煤矿采煤论文开采技术毕业论文
作者 刘肖平
摘要 编写实习报告是我们毕业前的一个重要实践性环节，是我们学生全面运用所学基础理论、专业知识和基础技能对实际问题进行设计或研究的综合性训练，能够使我们掌握工程设计的一般程序和方法，加强我们理论联系实际、独立分析问题、解决实际问题和的能力，培养我们求真务实、勇于创新的科学态度以及科技创新的能力。因此，编好实习报告工作，对全面提高我们在实际工作具有十分重要的意义。本设计以下山峁煤矿为例详细介绍矿井的概况特征，经过一系列的方案论证比较，选择了适合矿井的开拓方式、采煤方法、各生产系统和通风方式。
关键词 矿井开拓；采煤方法；矿井通风；安全技术
目录
第一章 矿井概况与井田地质特征.........................................4
第一节 矿井概况...................................................4
第二节 井田地质特征...............................................4
第二章 矿井开拓与开采.................................................9
第一节 矿井开拓部署...............................................9
第二节 矿井生产系统..............................................12
第三节 采区巷道布置及方法........................................20
第三章 矿井通风......................................................29
第一节 矿井通风系统..............................................29
第四节 矿井风量计算..............................................29
第四章 矿井安全技术..................................................35
第一节 矿井瓦斯治理..............................................35
第二节 矿尘防治..................................................36
第三节 矿井防灭火................................................36
第四节 矿井防治水................................................37
第五节 顶板灾害防治..............................................38
第五章 实学收获、体会及建议..........................................39
参考文献..............................................................39
第一章 矿井概况与井田地质特征
第一节 矿井概况
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司位于山西省柳林县城北偏西直距约20km王家沟乡圪塔上村、延家峁村、任家山村、后备村一带，属柳林县王家沟乡管辖。井田地理坐标:东经110°52′15″－ 110°54′11″,北纬37°36′14″－37°37′31″。
井田位于柳林县城北20km处，紧靠柳林—碛口公路，距孝柳铁路穆村站30km，距柳林—结绳焉公路3km，交通运输条件便利。
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司原名称为山西柳林下山峁煤业有限公司。该矿是经山西省煤炭工业局以晋煤行发(2008)53号文件批准的机械化升级改造矿井，核准矿井生产能力为30万t/a。2008年9月和12月委托山西源通煤矿工程设计有限公司分别编制并完成了矿井的初步设计和安全专篇设计，吕梁市煤炭工业局以吕煤基字[2008]504号文件批准了矿井的初步设计，山西煤矿安全监察局吕梁监察分局以吕煤监监察字[2008]147号文件批准了矿井的安全专篇设计。但由于政策原因，该矿一直未批复开工建设。2009年9月山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室又以晋煤重组办发[2009]33号文批准该矿为本次资源兼并重组的整合矿井。批准矿井由原山西柳林下山峁煤业有限公司、山西柳林任家山煤业有限公司及已关闭的山西柳林森泽煤业有限责任公司三个矿整合为一个矿。整合后矿井名称为山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司。山西省国土资源厅为其颁发了新的采矿许可证，批准矿井井田面积为4.0716km2，开采煤层为4-9#煤层，生产能力由原39万t/a提升至90万t/a。
第二节 井田地质特征
一、地层及地质构造
区域地质简况
(一)区域地层
1、区域构造
本井田区域构造位置处于鄂尔多斯台坳之河东断凹，原三交勘探区东部。区域构造以褶曲为主，断裂较少。
2、区域地层
本区位于鄂尔多斯聚煤盆地东缘的河东煤田北部。区域地层由老到新有：太古界界河口群、吕梁山群，元古界野鸡山群、黑茶山组、震旦系汉高山组，古生界寒武系中统、上统，奥陶系下统、中统，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组，三叠系下统刘家沟组、和尚沟组，三叠系中统二马营组、铜川组，新生界上第三系上新统，第四系中上更新统，全新统。（见表1-2-1）
区域内无岩浆出露。主要矿产为煤、山西式铁矿、铝土矿、水泥岩和建材石料等。
(二)区域含煤特征
区域上含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。
太原组(C3t)：由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰岩及煤层组成，
为一套海陆交互相含煤沉积。该组旋回结构清楚，厚度很稳定，一般含6、7、8、9、10号煤层，其中8、9号煤层稳定可采，其余为不可采煤层或煤线。
山西组(P1s)：山西组是以陆相沉积为主的海陆交互相含煤沉积，地层岩性由深
灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰色砂岩及煤层组成，本组含有1、2、3、4、5号煤层，其中4、5号煤层为稳定可采煤层，其余为不可采煤层。
二、矿井地质
(一)地层
本井田大部分被黄土覆盖，基岩零星出露。井田内发育的地层由老至新有：奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组，上第三系上新统，第四系中上更新统的地层。依据精查区资料，并
结合本次实测资料，现将井田内地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老至新简述如下：
1、奥陶系中统峰峰组(O2f)
奥陶系中统为灰色、深灰色石灰岩、灰白色、黄灰色泥质灰岩、灰色中厚层花斑状灰岩、白云岩等组成，石灰岩质纯、性脆，本组厚度100m左右。
2、石炭系中统本溪组(C2b)
岩性为一套铁铝岩、铝土质泥岩、粘土岩、灰黑色石灰岩，与下伏地层呈平行不整合接触，厚度28.56～35.92m，平均为32.78m。
3、石炭系上统太原组(C3t)
为本井田主要含煤地层之一，岩性主要为黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰色石灰岩及煤层。其中赋存有6、7、7下、8、9号5层煤，其中8、9号为可采煤
层，其余为零星可采或不可采煤层。本组地层厚度70.65～96.40m，平均为82.00m左右，底部以K1中砂岩为界与下伏本溪组呈整合接触关系。
4、二叠系下统山西组(P1s)
本组地层为主要含煤地层之一，为一套陆相为主含煤沉积地层。岩性主要由长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩组成。该组总共发育有1、2、3、4、5号五层煤，其中4号煤层为可采煤层，其余为零星可采或不可采煤层，本组厚度约54.97～74.38m，平均64.31m，底部以K3砂岩为界与下伏太原组地层呈整合接触关
系。
5、二叠系下统下石盒子组(P1x)
岩性由一套灰-灰绿色陆相碎屑岩组成，偶尔含有不稳定的1～2层薄煤层，本组地层厚度70.20～119.93m，平均86.34m，底部以K4砂岩为界，与下伏山西组地
层呈整合接触关系。
6、二叠系上统上石盒子组(P2s)
本组岩性为黄绿色、紫红色泥岩、砂质泥岩，含少量砂岩，该组地层最大残留厚度为82.25m,与下伏地层呈整合接触关系。
7、上第三系上新统(N2)
岩性为暗红色、棕红色亚粘土，夹有半胶结状砾石层，0.00～51.67m，平均36.00m，底部以半胶结状砾石层为界与下伏地层角度不整合接触。
8、第四系中上更新统(Q2+3)
岩性为土黄色亚砂土、亚粘土，垂直节理发育，该统广泛分布于山梁及山坡上，0.00～90.00m，与下伏地层角度不整合接触。
9、第四系全新统（Q4）
分布于井田东北边界处的较大沟谷内，为河流冲积的砂、砾石层。厚度一般在0-10m。
(二)含煤地层
井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，现叙述如下： 太原组地层为一套海、陆交互相含煤岩系，为本区主要含煤地层之一，岩性主要为黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰色石灰岩及煤层，从沉积特征看，太原组含煤地层形成于海进过程中，聚煤作用形成于滨海平原上，海侵之初将潜水面抬升，致使滨海平原沼泽化，大面积沼泽分布，堆积了泥炭层，海侵的发生为泥炭层埋藏保存创造了条件。该组中共发育有五层灰岩，为地层对比的主要标志层，共发育有6、7、7下、8、9号5层煤，其中8、9号为全区可采煤层，其余为零星可采或
不可采煤层。
山西组地层为主要含煤地层之一，为一套陆相含煤沉积地层，其含煤地层形成于海退过程中，聚煤作用发生于海退造成的三角洲平原环境中，该组总共发育有1、2、3、4、5号5层煤，其中4号煤层为可采煤层，其余在本区为零星可采或不可采煤层，该组其它岩性为长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩等组成。
(三)井田构造
本井田总体为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角2°～9°。本井田内未发现断层及陷落柱。
今后生产中应注意隐伏断层和陷落柱，以防透水事故的发生。
(四)岩浆岩
井田内未发现有岩浆岩侵入现象。
综上所述，本井田构造属简单类型。
三、煤层、煤质
(一)煤层
1、含煤性
井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。
其中山西组平均厚64.31m，共含煤5层，自上而下依次为1、2、3、4 5号煤层，其中 4号煤层为稳定全区可采，其余煤层均发育不稳定、为不可采或零星可采煤层。含煤总厚为3.05m，含煤系数4.74%，可采煤层总厚度1.55m，可采煤层含煤系数2.41%。
太原组平均厚度82.00m，共含煤5层，自上而下依次为6、7、7下、8、9号煤
层，其中，8、9号煤层稳定全区可采，其余煤层发育不稳定或极不稳定，为不可采煤层。太原组含煤总厚6.30m，含煤系数7.68%。可采煤层总厚5.48m，可采煤层含煤系数6.68%。
2、可采煤层
(1)4号煤层
位于山西组下部，下距8号煤层平均距离61.30m。煤层厚度1.00-1.85 m，平均1.55m，仅井田北边界外的103号钻孔含0.10m厚的夹矸，煤层结构简单，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。煤层顶板大多为泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩，
局部为细粒砂岩，底板大都为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，局部为粗粒砂岩、细粒砂岩。根据井下巷道揭露，井田东北部出现长条形冲涮带。
(2)8号煤层
赋存于太原组中下部L1石灰岩之下，上距4号煤层平均距离61.30 m。煤层厚度
2.50-3.19m，平均2.89m，煤层含0-1层夹矸，结构简单。煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。煤层顶板为灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂岩。
(3)9号煤层
赋存太原组下部，上距8号煤层平均15.24m，煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m，岩性为泥岩或炭质泥岩，总体上井田内煤层结构简单到复杂，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。
第二章 矿井开拓与开采
第一节 矿井开拓部署
一、矿井开拓现状
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司设计为一个水平联合布置（+690m），分层开采井田内的8、9号煤层，即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。矿井采用混合开拓方式，兼并重组整合后共有3个井筒，分别为主斜井、副立井和回风立井，主斜井担负矿井主提升、下大件和进风任务，副立井作为矿井辅助提升、进风任务和安全出口，回风立井作为矿井的专用回风井和安全出口。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。首采工作面为8101综采工作面，采煤方法为走向长壁一次采全高采煤方法，工作面长度为150m，煤层倾角2-9°。
二、矿井工业场地位置的选择
由于原任家山煤矿的工业场地位于丘陵沟谷山地，距矿区的简易公路较近，此处位于矿井的储量中心，且地面设施较多，井筒断面也较大，为了最大限度地利用已有建筑，并考虑投资及井下开拓布置，因此，本次设计利用原任家山煤矿工业场地为兼并重组后90万t/a生产能力矿井的工业场地。
三、井田开拓
根据井田内8、9号煤层的赋存条件与地面地形特点，为合理开发全井田8、9号煤层，并最大限度的利用矿方已有的设施，本次设计提出以下两个开拓方案：
方案I：
利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主斜井，全井田采用一斜两立三个井筒开拓。主斜井落底于9号煤层，井筒净宽5.0m，斜长545m，倾角23°，井筒内装备B=1000mm的胶带输送机及单钩串车，并设台阶、扶手，担负矿井提煤、进风及下大件的任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到5.5m，垂深210m，井筒内装备双钩1t标准罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等提升任务，兼做主要进风井和安全出口；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。
根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置，分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。
设计主斜井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。
利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层。过井底煤仓上口、沿正东正西方向在8号煤层和9号煤层重叠布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，当大巷掘进至井田东部
煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进直至井田边界。每组开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道分别沿8、9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。其中布置于8号煤层中的轨道大巷通过轨道石门与9号煤层+690m水平井底车场相接，回风大巷与回风立井直接沟通。
矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。
矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。
全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。
方案Ⅱ：
利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主立井，全井田采用三个立井开拓。主立井落底于9号煤层，井筒净直径5.5m，垂深202m，井筒内装备双钩箕斗，并设梯子间，担负矿井提煤、进风任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到6.5m，垂深210m，井筒内装备双钩罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等全部辅助提升任务，兼做主要进风井；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。
根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，运输大巷和轨道大巷均布置于9号煤层中。
设计主立井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。
利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层，过井底煤仓上口、沿正东正西方向布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，而当大巷掘进至井田东部煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进至井田边界。开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道均沿9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。
矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。
矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。
全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。
第二节 矿井生产系统
（一）、开拓开采系统
矿井采用混合开拓方式，兼并重组整合后共有3个井筒，分别为主斜井、副立井和回风立井。主斜井担负矿井主提升、下大件、行人，井筒内安设台阶，作为矿井的进风井和安全出口。副立井作为矿井辅助提升、进风任务和安全出口。回风立井作为矿井的专用回风井和安全出口。
在副立井井底设有中央变电所、中央水泵房及主、副水仓、急救站、等候硐室、消防材料库、永久避难硐室等硐室；在主斜井井底设有井底煤仓、斜井底机尾联络巷。
矿井以一个水平联合布置，分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采
区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。首采工作面为8101综采工作面。
8101工作面情况：
采煤机MG200/500－WD，刮板输送机SGZ-764/320，选用98架ZZ6000-17/34型的支撑掩护式支架和4架ZZG7200-17/34型的端头支架，转载机SZZ764/132，破碎机PLM－1000×650，带式输送机DSJ 100/40/200×2，喷雾泵BPW320/6.3，乳化液泵BRW315/31.5型。
（二）、提升系统
主斜井安装一部DTC100/25/2×185大倾角钢丝绳芯带式输送机；并装备一台JK-3×2.2/31.5单绳缠绕式检修绞车；安装RJY45—28/730型可摘挂抱索架空乘人装置，担负井下主要人员升降任务。
副井安装有1台2JK-2.5×1.2/31.5单绳缠绕式单层双车罐笼提升，完成全矿井提矸、下料、行人等全部辅助任务。
提升系统符合设计要求，保护装置完善，全部经检验合格，运转正常。
（三）、运输系统
综采工作面原煤运输方式：工作面刮板输送机→转载机、破碎机→顺槽胶带输送机→DSJ100/50/2×132型东冀1#运输大巷输送机→DTL100/50/132型西冀运输大巷输送机→煤仓→主斜井胶带输送机→选煤厂带式输送机→选煤厂生产系统。
8号煤辅助运输方式：轨道大巷安装有SQ-80/75B无极绳连续牵引车两部、SQ-120/132无极绳连续牵引车一部。
运输系统符合设计要求，运转正常，能够满足安全生产需要。
（四）、通风系统
矿井通风方式为中央并列式通风，主通风机工作方法为抽出式。主斜井、副立井进风，回风立井回风，回风立井选用FBCDZ№24型主风机2台、配套电机功率 2×250kw，一用一备，担负全矿井通风任务。单台主扇风量范围为72m3/s～160m3/s，负压范围为900Pa～3400Pa。主通风机房设有在线监测装置实时监测风机运行情况，
采用反转电机方式反风，主要通风机均按照规定进行了性能测试。
井下8号层布置三条大巷，轨道大巷进风、运输大巷进风，回风大巷专门回风，专用回风巷内无机电设备。采掘工作面、采区变电所、上下山独头面等采用独立通风，全矿井全部实现了全风压独立通风，不存在串联通风。
8101综采工作面采用单巷布置，全负压U型独立通风，运输顺槽进风，回风顺槽回风，工作面风量满
足安全要求。
8103运输顺槽、8102回风顺槽掘进工作面采用局扇供风，每面布置两台（2×22KW）对旋式局部通风机压入式供风，风量满足要求，掘进通风全部实现了“三专两闭锁”和双风机双电源自动切换功能。
井下主要进、回风大巷之间联络巷均设有正反向风门，安装有气动风门闭锁装置和风门开闭状态传感器、语音报警器。井下根据控制风流的实际需要，构筑有齐全的通风设施，状态完好，保证了通风系统的稳定、可靠。
井下风量满足要求，风流稳定，井下无风速超限、微风、无风作业现象，矿井通风系统合理、稳定、可靠。
（五）、防灭火系统
矿井所开采的8号煤层自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层。按初步设计要求在回采面安装了（KYSC-1 ）煤矿井下火灾气体束管采样监测系统，配备了2台
（BH-4.0/2.5原WJ-24）阻化泵对回采工作面上下隅角、采空区及架间喷洒，进行有效监测和防火。并在地面建有一座黄泥灌浆站，随采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。
井上、下消防材料库配备了消防器材，井下机电硐室、主排水泵房、采掘工作面配电点、胶带输送机机头等地点均配备了消防灭火器材。胶带输送机机头20
米采用锚喷等不燃性材料支护，胶带机机头安设有烟雾传感器，回风巷、采掘面回风顺槽安设有CO和温度传感器，以全面保障矿井防灭火工作。
（六）排水系统
矿井建有完善的防排水系统。矿井正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为20m3/h。在副立井井底车场附近建有主排水泵房和主、副水仓（总有效容积1270m3），排水高度215m。三台主排水泵选用（MD85-45×6（P）型），流量85m3/h，扬程270m，功率110KW，水泵运转正常，达到一用、一备、一检修的要求。在副立井敷设3趟Φ133×8mm主排水管路，配套设施齐全完整，系统保护装置完善、运转正常。
在防治水管理方面，成立了以总工程师为组长的防治水领导组，下设专职部门，配备了防治水专业技术人员，成立了专门的探放水作业队伍，具体负责探放水作业。编制了《水害防治岗位责任制》、《水害防治技术管理制度》、《水害隐患排查治理制度》等多项防治水工作管理制度和防治水工程实施计划。采掘工作面坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，经钻探确认无突水危险后方可作业。
（七）供电系统
矿井已建成主井10KV变电所一座和副立井10KV变电站一座。矿井两回路电源均采用10KV电压架空线引接，均引自刘家湾35KV站，导线为LGJ-150mm2,供电距离1.0km。刘家湾35KV变电站的双回35KV电源分别引自森泽35KV变电站和刘家山110KV变电站，两回电源一回工作，另一回带电备用，以确保矿井供电的连续性。
副井10kV开闭所:以双回10kV向井下中央变电所、回风立井主扇、主井10kV变电所供电。低压变压器选用2台S11-M-1000/10/0.4kV。0.4kV负荷为：联建楼、副井绞车、深井泵、消防泵、副井空气加热室及场地照明等。
主井10kV变电所:以双回10kV向主井绞车配电室供电。低压主变选用2台S11-M-630/10/0.4kV，采用分列运行方式。0.4kV负荷为：办公楼、压风机、单身宿舍
、锅炉房、机修设备库、主井空气加热室及场地照明等。
主井绞车配电室：设2台S11-M-1250/10/0.69kV。0.69kV负荷为：主井检修绞车、主井皮带、地面生产系统上仓皮带。
在副立井井底设一座井下中央变电所：下井电缆采用两趟MYJV42-8.7/10KV，3
×120mm2，供电距离均为500m。分别取自地面副井10KV变电站10KV母线I段、母线II段，经副立井引至井下中央变电所。该变电所接线方式采用单母线分段，10KV侧选用PBG60型开关9台，其中2台备用；设1台KBSG-R-400/10/0.69KV和1台KBSG-630/10/0.69KV型变压器。井下总接地极采用二块镀锌钢板，并分别置于主、副水仓内。
在8号煤层设一座采区变电所：该变电所接线方式采用单母线分段，10KV侧选用PBG60型开关10台，其中2台备用；设KBSGZY-500R/10/0.69kV和KBSGZY—400R/10/0.69kV型 1台分别给回风顺槽、运输顺槽设备供电；设
KBSGZY-1000/10/0.69kV矿用移动变电站1台,供掘进工作面用电；另设
KBSG-400R/10/0.69kV 矿用隔爆变压器2台，供掘进头局扇用电。该采区变电所的2回电源均引自中央变电所的10KV不同母线段。
井上下供电系统所有设备已经全部按照有关标准进行建设安装，经试运转运行正常，能够保证安全供电。
（八）防尘洒水系统
矿井采取了喷雾洒水、定期冲洗、煤层注水、风流净化、粉尘监测、个体防护等综合防尘措施，建立了完善的防尘洒水管路系统，满足井下防尘洒水要求。井下防尘水源取自处理后的井下排水，水量与水压均能达到要求。地面矿井水处理站建有1个容量400m3的井下消防洒水池，主斜井、副立井防尘主管路Ф133×4,井下防尘主管路Ф108×4，支管路Ф89×4。胶带运输巷每隔50m设有一个三通阀门，其它巷道每隔100m设有一个三通阀门，配备洒水软管。
在井下采煤工作面、煤仓以及胶带输送机、转载机等转载点上均设置转载点喷雾。在采煤工作面进、回风顺槽、采区大巷设置有（ZPG127型）矿用光控自动洒水降尘装置，控制巷道中的含尘量。综采支架配备有架间喷雾，采掘机组安装有内外喷雾装置，采用喷雾泵加压，压力达到了规定要求，喷雾效果良好，均能覆盖产尘点空间。在联合试运转期间开展了综采面煤层注水工作，采用动压长孔巷道单向注水方式，配备2台（2BZ-125/20型）煤层注水泵。
（九）六大系统
1、信息网络
目前井下无线通讯、语音广播、工业视频共用一套环网（48芯），交换机3台，通过主斜井与副立井两趟光缆组成工业环网。人员定位、瓦斯监控系统采用独立环网传输。
2、监测监控系统
全矿井配置一套（KJ70N型）煤矿安全监测监控系统。系统属环网+总线式结构，敷设（MGXTSV-8B1型）矿用阻燃通信光缆形成环网，传感器至分站、分站至交换机采用（MHYVP×4×7/0.52型）矿用屏蔽信号电缆，中心站配备2台监控主机（一主一备），2台UPS不间断电源、1台声光报警器，安装线路防雷击保护装置，实现了双回路供电。
安全监控系统能够24h连续运行，各种传感器的数据及状态可及时传输到地面主机，并实现了与集团监控系统的联网。系统能够实时监测监
控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。
3、人员定位系统
矿井装备一套（KJ69J型）矿井人员管理定位系统，系统由地面中心站、传输系统、分站、井口公示屏与检卡屏、井下定位读卡器、识别卡等组成，地面中心站
设在矿调度中心，监控主备机各1台。井下安装（KJJ127型）交换机采用光缆连接，交换机下接读卡器用于数据传输，读卡器采用（MHYVR1*4*7/0.52型）通讯电缆与交换机连接。
目前系统配置（KJF80.2A）矿用读卡器40台，分站（KJF80型）10台，并为入井人员配备了（KGE37型）矿用识别卡。
4、通讯联络系统
按照《专项设计》建成了可靠完善的通讯联络系统，该系统由（KT211型）矿用广播系统、（KT105A型）无线通信系统、（DH-2000）调度系统组成。
矿用广播系统为全数字型系统，地面广播主机通过通信光缆连接井下的本安型广播音箱，通过光缆与网线传输。本系统可通过控制主机对井下安装的本安广播分站进行定点、分组和全部语音广播。在事故状态下可对区域性或全矿井人员进行紧急呼叫，为应对紧急突发事件提供通讯保障。
无线通信系统作为矿井调度交换机用户的延伸，该系统采用数字传输体系和基于PHS标准的无线传输技术，地面安装（LDAP.1-1型）大功率基站10套，井下(KT105A型)基站信号覆盖至采区大巷和采掘作业面。可以满足井下移动通信的需求，并提供紧急情况下报警及抢险救灾的应急通信手段。目前，为生产业务管理人员、基层队组主要岗位和工种配备移动本安手机120台（最多可配1000台）。
调度系统提供所有传统的调度、数字交换、汇接等功能，该系统与（KT105A）无线通讯系统互联，具有无线通讯与调度电话互打功能。该机容量为200门。目前井上、下共设置电话机60部，矿井对外设24对中继线与市话电缆相接，构成对外通讯干线，与集团公司总调直接联系。另外在井下水泵房、变电所、地面空压机房、火药库等主要地点安设15部直通电话，符合设计与现场安全需要。
5、压风自救系统
工业广场压风机房安装有三台螺杆式空气压缩机JN-160/8，工作方式为两台工作，一台备用。按照设计要求，地面敷设φ108×4主管路，主斜井、轨道大巷、运输大巷以及采掘面两顺槽各敷设一趟φ108×4管路，总回风巷敷设一趟φ89×4管路，各管路闸阀按照规定设置，确保矿井压风自救系统24小时有风，能够满足在灾变期间向所有采掘作业地点提供压风供气的要求。在采区大巷、采掘面两顺槽每隔200m设置了一组压风自救装置，符合《煤矿压风自救装置技术条件》（MT390-1995）的要求；压风管路按照设计要求与永久避难硐室和可移动救生舱进行了对接。
6、供水施救系统
地面设有800m3高山水池作为生活用水，利用矿井现有消防洒水防尘管路系统，通过闸阀控制可将生活饮用水供到井下防尘管网。井下所有避灾路线上均敷设有供水管路，按要求安设有三通和阀门，在采区大巷、采掘工作面顺槽每隔200m设置一组供水施救装置，能够在紧急情况下为避险人员供水、输送营养液。供水管路已按设计要求与永久避难硐室和可移动救生舱进行了对接。
7、紧急避险系统
紧急避险系统采用永久避难硐室和可移动式救生舱相结合的布置方式，在副立井井底车场附近建有一个永久避难硐室，可容纳100人；在8101首采面两顺槽口和两掘进工作面顺槽口分别布置一个（KJYF96/10（A）型）矿用可移动式救生舱，每舱可容纳10人。避险系统在安装完毕后由厂家技术人员分别对各紧急避险设施基本功能进行了功能测试，符合《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范》（试行）的要求。
第三节 采区巷道布置
采煤方法
一、采煤方法的选择
首采区先开采8号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：
1、8号煤层厚2.50-3.19m，平均2.89m，属全区稳定可采煤层。
2、本井田为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，断层、岩浆岩均不发育，构造复杂程度属简单，煤层倾角一般在2-9°左右。
3、8号煤层煤层顶板为灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂岩。顶板抗压强度30.8-80.8MPa，平均为60.1MPa；抗拉强度6.2-7.5MPa，平均为6.7MPa；内摩擦角42°34′，凝聚力系数15.4。底板抗压强度为94.8-103.2MPa，平均为98.5MPa；抗拉强度5.0-7.0MPa，平均为5.8MPa；内摩擦角41°57′，凝聚力系数12.0。
9号煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。本次在补3号孔采样进行力学试验结果，顶板抗压强度72.0-77.6MPa，平均为74.4MPa；抗拉强度4.0-4.45MPa，平均为4.3MPa；内摩擦角40°39′，凝聚力系数9.4。底板抗压强度为61.6-76.8MPa，平均为71.2MPa；抗拉强度3.2-4.1MPa，平均为3.6MPa；内摩擦角34°27′，凝聚力系数4.7。
4、煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，8、9号煤层自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。
5、奥灰水对矿井充水影响
井田内奥灰水位标高为808.50-810.00m。4、8、9号煤层最低底板等高线标高分别为570m、520m、500m。各煤层距奥灰顶面的距离依次128.57m、63.80m和45.75m。
根据奥灰水突水系数计算公式：
K=P/M
其中：K—突水系数（MPa/m）；
P—底板承受的静水压力（MPa）；
M—隔水层有效厚度（m）；
4、8、9号煤层的最大突水系数分别为：
K4=（810-570+128.57）×0.0098/128.57=0.0281（MPa/m）。
K8=（810-520+63.80）×0.0098/63.80=0.0543（MPa/m）
K9=（810-500+45.75）×0.0098/45.75=0.0762（MPa/m）
经过计算，4号煤层最大突水系数为0.0281 MPa/m ，8号煤层的最大突水系数为0.0543 MPa/m，9号煤层可采范围最大突水系数为0.0762MPa/m。上述结果可知，9号煤层的最大突水系数大于受构造破坏块段突水的临界值0.06MPa/m，开采时受奥灰水影响。4、8号煤层的突水系数小于受构造破坏块段突水的临界值0.06MPa/m，一般不会受到奥灰水突水威胁。
井田内，4号煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，8号和9号煤层直接充水含水层为太原组砂岩、灰岩裂隙含水层，各含水层富水性弱。4号煤层为裂隙充水矿床；8、9号煤层为岩溶充水矿床。
综上所述，矿井无地表水体，各含水层补给主要为大气降水，地下水补给条件差，含水层之间水力联系差，但采空区有积水。按照《煤矿防治水规程》（国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009.9.21）标准，矿井水文地质类型为中等类型。
根据矿井开拓部署，分析已有地质资料，结合矿井设计生产能力和生产管
理水平,设计推荐8号煤层采用走向长壁一次采全高采煤方法，综合机械化回采工艺，全部垮落法管理顶板。8号煤层厚2.50-3.19m，平均厚2.89m，采用走向长壁采煤法，综采工艺。9号煤层厚1.55-3.50m，平均厚2.59m，也采用走向长壁采煤法，综采一次采全高的回采工艺。
二、工作面“三机”及顺槽设备选型
1、采煤机
工作面年产量900kt/a，年工作日330天，日产量为2727t/d。
采煤机的选择应与工作面生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，对于端头斜切进刀，单向割煤，采煤机的平均落煤能力可用下式计算：
60A(L+2LS+Lm)Qm≥
3tdA
1440K⋅CL-
BHr
式中：Qm——采煤机落煤能力，t/h； A——工作面日产量，2727t/d； B——采煤机滚筒截深，0.6m； C——工作面回收率，取95%； L——工作面长度，150m；
Ls——刮板输送机弯曲段长度，35m； Lm——采煤机两滚筒中心距，取10m； K——采煤机日开机率，根据经验取45%； H——工作面平均采高，2.89m； γ——煤的容重，1.53t/m3； Td——采煤机反向时间，取5min。 Qm＝
60⨯2727⨯(150+70+10)
=489t/h
1440⨯0.45⨯0.95⨯150-
0.6⨯2.89⨯1.53
根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：
Qm
Vc＝
60BHr式中：Vc——采煤机平均割煤速度，m/min，其它参数意义同前；
489
Vc＝＝3.07m/min
60⨯0.6⨯2.89⨯1.53
在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。
采煤机的最大割煤速度： Vmax＝KVc
式中：K——采煤机不均衡系数，取1.5；
Vmax＝1.5×3.07＝4.61m/min 采煤机的最大割煤能力：
Qmax＝60×B×H×γ×Vmax＝60×0.6×2.89×1.53×4.61＝734t/h 采煤机截割功率： N＝60B·H·Vmax·Hw
式中：N——采煤机截割功率，KW；
Hw——采煤机能耗指数，取0.75kw·h/m3 N=60×0.6×2.89×4.61×0.75=360kw
根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置，采煤机的型号选用MG200/500－WD电牵引无链采煤机，截割功率为2×200KW，其技术特征见下表：
采煤机主要技术特征
工作面日推进度为：
Q
S＝
L⋅M⋅r⋅c
式中：S——工作面日进度，m； Q——工作面日产量，2727t/d； L——工作面长度，150m；
M——工作面平均采高，取2.89m； γ——煤的容重，1.53t/m3； c——工作面回采率，取95%；
2727
=4.33m S＝
150⨯2.89⨯1.53⨯0.95工作面循环进尺为0.6m，日循环数n为： S
n==7.2 B
取工作面日循环数为9个，工作面日进度5.4m，年进度为1782m。 2、刮板输送机
工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。
Qc＝Kc·Kh·Km·Ky·Qm
式中：Qc——刮板输送机能力，t/h； Kc——采煤机截割不均衡系数，取1.2;
Kh——采高修正系数，Kh＝Hmax/H，其中Hmax为最大采高，3.19m；H为采高，2.89m；Kh＝1.1；
Km——采煤机与刮板机同向运行时修正系数，Km＝Ve/（Ve-Vc），其中Ve为刮板机链速57m/min，Vc为采煤机牵引速度，3.07m/min；Km＝1.06； Ky——运输方向及倾角系数，取1.0；
Qm——采煤机平均落煤能力，489t/h。 故Qc＝1.2×1.1×1.06×1.0×489=684t/h
选与采煤机相配套的刮板输送机型号为SGZ730/320型侧卸刮板输送机，其技术特征见下表：
刮板输送机技术特征
3、转载机、破碎机、可伸缩胶带机考虑采煤机割煤不均衡性，转载机、破碎机、顺槽可伸缩胶带输送机的能力按下式确定：
Q≥Qm+(km-1)2⨯Q2m
式中：Qm——采煤机平均落煤能力，489t/h； km——采煤机割煤速度不均衡系数，取1.5; Q≥489+(1.5-1)2⨯4892=734t/h
根据以上计算，并考虑我国目前高产高效工作面的实际情况及国内采煤机的制造和供应水平，对工作面的转载机、破碎机和顺槽可伸缩胶带机选型如下：
转载机选用SZZ764/132型刮板转载机，输送能力1000t/h，电机功率132KW； 破碎机选用PEM－1000×650型颚式破碎机，过煤能力1000t/h，电机功率55KW； 其技术特征见下表：
刮板转载机技术特征
破碎机技术特征
4、液压支架
利用岩重法计算支架支护强度 q＝nmγ×9.8×10-3
式中：q——支架支护强度，Mpa；
n——岩重倍数，按中等稳定顶板考虑，取6－8； m——采煤机平均采高，m=2.89m； γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3; q＝(6-8)×2.89×2.5×9.8×10-3=0.42-0.57Mpa
首采8号煤层,厚2.50-3.19m，平均厚2.89m。其煤层顶板为灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂岩。顶板抗压强度30.8-80.8MPa，平均为60.1MPa；抗拉强度6.2-7.5MPa，平均为6.7MPa；内摩擦角42°34′，凝聚力系数15.4。底板抗压强度为94.8-103.2MPa，平均为98.5MPa；抗拉强度5.0-7.0MPa，平均为5.8MPa；内摩擦角41°57′，凝聚力系数12.0。
8号煤层底板比照底板分类指标属Ⅳ类底板为中硬顶板。故选支撑掩护式液压支架，型号为ZZS6000-17/37，支护高度1.7－3.7m，支护强度0.81MPa，对底板比压1.9MPa，其特点是有较大的初撑力和工作阻力，更适合Ⅳ类直接顶。其技术特征见下表：
支撑掩护式液压支架技术特征
5、乳化液泵
选GRB315/31.5型乳化液泵，配RX315/2型乳化液箱二个组成泵站。其额定压力31.5MPa，额定流量315L/min，能满足和采煤机牵引速度相配套的液压支架移架速度。
乳化液泵站技术特征
6、喷雾泵
根据所选MG200/500－WD型采煤机配套喷雾泵站要求水压6.3Mpa，流量320L/min，故选WPZ320/6.3型喷雾泵二台，一用一备，过滤器组件安装在同一底座上，构成独立喷雾泵站，其技术特征见下表。
喷雾泵站技术特征
三、采煤工作面作业方式及主要技术参数
采煤工作面采用“四六”制作业方式，三班生产，一班准备。根据所选设备生产能力，结合国内高产高效矿井工作面长度，确定工作面长度150m，采用端部斜切进刀，单向割煤，截深取0.6m，每班进三刀，日进9刀，日进度5.4m，年进度1782m。
四、采区及工作面回采率
据《煤炭工业矿井设计规范》，8号煤层为中厚煤层，采区回采率为80%，工作面回采率为95%。
采区布置
一、移交生产和达到设计能力时的采区数目，工作面生产能力计算
1.由于受4号煤层开采的影响及过渡期井筒的影响，矿井移交生产及达到生产能力时将投产工作面布置于8号煤层一采区靠近井田东北处，即在8号煤层布置1个综采一次采全高工作面，工作面长度为150m，采高2.89m，配二个综掘工作面，采掘比为1：2。
2.回采工作面能力计算： 工作面生产能力由下式计算： A采=330×L×M×r×γ×φ×c×10-3 式中：
A采——工作面年生产能力，kt/a； L——工作面日进度，5.4m； M——工作面采高，2.89m； r——工作面长度，150m； γ——煤的容重，1.53m3/t； φ——正规循环率，0.8； c——工作面回采率,0.95。
A采=330×5.4×2.89×150×1.53×0.8×0.95=89.8（万t/a） 矿井掘进出煤按回采工作面生产能力的10%考虑,则: A掘=A采×10%=8.98（万t/a） 则矿井生产能力为:
A矿=A采+A掘=89.8+8.98=98.78(万t/a) 满足矿井90万t/a的设计生产能力要求。 二、煤层分组和开采顺序
井田内主要批采煤层为4、8、9号煤层。其中4号煤层仅剩井田北部的一部分可采，其它为村庄压煤，故北部的4号煤层利用原柳林下山峁煤矿的生产系统进行回采。本次设计开采8、9号煤层。因8、9号煤层平均间距15.24m，所以将8、9号煤层划为一个煤层组，8、9号煤层利用+690m水平联合布置，分层开采。开采顺序从上到下依次进行。
三、采区尺寸、巷道布置
全井田各煤层共分为两个采区，8号煤层和9号煤层各划分为一个采区。其中在8号煤层中布置运输、轨道、回风三条大巷，而在9号煤层中只布置运输大巷和轨道大巷，回风大巷与8号煤层共用。三条大巷分别与主斜井、副立井和回风立井相通。
详见采区布置及机械设备配备图4-2-1。 四、采区运输、通风和排水系统 1．运输系统
原煤：回采工作面SGZ730/320型刮板输送机→运输顺槽SZZ764/132型刮板转载机→DSJ100/50/2×160型可伸缩胶带输送机→运输大巷DTL100/60/2×90型及DTL100/60/110型和DSJ100/60/2×160型定带式输送机→井底煤仓→主斜井带式输送机→地面缓冲仓。
掘进煤:顺槽掘进头ES-650带式转载机→DSP650/40带式输送机→运输大巷DTL100/60/2×90型及DTL100/60/110和DSJ100/60/2×160型胶带输送机→井底煤仓→主斜井带式输送机→地面缓冲仓。
2．通风系统
新鲜风流:地面→主斜井、副立井→运输大巷、轨道大巷→运输顺槽→回采工作面。 污浊风流:回采工作面→回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。 3．排水系统
工作面积水自流到顺槽、大巷至井底水仓或到大巷临时水仓由小水泵排至井底水仓。
第三章 矿井通风 第一节 矿井通风系统
一、矿井通风方式及通风系统
矿井通风方式为中央并列式，采用机械风机抽出式通风。工作面采用单进、单回的U型通风系统。
二、风井数目、位置、服务范围
根据开拓布置，位于原任家山煤矿的矿井工业场地处布置有主斜井、副立井和回风立井，形成中央并列式通风方式；服务于全井田。
详见通风系统图5-2-1、5-2-2。 三、掘进和硐室通风
掘进工作面采用局部扇风机压入式独立通风。依据《煤矿保安规程》，采区变电所采用独立通风。其它硐室可采用新鲜风串联通风。
四、矿井风量、负压和等积孔 1、风量计算
①按井下同时工作的最多人数计算 Qkg=4NK
式中：Qkg——矿井总风量，m3/min；
N——井下同时工作的最多人数，取164人；（交接班时） K——矿井通风系数，取1.3。
Qkg=4×164×1.3=852.8m3/min≈14.2m3/s
②按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算
Qkg=（∑Qc+∑Qj+∑Qd+∑Qqt）K 式中：Qkg——矿井总风量，m3/min；
∑Qc—— 采煤工作面实际需要风量总和，m3/min ； ∑Qj—— 掘进工作面实际需要风量总和，m3/min； ∑Qd—— 硐室实际需要风量总和，m3/min； ∑Qqt——其它井巷实际需要风量总和，m3/min； K——矿井通风系数，取1.3。
a、回采工作面所需风量 1）按瓦斯或二氧化碳涌出量计算 Qc=100qc×K
式中:Qc——回采工作面实际需要风量,m3/min；
qc——回采工作面二氧化碳的平均绝对涌出量,取9号煤层二氧化碳绝对涌出量6.7m3/min，回采面按75%计取；
K——回采工作面的二氧化碳涌出不均衡系数,机采取1.60。 Q=100×6.7×75%×1.60=804m3/min≈13.4m3/s。 2）按工作面温度计算 Qc=60VcSc
式中：Q——采煤工作面所需风量，m3/min;
Vc——采煤工作面平均风速，取1.5m3/s; Sc——工作面平均有效断面积，17.3m2; Kc——工作面长度系数，取1.0。 Qc=60×1.5×17.3×1.0=1557m3/min≈26m3/s 3）按工作面人数计算 Qc=4N
式中:4——以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量;
N——回采工作面同时工作的最多人数，为75人。 Qc=4×75=300m3/min。
根据以上三种方法计算并结合当地综采工作面配风经验，工作面按26m3/s配风。备用工作面按13m3/s配风。
4）按风速进行验算
按回采工作面配风为26m/s,按最低风速验算： Qc=35＞0.25×Sc=0.25×17.3=4.325m3/s 按最高风速验算：
Qc=35＜4×Sc=4×17.3=69.2m3/s 符合规程要求。
3
b.掘进工作面所需风量
1)按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
按二氧化碳涌出量计算：
Q掘CO2=100×qCH4×K=100×1.0×2.0=200m3/min
式中：
Q掘CO2—按二氧化碳计算掘进工作面实际需风量；
QCO2—矿井二氧化碳绝对涌出量，取总涌出量的15%，qCO2=6.7×0.15=1.0m3/min；
K—掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取2.0；
2)按人数计算
Q=4N
式中：4——以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量；
N——掘进工作面同时工作的最多人数25人。
Q=4×25=100m3/min；
3)按局部扇风机的实际吸风量计算
Q掘=Q扇·I+15S
式中：
Q扇——掘进工作面局扇的实际吸风量，FD-1-No6B型局部通风机，功率2×22KW，
取400m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部扇风机台数，该矿各掘进工作面的局扇均为1台。
S——掘进工作面断面，11m；
Q掘=400×1+15×11=565m3/min≈10m3/s。
取以上计算结果的最大值，取Q=10m3/s；
按两个掘进面计算，∑Q掘=2×Q掘＝20m3/s；
c.硐室及其它井巷需风量 2
Q其它=9m3/s；Q硐=4m3/s
矿井总需风量：
Q总=（26+13+20+9+4）×1.3=93.6m3/s,取Q总=94m3/s。
矿井风量分配:
回采工作面配风30m3/s;
备用工作面配风15m3/s;
每个掘进面配风15m3/s;两个为30m3/s;
采区变电所：6m3/s
其它井巷配风13m3/s。
主斜井进风34m3/s，副立井进风60m3/s，回风立井回风94m3/s。
（3）矿井负压计算
设计选择矿井通风容易时期及困难时期两条风路分别进行负压计算。
达到设计产量时，矿井最小负压1045.90Pa，最大负压1889.91Pa。
详见负压计算表5-2-1、5-2-2。
（4）矿井等积孔计算
根据公式：A=1.19Q/计算等积孔
式中：A——等积孔，m2；
Q——矿井总风量，m3/s；
h——矿井负压，Pa。
1.19Q
A大= ———— =3.46m2；
√h小
1.19Q
A小 = ————=2.57m2；
√h大
经计算，通风容易时期等积孔为3.46m2，通风困难时期等积孔为2.57m2，矿井通风属小阻力矿井，通风难易程度属容易。
五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
1、通风设施
设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。其结构及设置简述如下：
(1)风门
分为常闭、常开两种，木制。常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在采煤工作面顺槽、掘进巷道入口附近，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开常闭风门。主要进、回风巷之间需要使用的每个联络巷，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。
(2)调节风门
调节风门一般木制而成，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中。
(3)风墙
分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在井风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在大巷和进、回风巷之间的横贯中。临时风墙用空心混凝土块或砖城砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹砂浆，也可用塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道等措施巷中。若风墙中部去掉混凝土块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。
(4)风桥
主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方过时形成风桥，进风风流不泄露。当均为进风巷的胶带顺槽和辅助运输大巷相交时，也要设置风桥，但此时为运输要求，风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的或槽钢的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.5-1.0m 厚
的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。
(5)风帘
采用不燃性材料制作，主要设在掘进工作面有关巷道，用于疏导风流。
2、防止漏风和降低风阻的措施
为了使矿井涌风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置通风构筑物，并要求加强管理和维护，以确保矿井安全生产。
(1)对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置永久挡风墙。
(2)对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。
(3)在行人或行车而不允许风流通过的巷道中，应设置风门，并对风门进行遥控和集中监视。为避免风门开启时风流短路，在同一巷道内应设置两道风门，并禁止两道风门同时打开。
(4)为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反向风门。
(5)主要进、回风巷道、砌壁或锚喷表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。
(6)对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。
(7)通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。
(8)设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。
(9)建立完整的通风系统管理制度。
第四章 矿井安全技术
第一节 矿井瓦斯管理
1．通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采煤工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，采煤工作面的瓦斯浓度每班至少检查2次，采煤工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次。瓦检员要持证上岗，所携带的瓦检仪要完好，灵敏可靠，工作面及上隅角采取气样检测，检测人员操作时要注意自身安全，防止片帮落煤块伤人。
2．采煤工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集，此处要严格瓦斯管理，工作面上隅角必须挂便携式瓦斯检测报警仪并及时充填空洞，减少或降低瓦斯浓度。
3．采煤工作面及回风顺槽中设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。采煤机设置甲烷断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外应配备完善的个体检测设备。
4．工作面跟班队长、班长、安检员及特殊岗位操作工必须随身佩带完好的瓦斯检查便携仪，随时进行瓦斯监测。
5．防止瓦斯引燃，严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。
6．采煤工作面电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，确认无电后，方可进行导体对地放电。井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
7．加强顶板初次来压时瓦斯检测和安全防护工作，组织有关人员重点在工作面初次来压时加强矿压观测和瓦斯检查工作，防止采空区内有害气体大量涌出，酿成事故。
8．加强通风设施的管理与维护，保证通风设施完好。工作面风量至少每旬测定一次，根据需要随时测定。
9．加强机电设备维修，杜绝电气设备失爆现象发生。
第二节 矿尘防治
1．采煤工作面配备煤层注水钻机和注水泵，对煤层进行采前预注水。工作面上顺槽注水。
2．井下运输巷、回风巷及采掘工作面设置集中式隔爆水棚。进回风侧设隔爆水棚。
3．矿井必须建立完善的防尘洒水系统，井下必须设置防尘洒水供水管路。
4．采煤工作面回风巷应安设至少两道风流净化水幕，并宜采用自动控制风流净化水幕。
5．严格控制采煤工作面进回风巷道的风速，防止煤尘飞扬。
6．距离工作面20m范围内的巷道，每班至少冲洗一次；20m以外的巷道每旬至少应冲洗一次，并清除堆积浮煤。
7．输送机巷转载点和卸载点，都必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。
8．采煤机必须安装内、外喷雾装置，截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa, 外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。
9．放顶煤工作面的放煤口，必须安装喷雾装置，放煤时同步喷雾。
10．掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。
第三节 矿井防灭火
1．井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
2．井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。
3．机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。
4．加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。
5．井下设置完善的消防洒水供水管路系统和消火栓。
6．机电硐室和采煤工作面附近巷道中配备消防灭火器材。
7．提高回采率，加快回采速度，采完后立即封闭采空区。
8. 井下设置自燃发火束管监测系统。
9．矿井地面设置黄泥灌浆站，对采空区进行黄泥灌浆。
封闭火区灭火时，应尽量缩小封闭范围，并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及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。
根据防火要求和现场条件，应选用注入惰性气体、灌注泥浆（包括粉煤灰泥浆）、压注阻化剂、喷浆堵漏及均压等综合防火措施。并有可靠的防止漏风和有害气体泄漏的措施。建立完善的火灾监测系统。
第四节 矿井防治水
在探放水过程中，采取探水-掘进-探水的循环方式，探水钻孔呈扇形布置，超前掘进工作面20m距离，坚持“有掘必探、先掘后掘”的原则，还要在采空区、积水区、地质构造破坏区、井田边界留设足够的煤柱，严禁在各种隔水煤柱中进行采掘活动。再要及时清理井下水沟和水仓於碴，保证水沟通畅，水仓有足够容量，水泵有强的排水能力。防止采空积水的过程中，必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水十六字方针确保安全生产。
第五节 顶板管理
(一)掘进工作面冒顶事故的防治措施
1、巷道尽可能布置在稳定的煤岩中。
2、根据掘进巷道（煤）岩石性质，选择合理的支护形式。
3、掘进头有空顶区和破碎带构造时，严禁空顶作业，应采取特殊支护措施，并且必须背严接顶。需要时，一是应挂网，防止漏空；二是用防倒器连接将支架连成一体，防止推垮。
4、严格执行敲帮问顶制度、作业规程及操作规程的要求，支架质量及支护形式选择要合理。
5、炮眼布置和装药量要合理，以防爆破崩倒支架。
6、采用锚杆支护时，要合理确定锚杆的浓度及密度，必要时采用锚网联合支护。
(二)采煤工作面冒顶事故的防治措施
1、地质构造带附近局部冒顶的防治措施
断层、向斜、背斜轴部，如果工作面与构造带轴线平行应斜交通过。
(1)断层两侧加木垛，并尽可能迎着岩块可能下滑方向支架戗棚或戗柱。
(2)加强破碎带的支护。
2、上下出口附近局部冒顶的防治措施
(1)工作面上下出口处要架设特种支架。
(2)支架必须稳定性高、支撑力足够，以防老顶来压时摧垮支架。
3、煤壁附近局部冒顶的防治措施
(1)根据实际情况，工作面落煤后采用前探支架式及时支护。
(2)工作面的支护形式要和顶板岩性相适应，如松软、破碎顶板应采用自移式支架。
(3)严禁空顶作业。
(三)其它措施：
1、及时清理浮矸，加强临时支护密度。
2、清理浮矸，尽量用手镐。
(四)强制放顶措施
由于本矿8号煤层顶板为石灰岩顶板，故需对顶板采用预裂爆破或注水压裂弱化顶板的方法，使顶板易冒落下来，保证安全生产。同时配备具有较高工作阻力的液压支架。
第五章 实学收获、体会及建议
通过在下山峁有限公司对“采、掘、机、运、通”各环节的生产组织和技术管理工作，是我了解和学习矿井的现代化管理方法，进一步充实生产实际知识，巩固、加深和扩大专业知识面，提高组织指挥生产的能力和素质。并运用所学专业理论知识与技能，能够分析研究矿井各生产环节存在问题，增强了处理现场实际问题的能力。在这次实习过程中，自觉遵守公司的各项规章制度，尊重工程技术人员和工人师傅，虚心请教。积极主动开展各项实习活动，认真调研、搜集和整理所需资料，圆满完成实习任务。
参考文献
[1]煤矿安全规程
[2]煤矿工业矿井设计规范
[3]采矿工程设计手册（上中下三册）
[4]井巷工程
[5]煤矿开采方法
[6]矿井通风与安全
[7]矿尘防治技术
[8]采煤概论
[9]煤矿安全生产监控技术
煤矿采煤论文开采技术毕业论文
作者 刘肖平
摘要 编写实习报告是我们毕业前的一个重要实践性环节，是我们学生全面运用所学基础理论、专业知识和基础技能对实际问题进行设计或研究的综合性训练，能够使我们掌握工程设计的一般程序和方法，加强我们理论联系实际、独立分析问题、解决实际问题和的能力，培养我们求真务实、勇于创新的科学态度以及科技创新的能力。因此，编好实习报告工作，对全面提高我们在实际工作具有十分重要的意义。本设计以下山峁煤矿为例详细介绍矿井的概况特征，经过一系列的方案论证比较，选择了适合矿井的开拓方式、采煤方法、各生产系统和通风方式。
关键词 矿井开拓；采煤方法；矿井通风；安全技术
目录
第一章 矿井概况与井田地质特征.........................................4
第一节 矿井概况...................................................4
第二节 井田地质特征...............................................4
第二章 矿井开拓与开采.................................................9
第一节 矿井开拓部署...............................................9
第二节 矿井生产系统..............................................12
第三节 采区巷道布置及方法........................................20
第三章 矿井通风......................................................29
第一节 矿井通风系统..............................................29
第四节 矿井风量计算..............................................29
第四章 矿井安全技术..................................................35
第一节 矿井瓦斯治理..............................................35
第二节 矿尘防治..................................................36
第三节 矿井防灭火................................................36
第四节 矿井防治水................................................37
第五节 顶板灾害防治..............................................38
第五章 实学收获、体会及建议..........................................39
参考文献..............................................................39
第一章 矿井概况与井田地质特征
第一节 矿井概况
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司位于山西省柳林县城北偏西直距约20km王家沟乡圪塔上村、延家峁村、任家山村、后备村一带，属柳林县王家沟乡管辖。井田地理坐标:东经110°52′15″－ 110°54′11″,北纬37°36′14″－37°37′31″。
井田位于柳林县城北20km处，紧靠柳林—碛口公路，距孝柳铁路穆村站30km，距柳林—结绳焉公路3km，交通运输条件便利。
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司原名称为山西柳林下山峁煤业有限公司。该矿是经山西省煤炭工业局以晋煤行发(2008)53号文件批准的机械化升级改造矿井，核准矿井生产能力为30万t/a。2008年9月和12月委托山西源通煤矿工程设计有限公司分别编制并完成了矿井的初步设计和安全专篇设计，吕梁市煤炭工业局以吕煤基字[2008]504号文件批准了矿井的初步设计，山西煤矿安全监察局吕梁监察分局以吕煤监监察字[2008]147号文件批准了矿井的安全专篇设计。但由于政策原因，该矿一直未批复开工建设。2009年9月山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室又以晋煤重组办发[2009]33号文批准该矿为本次资源兼并重组的整合矿井。批准矿井由原山西柳林下山峁煤业有限公司、山西柳林任家山煤业有限公司及已关闭的山西柳林森泽煤业有限责任公司三个矿整合为一个矿。整合后矿井名称为山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司。山西省国土资源厅为其颁发了新的采矿许可证，批准矿井井田面积为4.0716km2，开采煤层为4-9#煤层，生产能力由原39万t/a提升至90万t/a。
第二节 井田地质特征
一、地层及地质构造
区域地质简况
(一)区域地层
1、区域构造
本井田区域构造位置处于鄂尔多斯台坳之河东断凹，原三交勘探区东部。区域构造以褶曲为主，断裂较少。
2、区域地层
本区位于鄂尔多斯聚煤盆地东缘的河东煤田北部。区域地层由老到新有：太古界界河口群、吕梁山群，元古界野鸡山群、黑茶山组、震旦系汉高山组，古生界寒武系中统、上统，奥陶系下统、中统，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组，三叠系下统刘家沟组、和尚沟组，三叠系中统二马营组、铜川组，新生界上第三系上新统，第四系中上更新统，全新统。（见表1-2-1）
区域内无岩浆出露。主要矿产为煤、山西式铁矿、铝土矿、水泥岩和建材石料等。
(二)区域含煤特征
区域上含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。
太原组(C3t)：由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰岩及煤层组成，
为一套海陆交互相含煤沉积。该组旋回结构清楚，厚度很稳定，一般含6、7、8、9、10号煤层，其中8、9号煤层稳定可采，其余为不可采煤层或煤线。
山西组(P1s)：山西组是以陆相沉积为主的海陆交互相含煤沉积，地层岩性由深
灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰色砂岩及煤层组成，本组含有1、2、3、4、5号煤层，其中4、5号煤层为稳定可采煤层，其余为不可采煤层。
二、矿井地质
(一)地层
本井田大部分被黄土覆盖，基岩零星出露。井田内发育的地层由老至新有：奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组，上第三系上新统，第四系中上更新统的地层。依据精查区资料，并
结合本次实测资料，现将井田内地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老至新简述如下：
1、奥陶系中统峰峰组(O2f)
奥陶系中统为灰色、深灰色石灰岩、灰白色、黄灰色泥质灰岩、灰色中厚层花斑状灰岩、白云岩等组成，石灰岩质纯、性脆，本组厚度100m左右。
2、石炭系中统本溪组(C2b)
岩性为一套铁铝岩、铝土质泥岩、粘土岩、灰黑色石灰岩，与下伏地层呈平行不整合接触，厚度28.56～35.92m，平均为32.78m。
3、石炭系上统太原组(C3t)
为本井田主要含煤地层之一，岩性主要为黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰色石灰岩及煤层。其中赋存有6、7、7下、8、9号5层煤，其中8、9号为可采煤
层，其余为零星可采或不可采煤层。本组地层厚度70.65～96.40m，平均为82.00m左右，底部以K1中砂岩为界与下伏本溪组呈整合接触关系。
4、二叠系下统山西组(P1s)
本组地层为主要含煤地层之一，为一套陆相为主含煤沉积地层。岩性主要由长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩组成。该组总共发育有1、2、3、4、5号五层煤，其中4号煤层为可采煤层，其余为零星可采或不可采煤层，本组厚度约54.97～74.38m，平均64.31m，底部以K3砂岩为界与下伏太原组地层呈整合接触关
系。
5、二叠系下统下石盒子组(P1x)
岩性由一套灰-灰绿色陆相碎屑岩组成，偶尔含有不稳定的1～2层薄煤层，本组地层厚度70.20～119.93m，平均86.34m，底部以K4砂岩为界，与下伏山西组地
层呈整合接触关系。
6、二叠系上统上石盒子组(P2s)
本组岩性为黄绿色、紫红色泥岩、砂质泥岩，含少量砂岩，该组地层最大残留厚度为82.25m,与下伏地层呈整合接触关系。
7、上第三系上新统(N2)
岩性为暗红色、棕红色亚粘土，夹有半胶结状砾石层，0.00～51.67m，平均36.00m，底部以半胶结状砾石层为界与下伏地层角度不整合接触。
8、第四系中上更新统(Q2+3)
岩性为土黄色亚砂土、亚粘土，垂直节理发育，该统广泛分布于山梁及山坡上，0.00～90.00m，与下伏地层角度不整合接触。
9、第四系全新统（Q4）
分布于井田东北边界处的较大沟谷内，为河流冲积的砂、砾石层。厚度一般在0-10m。
(二)含煤地层
井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，现叙述如下： 太原组地层为一套海、陆交互相含煤岩系，为本区主要含煤地层之一，岩性主要为黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰色石灰岩及煤层，从沉积特征看，太原组含煤地层形成于海进过程中，聚煤作用形成于滨海平原上，海侵之初将潜水面抬升，致使滨海平原沼泽化，大面积沼泽分布，堆积了泥炭层，海侵的发生为泥炭层埋藏保存创造了条件。该组中共发育有五层灰岩，为地层对比的主要标志层，共发育有6、7、7下、8、9号5层煤，其中8、9号为全区可采煤层，其余为零星可采或
不可采煤层。
山西组地层为主要含煤地层之一，为一套陆相含煤沉积地层，其含煤地层形成于海退过程中，聚煤作用发生于海退造成的三角洲平原环境中，该组总共发育有1、2、3、4、5号5层煤，其中4号煤层为可采煤层，其余在本区为零星可采或不可采煤层，该组其它岩性为长石石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩等组成。
(三)井田构造
本井田总体为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角2°～9°。本井田内未发现断层及陷落柱。
今后生产中应注意隐伏断层和陷落柱，以防透水事故的发生。
(四)岩浆岩
井田内未发现有岩浆岩侵入现象。
综上所述，本井田构造属简单类型。
三、煤层、煤质
(一)煤层
1、含煤性
井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。
其中山西组平均厚64.31m，共含煤5层，自上而下依次为1、2、3、4 5号煤层，其中 4号煤层为稳定全区可采，其余煤层均发育不稳定、为不可采或零星可采煤层。含煤总厚为3.05m，含煤系数4.74%，可采煤层总厚度1.55m，可采煤层含煤系数2.41%。
太原组平均厚度82.00m，共含煤5层，自上而下依次为6、7、7下、8、9号煤
层，其中，8、9号煤层稳定全区可采，其余煤层发育不稳定或极不稳定，为不可采煤层。太原组含煤总厚6.30m，含煤系数7.68%。可采煤层总厚5.48m，可采煤层含煤系数6.68%。
2、可采煤层
(1)4号煤层
位于山西组下部，下距8号煤层平均距离61.30m。煤层厚度1.00-1.85 m，平均1.55m，仅井田北边界外的103号钻孔含0.10m厚的夹矸，煤层结构简单，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。煤层顶板大多为泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩，
局部为细粒砂岩，底板大都为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，局部为粗粒砂岩、细粒砂岩。根据井下巷道揭露，井田东北部出现长条形冲涮带。
(2)8号煤层
赋存于太原组中下部L1石灰岩之下，上距4号煤层平均距离61.30 m。煤层厚度
2.50-3.19m，平均2.89m，煤层含0-1层夹矸，结构简单。煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。煤层顶板为灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂岩。
(3)9号煤层
赋存太原组下部，上距8号煤层平均15.24m，煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m，岩性为泥岩或炭质泥岩，总体上井田内煤层结构简单到复杂，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。
第二章 矿井开拓与开采
第一节 矿井开拓部署
一、矿井开拓现状
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司设计为一个水平联合布置（+690m），分层开采井田内的8、9号煤层，即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。矿井采用混合开拓方式，兼并重组整合后共有3个井筒，分别为主斜井、副立井和回风立井，主斜井担负矿井主提升、下大件和进风任务，副立井作为矿井辅助提升、进风任务和安全出口，回风立井作为矿井的专用回风井和安全出口。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。首采工作面为8101综采工作面，采煤方法为走向长壁一次采全高采煤方法，工作面长度为150m，煤层倾角2-9°。
二、矿井工业场地位置的选择
由于原任家山煤矿的工业场地位于丘陵沟谷山地，距矿区的简易公路较近，此处位于矿井的储量中心，且地面设施较多，井筒断面也较大，为了最大限度地利用已有建筑，并考虑投资及井下开拓布置，因此，本次设计利用原任家山煤矿工业场地为兼并重组后90万t/a生产能力矿井的工业场地。
三、井田开拓
根据井田内8、9号煤层的赋存条件与地面地形特点，为合理开发全井田8、9号煤层，并最大限度的利用矿方已有的设施，本次设计提出以下两个开拓方案：
方案I：
利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主斜井，全井田采用一斜两立三个井筒开拓。主斜井落底于9号煤层，井筒净宽5.0m，斜长545m，倾角23°，井筒内装备B=1000mm的胶带输送机及单钩串车，并设台阶、扶手，担负矿井提煤、进风及下大件的任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到5.5m，垂深210m，井筒内装备双钩1t标准罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等提升任务，兼做主要进风井和安全出口；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。
根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置，分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。
设计主斜井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。
利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层。过井底煤仓上口、沿正东正西方向在8号煤层和9号煤层重叠布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，当大巷掘进至井田东部
煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进直至井田边界。每组开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道分别沿8、9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。其中布置于8号煤层中的轨道大巷通过轨道石门与9号煤层+690m水平井底车场相接，回风大巷与回风立井直接沟通。
矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。
矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。
全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。
方案Ⅱ：
利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主立井，全井田采用三个立井开拓。主立井落底于9号煤层，井筒净直径5.5m，垂深202m，井筒内装备双钩箕斗，并设梯子间，担负矿井提煤、进风任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到6.5m，垂深210m，井筒内装备双钩罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等全部辅助提升任务，兼做主要进风井；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。
根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，运输大巷和轨道大巷均布置于9号煤层中。
设计主立井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。
利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层，过井底煤仓上口、沿正东正西方向布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，而当大巷掘进至井田东部煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进至井田边界。开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道均沿9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。
矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。
矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。
全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。
第二节 矿井生产系统
（一）、开拓开采系统
矿井采用混合开拓方式，兼并重组整合后共有3个井筒，分别为主斜井、副立井和回风立井。主斜井担负矿井主提升、下大件、行人，井筒内安设台阶，作为矿井的进风井和安全出口。副立井作为矿井辅助提升、进风任务和安全出口。回风立井作为矿井的专用回风井和安全出口。
在副立井井底设有中央变电所、中央水泵房及主、副水仓、急救站、等候硐室、消防材料库、永久避难硐室等硐室；在主斜井井底设有井底煤仓、斜井底机尾联络巷。
矿井以一个水平联合布置，分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采
区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。首采工作面为8101综采工作面。
8101工作面情况：
采煤机MG200/500－WD，刮板输送机SGZ-764/320，选用98架ZZ6000-17/34型的支撑掩护式支架和4架ZZG7200-17/34型的端头支架，转载机SZZ764/132，破碎机PLM－1000×650，带式输送机DSJ 100/40/200×2，喷雾泵BPW320/6.3，乳化液泵BRW315/31.5型。
（二）、提升系统
主斜井安装一部DTC100/25/2×185大倾角钢丝绳芯带式输送机；并装备一台JK-3×2.2/31.5单绳缠绕式检修绞车；安装RJY45—28/730型可摘挂抱索架空乘人装置，担负井下主要人员升降任务。
副井安装有1台2JK-2.5×1.2/31.5单绳缠绕式单层双车罐笼提升，完成全矿井提矸、下料、行人等全部辅助任务。
提升系统符合设计要求，保护装置完善，全部经检验合格，运转正常。
（三）、运输系统
综采工作面原煤运输方式：工作面刮板输送机→转载机、破碎机→顺槽胶带输送机→DSJ100/50/2×132型东冀1#运输大巷输送机→DTL100/50/132型西冀运输大巷输送机→煤仓→主斜井胶带输送机→选煤厂带式输送机→选煤厂生产系统。
8号煤辅助运输方式：轨道大巷安装有SQ-80/75B无极绳连续牵引车两部、SQ-120/132无极绳连续牵引车一部。
运输系统符合设计要求，运转正常，能够满足安全生产需要。
（四）、通风系统
矿井通风方式为中央并列式通风，主通风机工作方法为抽出式。主斜井、副立井进风，回风立井回风，回风立井选用FBCDZ№24型主风机2台、配套电机功率 2×250kw，一用一备，担负全矿井通风任务。单台主扇风量范围为72m3/s～160m3/s，负压范围为900Pa～3400Pa。主通风机房设有在线监测装置实时监测风机运行情况，
采用反转电机方式反风，主要通风机均按照规定进行了性能测试。
井下8号层布置三条大巷，轨道大巷进风、运输大巷进风，回风大巷专门回风，专用回风巷内无机电设备。采掘工作面、采区变电所、上下山独头面等采用独立通风，全矿井全部实现了全风压独立通风，不存在串联通风。
8101综采工作面采用单巷布置，全负压U型独立通风，运输顺槽进风，回风顺槽回风，工作面风量满
足安全要求。
8103运输顺槽、8102回风顺槽掘进工作面采用局扇供风，每面布置两台（2×22KW）对旋式局部通风机压入式供风，风量满足要求，掘进通风全部实现了“三专两闭锁”和双风机双电源自动切换功能。
井下主要进、回风大巷之间联络巷均设有正反向风门，安装有气动风门闭锁装置和风门开闭状态传感器、语音报警器。井下根据控制风流的实际需要，构筑有齐全的通风设施，状态完好，保证了通风系统的稳定、可靠。
井下风量满足要求，风流稳定，井下无风速超限、微风、无风作业现象，矿井通风系统合理、稳定、可靠。
（五）、防灭火系统
矿井所开采的8号煤层自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层。按初步设计要求在回采面安装了（KYSC-1 ）煤矿井下火灾气体束管采样监测系统，配备了2台
（BH-4.0/2.5原WJ-24）阻化泵对回采工作面上下隅角、采空区及架间喷洒，进行有效监测和防火。并在地面建有一座黄泥灌浆站，随采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。
井上、下消防材料库配备了消防器材，井下机电硐室、主排水泵房、采掘工作面配电点、胶带输送机机头等地点均配备了消防灭火器材。胶带输送机机头20
米采用锚喷等不燃性材料支护，胶带机机头安设有烟雾传感器，回风巷、采掘面回风顺槽安设有CO和温度传感器，以全面保障矿井防灭火工作。
（六）排水系统
矿井建有完善的防排水系统。矿井正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为20m3/h。在副立井井底车场附近建有主排水泵房和主、副水仓（总有效容积1270m3），排水高度215m。三台主排水泵选用（MD85-45×6（P）型），流量85m3/h，扬程270m，功率110KW，水泵运转正常，达到一用、一备、一检修的要求。在副立井敷设3趟Φ133×8mm主排水管路，配套设施齐全完整，系统保护装置完善、运转正常。
在防治水管理方面，成立了以总工程师为组长的防治水领导组，下设专职部门，配备了防治水专业技术人员，成立了专门的探放水作业队伍，具体负责探放水作业。编制了《水害防治岗位责任制》、《水害防治技术管理制度》、《水害隐患排查治理制度》等多项防治水工作管理制度和防治水工程实施计划。采掘工作面坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，经钻探确认无突水危险后方可作业。
（七）供电系统
矿井已建成主井10KV变电所一座和副立井10KV变电站一座。矿井两回路电源均采用10KV电压架空线引接，均引自刘家湾35KV站，导线为LGJ-150mm2,供电距离1.0km。刘家湾35KV变电站的双回35KV电源分别引自森泽35KV变电站和刘家山110KV变电站，两回电源一回工作，另一回带电备用，以确保矿井供电的连续性。
副井10kV开闭所:以双回10kV向井下中央变电所、回风立井主扇、主井10kV变电所供电。低压变压器选用2台S11-M-1000/10/0.4kV。0.4kV负荷为：联建楼、副井绞车、深井泵、消防泵、副井空气加热室及场地照明等。
主井10kV变电所:以双回10kV向主井绞车配电室供电。低压主变选用2台S11-M-630/10/0.4kV，采用分列运行方式。0.4kV负荷为：办公楼、压风机、单身宿舍
、锅炉房、机修设备库、主井空气加热室及场地照明等。
主井绞车配电室：设2台S11-M-1250/10/0.69kV。0.69kV负荷为：主井检修绞车、主井皮带、地面生产系统上仓皮带。
在副立井井底设一座井下中央变电所：下井电缆采用两趟MYJV42-8.7/10KV，3
×120mm2，供电距离均为500m。分别取自地面副井10KV变电站10KV母线I段、母线II段，经副立井引至井下中央变电所。该变电所接线方式采用单母线分段，10KV侧选用PBG60型开关9台，其中2台备用；设1台KBSG-R-400/10/0.69KV和1台KBSG-630/10/0.69KV型变压器。井下总接地极采用二块镀锌钢板，并分别置于主、副水仓内。
在8号煤层设一座采区变电所：该变电所接线方式采用单母线分段，10KV侧选用PBG60型开关10台，其中2台备用；设KBSGZY-500R/10/0.69kV和KBSGZY—400R/10/0.69kV型 1台分别给回风顺槽、运输顺槽设备供电；设
KBSGZY-1000/10/0.69kV矿用移动变电站1台,供掘进工作面用电；另设
KBSG-400R/10/0.69kV 矿用隔爆变压器2台，供掘进头局扇用电。该采区变电所的2回电源均引自中央变电所的10KV不同母线段。
井上下供电系统所有设备已经全部按照有关标准进行建设安装，经试运转运行正常，能够保证安全供电。
（八）防尘洒水系统
矿井采取了喷雾洒水、定期冲洗、煤层注水、风流净化、粉尘监测、个体防护等综合防尘措施，建立了完善的防尘洒水管路系统，满足井下防尘洒水要求。井下防尘水源取自处理后的井下排水，水量与水压均能达到要求。地面矿井水处理站建有1个容量400m3的井下消防洒水池，主斜井、副立井防尘主管路Ф133×4,井下防尘主管路Ф108×4，支管路Ф89×4。胶带运输巷每隔50m设有一个三通阀门，其它巷道每隔100m设有一个三通阀门，配备洒水软管。
在井下采煤工作面、煤仓以及胶带输送机、转载机等转载点上均设置转载点喷雾。在采煤工作面进、回风顺槽、采区大巷设置有（ZPG127型）矿用光控自动洒水降尘装置，控制巷道中的含尘量。综采支架配备有架间喷雾，采掘机组安装有内外喷雾装置，采用喷雾泵加压，压力达到了规定要求，喷雾效果良好，均能覆盖产尘点空间。在联合试运转期间开展了综采面煤层注水工作，采用动压长孔巷道单向注水方式，配备2台（2BZ-125/20型）煤层注水泵。
（九）六大系统
1、信息网络
目前井下无线通讯、语音广播、工业视频共用一套环网（48芯），交换机3台，通过主斜井与副立井两趟光缆组成工业环网。人员定位、瓦斯监控系统采用独立环网传输。
2、监测监控系统
全矿井配置一套（KJ70N型）煤矿安全监测监控系统。系统属环网+总线式结构，敷设（MGXTSV-8B1型）矿用阻燃通信光缆形成环网，传感器至分站、分站至交换机采用（MHYVP×4×7/0.52型）矿用屏蔽信号电缆，中心站配备2台监控主机（一主一备），2台UPS不间断电源、1台声光报警器，安装线路防雷击保护装置，实现了双回路供电。
安全监控系统能够24h连续运行，各种传感器的数据及状态可及时传输到地面主机，并实现了与集团监控系统的联网。系统能够实时监测监
控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。
3、人员定位系统
矿井装备一套（KJ69J型）矿井人员管理定位系统，系统由地面中心站、传输系统、分站、井口公示屏与检卡屏、井下定位读卡器、识别卡等组成，地面中心站
设在矿调度中心，监控主备机各1台。井下安装（KJJ127型）交换机采用光缆连接，交换机下接读卡器用于数据传输，读卡器采用（MHYVR1*4*7/0.52型）通讯电缆与交换机连接。
目前系统配置（KJF80.2A）矿用读卡器40台，分站（KJF80型）10台，并为入井人员配备了（KGE37型）矿用识别卡。
4、通讯联络系统
按照《专项设计》建成了可靠完善的通讯联络系统，该系统由（KT211型）矿用广播系统、（KT105A型）无线通信系统、（DH-2000）调度系统组成。
矿用广播系统为全数字型系统，地面广播主机通过通信光缆连接井下的本安型广播音箱，通过光缆与网线传输。本系统可通过控制主机对井下安装的本安广播分站进行定点、分组和全部语音广播。在事故状态下可对区域性或全矿井人员进行紧急呼叫，为应对紧急突发事件提供通讯保障。
无线通信系统作为矿井调度交换机用户的延伸，该系统采用数字传输体系和基于PHS标准的无线传输技术，地面安装（LDAP.1-1型）大功率基站10套，井下(KT105A型)基站信号覆盖至采区大巷和采掘作业面。可以满足井下移动通信的需求，并提供紧急情况下报警及抢险救灾的应急通信手段。目前，为生产业务管理人员、基层队组主要岗位和工种配备移动本安手机120台（最多可配1000台）。
调度系统提供所有传统的调度、数字交换、汇接等功能，该系统与（KT105A）无线通讯系统互联，具有无线通讯与调度电话互打功能。该机容量为200门。目前井上、下共设置电话机60部，矿井对外设24对中继线与市话电缆相接，构成对外通讯干线，与集团公司总调直接联系。另外在井下水泵房、变电所、地面空压机房、火药库等主要地点安设15部直通电话，符合设计与现场安全需要。
5、压风自救系统
工业广场压风机房安装有三台螺杆式空气压缩机JN-160/8，工作方式为两台工作，一台备用。按照设计要求，地面敷设φ108×4主管路，主斜井、轨道大巷、运输大巷以及采掘面两顺槽各敷设一趟φ108×4管路，总回风巷敷设一趟φ89×4管路，各管路闸阀按照规定设置，确保矿井压风自救系统24小时有风，能够满足在灾变期间向所有采掘作业地点提供压风供气的要求。在采区大巷、采掘面两顺槽每隔200m设置了一组压风自救装置，符合《煤矿压风自救装置技术条件》（MT390-1995）的要求；压风管路按照设计要求与永久避难硐室和可移动救生舱进行了对接。
6、供水施救系统
地面设有800m3高山水池作为生活用水，利用矿井现有消防洒水防尘管路系统，通过闸阀控制可将生活饮用水供到井下防尘管网。井下所有避灾路线上均敷设有供水管路，按要求安设有三通和阀门，在采区大巷、采掘工作面顺槽每隔200m设置一组供水施救装置，能够在紧急情况下为避险人员供水、输送营养液。供水管路已按设计要求与永久避难硐室和可移动救生舱进行了对接。
7、紧急避险系统
紧急避险系统采用永久避难硐室和可移动式救生舱相结合的布置方式，在副立井井底车场附近建有一个永久避难硐室，可容纳100人；在8101首采面两顺槽口和两掘进工作面顺槽口分别布置一个（KJYF96/10（A）型）矿用可移动式救生舱，每舱可容纳10人。避险系统在安装完毕后由厂家技术人员分别对各紧急避险设施基本功能进行了功能测试，符合《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范》（试行）的要求。
第三节 采区巷道布置
采煤方法
一、采煤方法的选择
首采区先开采8号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：
1、8号煤层厚2.50-3.19m，平均2.89m，属全区稳定可采煤层。
2、本井田为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，断层、岩浆岩均不发育，构造复杂程度属简单，煤层倾角一般在2-9°左右。
3、8号煤层煤层顶板为灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂岩。顶板抗压强度30.8-80.8MPa，平均为60.1MPa；抗拉强度6.2-7.5MPa，平均为6.7MPa；内摩擦角42°34′，凝聚力系数15.4。底板抗压强度为94.8-103.2MPa，平均为98.5MPa；抗拉强度5.0-7.0MPa，平均为5.8MPa；内摩擦角41°57′，凝聚力系数12.0。
9号煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。本次在补3号孔采样进行力学试验结果，顶板抗压强度72.0-77.6MPa，平均为74.4MPa；抗拉强度4.0-4.45MPa，平均为4.3MPa；内摩擦角40°39′，凝聚力系数9.4。底板抗压强度为61.6-76.8MPa，平均为71.2MPa；抗拉强度3.2-4.1MPa，平均为3.6MPa；内摩擦角34°27′，凝聚力系数4.7。
4、煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，8、9号煤层自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。
5、奥灰水对矿井充水影响
井田内奥灰水位标高为808.50-810.00m。4、8、9号煤层最低底板等高线标高分别为570m、520m、500m。各煤层距奥灰顶面的距离依次128.57m、63.80m和45.75m。
根据奥灰水突水系数计算公式：
K=P/M
其中：K—突水系数（MPa/m）；
P—底板承受的静水压力（MPa）；
M—隔水层有效厚度（m）；
4、8、9号煤层的最大突水系数分别为：
K4=（810-570+128.57）×0.0098/128.57=0.0281（MPa/m）。
K8=（810-520+63.80）×0.0098/63.80=0.0543（MPa/m）
K9=（810-500+45.75）×0.0098/45.75=0.0762（MPa/m）
经过计算，4号煤层最大突水系数为0.0281 MPa/m ，8号煤层的最大突水系数为0.0543 MPa/m，9号煤层可采范围最大突水系数为0.0762MPa/m。上述结果可知，9号煤层的最大突水系数大于受构造破坏块段突水的临界值0.06MPa/m，开采时受奥灰水影响。4、8号煤层的突水系数小于受构造破坏块段突水的临界值0.06MPa/m，一般不会受到奥灰水突水威胁。
井田内，4号煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，8号和9号煤层直接充水含水层为太原组砂岩、灰岩裂隙含水层，各含水层富水性弱。4号煤层为裂隙充水矿床；8、9号煤层为岩溶充水矿床。
综上所述，矿井无地表水体，各含水层补给主要为大气降水，地下水补给条件差，含水层之间水力联系差，但采空区有积水。按照《煤矿防治水规程》（国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009.9.21）标准，矿井水文地质类型为中等类型。
根据矿井开拓部署，分析已有地质资料，结合矿井设计生产能力和生产管
理水平,设计推荐8号煤层采用走向长壁一次采全高采煤方法，综合机械化回采工艺，全部垮落法管理顶板。8号煤层厚2.50-3.19m，平均厚2.89m，采用走向长壁采煤法，综采工艺。9号煤层厚1.55-3.50m，平均厚2.59m，也采用走向长壁采煤法，综采一次采全高的回采工艺。
二、工作面“三机”及顺槽设备选型
1、采煤机
工作面年产量900kt/a，年工作日330天，日产量为2727t/d。
采煤机的选择应与工作面生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，对于端头斜切进刀，单向割煤，采煤机的平均落煤能力可用下式计算：
60A(L+2LS+Lm)Qm≥
3tdA
1440K⋅CL-
BHr
式中：Qm——采煤机落煤能力，t/h； A——工作面日产量，2727t/d； B——采煤机滚筒截深，0.6m； C——工作面回收率，取95%； L——工作面长度，150m；
Ls——刮板输送机弯曲段长度，35m； Lm——采煤机两滚筒中心距，取10m； K——采煤机日开机率，根据经验取45%； H——工作面平均采高，2.89m； γ——煤的容重，1.53t/m3； Td——采煤机反向时间，取5min。 Qm＝
60⨯2727⨯(150+70+10)
=489t/h
1440⨯0.45⨯0.95⨯150-
0.6⨯2.89⨯1.53
根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：
Qm
Vc＝
60BHr式中：Vc——采煤机平均割煤速度，m/min，其它参数意义同前；
489
Vc＝＝3.07m/min
60⨯0.6⨯2.89⨯1.53
在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。
采煤机的最大割煤速度： Vmax＝KVc
式中：K——采煤机不均衡系数，取1.5；
Vmax＝1.5×3.07＝4.61m/min 采煤机的最大割煤能力：
Qmax＝60×B×H×γ×Vmax＝60×0.6×2.89×1.53×4.61＝734t/h 采煤机截割功率： N＝60B·H·Vmax·Hw
式中：N——采煤机截割功率，KW；
Hw——采煤机能耗指数，取0.75kw·h/m3 N=60×0.6×2.89×4.61×0.75=360kw
根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置，采煤机的型号选用MG200/500－WD电牵引无链采煤机，截割功率为2×200KW，其技术特征见下表：
采煤机主要技术特征
工作面日推进度为：
Q
S＝
L⋅M⋅r⋅c
式中：S——工作面日进度，m； Q——工作面日产量，2727t/d； L——工作面长度，150m；
M——工作面平均采高，取2.89m； γ——煤的容重，1.53t/m3； c——工作面回采率，取95%；
2727
=4.33m S＝
150⨯2.89⨯1.53⨯0.95工作面循环进尺为0.6m，日循环数n为： S
n==7.2 B
取工作面日循环数为9个，工作面日进度5.4m，年进度为1782m。 2、刮板输送机
工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。
Qc＝Kc·Kh·Km·Ky·Qm
式中：Qc——刮板输送机能力，t/h； Kc——采煤机截割不均衡系数，取1.2;
Kh——采高修正系数，Kh＝Hmax/H，其中Hmax为最大采高，3.19m；H为采高，2.89m；Kh＝1.1；
Km——采煤机与刮板机同向运行时修正系数，Km＝Ve/（Ve-Vc），其中Ve为刮板机链速57m/min，Vc为采煤机牵引速度，3.07m/min；Km＝1.06； Ky——运输方向及倾角系数，取1.0；
Qm——采煤机平均落煤能力，489t/h。 故Qc＝1.2×1.1×1.06×1.0×489=684t/h
选与采煤机相配套的刮板输送机型号为SGZ730/320型侧卸刮板输送机，其技术特征见下表：
刮板输送机技术特征
3、转载机、破碎机、可伸缩胶带机考虑采煤机割煤不均衡性，转载机、破碎机、顺槽可伸缩胶带输送机的能力按下式确定：
Q≥Qm+(km-1)2⨯Q2m
式中：Qm——采煤机平均落煤能力，489t/h； km——采煤机割煤速度不均衡系数，取1.5; Q≥489+(1.5-1)2⨯4892=734t/h
根据以上计算，并考虑我国目前高产高效工作面的实际情况及国内采煤机的制造和供应水平，对工作面的转载机、破碎机和顺槽可伸缩胶带机选型如下：
转载机选用SZZ764/132型刮板转载机，输送能力1000t/h，电机功率132KW； 破碎机选用PEM－1000×650型颚式破碎机，过煤能力1000t/h，电机功率55KW； 其技术特征见下表：
刮板转载机技术特征
破碎机技术特征
4、液压支架
利用岩重法计算支架支护强度 q＝nmγ×9.8×10-3
式中：q——支架支护强度，Mpa；
n——岩重倍数，按中等稳定顶板考虑，取6－8； m——采煤机平均采高，m=2.89m； γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3; q＝(6-8)×2.89×2.5×9.8×10-3=0.42-0.57Mpa
首采8号煤层,厚2.50-3.19m，平均厚2.89m。其煤层顶板为灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂岩。顶板抗压强度30.8-80.8MPa，平均为60.1MPa；抗拉强度6.2-7.5MPa，平均为6.7MPa；内摩擦角42°34′，凝聚力系数15.4。底板抗压强度为94.8-103.2MPa，平均为98.5MPa；抗拉强度5.0-7.0MPa，平均为5.8MPa；内摩擦角41°57′，凝聚力系数12.0。
8号煤层底板比照底板分类指标属Ⅳ类底板为中硬顶板。故选支撑掩护式液压支架，型号为ZZS6000-17/37，支护高度1.7－3.7m，支护强度0.81MPa，对底板比压1.9MPa，其特点是有较大的初撑力和工作阻力，更适合Ⅳ类直接顶。其技术特征见下表：
支撑掩护式液压支架技术特征
5、乳化液泵
选GRB315/31.5型乳化液泵，配RX315/2型乳化液箱二个组成泵站。其额定压力31.5MPa，额定流量315L/min，能满足和采煤机牵引速度相配套的液压支架移架速度。
乳化液泵站技术特征
6、喷雾泵
根据所选MG200/500－WD型采煤机配套喷雾泵站要求水压6.3Mpa，流量320L/min，故选WPZ320/6.3型喷雾泵二台，一用一备，过滤器组件安装在同一底座上，构成独立喷雾泵站，其技术特征见下表。
喷雾泵站技术特征
三、采煤工作面作业方式及主要技术参数
采煤工作面采用“四六”制作业方式，三班生产，一班准备。根据所选设备生产能力，结合国内高产高效矿井工作面长度，确定工作面长度150m，采用端部斜切进刀，单向割煤，截深取0.6m，每班进三刀，日进9刀，日进度5.4m，年进度1782m。
四、采区及工作面回采率
据《煤炭工业矿井设计规范》，8号煤层为中厚煤层，采区回采率为80%，工作面回采率为95%。
采区布置
一、移交生产和达到设计能力时的采区数目，工作面生产能力计算
1.由于受4号煤层开采的影响及过渡期井筒的影响，矿井移交生产及达到生产能力时将投产工作面布置于8号煤层一采区靠近井田东北处，即在8号煤层布置1个综采一次采全高工作面，工作面长度为150m，采高2.89m，配二个综掘工作面，采掘比为1：2。
2.回采工作面能力计算： 工作面生产能力由下式计算： A采=330×L×M×r×γ×φ×c×10-3 式中：
A采——工作面年生产能力，kt/a； L——工作面日进度，5.4m； M——工作面采高，2.89m； r——工作面长度，150m； γ——煤的容重，1.53m3/t； φ——正规循环率，0.8； c——工作面回采率,0.95。
A采=330×5.4×2.89×150×1.53×0.8×0.95=89.8（万t/a） 矿井掘进出煤按回采工作面生产能力的10%考虑,则: A掘=A采×10%=8.98（万t/a） 则矿井生产能力为:
A矿=A采+A掘=89.8+8.98=98.78(万t/a) 满足矿井90万t/a的设计生产能力要求。 二、煤层分组和开采顺序
井田内主要批采煤层为4、8、9号煤层。其中4号煤层仅剩井田北部的一部分可采，其它为村庄压煤，故北部的4号煤层利用原柳林下山峁煤矿的生产系统进行回采。本次设计开采8、9号煤层。因8、9号煤层平均间距15.24m，所以将8、9号煤层划为一个煤层组，8、9号煤层利用+690m水平联合布置，分层开采。开采顺序从上到下依次进行。
三、采区尺寸、巷道布置
全井田各煤层共分为两个采区，8号煤层和9号煤层各划分为一个采区。其中在8号煤层中布置运输、轨道、回风三条大巷，而在9号煤层中只布置运输大巷和轨道大巷，回风大巷与8号煤层共用。三条大巷分别与主斜井、副立井和回风立井相通。
详见采区布置及机械设备配备图4-2-1。 四、采区运输、通风和排水系统 1．运输系统
原煤：回采工作面SGZ730/320型刮板输送机→运输顺槽SZZ764/132型刮板转载机→DSJ100/50/2×160型可伸缩胶带输送机→运输大巷DTL100/60/2×90型及DTL100/60/110型和DSJ100/60/2×160型定带式输送机→井底煤仓→主斜井带式输送机→地面缓冲仓。
掘进煤:顺槽掘进头ES-650带式转载机→DSP650/40带式输送机→运输大巷DTL100/60/2×90型及DTL100/60/110和DSJ100/60/2×160型胶带输送机→井底煤仓→主斜井带式输送机→地面缓冲仓。
2．通风系统
新鲜风流:地面→主斜井、副立井→运输大巷、轨道大巷→运输顺槽→回采工作面。 污浊风流:回采工作面→回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。 3．排水系统
工作面积水自流到顺槽、大巷至井底水仓或到大巷临时水仓由小水泵排至井底水仓。
第三章 矿井通风 第一节 矿井通风系统
一、矿井通风方式及通风系统
矿井通风方式为中央并列式，采用机械风机抽出式通风。工作面采用单进、单回的U型通风系统。
二、风井数目、位置、服务范围
根据开拓布置，位于原任家山煤矿的矿井工业场地处布置有主斜井、副立井和回风立井，形成中央并列式通风方式；服务于全井田。
详见通风系统图5-2-1、5-2-2。 三、掘进和硐室通风
掘进工作面采用局部扇风机压入式独立通风。依据《煤矿保安规程》，采区变电所采用独立通风。其它硐室可采用新鲜风串联通风。
四、矿井风量、负压和等积孔 1、风量计算
①按井下同时工作的最多人数计算 Qkg=4NK
式中：Qkg——矿井总风量，m3/min；
N——井下同时工作的最多人数，取164人；（交接班时） K——矿井通风系数，取1.3。
Qkg=4×164×1.3=852.8m3/min≈14.2m3/s
②按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算
Qkg=（∑Qc+∑Qj+∑Qd+∑Qqt）K 式中：Qkg——矿井总风量，m3/min；
∑Qc—— 采煤工作面实际需要风量总和，m3/min ； ∑Qj—— 掘进工作面实际需要风量总和，m3/min； ∑Qd—— 硐室实际需要风量总和，m3/min； ∑Qqt——其它井巷实际需要风量总和，m3/min； K——矿井通风系数，取1.3。
a、回采工作面所需风量 1）按瓦斯或二氧化碳涌出量计算 Qc=100qc×K
式中:Qc——回采工作面实际需要风量,m3/min；
qc——回采工作面二氧化碳的平均绝对涌出量,取9号煤层二氧化碳绝对涌出量6.7m3/min，回采面按75%计取；
K——回采工作面的二氧化碳涌出不均衡系数,机采取1.60。 Q=100×6.7×75%×1.60=804m3/min≈13.4m3/s。 2）按工作面温度计算 Qc=60VcSc
式中：Q——采煤工作面所需风量，m3/min;
Vc——采煤工作面平均风速，取1.5m3/s; Sc——工作面平均有效断面积，17.3m2; Kc——工作面长度系数，取1.0。 Qc=60×1.5×17.3×1.0=1557m3/min≈26m3/s 3）按工作面人数计算 Qc=4N
式中:4——以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量;
N——回采工作面同时工作的最多人数，为75人。 Qc=4×75=300m3/min。
根据以上三种方法计算并结合当地综采工作面配风经验，工作面按26m3/s配风。备用工作面按13m3/s配风。
4）按风速进行验算
按回采工作面配风为26m/s,按最低风速验算： Qc=35＞0.25×Sc=0.25×17.3=4.325m3/s 按最高风速验算：
Qc=35＜4×Sc=4×17.3=69.2m3/s 符合规程要求。
3
b.掘进工作面所需风量
1)按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
按二氧化碳涌出量计算：
Q掘CO2=100×qCH4×K=100×1.0×2.0=200m3/min
式中：
Q掘CO2—按二氧化碳计算掘进工作面实际需风量；
QCO2—矿井二氧化碳绝对涌出量，取总涌出量的15%，qCO2=6.7×0.15=1.0m3/min；
K—掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取2.0；
2)按人数计算
Q=4N
式中：4——以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量；
N——掘进工作面同时工作的最多人数25人。
Q=4×25=100m3/min；
3)按局部扇风机的实际吸风量计算
Q掘=Q扇·I+15S
式中：
Q扇——掘进工作面局扇的实际吸风量，FD-1-No6B型局部通风机，功率2×22KW，
取400m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部扇风机台数，该矿各掘进工作面的局扇均为1台。
S——掘进工作面断面，11m；
Q掘=400×1+15×11=565m3/min≈10m3/s。
取以上计算结果的最大值，取Q=10m3/s；
按两个掘进面计算，∑Q掘=2×Q掘＝20m3/s；
c.硐室及其它井巷需风量 2
Q其它=9m3/s；Q硐=4m3/s
矿井总需风量：
Q总=（26+13+20+9+4）×1.3=93.6m3/s,取Q总=94m3/s。
矿井风量分配:
回采工作面配风30m3/s;
备用工作面配风15m3/s;
每个掘进面配风15m3/s;两个为30m3/s;
采区变电所：6m3/s
其它井巷配风13m3/s。
主斜井进风34m3/s，副立井进风60m3/s，回风立井回风94m3/s。
（3）矿井负压计算
设计选择矿井通风容易时期及困难时期两条风路分别进行负压计算。
达到设计产量时，矿井最小负压1045.90Pa，最大负压1889.91Pa。
详见负压计算表5-2-1、5-2-2。
（4）矿井等积孔计算
根据公式：A=1.19Q/计算等积孔
式中：A——等积孔，m2；
Q——矿井总风量，m3/s；
h——矿井负压，Pa。
1.19Q
A大= ———— =3.46m2；
√h小
1.19Q
A小 = ————=2.57m2；
√h大
经计算，通风容易时期等积孔为3.46m2，通风困难时期等积孔为2.57m2，矿井通风属小阻力矿井，通风难易程度属容易。
五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
1、通风设施
设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。其结构及设置简述如下：
(1)风门
分为常闭、常开两种，木制。常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在采煤工作面顺槽、掘进巷道入口附近，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开常闭风门。主要进、回风巷之间需要使用的每个联络巷，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。
(2)调节风门
调节风门一般木制而成，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中。
(3)风墙
分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在井风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在大巷和进、回风巷之间的横贯中。临时风墙用空心混凝土块或砖城砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹砂浆，也可用塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道等措施巷中。若风墙中部去掉混凝土块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。
(4)风桥
主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方过时形成风桥，进风风流不泄露。当均为进风巷的胶带顺槽和辅助运输大巷相交时，也要设置风桥，但此时为运输要求，风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的或槽钢的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.5-1.0m 厚
的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。
(5)风帘
采用不燃性材料制作，主要设在掘进工作面有关巷道，用于疏导风流。
2、防止漏风和降低风阻的措施
为了使矿井涌风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置通风构筑物，并要求加强管理和维护，以确保矿井安全生产。
(1)对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置永久挡风墙。
(2)对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。
(3)在行人或行车而不允许风流通过的巷道中，应设置风门，并对风门进行遥控和集中监视。为避免风门开启时风流短路，在同一巷道内应设置两道风门，并禁止两道风门同时打开。
(4)为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反向风门。
(5)主要进、回风巷道、砌壁或锚喷表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。
(6)对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。
(7)通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。
(8)设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。
(9)建立完整的通风系统管理制度。
第四章 矿井安全技术
第一节 矿井瓦斯管理
1．通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采煤工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，采煤工作面的瓦斯浓度每班至少检查2次，采煤工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次。瓦检员要持证上岗，所携带的瓦检仪要完好，灵敏可靠，工作面及上隅角采取气样检测，检测人员操作时要注意自身安全，防止片帮落煤块伤人。
2．采煤工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集，此处要严格瓦斯管理，工作面上隅角必须挂便携式瓦斯检测报警仪并及时充填空洞，减少或降低瓦斯浓度。
3．采煤工作面及回风顺槽中设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。采煤机设置甲烷断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外应配备完善的个体检测设备。
4．工作面跟班队长、班长、安检员及特殊岗位操作工必须随身佩带完好的瓦斯检查便携仪，随时进行瓦斯监测。
5．防止瓦斯引燃，严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。
6．采煤工作面电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，确认无电后，方可进行导体对地放电。井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
7．加强顶板初次来压时瓦斯检测和安全防护工作，组织有关人员重点在工作面初次来压时加强矿压观测和瓦斯检查工作，防止采空区内有害气体大量涌出，酿成事故。
8．加强通风设施的管理与维护，保证通风设施完好。工作面风量至少每旬测定一次，根据需要随时测定。
9．加强机电设备维修，杜绝电气设备失爆现象发生。
第二节 矿尘防治
1．采煤工作面配备煤层注水钻机和注水泵，对煤层进行采前预注水。工作面上顺槽注水。
2．井下运输巷、回风巷及采掘工作面设置集中式隔爆水棚。进回风侧设隔爆水棚。
3．矿井必须建立完善的防尘洒水系统，井下必须设置防尘洒水供水管路。
4．采煤工作面回风巷应安设至少两道风流净化水幕，并宜采用自动控制风流净化水幕。
5．严格控制采煤工作面进回风巷道的风速，防止煤尘飞扬。
6．距离工作面20m范围内的巷道，每班至少冲洗一次；20m以外的巷道每旬至少应冲洗一次，并清除堆积浮煤。
7．输送机巷转载点和卸载点，都必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。
8．采煤机必须安装内、外喷雾装置，截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa, 外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。
9．放顶煤工作面的放煤口，必须安装喷雾装置，放煤时同步喷雾。
10．掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。
第三节 矿井防灭火
1．井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
2．井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。
3．机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。
4．加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。
5．井下设置完善的消防洒水供水管路系统和消火栓。
6．机电硐室和采煤工作面附近巷道中配备消防灭火器材。
7．提高回采率，加快回采速度，采完后立即封闭采空区。
8. 井下设置自燃发火束管监测系统。
9．矿井地面设置黄泥灌浆站，对采空区进行黄泥灌浆。
封闭火区灭火时，应尽量缩小封闭范围，并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及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。
根据防火要求和现场条件，应选用注入惰性气体、灌注泥浆（包括粉煤灰泥浆）、压注阻化剂、喷浆堵漏及均压等综合防火措施。并有可靠的防止漏风和有害气体泄漏的措施。建立完善的火灾监测系统。
第四节 矿井防治水
在探放水过程中，采取探水-掘进-探水的循环方式，探水钻孔呈扇形布置，超前掘进工作面20m距离，坚持“有掘必探、先掘后掘”的原则，还要在采空区、积水区、地质构造破坏区、井田边界留设足够的煤柱，严禁在各种隔水煤柱中进行采掘活动。再要及时清理井下水沟和水仓於碴，保证水沟通畅，水仓有足够容量，水泵有强的排水能力。防止采空积水的过程中，必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水十六字方针确保安全生产。
第五节 顶板管理
(一)掘进工作面冒顶事故的防治措施
1、巷道尽可能布置在稳定的煤岩中。
2、根据掘进巷道（煤）岩石性质，选择合理的支护形式。
3、掘进头有空顶区和破碎带构造时，严禁空顶作业，应采取特殊支护措施，并且必须背严接顶。需要时，一是应挂网，防止漏空；二是用防倒器连接将支架连成一体，防止推垮。
4、严格执行敲帮问顶制度、作业规程及操作规程的要求，支架质量及支护形式选择要合理。
5、炮眼布置和装药量要合理，以防爆破崩倒支架。
6、采用锚杆支护时，要合理确定锚杆的浓度及密度，必要时采用锚网联合支护。
(二)采煤工作面冒顶事故的防治措施
1、地质构造带附近局部冒顶的防治措施
断层、向斜、背斜轴部，如果工作面与构造带轴线平行应斜交通过。
(1)断层两侧加木垛，并尽可能迎着岩块可能下滑方向支架戗棚或戗柱。
(2)加强破碎带的支护。
2、上下出口附近局部冒顶的防治措施
(1)工作面上下出口处要架设特种支架。
(2)支架必须稳定性高、支撑力足够，以防老顶来压时摧垮支架。
3、煤壁附近局部冒顶的防治措施
(1)根据实际情况，工作面落煤后采用前探支架式及时支护。
(2)工作面的支护形式要和顶板岩性相适应，如松软、破碎顶板应采用自移式支架。
(3)严禁空顶作业。
(三)其它措施：
1、及时清理浮矸，加强临时支护密度。
2、清理浮矸，尽量用手镐。
(四)强制放顶措施
由于本矿8号煤层顶板为石灰岩顶板，故需对顶板采用预裂爆破或注水压裂弱化顶板的方法，使顶板易冒落下来，保证安全生产。同时配备具有较高工作阻力的液压支架。
第五章 实学收获、体会及建议
通过在下山峁有限公司对“采、掘、机、运、通”各环节的生产组织和技术管理工作，是我了解和学习矿井的现代化管理方法，进一步充实生产实际知识，巩固、加深和扩大专业知识面，提高组织指挥生产的能力和素质。并运用所学专业理论知识与技能，能够分析研究矿井各生产环节存在问题，增强了处理现场实际问题的能力。在这次实习过程中，自觉遵守公司的各项规章制度，尊重工程技术人员和工人师傅，虚心请教。积极主动开展各项实习活动，认真调研、搜集和整理所需资料，圆满完成实习任务。
参考文献
[1]煤矿安全规程
[2]煤矿工业矿井设计规范
[3]采矿工程设计手册（上中下三册）
[4]井巷工程
[5]煤矿开采方法
[6]矿井通风与安全
[7]矿尘防治技术
[8]采煤概论
[9]煤矿安全生产监控技术