煤矿矿井设计说明书.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除目 录第一章 井田地质特征、矿井储量及年产量第一节 井田地质特征第二节 采区范围及储量第三节 采区年产量及服务年限第二章 采区准备第一节 采区划分第二节 采区巷道的准备第三章 采煤方法第一节 选择确定采煤方法第二节 采区巷道布置第三节 回采工艺第四节 安全技术措施第四章 矿井通风第五章 劳动组织和主要技术指标前 言xxxxxx煤业有限公司为xxxx镇镇办煤炭企业，井口及工业场地位于xxxx镇xx村，井田属xx省xx煤田xx矿区西北部，xx矿区南部。地理位置为东经。井田属xx煤田北部边缘地带。井田属xx煤田北部边缘地带。采矿许可证为1400000721170号，批准开采15#煤煤，井田面积3.8309Km2，此次设计生产能力90万吨/年。该矿距xx城9Km，距xx市48km，交通条件十分便利。详见矿区交通地理位置图。该矿井采用三支斜井开采15#煤层。为了全面合理规划井下开采，按照采区大巷南北布置，北部为一采区，南部为二采区，特编制一采区设计。第一章 井田地质特征、矿井储量及年产量第一节 井田地质特征一、煤层及煤质1煤层本井田主要含煤地层为xx组和太原组。xx组含煤4层，编号为1#、3#、4#、6#，仅4#煤属局部可采薄煤层，其余煤层均不可采。太原组含煤6层，编号为8#、9#、11#、12#、13#、15#，可采煤层两层，编号为8#、15#，其余为不可采煤层。15#煤层位于太原组下部，上距12#煤34.08m左右，为本井田主采煤层，煤层厚度为4.20-6.80m，平均6.0m，煤层结构较复杂，有时含夹矸12层。煤层顶板为K2石灰岩，有时有0.5m左右泥岩伪顶，底板为泥岩或砂质灰岩。二、地质条件1、地质构造井田位于xx煤田北端边缘，属xx块坳xx坳缘翘起带（大地构造单元按xx区域地质志1982年所在地划分）。区域构造以东西向褶皱带派生有北东向，近东西断裂为基本特征。井田内主要构造为一宽缓的向斜构造组成，井田内探明有两个陷落柱，断层较为发育，井田内目前探明有三条正断层，详述如下：向斜：位于井田中部，轴向近南北向，两翼基本对称，倾角3-50。陷落柱：据井下巷道揭露，在井田东南部附近，探明有两个陷落柱，横断面近似圆形，最大者直径140150m，其内部岩石杂乱破碎，煤层与陷壁界面清晰，壁陷角750-800左右。断层：井田东部的断层呈弧形状，落差5m倾角300，走向近南北向，倾向西，井田内延伸长度约230m左右；井田内中南部断层，落差5m，倾角650，走向北东向-南西向，井田内延伸长度约200m左右；井田内中部断层，落差2m，倾角650，走向北西向-南东向，井田内延伸长度约200m左右。2、地质特征井田位于太行xx侧，属低山丘陵地带。地表经长期风化剥蚀，沟谷纵横，梁岭绵延，地形十分复杂，纵观井田，其东北部为低山区，沟深坡陡，沟谷多呈“V”字型，向西南渐次过渡为丘陵区，山间沟谷逐渐变得开阔宽缓，井田总体呈东高西低之势，其最高点位于井田东部山头，海拔1070.0m；最低点位于井田西南沟谷，海拔987.0m，相对高差83.0m。井田含煤地层为太原组，为一套海陆交互相含煤地层，含煤7层，编号自上而下为8#、9#、9#下、11#、12#、13#、15#，其中8#、9#煤层为全区发育较稳定可采煤层，15#煤层稳定可采煤层，其余为不可采煤层。本矿井批准开采的15#煤位于太原组下部。表1 煤层及顶底板岩性特征序号煤层名称倾角平均厚度层间距容重硬度煤层生产率顶板底板115#3-806m70m1.48.4石灰岩砂质泥岩三、井田水文地质情况1、井田水文地质条件（1）地表迳流井田南部有秀水河自西向东流过，属季节性河流。本井田沟谷纵横，冲沟发育，但多属雨季排洪通道，平时干涸无水。（2）地下水矿井含水层以第四系砂砾层地表潜水、xx组砂岩裂隙水、太原组石灰岩岩溶裂隙水，奥陶系石灰岩岩溶裂隙水为主。奥陶系石灰岩岩溶含水层：为煤系地层之基底，岩性主要为厚层状石灰岩，岩性坚硬、质纯，含有方解石脉，普遍有被水侵蚀溶解现象，风化面有小溶洞存在，钻孔揭穿该灰岩时，冲洗液漏失严重，孔内不返水，水位立即下降，甚至漏到底。根据119队精查勘探资料，该区奥陶系石灰岩卡斯特溶洞发育，水量丰富，但水位较深，水位标高在500m左右。上覆本溪组地层以泥岩为主，形成很好的隔水层，阻止了上部含水层与奥陶系石灰岩的水力联系。太原组石灰岩、砂岩含水层本组地层发育三个含水层段，即K2、K3、K4石灰岩.其中K2灰岩含水性最强。K2灰岩：井田内发育良好，一般分为三层，中间被黑色泥岩所分隔，其顶部为厚达5m以上的泥岩及砂质泥岩；底部有时为一层厚度小于2m的泥岩与15#煤直接接触，有时则为15#煤直接顶板，纯厚度一般312m。从邻区露头上看，节理裂隙及溶洞较发育。该灰岩本区埋藏较深，钻探过程中，冲洗液漏失严重。经抽水与物探测水试验对比，该层石灰岩单位涌水量0.0072.00l/s.m，渗透系数为0.05315.8m/d。该层补给条件良好，含水性较强，开采15#煤时应予以足够重视。K3、K4灰岩：位于太原组中、上部，为13#煤及11#煤顶板。厚度14m，岩性坚硬，钻孔中有被水溶蚀或为方解石脉充填现象，有漏水现象，其厚度及含水性不及K2灰岩，但埋藏浅，易接受地表降水之补给，循环方便，故亦是本区含水层之一。xx组、下石盒子组砂岩含水层xx组、下石盒子组地层主要由砂岩、砂质泥岩和泥岩组成，其中砂岩厚约3040m，为很好的孔隙裂隙含水层。该含水层补给条件良好，据119队勘探资料：砂岩单位涌水量0.05l/s.m，该含水层与大气降水有密切联系。第四系红土、黄土冲积含水层包括河床沉积物。井田内分布广泛，厚度大，含水性强，是当地居民饮用及农田灌溉水源。综上所述，井田内水文地质条件属中等类型，15#煤层为以顶板进水为主的裂隙岩溶充水矿床，地下水补给来源主要为大气降水。2、邻近矿井涌水及老窑积水矿井充水因素主要有大气降水、含水层水和采空区积水。大气降水井田内15#煤层厚度大，稳定可采。由于基岩区接受大气降水及流经河流，沿裂隙溶洞向深部迳流之地下水对矿井影响不大。井田内黄土覆盖面广，冲积层发育，接受大气降水含水性较强，地表潜水补给地下水条件较为方便。含水层积水奥陶系石灰岩裂隙岩溶水水位较低，并有本溪组隔水层相隔，对矿井影响不大。太原组石灰岩中K2石灰岩溶洞发育，有利于地下水富集，对矿井有一定影响。井田南部有3个陷落柱具有导水性，四邻矿井都有较大范围的采空区，采空区有积水，这些因素对矿井开采15#煤影响较大。本区以大气降水为井下开采涌水的主要补给来源，井下开采的坑道积水水位流动量动态变化与大气降水关系特别密切。大气降水经第三、四系松散层和二迭系砂岩、石灰岩岩溶裂隙下渗补给地下通道顺畅的井下。故井下雨季水量较大，对矿井正常安全生产有一定影响。3、矿井涌水量依据地质报告，参考相邻矿井历年的实际涌水资料，充分分析各种充水因素，主要为地表径流及地下各含水层的含水性，并计算了井下各煤层开采时的富水系数。矿井开采15#煤层时，预计正常涌水量为1m3/h，最大涌水量为3m3/h矿井现正常涌水量不大，考虑到采改后矿井规模和富裕系数，经预测达到设计生产能力后，矿井正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。四、瓦斯等级、煤尘爆炸危险性及煤层自燃倾向性1矿井瓦斯等级由于2009年瓦斯等级鉴定结果未批复，所以采用2008年瓦斯等级鉴定批复结果。依据xx市煤炭工业局阳煤政发200920号文关于对2008年度全市地方煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，该矿相对瓦斯涌出量为3.33m3/t, 绝对瓦斯涌出量0.61m3/min；属低瓦斯矿井。2煤尘爆炸性依据xx省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告(编号20052527)，15#煤火焰长度45mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%，有煤尘爆炸危险性。3煤的自燃倾向性依据xx省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告(编号20052527)，15#煤吸氧量为1.3663cm3/kg，自燃等级为III级，倾向性质为不易自燃。据调查，本矿井及相邻矿井开采15#煤层时无煤与瓦斯突出、无冲击地压，根据xx详查资料，地温梯度为1-3/100m，属地温正常区。第二节 采区范围及储量一、井田境界依据xx省国土资源厅颁发的1400000712170号采矿许可证，批准开采15#一层煤，井田面积3.8309km2。现开采15#煤层，15#煤层井田范围由下列8个坐标点连线圈定。井田拐点坐标见表1-2-1。表1-2-1井田范围拐点坐标表序号纬距(X)经距(Y)序号纬距(X)经距(Y)14212110197020265421019619700117242116101970204064211249196996383421162919702730742114191970003944211119197027448421205019699826二、储量15#煤保有地质储量为3321.5万吨，可采储量为1495万吨。按照井田地形和煤层底板变化，计划一采区采区巷道沿井田东西布置，回采工作面沿井田走向布置，倾向推进，推进方向由北向南。一采区布置在大巷的北部。一采区走向平均长度1600米，倾向平均长度600米，采区范围960000平方米，保有地质储量820万吨， 由于地表无建筑和断层，所以只留设矿界和采区大巷保安煤柱，矿界保安煤柱留设20米，采区大巷由于服务年限长，保安煤柱留设40米，工作面之间的隔离煤柱留设30米。设计可采储量369万吨。按照xx市的采区回采率统计，我矿设计采区回采率45%。82045%=369万吨。第三节 采区年产量及服务年限全矿年工作日按照300天计算，每日三班生产，一班检修（准备），每日净提升时间按照8小时计算。1、本次设计15101回采工作面15#煤采用壁式放顶煤一次采全高，工作面设计采高为6.0m，采用“随采随放”追机作业，工作面沿底板推进，机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。结合放顶煤工艺的特殊性，同时考虑到矿井设计生产能力为300kt/a，设计确定工作面采用四班作业（四六制），即三班生产，一班检修，每天9个循环，即采煤机每班割3刀，采煤机截深0.5m，日进度4.5m。2、工作面生产能力QQ1+Q2其中：Q工作面日产量，tQ1采煤机割底煤产量，tQ2放顶煤产量，t Q1= LSM1rC1其中：L工作面长度，取100mS采煤机日进深，取4.5m M1底煤高度，取2.2m r煤层视密度，取1.4t/m3C1工作面底煤回采率，取94%Q1=1004.52.21.40.94=1287tQ2= L * S * M 2* r * C2 其中：M2放顶煤高度，取3.8m C2放顶煤回采率，取75% 其它符号意义同上Q2=1004.53.81.40.75=1794t则Q= Q1+Q2=1287+1794=3081t掘进煤量按照每日三班掘进，一班准备，每班每日进尺6米，掘进断面按照10平方米计算，日产量Q=18101.4=168t矿井日产量Q=3081+252=3433 t 矿井年生产能力3003433=1029900t，能够满足90万吨/年生产。2、采区服务年限计算公式：T=Z/AK式中，Z可采储量；Z=369万t A矿井核定能力；A=90万t/a K储量备用系数 K=1.4经计算二采区服务年限为3年。第三章 采区准备第一节 采区划分为了合理开发利用资源，我矿将采区大巷以北定位一采区；采区大巷以南定位二采区。二采区工作面长度设计为100米，顺槽长度为550-650米。按照日推进度4.5米计算，除去采区大巷保安煤柱，每个工作面的服务年限约为0.6年。第二节 采区巷道布置一、采区巷道布置现一区布置为在西采区大巷北部一采区运输、轨道、回风巷道，采用三心拱、料石砌碹支护方式。为减轻矿山压力，采区运输、回风巷道不再沿煤层底板布置，而沿煤层顶板布置。二、回采工作面巷道布置按照底板等高线，设计一采区工作面沿煤层走向布置，沿倾向推进。回采工作面共有三条巷道，分别为运输顺槽、回风顺槽和瓦斯尾巷，其中瓦斯尾巷为内错式布置。第三章 采煤方法第一节 选择确定采煤方法一、采煤方法的选择本工作面开采15号煤层，平均厚度为6.0m，煤层结构简单，含有一层0.10.3m厚的夹石，直接顶为灰岩，厚度约2.0m，夹三层泥岩，岩性稳定；伪顶为泥岩或灰质泥岩，厚度约02.00m，层理发育，质软，随煤层垮落。底板为页岩，厚度约1.8m左右，颜色为灰黑色，质较坚硬，并含黄铁矿，节理发育。煤层赋存平缓，煤层属类自燃煤层，煤尘有爆炸性。15101工作面为一采区第一个工作面，推进长度600m，工作面长度100m，虽然过去的采煤方法为炮采放顶煤开采工艺，但鉴于国家要求和我矿的总体布局，不适宜采用炮采工艺，设计采用综采工艺。根据煤层赋存条件及顶底板情况，考虑最大限度地提高回收率并尽可能地降低巷道掘进率。本设计对15101工作面的采煤方法提出两种方案进行比较。即炮采放顶煤和综采放顶煤开采。1、炮采放顶煤采煤方法沿15号煤层底板布置回采工作面顺槽和开切眼，内错瓦斯尾巷沿煤层顶板布置，采高2.2m，采用单体液压支柱支护顶板，炮采底煤，在支架后部剪网放顶煤，炮采高度为2.2m，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：1.7。2、综采采煤方法沿15号煤层底板布置回采工作面顺槽和开切眼，内错瓦斯尾巷沿煤层顶板布置，采高2.2m，工作面采用轻型放顶煤液压支架控制顶板，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：1.7。设计推荐综采采煤方法，理由如下：（1）机械化程度高，工人劳动强度低，支架支护顶板安全性比单体液压支柱支护可靠。（2）回采工作面生产能力大。由于采用的是综采放顶煤采煤工艺，因此，工作面单产高、生产效率高，有利于合理集中生产，实现高产高效。（3）开采技术先进、工艺成熟，xx地区广泛采用综采放顶煤工艺开采厚度15号煤层，目前综采放顶煤开采近水平厚煤层技术成熟、安全、高效、可靠。（4）综采放顶煤开采的缺点主要有工作面日产量高，但只要严格按照核定生产能力和审批的采掘规划执行，就能确保安全生产。二、采高的确定由于15101工作面采用炮采放顶煤开采工艺，放顶煤采煤中顶煤主要是利用地压破碎，依靠自重放煤，所以顶煤在放出过程中破碎松散需要有一定的空间，即一个合理的采放比。根据经验，当煤质为中硬及以下，节理发育时，采放比以1：1.52.0为宜。本工作面15号煤层煤质硬度f23，节理发育，此外，结合采用炮采工艺时，采高不宜太高等因素，设计确定炮采高度为2.2m，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：1.73。所以设计选用综采放顶煤，采高2.2米。三、支架选型1、采区工作面液压支架15101工作面现布置67架ZF3000-16/24B型中间液压支架，其主要技术特征为：初撑力2524kN，工作阻力3000kN，升降高度为1600-2400mm，长4400mm，宽1460mm；2架ZFG3200-16/24B型过渡液压支架，其主要技术特征为：初撑力2524kN，工作阻力3200 kN，升降高度为1600-2400mm，长6110mm，宽1460mm。液压支架所需承受阻力计算公式：P=89.8SMCOS其中：P支架承受的荷载，kN， S支架支护的顶板面积，取6.25m2， 顶板岩石视密度，取2.5t/m3 M采高，取2.2m 煤层倾角，取0经计算，P=89.86.252.52.21=26953000kN，满足要求。2、工作面采煤设备该工作面现使用的采煤设备为4MG-200W型无链牵引双滚筒采煤机，主要技术特征为：采高1.4-3.0m，滚筒直径1.4m，截深0.63m，牵引方式为无链双牵引，牵引力250kN，牵引速度0-5.5m/s，机面高度1150mm，电机型号为YBCS型，功率200kW，使用电压等级1140V，喷雾灭尘方式为内、外喷雾。采煤机割煤能力核定：计算公式：Q采=60MBV采rK其中：Q采工作面采煤机实际生产能力，t/h M采高，取2.2mB截深，取0.5mV采给定条件下采煤机最大可能的牵引速度，取5.5m/sr煤层视密度，取1.4t/m3 K总时间利用系数，一般取0.4Q采=602.20.55.51.40.4203 t/h，满足要求。3、工作面原煤运输设备现15101综采面装备工作面刮板输送机和放顶煤刮板输送机各一台，均为SGB-620/220双边链型，主要技术特征为：运输能力为400t/h，刮板链速为1m/s，电机功率2110KW，电压等级为1140V。4、其他辅助设备（1）、乳化液泵为保证液压支架的升降，设计确定采用两台XRB2B80/20型的乳化液泵，一台工作，一台备用，主要技术特征为：公称流量125L/min，公称压力31.5MPa，电机功率75 kW，配套液箱为XR10RX型，容积为1000L，公称压力为35MPa，公称流量160L/min，两泵一箱均设置在运输顺槽内距离工作面煤壁5080m的位置。(2)、喷雾泵为保证综采工作面的喷雾降尘、机电设备的冷却和消防，同时作为配制乳化液的水源，设计确定采用两台XPB200/5.5型喷雾泵，一台工作，一台备用，主要技术特征为：公称流量200L/min，公称压力5.5MPa，电机功率30 kW。(3)、回柱绞车为提高综采工作面支架拆除和回收速度，设计确定15101工作面分别在运输和回风顺槽各配备一台JH-8型回柱绞车，其主要技术特征为：牵引力137.2kN，滚筒直径400mm，滚筒宽度300mm，钢丝绳直径22.0mm，平均绳速0.13m/s，容绳量150m，电动机功率为18.5kW。第二节 采区巷道布置一、主要生产系统1、主井提升该矿主井采用胶带输送机提升，现安装安装一台DPJ-1200型胶带输送机一台，主要技术特征为：带速2.45m/s，胶带宽1200mm，运输能力240.8t/h，电动机为两台Y2-355M1-4型三相异步电动机，总功率185kW。2、副井提升副井提升现安装JTK-1.6型单滚筒提升绞车一台，电动机型号为YR280-6型，N=95KW。每次提升串车5辆，矿车为1t U型固定式标准矿车。钢丝绳选用67+FC型圆股钢丝绳，d=24.5mm。3、井下运输井下运输大巷原煤采用1部DTL-80/40/75X型胶带输送机运输，主要技术特征为：带宽800mm，带速2.0m/s，运量400t/h ，配套电机为DSB75-4型，功率75kW。轨道大巷辅助运输设备选用JD-40型调度绞车接力运输，矿车采用1t标准矿车。4排水设备该矿井为一级排水系统，井下安装三台D46-308型离心式水泵，配套电机功率为75KW，一台工作，一台备用，一台检修。在回风斜井铺设两趟3寸排水铁管将水直接排至地面。5通风系统矿井通风方式为中央并列式，现安装BDK54-6-No21型轴流式通风机两台，配套电机为YBFe250M-6型，功率为2160KW，矿井总进风5000m3/min，总排风量5200m3/min，通风阻力为2500Pa，等积孔为1.98m2。6供电、通信及安全监测监控矿井现为双回路供电系统，主电源接自xx35kV降压站供给矿井的10kV线路，架空线为LGJ-120m2钢芯铝铰线，供电距离4km，备用电源接自东宋35 kV降压站供给矿井的10kV线路，架空线为LGJ-95m2钢芯铝铰线，供电距离10km，保证矿井供电的可靠性。电压等级：地面高压10kV、低压380、220V井下低压1140V、660V、127V。地面变电所现装备S9-800/10/0.4型和KS-800/10/0.4型变压器各一台，其中一台运行、一台备用，容量800kVA，额定电压10/0.4，设于地面变电所内,供主机胶带输送机、副井绞车、主要通风机及其它生产系统用电。井下采用10kV高压供电，下井电缆为MYJV22-8.7/15-335mm2型矿用聚氯乙烯橡套电力电缆，沿主斜井铺设两趟。井下工作变压器选用一台KBSG-500/10/0.69矿用防爆型，容量500kVA，备用变压器选用一台KBSG-500/10/0.69矿用防爆型，容量500kVA，供井底车场主排水泵、运输大巷带式输送机、井下照明及掘进工作面动力用电；KBSG-200/10/0.69型矿用防爆变压器一台，容量200kVA，为局扇专用变压器；另外工作面装备一台KBSGZY-800/10/1.44型矿用移动防爆变压器专供回采工作面。通信该矿采用行政调度合一的通信方式，程控交换机型号为HJD-256型，容量16门，下井通信电缆选用MY-380/660-22.5型电缆，装有防雷电装置。井下选用HBZ（G）-1A型本安型按键电话机，分别设在采掘工作面、主要水泵房、主斜井井底车场、地面主要通风机房、主井绞车房变电所均安装有电话。安全监测监控、产量监控及人员定位系统该矿井已装备一套KJ70N安全监测监控系统，井上、下按规程规定配备了各类传感器。该矿井已装备SG-CLJC-G矿井产量监控及KJF92人员定位系统，对矿井产量实施进行监控以及入井人员适时进行监控。7地面生产系统原煤提至地面后经皮带运至地面固定封闭储煤仓，储煤能力10000吨，筛选产品分四级：100mm以上级、100-50mm、50-25mm及25mm以下，分级落地储存。实际处理能力达90万吨/年以上。8井上下消防及防尘供水系统矿井水源目前，矿井生产、生活用水主要由地表山沟打深水井截砂岩潜水供给，水质、水量满足要求。主井井口已修建容量为400m3静压水池两座，经澄清后作简易处理，用于消防及防尘洒水。地面消防灭火要求各主要建(构)筑物及坑木场，均按规定设置消防栓,消防栓用水量按20L/s计。其次对地面主要生产点、易产生煤尘飞扬地方和工作点设管网和阀门、配备胶管进行洒水除尘。井下消防、洒水管共用同一管路，接自地面静压水池，沿15#煤主斜井及回风斜井铺设，选用D894mm无缝钢管，主要大巷为D894mm无缝钢管，顺槽为D504mm，井下主要硐室均设消防栓。采掘工作面采用鸭咀喷雾器洒水和手动水幕洒水，转载点设自动水幕喷雾洒水降尘，顺槽及大巷每隔80m设圆锥喷雾器洒水。二、现主要生产煤层、采区、工作面情况该矿现生产采区位于井田中部，布置采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷各一条，现采工作面编号为15101。回采工作面长度100m，回采工作面支架为ZFG3200-16/24B型液压支架，顶板管理方式为全部垮落法。掘进工作面掘进工艺为钻爆法，采区巷道为半圆拱断面，料石砌碹支护方式；回采工作面顺槽为梯形断面，铁棚支护方式。三、采区巷道布置（一）回采工作面巷道布置回采工作面共有三条巷道，分别为运输顺槽、回风顺槽和瓦斯尾巷，其中瓦斯尾巷为内错式布置。1、运输顺槽主要担负工作面原煤运输和材料输送，位于工作面西侧，为梯形巷道，巷道上部净宽3.2m，掘宽3.6m，下部净宽4.0m，掘宽4.4m，净高2.2m，掘高2.4m，净面积为7.92m2，掘面积为9.6m2，钢梁铁棚支护，采用11号矿用工字铁棚支护，棚间排距为1000mm，沿煤层底板布置。2、回风顺槽主要担负工作面回风任务和材料输送，位于工作面东侧，为梯形巷道，巷道上部净宽2.6m，掘宽3.0m，下部净宽3.0m，掘宽3.4m，净高2.2m，掘高2.4m，净面积为6.16m2，掘面积为7.68m2，钢梁铁棚支护，采用11号矿用工字铁棚支护，棚间排距为1000mm，沿煤层底板布置。运输顺槽在距运输大巷30m处起坡，坡度为16-17，至运输大巷顶部设煤仓，煤仓上部为运输顺槽，下部联接运输大巷，实现煤炭连续运输，运输顺槽内布置带式输送机和刮板输送机。回风顺槽除用于回风外，还铺设18kg/m轨道，用于工作面设备的临时运输。与运输大巷联接处设联络巷，内设两道双向风门，间距5m以上,联锁控制，防止跑风、漏风。3、切巷切巷开掘采用木棚支护，净高2.2m，净宽4.0m，断面8.8m2。切巷开掘完成后，再采用按采煤方法要求支护工作面。工作面长度100m。四、工作面煤仓及其下部车场工作面煤仓设计容量为100t，直径5.0m，净断面19. 6m2，掘断面22.5m2，净高3.6m。煤仓采用料石水泥砂浆砌筑，砌筑前在煤仓一侧运输大巷至煤仓上部预埋通风管，用于煤仓上部通风，防止局部瓦斯积聚。煤仓上部设铁篦子防止人员及物料坠入，下部设导料筒及手动闸门装车。煤仓下部设装车场，车场净宽4.0m，墙高1.5m，拱高1.8m，净断面10m2。车场内铺设双轨，分空车道和重车道。第三节 回采工艺一、回采工艺（一）工艺简述矿井15#煤层采用壁式放顶煤一次采全高，双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，回采工艺为综采，全部垮落法管理顶板。15101号工作面煤层厚度平均6m，采煤机割底煤高度为2.2m，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：1.73，采煤机滚筒截深为 0.5m，循环进尺为0.5m。端头加强支护采用DZ25-25/100单体液压支柱和型梁(长3.2m)，运输顺槽和回风顺槽加强支护段长度均为20m。两顺槽距端头20m加强超前支护，支护方式同回采工作面。见采煤方法图（图3-2-1）二、回采工艺及流程综采工艺主要流程为：采煤机斜切进刀割底煤、运煤移架推前部刮板机放顶煤推后部刮板机。工作面在第二刀开始割煤后，随采随放。移架滞后于采煤机割煤，推移刮板输送机滞后于移架。1、采煤机进刀采煤机在两端头斜切进刀，进刀距离为25m，割透端头后，调换滚筒上下位置，改变采煤机牵引方向，随工作刮板机弯曲段切入煤壁。随后追机拉架，推移前部输送刮板机，过机头（尾），当采煤机斜切入煤壁后，停止割煤，调换滚筒上下位置，换向割煤，割透端头后，采煤机再次调换滚筒位置，换向牵引，空刀至进刀处正常割煤，随后拉架，推移机头（尾）和前部刮板机。2、割煤及运煤（1）采煤机司机要严格执行滚筒采煤机司机操作规程。（2）工作面割煤采用4MG-200W型双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀，每刀进度为0.5m。（3）采高2.2m，必须沿煤层底板割煤，不得割底板或留底煤。（4）正常情况下，牵引速度小于1.5m/s，如遇移架速度跟不上，必须减慢牵引速度或停止割煤，严禁超速或空顶作业。（5）采煤机运行中，正、副司机要配合好，看前滚筒的司机要注意支架及跨机头大梁，发现问题及时停机处理。（6）割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150毫米；长度在1米以下，最突出部分不超过200毫米）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50毫米。机头、机尾各10米要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（7）采煤机割至距机头（尾）10m处，必须放慢割煤速度，并通知机头（尾）人员撤到10m以外的安全地点。（8）底煤运输主要靠前部刮板机输送。3、移架（1）支加工严格按照液压支架工操作规定执行。（2）移架滞后采煤机滚筒3-5m进行，降架幅度控制在0.1-0.15m，遇顶板破碎时，尽量采用带压移架，移架前要调整支架放顶煤千斤顶，支架移出后，端面距应不大于0.3m。（3）支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50毫米。架间距要均匀，中心距偏差不超过100毫米。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200毫米。（4）支架升起后，必须保证严密接顶，如巷道超高应用勾木勾实。立柱应达到足够初撑力，顶梁要伸平，不得出现顶梁载头或仰平。（5）移架操作顺序为：开喷雾水阀门降后立柱降前立柱移架升前立柱升后立柱关喷雾水阀门各手把回归零位。（6）端头支架由于受刮板输送机传动部影响，采用滞后移架，但必须将伸缩梁伸出，待机头（尾）过后，才能移架。（7）支架操作完毕后，必须把各手把打回零位。（8）移机头（尾）操作工艺顺序：割煤端头架伸缩梁回机头（尾）周围柱过前后机头（尾）移端头架。（9）移机头（尾）时应提前将机头（尾）周围有影响的支柱回掉，杂物清理干净。（10）采煤机割透两端重新拉顺25m处，待中间架全部拉出后，开始移机头（尾）。（11）前部刮板输送机机头（尾）用过渡液压支架推移，如有困难，可用顺槽回柱机及首尾架推移千斤顶推移。4、推前部刮板输送机（1）刮板输送机工严格按刮板输送机司机操作规程执行。（2）推刮板输送机滞后采煤机15m左右，操作程序为：操作推移千斤手把，将刮板输送机推向煤壁，输送机出现弯曲时，要使弯曲段逐次向前移动，每次移动0.2m左右，分次均匀将刮板输送机推向煤壁。（3）输送机出现弯曲段时，弯曲段不少于15m。（4）推刮板输送机必须按顺序进行，不得由两头向中间推，如遇推不动，不得强行硬推，及时通知采煤机司机停止割煤，并将支架操作手把打回零位，等检查处理后，方可开机割煤。5、放顶煤（1）放煤步距及初次放煤距离放煤步距放煤步距经验公式：d=0.15h式中：d放煤步距，m h放煤高度，取3.8m经计算，d=0.15h=0.153.8=0.57m经实践证明，放顶煤步距为采煤机截煤深度的整数倍时，既可简化采煤工艺，方便作业，又可提高工作面回采率，降低含矸率，结合矿井上一个放顶煤工作面开采经验，设计确定15101工作面放煤步距为0.5m，即采用割1刀放1次顶煤。初次放煤距离放顶煤工作面回采之初，为防止老顶突然来压对工作面造成威胁，结合上一工作面开采经验，设计确定初次放煤距离为20m（实际生产中根据实际情况待定），即在初采20m以内，工作面只割底煤不放顶煤，直到初次来压后，再开始放顶煤。（2）放煤方式采用单轮间隔放煤方法，具体操作方法为隔一放一，单口放煤，即先放1、3、5架，再放2、4架，放完2、4架，再放5、7、9架，放完5、7、9架，再放6、8架，依次类推。（3）放煤操作收回小插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证顶煤落入后刮板输送机中，可多次反复收尾梁，使大炭破碎，放煤结束后起尾梁，伸出小插板，对后部刮板输送机进行遮掩。另外，当放煤口出现1/3矸石时，即停止放煤。6、推后部刮板输送机放顶煤结束后，再推后部刮板输送机，其操作方法同前部刮板输送机。采煤工艺详见采煤方法图。三、回采工作面顶板管理及支护15#煤层工作面顶板采用自然垮落法管理顶板。1、工作面支架布置形式工作面共布置52架ZF3000-16/24B型液压支架支护顶板，ZFG3200-16/24B型过渡液压支架2架。支架中心距1500mm，最大控顶距为4.28m，最小控顶距为3.68m，端面距为0.3m，拉架、推移刮板输送机均为本架操作。2、工作面端头支护 工作面端头采用3.8m型对梁交替配DW25-/25/100型单体液压支柱联合支护，支护时必须是一梁四柱迈步式支护，与顺槽超前支护支架间隙不大于0.5m，每对型梁间距不大于300mm，上下端头应在切顶排的顶梁末端处支设一排密集柱，柱距为300mm。3、工作面超前支护结合上一个工作面开采经验，设计确定工作面超前支护距离为30m，即超前支护范围为工作面煤壁线向外30m，采用两趟3.8m长的型钢梁组成顺巷抬棚交错迈步支护，一梁四柱顺巷抬棚。单体柱要打成一条直线，必须迎山有力，升紧打牢。如果顺槽煤柱侧压力加大时，每架进度棚下加支一根单体液压支柱。4、工作面顶板压力观测矿井工作面现装备YTL60-1A型圆图压力记录仪，其安设方法：本工作面共布置四个测站，即在工作面10#架、20#架、30#架、40#架各设一个测站，每个支架安设一块圆图仪，监测支架的立柱工作阻力情况。圆图仪的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员负责，发现矿压显现异常要及时向生产技术室和队值班室汇报，并协助采取相应处理措施。第四章 矿井通风一、通风现状矿井采用中央并列式通风方式，通风方法为机械抽出式。全矿井通风系统由三个井筒组成，即一个主斜井（进风井）、一个副斜井，一个回风斜井，均位于工业场地内，现主要通风机BDK54-6-No31型轴流式通风机两台，配套电机为YBFe250M-6型，功率为2160KW，矿井总进风5000m3/min，其中主斜井进风3200 m3/min，副斜井进风1800 m3/min，总排风量5200m3/min。采掘工作面均采用独立通风。回采工作面通风采用“U”型通风方式；掘进工作面通风采用机械压入式通风方式，配备FBD6.0型局部通风机。15101工作面采用一进两回的通风方式，即工作面西侧布置一条进风巷，东侧布置两条回风巷，其中瓦斯尾巷为内错式布置，三条巷道均采用钢梁铁棚支护。新鲜风流由采区运输巷和轨道巷15101运输顺槽工作面15101回风顺槽采区回风巷。根据矿井2008年瓦斯鉴定资料，15#煤相对瓦斯涌出量为3.33m3/t；绝对涌出量为0.61m3/min。属低瓦斯矿井。二、瓦斯涌出量1、回采工作面瓦斯涌出量预测计算公式：Q绝=Kq相T/(6024)式中：Q绝矿井绝对瓦斯涌出量，m3/min. K瓦斯涌出不均匀系数，取1.1q相相对瓦斯涌出量，3.33m3/t T全矿井日产量，取3000tQ绝=1.13.333000/(6024)=7.6m3/min 经计算，达到设计生产能力时，矿井绝对瓦斯涌出量为7.6m3/min，按回采工作面瓦斯涌出量占全矿井瓦斯涌出量的80%计，则回采工作面绝对瓦斯涌出量6.1m3/min。二、通风能力计算：1、矿井通风能力核定该矿为低瓦斯矿井，生产能力900kt/a，矿井通风能力按总体核算法进行计算：953kt/a式中 P矿井通风能力，万t/a；矿井总进风量，5200m3/min；q吨煤配风量，1.5m3/t；k综合系数，取1.2。2、回采工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K采通=1006.11.6=976m3/min式中：q采回采工作面风排瓦斯涌出量,q采=6.1m3/minK采通回采工作面通风系数，1.6工作面通风系统（2）按工作面温度计算Q采=60VSK采通式中：Q采工作面供风量；m3/min V 工作面风速 取1.5m/s S工作面平均断面积 取8.8m2K采通回采工作面通风系数，1.2Q采=601.58.81.2=729 m3/min（3）按采煤工作面同时作业人数计算Q采=4N=426=104m3/min式中：N采煤工作面同时作业人数，取40人以上3种办法比较取大值，15101回采工作面风量取976m3/min。（4）风量分配结合各顺槽巷道断面大小，设计确定运输顺槽1500m3/min，回风顺槽1520m3/min。（5）、采煤工作面风速校验：采煤工作面风速校验600.25S=600.258.8=132m3/min1500m3/min604S=6048.8=2112m3/min850m3/min式中：S采采煤工作面平均断面积，S采=8.8m2采煤工作面风速小于4m/s，大于0.25m/s，符合规程要求。3、掘进工作面风量计算：（1）、按人员算：Q人=4N=414=56m3/min（2）、按沼气涌出量算：Q涌=N沼/CK=1.5/1%2=300m3/min（3）、按炸药消砂量算：Q炸=25A=256.4=160m3/min（4）、按局扇风机吸风量算：Q局=2300=600m3/min风速核验：VQ=600/7.5=80m/min=1.33m/s由于0.251.334，故风量采用大于600m3/min的配风合适。设计配风1000m3/min。4、硐室需要风量井下其它机电硐室均设在进风风流中，深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m且无瓦斯涌出的硐室，采用扩散通风。硐室需要风量按300m3/min考虑。5、其它巷道需要风量计算矿井其它巷道用风量按500m3/min考虑。6、矿井总需风量Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通=(1500+1000+300+500)1.2=3660m3/min取3660m3/min， 即61m3/s本矿通风系统满足要求。8、回采工作面瓦斯抽放系统矿井为低瓦斯矿井，目前达不到瓦斯抽放条件，暂不进行回采工作面瓦斯抽放设计。 三、通风网络解算及总阻力矿井通风阻力按下式计算： LPQ2h= h局 S3式中，h矿井通风总阻力 Pa井巷摩擦阻力系数 Ns2/m4L井巷长度 mP井巷周长 mS井巷净断面 m2Q通过井巷的风量 m3/s选择矿井达到设计产量后，按矿井通风容易时期及困难时期进行通风阻力计算。经计算，矿井通风容易时期阻力为1050Pa，困难时期最大阻力为2276.8 Pa。矿井通风负压计算详见表2-2-1四、矿井等积孔计算矿井等积孔采用下式计算：A=1.19Q/h1/2式中：A等积孔，m2；Q风量，m3/s； h风压，mmH2O。则矿井通风容易时期等积孔为：A大=1.19Q/（H小）1/2 =3.1m2 矿井通风困难时期等积孔为：A小=1.19Q/（H大）1/2 =2.1m2从等积孔大小可看出，该矿井通风容易时期及困难时期为中等阻力矿井。矿井通风容易时期阻力计算表表2-2-1（1）序 号井 巷名 称支架性质10-4Ns2/m4P(m)L(m)S(m2)Q(m3/s)H(Pa)V(m/s)1主斜井碹809.605207.520132.22.672副斜井碹809.605207.524150.33.223井底车场碹8011.14508.624011.14.644运输大巷碹809.902506.3838110.15.965运输顺槽铁棚1509.692205.391890.22.976回采工作面综采支架45010.268061832.82.677回风顺槽铁棚1509.691905.391373.32.978回风大巷碹809.902206.383896.95.969回风大巷碹809.901206.383852.85.9610回风井筒碹809.604507.547163.36.26计913附加风阻15%137合 计1050矿井通风困难时期阻力计算表表2-2-1（2）序 号井 巷名 称支架性质10-4N.s2/m4P(m)L(m)S(m2)Q(m3/s)H(Pa)V(m/s)1主斜井碹809.605207.520132.22.672副斜井碹809.605207.524150.33.223井底车场碹8011.14308.62406.74.644运输大巷碹809.904506.3838198.25.965运输大巷碹8011.146208.6220124.64.416运输大巷碹15011.8010007.9220514.54.807运输顺槽铁棚1509.695405.391847.52.978回