阳煤三矿15#煤层三采区设计【含CAD图纸+文档】
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阳煤三矿
15
煤层
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压缩包内含有CAD图纸和说明书,均可直接下载获得文件，所见所得，电脑查看更方便。Q 197216396 或 11970985
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设计任务书一、毕业设计题目 阳煤三矿三采区15号煤层设计二、毕业设计提供的原始数据资料 1、井田地质报告 2、煤层底板等高线图 3、矿井初步设计说明书及图纸 4、矿井延伸设计说明书及图纸 5、矿井储量计算资料 6、采掘工程平面图 7、底层综合柱状图 8、矿井井巷断面图册 9、各类巷道掘进速度及单位成本表 10、采区设计说明书 11、回采工作面作业规程 12、掘进工作面作业规程 13、采煤方法技术经济指标 14、井底车场布置图 15、全矿运输系统图 16、矿井通风系统图 17、通风安全措施 18、劳动定额手册 三、毕业设计应完成主要内容：1、毕业设计说明书：根据该井田煤层赋存条件，结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求，确定15号煤层3采区回采工作面长度为265m，循环进度0.8m，日推进9.6m，正规循环率85%，年推进1397m，井下15号煤层布置一个综采工作面，设计首采区回采工作面长度为200m，采高2.8m，掘进工作面为6个，采掘比为1：3。2、毕业设计主要内容1）矿区概况2）采取地质特征3）采煤方法及采取巷道布置4）采区运输、防治水及供电5）采区通风与安全6）采区巷道规格及支护方式7) 采区设备选型及计算8）采取主要经济技术指标3、毕业设计图纸：1) 采区巷道布置及机械设备配备图；2）采区通风系统示意图；3) 回采工作面布置详图；4）采区巷道断面图册。四、毕业生应提交的毕业设计资料要求1、毕业设计说明书：根据煤炭工业矿井设计规范，充分利用矿井现有的设施及设备，充分考虑矿井建设的特点，同时本着投资少、见效快、效益好的原则进行设计。坚持一切从实际出发、合理布置以采、掘、运为中心的各主要生产环节，力求系统简单，运行安全可靠。采用新设备、应用新工艺，提高采掘机械化水平。加强环境保护，积极开展“三废”治理，减少污染，变废为宝。对工业废水、生活污水、锅炉烟气进行处理，达标后排放。编制矿井设计的依据1、设计委托书；2、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的煤矿安全规程(2010年版)；3、煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）；4、国家有关煤矿安全的政策、法律、法规；5、煤矿提供的有关资料。2、毕业设计图纸： 1）采区巷道布置及机械设备配备图（1：2000） 2）采区通风系统示意图；（1：2000） 3）回采工作面布置详图（1:100） 4）采区巷道断面图册（1：50）五、设计进度安排（从第2周起）序号时间周次设计任务完成的内容及质量要求13月19日3月25日第2周收集地质资料23月26日4月01日第3周撰写矿井概况、设计采取地质概况34月02日4月08日第4周 确定采煤方法及采区巷道布置44月09日4月15日第5周绘制采区巷道布置及机械设备配备图54月16日4月22日第6周确定采取运输、提升、排水及供电系统64月23日4月29日第7周确定通风系统、风量及通风阻力计算等，绘制矿井通风示意图74月30日5月06日第8周确定采取巷道规格及支护方式，绘制巷道断面图册85月07日5月13日第9周完成采区设备选型及计算95月14日5月20日第10周编写安全技术措施、矿山环保及技术指标等105月21日5月27日第11周检查设计说明书及图纸，并提交终稿115月28日6月03日第12周打印和装订126月04日6月10日第13周教师评阅和开始答辩六、主要参考文献资料1、工具书1）采矿学 2) 通风与安全3）井巷工程4) 矿井运输及提升5）采掘机械6）矿山压力及控制7）煤矿安全规程8）煤炭设计规范2、参考资料：1 阳泉学院关于2010届毕业设计（论文）说明书编制规范和采煤教研室采煤专业毕业设计大纲2 国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程.北京：煤炭工业出版社，20063 中华人民共和国煤炭工业部编.煤炭工业矿井设计规范.北京：中国计划出版社，19934建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程5矿井通风安全装备标准MT/T5016-966矿井抽放瓦斯工程设计规范 MT5018-967 陈炎光，徐永圻 中国采煤方法. 徐州：中国矿业大学出版社，19908 钱鸣高，王庆康 采煤工艺学. 徐州：中国矿业大学出版社，1992 9 工程建设项目强制性条文及煤炭工业相关政策、法规等七、签字栏签 字 栏毕业生姓名要求设计工作起止日期教师审核指导教师（签字）日期201 年 月 日教研室主任审查（签字）日期201 年 月 日系主任批准（签字）日期201 年 月 日第4页 共 4页毕业设计答辩记录卡采矿工程 系 煤矿开采技术 专业 姓名 答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。 专业答辩组组长：（签名） 20 年月日前 言阳泉煤业(集团)有限公司三矿，始建于1950年5月，此前已有800年开采历史，是一个多井口组成的大型煤矿。主要开采煤层为3#、12#、15#，现拥有地质储量1.7亿吨，可采储量为1.05亿吨。矿井核定生产能力300万吨，1990年生产原煤达458.2689万吨。全矿固定资产净值1.78亿元。现有职工8813人，其中原煤生产人员6018人。一、矿区简介 1、地理位置阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿，位于阳泉市以西七公里处。地势：阳泉市地处黄土高原东缘，属山西东部山地。境内地貌以山地为主，其余为丘陵和平原，平原面积为462平方公里。2、气候、气温气候：全境属大陆性季风气候，四季分明，春季多风沙，夏秋季多雨，冬季寒冷干燥。气温：年平均气温87度10.7度。一月均温-46度，七月均温24.3度。降水：年均降雨量为572毫米。 3、交通条件铁路：全国第一条电气化铁路复线石太线横穿市区，东接京广线，西连同蒲线，南连阳涉线，境内设有10个车站，分射出32条支线或专用线。公路：公路交通形成了横贯东西，纵穿南北，干支交错，布局合理，以城市为中心向两县三区辐射的公路网。东去河北，西到太原，南到长治，北上五台，四通八达。山西省第一条高等级出省公路太旧高速公路穿境而过，与京深高速公路、京津唐高速公路相互贯通，大大改善了阳泉的投资环境，东出西进十分便利。二、矿区发展阳煤三矿始建于1950年5月，此前已有800多年的开采历史，是一个多井口组成的国有大型煤矿。2001年山西省卫生厅授予三矿“工业企业卫生先进单位”。2002年被阳泉市人民政府评为“安全生产先进企业”，同年被山西省省管国有企业精神文明建设指导委员会评为“文明单位”，阳泉市劳动竞赛委员会对三矿荣记集体一等功，中共阳泉市委授予“先进基层党组织”。2004年获得“安康杯”先进集体称号；2005年荣获“山西省五一劳动奖状”，中国煤炭工业协会授予“全国煤炭工业双十佳煤矿” 和“全国煤炭工业特级高产高效矿井”，山西省国资委授予全省“十佳基层党组织标兵”，山西省安全生产监督管理局授予“煤矿安全质量标准化国标一级矿井”，并且被集团公司评为“先进单位”和“先进党委”。三、矿区现状1、矿区条件阳煤三矿是一个多井口组成的国有大型煤矿。 阳煤三矿现有三对矿井，矿井面积86.2（含新景矿40.32）平方公里，全矿固定资产净值1.78亿元。现有职工8813人，其中原煤生产人员6018人。2、煤种煤质阳泉三矿主要开采3号、15号煤层，以生产含碳量较高的优质无烟煤著称。其煤炭发热量(大卡):5300 挥发份: 灰份: 灰融点: 含硫:1以下。主要产品中的十一级选大块、十二级洗中块、十二级洗小块、3#喷粉煤、烧结煤、配电煤、十五、十六、十七、十八级选末煤自1984年以来连续被评为省优产品，并远销日本、韩国、巴西等国，深受用户欢迎。四、矿区产量1990年阳煤三矿原煤产量达458.2689万吨。2003年阳煤三矿原煤产量676万吨。目 录前 言.i目 录.iii第一章 矿井及采区综述1第一节 矿井基本概况1一、矿井位置1二、地表及地层情况2三、煤层及顶底板情况2四、煤质及储量3五、地质构造3六、水文地质6第二节 矿井开拓概况8一、开拓方式8二、开采水平的确定及采区划分8三、巷道布置8四、运输方式及井底车场10五、矿井水平延伸和技术改造情况12六、通风方式13七、通风系统13第三节 采区设计生产能力与服务年限14一、矿井设计生产能力14二、采区设计生产能力14第二章 采区巷道布置15第一节 采区上山布置方案15一、方案比较15二、巷道断面形状与支护方式16三、合理划分采区区段17四、区段巷道布置方式分析选择17五、采区准备巷详细布置17第二节 采区主要生产系统20一、出煤系统20二、下料系统21三、通风系统21四、抽放系统21第三节 采区开采顺序21一、采煤方法及工作面长度的确定21二、采区巷道的联络方式22第三章 回采工艺设计24第一节 采煤工作面采煤工艺24一、工作面主要设备配备24二、工作面支护及顶板管理29三、工作面割煤、装煤、运煤29四、回采工艺29五、进行工作面采煤机进刀方式选择31六、采煤工作面日进度、年进度及工作面长度32第二节 工作面劳动组织32一、劳动组织及作业方式32二、循环作业方式及劳动组织：32三、循环数及推进度35四、工作面生产组织设计35第三节 工作面主要技术经济指标36第四章 采区通风与安全38第一节 概述38第二节 采区通风方式及系统39一、通风方式39二、通风系统41第三节 采区风量的计算及分配41第四节 采区总风压及等积孔的计算44一、通风阻力计算44二、等积孔46第五节 安全通风措施47一、保障通风系统稳定措施47二、粉尘和瓦斯管理48第五章 安全技术措施49第一节 防瓦斯爆炸措施49第二节 防煤尘爆炸措施50第三节 防煤与瓦斯突出措施50一、瓦斯抽放的必要性和可能性51二、抽放方式及效果51三、抽放系统51第四节 防矿井突水措施53第五节 防矿井火灾措施53一、自然发火预防54二、外因火灾预防措施54第六节 其它安全技术措施54一、放顶煤措施54二、对工作面工程质量的要求55三、主要工种操作要领56参考文献.57致 谢.58 v第一章 矿井及采区综述第一节 矿井基本概况 山西国阳新能股份有限公司三矿位于沁水煤田北端，太行复背斜西翼，矿区位于东南距阳泉市10km，地跨阳泉和盂县两市县，行政区划属山西省阳泉市。其地理坐标东经11321101133111， 北纬375317375851。一、矿井位置地表及地井田西部以经线82000为界，南起纬线102430，北止纬线112300，东邻阳泉煤业（集团）有限责任公司四矿，西邻七里河井田(规划井田)，北邻荫营煤矿及程庄井田(规划井田)。井田东西走向长约14.5km，南北宽约9.8km，面积约83.6km2，井田范围由36个拐点坐标连线圈定见表1-1-1：表1-1-1序号坐标序号坐标序号坐标XYXYXY14208036.119706712.1134201493.619721398.0254198700.219719538.924208299.919716292.7144201132.719721375.8264198510.819719564.134207020.219717634.0154200930.219721291.3274198796.519719145.944206669.619718169.1164200770.019721288.7284199799.719719849.054206298.519718713.3174200432.519721207.9294200210.919719225.264205708.119719601.8184200121.519720998.2304200238.319719272.574205591.719719667.1194200119.919720941.2314200400.019719332.184205634.319721290.3204199654.919720954.0324200517.319719263.994203834.119721339.7214199145.119720942.9334200668.519719048.5104203178.019721138.5224198924.019720583.7344200855.719719124.5114202317.419721215.2234198906.419719938.6354202505.919716707.1124201944.619721236.4244199016.619719760.4364202235.819706871.4二、地表及地层情况本区北东部为东西畛风井（已留保护煤柱），北西部为东西畛、屹驼村，根据集团公司阳煤地字（2005）648号文件精神，集团公司决定对村庄进行异地搬迁，故不留保护煤柱。本区地表地形中西部高，多为山梁地段，东部芦湖沟、南坨沟、石存沟低，多为山坡沟谷。地层由老到新依次出露为：P21、K11、P22、K12、P23及Q2+3。本区属滹沱河水系，主要积水为芦湖沟及其支沟（南坨沟、石存沟），均为季节性河沟。三、煤层及顶底板情况本区15#煤层总厚5.04-7.13米，平均为5.91米，净煤层厚4.86-6.12米，平均厚5.53米。煤层结构复杂，主要含三层夹石：距顶板1.05米左右的夹石，层位稳定，厚度平均0.13米；煤层中部发育一层稳定性较差的夹石，厚约0.10米；距煤层底板0.70米的连岩石，层位较稳定，厚约0.15米，另外，本区中部3-31钻孔附近距底板约0.3米处发育薄层煤与夹石互层现象（俗称驴石），属原生冲积所致。综观本区煤层呈北东高、西南低的趋势，最大标高580.0米，最低标高464.0米，高差116.0米。煤层倾角3-8度，平均5度。煤层老顶为四节石灰岩，厚度9.80-11.90米，平均为11.65米，主要岩性特征为两层泥岩、三层灰岩组成，局部赋水。直接顶为泥岩，厚度为0.-0.4米，平均为0.11米，主要岩性特征为黑灰色，局部相变为粉砂质泥岩。煤层直接底为粉砂质泥岩，厚度为0.40-4.33米，平均为2.03米，呈灰黑色。该矿井开采12号、15号层煤。12号煤层位于太原组中部，最大煤层厚度2.16m，最小为0，平均1.24m，一般含1层夹石，厚约0.20m左右，多为泥岩，结构复杂，夹石由东至西逐渐变厚，以至到中部、西部将其分成两层。由于夹石的增厚，该煤层就变得不可采。其可采范围仅限于中部东部。且由东西分叉变薄。可采性指数为0.74，煤厚变异系数为32.1%，属不稳定煤层。15号煤层位于太原组下部，是组内及区内最主要的煤层，最大煤层厚度9.03m，最小4.77m，平均6.91m，一般含夹石14层，夹石厚度在0.11.0m之间，属复杂结构煤层。可采性指数为1，煤厚变异系数为13.30%，属稳定煤层。15号煤层由东北部到西南部为一厚煤带，而由西北到东南部则相间出现变薄带。四、煤质及储量1、煤质阳泉三矿主要开采3号、15号煤层，以生产含碳量较高的优质无烟煤著称。其煤炭发热量(大卡):5300 挥发份: 灰份: 灰融点: 含硫:1以下。主要产品中的十一级选大块、十二级洗中块、十二级洗小块、3#喷粉煤、烧结煤、配电煤、十五、十六、十七、十八级选末煤自1984年以来连续被评为省优产品，并远销日本、韩国、巴西等国，深受用户欢迎。2、储量 阳煤三矿现有地质储量2.34亿吨，可采储量为1.32亿吨。五、地质构造综观本区15#煤层为一轴向NE的褶皱构造形态，北东部地层产状变化较大，紧密褶皱发育，西南部产状变化较小，呈宽缓褶皱状态，东西畛风井至本区西南为一轴向EW转NE的向斜构造，两翼倾角平缓，为36，其西北为一轴向NE，向SW倾伏的背斜构造，两翼倾角48。预计在向斜的东翼，背斜的西翼有走向断裂构造发育。本区上覆煤层仅开采裕公井的扩二区3#煤，根据3#煤层及15#煤层邻近区开采资料分析，本区东部及东南部陷落柱较为发育。预计长轴在60130米之间不等，短轴4060米，其他地段陷落柱发育较差。（一）、区域构造阳泉矿区位于沁水盆地东北边缘、新华夏系第三隆起带中段西侧、祁吕贺山字型前弧东翼以东。较低序次的娘子关帚状构造、寿阳局部经向构造(西洛南北向褶皱带)分处矿区东西两侧。北抵阳曲盂县东西褶皱带，老庙山莲花状构造位居矿区南部。新华夏系较低序次的武乡阳城凹皱带呈北北东向纵贯整个矿区。由于经过多次不同时期、不同方式、不同方向区域性构造运动的综合作用，特别是受新华夏系太行隆起带及山西中部纬向构造带阳曲盂县东西褶断带的影响，本区形成了一个东北高而西南低，沿北西走向、南西倾向的大规模的单斜构造，在这个单斜面上，次一级的构造以波状起伏的短轴褶皱构造为主，层间的小型断裂构造次之。（二）、井田构造三矿井田位于矿区大单斜的西北部，其构造形态基本上呈一单斜状，其走向为北西，倾向为南西。沿单斜走向和倾向均发育有次一级的较平缓的褶皱群和层间断裂构造，局部地段发育有陡倾挠曲，本井田陷落柱较发育，大部为砂岩及泥岩。褶皱在井田单斜上发育的次一级的规模较大的褶皱构造有15条，有神庙沟背斜、元子沟、西土活向斜、狮子坪、路家庄背斜、白家沟、杏梁、虎峪村西向斜、鸽子崖背斜、碾子沟向斜、虎峪村东背斜、杨家峪西、葫芦山向斜、杨家峪、红简沟、周家山背斜、烟嘴、高家沟、常家山向斜、皇后村东、石板沟背斜，西沟向斜、巨沟村背斜。断层三矿井田内落差大于20m的大中型断层有两条，其特征见表1-1-2：表1-1-2断层名称性 质落差产 状延伸长度影响煤层备 注F29逆断层25m270501050m15号、12号1-10号钻孔揭露F12逆断层20m11065200m15号竖井主皮带斜井揭露落差小于20m的断层如下表：煤层断层性质H20m20mH5m5mH1m条数长度条数长度条数长度15号正断层/2290231720逆断层212501340272530节理本井田节理比较发育，可分为四组：第一组N80EN85E，第二组N5WN10W，第三组N20EN30E，第四组N40WN50W。第一组与第二组为一“X”型节理，第三组与第四组为另一“X”型节理。分别构成棋盘格式构造。第一、二组为走向近直交的共轭剪节理。NNW向一组多具扭张性，发育程度较高，有参差不齐的断口；NEE向的一组一般结构面紧闭，地表发育较弱。第三、四组为斜交或近直交的共轭“X”型节理。结构面力学性质为扭张性。一般NW向一组节理面呈弱锯齿状参差不齐，有时被方解石充填。NE向一组节理面平整紧闭。该组节理在本井田的西部及北部较发育，常在砂岩层面上构成棋盘格式型。并且有时在地表或井下组成阶步状构造群，把地层和煤层切成小块。岩溶陷落柱三矿井田内岩溶陷落柱广泛发育，目前在井田内共发现陷落柱381个，其中绝大部分为井下采掘工程所揭露，据已采区证实的统计资料，地面调查和勘探查明的陷落柱有15个，只占陷落柱总数的3.9%。6.含煤地层本井田为石炭二叠纪煤系地层，即为本溪组、太原组和山西组。太原组含煤性最好、其次为山西组，本溪组含煤性最差。现根据井田地质资料由老到新叙述如下：石炭系中统本溪组由灰色、浅灰色铝土岩、铝土质泥岩、粉砂岩、细砂岩和石灰岩组成。铝土岩、铝土质泥岩具有鲕状结构，以底部的铝土岩较稳定。在井田西部本组的顶部和中上部有铝土质泥岩，且上部的铝土质泥岩较稳定，厚约4m左右。铝土含量底部一层最高，Al2O3含量高达40%以上。岩石富含黄铁矿，尤以下部含量最高，局部可呈黄铁矿薄层，一般将下部富含铁铝质的岩层谓之铁铝岩层段，山西式铁矿亦系此层位。本组含灰岩24层，厚度一般为1米左右、以上下两层较稳定。本组含煤线。0一2层，不稳定且不可采，有时中部的煤线和灰岩呈现消长关系。砂岩以中部一层最发育，一般为石英砂岩。本组平均厚度为56.75m，有自东向西增厚的趋势。与下伏奥陶系中统峰峰组呈假整合接触。石炭系上统太原组太原组是本区主要含煤地层之一，连续沉积于本溪组地层之上。全组厚度90130m，平均121.82m，由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩，灰白色细中粒砂岩，深灰色石灰岩和煤组成。有三层石灰岩，是本组煤层对比的典型标志层。含煤8层，其中12号、15号为主要可采煤层，3号、9号上、9号、15号为局部可采煤层，含煤系数910%。二迭系下统山西组山西组连续沉积于太原组之上，为本区主要含煤地层之一，含煤性较太原组略差。全组厚度4075m，平均57.79m。由灰白色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤组成。本组含煤6层，其中3号煤为主要可采煤层，15号煤为局部可采煤层，其余均不可采，含煤系数57%。六、水文地质本区地表芦湖沟及其支流均为季节性河沟，上覆煤层仅3#煤层开采，其它煤层均未开采。K2、K3、K4灰岩及K6砂岩为弱含水层。区内7个钻孔封孔情况不详。1、 15#煤层盖山厚度在371624米，预计芦湖沟河流对开采 无直接影响。2、 本区与上覆3#煤层平均层间距128米，与15#煤一次采全高防隔水煤岩柱高度相近。根据全局开采资料分析认为，3#煤积水（无导水情况下）对15#煤的开采不会造成灾害性的威胁，但必须采取相应的防范措施。3、 K2、K3、K4灰岩及K6砂岩为本区主要含水层，本区在向斜轴部采掘期间局部会出现淋头水或小的涌水，对生产会产生一定的影响。4、 本区勘探钻孔封孔情况不详，当采至钻孔附近时，应注意观察出水征兆，确保生产安全。本区预计最大涌水量为15m3h，正常涌水量为5-8m3h。（1）主要含水层本井田含水层多属局部孔隙裂隙含水层。含水层的富水性与控水地形、构造有关，一般在向斜地段含水较多，其它部位含水性极弱。石炭系上统太原组石灰岩、砂岩裂隙含水层：主要由K2、K3、K4石灰岩、K1砂岩及“怪砂岩”组成，总平均厚度为31.49m。二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层：主要由3号煤层顶板砂岩和K7(砂岩)组成。二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层：由灰白色的K8(砂岩)和灰色K9(中粒砂岩)组成。K8(砂岩)为本组的基底，K9(砂岩)位于本组的中下部，总平均厚度为15.90m。二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层：主要由灰白、灰绿色的K11(中粗粒砂岩)和K12(含砾中粗粒砂岩)组成。广泛出露于本井田地表的分水岭两侧的山梁及山顶部位，多形成高山陡坎地貌。岩性坚硬，由于风化作用，地表裂隙发育。第四系冲积、洪积孔隙含水层：由河卵石、砾石、滚石、砂、亚砂土等组成。主要分布在井田内河床或低凹地带。在蒙村河、召山河分布较厚，约1.68.7m。雨季含水丰富，旱季水量较小，潜水位随季节性变化明显。（2）地表水本井田河流属海河流域的滹沱河水系，呈大致东西向横贯井田中南部，形成中部高，南北低的地势。分水岭两侧地形切割强烈，形成“U”字形、“V”字形冲沟，其山脊与沟谷多数呈大致北北东向排列于分水岭两侧，尤如羽状，形成了复杂的中低山地形地貌。这些冲沟形成季节性河流，冬春干涸无水，69月雨季时，流量剧增。（3）矿井涌水量该矿井目前为无承压水开采区。竖井正常涌水量约8.730.5m3/h，最大涌水量102.9m3/h，矿井涌水主要来自采空区积水，随着开采面积的增大、降雨量的增大、开采深度的加深，矿井涌水量将会逐渐增大。第二节 矿井开拓概况一、开拓方式本井田属于立井开拓方式，已打出三条采区巷道，即二北石门回风巷、二北石门轨道巷、二北石门皮带巷。本采区从扩一区轨道巷（距扩一区第六联络巷30米出）开口，以4的坡度做扩三区采区车场。采区车场全长258m。后以12坡与轨道巷（即：二北石门皮带巷）联通。安排一个放顶煤综采队生产，两个综采队施工煤巷，一个普掘队施工岩石巷道。二、开采水平的确定及采区划分井田主采煤层为3、12、15号煤层,其它煤层为不稳定煤层，前期暂不开采，后期根据需要可采用延伸井筒方式开采。为实现高产高效，要求巷道布置系统力求简单，掘进工程量要少，结合实际生产中的优缺点及适用条件，分析比较可知本矿井采用采区式开采优势明显，故设计为采区式开采。15号煤层平均厚度为7.24m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度不大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留大煤柱护巷，大巷间距30m。由于矿井属低瓦斯矿井，为满足回风需要，单独建设回风井。一条轨道大巷，一条胶带运输大巷及回风大巷共三条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，轨道大巷和胶带运输大巷距煤层底板一定距离掘进。大巷基本保持与煤层同方向布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度不随煤层而起伏,一般保持千分之三，胶带大巷上仓段局部10。三、巷道布置本采区属于新景矿划归三矿竖井的井田范围，划归以前，本采区已打出三条采区巷道，即二北石门回风巷、二北石门轨道巷、二北石门皮带巷。1、 材料车场从扩一区轨道巷（距扩一区第六联络巷30米处）开口，以4的坡度做扩三区采区车场。采区车场全长258m。后以-12坡与采区轨道巷（即：二北石门皮带巷）联通。该巷主要承担本采区进风、下料、存车、调车、排矸等任务。2、采区回风巷（原二北石门回风巷）该巷开设在15#煤上层掘进，在K8302工作面的中部位置与东西畛风井联通，全长1465m。该巷道承担采区回风任务。3、采区皮带巷（原二北石门轨道巷） 该巷开设在15#煤下部的岩层中，全长940m，掘至二顺副巷6m处，以12上坡与扩三区材料车场联通。该巷主要承担本采区进风、下料、排矸、供水、排水、供电等任务。4、暗斜井轨道巷该巷开设在15#煤下部的岩层中，全长333m，其中平巷200m、斜巷103m。该巷主要负责联通采区轨道巷与扩三区材料车场。承担本采区出煤、进风、行人、供水、供电等任务。5、 采区皮带巷（原二北石门轨道巷）采区皮带巷开设在采区回风巷与采区轨道巷的中间，沿15#煤下部的岩层中掘进，全长754m，与爬坡皮带巷联通。主要承担本采区进风、下料、排矸、供水、排水、供电等任务。6、爬坡皮带巷爬坡皮带巷联接采区皮带巷和采区煤仓。该巷从三顺煤仓处开始施工，以15坡掘至采区煤仓上方。全长353m，其中平巷93m，斜巷260m。承担本采区出煤、进风等任务。7、采区猴车专用巷采区猴车专用巷由扩三区材料车场开口，平走约88m，以15上坡见15#煤后，沿15#煤层顶板掘进至西六边巷与西六边巷联通。全长约1435m。主要承担进风和行人任务。8、采区煤仓采区煤仓联接装车站与采区皮带巷。垂深45.5m，直径=6m，有效容积为1173.38m3。9、顺槽煤仓K8301、K8303、K8304工作面进风顺槽与采区皮带巷立体交叉处设工作面煤仓。其参数见表1-2-1： 表1-2-1名称仓径(m)断面(m2)垂深(m)面积(m3)备注三顺煤仓512.5658240四顺煤仓512.5634227五顺煤仓512.561524010、配电室为解决远距离供电压降损失问题，本设计布置了两个变电所。位置见平面布置图。变电所有独立进回风系统，每个变电所巷道长度为48m，其中峒室长度与约为30m。11、回采巷道每个工作面布置回采巷道，分别是进风顺槽、回风顺槽、内错尾巷、高抽巷。进、回风顺槽沿15#煤层底板布置，内错尾巷沿15#煤层顶板布置。高抽巷沿11#煤层底板布置，距15#煤层间距约56m。12、水仓、水泵房采区水仓从采区轨道巷与采区皮带巷永久闭墙以外的横管处开口，向南开掘水仓。巷道长度为70m，工程量为700m3，水仓有效容量约583 m3。 水泵房布置在采区皮带巷与采区轨道巷之间，巷道长度约为31m。13、回采巷道每个工作面布置回采巷道，分别是进风顺槽、回风顺槽、双内错尾巷、高抽巷。进、回风顺槽沿15#煤层底板布置，内错尾巷沿15#煤层顶板布置。高抽巷沿11#煤层底板布置。四、运输方式及井底车场1、运输方式（1）井底车场：工作面进风皮带采区皮带采区煤仓轨道大巷井底煤仓斜井强力皮带地面选煤厂（2）煤炭运输方式：采用刮板运输机、皮带机、架线电机车牵引三吨矿车运输煤炭。（3）辅助运输方式：大巷采用电机车牵引矿车运输、采区采用绞车牵引矿车运输。（4）行人运输方式：采用猴车、罐笼、架线电机车牵引专用人车运输人。2、井底车场形式（一）、井底车场是井筒附近联结井筒和主要运输大巷的一组巷道和硐室的总称，是连接矿井提升和井下运输的枢纽，井下的煤炭和矸石通过井底车场运到地面，地面的材料和设备通过井底车场运到井下用料场所。井底车场设计是否正确，要看其运输通过能力是否满足矿井生产的需要、列车运行是否安全、施工是否方便和车场绕道工程量是否节省等，井底车场线路平面布置必须满足下列要求：井底车场线路布置应有利于提高运输能力。井底车场线路布置应有利于列车在车场巷道内安全运行，尽量减少弯道，增加直线巷道，改进调车方式。线路应尽量简化，方便施工和节省工程量。（二）、设计依据1.矿井设计生产能力及工作制度。2.开拓方式。3.井筒。4.各种硐室的有关资料。5.矿井沼气涌出量及通风系统。6.井上、下生产系统。7.井底车场所处位置的地质、水文地质及矿井涌水量。（三）、井底车场坡度设计：井底车场坡度可按表1-2-2选用：表1-2-2 井底车场线路坡度矿车种类车线名称矿车运行线段矿车载重（吨）坡度（）固定式矿车副井进车线复式阻车器至单式阻车器11820（下坡）副井出车线罐笼边缘至第一个材料车线道岔止11820（下坡）回车线过空、重车15可见，钢丝绳符合要求。、 电机功率计算N=KWV/1000=1.2542100.75/(10000.75)=65.1KW式中：K-功率备用系数V-运行速度-传动效率、 绞车选型根据计算 选用JW-1600/80型无极绳绞车其主要技术特征：滚筒直径： D=1600mm钢丝绳速度: V=0.75(考虑上下架)电动机功率: N=75KW电压： U=660V（2）、工作面顺槽辅助运输设备各采掘工作面顺槽，选用JD-11.4型调度绞车运输，提升重大设备时选用JM28型慢速绞车。3、采区排水设备（1）、原始资料最大涌水量 qmax=15m3/h正常涌水量 q x=58m3/h考虑本区水文地质条件，以q=15 m3/h计算垂直高差: H=30m排水管路长度: L=1470m（2）、设备的选择与计算、 排水能力计算: Q1=24q/20=2415/20=18m3/hH1=K（30+5.5） =1.35(30+5.5)48m式中：K-杨程损失系数取1.35根据Q1和H1 初选100D163 型水泵其主要技术参数：扬程: H=59.4m流量: Q=37.6m3/h配套电机: P=15KW电压: U=380/660V、 正常涌水量期间所需水泵的工作台数nZ=Q1/Q=18/37.6=0.481台正常涌水时间一台水泵、 正常涌水量期间-昼夜内水泵工作时间TZ =24Q1/nzQ=1824/137.6=11.49小时符合要求、 排水管直径DP=4Q/VP3600 = 437.6/2.23600 = 0.077m式中：VP-排水管中水流速度 取2.2m/S选取标准管径100mm =4.5mm、 排水管中实际水流速度：VP=4Q/3600dp2=437.6/36000.152=0.59m/s1.5m/s可见，符合要求。、 吸水管的直径：dx=Dp+25=125mm选取标准管径125mm =6mm、 吸水管的实际流程VS=4Q/（3600dx2）=437.6/（36000.22）=0.33m/s 、 水泵总杨程H=H+H吸+H排=37.6+6+10.4=54m式中：H排-排水管路扬程损失：H排 =L/DVP2/2g=0.0381543/0.10.592/（29.8）=10.4m上式：-沿程阻力损失系数0.038二、工作面支护及顶板管理工作面采用ZF6200-1.7/3.2型低位放顶煤液压支架支护顶板。工作面端头安装ZF6600-1.7/3.2型过渡架支护顶板。全部跨落法管理顶板，即随着工作面向前推进，拉移液压支架，机头（尾）落山回柱放顶，使顶板自行跨落。三、工作面割煤、装煤、运煤工作面采用ZF6200-1.7/3.2D型无链牵引双滚筒采煤机割煤并装煤。工作面前后溜分别运送采放煤。四、回采工艺1、落煤方式 本工作面采用MGTY300/700型电牵引机组割底分层，ZF4400-1.7/2.8型液压支架低位放顶煤的落煤方式。（1）、割煤：机组在端头斜切进刀、双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀；割煤高度控制在2.4-2.6m之间，机组沿底板割煤，运行速度不超过5m/min，割至端头或煤质松软破碎处其速度要适当放慢。机组端头斜切进刀见图4-1-1：图四-1，机组割至工作面端头后，停机调换滚筒上下位置，随机拉架和推溜暂停；机组反向斜切进刀见图四-2，进刀完成后停止切割；调换滚筒上下位置见图四-3，按顺序向端头逐一拉架推溜，(溜头、溜尾两架为滞后支护方式，即先移溜，后移架)；而后机组第二次向工作面端头切割见图四-4，割至端头后，停机调换滚筒上下位置；反向走空刀至进刀处暂停见图四5，前移溜头(尾)，并拉架推溜至机组后3-5m处，机组调整前滚筒正常割煤。割透机头(机尾)煤壁后，调换上、下滚筒位置,向机尾 (机头)，正常割煤，推移前部刮板输送机机头（机尾），进刀结束见图-6。图4-1-1：采煤机进刀示意图（2）、放煤：工作面支架顶梁切顶线走脱切巷后开始放煤，机组每割一刀煤，放顶煤一茬；放煤步距0.6m。工作面采用一采一放追机放煤作业方式。放顶煤滞后机组后滚筒不得小于15m，采用按支架编号间隔单轮放煤，即由两人放煤，甲放单号架、乙随后放双号架，每架需反复放煤，直至放尽。（3）、缺口落煤: 当工作面端头不能用机组割透时，采用人工预做缺口的方法处理。缺口规格：沿推进方向以满足移置溜头(尾)为准。最大超前煤壁5m；沿煤壁方向与机组截割处勾通为准，缺口支护。该缺口用MZ1.2型煤电钻配1.5m钻杆打眼，乳化炸药和瞬发电雷管正向爆破。2、装运方式机组割下的煤由机组螺旋和前溜铲煤板相配合自动装入前溜内，落山放下的煤流入后溜内，支架底座及架间浮煤、缺口落下的煤由人工用铁锹攉入煤溜内，经各部运输机运至五采煤仓内。3、移架方式支架随机组割煤逐架前移，及时支护。距机组后滚筒3-5m处移架，若移架时端面距小于0.6m，在移架过程中，需边移架边收伸缩梁；若此时端面距大于0.6m，在移架过程中，则根据端面距的大小，在移架时适当收伸缩梁或不收伸缩梁。移架后，支架要成直线状，且端面距不大于0.34m。升架将顶梁升平，做到接顶严密，并达到初撑力。4、移溜方式（1）、移前溜：移前溜要滞后移架3-5m(在前溜运行时进行)，移溜时将溜移至煤壁，不能将溜顶成急弯，保证12-15m的弯曲段。移溜时不得由两端向中间推移，移溜后要成直线状(弯曲段除外)。前溜的溜头(尾)用顺槽回柱机，前后溜连接千斤及首(尾)架的千斤相配合移置。（2）、移后溜：移后溜要在移架前拉到位，保证12-15m的弯曲段，在后溜运行中移置。拉出前溜头(尾)后，后溜溜头(尾)可用顺槽回柱机拉紧前溜溜头(尾)，然后用连接千斤前移或用回柱机直接移置。（3）、移置转载溜：随着工作面的推进，进风每次放顶前，利用转载溜千斤将转载溜前移，保证前后溜的正常接煤，转载溜每前移10m，顺槽皮带尾轮用回柱机前移一次。五、进行工作面采煤机进刀方式选择确定采煤机截深，选择截割方式，确定端面支护方式，进行工作面支护设备选型，确定设备型号及使用条件，工作面支架（移架）支护方式，工作面支护阻力的确定和验算1、回采工作面支护3号煤层平均厚度为2.25m，属中厚煤层，本设计回采工作面选用ZZ4400-16/33型支撑掩护式液压支架支护顶板，液压支架主要参数如下：初撑力：3960kN； 工作阻力：4400kN；支撑强度：0.65 MPa； 泵站压力：31.5MPa；支撑高度：1.63.3m； 重量：14t；最小控顶距：4.2m； 最大控顶距：5.0m；支架参数：长宽=58001500mm回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。2、回采工作面端头及超前支护综采工作面端头支护配备4架ZT6000-17/35型与工作面支架相配套的过渡支架，并配备了DZ28-25/100型单体液压支柱120根和型钢梁40根，对回采工作面端头及超前进行维护。型钢梁采用“一梁三柱”支设，即每根型钢梁下至少支三根单体液压支柱。运输顺槽、回风顺槽超前工作面20m范围内支设两排帽柱。六、采煤工作面日进度、年进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能以及分区设计生产能力等因素，确定回采工作面长度为200m。回采工作面日循环次数12次，每个循环进度为0.8 m，日循环进度120.8=9.6m，正规循环率按85%考虑，则回采工作面年推进度按下式计算：年推进度日循环进度年工作日循环率第二节 工作面劳动组织一、劳动组织及作业方式工作面劳动组织为“二九一六制”作业，两班生产，一班检修，作业方式为追机作业。二、循环作业方式及劳动组织：1、循环作业方式：（1）循环作业见图4-2-1：图4-2-1 循环作业图工作面采用二采一准的“二九一六”制作业方式，每班割三刀半煤，放三次半顶煤，日循环八个，循环进度0.8米，日进6.4米，综掘队采用“二九一六”制作业方式，日进10米。工作面按三八制作业方式组织，二班生产，一班检修。每班割煤3刀，循环率按85%考虑，年工作日考虑30天的搬家时间后，按300天生产计算（见图4-2-2）。图4-2-2 工作面循环图表2、采煤队劳动组织表：表4-2-1 劳动组织表序 号工 种一 班二 班三 班检修班小 计1工 长111142副工长111143机组司机3332114拉架移溜工222285放煤工22266泵站工111147运输机司机4444168端头维护工3333129清理工222610下料工3311备件库工1111412送饭工1111413记录工1111414电器维护工1113615材料员1116成本员1117合 计2323232596 三、循环数及推进度工作面循环进度为0.8m，煤层平均厚度为5.53m，工作面长265m，循环产量1514吨，日产量8024吨。日循环个数5.3个。日进4.24m，月进127m，年推进度1397m。四、工作面生产组织设计1、回采工作面衔接回采工作面采用后退式回采，其开采顺序为：K8301- K8302- K8303- K83042、掘进工作面安排投产前，从扩一区轨道巷（距扩一区第六联络巷30米处）开口，以4的坡度做扩三区采区车场。扩三区采区车场完工后，分两头进行施工，一头以-12坡与采区轨道巷（即：二北石门轨道巷）联通，另一头施工猴车专用巷。进入采区后安排五个掘进工作面，分别施工顺槽联络巷及爬坡皮带巷K8301工作面进、回风顺槽巷及内错尾巷。投产后，安排两个综掘工作面施工进、回风顺槽和内错尾巷，安排一个普掘工作面施工高抽巷。煤巷采用综掘机掘进、人工支护、皮带运输作业方式。综掘工作面的主要设备为：AM-50型综掘机、SJ-650A型皮带运输机、SGW-80型刮板运输机。岩巷采用打眼、放炮，机械装载、机械运输的作业方式。主要机械设备为：风钻、装岩机、调度绞车、一吨矿车等。第三节 工作面主要技术经济指标表4-3-1序号名称单位指标1生产能力年产万吨/年240.75日产吨/日80242采区服务年限年6.983工作制度年工作天数天330日工作班数班34煤质牌号WY灰分%13.37硫分%2.32发热量MJ/Kg36.095采区储量地质储量万吨2352.5动用储量万吨1758.2726煤层厚度m5.53倾角度5比重吨/ m31.4357采区巷道布置形式走向长壁放顶煤开采8采区范围走向长度m1820倾斜长度m1450面积K2.6399投产采面个数及长度生产个，m1，265准备个，m1，26510采煤方法放顶煤综采11顶板管理方式全部跨落法12掘进工作面个数个3施工方法13巷道总长度煤巷m33497岩巷m1458214掘进率煤巷m /万吨9.14岩巷m /万吨21.015回收率工作面%90采区%67.8116采区沼气等级高沼气17运输方式原煤运输皮带运输机、刮板运输机辅助运输无极绳18采区排水正常涌水量吨/小时5-8最大涌水量吨小时15水泵型号、台数100D16319时间安排开工时间投产时间竣工时间第四章 采区通风与安全第一节 概述采区通风是保障矿井安全的最主要技术手段之一。采区通风是利用机械或自然通风为动力，把足量的新鲜空气连续不断运送到各运输地点及各硐室，排除各种有毒有害及粉尘，最后将污浊空气沿总回风井排到地面到允许浓度以下，给井下创造良好的气候条件。建立一个安全可靠，技术先进和经济的采区通风系统是采区通风设计的基本任务，采区基建时期通风是建井过程中掘进井巷的通风，此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后主要机组安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全风压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。采区生产时期的通风对于本采区服务年限较长考虑到通风机设备的选型，对采区通风系统应根据采区整个生产时期的技术经济因素做出全面考虑，以便确定的通风系统既可适应现实生产要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。 根据采区巷道布置和采煤方法，15号煤层回采工作面采用“U+I”型通风系统，即采用一进一回加内错尾巷和走向高抽巷的布置方式。新鲜风流由运输大巷经采区轨道上、下山进入运输顺槽，回采工作面污风由回风顺槽和内错尾巷经采区回风上、下山进入回风大巷。设计原则及考虑因素(1) 符合煤矿安全规程与煤炭工业采区设计规范，通风系统完整、合理、简单。(2) 利于采区建设与连续、高效、安全生产。(3) 进风流新鲜，回风流安全；风流易于控制，设有灾害应急措施。(4) 优化巷道联络，减少风巷工程，减小风阻与漏风。(5) 选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。具体说要符合以下基本要求：采区至少要有两个通地面的安全出口；进风井口要有利于防洪，不受粉尘、有害气体污染；北方采区井口需要装供暖设备；总回风巷不得作为主要行人道；工业广场不得受扇风机的噪音干扰；装有皮带机的井筒不得兼作回风井；装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；可以独立通风的采区，采区尽可能独立通风；通风系统要为瓦斯、火、水及高温创造条件；通风系统要有利于深水平或后期通风系统的发展变化。第二节 采区通风方式及系统一、通风方式1、通风方式比较表5-2-1通 风 方 式优点缺点适用条件中央式中央并列式进、回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑物和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，护井煤柱较小，采区反风容易，便于管理风流在井下流动的路线为折返式，风流线路长，阻力大，井底车场附近漏风大，工业广场受主要通风机噪声的影响和回风风流的污染适用于煤层的倾角大，埋藏深，井田走向长度小于4km，瓦斯和自然发火都不严重的采区中央边界式通风阻力较小，内部漏风较小，工业广场不受主要通风机噪声影响及回风风流的污染风流在井下流动的路线为折返式，风流线路长，阻力大适用于煤层倾角较小，埋藏浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的采区对角式两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短阻力小，内部漏风少，安全出口多，抗灾能力强，便于风量调节，采区风压比较稳定，工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投资较晚煤层走向大于4km，井型较大，瓦斯与自然发火严重的采区或低瓦斯采区，煤层走向较长，产量较大的采区分区对角式各采区有独立通风路线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少出煤快占用设备多，管理分散，采区反风困难煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷表5-2-2 优缺点项目优点缺点适用抽 出 式井下风流处于负压状态，当主扇因故障停转，井下风流的压力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少，提高了安全性，漏风小，设施简单，易管理，不存在过渡困难。当塌陷区分布较广并和井下相通时，会把有害气体抽至井下，并能千百万风流短路，总风量和有效峋都会减少。应用广泛压 入 式当塌陷区较广并与采空区相通时，能把有害气体压出地面。当主扇因故障停转时，瓦斯涌出量增大，通风路线需设置较多构筑物，转入深水平时，有困难。地面小窑塌陷区广，漏风严重，开采第一水平及低瓦斯采区。2、结论通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合采区的地质条件，为实现尽快采煤和保证安全起见，根据以上分析，得出本采区的通风方式为抽放式独立通风方式。二、通风系统通风系统，采区所需新鲜风由扩区轨道巷进入，乏风经总回风联络斜巷进入东西畛风井排出地面。具体通风系统见采区通风系统图。第三节 采区风量的计算及分配（一）回采工作面风量计算工作面配风量：Q采=Q h+Qw=100q采+ qW/2.5% K CH4=720+9.2/2.5%1.45=10881.45=1577.6 m3/min其中：Q采：采煤工作面实际需要风量，m3/minq采：采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，取7.2m3/min；qw：采煤工作面尾巷的风排瓦斯量，取9.2m3/min； K CH4：采煤工作面瓦斯涌出量不均衡通风系数。在正常生产条件下，工作面一个月中日最大绝对涌出量为23.78m3/min，月平均日瓦斯绝对涌出量为16.4 m3/min，其比值为1.252。计算取1.25。按工作面温度选择适宜的风速计算需要风量Q采=60V采S采=601.012=720 m3/min按采煤工作面同时作业人数计算需要风量Q采=4N=435=140 m3/min按风速进行验算15S=1512=180 m3/min240S=24012=2880 m3/min采煤工作面需要取其中最大风量1577.6 m3/min，大于15S，小于240S。采煤工作面需要风量1578 m3/min符合要求，计算时取1578 m3/min。（二）备用工作面需要风量准备面布置专用排瓦斯巷“U+I”型综放工作面需要风量计算，由于尾巷和进风巷已构成系统按备用面计算风量：按综放工作面回风流（尾巷）中瓦斯浓度不超过1%计算需要风量。风排绝对瓦斯量1.5 m3/min，瓦斯涌出不均衡通风系数1.2。Q k8301=100q 采K CH4=1001.51.2=180 m3/min按工作面温度选择适宜的风速计算需要风量Q k8301=60V 采S 采=600.510=300 m3/min按采煤工作面同时作业人数计算需要风量Q k8301=4N=420=80 m3/min按照规定备用工作面在满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量的前提下，最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%，Q k8302Q k8301/2=300 m3/min符合要求，现计算取300 m3/min。按风速进行验算15S=1510=150 m3/min240S=24010=2400 m3/min准备工作面需要风量取其最大值300 m3/min，大于15S，小于240S所以准备面需要风量300 m3/min。（三）掘进工作面需要风量1、掘进进风巷煤巷综掘工作面需要风量按瓦斯绝对涌出量计算风量Q 进=100q掘K CH4=1000.61.3=78 m3/min根据瓦斯绝对涌出量确定的需要风量需要选用230KW（实际吸入风量300 m3/min）对旋式风机供风。按局部通风机实际吸风量计算风量Q 进=Q扇Ii+15S=3001+1514.5=517 m3/min按掘进面同时作业人数计算风量Q 进4N=415=60 m3/min按风速进行计算Q 进15S=1514.5=217.5 m3/minQ 进240S=24014.5=3480 m3/min掘进进风巷煤巷综掘工作面需要取其中最大风量为517 m3/min，现取520 m3/min，大于15S，小于240S。掘进进风巷煤巷综掘工作面需要风量为520 m3/min。根据衔接部署，同时掘进的工作面数最多为4个，每个掘进工作面配风量为520 m3/min，掘进总配风量为2080 m3/min。2、峒室配风量本区独立通风的硐室有：采区水仓，采区变电室站、工作面配电室共3个，根据经验数据，每个硐室配风量为100 m3/min，硐室配风量为300 m3/min。采区总风量：Q=（Q 采+Q 备+Q 掘+Q 硐）k其中k为采区通风系数，取1.175Q=（1578+300+2080+300）1.175=5003 m3/min（四）、采区内风量分配将矿井总风量分配到井下各用风地点，具体配风见表5-3-1：表5-3-1工作面名称工作面个数工作面配风量（m3/min）回采11557回采备用面1300掘进42080硐室3300第四节 采区总风压及等积孔的计算一、通风阻力计算 通风阻力按照采区通风容易和困难两个时期分别计算，根据采区通风网络，将整个通风路线分为若干个区断，分别进行计算，而后按其串联关系求和。 h=（ LPQ2 /S3 ） +h局式中：h矿井通风阻力，mmH2O； 井巷摩擦阻力系数，kg.s2/m4； L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；S井巷净断面积，m2；Q通过井巷的风量，m3/s； h局局部阻力，h局=15%h mmH2O。由公式得：h容易=59.87 mmh2o； h困难=121.54 mmh2o。考虑自然风压后，竖井分区通风容易时期、困难时期阻力分别为59.87mmH2O和121.54mmH2O。矿井通风阻力计算详见表5-4-1、5-4-2。表5-4-1 通风容易时期通风阻力计算表序号巷道名称支护形式P(m)S(m2)L(m)Q(m3/s)h(mmH2O)v（m/s）1竖井进风井砼碹0.00220.4232.551023332.87.172进风石门锚喷0.000816.015.611001174.67.5315号煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.7180502.23.4415号煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.7600415.02.8515号煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.7600363.82.456进风顺槽锚杆0.001513.610.9215003833.93.17工作面液压支架0.003514.8010.020038153.88回风顺槽锚杆0.001313.210.414403223.42.6915号煤采区回风巷锚喷0.000814.813.2240442.43.31015号煤采区回风巷锚喷0.000814.813.27307521.25.71115号煤采区回风巷锚喷0.000814.813.2190785.95.912回风石门锚喷0.000816.5718.871501506.667.9513回风立井砼碹0.000418.8528.2748030013.610.614计170.4615局阻1525.616小计19617自然风压-2018合计176 5-4-2 通风困难时期通风阻力计算表序号巷道名称支护形式P(m)S(m2)L(m)Q(m3/s)h(mmH2O)v（m/s）1竖井进风井砼碹0.00220.4232.562023340.247.172进风石门锚喷0.000816.015.611001174.67.5315号煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.711808037.15.444进风顺槽锚杆0.001513.610.9215003833.93.15工作面液压支架0.003514.8010.020038153.86回风顺槽锚杆0.001313.210.414403223.42.6715号煤采区回风巷锚喷0.000814.813.214807236.75.468回风石门锚喷0.000816.5718.87401506.667.959回风立井砼碹0.000418.8528.2760030016.810.610计214.411局阻1532.212小计24713自然风压2314合计270 二、等积孔矿井等积孔采用下式计算：A=0.38Q/h1/2式中：A等积孔，m2； Q风量，m3/s； h风压，mmH2O；A容易= 3.04m2 A困难= 2.13m2经过计算，本区前后期通风均为容易小阻力。第五节 安全通风措施井下通风安全设施主要有风门、调节风门、风帘、风桥、隔爆水棚、回风井井口防爆门、进风井井口防火铁门等。由于矿井以煤巷为主，各类巷道基本位于开采煤层中，在开拓、准备、回采、巷道相交处风桥较多，实际生产中要加强通风设施的施工质量，减少漏风。对已采工作面巷道应在停采线处及时密闭，以减少漏风。在进、回风巷道之间,应设两道双向风门，以利于必要时反风和正常时减少漏风并防止风流短路。一、保障通风系统稳定措施1、矿井主扇采取双回路系统供电，配备同等能力的备用主扇，并能保证在紧急情况下10分钟内启动。2、掘进工作面局扇实现“双风机双电源”和“三专两闭锁”，提高掘进工作面通风系统稳定可靠性。3、各主要大巷风门、总回风、主扇风机房重要部位都要安装风速及压力传感器，并保证系统运行正常。4、采区工作面设计巷道保证足够的通风断面，巷道尽可能做到平直光滑，过渡段要平缓。5、各通风设施符合质量要求，设专人经常检查，各类通风仪表要保证准确完好。 6、要采取综合防尘措施，工作面必须进行长壁注水，各转载点社喷雾洒水，进、回风顺槽几掘进面社喷雾洒水，采取巷道及工作面进、回风顺槽要定期冲洗。二、粉尘和瓦斯管理1、粉尘和瓦斯是煤矿生产的主要灾害，因此通风瓦斯管理工作非常重要，通风工区应切实做好这项工作，绝不可有丝毫疏忽，对回采工作面上隅角与长距离掘进头重点勘查，发现隐患及时处理，要严格执行一炮三检制，要加强通风系统的管理，确保风路畅通。2、布置KJ2000瓦斯检测系统，进行瓦斯自动检测，并实行工作面瓦斯电闭锁。3、工作面每班搁两名专职瓦检工，一名守落山检查瓦斯，另一名在回风侧检查。4、工作面安设自动喷雾洒水系统，在工作面拉架、放煤时，系统自动喷雾消尘。5、工作面进风顺槽安设全断面喷雾，净化风流，各转载点及机组都使用喷雾降尘。6、定期冲洗两巷积尘。 7、由通风工区负责在回风巷向工作面煤体钻孔注水。第五章 安全技术措施第一节 防瓦斯爆炸措施本区上覆12#煤层未开采，邻近层瓦斯将对生产造成影响。为此，本设计布置了工作面走向高抽巷，利用地面瓦斯抽放站抽放瓦斯。采掘过程中必须严格执行煤矿安全规程、通风瓦斯管理实施细则和集团公司、矿有关通风瓦斯管理的有关规定。1、加强技术培训，提高全矿井工作人员防灾抗灾能力，建立健全通风瓦斯管理机构和制度，严格执行“三大”规程，严禁“三违”作业。2、加强通风网络管理及通风设施管理，通风系统要独立完善，确保各用风点连续、稳定供风，保证能将工作面及井巷中的有害气体冲淡到允许浓度以下，严防局部瓦斯积聚。3、必须对采空区实施严格的密闭，保证闭墙质量，加强监测管理，防止采空区有害气体溢出。4、井下机电设备必须采用隔爆型，严禁使用伪劣产品，同时加强机电设备管理，完善电器设备三大保护装置，杜绝明火。5、扇风机房必须设反风装置，每年进行反风试验，保证通风设备完好。6、加强打眼放炮管理，严格按三大规程作业，坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。7、严禁明火作业，加强矿灯管理检修充电使用制度，严格入井检身制度。8、巷道掘进一定要做到“三专两闭锁”，保证停掘不停风。9、因特殊原因停风恢复通风时，必须制定排除瓦斯和停、送电的安全措施。10、加强井下瓦斯监测、预报工作。第二节 防煤尘爆炸措施1、采区皮带巷、轨道巷、回风巷、采煤工作面、进、回风顺槽、掘进巷道、煤仓放煤口、卸载点等地点都必须敷设防尘供水管路，并安设支管、阀门和喷雾装置或吸尘器。所有煤仓都应保持一定的存煤，不能放空。2、本采区口及相邻采煤工作面之间，煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，煤仓同与其相连的巷道间，必须用水棚隔开。(1)、工作面防尘管路敷设、工作面投产以前，在工作面的进、回风顺槽各设一趟防尘专用水管， 其中回风巷每隔100米设一个三通阀门，进风巷每隔50米设一个三通，有一处不符合以上要求不准生产。、工作面的防尘管路由井区队组负责管理，不得移作它用，随着工作面的推进而同步外移。在各分段管路的首尾必须安装过滤器，保证水质清洁；工作面进回风顺槽必须每3天进行一次全面冲洗，进风顺槽由回采队负责，回风顺槽由通风防尘队负责。 、必须保证管路内水量充足。(2)、顺槽喷雾。回风顺槽在距工作面50米范围内的安设一道喷雾洒水装置，并随工作面推进而移动；进、回风顺槽在距顺槽口50m处各安设一道喷雾洒水装置。每道喷雾必须能够覆盖巷道全断面。(3)、工作面每架必须在前探梁下安设一组喷雾设施，放煤口两侧各安设一组喷雾设施，必须与支架实现联动喷雾。移架、放煤时，所有喷雾必须能自动开启。(4)、装载、转载点的喷雾装置水压不低于0.4Mpa，每个喷嘴的流量不小于4L/min。第三节 防煤与瓦斯突出措施1、矿井通风必须作到高效、稳定和连续，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合煤矿安全规程的要求。同时要及时处理局部积聚的瓦斯，如回采工作面上隅角、顶板冒落空洞等地。如遇风机停机等事故，井下人员必须马上撤出。2、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，机电设备必须采用防爆型、风电闭锁。3、建立健全瓦斯检查、监测制度，主要机电设备设置断电仪。4、为防止瓦斯灾害事故的扩大，回风井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。一、瓦斯抽放的必要性和可能性该矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t，绝对涌出量平均为78m3/min。根据煤矿安全规程第145条规定，必须建立瓦斯抽放系统。煤层在回采过程中，围岩及邻近层因受采动影响，随顶板垮落移动而卸压，其透气性大大增加，瓦斯抽放由难变易，根据阳煤集团多年的抽放经验，利用顶板卸压抽放邻近层瓦斯是成功的，邻近层瓦斯抽出率可达80%以上。因此，建立瓦斯抽放系统是必要的，技术上也是完全可行的。二、抽放方式及效果抽放方式为上邻近层卸压抽放，不考虑本煤层瓦斯抽放。3号煤平均厚度2.25m，垮落带是采高的68倍，3号煤层距2号煤层12m左右。根据新景矿经验，在3号煤层尾巷内(尾巷距回风巷20m)每隔15m(在初采50m范围间距为7m)，按预定的角度向上邻近层打钻，封孔后通过连接装置与抽放系统连接，待邻近层卸压后进行抽放。从目前新景矿的抽放经验来看，小直径密集顶板穿层钻孔抽放其抽放率可达到80以上，抽放效果可以满足通风需要。三、抽放系统根据矿井抽放瓦斯以及将来利用要求，结合集团公司总体规划，佛洼分区瓦斯集中在神堂嘴瓦斯抽放站抽放，本区需沿回风巷布置抽放管路，配套安装附属设施，以形成矿井完善的瓦斯抽放系统。现神堂嘴瓦斯抽放站内安装四台水环式真空抽放泵，其基本参数见表6-3-1：表6-3-1编号名称型号流量（m3/min）静压（kPa）转速（r/min）功率(kW)1#水环式真空泵CBF5102BG320910014202502#水环式真空泵CBF5102BG320910014202503#水环式真空泵CBF7102BG3400499605004#水环式真空泵CBF7102BG340049960500其中1#、2#泵负担下列采区的抽放任务：芦南3号煤一区，抽放量为60m3/min；佛洼分区3号煤抽放量为70m3/min；芦南8号煤采区，抽放量为70m3/min；二号井十采区，抽放量为10m3/min。3#、4#泵负担下列采区的抽放任务：丈八一区，抽放量为120m3/min；芦北3号煤采区，抽放量为70m3/min。神堂嘴瓦斯抽放站内下一步还计划安装5#、6#二台水环式真空抽放泵，其基本参数见下表6-3-2：表6-3-2编号名称型号流量（m3/min）静压（kPa）转速（r/min）功率(kW)5#水环式真空泵CBF7102BG3400499605006#水环式真空泵CBF7102BG3400499605005#、6#泵将负担三矿竖井的瓦斯抽放任务，预计抽放量为210m3/min。佛洼分区的预计瓦斯抽放量计算如下：两个回采工作面的瓦斯绝对涌出量为44.4m3/min288.8m3/min其中：回采工作面邻近层瓦斯涌出量占回采工作面总瓦斯涌出量的百分比取70，邻近层瓦斯抽出率取80，则佛洼分区回采工作面预计瓦斯抽放量为：88.8m3/min708049.72m3/min根据上面计算，该抽放系统完全满足瓦斯抽放要求。第四节 防矿井突水措施地质部门提供的资料表明，本区仅上覆3#煤开采，采空区积水对15#煤开采不会造成灾害性威胁，但必须采取相应的防范措施。另外还有k2、k3、k4灰岩及k6砂岩为本区主要含水层，本区在向斜轴部采掘期间局部会出现淋头水或小的涌水，对生产会产生一定的影响。本设计要求，在施工前和施工中，必须做到：1、建立健全组织机构，配备专业队伍，建立制度，加强管理。2、加强相邻煤矿采空区资料搜集、整理分析评价工作，加强探放水工作，坚持“有疑必探”原则，把防止采空区透水和地质构造漏水作为矿井安全大事，抓紧管好，落到实处。3、对矿井防治水工作建档备案，整理收搜各种防治水资料以总结经验，提高防治水工作能力。4、加强采空区调查勘察工作，布置工作面时要予留足够尺寸隔水煤柱，严禁和相邻矿井打通，造成重大水灾事故。5
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