毕业设计（论文）-算溪煤矿11采区设计说明书.doc

算溪煤矿11采区设计说明书二一三年二月目 录第一章 矿井概况1第一节矿井交通位置、范围以及临近矿井的关系1第二节 矿井开拓部署概述11、矿井储量12、生产能力及服务年限23、开拓系统24、提升系统25、排水系统26、通风系统37、供电系统38、运输系统39、压风系统410、供水系统411、通讯系统412、照明系统4第二章 采区地质情况4第一节 采区位置、范围及其与临近采区的关系4第二节 煤层赋存情况及顶底板特征51、煤层赋存情况52、顶底板特征53、煤类、煤质及用途5第二节采区地质构造61、采区地层62、地质构造8第三节瓦斯、煤尘、自燃发火等情况91、瓦斯92、煤尘93、自燃10第五节 水文地质特征101、含水层、隔水层：102、老窿对矿坑充水的影响103、断层的含水性与导水性114、矿坑涌水量11第三章 采区储量、生产能力和服务年限12第一节采区储量12第二节 采区工作制度12第三节 采区生产能力的确定12第四节 采区服务年限12第四章 采区巷道布置13第一节 采区主要参数的确定131、采区斜长及走向长度132、工作面长度、区段斜长及数目13第二节 采区巷道布置131、巷道布置方案的选择142、选定方案的布置方式143、区段的布置164、采区车场设计17第三节 采区硐室布置及位置的选择181、确定煤仓的形式、容量及位置182、确定采区变电所的位置及形式183、确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置18第四节 开采顺序及采掘工作面工程排队191、开采顺序192、采掘工作面工程排队19第五节 采区生产系统201、提升运输系统及设备选型202、通风系统、方式、设施、风量以及通风能力233、供电系统及其变电所装机容量24第六节 采区生产生产能力验算251、采区同采工作面数目验算252、采区生产能力验算253、采区回采率25第七节 矿井主要安全技术措施251、预防瓦斯技术措施252、防治水技术措施273、防火措施294、防止顶板事故安全技术措施315、矿尘措施316、爆破安全技术措施31第五章 采煤方法33第一节 采煤方法的选择331、煤层赋存情况及开采技术条件332、采煤方法及工艺33第二节工艺设计331、回采工作面落煤、装煤、运煤方式及设备台数型号332、工作面支护设计353、放顶方法364、工作面特种支架布置及超前支护的方式和布置36第三节 工作面劳动组织及技术经济指标381、工作面劳动组织382、技术经济指标40第四节 保证工作面产量的安全措施401、初次来压和周期来压的措施402、提高煤质和采出率的措施413、工作面结束后安全技术措施414、避灾路线42第六章 采区主要技术经济指标4343第一章 矿井概况第一节 矿井交通位置、范围以及临近矿井的关系算溪煤矿位于冷水江市北偏东17KM，距新化县城约43KM。地理坐标东经11128161112829；北纬274457275000 。交通以公路为主，矿井有简易公路与冷水江市至温塘公路相接。湘黔铁路在冷水江矿区南端通过，交通运输方便。第二节 矿井开拓部署概述1、矿井储量矿井工业储量：根据矿井确定的范围、矿井生产精查地质报告及实际揭露情况计算：Q =19421.4/cos20=584.6万t式中：Q矿井地质储量；万tS井田投影面积；m2r煤的容重；r =1.4 t/m3a煤层倾角(按平均倾角20)；度 h平均煤厚；m矿井可采储量：矿井可采储量是指矿井工业储量中可以采出的那部分储量。用工式表示为：Qk=(QP)=（58416）0.8=432.4万t式中：Qk矿井可采储量：万t ； Q矿井地质储量；万t2、生产能力及服务年限T= ZK /AK 式中： K储量备用系数取1.2； ZK可采储量，t；T计算服务年限，a； A年产量，t。井型确定比较方案见下表1-1：表1-1 比较方案总储量生产能力（万t）服务年限（a）规范标准（a）432.4万吨948各省自定1529经上表分析可得，年产9万t/a较接近设计要求，因此该矿井的井型定为9万t/a，服务年限48a，为小型矿井。3、开拓系统算溪煤矿采用斜井单水平上山开拓系统，斜井主要参数如下：表1-2 主井井筒参数表 项目井筒井口坐标井口标高（m）倾角（）井筒长度m落底m用途主井X=3080111.58 Y=37546591.95+51625173+271提煤、通风、运矸行人4、提升系统矿井设计生产能力9万t/a，矸石提升按年产量20%确定为90.2=1.1.8万吨，合计10.8万吨。井上绞车房采用JK-2.5/20提升机。矿井提升系统采用单钩串车提升，轨道上山绞车房选用JK-2.0/20提升机，配JR136-6型电动机，2.468kg/m 67 股（1+6）钢丝绳，天轮为TXG1600/14，矿车采用MG1.1-6A，一次提升7辆车，满足生产需要。5、排水系统矿井采用一级排水，将回风大巷、工作面、掘进头的水通过3的坡度经上山、运输大巷水沟流入井底主副水仓；通过200D-437水泵经无缝钢管排出地面。其中管路布置方式为“三泵两管”，满足排水需要。6、通风系统经技术比较，矿井通风系统采用中央并列式，地面风机房配置两套同等能力的轴流式风机，一台工作一台备用。风机工作方式为抽出式。风井井筒采用斜井通风，参数见下表，通风路线见附图2。表1-3 风井井筒参数表图1-2风井井筒断面图7、供电系统矿井使用800米长ZLQ2-6型电缆将地面变电所6kv电源分两趟回路沿主井进入井下中央变电所的高压配电开关。经其它高压开关柜出线端沿+270运输大巷送往1131采区+330变电所，经6kv/690v变压器降压，转为690v电压输送至采区各个用电场所。8、运输系统运煤路线：1131采煤工作面1131溜子巷1131运输巷中部车场轨道上山下部车场绕道采区运输石门+270运输大巷井底车场主井地面。材料路线：地面主井井底车场+270运输大巷采区运输石门绕道下部车场轨道上山上部车场1131回风巷1131采煤工作面。9、压风系统地面设置空压机站采用两级空气压缩（气体储存在风包里）用压气管道将压缩空气送入井下。沿大巷、上山至工作面、掘进头带动风动工具作业。10、供水系统地面设置蓄水池，通过供水管道将水送至井下各防尘、用水地点。11、通讯系统矿井行政管理与生产调度共设一台程控交换机，井下各主要硐室及工作面，掘进头，安装本质安全型按键电话分机，地面机房、办公室设按键电话分机，矿井至常宁市电信局设中继线23对，供矿井与上级或外单位联系。12、照明系统井下照明电压采用127V，选用BZX-2.5型矿用隔爆型照明综合保护装置，按规程要求，分别在井底车场、水泵房、中央变电所等主要硐室设置照明灯。为便于行人和运输安全，本矿井在主要运输石门、运输大巷、轨道上山、区段平巷及工作面等处均设置照明灯。灯具选用DJS18/127L矿用本质安全型LED巷道照明灯，矿井主要巷道光线覆盖率70%以上。第二章 采区地质情况第一节 采区位置、范围及其与临近采区的关系首采区位于井田的西翼，主采3煤层，走向长度约790米，倾斜长度约590米，采区上部边界+470米，下部边界+270米。东至12采区，西至井田边界，北至主井落底处，矿井其它地方都未进行开采，平均煤厚2.0米，回采面积约44万平方米，平均倾角20，容重1.4t/m3，储量88万吨，地表为荒山、农田，无水库、河流等地表水源，对开采无影响。第二节 煤层赋存情况及顶底板特征1、煤层赋存情况算溪煤矿可采煤层为矿井范围内的3煤层。3煤层特征如下表：表2-1 煤层特征表项目煤层煤层厚度（m）煤层倾角容重（kg/m2）夹矸层数夹矸厚度（m）稳定程度最小最大最小最大平 均平 均3煤1.62.6m2m1527201.4120.15较稳定2、顶底板特征 测水组下段3煤层为本矿井唯一可采煤层，其顶、底板岩性为：伪顶：为碳质泥岩，黑色质软，发育不普遍，性脆易碎，回采时常随煤层一起垮落。厚度00.2m。直接顶：为灰黑色、薄层状泥灰岩或钙质泥岩，局部地裹为硅质灰岩。厚度04.6m，硬度一般47级，抗压性较强，不易垮落。老顶：为蓝灰色薄层状硅质灰岩及厚层状石灰岩，岩性稳定。直接底：为灰褐色块状铝土岩，变化较大，结构致密，吸水性及膨胀性均较差，在生产巷道中极少见到有底鼓现象。老底：为灰白色厚层状石灰岩，抗压强度较大。通过对矿井的顶底板岩层进行分类，小温矿井主采煤层顶板为级顶板。3、煤类、煤质及用途3煤层煤质化验结果如下表：表2-3 3煤煤质化验结果表煤层Ad(%)Vdaf(%)St,d(%)Qgr,d(MJ/Kg)Pd(%)视密度34.65-36.8/20.756.08-13.06/9.190.35-2.69/0.7219.82-33.91/27.470.001-0.049/0.0111.39第二节 采区地质构造1、采区地层1. 1 地层本区出露地层最新为中上石炭统壶天群，最老为石。现由新到老分述如下：1.1.1、第四系（Q）表土层、中上石炭统壶天群、下石炭统梓门桥组、下石炭统测水组、下石灰统石磴子组。依据以往的地质成果，本矿区地层发育情况如下表：矿区地层简表系组段岩性厚度（米）第四系表土层杨家山区粘土夹砂砾岩5.00中上石炭统壶天群石灰岩、白云岩470.00下石炭统梓门桥组灰岩135.00下石炭统测水组砂质泥岩及石英砂岩、泥质灰岩、粉砂岩及石英砂岩、泥岩、砂质泥岩及石英砂岩、砂质泥岩、煤、细砂岩130下石灰统石磴子组灰岩、泥岩406 1.1.2、中上石炭统壶天群（C2+3ht）以浅灰及肉红色隐晶细晶质石灰岩、白云岩、白云质灰岩为主。底部岩性、颜色较杂，含丰富的蜒蝌化石，可见厚470.0m，大致可分为三段：上部：石灰岩为主，浅灰深灰色泥晶，缓波状层理，中厚层状，中夹白云岩及燧石灰岩，产少量的希瓦格蜒蝌化石。中部：白云岩、白云质灰岩为主，灰浅灰色，层理不清，具不规则的裂隙，砂状断口，产少量的粒蜒。下部：石灰岩为主，浅灰、灰白及肉红色，泥晶，水平层理。含燧石结核，底部角砾状灰岩，颜色较杂，产少量的希瓦格蜒蝌化石。与下伏地层合接触。1.1.3下石炭统梓门桥组（C1z）全层厚92190.0m，一般为135m 。根据岩性的差异大致分为上、中下三段。上段为灰至深灰色中厚层状之硅质灰岩泥质灰岩为主，泥晶至粉晶结构。含灰色燧石条带及团块，最顶部10m至30m左右，岩性变化大，颜色也复杂，有肉红、灰白、紫红色硅质灰岩或泥质灰岩，灰绿色钙持灰岩或含钙质泥岩。中段为灰色、深灰色泥质灰岩、泥灰岩互层，中厚层状，泥晶至粉晶质结构，厚度较大。下段以深灰色泥质灰岩为主，间夹石灰岩，靠上部含石膏一层。底部常为深灰色黑色钙质泥岩，地表风化后多呈黄绿色泥岩。本层顶部含群体珊瑚，底部富含水量腕足类，珊瑚类等动物化石，与下伏地层整合接触。1.1.4、下石炭统测水组（C1c）以碎屑岩为主，因有数层坚硬的石英砂岩，往往形成较陡峭的山峰。加之植物繁茂，形成了显著的地貌特征，本组地层厚94m145m,一般厚130m，根据颜色、岩性及含煤情况，又可分为上、下两段。（1） 测水组上段以浅色岩性为主，由砂质泥岩、泥质灰岩、粉砂岩、石英砂岩组成。底部一般含煤一至二层（常为不可采煤层），其特征是：顶部有紫红色、灰绿色砂质泥岩区分梓门组和测水组，中部有厚度较大而稳定的泥质灰岩及含动物化石的黑色泥岩为标志，底部有灰绿色含粗鲕粒粉砂岩及灰白色石英砾岩，作为划分上下段的标志。该段地层分布甚广，出露良好，段厚58m133m,一般厚80m。（2） 测水组下段为主要含煤段，以深色岩性为主，由砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩和煤层组成，含煤6层，其中3煤可采，其余不可采。段厚12.5m58.0m,一般厚51.0m。1.1.5、下石灰统石磴子组（C1s）黑灰色，薄层状泥质岩，水平缓波状层理，充填枝状方解石脉，常夹黑色泥灰岩，含腕足类、珊瑚等动物化石。在顶部往往为黑色块状细腻的黄铁矿及腕足类、苔藓等化石的钙质泥岩，可见厚度406.0m。1.2含煤地层：本矿井测水组含煤34层，自上而下命名为上段煤、3煤层、5煤层、6煤层。上段煤、5煤层、6煤层一般不可采。3煤层为主采煤层。3煤层位于测水组下段顶部，往往贴近分界砂岩，为主可采煤层，勘探时在矿井范围内施工1102孔，见煤真为1.76=2.58（0.36）0.82；在北部13线施工4孔，有3个被集云断层断失，一个厚度仅0.34m；东部施工的1103孔，见煤厚2.9m.煤层结构较简单，夹矸为炭质泥岩或泥岩。矿井中见煤厚度由0.1m3.0m,一般厚2.0m，具夹矸。2、地质构造区内构造主要由土地垭复向斜及8条性质不同的断层所构成。其中，断层在矿区东南部范围内、由于构造应力集中而较为密集，北部及西部稀疏。它们除少数外，大都切切割了贯穿矿区东西的向斜。现将褶曲、断层分述如下：21、褶曲土地垭向斜：该向斜是矿区内的主体构造。周长约25公里，宽14公里，西北-东南方向走向长约11公里。向斜核部主要出露长兴灰岩，向斜中岩层走向大致与向斜轴向平行，产状一般较为正常，局部有倒转现象，倾角一般在4060之间。因在向斜形成的过程中，由于翼部各处岩层的力学性质有差异，以及受断层多次截切向斜时的影响，使两翼沿走向或倾向均局部呈现不同幅度的波状起伏，并形成一些小的次一级向、背斜构造。22、断层前述已查明的8条断层中，除F16 、F17正断层与F1、F15逆断层及F5平推断层将矿区西南部切割为几个孤立的块段，影响了煤炭资源的合理开采与利用、并降低了矿区煤炭资源的经济价值以外，其它断层则因分布于矿区边缘地段或落差较小，对将来煤炭的开发和生产无较大的影响。算溪煤矿处于向斜的西南翼尾端，在斜截向斜的F15断裂影响范围内。F15断裂走向北西南东，倾向南西，倾角65 80 ，落差4050米，为逆断层性质。但矿山范围内次级褶皱、断裂形迹不发育。构造复杂程度为简单中等复杂类型。第三节 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况1、瓦斯根据湘煤行20109号文，确定为高瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.88m3/min，瓦斯相对涌出量为12.63m3/t；属高瓦斯矿井。2、煤尘根据湘煤行20109号文，矿井开采的3煤层无煤尘爆炸危险性。3、自燃根据鉴定结果，3煤层属不易自燃煤层。第五节 水文地质特征矿山范围内山体坡度平缓，无明显的地表径流存在，大气降水除部分浸入井下外，余者多为山塘储集或流入临近河流。1、含水层、隔水层：第四系残积坡积层：分布于低凹平原和沟谷两侧，主要为风化岩层碎屑，砂质粘土、砂砾、卵石等组成。厚度019.45m。透水性较强，泉水多在冲沟及山破脚地带呈下降泉出露，泉水标高221.8112.6m，流量一般为0.10.97公升/秒，含水性较弱，流量受季节控制，地下水主要补给来源为大气降水。梓门桥组、测水组砂岩：主要含水层为中粒砂岩、中厚层状砂砾岩等构成。砾岩分选不良，砾径一般为38公分，具棱角及半磨圆状，砾石成分以灰岩及燧石灰岩为主，多为硅质胶结。一般下段岩层富水性比上段岩层强，钻孔穿该层段多发现漏涌水现象，泉水多沿山坡脚地带呈下降泉出露，泉流量0.01540.905公升/秒，出露标高255.0133.13m。地下水为含水性中等孔隙、裂隙层间受压水。2、老窿对矿坑充水的影响矿井范围无煤层出露，但老窿不少见，以开采3煤层为主，为季节性小窑。巷道主要充水来源为大气降水、煤层顶板的石英砂岩水，以及临近小窑的老窿水。由于煤窑巷年久，大部分倒塌或充填，不同程度均有积水或溢水，开采过程中应加以防范。在开采浅部煤层时，必须坚持有疑必探，先探后掘的探索放水原则。3、断层的含水性与导水性井田内断层较为发育，由于断裂构造造成各含水层直接接触，沟通了各含水层间的水力联系，断层破碎带又是地下水联系活动较为发育的地段,在接近井田边界时坚持先探后掘,因此对矿井开采的影响不是很大。矿井内的小断层不会成为导水的渠道，对开采不会构成威胁。4、矿坑涌水量根据2湖南省新化县冷水江矿区杨家山区段韩家山井田算溪煤矿资源储量报告提供的数据资料，矿井+330m水平正常涌水量为30m3/h,最大涌水量为45m3/h.综上所述，算溪矿矿井水文地质条件属简单类型。第三章 采区储量、生产能力和服务年限第一节 采区储量采区保有储量=采区可采面积采高容重采区回采率=4421.40.8=98万第二节 采区工作制度年工作天数为330天，每日3班制工作，每班工作时间8小时，矿井净提升时间为16小时。第三节 采区生产能力的确定根据矿井的生产能力计算，该矿井只需布置一个回采工作面就可以满足生产能力：表3-1 工作面生产能力表工作面长度工作面年推进度采高容重可采率工作面年产量90米422米2米1.4 kg/ m30.9510万吨（工作面的年推进度计算公式：工作面年推进度按工式计算：L=年工作日昼夜循环数循环进度循环率：L=33020.880%=422m）由上表知，工作面生产能力为10万吨。第四节 采区服务年限按推进度算：工作面一日三班，日推进1.6米。则年推进度为3301.60.8=422米，采区走向长度约为790米，则区段服务年限为1.87年，采区服务年限为1.876=11.2年考虑到备用系数及计算误差，最终确定为10年。第四章 采区巷道布置第一节 采区主要参数的确定1、采区斜长及走向长度采区斜长约590米，走向长度约790米，开采深度由+40-160m。2、工作面长度、区段斜长及数目算溪矿为单水平开拓。首采区划分为6个区段。详见表3-2：表4-1 采区水平、区段划分表项目一水平区段名称上标高m下标高m工作面斜长m走向长度m倾角（）工作面数目上标高+470第一区段+470+436100m790m202个下标高+270第二区段+436+402斜长590第三区段+402+368第四区段+368+334区段数目6个第五区段+334+300第六区段+300+27090m第二节 采区巷道布置采区运输大巷位于3煤层底板中，轨道上山、回风上山及区段巷布置于3煤层中，运输大巷与上山采用区段石门连接。由于运输大巷和采区石门也采用单轨运输，根据通风的要求，确定运输大巷和采区石门净断面跟主井井筒一致。根据其地质情况采用锚喷支护。根据井下地质条件确定运输大巷和采区石门采用单轨半圆拱巷道。采区总回风巷布置在+470标高，距1121区段回风平巷50米。考虑到3煤属较坚硬煤层，区段间煤柱留设10米。1、巷道布置方案的选择因本矿为高瓦斯矿井，所以布置两条上山即可满足运输、行人和通风的要求。所以列出两条可行性方案进行比较：方案一：双煤上山布置，回风上山、轨道上山均布置在煤层中。方案二：轨道上山沿煤层布置在底板，运输上山布置在煤层中。表4-2采区上山布置方案比较 项目方案优点缺点方案一双上山布置在煤层中，掘进速度快，费用低，投产快，轨道上山作为排矸、运料、运煤的上山可实现集中运输，便于管理，回风上山作为专用回风通道设备少，风阻小等优点。由于轨道上山可下放煤炭，实现间隔运输系统，因而不用另设区段溜煤眼和采区煤仓。使用双煤上山时，轨道上山和与区段运输平巷均采用矿车运输，可减少刮板运输机使用数量，易于分采分装分运，有利于提高煤质。适应性强，区段运输平巷也可分段掘。受周边采动影响，煤巷维护频繁。间隔运输使用矿车较多，轨道上山的中下部车场长度较长，保安煤柱留设较多。轨道上山下煤排矸行人任务繁重，事故率较高，操车复杂。方案二轨道上山布置在岩层中，维护简单，只执行下排矸、运料、行人的工作，任务不重，运输上山布置在煤层里，区段运输平巷和运输上山使用皮带或者刮板机，可实现连续运输。因此轨上山可使用小功率绞车，采区内双轨巷道少，矿车使用量少，矿车使用量少，运输安全性高。岩巷掘进费用高，投产慢，采煤面投产前掘进工程量大；刮板或皮带机使用台数较多，需布置采区煤层煤仓和区段溜煤眼，无法实现分采分运，不利于提高煤质。2、选定方案的布置方式采区上山布置经上述方案比较，结合本矿井年产量以及采区服务年限的需要，最终选定方案一作为本采区上山布置方式。采区上山布置：因煤层煤质较坚硬且不易自燃，属高瓦斯矿井，无瓦斯突出危险；故轨道上山和回风上山均布置在煤层中。图4-1 方案一布置示意图图4-2 方案二布置示意图表4-3 回风、轨道上山参数表项目断面形状上山间距m斜长m倾角护巷煤柱支护形式支护材料净断面积轨道上山回风上山三心拱2058520各20米锚喷钢筋砂浆锚杆4.35图4-3 轨道上山净断面图图4-4回风上山净断面图3、区段的布置首采区共有1131、1132、1133、1134等12个工作面。现主要布置1131工作面。1131区段回风巷沿+470标高布置，与回风大巷、上部车场相连，区段溜子巷沿+436标高布置后，下方留设10米区段煤柱，沿煤柱下方布置区段运输平巷，煤柱间隔100米左右掘一联络巷，将区段溜子巷与运输巷相通。当1131工作面向前推进150米后，左翼1132工作面开掘区段回风、运输平巷，准备接替。巷道布置方式与1131相同。图4-5 区段运输、回风巷净断面图4、采区车场设计上部车场：根据绞车房的布置以及区段回风巷的位置选定上部车场为逆向平车场.其优点是摘钩挂钩操作方便安全,管理容易风门漏风少.缺点是岩巷掘进费用高,矿车反向运行,调车时间长,运输能力小。图4-6采区上部车场示意图中部车场：采用单钩单侧绕道式甩车场。起坡类型为：单道起坡。布置方式：采用斜面路线二次回转方式，其优点是：交岔点短，工程量小，易于维护。缺点：提升牵引角大，不利于操车，调车时间长，推车劳动量大。图4-7 采区中部车场示意图下部车场：采用顶板绕道车场。图4-8采区下部车场示意图第三节 采区硐室布置及位置的选择1、确定煤仓的形式、容量及位置由于采区采用双煤上山布置，又因产量不大，轨道上山执行运煤的任务，采用间隔运输系统完全可以满足年产量的需要。故采区无井底煤仓。2、确定采区变电所的位置及形式采区变电所位于+330标高的轨道上山和回风上山之间的联络巷中，用“”式布置。 3、确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置采区轨道上山布置在采区走向中央位置的煤层中。详见表4-3、图4-3及图4-4。绞车房位于第一区段+470标高位置，距离1131回风巷37米。绞车房布置形式见下图：图4-9绞车房布置图 钢丝绳通道 电动机壁仓 风道第四节 开采顺序及采掘工作面工程排队1、开采顺序水平：本矿井为单水平开采，无水平开采顺序。区段：本矿井以东翼采区为首采区，区段开采顺序是由上至下的下行式开采顺序。区段两翼工作面，每翼工作面用后退式开采，靠近轨道上山一侧的工作面先投产。采区开采顺序：11采区12采区。区段开采顺序：11采区一区段11采区二区段三区段等。工作面开采顺序为：1131工作面113211331134等。2、采掘工作面工程排队确定采掘比：采区掘进率= = 84 m/万t 掘进组数的确定：即确定采掘工作面的比例关系，计算方法如下： N= 式中：N采掘工作面数目比例回采工作面采煤时间（月）；掘进工作面所需时间（月）； V1煤巷掘进速度； 米/月L1区段运输巷长度；米L2区段回风巷长度；米L3联络巷与其它临时巷之和；取500米根据计算煤掘队需3队可以满足要求。由于该矿井的石巷掘进不多，安排1个岩掘队就可以满足要求。第五节 采区生产系统1、提升运输系统及设备选型采区情况：设计年产量：9万t/a轨道上山斜长Ls：585m轨道上山倾角=20采区矸石运输量：按年产量的20确定920=1.8万t年运输量：9+1.8=10.8万t/a按矿井生产能力选用1吨固定式矿车，即MG1.1-6A型，名义货载量M=1t，自身质量M=592公斤。初步选用提升速度Vm=3.7米/秒，计算一次提升循环时间Tx=2（3.3+23.33+5.4+151.2+5.4+22+5+20）=471.2s，计算过程如图示：图4-10 提升时间计算图1、按矿井年产量的要求，计算一次提升的串车数。N=Tx=471.2=5.14（辆）式中：N 一次提升的串车数 C提升工作不均衡系数；1.2 af设备富裕系数 br 一年工作日 bk日净提升时间；10 h m1 每个矿车载重；取1吨。 Tx 一次提升循环时间取471.2s2、按连接器弧度校验串车数(辆)N= =11 为提升留一定的余地，确定选取串车数N=7辆每米钢丝绳质量为：mp= =2.8 kg/m其中Lo=25+585+1.572+7+0.751=638.7m选用钢丝绳为：绳67股（1+6）绳纤维芯钢丝绳。其主要技术数据为：钢丝绳每米质量mp=2.834kg/m钢丝绳直径d=28mm钢丝直径=3mm钢丝绳抗拉强度B=1550MPa全部钢丝破断力的总和：Qp=459500N验算钢丝绳安全系数：ma= = =119 以上所选钢丝绳符合要求。提升机的选择：按安全规程规定，斜井井上提升机的滚茼直径为：D60d=6026=1560mm滚筒直径暂选为2m。滚筒宽度B：B=（+n+n）(d+)=( +3+4)(26+3)=1661.7(mm)式中：L= LD+Ls=585+25=610m K滚筒缠绕层数；2 Dp平均缠绕直径；Dp=D+（K-1）d=2 +（2-1）0.026=2.026n多层缠绕钢丝绳，动过渡层次用的备用圈为4层钢丝绳之间的间隙3mm选用JK-2/20型绞车，其主要技术数据为：滚筒数量：1个滚筒直径D=2m滚筒宽度B=1.5m滚筒中心高C=650mm最大静张力Fjmax=60000N钢丝绳最大静张力差60000N最大速度：Vm=3.8m/s提升机强度校核：最大静拉力：Fjmax=n(m1+m2) g (sina+f1cosa)+mpLg(sina+f2cosa) =7(1000+592)10(sin20+0.015cos20)+2.46858510(sin20+0.2cos20) =4832360000N说明选用JK-2.0/20型提升机合适。提升机与井筒的相对位置：煤矿安全规程规定，井上提升机，围抱角不小于90的天轮直径D40d=4026=1040mm。选择天轮为：TXG1600/14型，名义直径Dt=1600mm。变位质量mt=245kg.1、井架高度：Hj=Lsin，设=9，L取30m则：Hj=20sin10=4.7m选Hj=5m，则用验证：=tg-1=959（符合要求）井下钢丝绳弦长Lx：井下游动天轮单钩提升最小弦长：Lxmin=19.1（1.5-1）=9.6m提升机滚筒中心至天轮中心水平距离：Ls Ls=8.7m提升电机估算电动机功率 p= =198kw选JR136-6型电动机，额定功率 pe=220kw，额定电压3kv.提升能力校验矿井完成产量 ： =6=131542(t/a) 矿井富裕系数为： af=1.51.2 因此，以上所选提升机及电动机合适。2、通风系统、方式、设施、风量以及通风能力本矿井为高瓦斯矿井，井田平均走向长度1570米，仅3煤可采。综合比较各种通风系统的优劣，结合本矿井的实际情况，通风系统采用中央并列式，通风方式采用抽出式。回采工作面的通风系统采用后退式U型通风系统。掘进面利用局扇采用压入式通风。地面风机房配置两套同等能力的轴流式风机，一台工作一台备用。井下通风的设施有风门，调节风窗、密闭门等。矿井需风量：矿井所需风量计算根据根据煤矿安全规程的有关规定，按采煤、掘进、硐室及其它实际需风地的所需风量之和计算矿井风量。矿井绝对瓦斯涌出量为0.913.12m3/分，相对瓦斯涌出量小于10m3/Td，矿井地温正常。矿井设计年生产能力为9万t/a，根据实际情况要使矿井保证正常接替时，必须安排一个回采工作面，四个掘进工作面（1131工作面三个煤巷掘进面，+270m运输大巷一个掘进面）。矿井所需风量按下式计算：；m3s 式中：矿井总风量风量备用系数；取1.20；各回采工作面之和；m3s；各掘进工作面所需风量之和；m3s； 采区变电所、绞车房等需风量之和；m3s；其它地点需风量之和；m3s。1、采煤工作面所需风量计算按瓦斯涌出量计算：Q采=100q采K=1001.81.2=216 m3min=3.6ms 式中：Q采采煤工作面所需风量；m3minK绝对瓦斯涌出不均衡系数和备用风量系数；K=1.2q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量；m3min。矿井绝对瓦斯涌出量为0.913.12m3/min（取3.0 m3/min），一个回采工作面，二个煤掘工作面，一个岩掘工作面同时生产。高瓦斯矿井回采工作面和掘进面绝对瓦斯涌出量未测定，根据经验公式，回采工作面按矿井绝对涌出量的60%，两个煤巷掘进面按矿井绝对涌出量的33%，一个岩掘工作面按矿井绝对涌出量的7%作为计算依据。即：q采=60%3.0=1.8 m3min q煤掘=0.33 m3min q岩掘=7%3.0=0.21 m3min 2、煤掘面所需风量计算本矿井为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量3 m3min，两煤巷掘进时，总绝对瓦斯涌出量为0.33 m3min。按炸药使用量计算，煤掘工作面，掘进断面积按4.0 m2计算，则每班掘进炸药4.0Kg。Q煤=25A=254.0=100m3min=1.66 ms 式中：A每个煤掘工作面一次使用最大炸药量Kg3、岩巷掘进工作面所需风量计算绝对瓦斯涌出量3 m3min，岩巷掘进时绝对瓦斯涌出量为0.21 m3min按炸药使用量计算，岩掘工作面，掘进断面积取6.0 m2，则每班掘进炸药8.0Kg。Q岩=25A=258.0=200m3min =3.33m3S 式中：A岩掘工作面一次使用最大炸药量Kg4、硐室风量计算该矿井硐室不多，且比较短，仅考虑水泵房、中央变电所、采区绞车房和暗斜井绞车房，各配风60 m3min，即1 m3s，不需计算风量。5、矿井风量 1.2（216+2100+200+460）1027 m3min17m33、供电系统及其变电所装机容量由中央变电所变压后经过配电装置、电缆送到该采区变电所，经采区变电所变压为各需电地点的电压后分别送到采区各用电地点。采区变电所装机容量:表4-4采区负荷统计表名称型号数量功率（KW）负荷系数工作面刮板机SGWD-2222220.7乳化液泵RB-100/1001221.0电煤钻MZ-12221.20.5绞车房绞车JK-2.0/2012560.8煤掘面电煤钻MZ-12441.20.5局扇JBT-6121420.8合计12283.6根据以上井下用电负荷统计，共计负荷为283.6 KW。采区变电所装机容量的确定：查资料，对炮采工作面，参照现场具体情况选取cospj=0.6，求Kx。Kx=0.286+0.714 =0.286+0.714=0.38那么采区所需装机容量为：S=179KVA 。 第六节 采区生产生产能力验算1、 采区同采工作面数目验算回采工作面生产能力的计算：工作面产量=年推进度工作面长度采高容重回采率工作面组数A=4229021.40.951=10万t。矿井的年生产能力为9万t。一个工作面产量加10%的掘进煤量（1万t）=10万t，可以保证生产需要。2、采区生产能力验算根据矿井的生产能力计算，该矿井只需布置一个回采工作面就可以满足生产能力：采区生产能力=回采工作面生产能力，即采区生产能力A=煤厚容重工作面长日循环次数年平均日循环率每循环进尺工作面回采率=21.49020.80.950.8=305 t/a=10万t/a。矿井设计年产量为9万t/a。故采区生产能力满足矿井设计年产量的需求。3、采区回采率根据经验取采区掘进出煤率为1.1。由于该煤层为中厚煤，故取采区回采率为80%第七节 矿井主要安全技术措施1、预防瓦斯技术措施建立健全矿井瓦斯管理制度1、健全专业机构，配足检查人员，定期培训和提高专业人员技术素质。2、建立各级领导和检查人员（包括瓦斯检查工）区域分工巡回检查、汇报制度，建立矿长、技术负责人每天阅签瓦斯日报的制度。3、建立盲巷、旧区和密闭启封等瓦斯管理规定。4、健全放炮过程中的瓦斯管理制度。5、健全排放瓦斯的有关规定及瓦斯监测装备的使用、管理的有关规定。建立完善合理的矿井通风系统1、建立完善合理的矿井通风系统，做到稳定、可靠、连续地向井下所有用风点输送足够数量的新鲜空气，以保证及时排除和冲淡矿井瓦斯和粉尘，使井下各处的瓦斯浓度符合规程的规定。2、加强掘进工作面的通风管理是防止瓦斯爆炸的重点工作之一，掘进工作面的通风系统应满足下列要求：1）局扇和启动装置必须安设在新鲜风流中，距回风口不得小于10m。2）风筒吊挂要平直，拐弯处应设弯头或缓慢拐弯，不能拐死弯。风筒应无破口，接头应该严密不漏风，异径风筒要设过渡节，先大后小，不能花接。3）严格风筒“三个末端”管理，即风筒末端距掘进工作面距离和风量必须符合作业规程要求，风筒末端处回风流速度及瓦斯浓度必须符合规程规定。4）局扇要挂牌指定专人管理或派专人看管。5）局扇不准任意开停。有计划停风要编制安全技术措施，履行审批手续，严格执行。6）一台局扇只准给一个掘进工作面供风，严禁单台局扇供多头的通风方式。7）安设局扇的进风巷道所通过的风量，要大于局扇吸风量1.43倍，以保证局扇不发生循环风。8）临时停工的掘进工作面不准停风，并设栅栏、切断电源、加强检查。长期停工的掘进工作面要在24h内封闭完好，并定期检查。9）巷道贯通后应及时调整通风系统。掘进巷道与其他巷道贯通必须编制专门技术措施，包括调整通风系统的安全措施。加强盲巷和采空区瓦斯治理1、井下应尽量避免出现任何形式的盲巷。与生产无关的报废巷道或旧巷，必须及时充填或用不燃性材料进行封闭。2、对于掘进施工的独头巷道，局扇必须保持正常运转，临时停工也不得停风。3、长期停工、瓦斯涌出量较大的岩石巷道也必须封闭，没有瓦斯涌出或涌出量不大（积存瓦斯浓度不超过3%）的岩巷可不封闭，但必须在巷道口设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内并定期检查瓦斯。4、凡封闭的巷道，要对密闭坚持定期检查，至少每周一次，并对密闭质量、内外压差、密闭内气体成分、温度等进行检测和分析，发现问题采取相应措施及时处理。5、恢复有瓦斯积存的盲巷或打开密闭时，瓦斯处理工作应特别慎重，事先必须编制专门的安全措施，报矿技术负责人批准。处理前应由救护队佩带呼吸器进入瓦斯积聚区检查瓦斯浓度并估算积聚的瓦斯数量，然后按“分级管理”的规定排放瓦斯。加强放炮过程中的瓦斯管理规程规定：放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。严格执行放炮过程中的瓦斯管理，必须严格瓦斯检查制度，必须执行“一炮三检”制度。加强瓦斯引爆火源的管理1、防止明火1）禁止在井口房、通风机房周围20以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。2）严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井；严禁携带易燃品入井，必须带入井下的易燃品要经矿技术负责人批准。3）井下禁止使用电炉或灯泡取暖。4）不得在井下和井口房内从事电焊作业。如必需在井下主要硐室、主要进风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时，每次都必须制定安全措施，报矿长批准，并遵守规程有关规定。回风巷不准进行施焊作业。5）严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。2、防止炮火1）严格火药、放炮管理，井下严禁使用产生火焰的爆破器材和爆破工艺。2）瓦斯矿井要按矿井瓦斯等级选用煤矿许用炸药和雷管。不合格或变质的炸药雷管不准使用。3）炮眼深度和装药量要符合“作业规程”规定；炮眼黄泥装填要满、要实，防止放炮打筒，坚持使用水炮泥。4）禁止使用明接头或裸露的放炮母线；放炮母线与放炮器的联结牢固，防止产生电火花；放炮尽量在入风流中启动放炮器。5）禁止放明炮、糊炮。6）严格执行“一炮三检”制度。3、防止电火1）瓦斯矿井必须采用矿用安全型、防爆型和安全火花型的电器设备。对电器设备的防爆性能要定期、经常检查，不符合要求的要及时更换和修理；否则，不准使用。2）井口和井下电气设备须有防雷和防短路装置；采取有效措施防治井下杂散电流。3）所有电缆接头不准有鸡爪子、羊尾巴和明接头。4）修理开关、接线盒等不准带电作业。5）局扇开关要设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置、检漏装置等。6）发放的矿灯要符合要求；严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头和灯盒。2、防治水技术措施技术措施1、工程技术人员应根据已有水文地质资料和已揭露的现场情况对采掘工作面推进方向的水文地质条件进行深入分析、预测与判断，为掘进施工综合防治水，提供经常性的工作导向和依据。2、改革采煤方法，实行计划留煤，尽可能通过煤柱作用，延缓采空区冒落，以避免因采空区冒落，顶板长兴水渗入，加剧工作面压力，危及作业人员安全，同时防止大面积丢煤，出现生产被动状态。3、严格控制各水平底板运输巷的掘进层位，严防巷道误穿3煤其及底板茅口灰岩强含水层，在正常掘进过程中，技术人员、现场管理人员、工作面作业人员要密切注意岩层产状的变化，发现断层、裂隙及岩层纹乱、岩石性错位等构造变化情况，应立即停止作业，并向领导汇报，经分析研究并采取可靠的技术预防措施后，方可恢复施工。探水作业措施1、遇到下列情况时，必须进行探水作业：2、巷道掘进接近钻孔或地质资料标明构造位置时；3、掘进中接近积水区，有透水征兆，如：4、煤壁或顶板渗出水珠，或煤层松软发潮。5、顶板淋水或底板涌水。6、垱头空气变冷或因水蒸气而发生雾气。7、有嘶嘶水叫声（水头压力大时会出现）。8、采掘工作面接近地质资料标明的构造区域或实际遇到资