民族煤矿南一采区方案设计毕业论文.doc

民族煤矿南一采区方案设计毕业论文目 录第一章 矿井概述4第二章 采区布置及装备 6第一节 矿井首采区的确定及开采顺序6第二节 采煤方法与采煤工艺 6第三节 首采区巷道及首采工作面布置7第四节 采煤工作面及其装备 10第五节 采区主要生产系统 13第三章 矿井能风与安排 14第一节 概况 14第二节 矿井瓦斯涌出量预测 16第三节 矿井通风通风方式及通风系统 19第四节 降温措施 25第五节 灾害预防及职业卫生 25第四章 煤矿主要设备 50第一节 矿井运输设备 50第二节 矿井提升设备 58第三节 通风设备 67第四节 排水设备 71第五节 空气压缩设备 76第五章 矿井供电 78第一节 供电电源及电压等级 78第二节 矿井电力负荷 79第三节 矿井供电系统及变送电 81第四节 井下供电 88第五节 通信及计算机管理 89第六节 电气安全保护 90第七节 矿井监控系统 92第六章 地面设施 9881- -第一章 矿井概述一、交通位置： 民族煤矿位于普定县城北东猴场乡老甲寨村，距普定县城约35公里，距安顺市52km,距安顺电厂52km,矿区有简易公路与普定补郎来路乡村公路相通，交通较为方便，属普定煤碳局管辖。二、基本情况 民族煤矿属于整合矿井，设计生产能力为15万吨/年。矿井主采煤层为M13、M14、M15号煤层。 矿区走长1.56km,倾斜宽1.03km,矿区形状为一南北展布的不规则多边形，矿区面积1.1196Km2。开采标高：+1651.7+1435m。 三、矿区地形及地貌：（1）矿区地貌属构造剥蚀山地地貌为主，地势西高东低，斜坡坡度5700（缓坡坡度一搬5150，陡坡坡度为40700）最高处海拔标高为+1651.7m（矿区西界蚁山岩山顶），最低海拔标高+1435.0m（矿区北东角冲沟出口），最大相对高差216.7m，一般高差100200m。（2）矿区属于亚热带湿润季风气候，气候温和，平均气温为210c，最高气温33.40c最低气温-6.2c。根据气向多年统计资料，降雨集中在58月。（3）环境状况矿区内采煤历史悠久，多以小窑形式开采，小窑开采煤碳的用途为当地的民用煤。区内无其它工业企业。区内无河流，仅有一条雨源性小溪沟，由西向东流经矿区的中南部，流量小，加之地势西高东低，在850m的流经长度中落差125m，排泄条件好。四、矿井水文地质1、地表水：矿区地表无大水体，对该矿开采无影想。 2、含水层、隔水层含水岩组主要为第四系及二叠系长心组。1）、第四系含水岩组：主要由残坡积、冲、洪积层形成的粘土，砂土、碎石土、砂砾层，厚010M。主要分布于沟谷，山麓及低洼地带，岩主要赋存孔隙水，未见明显泉水点。地下水补给水源主要来至大气降水，该岩组所含地下水水量小，对采煤工程影响不大。2）、二叠系长兴组（P3C）；主要由燧石灰夹泥晶夹灰岩和钙质页岩组成，厚3053m。岩石中节理裂隙及岩溶裂隙较发育，岩石富水性强，主要发育有溶裂隙水，在岩层底部有泉眼出露，最小流量1.501/S,最大流量13.201/S。水量具有明显的季节性，地下水补给源来自大气降水。该含水岩层位于可采煤层上部，与可采M0煤层相距24M,对M0煤层的开采有一定影响。隔水岩组（1）矿区隔水岩组主要为二叠系峨眉山玄武岩、龙潭组、大隆和三叠系大冶组。龙潭组（P31）：为粉砂岩、粘土岩、页岩为主，夹煤层及煤线，厚度300370m，岩层隔水性好，含水性差，岩层中有极少量层间裂隙水，但因岩层隔水性好，为隔水地层。（2）大隆组（P3d）：为硅质岩，隔水性好，含水性差，该岩组与可采煤层相距60m，为隔水地层。大冶组（T1d）：为粘土岩夹粉砂岩，岩层中不含水，岩层隔水性好，为隔水层，该岩组与可采煤层相距74m。2、地下水的补、迳、排条件岩溶含水层为广泛分布在矿区外围的碳酸盐岩，出露面积大，岩溶较发育，补给条件较好。补给源主要为大气降水，大气降水通过封闭洼地中发育的落水洞、漏斗补给地下水，地下水接受补给后主要由北向南径流。浅层地下水及碎屑裂隙水补给途径主要为面状渗透补给，地下水接受补给后，经短途径流，排往矿区内地形低凹地带以下，以泉点形式出露。3、矿井充水因素分析矿井水径流方式主要为岩溶裂隙和采动裂隙，充水主要有以下几方面。（1）大气降水：大气降水是矿井充水源之一，它通过采空裂隙渗入矿井。但因地形较陡，无大积水洼地，降雨后水很快就通过冲沟排泄玩，裂隙渗透较小，据该矿多年观测，洪水季节矿井水增大不明显。因此，大气降雨不是矿井的主要充水源。（2）长兴组灰岩含水层：该含水层位于煤系地层顶部，主要迳流方式为岩溶裂隙。但因矿井开采未接露本层，开采的M0煤层为中厚煤层，距开采煤层平均间距24m。采动裂隙能会影响到该层位；同时矿区最低侵蚀基准面为+1435m，而矿井最低开采标高为+1280m水平，比最低侵蚀基准面低出155m，岩溶裂隙水通过裂隙向井下排泄。因此长兴灰岩岩溶裂隙水对本矿有直接影响，是矿井主要充水源。（3）、小窑及老空区积水：我矿为新建矿井，以前民用煤矿形成了一定面积的采空区：老窑及采空区水是矿井生产中次要充水源。该矿+1550m水平以上到煤层露头原有部分小矿开采，开采深度及积水情况不清，无资料记载，现无发进行调查，因此，矿井在开采期间，应加强老空区探放水工作，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，防止老窑穿水事故发生。（4）在矿区中未见明显的断层破碎带，但岩层节理裂隙较发育，岩性较破碎，裂隙带导水性较强，对煤层开采有一定影响，应做好井下防水及排水工作。从上所述，长兴组灰岩岩溶裂隙水为矿井主要充水源、老窑积水是矿井次要充水源，大气降水为矿井第三充水源。 因为是新建矿井，根据有关资料和调查内比预计：矿井正常涌水量20m/h,最大涌水量（丰水期）40m/h。五、附图:（一）井上下对照图（二）采掘工程平面图（三）通风系统图（四）避灾线路图第二章 采区布置及装备第一节 矿井首采区的确定及开采顺序一、首采区确定根据矿井的资源分布状况、煤层的赋存条件、矿开采技术条件进行综合分析，提出三种首采区位置确定方案：方案一：布置在向斜的北翼上煤组二采区作为首采区（开采M0煤层）。优点：煤层：贯通距离为1080m，与方案三比较少110m0缺点：1）在风井新建配电设施和供电线路；2）从首采工作面形成的工程量与方案三比较较大；3）从开采技术条件分析，上煤组M0煤层的瓦斯涌出量较大，煤层顶板不稳定（与下煤组相比较）。4）瓦斯抽放巷的投资利用率较低（单一煤层开采的抽采率较低）。方案二：布置在向斜的南翼上煤组三采区作为首采区（开采M0 煤层）。优点：贯通距离为807m,贯通距离及井巷工程量最少。缺点：1）在风井新建配电设施和供电线路；2）采区储量最少；3）从开采技术条件分析，上煤组M0 煤层的瓦斯涌出量较大，煤层顶板不稳定（与下煤组相比较）；4）瓦斯抽放巷的投资利用率较低（单一煤层开采的抽采率较低）。方案三：布置在向斜的南翼下煤组一采区作为首采区（开采+1400m水平以上M13、M14、M15煤层）。优点：1）可以利用原普南煤矿的风井和地面的部分设施；2）由于在+1400m标高以下的储量为预测的储量，该储量级别为334？，不能作为设计储量；在布置开采一采区，进行巷探，提高该区域的储量级别，这样可以减少勘探费用。3）由于开采煤层划分为二个煤组，上煤组为一层煤，下煤组为三层煤，该矿井按煤与瓦施突出矿井设计，设计在煤层底板专用瓦斯抽放巷布置底板密集钻孔对开采煤层进行预抽煤层瓦斯，下煤组采用联合布置，该采区储量远大于上煤组M0 煤层一个采区的储量，抽采率远高于首先开采M0煤层，因此抽采率讲行分析，首采区确定为一采区有利于以少投入提高抽放巷的利用率和抽采率。4）首采区布置为一采区，可以利用原普南煤矿的进线电源供电线路作为整合投产期南一号风井的供电线路，减少初期供电线路的投资。缺点：1）贯通距离为1190m，与方案一比较多110m。2）主石门揭煤距离较长；3）运输设备的能力较大。综上所速，由于北翼开采M0煤层原有的巷道基本上不可用，从该矿井的资源分布、开采技术条件、矿井的投产期的投资等综合分析，设计推荐整合后的首采区确定为一采区，从技术性和整体的经济效益分析，技术上是可行的，也是比较经济的，有利于从整体上改变矿井安全生产的面貌。二、开采顺序1、采区开采顺序一采区二采区三采区四采区2、采区内开采顺序在采区内各区段必须由上往下开采，在同一区段内必须先开采上层煤后开采下一层煤，在一个区段内同一层煤采用后退式开采，沿走向向采区中央方向回采。第二节 采煤方法与采煤工艺一、采煤方法的选择根据矿井水文地质条件类型、煤层顶底板岩性、煤层赋存状况、矿井开采技术条件进行综合分析，设计推荐采用走向长壁后退式采煤方法。二、采煤工艺1、落煤方式：综合分析矿井的开采技术条件等，设计推荐采用电煤钻打眼，放炮落煤方式。2、装煤、运煤：设计采煤工作面采用人工攉煤，选用SGD20/40T可弯曲刮板远输机远输。3、工作面支付和顶板管理：根据矿井现有条件、顶板岩性、煤层的厚度、工作面采高的特点，设计选用单体液压支柱加金属交接顶梁支护，采煤工作面柱距和排距为0.8m1.0m，工作面支护设计为“三五”控顶，最大控顶距为4.2m（五排），最小控顶距为2.2m，采空区采用全部垮落法管理顶板。4、工作面循环作业：根据控顶方式及工作面产量要求，给合实际情况，采用三、八作业制，二采一准，循环进度为2.0m，每天一个循环，日推进度2.0m。5.采区、工作面的回采率：矿井开采煤层属中厚煤层，放炮落煤，工作面回采率950/0，采区回采率800/0。6.采煤工作面回采方向与超前关系：采煤工作面实行区内后退式开采，即沿开采煤层走向，由采区两翼边界向采区中央回采。各回采工作面上下出口与平巷连接处20m内必须加强支护。在生产作业规程中必须制定工作面端头支护的安全措施，包括工作面端头的特殊支护方式，工作面煤壁必须打好贴帮支柱。第三节 首采区巷道及首采工作面布置一、首采区位置及范围根据矿井开拓布置，首采区为一采区，位于向隙南翼，范围为东、南、西以矿井边界为界，北以+1400m标高为界，平均走向长530m，采区开采标高为+1400m+1600m，垂高200m,该采区亦为达产采区。二、首采区准备巷道布置（一）采区上山1、一采区运输上山：布置在M15煤层底板岩层中，起坡点距M15煤层底板水平距离为20m,沿煤层底板倾斜方向斜穿层布置，从+1400m标高至+1500m标高，坡度为250，长度355m，设计为半园拱断面，锚喷支护，净断面5.13m2,净宽2.4m,墙高1.2m,装备上链铸石溜槽作为一采区煤碳运输。2、一采区专用回风上山：布置在轨道上山南西侧，与轨道上山水平距离为20m，起坡点距M15煤层底板水平距离为20m,沿煤层底板倾斜方向斜穿层布置，从+1400m标高至1600m标高，坡度为250，长度473m,设计为半圆拱断面，锚喷支护，净断面5.13m2,净宽2.4m,墙高1.2m,作为一采区专用回风上山。3、一采区轨道上山：布置在回风上山南西侧，与回风上山水平距离为20m，起坡点距M15煤层底板水平距离为20m，沿煤层底板倾斜方向斜穿层布置，从+1400m标高至+1600m标高，坡度为250，长度为473m；设计为半圆拱断面，净断面4.53m2,净宽2.2m,墙高1.2m,锚喷支护，装备22kg/g钢轨，内设梯步，作为一采区材料矸石运输。（二）采区区段石门在+1600m、+1550m、+1500m、+1450m、+1400m标高各区段布置运输石门、轨道石门、回风石门，+1400m标高运输石门由一采区下车场兼作，运输石门和回风石门设计为半圆拱断面，净宽2.4m,墙高1.2m净断面5.13m2,区段运输石门铺设15kg/m钢轨；行人石门设计为半圆拱，净宽2.2m，墙高1.2m，净断面4.53m2；设计采用锚喷支护，各区段石门长度不同。（三）采区车场1、采区下部车场在一采区轨道上山下部布置下部车场，从一采区轨道上山下部+1400m落平处至一采区主运输石门叉口布置50m双轨道，10m单轨巷为采区下车场，设计双轨巷为半圆拱断面，净宽3.4m，墙高1.2m，净断面8.59m2,设计采用锚喷支护，单轨巷为半圆拱断面，锚喷支护，净宽2.6m，墙高1.4m，净断面6.288m2,设计采用锚喷支护。2、采区上部车场在一采区+1600m标高布置采区上部车场，布置为甩车场，在+1600m运输石门内布置上部车场，设计上车场50m双轨巷，其余为单轨，半圆拱断面，净宽3.4m，墙高1.2m，净断面8.59m2,设计采用锚喷支护，单轨巷为半圆拱断面，锚喷支护，净宽2.6m，墙高1.4m净断面6.28m2，设计采用锚喷支护。3、各区段石门车场在一采区+1550m、+1500m标高区段石门布置区段石门车场,布置为甩车场，设计区段石门车场50m双轨巷，其余为单轨巷，半圆拱断面净宽3.4m，墙高1.2m，净断面8.59m2,设计采用锚喷支护；单轨巷为半圆拱断面，锚喷支护，净宽2.6m，墙高1.4m，净断面6.28m2，设计采用锚喷支护。（四）采区硐室1、采区绞车硐室一采区轨道上山绞车硐室布置在M15号煤层底板+1600m水平，绞车硐室距井口变坡点的水平距离设计为30m。绞车硐室长宽高为6m4m4m。2、躲身硐室和信号硐室在施工期间运输上山、轨道行人上山、回风上山每隔40m设置一个躲身硐室，在各区段甩车场设置信号硐室，躲身硐室和信号硐室均为2.0m，净高2.0m,宽度为1.5m，设计采用锚喷支护。3、充电硐室和消防材料库一采区充电硐室和采区消防材料库联合布置在材料行人上山与回风上山之间的底板岩层中，入口与主运输石门相接，回风口以回风上山相接，设计为半圆拱断面，宽3.4m,墙高1.4m,净断面为9.27m2（在安装充电台段断面），硐室长度为35m；硐室入口宽度为2.6m墙高1.4m，净断面为6.28m2，砌碹支护。4、压风自救硐室在区段轨道运输平巷、区段回风平巷、掘进工作面巷道每隔100m布置一个压风自救硐室，自救硐室长5m，矩形断面，宽1.5m，高度2.0m，装备能封闭铁门、压风呼吸器、减压阀、自救器和压风管路、电话等。（五）瓦斯抽放巷分别在+1556m、+1506m、+1450m、+1400m标高布置煤层底板瓦斯抽放巷，各区段瓦斯抽放巷通过东西翼瓦斯抽放上山与采区回风上山连接，通过轨道上山甩道及石门与轨道上相连通构成通风运输系统（与轨道上山相连便于瓦斯抽放巷道施工时的运输，通风系统简单），瓦斯抽放巷布置在距M15煤层底板水平距离为20m的岩层中，设计采用锚喷支护，半圆拱断面，净宽2.2m，墙高1.2m，净断面4.53m2。三、首采区回采巷道布置1、首采区分层布置区段轨道运输巷，首采11301工作面在+1550m标高沿M13煤层走向布置区段管道运输平巷，走向至矿区边界煤柱，设计采用11矿用工字钢架料支护，断面为梯形断面，下宽2.6m,上宽2.0m，净高为2.0m，净断面为4.6m2,铺设15kg/m钢轨。2、首采区分层布置区段运输机巷，首采11301工作面在+1556m标高沿M13煤层走向布置区段运输机巷，走向至矿区边界煤柱，设计采用11矿用工字钢架料支护，断面为梯形断面，下宽2.6m，上宽2.0m，净高为2.0m，净断面为4.6m2。3、首采区分层布置区段回风巷，首采11301工作面在+1600m标高沿M13煤层走向布置区段回风巷，走向至矿区边界煤柱，设计采用11矿用工字钢架料支护，断面为梯形断面，下宽2.6m，上宽2.0 m，净高为2.0m，净断面为4.6m2,铺设15kg/m钢轨。4、11301工作面切割巷布置：采煤工作面切割巷沿煤层倾角布置，宽度设计为2.2m,高度根据煤层厚度而确定，采用单体液压支柱支护。表531达产采区巷道工程量及断面特征表序号巷道名称巷道性质断面形状支护形式长度（m）净宽（m）墙高（m）净断面（m2）掘进断面（m2）掘进体积（m3）1一采区材料行人上山下车场双轨岩巷半圆拱锚喷503.41.28.598.984492一采区材料行人上山下车场单轨岩巷半圆拱锚喷102.61.46.286.98703一采区运输上山下部运输石门岩巷半圆拱锚喷453.01.06.517.193234一采区专用回风上山下部联络巷岩巷半圆拱锚喷302.61.46.286.982092095一采区材料行人上山上车场双道岩巷半圆拱锚喷503.41.28.598.984496材料行人上山上车场单轨及通道岩巷半圆拱锚喷252.61.46.286.981757一采区运输上山上部通道岩巷半圆拱锚喷402.61.46.286.982798信号及躲身硐室岩巷短形锚喷761.523.03.362559充电硐室入口岩巷半圆拱砌碹152.61.46.288.0912110充电硐室岩巷半圆拱砌碹352.61.49.2711.3939911压风自救硐室半煤巷短形架料651.523.03.3610112一采区运输上山岩巷半圆拱锚喷3552.41.25.135.4413一采区专用回风上山岩巷半圆拱锚喷4732.41.25.135.44257314一采区材料行人井岩巷半圆拱锚喷4732.41.25.135.44282915+1600区段石门岩巷半圆拱锚喷11822.41.25.135.44128416+1500区段石门岩巷半圆拱锚喷2442.41.25.135.44132717+1506m瓦斯抽放巷岩巷半圆拱锚喷4552.21.24.534.82219318+1450m瓦斯抽放巷岩巷半圆拱锚喷4302.21.24.534.82462207319+1556m瓦斯抽放巷岩巷半圆拱锚喷3322.21.24.534.82160020瓦斯抽放回风上山岩巷半圆拱锚喷2382.21.24.534.8211472111301工作面轨道和运输机巷半煤架料4502.62.024.65.5925162211301回风平巷半煤架料2152.62.024.65.5912022311301切割巷煤巷单支1002.22.14.624.62462合计440723967第四节 采煤工作面及其装备一、投（达）产采煤工作面投（达）产采煤工作面为一采区11301采煤工作面。二、首采煤工作面布置及其参数1、平巷布置方式工作面布置轨道运输平巷、运输机平巷和回风平巷各一条，均沿煤层走向布置，设计首采工作面布置在一采区第一区段+1550至+1600m标高第一区段M13煤层，首采工作面回风平巷标高为+1600m,轨道平巷标高+1550m,运输平巷标高+1556m。2、首采工作面参数设计首采工作面区段高度为50m,工作面平均倾角为260，工作面倾斜长度为100m,轨道运输巷与运输机巷之间垂高6m，运输机巷与轨道巷之间每隔80m作联络巷联通，工作面煤厚平均2.1m，采高确定为2.1m,煤层容重1.5t/m3。3、工作面推进度与生产能力计算1）矿井年工作日330天二采一准，循环进度2.0m，日循环个数1个，日进度2.0m，年推进度为33020.8=528m。（0.8为采煤工作面循环率）2）采煤工作面生产能力：A面=iLmY0.95；式中：A面- 采煤工作面单产，kt/a；L采煤工作面实际采煤长度；100mI采煤工作面年进度，m/a；528mm开采煤层厚度；2.1mY开采煤层平均容重；1.5m3/t0.95采煤工作面设计回收率；采面生产能力为：A面=5281002.11.50.95=158（kt/a）；掘进煤按50/0计算为7.9kt/a,合计矿井生产能力为165.9t/a,能满足150kt/a的设计生产能力。4、工作面接替顺序首采区内煤层开采顺序为M13 M14 M15。同一煤层先采上区段在采下区段。一采区采煤工作面的接替顺序为：11301 11302 11401 11402 11501 11502 11303 11304 11403 11404 11503 11504 11305 11306 11405 11406 11505 11506 11307 11407 11507。工作面编号释义：以11301为例，第一位为采区编号，1表示一采区，第二、三位表示煤层号（13号煤层），依此类推，第四、五位为工作面编号。三、采煤工作面及运输平巷装备1、采煤工作面运输设备1）炮采工作面生产能力Q运LSmYC（52）1.5=1002.02.11.50.95（52）1.5=89.78t/h式中：L-工作面长度100m；S-工作面推进度m/d,2.0m/d；m-采高2.1m；Y-煤的容重1.5t/m3；C-工作面回采率（0.95）；1.5-运输不均衡系数；2-每天生产班数：2班5-每班运输时间：5h。2）工作面运输设备选择根据以上计算采煤工作面的生产能力，工作面设计选用SGD-620/40T可弯曲刮板运输机运输。3）工作面运输平巷选择：该运输设备只负责一个采煤工作面的运输，根据以上计算工作面的生产能力，设计区段运输平巷SGD-630/40CS可弯曲刮板运输机；区段轨道运输平巷选用MGL1.1-6B型矿车，配JD-11.4调度绞车运输（由于运输距离较近）。2、工作面支护设备的选择1）支架强度的计算（1）P=MYK-1Ccosa9.8式中：P-支架单位面积上应有的支护强度，KPa；K-顶板岩石碎胀系数，取1.4；C-支架受力不均衡的安全系数，取2；M-煤层采高，M13煤层2.02.1m;Y-顶板岩石平均容重，取2.4t/m3;a-工作面平均倾角26。支柱单位面积上应有的支护强度为；P13=（22.1）2.41.4-12COS269.8=211.4221.97kpa（2）用经验公式计算P=nMY9.8103式中：n-支柱荷载相当于采高岩石容重的倍数，对中等稳定顶板取6.0。P13=6（22.1）2.49.8=282.24296.35kPa通过以上计算进行比较，取其经验公式计算值进行选择。2）支柱的工作阻力F=nMAY9.8103式中：F-支柱的工作阻力，KN;A-支柱的支护面积，A=Lb=0.8;L-柱距，0.8m；b-排距，1.0m;Y-顶板岩石平均容重，2.4t/m3。F13=6（2.02.1）0.82.49.8103=225.79237.08103KN3）支柱的最大高度Hmax和最小高度Hmin的确定顶板下沉量SL=nML式中：n-为下沉系数取0.03，M-为采高m;L-为最大控顶距离mM13煤层SL=0.03（2.02.1）51000=300315mm设计采用外注式单体液压支柱Hmax=Mmax-b;Hmin=Mmin-b-SL-a式中：SL-最大控顶距处的最大下沉量；Mmax-工作面最大采高；Mmin-工作面最小采高；B-顶梁厚度；A-支柱卸载高度取30mm;M13：Hmax=2100-100=2000mm;Hmin=2000-100-315-30=1555mm;根据上述各参数计算（支柱要求工作压力、最大最小高度）M13煤层选用DZ22-30/100外注式单体液压支柱，支撑高度2.241.44m，伸缩行程800mm,工作阻力300KN额定工作液压38.2MPa,泵站压力为1520MPa。3）金属交接顶梁选择设计选用HDJA-1000金属交接顶梁，长度为1.0m，许用载荷250KN。4）液压泵站选择：根据所选单体液压支柱要求的准压泵站的压力，设计选择XRB2B80/200乳化液泵，公称压力为20MPa, 公称流量80L/min,电机功率为37KW,与之配套的液箱为RX80/6.3。4、其它设备的选择1）注液枪：选用DZ-Q1型注液枪，额定工作压力为31.5MPa。2）回柱器：选用HH2-2型回柱器，拉拔力20KN，拉拔距离2m。3）煤电钻：选用ZSM-1.5A电煤钻。4）回柱绞车：选用JH-8型回柱绞车。 表6-5-1采煤工作面机械配备表（首采工作面）采面设备名称设备型号主要技术参数功率单位使用备用合计1301采煤工作面单体液压支柱DZ22-30/100支撑高度2.241.44m, 支撑阻力300KN,额定工作液压38.25MPa.根700140840金属交接顶梁H DJA-1000长度为1.0m，许用载荷250KN根700140840乳化液泵XRB2B80/200压力为20MPa，流量80L/min37台11乳化液泵箱RX80/6.3个112注液枪DZ-Q1工作压力为31.5KPa个10515回柱器H H2-2拉拔力20KN，拉拔距离2m个10515回柱绞车JH-8牵引力78.4KN，容绳量200m,660V7.5台213调度绞车JD-11.4牵引力1KN，容绳量300m,660V11.4台112污水泵25WGF功率3KW，流量30m3/h,660V3台112煤电钻ZSM-1.5A127V1.5台314放炮器MFB-200引爆能力200发台112矿车MGL1.1-6B台16420刮板运输机SCD-620/40T功率40KW40台314第五节 采区主要生产系统 一、采区运输系统1、达产采区煤炭运输11301工作面煤炭搪瓷溜槽11301运输平巷刮板运输机采区运输上山铸石溜槽一采区皮带运输巷皮带运输机+1410m主运输石门皮带运输机主斜井皮带运输机地面煤仓。2、采区矸石运输11302运输平巷掘进工作面矸石平巷调度绞车一采区上部车场一采区绞车一采区轨道上山一采区下车场一采区石门蓄电瓶电机车井底车场副斜井副斜井绞车地面矸仓。其余工作面运输系统同理，设备和材料运输方向与矸石运输方向相反。二、通风系统采区通风系统详见第六章第二节。三、达产采区排水系统采区积水采区煤层运输平巷水沟采区上山采区下车场一采区石门井底车场水仓水泵排水管路副斜井地面沉淀水池。四、采区压风系统地面压风机主斜井1410m主运输石门一采区石门一采区下车场采区材料行人上山掘进工作面。五、采区供电系统井下供电电源由地面10KV、0.69KV、127V。六、矿井瓦斯抽放系统在主斜井地面建立固定式抽放泵站，其管路系统为：瓦斯抽放巷钻场支管分管一采区运输上山采区下部车场一采区石门+1410m水平运输石门主斜井瓦斯抽放泵站排空管地面。第三章 矿井通风与安全第一节 概况一、瓦斯1、矿井瓦斯等级根据贵州省煤炭管理局对原民族煤矿瓦斯等级鉴定的批复文件，原民族煤矿2005年、2006年、2007年连续三年鉴定为高瓦斯矿井，其中2005年度矿井瓦斯涌出量最高，矿井相对瓦斯涌出量为36.6m3/t,绝对瓦斯涌出量为3.14 m3/min。按照贵州省煤监局2007345号文要求，本次按煤与瓦斯突出矿井设计，建议业主及时补作煤与瓦斯突出鉴定。2、瓦斯压力、煤层瓦斯含量及梯度该矿无瓦斯压力、煤层瓦斯含量、瓦斯含量梯度等实测数据，也无邻近矿资料，本次设计按采矿设计手册中关于煤层瓦斯含量的经验公式进行计算。1）煤层瓦斯压力计算采用经验公式计算：P=（2.0310.13）H；参照六枝矿务局六枝矿的瓦斯压力规律，取P=4.8H；式中：P-距地表垂深H处煤层瓦斯压力，KPa；H-煤层所埋藏深度，m。各煤层在各标高的瓦斯压力计算结果见表6-1-1；表6-1-1 煤层瓦斯压力计算表煤层+1400m标高+1280m标高煤层埋深m瓦斯压力MPa煤层埋深m瓦斯压力MPaM01940.9312M132000.963471.6656M141950.9363591.7232M151970.94563761.80482）矿井煤层瓦斯含量及梯度计算采用经验公式计算煤层瓦斯含量Wh=Wx+WyWx=65.5（100-Af-Wf）（0.098aP+b）（Vr）0.146en（1+0.31Wf）100Wr=fnp9.8Kyr式中：Wx-煤的瓦斯吸附量，m3/t；Wf、Af、Vr-分别为煤的水分、灰分、挥发分，0/0；P-实测瓦斯压力，MPa（由于没有实测值，采用预测值）；en-温度系数，按瓦斯压力查表得1/en（采矿设计手册）；a-2.4+0.21Vr；b-1-0.004 Vr；Wr -游离瓦斯量，m3/t；fn-煤的孔隙率，0/0；r-煤的容重，t/ m3；各煤层在各标高的瓦斯含量及梯度计算及结果见表6-1-2-6-1-4表6-1-2 各煤层各开采标高吸附瓦斯含量计算表煤层标高水分灰分挥发分埋深压力系数1/enab吸附含量（m）wfAfVrHWxM0+14001.419.327.581944.80.6853.990.97014.92M13+14001.1319.259.242004.80.6854.340.96313.60+12801.1319.259.243474.80.6984.340.96315.99表6-1-3 各煤层各开采标高游离瓦斯含量计算表煤层标高（m）容重t/m3孔隙率%压缩系数埋深m压力系数游离含量m3/tM0+14001.4561.061944.80.371M13+14001.581.062004.80.493+12801.581.053474.80.863表6-1-3 各煤层各开采标高瓦斯含量及梯度计算表煤层标高Wx（m3/t）Wrm3/t）Whm3/t）含量梯度（m3/t）100m）M0+140014.920.37115.291M13+140013.600.49314.0921.88+128015.990.86316.855二、煤尘经贵州省煤田地质局实验室鉴定，M0、M13煤层均无煤尘爆炸性，各煤层工业分析挥发分在7.340/09.240/0之间，其爆炸性指数按下式计算：Vr =Vf100-Ag-Wf100式中：Vf -工业分析挥发分，0/0；Ag-工业分析挥灰分，0/0；Wf -工业分析挥灰分，0/0；各煤层的爆炸指数计算结果如下：表6-1-5煤层爆炸指数计算表煤层水分灰分挥发分煤尘爆炸指数M01.419.327.588.49%M131.1319.259.2411.61%三、煤的自然2005年10月贵州省煤田地质局对民族煤矿M0煤层和普南煤矿M13、M14、M15煤层自然发火性进行了鉴定，M0 M14、M15煤层为自然煤层（级），煤层为不易自然煤层（级）。四、地温该地区地温正常，无地热危害。五、煤与瓦斯突出危险性矿井未进行煤与瓦斯突出危险性鉴，定矿开采多年，未发生过煤与瓦斯突出事故及瓦斯动力现象。但随着向深部开采，特别是进入向斜轴部的开采，矿井瓦斯压力增加，煤层瓦斯含量增加，必须请有资质的单位进行鉴定，以便采取相应的措施和对策。根据黔安监管办字【2007】345号文件，本次按煤与瓦斯突出矿井设计。第二节 矿井瓦斯涌出量预测一、瓦斯赋存和涌出特点1、井田内开采煤层倾角5260，为近水平倾斜煤层设计范围内M0煤层为一不对称向斜构造，M13、M14、M15煤层为单斜构造，浅部煤层倾角较大，越到深部越缓，含煤地层为二叠系上统龙潭组，煤层埋藏由浅至深，矿井最低开采标高+1280m的煤层最大埋深达376m，越到深部越不利于瓦斯的自然散逸，瓦斯含量越高。距向斜轴部越近，瓦斯压力越大。2、从本矿井历年侧定的瓦斯涌出量资料可知，矿区的瓦斯涌出量较大，矿井多为煤层开采，采煤工作面的瓦斯涌出主要来源于本层瓦斯涌出、上下邻近层瓦斯涌出及采空区的瓦斯涌出。且随着开采深度和矿井开采面积的增加，工作面瓦斯涌出量会逐渐增加。3、从本章第一节对各煤层瓦斯含量的预测，M14煤层的瓦斯含量最高，但首采煤层为M13煤层，两层煤的平均间距为12m，首采层开采后，M14煤层向上层的涌出量在500/0以上，M15煤层向M13煤层的涌出量在30 0/0以上，因此，首采层的瓦斯涌出量最大。二、矿井瓦斯涌出量预测结合矿井的实际情况和瓦斯资料，采用中华人民共和国安全生产行业标准的“矿井瓦斯涌出量预测方法”（AQ1018-2006）中的分析预测法对矿井设计水平（+1400m水平）M13煤层采煤工作面的瓦斯涌出量进行预测。1、开采M13煤层回采工作面相对瓦斯涌出量计算Q采=q1+q21）开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：q1=K1K2K3（m/M）（W0-Wc）式中：Q采-回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1-开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2-邻近层相对瓦斯涌量，m3/t；K1-围岩瓦斯涌出系数，M13煤层顶底板为钙质粉砂岩和粘土岩互层，致密性较高，取1.2；K2-工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；K2=1/0.95=1.053K3-采区内准备巷道预排瓦斯涌出影响系数；由于本矿采用后退式回采，按以下公式计算。K3=（L-2h）/LL-工作面长度，m，L=100m；h-掘进巷道预排等值宽度，m；按“矿井瓦斯涌出量预测方法”中的表D.1选取h=9；K3=（100-29）/100=0.82M-工作面采高，m；M=2.1mm-开采层厚度，m；m=2.1m；W0-煤层原始瓦斯含量，m3/t；按表6-1-4选取，M13煤层+1400m水平的瓦斯含量为14.092 m3/t；Wc -运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，参照“矿井瓦斯涌出量预测方法”中的附录C选取；Wc =5 m3/t。=1.21.0530.82（2.1/2.1）（14.092-6）=8.385 m3/t2）邻近层相对瓦斯涌量本矿首先开采M13煤层，然后开采M14、M15煤层，最后开采上煤组M0煤层，由于各煤层与开采层的层间距不同，各煤层涌入的相对瓦斯量也不同，M0煤层为首采层的上邻近层，层间距151m,其排放率为0。下邻近层相对瓦斯涌量按下式计算： q2=ni=1（W0i-Wci）（mi/M）ni式中：mi -第i个邻近层煤层厚度，m；M-工作面采高，m；ni -第i个邻近层瓦斯排放率，0/0，参照附录D选取；Woi-第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，按表6-1-4选取；Wci-第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，参照附录C表C.1选取。M13煤层为下煤组的上煤层，对其瓦斯涌出量有影响的是下邻近层。下邻近层的相对涌出量计算结果见表6-2-1。Q1和q2的和为14.335m3/t，开采M13煤层时，其回采工作面在+1400m水平的相对瓦斯涌出量为14.335m3/t，按回采工作面设计生产能力（456t/d）计算，则M13煤层+1400m水平回采工作面绝对瓦斯涌出量为4.54m3/min。预测的相对瓦斯涌出量比实测的相对瓦斯涌出量低，但绝对瓦斯涌出量大于实测的绝对瓦斯涌出量，设计考虑在实测时因产量变化大的因素，采用预测的绝对瓦斯涌出量（最大值）。表6-2-1 开采M13煤层时邻近层涌入瓦斯量表邻近层类型邻近层编号水平邻近层参数开采层采高邻近层相对瓦斯涌出量煤层厚度（m）瓦斯含量m3/t残存瓦 斯含量m3/t距开采 层距离（m）瓦斯排放率（0/0）（m）（m3/t）下邻 近层M14+1400m1.615.1365125224.22M15+1400m1.616.3957272321.73计合+1400m5.952、掘进工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算Q掘=q3+q4式中：Q掘-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3-掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4-掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min；1）掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算q3=DVq0（2L/V-1）式中：q0-煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2min）；q0=0.026（0.0004（Vr）2+0.16）- W0 W0 煤层原始瓦斯含量，m3/t，按表6-1-4选取 D-巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m，矿井开采煤层为中厚煤层，为开采层厚度的2倍。 M-开采层厚度，m。 V-巷道平均掘进速度，m/min； L-巷道长度，m； Vr-煤中挥发分含量，0/0；将有关数据代入上式计算得出各掘进工作面的煤壁瓦斯涌出量，见表6-2-2。2）掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量按下式计算：q4=SVY（W0-Wc）式中：S-掘进巷道，m2；Y-煤的密度，t / m3。将有关数据代入上式，计算得到各煤层掘进工作面的落煤瓦斯涌出量，见表6-2-3。表6-2-2 各煤层巷道掘进工作面煤壁绝对瓦斯涌出量计算表煤层水平瓦斯含量W0掘进速度V巷道长度L煤厚M煤壁面长度D挥发分Vr瓦斯涌出强度q0巷道煤壁瓦斯涌出量m3/tm/minmmm0/0m3/（m2min）m3/minM0+1400m15.290.003