煤矿开采技术设计说明书

1、.云南能源职业技术学院毕业设计阐明PAGE ：.；PAGE 58云南能源职业技术学院毕业设计阐明书专 业： 煤矿开采技术 班 级： 采 矿 101 姓 名： 刘 永 伟 指点教师： 李 鸿 维 完成时间： 2021年12月10日 目录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc313130214 前 言 PAGEREF _Toc313130214 h 1 HYPERLINK l _Toc313130215 第一章 矿井概略及地质特征 PAGEREF _Toc313130215 h 3 HYPERLINK l _Toc313130216 第一节 矿井概略 PAGEREF _

2、Toc313130216 h 3 HYPERLINK l _Toc313130217 第二节 水文、地质特征 PAGEREF _Toc313130217 h 4 HYPERLINK l _Toc313130218 第三节 采区储量与消费才干 PAGEREF _Toc313130218 h 9 HYPERLINK l _Toc313130219 第二章 采区预备参数及方式 PAGEREF _Toc313130219 h 11 HYPERLINK l _Toc313130220 第一节 采区预备方式确实定 PAGEREF _Toc313130220 h 11 HYPERLINK l _Toc313

3、130221 第二节 采区参数 PAGEREF _Toc313130221 h 12 HYPERLINK l _Toc313130222 第三节 采区巷道布置 PAGEREF _Toc313130222 h 13 HYPERLINK l _Toc313130223 第四节 巷道掘进 PAGEREF _Toc313130223 h 15 HYPERLINK l _Toc313130224 第三章 采煤方法 PAGEREF _Toc313130224 h 17 HYPERLINK l _Toc313130225 第一节 概述 PAGEREF _Toc313130225 h 17 HYPERLINK

4、 l _Toc313130226 第二节 消费系统 PAGEREF _Toc313130226 h 18 HYPERLINK l _Toc313130227 第三节 采煤工艺 PAGEREF _Toc313130227 h 20 HYPERLINK l _Toc313130228 第四节 回采工艺 PAGEREF _Toc313130228 h 21 HYPERLINK l _Toc313130229 第四章 顶板管理 PAGEREF _Toc313130229 h 23 HYPERLINK l _Toc313130230 第一节 支护设计 PAGEREF _Toc313130230 h 23

5、 HYPERLINK l _Toc313130231 第二节 顶板管理 PAGEREF _Toc313130231 h 24 HYPERLINK l _Toc313130232 第五章 采区通风设计 PAGEREF _Toc313130232 h 25 HYPERLINK l _Toc313130233 第一节 采区瓦斯涌出量预测 PAGEREF _Toc313130233 h 25 HYPERLINK l _Toc313130234 第二节 采区通风 PAGEREF _Toc313130234 h 27 HYPERLINK l _Toc313130235 第三节 灾祸预防及平安设备 PAGE

6、REF _Toc313130235 h 34 HYPERLINK l _Toc313130236 第六章 采区主要消费设备 PAGEREF _Toc313130236 h 39 HYPERLINK l _Toc313130237 第一节 提升设备 PAGEREF _Toc313130237 h 39 HYPERLINK l _Toc313130238 第二节 防尘设备 PAGEREF _Toc313130238 h 41 HYPERLINK l _Toc313130239 第三节 通风设备 PAGEREF _Toc313130239 h 44 HYPERLINK l _Toc313130240

7、 第四节 排水设备 PAGEREF _Toc313130240 h 46 HYPERLINK l _Toc313130241 第七章 劳动组织及平安经济目的 PAGEREF _Toc313130241 h 48 HYPERLINK l _Toc313130242 第一节 劳动定员及劳动消费率 PAGEREF _Toc313130242 h 48 HYPERLINK l _Toc313130243 第二节 矿井设计主要技术经济目的 PAGEREF _Toc313130243 h 49 HYPERLINK l _Toc313130244 心得领会 PAGEREF _Toc313130244 h 5

8、5 HYPERLINK l _Toc313130245 参考文献 PAGEREF _Toc313130245 h 57前 言富源以丰富的煤炭资源知名省内。全县已探明的煤炭储量60多亿吨，远景储量200多亿吨，占云南省总储量的三分之一以上，全县储量面积800多平方公里，占县域总面积的四分之一强。而分布在该矿区井田范围内的探明储量达1.28亿吨。一、工程建立的必要性及能够性近年来我省工农业开展较快，煤炭工业也得到长足开展，但由于多年的煤炭市场不景气，根本建立投入缺乏，导致煤炭行业的开展严重滞后，煤炭市场出现供不应求的局面，供求关系的矛盾日益突出。特别是2003年，全省经济出现恢复性增长，全省出现各

9、个行业用煤短缺，电力用煤不断紧张、冶金用煤告急、化工用煤告急，严重影响了全省经济的开展。因此，大力开展煤炭工业，充分发扬煤炭工业的根底位置，不拖全省经济开展的后腿曾经刻不容缓。由于全省各个行业的用煤需求不能得到较好的满足，作为我省开展 “两烟、云药、电力、磷化工、旅游等五大支柱产业和绿色经济强省的战略想象不能得到很好的落实，煤炭工业的落后曾经对上述产业的开展构成严重制约。有鉴于此，必需大力开展煤炭产业，有力支持全省经济开展，该煤矿的改扩建对地方经济的开展和缓解全省的用煤需求，支持上述产业的开展具有一定的意义。二、编制本设计的根据云南省一四三煤田地质队一九六七年九月提交的，一九七六年三月提交的。

10、该煤矿消费技术部一九九九年所作的。云南省该煤矿二号矿井C17，C18煤层底板等高线图。第一章 矿井概略及地质特征第一节 矿井概略一、矿区地理位置矿井位于富源县城之北约7km处，隶属富源县。矿井地理位置坐标：东经：10015171041636北纬：254311254457矿井至富源县约7km，在富源与滇黔公路相接滇黔公路为高速公路，西至昆明200km，东到贵阳421km。矿区公用铁路支线与滇黔二线的富源车站相接，仅6km，交通非常便利详见图1-1。图1-1 该煤矿交通位置图二、开发史及范围该煤矿矿井于1987年12月20日开场建立，于1994年12月25日施工投产，1995年12月1日正式移交。

11、开采的是该矿区一井田的深部煤层，井田位于富源县城之北约7公里，属某矿区的南段，井田呈一菱形断块，南起到刘家湾F1断层，北之打磨沟F16断层与二井田分界。三、地形、地貌井田地形为高山地形，水沟纵横分布，北高南底，普通标高在1900米左右，最高标高2076.6米，最低标高1758米，高差320米。四、气候、地震气候条件为亚热带季风气候气候，无地震。五、交通情况矿区内有富源-宣威。洋场公路纵置井田南北，南与滇黔公路相连，西至昆明237公里，东到贵阳421公里，至庆云矿区22公里，交通方便。第二节 水文、地质特征一、 水文特征1、气候地形及地表水特征该矿二号井地表地形为低中山地形、西高东低，北高南低，

12、最高处为口头山，高程1979米，最低处为外山口村，高程为1756米，高差223米，井口向东300米有煤炭湾小河，由北向南流入块择河，是一条在矿区内发源的季节性河流，雨季最大流量为4.184m3/秒，旱季断流，属南盘江水系。本区属温带季风型山区气候，历史记载的最低气温为11，一月平均气温最低0.9，夏季最高气温34.9，七月平均最高气温25，年平均气温13.8。每年5至10月为雨季，11月至次年的4月为旱季，年平均降雨量1100毫米，年蒸发量1900毫米。最大风速24米/秒，夏季平均2.6米/秒，冬季平均4.0米/秒。 该矿二号井的行政区属云南省富源县中安镇迤山口办事处的管辖区内，所开采的资源也

13、在该辖区内。2、地层含、隔水性本井的水文地质条件属简单偏中等，含水层有上复的卡以头组(Pk2)，主要岩性为灰绿色中厚层状的粉砂岩、细砂岩，含孔隙水及裂隙水，单位涌水量为0.-0.000165公升/秒.米。煤系地层中的灰色薄至中厚层状的粉砂岩，细砂岩含孔隙水及风化裂隙水，但由于煤系地质中的隔水层较多，所以含水性较弱。涌水方式普通是从巷道中，采空区中渗出，大者沿裂隙发育地段呈线状流出。要挟矿井平安消费的水文要素主要是上部的小窑水，由于在二号井的上部为已报废的该矿一号井，两井之间有许多巷道及采空区相连通，在一号井的上部为乡镇煤矿及许多目前已停采的小窑，这些煤窑在不同的煤层，不同的部位与该矿一号井相通

14、，虽经多次封锁，但小窑为了本身的利益，想方设法与该矿一号井沟通，便于其通风排水，因此在雨季，地表水部分流入小窑，小窑又流入一号井，一号井的水部分又流入二号井，客观上呵斥水文情况复杂。二、地质特征一、井田地质情况1、井田地质情况在矿井范围内地层呈单斜构造，走向北东40，倾向南东，倾角1017。在井田边境断层F1附近，倾角最大达35。矿井内中小型构造发育，属构造复杂型的井田。2、地层该矿二号井接揭露的地层由新到老为：卡以头组P2K：位于煤系地层上部，厚约120m，以灰绿色粉砂岩、细砂岩为主，夹粉砂质泥岩及泥岩，部分夹紫红色泥岩及粉砂质泥岩。龙潭煤组(P2L)：又称宣威组。地层总厚度223m。岩性为

15、灰色中厚层状细砂岩，薄至中厚层状粉砂岩，菱铁质粉砂岩，泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩等。3、含煤地层含煤地层为二迭系龙潭组，煤系地层厚222 m，含煤5558层，含煤总厚25m，含煤率为11.3%，其中可采C1、C6、C9、C17、C18共5层，可采煤层总厚度普通为6.15m，含煤率为2.8%。4、构造经该矿一号井开采和该矿二号井一程度揭露，在二号井内的大中型断层，部分已控制清楚，深部由于钻探工程较少，控制程度较低。5、井田范围内可采煤层井田内可采煤层为C17、C18，现分述如下：C17煤层，厚度0.841.79m；距C9煤层90m，普通含23层夹矸，部分为单一构造，夹矸为灰色泥岩。伪

16、顶为厚0.2m的灰色泥质粉砂岩。直接顶为厚2m的灰色中厚层状泥质粉砂岩。伪顶弧形裂隙发育，易垮落。C18煤层，厚度0.791.72m，距C17煤层11m，为复杂构造煤层，含15层夹矸，大部分含4层夹矸，上部的二层夹矸为灰色泥岩，下部为黑棕色隐晶质高岭石泥岩。伪顶为厚0.2m的灰色泥岩，直接顶为厚3m的中厚层状粉砂岩。6、开采技术条件煤层顶底板多为砂岩、粘土岩、页岩、粉砂岩等。由于多数煤层间距较小，普通无老顶，直接顶厚为10m左右，煤层顶部普通有0.030.05m伪顶，随采随落，直接顶初次垮落步距为8m左右，随任务面推进直接顶随采随落。二、邻区地质及水文地质情况该采区位于二号井深部，在采区的最南

17、边，由于F1断层的影响，伴生了一个较小的向斜构造，地层走向普通北东350 左右，倾向南东，倾角140200 ，在F1断层附近最大达360左右。水文地质：该采区属于是深部开采，采区主要涌水量来源有：一是上部采空区积水向下浸透，二是上部的小煤窑在不同的部位与二号井相通，因此在雨季，地表水流入小窑，小窑水又向下浸透。呵斥在雨季时涌水量增大。三、采区地层201、202采区的煤系地层属二迭系上统龙潭煤组的C17、C18、C9、C6煤层，C17煤层与C18煤层层间距约为12米至16米，C17煤层与C9煤层层间距约为90米至100米，C9煤层与C6煤层层间距约15米至17米。龙潭煤组地层下起上二迭世娥眉山玄

18、武岩顶界，上至三迭世卡以头组底界，地层总厚180米至223米。四、煤层特征本采区开采的煤层属于上二迭统龙潭煤组第三段的C17、C18煤层，其特征如下：C17煤层：煤层厚度约1.56米，井田浅部、中部较厚，向深部有变薄趋势，大部 分为单一构造，有时下部有泥岩夹矸一层，煤层构造呈1.100.120.34米，井田中部夹矸增厚，煤层出现分叉，其下分层多不可采。C18煤层：煤层厚度约1.50米，煤层构造比较复杂，为0.140.090.410.060.250.570.460.070.090.100.13米，按其构造可划分为上下两个层段，上段普通厚约0.94米；顶、底部各有泥岩夹矸一层，上下段之间为泥岩，普

19、通厚0.57米，最大为2.67米。下段普通厚约0.82米，下部常有泥岩夹矸两层。普通说来下分层厚度变化大、稳定性差，构造复杂。五、煤层顶底板岩性及层间距 1、煤层顶底板岩性C17 煤层，伪顶厚0.2米的灰色泥岩或灰色粉砂质泥岩，直接顶厚2米，为灰色中厚层状泥质粉砂岩，直接底厚0.4米，为灰色泥岩，呈硬塑状，伪顶弧形裂隙发育，易垮落。老底为灰色中厚层状泥质粉砂岩。C18 煤层，伪顶厚0.2米的灰色泥岩，直接顶厚3米，为灰色中厚层状粉砂岩，直接底为浅灰色至灰色薄层状粉砂质泥岩，厚度为0.2米至0.5米；老底为灰色中厚层状泥质粉砂岩。2、层间距C17 煤层至C18 煤层层间距为10米。第三节 采区储

20、量与消费才干采区储量煤层称号工业储量/万t 煤的损失量/万t采出率/可采储量/万t厚度损失其他损失称号或地点数量C17414维护煤柱2031368940.97115.101C18152.312煤柱及支护30.4647.3680.95121.848表1-3-1煤质：煤层灰分普通为22.531.9%，硫份为0.280.71%，34.6438.24%，含磷量为0.080.03%，分析基弹筒发热量为55886414卡/g，焦油率为911，灰熔点12901435，胶质厚度1118.5mm。 煤种以1/3焦煤为主。二、采区消费才干及效力年限一、矿井任务制度矿井任务制度设计采用“三八任务制两班采煤，一班预备

21、，每班净任务时间为8小时，矿井设计年任务日为300天。二、效力年限该矿井消费才干15万t/a该采区设计效力年限T为： T=Zn(AK) =222.68(151.3)=11.4a式中：T矿井效力年限，a； Zn矿井可采储量，万t； A矿井设计消费才干，万ta； K储量备用系数。根据以上计算，开采范围内的储量按15万t/a计算可效力11.4a第二章 采区预备参数及方式第一节 采区预备方式确实定一、 采区布置方案从本采区的煤层赋存情况来看，由于煤层的倾角14，可以采用走向长壁开采；该采区的两层煤之间的间隔 在10米左右，采用集中上山布置巷道进展开采，减少了井下巷道的任务量，可节省大量的人力和物力；

22、C18煤层底板为砂岩，属于中等稳定的岩层，将运输和轨道两条上山布置在上面，具有很大的可行性。二、采区预备方式确实定 遵照的原那么：1有利于合理集中消费，保证采区有合理的消费才干和增产潜力；2力求技术先进、经济合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护任务量，减少设备占用率和消费本钱费用，便于采区和任务面正常交替；3平安消费条件好，符合的有关规定4煤炭损失少，有利于提高资源采取率。综上所述，采区的预备方式确定为上山双翼采区集中上山结合布置的预备方式。第二节 采区参数一、采区走向长度确实定根据本矿的详细情况，由于受地质要素影响这一采区走向长不均匀，走向长268m-1112m之间。二、确定区段斜长及

23、区段数目由于设计的采区的走向长不均匀，倾斜也不均匀出现三角状，任务面走向长度和倾斜长度遭到一定的影响。结合实践情况任务面长度定为80m，巷道的掘进采用双巷掘进，一切区段的斜长为90m。将划分为3个区段进展回采。三、煤柱尺寸由于采区内区段间的开采顺序采用下行式；煤层间的开采顺序也采用下行式。主要开辟巷道均布置在18号煤层的底板中，采区边境留20m煤柱，区段间留10m煤柱。此外，除电厂、铝厂等建筑下面留设煤柱外，其他均不留煤柱。四、区段无煤柱护巷区段无煤柱护巷可采用沿空留巷或沿空掘巷：一沿空留巷：普通适用于开采缓斜和倾斜、厚度为2m以下的薄及中厚煤层，这样的方法与留煤柱护巷比可以减少维护煤柱的损失

24、量，而且可以减少平巷的掘进工程量。沿空留巷时区段的布置主要采用的是后退式沿空留巷的方式：先掘出分段运输巷到采区边境，任务面后退式回采，回采后在沿空留出平巷作为下区段的回风巷。这种方式，可抑制前进式回采时前方煤层赋存情况不明和留巷影响任务面端头采煤等缺陷，但要添加平巷的掘进工程量。二沿空掘巷：就是沿着已采任务面的采空区边缘掘进区段平巷，这种方法利用采空区边缘压力小的特点，沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘掘进，有利于区段平巷在掘进和消费期间的维护。多用于开采缓斜和倾斜的中厚煤层和厚煤层。沿空掘巷虽然没有减少区段的数目，但是不留或少留维护煤柱，减少了采区内煤炭的损失量。又由于巷道布置在采空区的边缘

25、，这样巷道的维护相对要简单许多。由于沿空掘巷的巷道受压较小，对支护的要求不如沿空留巷严厉，普通梯形火属支架、木支架均可用。经过上面的论述，该矿采区的区段平巷采用沿空留巷布置的方式，并且每一个区段留10 m的区段维护煤柱。第三节 采区巷道布置采区上下山的布置本采区采用集中上山进展结合布置开采，在+1525程度大巷开掘采区下部车场和采区上山，采区上山布置于C18煤层内，经过采区溜煤眼和采区中部车场与C17煤层联络，C18煤层的区段运输巷直接和运输上山相连。 二、区段平巷的布置区段平巷布置方式有单巷布置和双巷布置两种方式。本采区采用双巷布置，即一条区段回风平巷和一条运输平巷，C18煤层内的任务面掘进

26、区段运输平巷的同时，掘出下区段回风平巷，巷道之间用联络巷衔接。三、联络巷道的布置C17煤层任务面回风巷和回风井之间有一段煤层C18回风巷之间采用石门衔接，C18煤层区段运输平巷和溜煤眼相衔接。在一采区内只布置开切眼、任务面运输顺槽、任务面回风顺槽、经过运输石门和回风石门与主回风、副斜井相衔接，主要开辟巷道布置在18号煤层中，并在两层煤层中布置运输回风平巷。四、采区车场本采区车场设计包括下部车场、中部车场。其中，采区下部车场设置有装车站、绕道、煤仓等。根据装车站的地点，该下部车场属于大巷装车式；根据轨道上山的绕道位置，该下部车场为顶板绕道式车场。采区中部车场单石门及溜煤眼布置的中部车场。五、 采

27、区硐室采区硐室包括采区煤仓、采区绞车房和采区变电所。采区内在上山最下部的程度集中大巷上方布置采区煤仓，采区煤仓往上20米的两条巷道之间布置采区变电所，绞车房安设在轨道上山的尽头。六、采区主要巷道断面确实定根据通风、运输等要求采区上山、区段平巷等的断面并列表2-3-1表2-3-1 采区主要巷道断面、支护方式表序号巷道称号断面外形支护方式断面积巷道长m条数条工程量m1程度运输大巷梯形料石砌碹11320135202运输上山梯形U型钢支架6.4900157603轨道上山梯形U型钢支架6.4910158244采区下部车场半圆拱工字钢5.59014955采区中部车场半圆拱工字钢5.53011656区段运输

28、平巷半圆拱工字钢5.5350238507区段回风平巷半圆拱工字钢5.5355239058区段石门半圆拱料石砌碹5.54549909联络巷梯形工字钢5.520888010区段回风大巷梯形工字钢102502500011其他硐室料石砌碹1810023600第四节 巷道掘进一、巷道断面和支护方式根据矿井煤层围岩条件和各类巷道的用途、效力时间，并参照矿井实践消费阅历。确定效力时间较长的井底车场、石门、程度运输大巷、程度回风大巷采用半圆拱形断面，料石砌碹支护；对于各任务面进风斜巷、回风斜巷、联络巷等采用梯形断面，金属支架支护；采煤任务面开切眼采用矩形断面，木支架支护。各巷道断面大小和所运用的支护资料见上表

29、。二、掘进任务面数和掘进设备配备矿井投产采区移交消费时共配备了四个掘进任务面，分别为2182任务面进风斜巷掘进头；+1955m回风大巷掘进任务面；+1860m西翼回风大巷掘进任务面；2182任务面回风斜巷均采用钻爆法掘进。各掘进任务面主要配备KZG12型隔爆振动钻一台，ZMS12A型湿式煤电钻一台，BKY65-4X型局扇一台。+1700m回风大巷掘进任务面还配备了TXU75A型平安钻机一台。三、矿井消费时的采掘比和矸石率矿井消费时采掘比为1：2；估计矸石量为矿井原煤产量的10，即矿井矸石量估计为15kt/a。四、移交消费时的井巷工程量和三个煤量矿井移交消费时井巷工程量为6245.5m，其中岩巷

30、1650.5m，半煤岩巷为4365.0m，煤巷为230.0m。掘进率41.6mkt。见井巷工程量汇总表表3。矿井移交投产采区消费时的三个煤量及可采期如下：开辟煤量1868.8kt 可采期9.5a预备煤量242.65kt 可采期1.62a回采煤量168.45kt 可采期9.1个月表3 井巷工程量汇总表序 号工程称号长 度 m掘 进 体 积 m3岩巷半煤巷煤巷小 计岩巷半煤岩巷煤巷小 计1井 筒789.0789.05111.45111.42井底车场及硐室453.5453.53733.23733.23盘区408.04365.0230.05003.2259.022944.0736.025939.04

31、合 计1650.54365.0230.06245.511103.622944.0736.034783.6第三章 采煤方法第一节 概述采煤任务面位置及开采范围矿井移交消费采区的布置本着“先近后远、先易后难；多布置煤巷，少布置岩巷的原那么。采区设计年消费才干为150kta，由于采区可采煤层薄，因此，采区达产时，各布置一个对拉采煤任务面来保证煤矿150kta的年消费才干。矿井移交投产采区为： +1525m程度的采煤任务面为2171任务面； +1860m程度的采煤任务面为2172任务面。详细布置详见图二、采煤任务面与相邻煤层及相邻已采采区的联络 本采区与相连采区经过运输石门相连，本采区两个采煤任务面的

32、程度运输大巷和采区回风大巷为原相邻已采采区共用，采区所需资料、采出的煤、运出得矸石都是从大庆二号井，相邻已采采区的所需监测设备同本采区监测总站相连。 本采区所属C17、C18煤层与C9、C6煤层同属于二迭系上统龙潭煤组C17煤层与C9煤层层间距约为90米到100米。第二节 消费系统一、运煤系统C17号煤层中2171任务面和2172任务面的煤分别由任务面SGW-40(或44)型可弯曲刮板运输机保送至区段运输平巷中的DSP740/800型可伸缩带式保送机(经SZB-630-30转载机转载)，而后保送至2171任务面溜煤眼下放到采区运输上山，经运输上山内的SJ-80X型带式保送机运送到采区煤仓，于+

33、1525运输大巷内装矿车，经+1525井底车场由主斜井绞车提至地面煤仓翻卸。二、排矸系统+1525程度的掘进任务面矸石装矿车后，经+1525运输大巷至+1525下部车场由主斜井绞车提至地面排卸。2171和2172任务面的矸石那么由任务面回风平巷进入轨道上山，再经井底车场到运输大巷，以后由主斜井绞车提至地面排卸。三、资料、设备运输系统各掘进任务面所需设备、资料由运输大巷经采区下部车场后进入轨道上山，经中部车场后到达掘进任务面；而到达采煤任务面的设备和资料那么经上部车场到达2171和2172任务面回风平巷内，以后由人力推至任务面即可。四、通风系统任务面所需求的新颖风，由+1525程度运输大巷、采区

34、下部车场、轨道上山、采区中部车场以及采区石门进入到掘进任务面和采煤任务面的进风平巷。任务面的污风经回风石门C17煤层采煤任务面产生的或运输上山到回风井并排至地面。掘进任务面的风需求经轨道上山中的部分通风机分配。采区变电所和轿车饭需求的新颖风由直接由轨道上山进入，用调理风窗控制风量。五、动力供应系统高压电缆由井底中央变电所经程度运输大巷和采区下部车场到达采区变电所，经过降压后分别经过电缆送到采煤和掘进的任务面配电点及运输上山、轨道上山和绞车房等用电地点六、供水和排水系统供水：采煤任务面和巷道转载点所需求降尘喷雾洒水的用水，是由地面水池经过采区风井用公用管道送到用水地点的。也可以从井底净化水池经过

35、加压后，经过公用管道井程度运输大巷送到用风地点。排水：采区内各处矿井水可分别经过各任务面进风斜巷或任务面回风斜巷水沟自流至，运输大巷水沟自流经井底车场汇入井底车场水仓；+1525程度采区内各处矿井水可分别经过各任务面进风斜巷或任务面回风斜巷水沟自流至程度运输大巷水沟自流入井底车场水仓，经主排水泵房由主斜井内的排水管抽排至地面。第三节 采煤工艺一、破煤根据本矿详细情况，不具备运用采煤机条件，所以采用爆破落煤。包括打眼、装药、填炮泥、联炮线和爆破等。附图；炮眼布置图、炮眼装药构造表示图消费期间爆破资料耗费：炸药300kg/kt，雷管750发/kt二、装煤在保送机的煤壁侧装上铲煤板，在保送机采空侧装

36、上挡煤板，任务面配备SGD型双伸缩切顶墩柱，切顶墩柱可经过大推力千斤顶的收缩实现自行前移，并可在推移保送机时铲装煤。打眼和装药时将挡煤板放倒，放炮是挡煤板立起，防止煤北崩过撒落采空区，可使60以上的煤自行装入保送机，余下的煤在大推力千斤顶的推进下被铲煤板铲入保送机。总之人工装煤辅以爆破自装。三、运煤采煤任务面的运煤方式采用可弯曲刮板保送机运煤四、任务面支护 任务面支护运用单体液压支柱和铰接顶梁组成的金属支架附任务面支架布置图支护资料耗费；坑木：8.0m3/kt五、采空区处置采空区处置方法采用全部垮落法，经过回柱放顶、移架使任务面控顶距范围以外的顶板岩层有方案地垮落下来，根本填满采空区，同时维护

37、好控顶距范围内的顶板，使其坚持完好。第四节 回采工艺一、设备的选用采煤任务面采用ZMS12A型湿式煤电钻打眼，爆破落煤，人工装煤、放顶。任务面铺设SGB320/15型刮板保送机。采煤任务面采用摩擦式金属支柱，金属支柱采用HZJA1600型，支柱排距1.0m，柱距0.8m，采用“三五排控顶，全部跨落法管理顶板，最大控顶距4.7m，最小控顶距2.7m，采用HSY5型液压升柱器升柱，HH12型回柱器回柱放顶。任务面推进方向为回采任务面沿煤层倾斜方向，向运输大巷及回风大巷推进。二、采煤任务面的循环数与推进度矿井移交投产时有2个采煤任务面。由于投产采煤任务面为打眼爆破落煤，人工装煤，循环率取0.80。任

38、务面采煤班每班进度0.8m，任务面为“两采一准，故任务面日推进度为1.6m，年任务日按330天思索，那么年推进度为：年推进度=日循环进度设计年任务日循环率 =1.63300.80 =422.4m三、采区及任务面回采率本区煤层属薄及中厚煤层，采区回采率取0.85、0.80，任务面回采率取0.97、0.95。四、任务面消费才干及移交消费时的矿井产量1、任务面消费才干A1计算A1=任务面长年推进度采高煤容重任务面回采率 =80422.41.561.390.95+80422.41.561.390.97 =140.986kt2、掘进煤量A2计算根据煤层厚度及消费期间回采任务接替所需巷道掘进工程量，设计掘

39、进煤量估算为采煤任务面产量的5%。A2=A15% =140.9865% =7.049kt单个任务面3、移交消费时的矿井产量矿井移交消费时的年产量为回采任务面、掘进任务面的出煤量消费才干之和。那么矿井的消费才干A为：A=A1+A2 = 140.986+7.049 =148.035kt第四章 顶板管理第一节 支护设计任务面的支护该采煤任务面所采用的是炮采落煤，所以所采用的支架单体液压支架。支架支护强度估算法如下：P=Mr/(K-1)n10-3 =1.614.61.3-12.210-3 =0.17Mpa式中：P 支架支护强度，MPa；M 任务面采高，取1.6m；r 煤层顶板岩石容重，取14.6KN/

40、 m；K 顶板岩石碎胀系数，取1.3；n 思索老顶来压动载及平安系数，取2.2。根据以上计算结果，要求支护强度大于0.17MPa。因此，为了配合好炮采运用，支护强度大于0.17MPa，支撑高度1.52.5m该采区的回采工艺为炮采，设计为二个任务面保产，任务面的长度为80m， 18号煤层厚度为1.6m，煤层平均倾角为14，顶板稳定。 第二节 顶板管理本矿采用的是炮采落煤，而且煤层的顶底板条件较差，所以采用全部垮落发处置采空区。再加上本矿井的瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。应及时处置好顶板的垮落。 第五章 采区通风设计第一节 采区瓦斯涌出量预测该煤矿根据富源县煤炭工业管理局的一致安排部署，近几年对矿井

41、逐年进展瓦斯等级鉴定，本矿井鉴定结果为低瓦斯矿井。该煤矿区17号煤层瓦斯生成、贮藏、富聚地质条件较差，而运移、分散、释放条件较好，矿井瓦斯含量较低。但随着矿井消费向深部开辟延伸，井下瓦斯含量会日趋增高。综合思索，本设计按低瓦斯矿井进展通风设计。今后的矿井消费建立应进一步加强瓦斯的日常监测任务，改善矿井通风条件，加强平安教育，做到防患于未然。一、瓦斯该煤矿矿井2004年煤矿测定的绝对瓦斯涌出量为0.632 m/min，相对涌出量为7.234 m/ t.日；2005年测定的绝对瓦斯涌出量为0.737 m/min，相对涌出量为6.799 m/ t.日；瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井。但随着矿井向深部延

42、伸，不排除有瓦斯涌出量添加的能够，应加强瓦斯管理任务。二、防爆措施一、供以足够的风量投产时期风量分配原那么为：2171任务面配风量为3.3ms，2181任务面配风量为4.7ms，独立供风掘进头配风1.7m/s，其它通风巷道配风量为0.7 m/s。风量分配详见“通风系统图。上述风量分配及风速均能满足排放瓦斯要求,同时巷道断面外形、支护资料及巷道弯道半径的选择等，均应能防止部分地段的瓦斯集聚，使矿井有一个良好的通风系统。二、井下电气设备及维护 本矿井按低瓦斯矿井思索，矿井通风平安设备按矿井通风平安配备中的有关规定来配备。满足要求。三、加强通风瓦斯管理措施1、 矿井通风系统必需坚持合理，各用风地点的

43、风量配给必需有措施维护；必需定期测风和调理风量；主扇必需坚持24小时不延续运转。2、 井下各种通风设备和监控系统必需严厉管理，配备“两闭锁做到经常维护；主要进回风路之间的主要风门要设置反向风门，以构成反风系统；每年必需进展一次瓦斯等鉴定和反风演风。3、 加强部分通风管理，严禁随意开停局扇。4、废巷、盲巷和暂不运用又无通风的巷道要及时密闭，并打栅栏，提示警标。5、建立瓦斯日报签审制度。矿长、总工程师技术担任人必需每天对瓦斯日报签审。6、矿井通风系统表示图要定期改绘；有艰苦改动时要及时改绘，并对通风设备即使采取调整措施。7、 加强井下电气设备管理，杜绝失爆。三、隔爆措施本矿井采用用隔爆水袋水棚隔爆

44、。隔爆水袋水棚由安设于巷道顶部充溢水的水袋组成。当发生爆炸时，冲击波将水袋破碎瀑洒出来，水在高温下气化为水雾带充溢整个巷道，并吸收大量热量，以此抑制、熄灭接踵而来的火焰，阻止爆炸的传播。一水棚的构造与选型本矿井水袋选用GBSD60型，根据采区巷道布置，在主要运输大巷、集中回风大巷以及任务面运输巷和任务面回风巷及主要掘进头安装隔爆水棚。二水棚布置 为了有效的阻止爆炸事故的扩展，在2171任务面进风斜巷、2171任务面运输斜巷、2171任务面回风斜巷、2181任务面进风斜巷、2181任务面运输斜巷、2171任务面回风斜巷、+1525运输大巷掘进头设置辅助水袋棚共7处。在+1525运输大巷、+170

45、0回风大巷设置主要隔爆棚共5处，掘进巷道的辅助隔爆棚待巷道长度满足要求后再安设3处。每棚安设两袋，棚距为2.0m，共安设17棚，棚区长度为34m。水袋就近从井下消防洒水管网取水。第二节 采区通风一、通风方式和通风系统的选择本矿井改扩建后采用中央并列式通风系统，通风方式为机械抽出式。设置一个中央回风斜井，担负全矿井的通风。投产时主要通风线路为：1525运输大巷+1525井底车场及主石门轨道上山2171任务面进风斜巷2171任务面2171任务面回风斜巷运输上山及石门中央回风井风硐地表。二、掘进及硐室通风掘进任务面均采用局扇压入式通风。局扇选用四台2BKJ60No4型局扇,均为独立通风方式。三、采区

46、风量、风压计算一按井下同时任务的最多人数算 Q采=4NK =41801.20 =864 m3/min式中 Q采采区总需风量，m3/min N为井下同时任务的最多人数，人 4每人每分钟供风规范，m3/min K矿井通风系数，取1.20二按采煤、掘进、硐室等处实践需风量计算1、采煤任务面需风量的计算按瓦斯涌出量计算 Q采=100Q瓦K瓦Q采采煤任务面需风量，m3/minQ瓦采煤任务面绝对瓦斯涌出量，m3/minK瓦采煤任务面瓦斯涌出不均匀备用系数，取1.5按任务人员数量计算 Q采=4N采 =430 =120 m3/min式中 N采采煤任务面同时任务的最多人数，人按风速验算 600.25S采Q采60

47、4S采 86.58Q采5经计算，采煤任务面实践需风量取120 m3/min按炸药运用量计算 Q采=25A采，m3/min式中 25每运用1kg炸药的供风量，m3/min A采采煤任务面一次爆破运用的最大炸药量，kg2、掘进任务面需风量计算按瓦斯二氧化碳涌出量计算 Q掘=100Q瓦K掘式中 Q掘掘进任务面实践需风量，m3/min Q瓦掘进任务面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min K掘掘进任务面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，普通取1.802.0.按炸药运用量计算 Q掘=25A掘，m3/min式中 25运用1kg炸药的供风量，m3/min A掘进任务面一次爆破所用的最大炸药量，kg按部分通风机吸风

48、量计算 Q掘=Q通IK通，m3/min =12041.3 =624 m3/min式中 Q通掘进任务面部分通风机额定风量，m3/min I掘进任务面同时运转的部分通风机台数，台 K 通通风备用系数，由于进风巷中有瓦斯，取1.3按任务人员数量计算 Q掘=4N掘，m3/min =480 =320 m3/min式中 Q掘掘进任务面需风量，m3/min N掘掘进任务面同时任务的最多人数，人按风速验算 由于掘进任务面都是煤巷或半煤岩巷，所以 600.25S掘Q掘604S 82.5Q掘1320阅历算，掘进任务面的实践需风量取624 m3/min3、采区内的硐室有变电所和绞车房，按阅历值确定取80 m3/mi

49、n4、采区内其它巷道需风量的计算 Q其=Q采+Q掘+Q硐5 =1202+624+80+805 =51.2 m3/min式中 Q采采煤任务面实践需风量，m3/min Q掘掘进任务面实践需风量，m3/min Q硐采区内硐室实践需风量。m3/min三采区总风量的计算 Q采区=Q采总+Q掘总+Q硐总+Q其它K =1202+1202+624+160+51.2K = 1494.48m3/min 式中 Q采总采煤任务面需风量之和，m3/min Q掘总掘进任务面需风量之和，m3/min Q硐总独立通风硐室需风量之和，m3/min Q其它其它用风地点需风量之和，m3/min K矿井通风系数，取1.15。矿井总风

50、量分配的原那么及方法a.通风系统及风量分配详见“矿井通风系统表示图。b.分配原那么：矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；一切巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足规程的各项要求。c.分配的方法：首先按照采区布置图，对各采煤、掘进任务面、独立通风硐室按其需风量配给风量余下的风量按采区产量、采掘任务面数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点用于维护巷道和保证行人平安。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进展验算，使其符合规程对风速的要求。四、矿井风压的计算1、风压计算按以下公式计算： H摩=LUQ2/S3 1式中

51、：H摩井巷摩擦风阻，NS/m8摩擦阻力系数，NS2/m4L井巷长度，mU井巷断面净周长，mS井巷净断面积mQ巷道内流过的风量，m3/min H局= pv2/2 2式中：为部分阻力系数p风流的密度，kg/m3v部分地点前后断面上的风速，m/s阅历算，h摩=324 pa，h局=32.4 pa。由计算结果得知：通风容易时期风压：h阻易=356.4Pa通风困难时期风压: h阻困=372.6Pa2、矿井等积孔的计算 A=1.19Q/h1/2投产时期矿井的等积孔为1.34m属中等阻力矿井;困难时期矿井的等积孔为1.21m也属中等阻力矿井。五、通风设备及降低风阻、防止漏风的措施1、根据通风需求，安设风门、调

52、理风门；2、同一井巷内安设两道风门时，必需保证两道门不同时开启，呵斥风流短路；3、勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；4、严厉按设计掘进、支护巷道，以保证巷道断面尺寸；5、加强对各种通风设备和巷道的日常管理。6、相邻巷道掘进时，尽量减少放炮震动，同时留意加强支护，防止岩体或煤体松动或破碎，以有效防止漏风；7、加强对各通风设备的管理，对应密闭的地点要采用构筑物或永久密闭安装密闭，以保证满足通风及其它功能需求；8、加强各通风设备的日常管理，保证通风设备满足设计和运用功能的需求。第三节 灾祸预防及平安设备一、井下火灾预防一、概略本矿井开采范围内，主采煤层未做煤层自燃倾向的鉴定，根据本矿井和相邻矿

53、井实践消费，本专篇暂按不自燃设防。本矿供电系统设计中的井下供电为中性点不接地系统，地面生活照明为中性点接地系统，设计供电系统有完善的维护接地和漏电维护功能，选用配电设备有完善的短路、过流、过负荷、断相等维护功能，能有效防止雷电、短路、过流、过负荷引起的火灾。矿井主要火灾危险为外因火灾。二、外因火灾预防1、严厉执行和有关规定。2、严厉矿井瓦斯、煤尘、一氧化碳的检查、管理制度，防止井下爆炸事故的发生。3、严厉对产生高温、明火、火花的设备、器材等的管理、操作、维护、检修、检查，并构成制度。4、严厉放炮管理、操作制度，严禁用控制线、动力线路、明闸刀放炮，只准用放炮器放炮。5、严禁携带烟草、火种入井，严

54、禁井下明火作业如电焊、氧焊等。井下一不得运用传呼机、手机。6、井下电器、机电硐室采用锚喷或钢材等不燃性支护，并存放规定数量的消防、器材。7、在车场附近分别设置2个SN50型消火栓；在井下易发火点附近安放4套MFZL5型干粉灭火器，以便发生火灾时运用。8、井下入井电缆采用阻燃电缆，导风筒采用阻燃资料制造。9、井下灭火器配置详见表5-3-1：“井下灭火器配备表。表5-3 -1 井下灭火器配备表 序号配备地点灭火器种类单位数量备注1主斜井井底车场10L泡沫灭火器只4CO2灭火器只22井底泵房CO2灭火器只28kg干粉灭火器只13井下变电所CO2灭火器只28kg干粉灭火器只24爆破资料发放硐室10L泡

55、沫灭火器只38kg干粉灭火器只1合 计10L泡沫灭火器只7CO2灭火器只68kg干粉灭火器只4二、井下防治水一、矿井水文平安条件评价根据2001年11月云南省一九八煤田地质勘探队提交的及审批意见书，该煤矿矿井水文地质任务的任务量根本到达规范要求。根据消费矿井及其他临近矿井开采实际，对水文地质的评价有一定可靠性。三、矿井防治水一、防止采空区老窑突水初步设计确定任务面回风巷距老井开采最低标高+1905m留有30m的保安煤柱，可充分防止小窑突水。并且在巷道掘进时配备了探水钻，坚持“有疑必探。先探后掘的原那么，以确保平安。二、防止地面洪水灌入井下该井主井井口标主高为+2021m，风井井口标高为+202

56、0m，工业场地最低标高为+2025m，此处地形较缓，汇水面积小，根本不会遭到洪水要挟。三、防程度安煤岩柱留设矿井平安煤柱按如下留设：矿井边境煤柱30m；矿井上部边境煤柱20m；采区隔离煤柱20m；30m以上的断层留设15m20m煤柱。四、井下探放水措施 1、探放水原那么当遇到以下情况之一必需制定探放水措施：1接近情况不明的井巷、老空区时。2接近含水层、导水断层、裂隙带等时。3翻开水体隔离煤柱等前。4接近能够与河流等水体相通的断层破碎带等。5接近有水的采掘任务面时。6接近未封锁又能够突水的钻孔时。7接近水文复杂地段又情况不明时。8采、掘工程接近其他能够突水段时。2、探放水保证措施及方法1主要排水

57、系统及供电系统应经常维护、检修，处于于正常、完好形状。2回采任务面，尤其是浅部回采任务面投产后，在雨季前要检查地面下沉、裂痕情况，填实地面裂隙，防止下雨时地面水涌入井下。3根据的规定，必需坚持“有疑必探、先探后掘的探放水原那么。提高防水认识，时辰留意掘进迎头变化，发现含水征兆时，应提早探水掘进。设计配备有探水钻。4当巷道掘进接近老窑积水要挟的区域时，应事先布置一定数量的钻孔探水，假设一次没有打到积水，那么根据估算水力压头，保管一定的超前距及帮距作为平安带，巷道即沿钻孔已探明的范围向前掘进一段间隔 ，然后再探水，直到打透积水，积水由钻孔控制放出为止。五、地表水防治1、 注重井口防排水任务，井口上

58、方及两侧建截水沟、防止汇水涌入井下。2、 场区北部设置截水沟，地表水均采用明沟和暗沟排入场区南面的冲沟内。3、 在矸石堆放场地上方设置防洪沟，下方设置拦矸坝。四、井下防治程度安设备一排水设备1、 排水设备设计根据根据矿井正常涌水量124 mh，最大涌水量161 mh，设计水仓容量、水泵、排水管道的型号及数量配置。并要求主副水仓的有效容量能包容8小时的正常涌水量。任务和备用水泵的总才干能在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量，备用水泵的才干应不小于任务水泵才干的70%。2、 排水设备的选型及数量根据矿井涌水量，选择型号为MD155-30/847型离心水泵3台，其中一台任务、一台备用，一台检修。

59、排水管选择型号为2198的无缝钢管2趟，排水管的总才干与水泵总才干顺应。二防水设备水泵房有2个平安出口，一个经通道与井底车场相通，另一平安出口经管子道与主斜井相联，该出口高出水泵房底板7m；井底车场与水泵房、变电硐室相联的通道中设有防水密闭门；主、副水仓连通，水仓与吸水井不直通，采用经过配水井及阀门与水泵吸水井相连。经过采用上述设计，可以保证在万一发生水害时，排水泵也能正常运转。第六章 采区主要消费设备第一节 提升设备一、概述本矿井设计消费才干150kt/a，采用斜井开辟，划分为一个程度，该程度标高+1525，由主井担负提升义务，主井井口标高+2021m，井筒倾角25，本设计中主井绞车采用单钩

60、串车提升，担负提煤、矸、升降人员、下放资料、设备等义务；因+1525程度为最终开采程度，效力年限为11.53a，故绞车选型按满足+1525程度提升义务选取。二、主井提升设备选型1、设计根据：提煤量：150kt/a最大班下井人数：117人井上下车场方式：井上甩车场，井下甩车场井上下车场长度：30m散煤容重：1.0t/ m散矸容重：1.8t/ m提升容器：提升煤、矸MF0.7-6A型矿车 升降人员XRB15-6/5任务制度：年任务日330d，日净提升时间1418h2、设备选型计算(1) 提升量日提煤量：Am=568.2t日提矸量：Am=56.82t(2) 矿车装载量最大装载量： Qmmax=0.7