3）在水淹区下或老窖积水区下的煤层中进行回采时，防水煤（岩）柱的尺寸，不得小于导水裂隙带最大高度与保护带高度之和。
3、断层煤柱
根据揭露或探控断层性质、断层产状等留设，原则上不小于15m。
4、煤层露头及风氧化带煤柱
按煤层露头无覆盖或被粘土类微透水松散层覆盖：
Hf=Hk+Hb
式中：Hf——防隔水煤(岩)柱高度，m；
Hk——采后垮落带高度，m，按开采煤层厚度1.55m计算；
Hb——保护层厚度，m，煤层露头处岩层软弱，按松散层底部粘性土层厚度小于采厚
计算，Hb＝3M。
Hk＝M1-2/［(K－1)cosα］＝1.55/［(1.2－1)cos12°］＝7.9(m) Hb＝3M＝3×1.55＝4.6(m) Hf＝Hk＋Hb＝7.9+4.6＝12.5 (m)
该矿煤层露头无强含水层覆盖，根据上述公式，经计算Hf =12.5m，煤层露头防水煤（岩）柱留设20m。
5、井筒及大巷煤柱 为保护井筒及大巷而留设的煤柱称井筒及大巷防水煤柱，以所需保护的巷道一侧或两侧外推20m以60～70°的岩层垮落角计算。
6、地表水煤柱
区内无较大的地表水体，因此暂不留设地表水煤柱。
由于地表溪沟较发育，老窑和已采采空区众多，煤层上下存在强含水层，须作水文地质工作，进一步摸清上、下含水层对煤层开采的影响和主要开拓开采巷道布置的影响。同时要进一步摸清老窑、小窑和已采采空区开采范围及积水、积气情况，并严格按照要求留设足够的防水煤柱。
以上防水煤柱尺寸是根据经验及计算所得，建议在以后的建设和生产中，在取得实测数据的基础上应进一步验证并根据实际情况调整煤柱宽度。
问题及建议：1、原设计一采区1101工作面在2013-2014年煤矿曾经对外承包，在主平硐里程340m等地段施工探眼时，曾经探控到图纸资料未能查寻到的老巷，在采区机轨大巷掘进施工中严格执行“有疑必探，先探后掘”。
2、据走访探听，原一采区1101运输巷以东曾经布置过不合理的工作面，工作面大小记忆模糊，位置模糊，因此，在施工采区回风大巷的过程中，可能会掘遇废弃巷道或小面积采空区，届时，需提前做好探放水工作，避免水害发生。
3、做好通风、瓦斯管理。
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第六章 施工组织
第一节施工顺序
一、准备巷道施工
1、按第二章第四节采区准备巷道、回采巷道设计方位及坡度，首先在1101运输巷开掘采区回风大巷（西段）与1101回风巷相贯通，构成初期掘进巷道独立回风系统后，按设计要求开掘采区机轨大巷，采区回风大巷（东段），两巷均掘过煤层变薄带或地质构造带进入煤层赋存稳定地段后，开掘联络巷贯通采区机轨大巷及采区回风大巷形成采区初期回风系统，同时为采区首采面（1102工作面）做准备。
2、采区机轨大巷掘至主平硐上方设计采区煤仓对应位置时，施工采区煤仓为储存工作做准备，煤仓施工完毕，变大断面（按设计）往东掘进采区机轨大巷。
3、改建、维修1101运输巷、1101回风巷利用段，使其满足采区准备巷道通风、运输、提升要求。
4、采区首采面（1102工作面）构建完成后，继续按设计要求施工采区机轨大巷及采区回风大巷至设计位置，为接续工作面作准备。
二、回采巷道施工
1、当采区机轨大巷、采区回风大巷掘过煤层变薄带进入煤层赋存稳定区域后，构建采区初期回风系统、运输系统，开掘工作面运输巷、回风巷，开切眼形成工作面。
2、上一工作面回采结束一个月前，布置完成接续工作面，确保接续不脱节。
第二节 施工工期
按“三八”作业制，年工作日330天，计算形成1102工作面时间为2.5个月，见表6-1
表6-1 一采区巷道施工排序表
序 号 巷道名称 设计长度 支护 （m） 方式 锚网 锚网 掘进断 净断净高净宽日进月进22面（m） 面（m） （m） （m） 尺（m） 尺（m） 10.7 7.9 9.8 7.2 12.6 6.09 38
备 注 27天 27天 11天 27天 1 采区机轨大巷 1370 2 采区回风大巷 1270 3 采区煤仓 4 1102运输巷
3.0 2.6 3.8 3.2 6 6 1.2 162 162 14 162 14 锚网喷 13.3 14×4 2.1 3.0 6
5 1102回风巷 6 1102开切眼 6.09 5.18 2.1 3.0 6 1.6 3.2 6 162 162 27天 27天 说明：1、采区机轨大巷预计开掘220m过煤层变薄带；采区回风大巷预计开掘280m过煤层变薄带，两个掘进头同时施工，进入煤层赋存稳定地段后，由运输巷超前100m开掘采区联络巷，形成采区初期回风系统后，分别掘进1102运输巷、回风巷、最后开切眼构成工作面。 2、年工作日按330天计算、月工作日按27天计算。 3、按前进式开采，1102运输巷、1102回风巷计算施工期截止至过采区大巷保护煤柱段。
第七章 主要技术经济指标 第一节 劳动定员及全员效率
一、劳动定员及全员效率
矿井设计生产能力15万t/a，年工作日330d，井下每天三班作业，地面每天三班作业，估算矿井劳动定员218人，其中原煤生产人员180人。矿井劳动定员详见表7-1-1。
表7-1-1 劳动定员汇总表
序号 一 二 三 四
生产工人 其中：井下 地面 管理人员 行政人员 技术人员 服务人员 辅助救护人员 全矿定员合计 人员 类别 各班出勤人数（人） 一班 49 43 6 6 3 3 55 3 4 62 二班 49 43 6 6 3 3 63 3 4 62 三班 49 43 6 6 3 3 63 3 4 62 合计 147 129 18 18 6 6 165 3 12 180 在籍 系数 1.4 1.3 1 1 1 1 1 在籍 人数 203 180 23 18 6 6 203 3 12 218 原煤生产人员合计 二、劳动生产率 全员效率按下式计算：
η全＝A/(N×330)
式中：η全——全员效率，t/d·工；
A——设计原煤产量，t；
39
N——原煤生产出勤人数，人/d。 η全＝150000/(180×330)＝2.53(t/d·工)
第二节 主要经济技术指标表
主要技术经济指标表
序号 1 2 3 （1） （2） 5 （1） （2） 6 （1） （2） 7 8 9 10 （1） 11 12 （1） （2） 13 （1） （2） （3） 14 名 称 矿井设计生产能力 采区服务年限 储量 保有储量 可采储量 煤层情况 可采煤层层数 煤层倾角 采区范围 采区走向长度 采区倾斜宽度 回采工作面个数及长度 采煤方法 顶板管理方法 回采面装备 工作面支护 掘进工作面个数 新建准备巷道工程量 其中：岩巷 其中：半煤岩巷 通风 瓦斯等级 通风方式 主要通风机功率 劳动定员 单位 万吨/年 a 万吨 万吨 层 ° km km 个/m 个 m m m kw 人 指 标 15 7.6 220 160 1 10 备 注 一采区 一采区 后期机采 一备一用 全矿 1.01 1.23 1/100 倾斜长壁前进式 全部垮落法 前期炮采 单体液压支柱 2 2640+14 14 2640 瓦斯矿井 中央并列式 2×55 kw 218
40
盘县煤炭开发总公司
威宁县海拉乡野猫洞煤矿
采总工程师：
项目负责：
矿 长：
变 更 设 说 明 书
15万吨/年）
二O一六年十月
计 区
（设计能力：
目 录
前 言。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 1 编制依据。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 2 第一章 变更原因、采区概况及采区地质特征。。。。。。。。。。。。。。 1 第一节 变更原因。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 1
第二节 采区概况。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 1 第三节 采区地质特征及计算可采储量。。。。。。。。。。。。。。。 2 第二章 采区准备。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 4
第一节 采区划分。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 4 第二节 开采顺序。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 4 第三节 采区服务年限。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 4 第四节 采区巷道布置。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 4 第五节 采煤方法。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 6 第三章 通风与安全。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 7
第一节 通风。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 7 第二节 瓦斯灾害防治。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 13 第三节 火灾防治。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 19 第四节 粉尘灾害防治。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 22 第五节 监测监控 。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 25 第四章 矿井主要设备选型。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 27 第一节 运输提升设备。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 27
第二节 排水设备。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 33 第三节 压风设备。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 33 第五章 矿井水害防治。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 35 第六章 施工组织。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 38 第一节 施工顺序。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 38 第二节 施工工期。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 38 第七章 主要技术经济指标。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 39
第一节 劳动定员及全员效率。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 39 第二节 主要经济技术指标表。。。。。。。。。。。。。。。。。。。 40
前 言
野猫洞煤矿位于威宁县海拉乡，距县城直线平距约116km，矿区地理坐标为东经103°42′11″—103°43′58″，北纬26°46′43″—26°48′47″。井田位于位于黑座江背斜东南翼，井田面积4.7796km2（范围南北长约3.94km，东西宽约3.483km），开采深度为+1900m～+1450m。该矿为私营企业整合矿井，隶属盘县煤炭开发总公司管辖，设计生产能力15万吨/年。
本矿于2008年取得贵州省煤炭管理局《关于对威宁县海拉乡野猫洞开采方案设计的批复》（黔煤规字[2008]540号），并于2008年9月取得贵州煤矿安全监察局水城监察分局《关于对威宁县海拉乡野猫洞安全设施设计的批复》（黔煤安监水字[2008]264号）。2012年变更设计划分为两个水平、三个采区开采。目前，原设计一采区1101工作面已于2016年10月上旬回采结束。在1101工作面掘进期间，探明1101运输巷以东70m左右煤层变薄至0.3--0.4m；在主平硐里程约330m处鉆探3个孔洞探明（标高+1676.3左右）揭露一条近似走向断层F1，断距有100多米，预计落差大于8.0m。根据本矿现在生产现状，1101工作面已经回采结束且工作面以东约70m左右煤层变薄不可采，一采区西北翼被已揭露断层隔断。因此，一采区仅能布置一块工作面后，将进入二采区开采准备，但是，因受F1断层的影响及兼并重组的制约（贵州省企业兼并重组工作领导小组办公室、贵州省能源局文件：黔煤兼并重组办[2015]67号关于对盘县煤炭开发总公司煤矿企业兼并重组实施方案第二批的批复），原小山煤矿与野猫洞煤矿整合为生产能力45万吨/年的中小型矿井，野猫洞煤矿为整合客体。原开采方案设计中划分为两个水平，三个采区，开掘二、三采区下山运输巷、回风巷和轨道巷作为采区准备巷道的划分方式已经不适宜现行开采条件，并且上述揭露断层横跨于采区中间，严重制约了回采工作面的设计布置。综上所述，本矿根据现状结合实际情况，集思广益，两次召开采区开采方案研讨会，决定以F1断层为界，将井田划分为两个水平两个采区开采，具体详述见采区划分各章节描述。
1
编制依据
1、野猫洞煤矿开采方案设计（变更）；
2、贵州省煤矿设计研究院2006年8月提交的《贵州省威宁彝族回族苗族自治县野猫洞煤矿普查地质报告》及相关图纸；
3、毕节地区煤炭检测检验中心2011年11月提交的煤层自燃倾向等级鉴定报告。 4、毕节地区煤炭检测检验中心2011年11月提交的煤尘爆炸性鉴定报告。 5、贵州省国土资源厅文件《黔国土资储备字[2006]150号》；
6、贵州省国土资源厅2015年1月颁发的野猫洞煤矿采矿许可证（证号：C5200002012021120123172）；
7、我国煤炭工业现行有的关规定、文件、规程、规范；
8、《煤矿防治水规定》（2009）和《防治煤与瓦斯突出规定》（2009）； 9、煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006）；
10、中煤科工集团重庆研究院2012年5月提供的《威宁县海拉乡野猫洞煤矿M1煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》；
11、《煤矿安全规程》2016年版；
12、《贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭局关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》黔安监办字[2007]345号；
13、贵州省煤矿企业兼并重组工作领导小组办公室、贵州省能源局关于文件《关于对盘县煤炭开发总公司煤矿企业兼并重组实施方案第二批的批复》黔煤兼并重组办[2015]67号。
2
第一章 变更原因、采区概况及采区地质特征
第一节 变更原因
原设计矿井井田划分为二个水平（水平标高+1670m-1450m），三个采区，采用条带式开采。现阶段一采区1101工作面已经于2016年10月上旬回采结束，因受F1断层影响，一采区西北翼布置工作面已经不符合开采现状，若一采区西北翼布置工作面，根据煤层赋存特征（井田位于黑座江背斜东南翼，煤层大致呈南东-北西走向，南东高、北西低倾斜，走向110°左右，煤层倾角平均10°）若在原设计基础上布置一采区西北翼工作面，将掘进下山巷道，不利于排水，且穿越F1断层，施工期长，投资大，不符合新井建设兼并整合条件，另：第一，一采区东南翼在理想情况下，只能布置1103工作面，回采结束后，将无接续工作面；第二，按原方案设计，F1断层横跨二、三采区中间，不利于工作面布置及回采；第三，按原方案设计，二、三采区采用下山巷道布置，施工期长，不利于排水，生产接续将脱节；第四，野猫洞煤矿和小山煤矿为盘县煤炭开发总公司兼并重组整合矿井，野猫洞煤矿关闭时限为2017年底，按原方案设计，二采区运输、轨道、回风下山合计总工程量为1671m，水仓总工程量为243m，回采工作面单翼（东南翼）长度510m（至设计边界）计算准备巷道施工期为7个月（炮掘，三个队施工），回采巷道（倾向布置，倾斜长510m×2，面长100m设计）计算施工期为7个月（炮掘，两个队施工）。形成二采区首采工作面，合计计算施工期为14个月（每月按25天工作日计算）。第五，原设计将一采区分界线和首采面1101紧紧相贴，在采区划分内无接续工作面可以布置。综合上述诸多因素，原开采方案设计划分已经不符合矿井生产现状，因此，根据矿井现行生产现状及一采区探明地质特征结合兼并重组等因素，特作本次采区变更划分。
第二节 采区概况
野猫洞煤矿为整合矿井，矿井设计生产能力为15万t/a。矿井采用平硐开拓。2012年变更设计矿井井田划分为二个水平（水平标高+1670m），三个采区，采用条带式开采。本次变更以F1断层作为采区划分边界线，将井田划分为两个水平两个采区，本次变更主要服务于一水平（+1666.4m标高以上）一、二采区。
设计一采区平均走向长1010m，倾斜宽1230m，其北以F1断层保护煤柱边界线为界，南、东为井田边界（未开采区域），西为原变更方案设计一采区1101工作面采空区及煤层变薄带；二采区+1666.4m标高以上经原设计一采区1102接续工作面探控，煤层平均厚度0.5m左右，现阶段暂时不作回采考虑；+1666.4m标高以下暂时不作计算。
1
动滚筒松边的最小张力Smin≥CFmax
式中：
C－传动系数，取传动滚筒围包角210°，查表取C＝0.667
Fmax－传动滚筒传递的最大圆周力，Fmax＝KaFu＝1.3×49485 N 计算得：Slmin≥0.667×1.3×25285＝21924 N 按传动条件应满足Slmin≥21924 N ②按垂度条件:
承载分支，托辊间距取a0=1.2m、两托辊间胶带垂度Cd=0.01时
Smin≥a0 (qB+qG)g/Cd＝1.2(21.6＋11.11)×9.81÷（8×0.01）＝4813N 回程分支，托辊间距取au=3m时
Smin≥au qB g/Cd＝3×21.6×9.81÷（8×0.01）＝7946 N 按垂度条件应满足Smin≥4813 N ③由回空分支区段上各项阻力总和计算: F3≈fLg(qRU＋ qB Cosα）+hg qB
＝0.025×398×9.81（5.4＋21.6Cos0°）+120×21.6×9.81 ＝28062 N
Smin＝4813＋28062＝32875N＜21924 N
比较上述计算结果，最小张力按满足传动条件取Smin=32875 N 7、头部最大张力确定：
Smax＝25285＋32875＝58160N 8、尾部张力确定：32875N－28062N=4813N 9、输送带强度校核：
m＝Sn÷Smax＝1.28×106÷58160＝22＞7 因此，选用St1600输送带满足强度要求。 10、拉紧行程：
对钢绳芯胶带机 lz =0.0035L+3≈4.393m
选取液压拉紧装置DYL－01－5/7，张紧行程5m、尾部最大张紧力7t。 11、其他主要部件选择： 减速器：DCY400-20 液力耦合器：YOXⅡZ560 制动器：YWZ5-400
32
12、计算结果：
DTL型，B=800mm，Q=100t/h，α=0°，L=398m，h=0m，γ=1t/m ，V=2.5m/s ，N=100kW（煤矿用防爆型、阻燃型)，拉紧装置DYL－01－5/7。
13、胶带机设备选型合理性分析
胶带机设备选型是依据《采矿工程设计手册》、《煤矿安全规程》并结合煤矿实际情况进行分析通过计算所选，选择合理，设备在运行中易遇到的事故问题在选型时已通过验算合格，运行安全可靠。
3
第二节 排水设备
本矿为平硐开拓、上山开采，构筑水沟自然排水，主要做好水沟日常巡查及管理，确保水沟不积淤，不堵塞。
第三节 压风设备
一、空压机选择
上已有LGJ-13/7型（配带电机及电控）2台螺杆空压机为工作用，每台排气量13m3/min，风压0.7MPa，配套电动机75kW。
备用的选用矿山已有的2台VF-13/7型活塞式空压机作为备用，每台排气量13m3/min，风压0.7MPa，配套电动机75kW。
正常生产时主要用作动力，当井下发生灾害时用作压风自救。 二、供风方式
该矿设计生产能力15万吨/a，根据采掘布置正常生产时一个采面，二个掘面。为确保矿井安全生产，本设计仍然沿用工业场地空压机站集中向井下供风的供风方式。
三、设计依据 1、选型计算
1）主要耗风设备耗气量 Q = α1α2γ∑mgk
=1.2×1.15×1.08×（2.82×2＋7）=18.83 m3/min 式中：
α1 —沿管路全长漏风系数，取1.20； α2 —机械磨损耗气量增加系数，取1.15； γ—海拔高度修正系数，取1.08；
33
m—同型号风动工具使用台数； g—每台风动工具耗风量，m3/min； k—同型号风动工具同时使用系数。 （2）压风自救系统耗风量 本矿最大下井人数
Q救= 49×0.3=14.7(m3/min) 49－避难人数
需风量Q=max{ Q机, Q救}= 18.83(m3/min) （3）空压机出口压力
P凿岩机=Pnp+∑Pi+1= 0.4×100÷9.8+( 2×0.5)+1= 6.08 kg/cm2 P喷射机= Pnp+∑Pi+1= 0.15×100÷9.8+( 2×0.5)+1= 3.53 kg/cm2 P钻机= Pnp+∑Pi+1= 0.4×100÷9.8+( 2×0.5)+1= 6.08 kg/cm2 式中：P凿岩机、P喷射机、P锚杆钻机－空压机出口压力，kg/cm2；
Pnp－风动工具所需工作压力，kg/cm2；
∑Pi－压风管路中最长一路管道压力损失之和，按每公里管路损失0.5 kg/cm2考虑； 1－考虑管网中软管、连接不良及上下山静压影响等其它损失1）矿井主要耗风设备见表4-3-1。
表4-3-1 主要耗风设备见表 名 称 风动工具型号 耗风量（m3/min） 该矿配备台数 使用地点
凿岩机 ZY-24 2.8 2 岩巷 混凝土喷射机 ZP-Ⅱ 5-8 2 设计需要喷浆地点 2）根据国家安全生产监督管理总局安监总煤行〔2007〕167文件的要求，空压机必须安装在地面，形成由地面空压机向井下供风的压风系统，本设计地面设置空压机。
3）井下最大班下井人员为48人。
4）压风自救系统每人需风量取0.3m3/min。 2、 压风自救系统
1）设计所选择的空气压缩机同时做本矿的压风自救空气压缩机用。 2）压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；
34
3）压风自救系统应设在距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处。
5）长距离的掘进巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统；
6）每组压风自救系统一般可供5～8人用，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min。 7）本矿压风自救器和隔绝式化学氧自救器按必须按最多下井工作人员数配备并有一定的备用。压风系统应随时保证供风。
8）压风管铺设在区段材料斜巷、工作面巷道及掘进巷道铺设支管。
9）本矿在回采工作面的进回风巷及掘进巷道每隔50m设置一组急救袋；在主平硐、副平硐、回风平硐岩巷段等巷道内每隔100m设置一组急救袋；本矿选用ZY-J型压风自救装置。 序号 1 2 3 4 5
表4-3-2 压风自救设备及管路配置数量 设备名称 设备型号 数量 备注 LGJ-13/7 空压机 2台 两用（75KW） VF-13/7 空压机 2台 两备（75KW） 压风主管 无缝钢管 450m φ159×4.5 mm 压风支管 无缝钢管 2287m φ108×4 mm 压风自救袋 ZY-J 45个 第五章 矿井水害防治
一、矿井水文地质条件分析慨况 1.矿坑充水因素分析
矿井直接充水水源来自上二叠系下统梁山组（P1l）、老窑及采空区积水及构造裂隙水。间接水源主要是大气降水，其补给栖霞组（P2q）、二叠系下统梁山组（P1l）并转化为地下水，然后以直接水源的形式涌入坑道。
2.充水方式：矿床主要充水水源（地下水、老窑积水）与矿体直接接触，地下水通过裂隙、溶隙、断层破碎带直接进入矿坑，主要以裂隙含水层充水为主，故矿床为第二类直接充水矿床。
根据矿井防治水规定第十一条规定：根据矿井受采掘破坏或者影响的含水层及水体、矿井及周边老空水分布状况、矿井涌水量或者突水量分布规律、矿井开采受水害影响程度以及防治水工作难易程度，矿井水文地质类型划分为简单、中等、复杂、极复杂等4种。矿井水文地质类型分类见表7-1-1。
根据该矿实际情况，结合《矿井防治水规定》第十一条规定分析，该区地表浅部溪沟
35
较发育，仅有部分资源量埋藏于地下水位以下和最低侵蚀基准面之下，现开采矿井涌水量弱，主要含水层富水性弱，充水水源主要为二叠系下统梁山组（P1l）、构造裂隙水、老窑采空区积水、地表冲沟水，主要以裂隙含水层充水为主，故矿床为第二类直接充水矿床。虽然该矿存在一定面积的小窑采空区，大部分巷道积水，且现场早已关闭，仅有部分小窑能辨别出井口位置，但是，该矿以往的地质工作已基本查清了小窑开采形成的采空区积水范围，矿井浅部已形成一定面积采空区，必须留设煤层露头防水煤柱本设计已对积水区留设了30m的防水煤柱，只要严格按设计留设煤柱，积水区对可采煤层的开采基本无影响。
综上所述，分析认为该矿水文地质条件属中等类型。 二、防水煤（岩）柱的留设与计算结果 1、采区边界、相邻水平防水煤（岩）柱的留设
矿井水文地质条件复杂程度为简单类型，可用下述公式计算煤柱宽度： L＝0.5KM式中：
L——顺层防水煤柱宽度（m）；
M——煤厚（m），取煤层最大厚度1.55m；
KP——煤的抗张强度（kgf/cm2），KP根据经验取10kgf/cm2； P——水头压力（kgf/cm2），根据经验取P＝40kgf/cm2； K——安全系数，一般取2～5，本设计取5。
则：L＝0.5×5×1.55×（3×40/10）1/2＝13.4（m）
根据上述公式，经计算并结合实际情况确定，相邻水平或采区边界留20m煤柱。 2、水淹区(小窑积水区)防水煤柱的留设
1）在水淹区(小窑积水区)下掘进时,巷道与水体的最小距离不得小于巷道高度的10倍留设防水煤(岩)柱。
2）在水淹区(小窑积水区)下同一煤层中进行开采时，先查明积水区的边界,然后按公式进行计算。
L＝0.5KM3P/KP
式中：
L——顺层防水煤柱宽度（m）；
M——煤厚（m），取煤层最大厚度1.55m；
22
KP——煤的抗张强度（kgf/cm），KP根据经验取10kgf/cm；
22
P——水头压力（kgf/cm），根据经验取P＝40kgf/cm； K——安全系数，一般取2～5，本设计取5。
1/2
则：L＝0.5×5×1.55×（3×40/10）＝13.4（m）
根据上述公式，经计算并结合实际情况确定，水淹区煤柱按20m留设。
36
3P/KP
1.电缆选择
① 井下电缆按安全载流量选择，并经电压损失和短路保护校验，采用矿用橡套软电缆。
② 井下各配电站的低压电缆均采用矿用橡套铜芯电缆。 2.电缆悬挂
① 电缆用组合吊钩悬挂；
② 悬挂电缆有适当的弛度；悬挂高度高于矿车；
③悬挂点间距不大于3米；电缆要在压风管、供水管等管子的上方，并保持0.3米以上的距离。
3.电缆连接
① 电缆与电气设备的连接，用与电气设备性能相符的接线盒； ② 电缆线芯使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接；
③ 不同型电缆之间严禁直接连接，采用符合要求的连线盒、连接器或母线盒进行连接；
④ 同型电缆之间直接连接时，橡套电缆的修补连接（包括绝缘、护套已损坏的橡套电缆的修补）采用阻燃材料进行硫化热补或热补有同等效能的冷补，并经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。
4）井下电气设备的各种保护
井下电气设备有接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。
1.电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等均设有保护接地；接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω，并且每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接连接导线的电阻值，不得超过1Ω。
2.所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，与主接地极（用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.75m厚度不得小于5mm。）连接成1个总接地网，主接地极埋设在主、副平硐水沟内（各一块）。
2.
第四节 粉尘灾害防治
一、粉尘危害
1、 粉尘种类和危害程度分析 1）鉴定结果
根据毕节地区煤炭检测检验中心2011年11月提交的煤尘爆炸性鉴定报告。但必须加
22
强洒水防尘及通风工作，确保生产人员的身体健康。
综上所述：该矿按煤尘无爆炸性进行设计和管理。
表3-4-1 煤尘爆炸性鉴定表 工业分析（%） 火焰 岩粉量 煤层号 长度 灰分 水分挥发分焦渣特（%） Mad Vdaf 征 （m） Ad M1 M2 3.09 2.87 18.8 27.36 7.71 7.47 2 2 0 0 0 0 爆炸性 结论 无爆炸危险性 无爆炸危险性 2）粉尘防治标准 本次设计对M1、M2煤层按煤尘无爆炸性设计和管理。 二、防尘措施 （一）矿井防尘措施 1.通风防尘
为防止风速过高扬尘，井下巷道风速最高风速应满足《煤矿安全规程》第101条规定。 2.喷雾洒水降尘
（1）水幕风流净化水幕设置地点：
①采煤工作面进回风巷靠近上下出口30m内； ②掘进工作面距迎头50m 内； ③装煤点下风侧15～25m 处； ④采区回风巷及承担运煤的进风巷； ⑤回风大巷、承担运煤的进风大巷及斜井。 （2）喷雾喷嘴设置地点
在井下掘进面设喷枪；采面每隔20m设一把喷枪；刮板输送机、胶带输送机机头，转载点机头尾连接处安设喷头。
3.水幕净化
（1）在回风巷靠近出口及距工作面50m内、装煤点下风方向15～25m处、刮板输送机巷及巷道、采区回风巷、承担运煤的进风巷、回风大巷、承担运煤的进风大巷、斜井等处设置一道风流净化水幕。
（2）在回采工作面运输巷距离工作面20m内设置一道自动控制风流净化水幕，回风巷距离工作面20m内设置两道自动控制风流净化水幕。
4.清洗巷道
23
在回采工作面运输巷、回风巷距离工作面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，并清洗堆积浮煤。
5. 采用湿式钻眼方式，供水压力为0.2-1MPa，耗水量为5-6L/min，使排出煤粉呈糊状。
6. 炮眼内填塞自封式水炮泥，水炮泥的充填量应在一节级以上。在回采工作面和掘进工作面采用爆破落煤、人工攉煤等工序产尘强度大，是主要产尘源，是除尘的重点。水炮泥爆破除降尘效果好，对降低爆焰、温度、防止引燃事故、降低炮烟及有毒有害气体含量效果也十分显著。
图3-4-1 水炮泥布置示意图
7. 放炮前、后利用喷雾泵站冲洗煤壁、顶板并浇湿底板和落煤。 8.爆破前、后冲洗煤壁，爆破时应喷雾洒水。
9. 掘进工作面20～30米处设置水幕一道，净化风流，降低粉尘浓度。 10.在局部通风机后方20～30m处设置水幕除尘。
11. 放炮后，装煤（矸）前必须对距离工作面30m范围内的巷道周边和装煤（矸）堆洒水。在装煤（矸）过程中，边装边洒水。
12. 掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼、冲洗井壁帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。
13.为净化各掘进工作面和掘进巷道粉尘风流，在各掘进工作面均安装SCF-5湿式除尘机，配备掘进通风除尘机，并在局部通风机吸入口后方20-30m处和掘进工作面约20m左右等两处地点分别设置分流净化水幕除尘装置。
14.作业人员佩戴防尘防护用品，作个体防护。 （二）井下防尘系统
沿副平硐敷设一条主管至井底；以静压方式向井下管网供水。
井下防尘洒水，主要用于装岩（煤）洒水、爆破喷雾、冲洗岩帮、凿岩机用水、巷道洒水。在凡是可能产生粉尘的地方，如井下采、掘工作面等的转载点上均设置喷雾防尘装置。在设有供水管道的各运煤大巷、煤巷中每50m设置一个规格为DN25的给水栓，其它
24
巷道每隔100m设置一个规格为DN25的给水栓。在转载点等需要冲洗巷道的位置设置一个规格为DN25的给水栓。
要将空气中的矿尘浓度降到安全标准以下，矿井必须采取综合防尘措施，并以风、水为主，包括通风防尘、净化风流和个体防护等措施，井下所有的巷道断面内的风速经验算均符合安全规程要求，充分减少了粉尘上扬。矿井设计了完善的防尘洒水消防管路系统（包括地面消防洒水池、管路、水幕、喷嘴等），在需要防尘消尘的地点分别安装水幕或喷嘴进行降尘。
第五节 监测监控
一、矿山安全监测、监控设备选择 （一）监测监控系统的基本要求
1、煤矿企业必须按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度和风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。
2、煤矿安装的监测监控系统必须满足《煤矿安全监控系统通用技术要求》（AQ6201—2006）的规定，并取得煤矿矿用产品安全标志。构成监测监控系统的各配套设备应与安全标志证书中所列产品一致。
3、甲烷、馈电、设备开停、风压、风速、一氧化碳、烟雾、温度、风门、风筒等传感器的安装数量、地点和位置必须符合《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)要求。中心站要装备2套主机，1套使用、1套备用，确保系统24小时不间断运行。
4、按规定对传感器定期调校，保证监测数据准确可靠。
5、监测监控系统在瓦斯超限后应自动切断被控设备的电源，并保持闭锁状态。 6、煤矿安全监控系统地面中心站执行24小时值班制度，值班应在矿调度室内，及时做好应急处置工作。
7、新建、改（扩）建、技改等矿井的监测监控系统应当与主体工程同时设计、同时施工、同时投入使用。监测监控系统未经验收或者验收不合格的矿井，不得投入生产。
8、煤矿安全监测监控系统应能对紧急避险设施外和避难硐室内的甲烷和一氧化碳浓度等环境参数进行实时监测。
（二）煤矿已有的监控设备
该矿选择的KJ90NA型或具有同等功能的监控设备矿井安全与生产监测监控系统是一
25
种将计算机用于煤矿安全生产信息集中监控和管理的综合系统，该系统类属于分布式总线型树状网络结构。分站采用工业计算机技术，具有数据采集和控制功能，符合本安防爆标准，适用于井下瓦斯和粉尘爆炸环境，分站能配接多种开关量和模拟量传感器，电路特别注重抗干扰能力，可在恶劣的工业环境下可靠地工作，具有独立进行数据采集、处理和完成相应控制的功能，分站的相对独立性大大地提高了监测监控系统的可靠性。
二、甲烷传感器的设置
1、采煤工作面进、回风巷甲烷传感器设置
在1102回采工作面运输巷布置智能低浓度瓦斯传感器T3一台，靠近回采工作面，距离不大于10m。在1102回采工作面回风侧布置智能高低浓度瓦斯传感器T0一台、T1一台及T2一台。T0安设在上隅角,T1靠近上隅角回风巷内，距离采面不大于10m；T2一台距回风斜巷约10～15m，
甲烷传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（或顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得大于200mm，并应安装维修方便，不影响行人和行车。采煤工作面回风巷长度大于1000m时，应在中部增设甲烷传感器。
报警浓度：T0≥1.0％CH4，T1为1.0％CH4，T2为0.8％CH4， T3为0.5％CH4； 断电浓度：T0≥1.5％CH4，T1为1.5 ％CH4， T2为1.0％CH4， T3为0.5％CH4； 复电浓度：T0＜1.0％CH4，T1＜1.0％CH4， T2＜0.8％CH4， T3＜0.5％CH4； 断电范围：T0—工作面及回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 T1—工作面及回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 T2—回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 T3—进风巷内全部非本质安全型电气设备。 2、掘进巷道甲烷传感器设置
1）采区机轨大巷、采区回风大巷掘进期间，分别在距迎头不大于5m处设置智能高低浓度瓦斯传感器T1并随迎头推进而相应移动设置位置；分别在距各自回风口10-15m处设置高低浓度甲烷传感器T2。
2）甲烷传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（或顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得大于200mm，并应安装维修方便，不影响行人和行车。
报警浓度： T1 ≥1.0％CH4，T2 ≥0.8％CH4， 断电浓度： T1 ≥1.5％CH4，T2 ≥ 1.0％CH4， 复电浓度： T1 <1.0％CH4， T2 <0.8％CH4，
断电范围：T1—掘进工作面中全部非本质安全型电气设备。
26
T2—掘进工作面中全部非本质安全型电气设备。
第四章 矿井主要设备选型
第一节 运输提升设备
一、电机车运输
野猫洞煤矿为平硐开拓，上山开采。设计生产能力15万t/a，在副平硐设置电机车运输，完成矿井矸石、设备和材料等的运输任务。根据矿井生产规模，初选XK5-6.7.9/88-IKBT型蓄电池式电机车作为副平硐的运输设备。 二、调度提升运输
野猫洞煤矿设计为平硐开拓，上山开采，煤层平均走向110°左右，倾角9-11°，平均10°本采区变更方案设计利用原1101轨道斜巷作为材料、设备的提升运输系统，1101轨道斜巷斜长20m，坡度+21°，考虑巷道短，坡度较缓，本变更设计仍然沿用原安装JD-2.5（JD-40）型调度绞车担负提升调度用。
其技术特征如下：
卷筒：直径×宽度（Φ620×580mm） 容绳量：500m； 钢丝绳直径：18.5mm； 平均绳速：1.16-1.46m/s； 载荷拉力：25KN; 配套电机功率：40kw。 三、采区机轨大巷胶带输送机
采区机轨大巷设计总长度1370m，选用三台DTL型，B=800mm，Q=100t/h，α=0°，h=0m，γ=1t/m3 ，V=2.5m/s ，N=100kW（煤矿用防爆型、阻燃型)，拉紧装置DYL－01－5/7。胶带输送机作主要运输用。
胶带运输机设备设计选型 1、已知条件
Q=100t/h α=0° L水平=456m H=0m γ=1 t/m3 V=2.5m/s 2、输送带宽度的计算
Q B=
KγVCε式中：
27
K—断面系数，查表取堆集角为30°K=435 γ—物料密度（t/m3），查表取1.0 C—输送机倾角系数，查表取0.87 ξ—输送机速度系数，查表取0.98 计算得：B=
210＝0.5 m
435?1.0?2.5?0.87?0.98考虑到块煤粒等因素取B＝800mm 3、运输量验算：
Q＝3.6svkγ＝3.6×0.078×2.5×0.87×1000＝618t/h＞210t/h 4、传动滚筒圆周驱动力
Fu=cfL水平g[qRO+qRU+(2qB+qG)]+ FN+FS1+FS2+FSt 式中：c－附加阻力影响系数，查表取1.24 f－模拟摩擦系数，查表取0.025 g－重力加速度，g=9.81m/s2
qRO－承载托滚旋转部分质量， 10.59÷1.2＝8.83 kg/m qRU－空载托滚旋转部分质量，8.78 ÷3＝2.93kg/m
qB－输送带的质量，按带强为1600的钢绳芯输送带27×0.8＝21.6 kg/m Sn＝1.6×0.8＝1.28×106N.mm
qG－输送物的质量，100÷（3.6×2.5）＝11.11kg/m
FS1－特种主要阻力特种主要阻力,取槽形系数0.4、取托辊与输送带间摩擦系数
0.35
FS1＝CeμoL水平( qB+qG )gCosαSin1.5°
＝0.4×0.35×456×（21.6＋11.11）×9.81×COS0°×Sin1.5° ＝536N
FS2－特种附加阻力，取4000 N
计算得：Fu＝1.2×0.025×465×9.81〔8.83＋2.93＋（21.6×2＋11.11）〕＋11.11
×120×9.81＋536＋4000 ＝26656 N
5、电动机功率
P＝FuV/1000η＝1.15×26656×2.5÷0.81÷1000＝94 kW
取N=100kW
28
其中: 传动效率取0.81 6、最小张力确定: ①按传动条件:
传动滚筒采用包胶滚筒，单台电机，软启动，采用液力制动器Ka＝1.3，输送带在传动滚筒松边的最小张力Smin≥CFmax
式中：
C－传动系数，取传动滚筒围包角210°，查表取C＝0.667
Fmax－传动滚筒传递的最大圆周力，Fmax＝KaFu＝1.3×26656 N 计算得：Slmin≥0.667×1.3×26656＝23113 N 按传动条件应满足Slmin≥23113 N ②按垂度条件:
承载分支，托辊间距取a0=1.2m、两托辊间胶带垂度Cd=0.01时
Smin≥a0 (qB+qG)g/Cd＝1.2(21.6＋11.11)×9.81÷（8×0.01）＝4813N 回程分支，托辊间距取au=3m时
Smin≥au qB g/Cd＝3×21.6×9.81÷（8×0.01）＝7946 N 按垂度条件应满足Smin≥4813 N ③由回空分支区段上各项阻力总和计算: F3≈fLg(qRU＋ qB Cosα）+hg qB
＝0.025×465×9.81（5.4＋21.6Cos0°）+120×21.6×9.81 ＝28506 N
Smin＝28506＋23113＝51619N＜23113 N
比较上述计算结果，最小张力按满足传动条件取Smin=25964 N 7、头部最大张力确定：
Smax＝26656＋51619＝78275N
8、尾部张力确定：51619N－28506N=23113N 9、输送带强度校核：
m＝Sn÷Smax＝1.28×106÷58160＝22＞7 因此，选用St1600输送带满足强度要求。 10、拉紧行程：
对钢绳芯胶带机 lz =0.0035L+3≈4.393m
选取液压拉紧装置DYL－01－5/7，张紧行程5m、尾部最大张紧力7t。
29
11、其他主要部件选择： 减速器：DCY400-20 液力耦合器：YOXⅡZ560 制动器：YWZ5-400 12、计算结果：
DTL型，B=800mm，Q=100t/h，α=0°，L=465m，h=0m，γ=1t/m3 ，V=2.5m/s ，N=100kW（煤矿用防爆型、阻燃型)，拉紧装置DYL－01－5/7。
13、胶带机设备选型合理性分析
胶带机设备选型是依据《采矿工程设计手册》、《煤矿安全规程》并结合煤矿实际情况进行分析通过计算所选，选择合理，设备在运行中易遇到的事故问题在选型时已通过验算合格，运行安全可靠。
三、 回采工作面运输巷胶带输送机
工作面设计长100m，选用现有的型号为SSJ650/2×22型可缩胶带运输机，输送量160t/h，带速1.6m/s，输送长度800m，选用配套电动机，功率为2×22KW，满足15万t/a的运输要求。
五、 刮板运输机选型
工作面设计长100m，采煤工作面选用一台采煤机配备的SGB-420/30型刮板输送机，设计长度为100m，链速0.86m/s，运量150t/h，电机功率30Kw，能满足15万t/a的运输要求。
六、 主平硐胶带运输设备选型 1、已知条件
Q=100t/h α=0° L水平=398m H=0m γ=1 t/m3 V=2.5m/s 2、输送带宽度的计算 B=
Q
KγVCε式中：
K—断面系数，查表取堆集角为30°K=435 γ—物料密度（t/m3），查表取1.0 C—输送机倾角系数，查表取0.87 ξ—输送机速度系数，查表取0.98
30
计算得：B=
210＝0.5 m
435?1.0?2.5?0.87?0.98考虑到块煤粒等因素取B＝800mm 3、运输量验算：
Q＝3.6svkγ＝3.6×0.078×2.5×0.87×1000＝618t/h＞210t/h 4、传动滚筒圆周驱动力
Fu=cfL水平g[qRO+qRU+(2qB+qG)]+ FN+FS1+FS2+FSt 式中：c－附加阻力影响系数，查表取1.24 f－模拟摩擦系数，查表取0.025 g－重力加速度，g=9.81m/s2
qRO－承载托滚旋转部分质量， 10.59÷1.2＝8.83 kg/m qRU－空载托滚旋转部分质量，8.78 ÷3＝2.93kg/m
qB－输送带的质量，按带强为1600的钢绳芯输送带27×0.8＝21.6 kg/m Sn＝1.6×0.8＝1.28×106N.mm
qG－输送物的质量，100÷（3.6×2.5）＝11.11kg/m
FS1－特种主要阻力特种主要阻力,取槽形系数0.4、取托辊与输送带间摩擦系数
0.35
FS1＝CeμoL水平( qB+qG )gCosαSin1.5°
＝0.4×0.35×398×（21.6＋11.11）×9.81×COS0°×Sin1.5° ＝468N
FS2－特种附加阻力，取4000 N
计算得：Fu＝1.2×0.025×398×9.81〔8.83＋2.93＋（21.6×2＋11.11）〕＋11.11
×120×9.81＋468＋4000 ＝25285 N
5、电动机功率
P＝FuV/1000η＝1.15×25285×2.5÷0.81÷1000＝89 kW
取N=100kW
其中: 传动效率取0.81 6、最小张力确定: ①按传动条件:
传动滚筒采用包胶滚筒，单台电机，软启动，采用液力制动器Ka＝1.3，输送带在传
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