区运输巷与回风巷，采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、卸载点等地点都必须设防尘供水管路，并设支管和阀门，防尘用水均应过滤，开采有煤尘爆炸危险性煤层的矿井，必须有预防和隔绝煤尘爆炸措施，否则不得生产。

1. 防尘措施

（1）煤层注水，是在采掘之前，利用钻孔向煤层注入压力水，

使其沿着煤层的层理、节理和裂隙向四周扩散，然后渗入到煤的孔隙中去，增加煤的灰分，使煤体预先得到湿润，以减少采掘工作时浮游煤层的产生量。

（2）采空区灌水，以不同方式将灌入采空区及巷道内使水依靠自重及毛细管作用，通过煤体内的裂隙缓慢渗入到煤体中，使煤体得到湿润，达到降尘的目的。适应条件：煤层透水性好，有较大的超前渗润期、厚煤层分层开采时及近距离煤层群开采时，含硫煤层铺金属网不宜采用。

（3）水封爆破与水泡泥

水封爆破和水泡泥的防尘作用时借炸药爆破时应力将水压入煤层使之湿润，而且爆破时水的汽化将使降尘效果更加显著。水泡泥的降尘效果为80％左右。

（4）选择合理的采煤机

使破落的煤柱力度加大，粉煤率降低，从降低煤层产生量，采用截深齿隔煤，减少齿数。

（5）尽量避免采用生尘量高的采煤方法及其生产工艺，有条件时，尽量使用水采和水力掘进，减少炮眼数目。

（6）喷雾洒水，雾状水捕捉浮游煤尘，使其湿润，增加煤层重量而迅速沉降下来，另外，煤尘湿润厚，也降低了飞杨性。

（7）声波雾化降尘，利用声波凝聚空气雾化处理。

（8）磁化水降尘技术，在外加磁场的作用下，可使水的粘度，表面张力降低，吸附、溶解力增强。

（9）预荷电离效喷雾降尘技术，由于悬游尘太多，带有电荷，让水雾带有极性相反的电荷，就可使雾粒和尘粒之间产生较强的静电张力，从而提高水雾对粒尘的捕捉效果。

（10）湿润剂除尘。在湿润剂作用下，可降低水的表面张力，同时可增加与粉尘的吸附作用，使粉尘得到充分的湿润。

（11）泡沫降尘。无空隙的泡沫体几乎可以捕捉所有与之相遇的粉尘，对微细尘更具积聚力。

（12）湿式钻眼，就是不断地向钻眼中送水，使凿岩过程中形成的粉尘湿润并排出眼外，并使粉尘不致飞扬到空中去。

（13）自移支架降尘。清除工作面移架过程中产生的高强度粉尘。

（14）冲洗巷壁，清扫和刷洗巷道，清除巷道壁上的沉积粉尘。

（15）采用合理风速，风速过小，不能将空中的浮沉及时带出工

作面，风速过大则把大量落尘重新扬起。

（16）风流的净化。对含尘的进风流和尘源地点的含尘空气进行净化，可降低粉尘浓度。

2、防爆措施

（1）清扫并运出巷道中积聚的粉尘，防止沉积的煤尘参与爆炸。

（2）冲洗岩壁，用水将沉积与岩巷周边的煤尘冲掉并运出，防治爆炸时沉积的煤尘被扬起参与爆炸。

（3）巷道刷浆，用石灰水火或水泥石灰水喷洒在巷道周壁，使煤尘固结起来不能飞到空气中参与爆炸。巷道刷浆后，还能改善井下环境并有利于冲洗煤尘。

（4）撒布岩粉，在巷道内撒布岩粉，增加了煤层的灰分，能抑制煤尘的爆炸，也能起到隔爆作用。

（5）喷洒粘结液，实质上是把氧化钙等吸水物质和湿润的混和水溶液喷洒在巷道周壁上，使已沉淀的煤尘湿润或凝固粘结，不致重新扬起煤尘参与爆炸。

（6）喷雾洒水，不但湿润煤尘起到降尘作用，而且由于水分能吸收大量的热量以及隔绝火焰，所以洒水喷雾也能起到阻止引燃的防爆作用。

（7）消除引燃，煤尘爆炸的来源，消除水源。即使空中煤尘达到爆炸浓度，也不致被引燃爆炸。

3、隔爆措施

（1）设置水棚，其原理是以水代替岩粉，充分利用水在爆炸高温下汽化或雾带并吸收大量的热，熄灭火焰并阻止爆炸的传播。

（2）撒布岩粉。在巷道内撒布岩粉，增加了沉积煤尘的灰分，抑制了煤尘的爆炸，被爆炸波扬起的岩粉，起着翻倒岩粉棚后趋散的岩粉同样的隔爆作用。

（3）自动式防爆棚，利用各种传感器测量煤层爆炸所产生的各种物理参数并迅速转换成电讯号，指令机构的演算器根据这些信息准确地计算出火焰地速度并在恰当的时候发出动作信号，让抑制装置强制喷散岩粉、水或各种消火剂，准确可靠地扑灭爆炸火焰，防止煤尘爆炸蔓延。

（4）隔爆水幕，利用爆炸时的高温将水汽化成水雾带，并吸收大量的热，致使爆炸火焰熄灭，不能扩展蔓延。

4.4突然涌水及防治措施

矿井突水是指矿井开拓和开采时，煤层上覆含水层或底板含水层的水在水压，矿压等因素的作用下，先吸煤层和含水层间相对隔水层的岩体强度及断层，节理等结构面的阻力，以突然方式漏入矿井的现象。

1、 留设防水煤（岩）柱

在有突水威胁，但不宜疏松的地区采掘时，必须留设防水煤（岩）柱，潘一矿原先设计预留保护煤柱80m ，后经实际证明55m 已经足够，本次设计为安全起见，取60m 的保护煤柱。

（1）防水煤柱一般不能再利用，故要在安全可靠的基础上把煤柱的宽度或高度降低到最底的限度，以提高资源利用率。

（2）在多煤层地区，各煤层的防水煤柱必须统一考虑确定，以免某一煤层的开采确定破坏另一煤层的煤柱，故使整个防水煤柱失效。

（3）防水岩柱中必须一定厚度的粘土质隔水岩层或裂隙不发育，含水性及弱的岩层，否则防水岩柱将无隔水作用。

（4）断层煤柱的留设。因为断层破坏了岩层的完整性，在没有掌握断层各区段倒水性时，应把整个断层作为导水断层对待，断层的防水煤柱不得小于20m 。

（5）相邻水平防水煤柱的留设

当相邻水平（采区）需留设防水煤（岩）柱隔离时，其留设的方法与“井田边界煤柱留设”相同，但安全系数A 一般取1～1.25，Ly 不小于10m 。

（6）井田边界煤柱留设

水文地质简单型到中等的矿井，可用下面经验公式计算机，但煤柱宽度小于40m 。

L ＝MA （3p/Kp）^½

式中：M ――煤层厚度或采高，m

P――隔水层所承受的压力，Pa

Kp――煤的抗张强度，Mpa

A――安全系数，取2～5

（7）留设水淹区或老窑积水区防水煤（岩）柱

在水淹区下，老窑积水区下掘进时，巷道与水体之间的最小距离不得小于巷道高度的10倍。

2、井下探放水

当接近水淹或情况不明的井巷、老窑或小煤矿时，接近含水层、导水断层、含水裂隙密集带、溶洞或陷落柱时，接近或需要穿过强含水层时，潘一煤赋存较深，无老窑及小煤矿。

3、疏干降区，是指借助于各种不同的排水工程和相应的排水设备，疏干煤层顶板或煤层含水层水，迫使煤层底板含水层水位降低一定水平，使采掘工作得到在水量尽可能小甚至完全疏干的条件下进行。

4、注浆堵水

一般有以下分类方法，按施工时间分为预注浆，后注浆；按注浆材料分为水泥注浆，粘土注浆，化学注浆；按工程性质分为突水注浆；按地质层位岩石孔隙性质分为岩溶、裂隙、地层注浆、砂砾松散注浆等。

5、铺设井下防排水设施和设备，如防水闸门硐室等。

结 论

采矿工程课程设计是采矿工程专业学习的最后一个教学环节。本次毕业设计包括的主要内容有：采区准备、运输系统、通风系统等，是对大学四年采矿工程专业所学知识的一个系统的运用，是学习与实践相结合的重要环节。

抓住这次毕业设计的机会，我对所学的基础理论知识进行了一次系统地总结，并结合实际条件加以综合运用，使所学的知识得到了巩固和扩大，并使我的运算和绘图技能得到了巩固和发展，培养和提高了我分析和解决实际问题的能力和素质，丰富了生产实践知识。在设计过程中，对生产实际问题的深入分析研究，培养和提高了我的科技论文写作能力和科研能力。

在整个设计的过程中，扩大了这的知识面，巩固和发展了计算机绘图的能力，培养了自己分析和解决问题的能力以及严谨治学的态度。

总之，本次设计不仅使我进一步锻炼和培养了理论联系实际的能力，也使自己学到了很多书上学不到的知识，为自己将来走好每一步奠定了坚实的基础。

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