采煤方法改革设计说明书.doc

柳林县陈家湾乡煤矿采煤方法改革设计说 明 书生产能力：300Kt/a所 长： 刘拴亮总 工： 刘俊保项目负责人：王建生吕梁地区煤炭设计研究所二00四年十二月柳林县陈家湾乡煤矿采改情况表地址：柳林县陈家湾乡采矿许可证 号1400000430616井田面积2.0978(km2)批准开采煤层9#生产规模9万吨/年生产许可证 号X040807041Y2G1井田面积2.0978(km2)开采煤层9#生产能力9万吨/年原生产能 力9万吨/年采改后生产能力30万吨/年保有地质储 量1201万吨可采储量705.6万吨服务年限16.8年矿井开拓采改前竖井-竖井采改后斜井-竖井-竖井混合式采改内容1、开凿主斜井 310米2、延伸主斜井附属段 125米3、开凿煤仓 300吨4、开凿水仓、水泵房 1000米35、掘进下山巷道 490米6、掘进顺槽 420米7、开切眼 100米8、安装皮带 6部9、水泵等其它设备10、开凿中央变电所 40米采改投资2442.95万元图 纸 目 录 序号图 名图 号比 例1井上下对照图150002井田开拓平面图120003采区巷道布置及机械配备平面图120004通风系统图120005井上下供电系统图6回采工艺布置图78910前 言根据国家“资源整合、关小建大”的战略布置，坚持“提高一批、规范一批、关闭一批”的原则，坚决遏制重特大事故的发生，矿方为合理规划，正规开采，实现规模化生产，建成规模型、效益型、系统型的企业，委托我所编制采煤方法改革设计方案。一、编制依据1、煤矿开采设计的有关手册及国家的有关法律、法规、规程等。2、吕行发（2004）28号关于煤矿停产整顿复产验收的实施方案。3、矿方提供的有关图纸、资料和井下实测资料。4、根据柳安监字200241号文件。二、设计的指导思想设计在贯彻执行煤炭工业政策、法规、条例的前提下，以经济效益、安全生产为中心，以促进区域经济的发展为目标，以矿井资源条件、开发条件为基础，以市场需求为导向，本着“规范设计，正规开采，提高效率，改善矿井安全状况”的原则，为矿井安全高效生产创造良好的条件，力争使该矿改造工程达到工程量省、投资少、工期短、见效快的目的，通过采煤方法改革把煤矿建设成用人少、效率高、成本低、环境效益好的环保型企业。三、设计的主要内容1、根据政策，改造井下运输系统。2、进行采煤方法改革的设计，减少资源浪费，解放生产力。3、本着“整体规划，正规开采，重点设计”的原则，以“一矿、一井、一采、两掘”为出发点进行设计。4、利用已开凿的主斜井（已基本临近煤层），后期调整运输和通风系统。第一章 矿井基本情况一、地理概况陈家湾乡煤矿位于柳林县陈家湾乡下寺头村，在柳林县县城东南直距约11km处，地理坐标为：东经11054401100052，北纬372128372245距孝柳铁路穆村站19km，距307国道13km，东山矿区循环公路经过该矿区，交通较为便利。（见交通位置图）该矿区西邻张家社煤矿，东靠陈家湾村煤矿，南依郭家山、狮尾沟联营煤矿，北为风氧化带尖灭区。二、企业概况该矿于1988年经山西省煤炭资源委员会晋煤资字1988第237号批准筹建，2000年投产，属乡办集体企业。批准井田面积2.0978km2，批准开采9#煤层，采矿许可证号1400000430616，生产规模30万吨/年。生产许可证号X040807041Y2G1，核准生产能力9万吨/年。该矿地质构造为单斜构造，简单且稳定，煤层平均厚度5.2m。据山西省煤炭地质公司提交的地质报告知，该矿现保有地质储量1201万吨，可采储量705.6万吨，若生产能力按30万吨/年计算，服务年限16.8年，虽然服务年限较短，但该矿以南郭家山和狮尾沟联营矿均属集团公司煤矿，目前该两矿都在开采上组煤，根据公司整体部署，决定把这两个矿长2500米，宽360米的下组煤整合给陈家湾乡煤矿，这样就解决了该矿服务年限短的大问题。第二章 矿井开采条件一、地质构造井田位于鄂尔多斯盆地东部边缘，河东煤田中部，大地构造位置处于华北地块之次级构造单元河东凹块之中。区域构造为一单斜构造，地层倾向南西，倾角312。本井田构造简单，总体上为向西南倾斜的单斜构造，地层倾角312，井田内发现有氧化带及陷落柱等构造，在今后井下开采中应注意隐伏和陷落的线索，预防事故的发生。二、含煤地层井田内含煤地层主要是二叠系下统山西组和石炭系上统太原组的地层，现叙述如下：山西组（P1S）山西组以陆相沉积为主的含煤沉积，主要同灰黑色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、灰色细砂岩及煤层组成，本组含3、4、5号煤层，均为不可采煤层或零星可采煤层，本组厚度稳定性较太原组稍差，平均厚度为5. 2m。本组从沉积特征来看，形成于海退过程中，聚煤作用发生于海退造成的滨海三角洲平原段及湖泊，泻湖、潮坪环境中，砂岩层较太原组稍发育一些，而石灰岩则不发育。底部的中粗粒砂岩为山西组和太原组的分界线，该砂岩厚度一般为2.909.89m，平均为7.64m，砂岩为中粒结构，层状构造泥质胶结。太原组（C3t）下段：从太原组底部的K1砂岩至9号煤层底部，厚度约93.29m。岩性以泥岩、薄层灰岩、砂质泥岩和砂岩为主，底部以K1砂岩为界，与下伏地层整合接触。中段：从9号煤层底至L3灰岩底，厚度为16.62-23.7m平均20.16，本段主要发育有三层煤层（8上、8下、9号煤）和灰岩、泥岩。上段：从L3灰岩底界至K3砂岩底界，厚度为24.25-65.68m，平均为44.96m。岩性为石灰岩、泥岩，砂岩及煤线组成，含有6、7号煤层，均为不可采煤层。三、煤层特征 1、煤的物理性质井田内各煤层的物理性质大体相同，表现为黑色，条痕为棕黑色、褐黑色，玻璃和强玻璃光泽，硬度一般为23，有一定韧性，参差状、阶梯状断口，内生裂隙发育。2、煤岩特征各层煤的宏观煤岩组分以亮煤为主，次为暗煤，镜煤少量丝炭。宏观煤岩类型主要为光亮型和半亮型，半暗型次之，少量暗淡型，煤层主要为条带状，线理状结构，层状构造，其次为均一状结构。块状构造。各层煤的显微煤岩组分以有机组分为主，无机组分次之。其中有机组分中又以镜质和半镜质组为主，丝质组次之，无机组分主要为粘土类，少量硫化物类。镜质组油浸最大反射率为1.4%。3、煤层厚度（1）8上号煤层：平均厚度0.69m，为局部可采；8下号煤层平均厚度1.06m，为全区可采煤层。（2）9号煤：煤层厚4.55-5.82m，平均为5.2，中间夹有23层矸石，矸石厚度0.10.36m。四、煤质1、8下号煤层：原煤水分（Mad）为1.50%；灰分（Ad）为16.02%；挥发分（Vdaf）为20.90%；全硫(st.d)为1.54%；发热量（Qgr.vd）为29.15MJ/kg。精煤水分（Mad）为0.48%；灰分（Ad）为6.22%；挥发分（Vdaf）为18.59%；全硫(st.d)为1.17%；粘结指数（Gr.l） 为 62.7。确定该煤层为中灰、低硫的焦煤或瘦煤。2、9号煤层：原煤水分（Mad）为1.42%；灰分（Ad）为15.33%；挥发分（Vdaf）为21.42%；全硫(st.d)为1.41%；发热量（Qgr.vd）为28.98MJ/kg。精煤水分（Mad）为0.48%；灰分（Ad）为7.65%；挥发分（Vdaf）为19.17%；全硫(st.d)为1.10%；粘结指数（Gr.l） 为 65.18。确定该煤层为中灰、低硫的焦煤或瘦煤。五、水文地质 （一）地表水陈家湾乡煤矿矿区属吕梁山西测中山区，矿区内沟谷中的季节性流水汇入罗候河。（二）含水层1、奥陶系碳酸岩岩溶裂隙含水层埋藏于井田深处，距地表深浅不一，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层，据柳林县焦化厂水井资料以及柳林泉域水位资料，奥陶系灰岩岩溶水水位标高为803米，9号煤层最低底板标高为805米，标高高于奥灰水水位。2、井田主要隔水层本溪组底部为一套以泥岩和铁铝质粘土岩为主的地层，夹有砂岩和石灰岩，该层分布普遍，厚度稳定，是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层，隔水性好。（三）矿井涌水量该矿现采9#煤层，设计生产能力为9万吨/年，正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。六、瓦斯、煤层及煤的自燃性根据柳林县安监局2004年度矿井瓦斯等级和二氧化碳鉴定汇总表提供的资料，该矿现开采9#煤层时的矿井瓦斯相对涌出量为1.55m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.3m3/min，属低瓦斯矿井。根据煤炭科学研究院西安分院物化测试中心提供的检验报告，该矿现在开采的9#煤层煤尘火焰长度为40mm，煤尘爆炸指数为17%具有爆炸性。因此，在今后的生产过程中，应加强防尘防爆措施，及时处理好浮煤和粉尘，严格控制风流风速，并进行洒水防尘，以杜绝煤尘爆炸。根据检验报告，该矿的煤层0=31，属类不易自燃煤。七、煤层顶、底板情况（1）8下号煤层位于太原组中部，L3灰岩为其直接顶板，距下部9号煤层12m左右，煤层厚0.741.27m，平均为1.00m。该煤层不含夹矸，为结构简单，层位局部较稳定的可采煤层。煤层顶板为灰岩，底板为泥岩。（2）9号煤层位于太原组中部，距上部8下号煤层底12米左右，距下部K1砂岩顶65m左右，煤层厚4.5-5.82m，平均5.2m,含有1-3层夹矸,厚0.1-0.36m，为结构较简单、层位稳定的全区可采煤层。煤层顶板为泥岩，底板亦为泥岩。第三章 矿井现状一、开拓开采系统据矿井资料及实际情况，现采用立井开拓，单一水平布置，井筒特征如下表：井筒名称开拓形式井口坐标井口高程坡度深度井筒规格断面支护形式用途主井立井X4138783.669Y19498513.402929.24390762.86.15料石砌碹提煤进风副井立井X4138760.751Y19498612.757929.77990742.54.9料石砌碹行人下料回风该矿为单一煤层开采，两翼布置.矿井分为两个采区，现采一采区，由于历史原因，前期开掘巷道布置不合理，且弯曲严重，矿井现布置一个90米长壁式工作面，采高2.2米，采用放炮落煤，刮板输送机运输，金属支柱配合梁支护顶板，布置两个掘进工作面，采用爆破配合手镐落煤，刮板运输，锚网支护，掘进巷道，上宽3.1米，下宽2.9米，采高2.8米。掘进工作面的作业方式及劳动组织（一）掘进方法掘进采用爆破和手镐切壁成巷的掘进方法，人工攉煤、人力平车运输，经刮板输送机、顺槽皮带、大巷皮带运出。（二）掘进工艺流程每班交接班后，由带班长、安全员、瓦检员、机电工对井下作业场所全面检查，确认安全后作业人员方可进入作业地点，按如下流程作业。冲刷煤壁打眼装药放炮洒水降尘临时支护装运煤锚网支护（三）作业方式掘进采用三班作业，班作业时间为8小时，一班两循环，循环进尺1.25m，日进尺为7.5m。（四）爆破材料及爆破器材炸药：煤矿许用乳化炸药；雷管：煤矿许用瞬发电雷管；发爆器型号：MFB50；煤电钻型号ME1.2；钻杆：35钻杆L=1.5m（五）劳动组织1、作业形式：每一掘进面循环进尺1.25m，班进尺2.5m。2、劳动组织表工种代班长采煤工攉煤工瓦斯员机电工支护工洒水工通风工杂工合计人数11311211112二、通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，回风立井井口安装BK544NO11型轴流式风机两台，一台工作，一台备用，配套功率30kw，电压等级380V，矿井通风阻力为55mmH2O，计划风量1025m3/min，实测风量1148 m3/min，掘进工作面安装YBT412型局部通风机两台，功率5.5KW。三、提升系统主立井担负矿井提煤、进风任务，井口安装JTP1.2提升绞车，并装设各大保护，提升采用2吨箕斗，提升能力为30T/h。副立井担负矿井提人、下料、回风任务，井口安装JTP1.2提升绞车，各大保护装置齐全可靠，提升采用FX500防坠罐笼，额定准乘人数6人/次。 四、运输系统工作面放炮落煤SGB420/40刮板运煤顺槽SGB420/40刮板SSJ650/30皮带下山SSJ650/30皮带井底SGB420/40刮板主立井煤仓立井地面。运料由副立井下放到副立井底，然后由人工用平车拉至每一个用料地点。五、供电系统该矿现运行主电源自青龙110KV变电站，东川10KV支线安装变压器两台，一台型号为S9250/10/0.69KV，容量250KVA，经地面配电室WZG1400/0.4/0.69隔离变压器升压后分两趟u1000370116的阻燃电缆输入井下配电点后,分区向采、掘供电。一台型号为S9160/10/0.4KV供地面提升绞车、通风机和各辅助设施用电。另一回路为陈家湾35KV变电站10KV专线、矿方自备电源发电机组，两台容量分别（250KW、100KW），250KW发电机组供井上主要生产设备，250KW发电机组经配电室WZGI 400/0.4/0.69隔离变压器升压后专供井下用电。六、给排水系统该矿井上下、生产、生活用水水源取自陈家湾深井水，三轮车拉运，矿区现打深井，井口修筑静压水池，容量为200m3，供井下防尘洒水用。井下排水分两级，一级水仓容量达80m3，安装13Kw潜水泵两台，一台工作，一台备用，二级水仓容量为50m3，安装主排水泵两台，型号为2DA89，功率13KW扬程90m，铺设二趟2寸聚乙稀阻燃管路排出地面，矿井正常涌水量5m3/h。地面工业广场及生活区修筑涵洞和明渠进行排洪。七、地面生产系统矿井采用主立井提煤、进风，副立井行人、运料、回风，内设梯子间。地面工业场区布置修筑灯房、浴室、机修车间、设备材料库、炸药库、配电所、绞车房等生产、生活设施，目前，部分工程已完善，部分工程仍在施工中，可望年内全部投入使用。八、防尘洒水系统1、地面建设永久性水池一个，容量200m3；并设有备用水池，其贮水量不得小于井下连续2h的用水量。2、防尘洒水管路应铺设到所有能产生沉积粉尘的地点，运煤系统所涉及的巷道，每隔50m安设一个三通及阀门，其它巷道每隔100m安设一个三通及阀门。3、井下煤仓、运输机和其它转载点都必须设置喷头进行喷雾洒水。4、主要进回风巷道、采区进回风巷道、回采工作面进回风顺槽、及在掘巷道超过150m的都要设置不少于两道全断面净化水幕。5、封眼采用水泡泥。6、放炮前、放炮后必须对工作面30m范围内的巷道进行冲洗。7、在掘巷道，回采工作面两顺槽，每天冲洗一次，其它巷道每隔7天冲洗一次。九、监控系统1、地面监控机房配置KJ80监控系统，能实现数据存贮、分析、打印功能。2、回采工作面回风顺槽距工作面煤壁1015m范围内，掘进工作面5m范围内设置一个瓦斯传感器；其瓦斯报警点1%，断电点1.5%。断电范围：工作面及其回风巷中全部非本质安全型电器设备，复电点1%。3、回采工作面回风顺槽及掘进工作面回风距全负压回风口1015m设置一个瓦斯传感器，其瓦斯报警点、断电点均为1%；断电范围：回风巷中全部非本质安全型电器设备，复电点1%。4、总回风测风站设置一个瓦斯传感器，其报警点、断电点均为0.75%；断电范围：井下全部非本质安全型电器设备，复电点0.75%。第四章 矿井环节能力核定及配套改造第一节 矿井环节能力核定根据2004年矿井生产情况，各环节能力核定如下：一、主提升能力提升绞车型号 JTP1.2 卷筒直径 1200mm钢丝绳最大速度 1.5米/秒 电机功率 55KW提升一次循环时间 240秒/次 电机提升净重 2吨则A=（330163600Q）（TK104） =（3301636002）（2401.2104） =13.2万吨/年经计算矿井提升能力为13.2万吨/年。式中：A每年提升煤量 万吨/年 Q每次提升煤量 吨/次 T每提升一次循环时间 秒/次 K提升不均匀系数 取1.2二、通风能力主要通风机为：BK54-4-NO11 功率30KW矿井有效风量：1260m3/min 平均日产吨煤需风量2m3/tA =（Q350）（qK104） =（1260350）（21.25104） =17.64万吨/年经计算矿井通风能力为17.64万吨/年式中：A年通风能力 万吨/年 Q矿井有效风量 m3/min q平均日产吨煤风量 m3/t K矿井通风系数 取1.25三、排水能力主排水泵型号 2DA89 功率13KW扬程 90米 流量10.8 m3/h正常涌水量 5 m3/h则A=（Bn20330）（An104） =（10.820330）（1.15104） =6.19万吨/年式中：An排正常涌水能力 万吨/年 Bn工作泵小时排水能力 m3/h An平均日产吨煤所需排正常涌水量 m3/h经计算矿井排水能力为6.19万吨/年。四、井下运输能力现井下为刮板、皮带运输。40型刮板运输能力为：150T/h650皮带运输能力为：200T/h则井下年运输能力为：15010330=49.5万吨/年20010330=66万吨/年则井下年生产运输能力为49.5万吨/年五、供电能力该矿井上供电容量160KVA，井下供电容量250KVA，地面配发电机100KW，井下供电配250KW发电机，同时配WZG-I400/0.4/0.69隔离变压器。该矿现安装井上变压器容量160KVA，电压380V，电力负荷250KW；供井下变压器容量250KVA，电压380V，经电力负荷统计，现电力负荷400kw。改造后电力负荷1160.5KW。远远不能满足安全生产的要求，急需调整和解决供电能力以及双回路电源。第二节 矿井环节配套改造该矿现生产能力为9万吨/年，生产系统布置极不合理，根据矿井各系统薄弱环节，结合国家“资源整合、关小建大”的战略布置，该矿为改善矿井安全生产条件，提高矿井抗灾能力，正在进行生产系统调整的技改扩建项目。目前，正处于设计规划、审批阶段，现将各环节配套改造简述如下：一、生产系统矿井立井箕斗提升，严重制约着生产能力的提高和提升系统的安全保障，根据矿井改扩建规划及批准文件开凿一新主斜井，井口坐标为：x=4138758，y=19498487，z=928.3。井筒特征为：净宽3.6米，净高3.1米，坡度17度，斜长310米，安装胶带输送机与检修轨道进行出煤、运输大型材料；现主立井调整为付立井，用于提升小型材料及人员，现付立井调整为专用回风井，以改善矿井各生产环节能力。二、通风系统经核定现有通风能力虽能满足生产要求，但由于巷道的延伸，通风阻力不断增加，加之技改扩建的需要，为严格执行“以风定产”的方针，需安装BDK618-6-NO.17型轴流式风机两台，功率275KW，风量范围1762m3/S，风压2203087Pa，一台工作，一台备用。三、运输系统该矿现采煤工作面为前期形成的90m长壁式炮采工作面，采区运输巷道为皮带运输，运输大巷安装650型皮带，根据矿方提供的图纸资料看，结合该矿的实际情况，设计如下方案：1、该矿现在南下山继续向下开拓，东、西翼都为实体煤，在开拓巷以西块段开掘顺槽，布置一个正规高档长壁式工作面，根据采区布置，命名为9110工作面，工作面顺槽长460m，工作面长100m，下山开拓至9110顺槽口开掘顺槽，采用双巷掘进方式开掘，两顺槽已经形成，切眼已打开。2、现新开一斜井，改变运输系统。工作面落煤SGB-620/40刮板顺槽SGB-620/40刮板SSJ-650/222皮带下山SSJ800/240皮带斜井800皮带地面。主皮带选型（一）根据工程设计证书：043026-Sb，主井皮带1、规格型号：SSJ800-275KW，电压：380/600V2、新斜井斜长：L=430m（计划）3、井筒倾角：=17（二）依据1、皮带倾角：=172、皮带宽：B=800mm3、皮带机长：430m4、年产量：30-45万吨/年5、带速：V=2m/s4510430014（三）计算1、小时产量：Qh= =107T/h按110T/hWV3400hQhQh367122302、驱动轴功率：P=（L150）（ ）式中：L1=Lcos =430cos17=411m h= Lsin =430sin 17=126m126110110572367122303400P=（41150）（ ） =57.36KW57.361.2PM0.90.90.9nab电动机功率：N= = =94.4KW皮带机电动机功率94.4KW（四）皮带机选型：工程设计证书中，该皮带选型为SSJ800-275KW应改为：DTL800-275KW，电压：380/660V该皮带机功率运输能力，能满足生产要求。四、供电系统1、供电电源经核定，矿井现有井下供电电源远远不能满足安全生产需求，且该矿井属单电源供电，不符安全评价要求，根据矿方的整体规划，在解决矿井双回路、双电源的同时，为保证高档普采工作面的用电负荷，计划高压下井，以满足采煤工作面的需求。为解决该矿的双回路供电，根据矿方申请，电力部门的整体规划，该矿的双回路供电计划为：一回路接下寺头35kv变电站10kv支线，距矿1km，一回路接寨崖底煤矿35kv变电站10kv专线，距矿2km；从而形成双回路供电。目前，两变电站正在施工、安装。另外配备MP-120-4发电机组二台，专供煤矿保安负荷。2、地面供配电矿井地面供电系统采用放射式，动照合一，配电设备采用S9低损耗电力变压器和具有五防功能的XGN210Z型高压开关柜，据规划统计，矿井地面用电负荷为456KW。根据地面的用电负荷，安装S9M400/10/0.4变压器两台，一台工作，一台备用。3、井下供配电根据矿井井下开拓布置及负荷情况，确定井下采用660V供电，全矿下井电源共2回路，均引自地面660V不同母线段，下井电缆采用ZR390mm2125mm2矿用阻燃橡胶电缆，经主立井下井，2回路电源同时工作，互为备用，即当任一回路电源停止供电时，另一回路电源仍能保证井下全部设备的正常运行。根据矿井井下负荷状况采掘机械设备配备，在地面设一座变电所，安装S9-630/10/0.69变压器二台，一台使用，一台备用，电压等级均为660V。后期随着井下供电距离的延长，采用10KV供电，下井电源共两回路，均引自地面10KV不同母线段，下井电缆采用MYJV22370高压交联电缆，经主斜井入井，两回路电源同时工作，互为备用，在井底车场付近设一变电所，安装KBSGZY500/10/1.2/0.69移变两台,两台同时使用,并互为备用。井下负荷统计设备名称规格型号功率（kw）设备台数电压等级（V）回采刮板机（前）SGB-620/40KW401660刮板机（后）SGB-620/40KW401660泵站MRB-125/31.5371660顺槽皮带SSJ650/2222221660水泵绞车42小计169掘进胶带输送机SSJ650/2222221660刮板机SGB-420/30303660锚杆3017.52风机YBT41-25.52660采区水泵BXWZ-80-1342660小计168主运输主排水皮带SSJ-800/2402401660主水泵DF46-307451660主斜井皮带DTL800/2752751660调度绞车TD-25251660栈桥皮带DTL800/30301660总计667地面负荷统计设备名称规格型号设备台数额定功率（KW）电压等级（V）付井绞车JTP-1.61130380主风机BDK618-6-NO172275380/660热风炉HSL-Ls-60237.5380锅炉130380水源井55380电锯18.5380工业生活照明20380/220车间15380总计493.5第五章 采区布置及采煤方法第一节 井田开拓及采区布置一、井田布置原则1、设计充分考虑井巷及车场形式，充分利用现有的井巷工程，合理确定开拓方式、水平采区布置。2、根据矿井现有巷道的实际情况，充分利用，减小工程量，节省工期，以最快速度、最短工期进行各系统环节改造。3、严格执行煤炭工业小型煤矿设计规定尽量结合地方煤矿的生产实际，达到投资小、见效快、效益高的目的。二、开拓方案选择该矿井将采用斜竖混合式开拓，主立井垂深76m，直径2.8m，净断面6.15m2，担负提煤，进风任务；副立井垂深74m。直径2.5m，净断面4.9m2，内设梯子间，主要担负行人、运料、回风任务，为矿井安全出口之一。因主立井断面小，提升能力有限，制约着该矿井的生产能力。为了实现机械运输，提高运输能力，保证运输安全，适应国家的安全形势，矿方在矿区重新布置开拓一新斜井，以缓解提升运输系统的制约。井筒特征为净宽3.6m，墙高1.3m，拱高1.8m的半圆拱，净断面9.8m2，粗料石砌碹，井筒斜长310m，坡度17，为专用提升进风井。见煤后，修筑300T煤仓，中央变电所、中央水泵房及主副水仓。三、采区准备工作面设计（一）采区特征为“设计规范、正规开采、提高效益、改善矿井安全状况”，在准备9110工作面的同时，开凿新主斜井，南进风大巷，南回风大巷。设计采区位于井田中部，为双翼下山采区，考虑到后期的整体规划，设计首先开采采区西翼9#煤层，该块倾斜长度400余米，每个工作面特征如下：1、主采煤层： 9#2、煤层可采厚度： 4.5m3、煤层倾角： 364、工作面走向长度： 420m5、工作面倾向长度： 110m6、可采储量： 27.6万吨7、工作面服务年限： 1年（二）回采工作面长度及生产能力设计该采区布置4个工作面，严格按照“一采两掘“的规定，生产时布置一个回采工作面两个掘进工作面，运输系统改造调整后，装备该工作面。工作面长110m，开邦高2.2m，放顶煤高度2.3m，顺槽长度420m。回采工作面生产能力按下式计算：A=330L（h1C1h2C2）rab式中：A工作面生产能力 Kt/a 330工作面年工作日 d L工作面长度 110m h1工作面开邦高 2.2m C1回采率 95% r煤的容重 1.4t/m3 h2放顶煤高度 2.3m C2放顶煤回收率 65%a循环进度 0.8m b日循环数 取2经计算：A=292Kt/a经计算掘进工作面生产能力24 Kt/a，采掘工作面生产能力合计为316 Kt/a，完全能够满足设计生产要求。四、接替采区布置设计接替采区位于井田东部，该采区内煤层倾角36，走向长度1200m，采区内采用单一布置，集中开采，设计布置一个回采工作面，二个掘进工作面，采煤方法为走向长壁式，MGZ200-W1采煤机落煤，刮板转载机，胶带输送机运输，ZF2400/16/24轻型支架支护顶板。设计运输顺槽采用锚杆支护，上宽3.1m，下宽2.9m，铺设刮板转载机，胶带输送机，担负进风及原煤运输任务。待9110工作面采完后，布置在9201工作面接替。第二节 采煤方法采煤方法的选择9#煤层厚度4.56m，中间夹矸平均0.23m，剔除矸石厚度后，净煤层平均高度4.33m，顶板为泥岩，本设计根据煤层赋存情况及矿井现有技术力量，结合实际情况，9110工作面采用走向长壁式开采,采用爆破落煤、人工攉煤、刮板输送机运输；采用DFCC-2600兀型钢梁交错迈步、一梁两柱控顶，循环进度0.8m；采用铁丝网护顶，DZ28-25/100单体液压支柱支护。工作面上、下端头采用DFCC-3200兀型钢梁，一梁三柱，四对八梁加强支护，全部垮落法管理顶板。回采工艺: 安全检查打眼联网装药发炮临时支护装运煤移溜移梁支护检修。各道工序的具体规定如下：1 、安全检查：进入工作面必须进行全面的安全检查，包括瓦斯、顶板、支护质量、设备等，确认安全可靠后方可开始作业。2、打眼：采用Mz-1.2型煤电钻与1.0m螺旋麻花钻杆，布眼、打眼方式严格执行爆破说明书。3、联网：采用1.010.0m2的铁丝网,长边搭接不小于0.10m，短边搭接不小于0.20m，联网间距不大于0.15m。网联好后，必须向老山侧拆回，贴顶。4、装药发炮：采用MFB-100型矿用电容式发炮器发炮，雷管为矿用8#瞬发雷管，炸药为煤矿许用2级乳化炸药。一次爆破个数不得超过两炮，一次连续发炮长度不得超过10米。5、临时支护：每次发炮后至下一次发炮前，其发炮地点附近必须即时进行安全检查，发现顶板离层或冒落必须立即处理，采取临时支护、确认安全后，方可开展下一道工序作业。6、装运煤：采用镐钎攉煤，攉煤时必须站位正确，退路畅通，且要随时检查作业地点的安全状况。7、移溜：移溜应滞后攉煤15m20m，从机尾到机头依次进行，至少两台移溜器交替作业，不可使溜子出现死弯，其弯曲段长度不得小于15m，推移后的溜子要保持平、直、稳。8、移梁支护：移溜后及时移动置后梁柱，形成新的超前梁进行支护。戗柱回收后要随时支设在新形成的置后梁下，同时回收切顶柱，支设到新的切顶位置。9、检修：采面所属的机械设备由跟班机电工维护、专职检修班检修。检修人员必须将顺槽、大巷、采面的所有设备进行检查、注油，并回收顺槽转载刮板。确保各机具安全正常运行。正常安排日检修班次为一班。后期为提高回收率、节约资源，采用轻型放顶煤开采，装备9201回采工作面时，采用轻型支架放顶煤，一次采全高4.5m。后期回采工艺工作面采用走向长壁轻型放顶煤采煤法，采煤机截深0.6m，双后割煤，一刀一放循环作业，放顶步距0.6m割煤与放煤分步作业，采煤高2.2m，放落高2.3m，采放比例为11。1、工作制度回采工作面工作制度为“三八”制，每天二班生产，一班检修，一天两循环，循环进度0.6m，放顶步距0.6m。2、顶板管理工作面采用轻型放顶煤的采煤方法，MG200-W型双滚筒采煤落煤截深0.6m，放顶步距0.6m，支护采用轻型支架支护顶板，支架初撑力为1545KN，工作阻力为2200KN，随工作面的推进，与放顶煤分步作业，顶板自然垮落充填采空区，作业时，采用端头斜切进刀，滞后采煤机后滚筒5米，追机铺网伸长前探梁，滞后20米推移前部输送机，输送机弯曲段长度15-20m，推移0.6m，随后逐架移架。移架后每5架进行放顶煤，依次进行，放煤口出现1/3矸石即停止放煤。放完顶煤后，移后部输送机。然后检查收工。3、采空区处理因该矿的伪顶和直接顶为泥岩，较松软，随采随落，不用采取强制放顶措施。采空区采用自然垮落充填。4、回采工艺回采工艺：机组端头斜切进刀采煤机割煤铺网伸前探梁移前部输送机移架放顶煤后部输送机采煤机机尾准备进刀。后期工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型工作面采用MG200-W采煤机采煤，轻型支架放顶煤，工作面煤头安装SGB-620/40刮板机运煤，后部落山安装SGB-620/40 刮板机进行顶煤运输，运输顺槽铺设SZB-730/75刮板运输机转载，SSJ-800/275可伸缩皮带运输，材料顺槽安装JD-37KW无极绳绞车，铺设道轨利用矿车进行，铺助用料、出矸。第三节 采区设备配备一、回采工作面1、前期炮采放顶煤工作面设备配备如下：单体液压支柱 DZ28-25/100 1047根（含备用）刮板输送机（前部） SGB-620/40 1部刮板输送机（后部） SGB-620/40 1部兀型钢梁 DFCC-2600 387根（含备用）兀型钢梁 DFCC-3200 20根煤电钻 MZ-1.2 2台煤电钻综保 BZZ-4.0 2部小水泵 2BA-6 1台转载刮板机 SGB-620/55 1部胶带输送机 SSJ-650/222 1部乳化液泵 MRB-125/31.5 1台无极绳绞车 JD-37KW 1台2、后期轻型放顶煤工作面设备配备如下：轻型支架ZF2400/16/24 130架采煤机 MG200-W1台刮板输送机（前部） SGB-620/55 1部刮板输送机（后部） SGB-620/55 1部小水泵 2BA-6 1台转载刮板机 SZB-730/75 1部胶带输送机 SSJ-8000/275 1部乳化液泵 MRB-125/31.5 1台无极绳绞车 JD-37KW 1台二、掘进工作面1、采区内布置二个顺槽掘进工作面，工作面设备配备如下：局扇 YBT41-2 3台（一台备用）刮板输送机 SGB-420/30 3部小水泵 2BA-6 1台煤电钻 MZ-1.2 2台煤电钻综保 BZZ-4.0 2部可伸缩胶带输送机 SSJ-650/222 1部调度绞车 JD-11.4 1台2、巷道掘进断面及装运煤方式顺槽掘进工作面采用人工打眼，放炮落煤，人力平车配合刮板输送机转载运煤，顺槽内铺设胶带输送机，工作面呈梯形断面，上宽3.1m，下宽2.9m，采用锚网支护，每0.8m一架。3、巷道掘进指标采区巷道按梯形断面掘进，断面8.4m2。每日按三班、每班按2.5m掘进，每月按25天计算，则每月两条顺槽掘进指标为：322.525=375m若容重按1.4计算，则每月的掘进煤量为：3758.41.4=4410吨第四节 矿井风量及通风阻力计算一、矿井风量计算1、回采工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K =1000.11.5 =15m3/min式中：q采回采工作面瓦斯绝对涌出量0.1 m3/min K 回采工作面通风系数取1.5（2）按人数计算 Q采 =4N=450=200 m3/min式中N回采工作面同时工作的最多人数50人。（3）按回采工作面气候条件计算 Q采 =60V采S采 =601.07.48 =448.8 m3/min式中：V采与回采工作面温度相宜的风速为1.0m/s。 S采回采工作面平均断面积为7.48m2。上述计算取最大值，故回采工作面的配风量，取Q采=448.8 m3/min。风速计算回采面最大控顶距时S大=3.62.2=7.92m2 最小控顶距时S小=3.02.2=6.6m2V大=Q/S小=448.86.6=68m3/min=1.13m/s 4m/sV小=Q/S大=448.87.92=56.67m3/min=0.94m/s 0.25m/s风速符合规程规定2、掘进工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量计算 Q掘 =100q掘K掘通 =1000.121.5 =18 m3/min式中：q掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量 0.12m3/min K掘通掘进工作面通风系数 取1.5(2)按人数计算Q掘 =4N=412 =48 m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数12人.(3)按局扇的实际吸风量计算，两个掘进工作面各配备一台YBT412型5.5KW风机，吸风量为200m3/min，为保证局扇吸入口至掘进回风口之间的最低风速为0.25m/s，掘进工作面风量为：Q掘 =200+0.25608.4 =326m3/min =5.4m3/SQ掘=3262=652 m3/min风速计算：3268.4=38.8m3/min=0.65 m3/S0. 25m/S0.65 m/S4 m/S风速满足规程要求。3、硐室风量计算变电室100m3/min水仓100m3/minQ硐=200m3/min4、其它风量计算Q其它=(Q采+Q掘+Q其它)10% =(448.8+652+200)10% =1204.810% =130.08m3/min 5、矿井总进风量Q矿=(Q采+Q掘+Q其它+Q其它)K矿通 =（448.8+652+200+130.0