柳林县陈家湾乡煤矿

1、.：.；柳林县陈家湾乡煤矿采煤方法改革设计说 明 书 消费才干：300Kt/a所 长：刘栓亮总 工：刘俊保工程担任人：王建生吕梁地域煤炭设计研讨所二00五年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答应证 号1400000523井田面积2.0978(km2)同意开采煤层9#消费规模9万吨/年消费答应证 号X040807041Y2G2井田面积2.0978(km2)开采煤层9#消费才干9万吨/年原消费能 力9万吨/年采改后消费才干30万吨/年保有地质储 量1201可采储量705.6效力年限16.8年矿井开辟采改前竖井-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

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井田开辟平面图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 言按照停产整顿复产验收要求，坚持“提高一批、规范一批、封锁一批的原那么，坚决遏制重特大事故的发生，矿方为合理规划，正规开采，实现规模化消费，建成规模型、效益型、系统型的企业，委托我所编制采

3、煤方法改革设计方案。一、编制根据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200428号。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、设计的指点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、平安消费为中心，以促进区域经济的开展为目的，以矿井资源条件、开发条件为根底，以市场需求为导向，本着“规范设计，正规开采，提高效率，改善矿井平安情况的原那么，为矿井平安高效消费发明良好的条件，力争使该矿改造工程到达工程量省、投资少、工期短、见效快的目的，经过采煤方法改革把煤矿建立成用人少、效率高、本钱低、环境效益好的环保型企业

4、。三、设计的主要内容1、根据政策，取缔井下防爆三轮车运输的历史，改造井下运输系统。2、进展采煤方法改革的设计，减少资源浪费，解放消费力。3、本着“整体规划，正规开采，重点设计的原那么，以“一矿、一井、一采、两掘为出发点进展设计。4、利用已开凿的主斜井已根本临近煤层，后期调整运输和通风系统。第一章 矿井根本情况一、地理概略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

5、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、企业概略该矿于1988年经山西省煤炭资源委员会晋煤资字1988第237号同意筹建，2000年投产，属乡办集体企业。同意井田面积2.0978km2，同意开采9#煤层，采矿答应证号1400000523，消费规模30万吨/年。消费答应证号X040807041Y2G2，核准消费才干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，保有地质储量1201万吨，可采储量705.6万吨，消费才干按30万吨/年计算，效力年限16.8年。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

6、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留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，现表达如下：山西组P1S山西组以陆相堆积为主的含煤堆积，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51.8m。本组从堆积特征来看，构成于海退过程中，聚煤作用发生于海退呵斥的滨海三角洲

7、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，而石灰岩那么不发育。底部的中粗粒砂岩为山西组和太原组的分界限，该砂岩厚度普通为2.909.89m，平均为7.64m，砂岩为中粒构造，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，本段主要了育有三层煤层8上、8下、9号煤和灰岩、泥岩。上段：从L3灰岩底界至L3砂岩底界，厚底为24.25-65.68m，平均为44.96m。岩性为石灰岩、泥

8、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一样，表现为黑色，条痕为棕黑色、褐黑色，玻璃和强玻璃光泽，硬度普通为23，有一定韧性，参差状、阶梯状断口，内主裂隙发育。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，线理状构造，层状构造，其次为均一状构造。块状构造。各层煤的显微煤岩组分以有机驵分为主，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

9、厚度18下号煤层：平均厚度0.69m，为部分可采；8下号煤层平均厚度1.06m，为全区部分可采煤层。29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

10、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

11、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，设计消费才干为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。根据煤炭科学研讨院西安分院物理化测试中心提供的检验报告，该矿如今开采

12、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，在今后的消费过程中，就加强防尘防爆措施，及时处置好浮煤和粉尘，严厉控制风流、风速，并进展洒水防尘，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18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，为构造简单，层位部分较稳定的可采煤层。煤层顶板为灰岩，底板为泥岩。29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,

13、厚0.1-0.36m，为构造较简单、层位稳定的全区可采煤层。烧层顶板为泥岩，底板亦为泥岩。第三章 矿井现状开辟开采系统据矿井资料及实践情况，现采用立井开辟，单一程度布置，井筒特征如下表：井筒称号开辟方式井口坐标井口高程坡度深度井筒规格断面支护方式用途主井立井X4783.669Y19498513.402929.24390762.86.15料石砌碹提煤进风副井立井X4760.751Y19498612.757929.77990。742.54.9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，由于历史缘由，前期开掘巷道布置不合理，且变曲严重，矿井现布轩一个90米长壁式任

14、务面，采高2.2米，采用放炮落煤，刮板保送机运输，金属支柱配合梁支护顶板，布置两个掘进任务面，采用爆破配合手镐落煤，刮板运输，锚网支护，掘进苍道，上宽3.1米，下宽2.9米，采高2.8米。二通风系统矿井通风方式为中央列式，通风方法抽出式，回风立井井口，安装BK544NO11型轴流式风机两台，一台任务，一台备用，配套功率30kw，电压等级380V，矿井通风阻力为55mmH2O，方案风量1025m3/min，实测风量1148 m3/min，掘进任务面安装YBT412型部分通风机两台，功率5.5KW。三提升系统主立井担负矿井提煤、进风义务，井口安装JTP1.2提升绞车，并装设各大维护，提升采用2吨箕

15、斗，提升才干为30T/h。副立井担负矿井提人、下料、回风义务，井口安装JTP JTP1.2提升绞车，各大维护安装齐全可靠，提升采用下X500 四运输系统任务面放炮落煤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。五拱电系统该矿现运转主电源自青龙110KV变电站，东川10KV支线安半变压器两台，一台型号为S9250/10、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u1000

16、370116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,通风机和各辅助设备用电。另一回路为陈家湾35KV变电站10KV专线、矿方自备电源一发电机组，两台容量分别250KW、100KW，250KW发电机给供井上主要消费设备，250KW发电机给以配电室WZG1400/0.4/0.69隔离变压器升压器升压后专供井下用电。六给排水系统该矿井上下、消费、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，井口修筑静压洒水池，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，一台任务，一台备用，二

17、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展排洪。七地面消费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、设备资料库、炸药库、配电所、绞车房等消费、生活设备，目前，部分工程已完善，部分工程仍在施工中，可望年内全部投入运用。八防尘洒水系统九监控系统第四章 矿井环节才干核定及配套改造第一节 矿井环节才干核定根据2004年矿井消费情况，各环节才干核定如下：一、主提升才干提升绞车型号 JTP1.2 卷筒

18、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吨那么A=330163600QTK104 =33016360022401.2104 =13.2万吨/年经计算矿井提升才干为12万吨/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、通风才干主要通风机为：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 =Q3509K104 =126035021.25104 =17.64万吨/年经计算矿井通风才干为17.64万

19、吨/年式中：A年通风才干 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、排水才干主排水泵型号 2DA89 功率13KW扬程 90米 流量10.8 m3/h正常涌水量 5 m3/h那么A=Bn20330An104 =10.8203301.15104 =6.19万吨/年式中：An排正常涌水才干 万吨/年 Bn任务泵小时排水才干 m3/h An平均日产吨煤所需排正常涌水量 m3/h经计算矿井排水才干为6.19万吨/年。四、井下运输才干现井下为刮板、皮带运输。40型刮板运输才干为：150T/h650皮带运输才干为：200T/h那么井下年运输才干为：

20、15010330=49.5万吨/年20010330=66万吨/年那么井下年消费运输才干为49.5万吨/年五、供电才干该矿井上供电容量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。远远不能满足平安消费的要求，急需调整和处理供电才干以及双回路电源。第二节 矿井环节配套改造该矿现消费才干为9万吨/年，消费系统布置极不合理

21、，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，该矿为改善矿井平安消费条件，提高矿井抗灾才干，正在进展消费系统调整的技改扩建工程。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、消费系统矿井立井箕斗提升，严重制约着消费才干的提高和提升系统的平安保证，根据矿井改扩建规划及同意文件开凿一新主斜井，井口坐标为：x=4758，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，安装胶带保送机与检修轨道进展出煤、运输大型资料；现主立井调整为付立井，用于提升小型资料及人员，现付立井调整为公用回风井，以改善矿井各消费环节才

22、干。二、通风系统经核定现有通风才干虽能满足消费要求，但由于巷道的延伸，通风阻力不断添加，加之技改扩建的需求，为严厉执行“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，一台任务，一台备用。三、运输系统该矿现采煤任务面为前期构成的80m长壁式炮采任务面，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，结合该矿的实践情况，设计如下方案：1、该矿如今南下山继续向下开辟，东、西翼都为实体煤，在开辟巷以西块段开掘顺槽，布置一个正规高档长壁式任务面，根据采区布置，命名为9110任务面，任务面顺

23、槽长460m，任务面长100m，下山开辟至9110顺槽口开掘顺槽，采用双巷掘进方式开掘，两顺槽曾经构成，已翻开。2、现新开一斜井，改动运输系统。任务面落煤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方案3、井筒倾角：=17二、根据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/s451043001

24、4三、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该皮带机功率运输才干，能满足消费要求。四、供电系统1、供电电源

25、经核定，矿井现有井下供电电源远远不能满足平安消费需求，且该矿井属单电源供电，不符平安评价要求，根据矿方的整体规划，在处理矿井双回路、双电源的同时，为保证高档普采任务面的用电负荷，方案高压下井，以满足采煤任务面的需求。为处理该矿的双回路供电，根据矿方恳求，电力部门的整体规划，该矿的双回路供电方案为：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；从而构成双回路供电。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

26、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，一台任务，一台备用。3、井下供配电根据矿井井下开辟布置及负荷情况，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回路电源同时任务，互为备用，即当任一回路电源停顿供电时，另一回路电源仍能保证井下全部设备的正常运转。根据矿井井下负荷情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，一台运用，一台备用，电压等级均为

27、660V。井下负荷统计设备称号规格型号功率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掘进胶带保送机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-252516

28、60栈桥皮带DTL800/30301660总计667地面负荷统计设备称号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 井田开辟有采区布置一、井田布置原那么1、设计充分思索井巷及车场方式，充分利用现有的井巷工程，合理确定开辟方式、程度采区布置。2、根据矿井现有巷道的实践情况，充分利用，减小工程量，节省工期，以最快速度、最短工期进展各系统

29、环节改造。3、严厉执行尽量结合地方煤矿的消费实践，到达投资小、见效快、效益高的目的。二、开辟方案选择该矿井现采用斜竖混合式开辟，主立井垂深76m，直径2.8m，净断面6.15m2，担负提煤，进风义务；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、回风义务，为矿井平安出口之一。因主立井断面小，提升才干有限，制约着该矿井的消费才干。为了实现机械运输，提高运输才干，保证运输平安，顺应国家的平安情势，矿方在矿区重新布置开辟一新斜井，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

30、17，为公用提升进风井。见煤后，修筑300T煤仓，中央变电所、中央水仓及水泵房。三、采区预备任务面设计一采区特征为“设计规范、正规开采、提高效益、改善矿井平安情况，在预备9110任务面的同时，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，思索到后期的整体规划，设计首先开采采区西翼9#煤层，该块倾斜长度400余米，每个任务面特征如下：1、主采煤层： 9#2、煤层可采厚度： 4.5m3、层煤倾角： 364、任务面走向长度： 420m5、任务面倾向长度： 160m6、可采储量： 27.6万吨7、任务面效力年限： 1年二回采任务面长度及消费才干设计该采区布置4个任务面，严

31、厉按照“一采两掘“的规定，消费时布置一个回采任务面两个掘进任务面，运输系统改造调整后，配备该任务面。任务面长100m，开邦高2.2m，放顶煤高度2.3m，顺槽长度420m。回采任务面消费才干按下式计算：A=330Lh1C1h2C2rab式中：A任务面消费才干 Kt/a 330任务面年任务日 d L任务面长度 110m h1任务面开邦高 2.2m C1回采率 95% r煤的容重 1.4t/m3 a循环进度 0.8m b日循环数 取2经计算：A=292Kt/a经计算掘进任务面消费才干24 Kt/a，采掘任务面消费才干合计为316 Kt/a，完全可以满足设计消费要求。四、接替采区布置设计接替采区位于

32、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，设计布置一个高档任务面，二个掘进任务面，采煤方法为走向壁式任务面，MGZ200-W1采煤机落煤，刮板转载机，胶带保送机运输，ZWMX2200/17/14F放顶煤液压迈步支架支护顶板。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，胶带保送机，担负进风及原煤运输义务。待9110任务面采完后，布置在9201任务面接替。第二节 采煤方法一、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

33、合实践情况，9110任务面采用高档普采的方式，开邦高2.2m，放顶煤高度2.3m，确定为走向长壁，采的方式进展采煤任务，配备9110回采任务面时，采用ZWNMX/2200/17/14放顶煤液压迈步支架放顶煤，一次采全高4.5m。二、回采工艺任务面采用走向长壁高档普采放顶煤采煤法，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，采煤比例为11。1、任务制度回采任务面任务制度为“三八制，每天二班消费，一班检修，一天两循环，循环进度0.6m，放顶步距0.6m。2、顶板管理任务面采用高档普采放顶煤的采煤方法，MG200-W型双滚筒采煤

34、落煤截深0.6m，放顶步距0.6m，支护采用网格式液压迈步支架支护顶板，型号为ZWMX/2200/17/24F。支架初撑力为1545KN，任务阻力为2200KN，随任务面的推进，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米推移前部保送机，保送机弯曲段长度15-20m，推移0.6m，随后逐架移架。移架后每5架进展放顶煤，依次进展，放煤口出现1/3矸石即停顿放煤。放完顶煤后，移后部保送机。然后检查收工。3、采空区处置因该矿的伪顶和直接顶为泥岩，较松软，随采随落，不用采取强迫放顶措施。采空区采用自然垮落充填。4、回采工艺回采

35、工艺：机组端头斜切进刀采煤机割煤铺网伸前探梁移前部保送机移架放顶煤前部保送机采煤机机尾预备进刀。三、任务面采煤、装煤、运煤方式及设备选型任务面采用MG200-W采煤机采煤，网格式液压迈步支架放顶煤，任务面煤头安装SGB-620/40刮板机运煤，后部落山安装SGB-620/40刮板机进展顶煤运输，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，资料顺槽安装JD-37KW无极绳绞车，铺设道轨利用矿车进展，铺助用料、出矸。第三节 采区设备配备一、回采任务面采区布置一个走向长壁高档普采任务面，回采任务面配备设备如下：网格式支架 ZWMX2200/17/24 95架

36、含备用采煤机 MG200-W 1台单体液压支柱 DZ28-25/100 100根含备用刮板保送机前部 SGB-620/40 1部刮板保送机后部 SGB-620/40 1部兀型钢梁 DFCC-2600 48根含备用兀型钢梁 DFCC-3200 20根小水泵 2BA-6 1台转载刮板机 SZB-730/75 1部胶带保送机 SSJ-800/275 1部乳化液泵 MRB-125/31.5 1台无极绳绞车 JD-37KW 1台二、掘进任务面1、采区内布置二个顺槽掘进任务面，任务面设备配合如下：局扇 YBT41-2B 3台一台备用刮板保送机 SGB-420/30 2部小水泵 2BA-6 1台煤电钻 MZ

37、-1.2 2台煤电钻综保 BZZ-4.0 2部可伸缩胶带保送机 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任务面采用人工打眼，放炮落煤，人力平车配合刮板保送机转载运煤，顺槽内铺设胶带保送机，任务面呈梯形断面，上宽3.1m，下宽2.9m，采用锚网支护，每0.8m一架。3、巷道掘进目的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，那么每月两条顺槽掘进目的为：322.525=375m假设容重按1.4计算，那么每月的掘进煤量为：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、

38、回采任务面风量计算1按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K =1000.11.5 =15m3/min式中：q采回采任务面瓦斯绝对涌出量0.1 m3/min K 回采任务面通风系数取1.52按人数计算 Q采 =4N=450=200 m3/min式中N回采任务面同时任务的最多人数50人。3按回采任务面气候条件计算 Q采 =60V采S采 =601.07.48 =448.8 m3/min式中：V采与回采任务面温度相宜的风速为1.0m/s。 S采回采任务面平均断面积为7.48m2。上述计算取最大值，故回采任务面的配风量，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=7.92

39、m2 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 m/sV小=Q/S大=448.87.92=56.67m3/min=0.94m/s 0.25m/s风速符合规定2、掘进任务面风量计算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掘掘进任务面瓦斯绝对涌出量 0.12m3/min K掘通掘进任务面通风系数 取1.5(2)按人数计算Q掘 =4N=412 =48 m3/min式中：N掘进任务面同时任务的最多人数12人.(3)按局扇的实践吸风量计算，两个掘进任务面各配备一台YBT412型5

40、.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，掘进任务面风量为：Q掘 =200+0.25608.4 =326m3/min =5.4m3/SQ掘=3262=652 m3/min风速计算：3268.4=38.8 m3/min=0.65 m/s 0.25 m/s0.64 m/s4m/s风速满足要求。3、硐室风量计算变电室100m3/min水仓100 m3/minQ硐=200m3/min 4、其它风量计算Q其它=Q采+Q掘+Q硐10% =448.8+652+20010%=130.08m3/min 5、矿井总进风量Q矿=Q采+Q掘+Q硐+Q其它K矿

41、通 =448.8+652+200+130.081.25=1788.6m3/min =29.81m3/s二、矿井通风阻力计算摩擦阻力按下式计算：aLpQ2S3H摩=式中：H摩矿井摩擦阻力 mmH2Oa摩擦阻力系数 kgs2/m4 L井巷长度 m P井巷净周长 m S井巷净断面积 m2 Q通风井巷风量 m3/s总阻力按下式计算：h阻=h摩h局 = h摩115% =1.15 h摩经计算，矿井通风容易时期及困难时期的通风阻力分别为：h易=41.02mmH2O=401.9Pah难=54.71mmH2O=536.2Pahmin三、等级孔容易时期 A易=0.38Q/41.02 =0.3827.61/ =1.

42、64m2hmax困难时期 A难=0.38Q/54.71 =0.3827.61/ =1.42m2通风属中等容易程度主通风机选型一、根据工程设计证书：043026-Sb1、矿井总进风量：Q矿=4.60m3/min=22.57m3/s2、矿井通风容量时期及困难时期的通风阻力：h易=41.02mmH2O=401.9Pah难=54.71mmH2O=536.2Pa 3、主扇风机：BK54-4-NO11二、采改后，主通风机选型： 1、 主扇风机：BDK618-6-NO17 2、电机功率：75KW 3、风量范围：1762m3/s 4、风压范围：2203087Pa三、主扇风机2台。劳动组织表序号工种人员编制维修

43、班小计早班中班1带班长11132平安员1123采煤机司机33394支架工554145端头维护工2246铺网工1127碎煤工1128放煤工4489电工223710刮板司机332811泵站工111312检修工6613技术员11214运料工224合计27272074第六章 平安技术措施一、危害平安消费要素分析危害平安消费的要素主要包括地质构造、岩石力学条件、水文地质条件，煤层性质、气候地震等自然灾祸要素，同时还有消费过程中的通风、排水、供电等人为要素。二、预防措施一预防瓦斯爆炸措施1、通风是防止瓦斯积聚行之有效的方法，必需加强矿井通风管理，保证通风有效、稳定和延续不断，使采掘任务面和消费巷道中瓦斯浓

44、度严厉控制在允许的范围之内，消费中应留意防止并及时处置部分瓦斯积聚，如低风速巷道顶板附近、顶板冒落空项处及盲巷等处的瓦斯。2、该矿为低瓦斯矿井，在消费中一定要加强测风、通风、防漏风任务，防止瓦斯积聚，发生爆炸和熄灭事故。3、建立健全瓦斯检查制度，由专人担任每天每班对瓦斯进展检测并记录，严厉执行“一炮三检制度，瓦斯超限时，矿方应采取相应措施将瓦斯浓度降下来。4、严厉控制和管理消费中可以引火的热源，绝对制止明火。5、已报废的回采任务面和巷道，要及时封堵密闭，以防残留瓦斯涌入消费巷道，同时加强盲巷管理。6、地移交消费前对现有风机做一次全面性测试。7、本次设计对该矿配备一套平安监测设备。二防尘措施1、为了防治煤尘，设置井下静压洒水系统。主管路采用了3无缝钢管，分支管路分别采用2、1.5、1无缝钢管。按洒