5306采区设计说明

目录

第一章采区概况 (1)

第一节采区位置关系与设计参数 (1)

第二节地质情况 (1)

第二章采区储量及服务年限 (4)

第一节采区储量 (4)

第二节采区生产能力及服务年限 (5)

第三章采区方案设计 (5)

第一节采煤方法选择 (5)

第二节、采区巷道布置方案 (6)

第三节采区工作面划分及回采顺序 (6)

第四节采煤方法 (7)

第五节设备配备 (9)

第四章顶板控制 (10)

第一节工作面顶板控制 (10)

第二节运输巷、回风巷及端头顶板控制 (11)

第三节矿压观测 (13)

第五章生产系统 (14)

第一节运输 (14)

第二节“一通三防”与安全监控 (14)

第三节供电 (18)

第四节、通讯系统 (19)

第五节、压风系统 (19)

第六章劳动组织和主要技术经济指标 (20)

第一节劳动组织 (20)

第二节作业循环 (20)

第七章安全技术措施 (22)

第一节顶板管理 (22)

第二节防治水 (22)

第三节爆破 (23)

第四节“一通三防”及安全监控 (25)

第五节机电 (26)

第六节其它 (27)

第八章灾害应急措施及避灾路线 (36)

SS5306采区设计说明

第一章采区概况

第一节采区位置关系与设计参数

一、采区的位置

1、采区位置、范围、煤层赋存情况：SS5306采区位于黄荆山向斜南翼，采区石门为SS-660西四石门，距-660水平中央石门以西710米，采区范围：西以该采区轨道上山以西130米采区设计边界为界，东以煤层薄煤带为界，南（上部）以-600水平采空区隔水煤柱为界，北（下部）至-660水平煤层等高线为界。

2、采区走向长度、倾斜长度：设计采区走向长270m、采区倾斜长度85m、倾斜面积22950平方米。

3、煤层产状及厚度：根据上水平及相邻采区布置回采揭露煤层分析，该采区煤层倾角36～40度，平均倾角38度；煤层厚度1.5～

2.9m，平均2.2m。

二、采区与地表的关系

该采区对应地表大面积出路三叠系下统大冶灰岩（T1d4）层状纯灰岩，喀斯特现象较发育，呈近东西展布，地表为高山，采区内地表最高标高为+350m左右，最低标高为+300m左右，地表为山地，无大型建筑物，所以开采时对生态环境无影响。

第二节地质情况

一、煤层及煤层顶底板

1、煤层：该采区内煤层数1层，煤层产状：55°NW∠32-48°；

煤层厚度不太稳定，在1.5～2.9m范围内波动，平均煤厚2.2m；煤层倾角36～40度，平均倾角38度。具体情况见表1。

2、煤层顶底板

二、采区工程地质

1、地质概况：采区内揭露地层主要为二叠系上统龙潭组含煤段（P2l1），含煤一层。

2、地质构造：该采区布置在黄荆山向斜南冀，从上水平及周边揭露的地层情况来看，采区内地质构造以走向褶皱为主，对采区布置及回采有一定影响。

三、煤质、瓦斯、煤尘与自燃性

1、煤质：本区煤质的主要成份为：水份（W f%）：0.81~2.99，灰份（Ag r%）：8.11~31.56，挥发份（V r%）：7.81~15.75，全硫（S Q g %）：1.16 ~ 6.97，发热量（Q）：5202~8540大卡/千克。

煤为亮黑色粉煤，以粉煤为主，呈粉末状、鳞片状，松散、易碎，属无烟煤，主要作民用煤及工业动力燃料。

2、瓦斯：根据通防部提供本采区瓦斯涌出情况：瓦斯绝对涌出量为0.58m3/min，瓦斯相对涌出量为8.65m3/t，通防部门提供的资料只是临近几个掘面揭露煤层和煤巷施工瓦斯情况进行统一综合分析计算的结果，采区布置和回采中只能作参考作用。在全面布置和回采的施工中，应密切注意和加强瓦斯的监测管理和预防瓦斯工作。

3、煤尘：通过鉴定，该采区煤尘无爆炸危险性。

4、自燃性：根据矿井煤层自燃的特点，煤层自燃期为3-5个月，最短7天。在掘进开拓揭露煤层中做到工完场清，施工不发生跨冒。

四、水文地质

1、含水层分析

地表出露大冶灰岩含水层，三叠系大冶灰岩中、上部，即T1d4层以上，厚度较大，本层喀斯特现象极为普遍，常以落水洞、溶沟闭合洼地等形式存在，成东西方向分布，是吸收大气降水补给地下水良好的通道，本层底部为T1d3岩层以上，常形成泉水流出地表。但大冶灰岩底部T1d1团块灰岩及泥灰岩是良好的隔水层，煤层距地表厚达800余米，地表水不易直接渗透到井下，对回采无威胁。

采区内主要含水层为底板茅口灰岩和顶板龙潭灰岩，底板茅口灰岩溶洞裂隙较发育，呈北东-南西方向展布；顶板龙潭灰岩也是较好的含水层，在回采过程中直接顶遭受破坏，容易造成顶板滴水甚至淋水现象，但含水量不大。

2、其他水源的分析

上部老源华采空区回采结束多年，预计采空区内有积水，威胁生产安全。故布置回采期间要注意探放水，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则，留足防隔水煤柱，确保安全生产。

五、布置回采过程中的注意事项

1、该采区煤层顶板裂隙较发育，回采过程中应加强顶板管理。

2、按采区设计编制专门的采区布置和回采的防突设计，并严格贯彻落实。

3、回采过程中如遇地质变化带，及时与技术部门联系，编制补充措施。

4、我矿属于煤与瓦斯突出矿井，根据《防治煤与瓦斯突出规定》，掘进及回采期间必须落实“四位一体”的防治煤与瓦斯突出措施。

第二章采区储量及服务年限

第一节采区储量

一、工业储量：Q工=采区走向长度×采区倾斜长度×采高×煤的容重=270×85×2.2×1.5

=75735（T）

二、可采储量：该采区设计回采率为85%，

Q可= Q工×可采率

=75735×85%

=64375（T）

第二节采区生产能力及服务年限

一、采区生产能力

A′= 3×M×L×H×R×K′

A′—工作面生产能力

M—工作面子班倾向推进长度，30米

L—工作面子班走向推进度，0.8米

H—煤炭采高2.2米

R—煤的容重1.5吨/米3

K′—工作面采出系数，取0.95

A=3×30×0.8×2.2×1.5×0.95×1=225（吨/日）

每月按28天计算，则月生产能力A月=28×225=6300（吨/月）

三、采区服务年限

采区服务年限=采区可采储量÷采区月生产能力

=64375÷6300=10（月）

第三章采区方案设计

第一节采煤方法选择

本采区设计走向长270m，倾斜长度85m，煤层平均倾角38度，平均厚度2.2m，选择采用柔性掩护支架采煤法，便于管理，煤炭损

失少，劳动成本低，劳动条件好，工作面管理简单。

第二节、采区巷道布置方案

一、采区轨道上山：从SS-660水平西岩巷施工轨道上山与SS-600水平岩巷贯穿做采区提升物料及进风用。

二、采区片石门：在轨道上山标高-624处放片揭穿煤层。

三、采区中出口：从采区片石门揭煤处向东施工水平煤巷到采区设计边界。

四、采区上出口：从SS-600水平5306回风石门揭煤处分别向东西施工水平煤巷到采区边界，作为采区上出口。

五、采区下出口：从SS-660西四石门距煤层法线距离10m处分别向东西施工底板瓦斯抽放巷到采区设计边界，然后每隔50m施工溜煤眼，并施工溜子巷连通，作为工作面下出口。

六、采区开切眼：从中出口东部边界施工煤巷上山与采区上出口贯穿作为一号工作面开切眼；从采区下出口东部边界施工煤巷上山与中出口贯穿作为二号工作面的开切眼。

七、采区总回风上山及溜煤眼：从采区SS-660西四石门施工底板岩巷与-600水平西一石门贯穿，在回风上山施工斜石门与采区中出口贯穿，作为1、2号工作面溜煤眼。

八、上出口溜煤眼：在回风上山施工斜石门与采区上出口贯穿，作为上出口施工时的溜煤眼。

第三节采区工作面划分及回采顺序

一、工作面划分：采区以采区石门和中出口为界，采区东翼以中

出口为界分为上下两个工作面，西翼只按一个工作面来布置回采。

二、回采方式：采用后退式方法回采。

三、回采顺序：采区工作面和系统形成后，首先回采一号工作面，从开切眼由东向西推进，推进后，交替推进二号面，推过中出口溜煤眼后，按一个面推进回采。

附图1：SS5306采区布置平面示意图。

第四节采煤方法

一、采煤工艺

（一）、落煤方式

采取爆破与手镐相结合的方法落煤。

附图6：工作面炮眼布置示意图。

（二）、装煤、运煤方式

一号面：工作面人工扒煤、搪瓷溜槽→中运巷溜子→溜煤眼→四石门矿车装煤，矿用防爆型电瓶机车运输→五层主井脚。

二号面：工作面人工扒煤、搪瓷溜槽→溜子巷→溜煤眼→矿车装煤，矿用防爆型电瓶机车运输→五层主井脚。

（三）顶板控制方式：采用柔性掩护支架控顶。

掩架结构：采用11#工字钢制作，内空2.0m的不规则四边形支架。

附图2：掩护支架结构示意图。

二、采高和循环进度

工作面采用伪斜柔性掩护支架采煤法，由东向西后退式开采；循环采深0.8m，即走向进度1.0m，倾向长30m，落煤高度为煤层高度，

低于掩护支架高度时则破顶底板，煤厚超过掩护支架高度时，采底落顶煤。

三、巷道形状及断面规格：

1、开切眼采用木支护，掘进断面5.9m2。断面示意图如下（单位mm）：

2、顺槽采用U型钢支护，掘进断面6.60m2。断面示意图如下（单位mm）：

四、工作面支护

一、支护材料

掩护支架、不同规格的100mm×100mm方木、φ28mm钢丝绳、单体液压支柱。

二、支护方法

将掩护支架用4根钢丝绳用绳卡固定串接一体，掩架用方木填实，形成一个柔性掩体，将采空区与工作面隔离开。作业人员在掩体下进行操作，掩护支架使用单体液压支住进行支护。

三、乳化液泵站

（一）乳化泵选型、数量

乳化泵型号：DRW80∕20，安设2台，一台备用。

（二）泵站位置：乳化泵站安设在SS-660西三石门。

（三）泵站使用规定

乳化液的配制、水质、配比等，必须符合有关要求。

乳化液泵站司机，必须由专人持证上岗操作。泵站运转时，人员不得离岗，泵站输出压力必须达到18Mpa以上，乳化液浓度2.0%～3.0%。

第五节设备配备

一、设备配置点：

1、回风巷：回柱绞车、磁力起动开关、监测监控分站。

2、中运巷：回柱绞车、回柱器、SGB-17∕32G刮板输送机、磁力起动开关、综合保护装置。

3、下运巷及岩巷：回柱绞车、矿车、电瓶车、馈电开关、双局扇控制开关、局部通风机、充电机、磁力起动开关。

4、西三石门：乳化泵站

第四章顶板控制

第一节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

工作面正常时期控架支柱间距1.5～2.0米。

二、非正常工作时期的特殊支护形式

反撑：当老塘悬顶沿走向长度达2.0m、伪斜长度达5.0m及煤壁压力大易片帮处，必须设置反撑支柱等加强支护措施，反撑支柱间距3.0～5.0米，并保持角度适当。

地蹦：根据工作面掩架的移动情况，在控架支柱间设置地蹦支柱，地蹦支柱设置在掩架底腿与煤壁之间，

临时支柱：当工作面的煤壁片帮、过构造，掩架不能及时移拢煤壁时，必须及时设置临时支柱，临时支柱间距不大于 1.6m，并用竹芭片、木料接顶背护。

三、特殊时期的顶板控制

（一）来压及停采前的顶板控制

工作面回采期间，必须加强顶板来压的动态观察，掌握顶板来压步距。工作面来压前，必须加强控架支柱的支护质量，确保控架支柱的角度适应掩护支架的工作状态。并沿伪斜每间隔2根控架支柱设置一组特殊支柱（反撑或地蹦）加强支护，防止冒顶事故发生。

（二）过断层及顶板破碎的顶板控制

1、工作面过断层及顶板破碎时，掩架必须及时移动靠拢煤壁或临时支柱，临时支柱间距≧1.6m。

2、破碎顶板带用竹芭片、木板呈走向背护，掉矸、漏挡的地点用木料接顶，防止掉矸漏挡范围扩大。

（三）、应力集中区的顶板控制

工作面过构造开采期间，必须对工作面构造带进行加固（临时支柱、反撑等）再根据现场实际，另行研究专门措施。

第二节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制

（一）、运输巷、回风巷的超前支护方式及超前支护距离：

采用单体支柱配金属∏型顶梁设托梁顶子加固风巷、运输巷，加固段为超前煤壁前方20m。

（二）、运输巷、回风巷的加强支护

1、施工区队每天应安排不少于两名专职人员对该工作面区域的所有巷道进行维护及检查，加强巷道的背护、维修、疏通水沟等工作。其巷道维修、维护后，要求必须保证煤壁前方20m巷道净高≦

1.8m。

2、若巷道支架变形应打扣寸或顶子加固，对巷道空帮空顶处使用木料充填实。

3、如果巷道压力大，金属厢变形严重，则采取掺厢或设托梁顶子支柱等办法进行加强支护。

4、巷道内应认真清理水沟以便排水，巷道内杂物应及时清除。材料、设备应挂牌分类堆放整齐。

5、工作面下出口运输巷至采空区控顶段必须在下帮用单体液压

支柱配合半圆木按“一梁两柱”方式设单排托梁顶子支护，如顶板有压力时，将托梁顶子改设为斜撑，斜撑支柱不能支拢工作面下口2.4m。以便保证安全退路畅通。

二、工作面安全出口的管理

（一）、支护形式

1、工作面直接采穿两巷，采用柔性掩护支架隔离工作面采空区。使用单体支柱配特制金属顶梁设控架支柱，控架支柱沿伪斜间距1.5～2.0m。工作面俯伪斜布置，伪斜坡度不大于30°（具体以煤炭能否自溜进行调整）。

工作面上下端头安全出口高度≦1.6m、宽度≦1.0m。

2、金属顶梁的使用方法和固定位置：用φ6mm钢绳和绳卡将金属顶梁按《作业规程》规定的控架支柱支设的间距固定在掩架天腿钢绳上，小钢绳长度≧0.4m为宜，金属顶梁随工作面推采和放架而移动，其距离和位置始终保持不变，支设控架支柱时，将其倒放在柱头上并紧靠天腿钢绳压板的老塘侧，防止金属顶梁打滑。

3、单体支柱配合特制工字钢梁设置控架支柱时，要注意支设角度和位置，防止支柱与钢梁间支柱打滑倒柱伤人。

4、工作面风巷安设掩护支架时，可将特制控架支柱的钢梁直接安设在掩护支架上。

（二）质量要求

1、各班组由当班班长兼任验收员，验收员对本班工程质量负责。由责任者负责承担不合格品后果的一切责任。

2、各作业头工作完成后，必须经验收员验收，未经验收不得计工，质量不合格必须推倒重来，直倒整改合格为止。

3、工程质量按《作业规程》及《湖北省煤矿安全质量标准及考核评级办法》进行验收，优良品达100%以上，消灭不合格品。三、支护材料的使用数量和存放管理

工作面必须按规定准备足够数量且规格不同的临时支护材料。单体支柱按工作面实际支护在用量的10%配备，作为临时支护材料，并配备长1.6m～2.5m、直径120mm～160mm的木支柱20根，并分规格堆码，实行挂牌管理，以备抢险时急用。此材料必须随用随补，不得短缺。

工作面每日所需材料应根据当时工作面情况及时运到，并分别堆码在风巷煤壁前方大于30m或石门宽敞的地方，并挂牌管理，码放整齐，不得影响行人和运料。通风设施前后5.0m范围内不得堆码材料。

附图3：工作面回风巷端头支护示意图（平、剖面图）

附图4：工作面运输巷端头支护示意图（平、剖面图）

第三节矿压观测

一、矿压观测内容

掌握回采工作面顶板来压规律，顶板初次老顶来压步距，周期来压步距。主要表现在煤壁片帮、支架变形等；当两巷压力超前，支架变形，漏档时，在回采期间，必须加强顶板观察和特殊支护以及超前托梁支护和背护。

二、矿压观测方法

在回采期间，必须掌握工作面顶板来压步距，顶板来压下顶情况，以推采距离和顶板来压的特征，掌握顶板来压的时间，以确保顶板来压前，提前做好特殊支护准备工作及安全防护措施。

第五章生产系统

第一节运输

一、运煤设备及装、转载方式

工作面人工扒煤、搪瓷溜槽自溜—运输巷溜子—石门装车外运。

二、运煤线路

一号面：工作面人工扒煤、搪瓷溜槽→中运巷溜子→溜煤眼→四石门矿车装煤，矿用防爆型电瓶机车运输→五层主井脚。

二号面：工作面人工扒煤、搪瓷溜槽→溜煤小眼→矿车装煤，矿用防爆型电瓶机车运输→五层主井脚。

附图7：回采工作面运煤系统示意图。

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

（一）风量计算

风量计算表单位：m3/min

通防部应按上述要求配风，但不得低于240m3/min

（二）通风路线

新风：从-660西岩巷→四石门（采区片石门）→下运输巷（中运输巷）→回采工作面

乏风：从采风回风巷→采区回风石门→-600岩巷→5303回风绕道→-660东一风井→-660回风系统。

二、瓦斯检查与安全监测

（一）瓦斯检查

1、每班由安全员使用光学瓦检仪检查瓦斯，并作好原始记录，

将检测结果写到工作面瓦检板牌上。

2、瓦斯检查地点及次数：工作面进、回风巷、架头、架尾、工

作面、工作面有冒高处的地方等。上述地点检查次数必须符合《煤矿安全规程》2010版规定和矿瓦斯检查的相关规定。

（二）安全监测

1、主要监测进风、工作面、架头、回风以及工作面采煤时的瓦斯涌出情况。

2、各类传感器的安设位置

回采一号面时，传感器T0安设在距工作面中出口小于10m的溜子巷内；回采二号面时，在距工作面下出口小于10m的溜子巷内安设传感器T0。T0报警和断电浓度均≥0.5%，复电浓度≧0.5%。

回风巷传感器安设位置3处：（1）架头：报警浓度≥1%、断电浓度≥1.5%、复电浓度≧1.0%；（2）距工作面上口小于10m的风巷内报警浓度≥1.0%、断电浓度≥1.0%、复电浓度≧1.0%；（3）回风巷距回风石门10米至15米的位置，报警浓度≥1.0%、断电浓度≥1.0%、复电浓度≧1.0%。（详见监控系统图）

断电范围

T0----工作面进风巷内全部非本质安全型电器设备

T2----工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电器设备

T3----工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备

瓦斯报警浓度：T2≥1% ，T3≥1%，T0≥0.5%

瓦斯断电浓度：T2≥1.5% ，T3≥1%, T0≥0.5%

复电浓度：T3、T2＜1%, T0＜0.5%

三、综合防尘系统

（一）防尘管路系统：

-340水池→S-660南石门→SS-660西岩巷→采区石门→采区溜煤眼→工作面

（二）防尘措施：

1、工作面内各设一防尘供水管路，保证水源、水压，进行洒水出煤，减少煤尘飞扬。

2、在各溜头设置防尘洒水器，由通风区安装维护，由生产单位管理和使用，保证防尘设施正常使用。

3、出煤系统各转载点落差不得超过0.5m，工作面下煤过程中必须开启转载点的防尘喷雾设施。

4、通风区在两巷距离工作面上出口不超过50m范围内安设一组净化水幕，在溜子巷溜头转载点安设防尘喷嘴。放炮或下煤时开启回风巷净化水幕，水幕应封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。

四、防火技术措施

（一）建立防灭火系统

1、回采时在架尾向上及架头向下预埋10m以上的管道，并与井下移动式注胶机相连。

2、在两巷每50m设一个消防水三通闸门作灭火备用。

（二）综合防灭火措施

1、采区应配备1～2台干粉灭火器；并在两巷各配备1根不少于20m长的皮管，以备灭火用。

2、任何人发现进下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

3、矿调度值班和在场的科、区、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定将所有可能受火灾威胁地区的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

4、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、粉尘、其他有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

第三节供电

（一）供电系统

高压由中央变电所输送至采区变电所，降压后低压由电缆引向工作面各配电点。

（二）、设备维护保养

1、开关位高0.3m，密封圈、档板、弹簧、垫圈齐全、螺丝紧固、地线牢固入地。

2、电缆吊挂高度一致（1.6m），吊挂间距3m,悬挂整齐、平直，电溜子、电瓶车、煤电钻、按忸、信号铃正常，维护保养及时，防爆率为100%，

3、在用设备摆放整齐，并保持清洁，

第四节、通讯系统

在采区下车场、溜煤眼接桶处、采区避难硐室、上出口、上车场、片石门内各安设一台能与井下所有电话并和调度室连通的电话。

第五节、压风系统

压风自救系统安设在压缩空气管路上，在采区石门避难硐室内设置固定压风自救系统，数量要求最少满足15人使用，移动压风自救系统在工作面进回风巷距采煤工作面煤壁40m内各设置一组，每组可供6人使用，风压不小于0.4Mpa，每人供风量不低于0.1m3/min，随着工作面的推进而移动。