平工院煤矿采区设计案例：平煤某矿采区设计

目录第一篇采区设计第一章矿井地质概况------------------------------------------1第一节矿井概况---------------------------------------------1第二节煤层特征及地质构-----------------------------------2第二章一水平基本情况---------------------------------------3第一节概述-------------------------------------------------3第二节一水平各生产环节描述-----------------------------5第三章二水平基本情况---------------------------------------8第一节概述------------------------------------------------8第二节二水平各生产环节描述-----------------------------9第四章设计采区概况------------------------------------------11第一节庚一采区的范围及井上下情况--------------------11第二节庚一采区地质构造-----------------------------------12第三节煤层赋存、煤质及储量-----------------------------12第四节煤层顶底板特征--------------------------------------14第五节其它开采技术条件-----------------------------------14第五章采区开拓方案及巷道布置---------------------------17第一节庚一采区开拓方案选择-----------------------------17第二节巷道布置-----------------------------------------------22第六章采区生产能力、服务年限及采掘关系------------24第一节采区生产能力及服务年限--------------------------24第二节采掘关系----------------------------------------------24第七章采煤方法、采面装备及采区生产能力核算-----25第一节采煤方法及采在布置-------------------------------25第二节采面装备----------------------------------------------25第三节采区生产能力核算----------------------------------26第八章通风方案选择-----------------------------------------27第一节二水平通风概况-------------------------------------27第二节通风方案选择----------------------------------------27第九章采区运输-----------------------------------------------31第一节煤炭运输----------------------------------------------31第二节辅助运输----------------------------------------------31第三节采区主胶带运输机选型计算----------------------37第十章采区排水----------------------------------------------42第十一章庚一采区供电----------------------------------------44第十二章采区压风与供水-------------------------------------45第十三章采区开拓工程排队----------------------------------45第十四章庚一采区投资估算及收益-------------------------45第十五章采区主要技术经济指标-----------------------------53第二篇安全专篇第一章矿井通风-----------------------------------------------55第一节概况---------------------------------------------------55第二节矿井风量和负压-------------------------------------56第三节庚一采区投产后通风能力分析-------------------56第二章瓦斯灾害防治------------------------------------------57第一节概述----------------------------------------------------57第二节防止瓦斯积聚的技术措施--------------------------58第三节预防瓦斯爆炸的技术措施--------------------------62第三章粉尘危害防治------------------------------------------65第一节综合防尘设计----------------------------------------65第二节减少煤尘产生、防止浮游煤层尘飞-------------69第三节防止沉积煤尘重新飞扬并参与爆炸的技术措施----------------------------------------------69第四节防止产生引爆火源----------------------------------70第五节防止煤尘爆炸事故扩大的措施-------------------70第四章防灭火及灌浆-----------------------------------------71第一节灌浆系统设计----------------------------------------71第二节庚一采区内因火灾防治措施----------------------72第三节庚一采区外因火灾防治及装备-------------------73第五章防治水--------------------------------------------------81第一节庚一采区水文安全条件分析----------------------81第二节庚一采区排水能力----------------------------------81第三节矿井排水能力----------------------------------------84第四节防治水建议及措施----------------------------------85第六章其它灾害的防治--------------------------------------87第一节顶板灾害的防治-------------------------------------87第二节提升运输事故防治措施及装备-------------------88第三节电气事故防治措施及装备-------------------------90第七章安全监测监控设计------------------------------------92第一节概述-----------------------------------------------------92第二节监测地点的确定--------------------------------------93第三节庚一采区各类传感器装备--------------------------94第四节安全监测监控和传输设备选择--------------------95第五节安全监测监控系统运行可靠性分析--------------96前言**矿于五八年投产，原设计生产能力60万吨/年，经多次技术改造和生产布局优化调整，年生产能力已达260万吨以上，成为集团公司主力骨干矿井之一。因此**矿的稳产对集团公司的持续发展和经济效益的提高起着重要作用。目前，全矿共有一水平丁九、戊九和二水平己一东翼、己三四个采区生产，其中丁九采区剩余4个工作面，圈定储量320.4万吨，由于受戊九采区戊8—19190面采动影响，3个工作面暂时无法回采。为了稳定全矿产量，根据**矿各煤层开采情况，考虑庚组煤煤质需和丁、戊组煤配采，经请示集团公司，同意**矿开采庚组煤，并将庚一采区作为丁九采区的接替采区。此次设计主要内容即是庚一采区设计。**矿庚一采区东到一、二矿井田技术边界，西、南至三、**矿井田技术边界，北至工业广场北部煤柱线。全区走向长2000m，倾斜长1150m，面积2.3Km2，地面标高+180～+407m，回采标高－280m～－450m，回采深度460～825m，主采庚20煤层。在此范围内,工业储量650.9万吨，可采储量190万吨。根椐地质部门提供的资料，庚一采区属低瓦斯采区，通过通风网络解算，经多个方案的经济技术比较，庚一采区按两条下山开拓，一条皮带下山，一条轨道下山，轨道和皮带下山均位于庚20煤层中，皮带下山进风，轨道下山回风。庚一采区总开拓工程量3200m，其中，煤巷2280m，岩巷920m。共布置4个工作面，工作面走向长900多米，采长200米。按**矿生产接替要求，庚一采区首采面必须在2005年3月移交投产，尽管庚一采区开拓工程量较少，要保证生产正常接替，工期已较为紧张，因此庚一采区工程必须及早开工。基于此，现将庚一采区设计呈报，垂盼公司领导及有关处室尽早批复，以便工程及早动工。**矿二00四年十月二日设计图纸目录1、庚一采区开拓方案一平面图1∶20002、庚一采区开拓方案一剖面图1∶20003、庚一采区开拓方案二平面图1∶20004、庚一采区开拓方案二剖面图1∶20005、庚一采区巷道布置、储量圈定平面图1∶20006、庚一采区首采面布置图1∶20007、庚一采区煤、矸、料及行人综和能力图1∶20008、庚一采区机械设备配备图1∶20009、庚一采区通风系统图（容易时期）1∶200010、庚一采区通风系统图（困难时期）1∶200011、庚一采区供电系统示意图12、庚一采区通讯系统示意图13、庚一采区安全监测系统图1∶200014、庚一采区灌浆系统图1∶200015、工作面灌浆系统示意图16、庚一采区避灾路线图1∶2000第一篇采区设计第一章矿井地质概况第一节矿井概况一、交通位置**矿位于平顶山矿区中部，距市中心约6Km。矿区有专用铁路与国铁孟平、焦枝线相连，公路四通八达，交通十分便利。二、自然地理区内为低山丘岭地形，地面标高+160～+400m之间，最高点擂鼓台和井田外的龙山、落凫山、平顶山呈近东西方向分布，形成沙河与汝河的自然分水岭，区内无常年性河流，仅有一些垂直于地层走向的冲沟，雨季有水、旱季断流。三、气象据平顶山气象站资料，平顶山地区平均年降雨量为810.8mm，雨季一般在6～9月份，年蒸发量为960.8～1361.5mm。干旱指数在1.5以上，属干旱性大陆季风气候，平均绝对湿度为13.5mb，平均相对湿度为67%，年平均气温150C，最高气温为42.60C(1960年8月19日),最低气温－15.30C(1958年元月16日)。从12月至来年2月气温最低,风向多为北西和北东方向，以北西方向风速最大，可达24m/s，相当于九级大风，降雪时间一般在11月至来年3月，最大积雪厚度30cm,历年最早初冻时间为10月4日(1962年)，最晚解冻时间为4月18日(1962年)；冻土最大深度为22cm。第二节煤层特征及地质构造一、煤层特征区内煤层分别贮藏于石炭系太原群，二迭系山西组及上下石盒子组,煤系地层总厚度780m，共含煤7组数十层，其中可采煤层自上而下分别为:丁5、丁6(或丁56合层)，戊8、戊9、戊10(或戊910合层)，己15、己16、己17(或己1617合层)，庚20煤层，共9层，总厚度16.7～19m。丙3、丁4局部达可采厚度，只有浅部由小煤窖开采。煤的变质程度随深度增加而增加，炭化程度逐渐增高，灰分、挥发分逐渐减少；从煤质牌号来分，丁、戊组煤为动力用煤，己组煤为炼焦用煤，庚组煤因含硫量高为非炼焦煤。下面将本次设计所涉及的庚组煤介绍如下:庚20煤层:庚20煤层属较稳定煤层，煤层厚度一般为0.5～2.5m，平均厚度1.8m，煤层倾角60~170，平均120。庚20煤层上距己1617煤层46.29～65.14m，平均51.9m。二、地质构造本井田位于平顶山煤田李口集向斜之西南翼，诸葛庙背斜的东北翼，基本上是一个走向北西，倾向北东，倾角平缓的单斜构造。在一水平开采的范围内，根据开采过程中实际揭露的地质构造,丁戊组煤层中落差大于10m的断层仅二条，常见断层落差一般不超过5m，其中在丁七采区下山揭露的F1号正断层为最大，落差为28m，走向近北，倾角530。一水平中一般戊组煤中断层比丁组多，落差也比丁组大。从二水平回采期间揭露的地质资料看，二水平近走向断层较多，二水平的断层比一水平多，落差也比一水平大，其中已一采区上部揭露的F5号正断层和F9号逆断层，落差分别达到34m和26m。第二章一水平基本情况第一节概述**矿一水平原由武汉设计院设计，于1955年11月开始兴建，1958年8月建成投产，设计生产能力60万吨/年，一水平井底标高±0m。1975年开始对矿井进行环节改造，更换了一水平主井绞车及箕斗，井底增加了三个缓冲煤仓，扩大了一水平下边界，将大巷的列车运输方式全部改为皮带化运输。现在一水平的年生产能力约在120万吨/年左右。原设计一水平开发范围为：东以36勘探线与一矿为界，西以42勘探线西70m与六矿相邻，南至煤层风化带，北至－100m煤层底板等高线。75年对矿井改造时将一水平丁戊组下边界扩大到－265m标高，82年又将一水平丁戊组下边界扩大到－450m标高，96年又将丁、戊组煤下边界扩大到－520m标高。一水平只开采丁、戊两个煤组、五个煤层。在上述范围内截止2003年底剩余工业储量2530万吨，其中丁九采区585.4万吨、戊九采区1944.6万吨；可采储量1747.6万吨，其中丁九采区377.9万吨，戊九采区1369.7万吨。一水平按现在年生产能力120万吨计算,尚有服务年限11.6年。一水平的开拓方式为：一对中央立井，集中大巷，区内分组集中下山，采面走向长壁后退开采的开拓方式。目前，一水平有丁九、戊九两个正规生产采区。第二节一水平各生产环节描述一、井筒提升1.主井：一水平主井担负着丁戊组煤炭的提升任务，井筒直径5m,井口标高+203.1m，提升高度238m，提升绞车为XKT2×3.5×1.7B—20型提升机，配以EFUDQ日本产800千瓦电机，六吨箕斗，2003年核定提升能力155万吨2.付井:付井担负着一、二水平辅助提升任务，井筒直径6m、井口标高+203.1m，一水平提升高度203m，二水平提升高度468m，井筒原安装一套两吨单车单层罐笼，采用2JK—4/10.5型绞车提升,配以YR143/49─16型630KW电机一台，九四年将原来的单层单车罐笼改换为双层单车罐笼，单层提物，双层提人。2003年核定提升能力365万吨/年。3、东风井：原为一水平总回风斜井，九三年改为进风井，井口标高+197.0m，井底标高±0，倾角25°，斜长460m，采用半圆拱料石砌碹及锚喷支护，净断面13.8m2二.通风:一水平采用中央边界式通风，原为压入式，八四年六月改为抽出式,由东风井回风。九三年改为丁九风井回风，仍为抽出式，安装两台2AGF606—2.20—1.30—2型安全高效轴流式通风机,目前，一水平总进风量6722m3三.煤炭运输一水平丁戊组煤经工作面机巷皮带转入采区下山皮带，再经采区煤仓装到集中下山皮带拉到一水平井底缓冲煤仓(煤仓3个总容量840吨)，经主井箕斗提到地面外运。四、材料、设备及矸石运输:一水平生产中，所需各种材料、设备由付井下到二水平井底车场或由东风井下到一水平井底车场，由电机车经主要石门、大巷运到采区上车场，再由采区轨道下山绞车将材料设备送至各用料地点。矸石运输与材料运输方向相反。一水平综采设备主要由东风井上下。五、排水一水平的水都经丁戊组石门流入二水平井底水仓，由二水平井底直接排到地面。六、压风一水平压风由安装于地面压风机房的5台5L—40/8型空压机供风，最大风量160m3七、供电**矿地面建有一个35KV降压站，35KV架空线由一矿经**矿35KV降压站到谢庄降压站，形成两趟供电回路，**矿降压站装设两台8000KVA变压器，全矿一水平的变压器在14000KVA左右,实际负荷为5400～6000KVA，地面变电所至一水平中央变电所为两条ZQD50—1502—400m×2和一条ZQD50—1852—560m共三条铜芯铠装电缆供电，从采区变电所到各综采工作面和综掘工作面移动变电站均采用6KV高压供电，从采区变电所到其它地点一般采用660V和127V供电。第三章二水平基本情况第一节概述**矿二水平主要开采己组煤，于一九八五年十二月建成投产。设计生产能力60万吨/年，二水平井底标高为－265m，原设计划分为五个采区，后根据全区内的地质构造及开采情况，对原来的采区重新作了划分，将原来的五个采区划分为己一采区和己一采区扩大部分开采，扩大部分工程于86年初开工，88年完工，目前己一采区上山部分己经开采完毕，下山扩大部分西已回采结束，东翼正在回采。九七年设计开发二水平己三采区，设计生产能力60万吨/年，目前己三采区下部开拓工程尚未完工。原设计二水平开采范围为：东以36勘探线与一矿为界，西以42勘探线西690m与六矿为界，南以－55m底板等高线为界，北以－450m煤层底板等高线为界。九七年将二水平下部开采标高延深到－600m。目前二水平实际回采下部标高为－590米。二水平开采己组煤三个煤层，在上述范围内截止2003年底剩余工业储量3159.3万吨，其中己一东翼713.5万吨，己三采区2445.8万吨；可采储量2180.4万吨，其中己一东翼501.5万吨，己三采区1678.9万吨；二水平生产能力按120万吨/年计算,尚可服务18.2年。二水平的开拓方式为：中央一对主付井，边界集中风井，采区上下山开拓。第二节二水平各生产环节描述一、井筒提升1、主井：二水平主井为新作主井，井筒直径5.1m，井深478m，提升高度456.5m，采用6吨双箕斗多绳摩擦轮提升，2003年核定提升能力137万吨/年。2.付井：二水平付井是将一水平付井延深到－265m，提升高度468m。3.南风井：南风井原为二水平回风井，2000年改为进风井，井筒直径4.5m，井深220m。4己三风井：位于工业广场煤柱北部，担负二水平回风，井筒直径5m，井深580m，安装两台BDK—8—NO.30—2×500型风机。二、通风二水平采用抽出式通风，新风从主付井进入井下，经二水平井底车场，大巷和采区上下山到各用风地点，乏风由采区的回风上下山到己三风井，经己三风井排至地面。目前二水平总风量为7300m3三、煤炭运输煤由工作面机巷皮带转入采区下山皮带，分别经己三皮带暗斜井和东翼皮带平巷到二水平主井底煤仓，由二水平主井提到地面。四、材料、设备及矸石运输二水平生产所需各种材料设备由付井下到二水平井底车场，经运输平巷或斜巷到采区上下车场，由采区轨道上下山绞车将材料、设备送到所需地点，二水平综采设备主要由东风井上下。五、排水二水平采用一级排水，选用200D—65×9型水泵五台，配850KW电机，排水管选用Φ273×10无缝钢管三趟，从二水平井底中央水泵房直接排到地面，采区水直接排到二水平井底中央水仓。六、供电**矿二水平的用电来源于地面工业广场的35KV降压站，二水平的供电共有三条线路，其中两条ZQD50—1502—670m×2和一条ZGD42—1502—700m铜芯铠装电缆。二水平中央变电所至采区变电所采用6KV高压供电。第四章设计采区概况本设计为**矿二水平庚一采区设计，庚一采区系丁九采区的接替采区，设计生产能力为45万吨/年，设计工作制度为：年工作300天,日提升时间14小时，"三八"工作制，两班半生产，半班检修。第一节庚一采区的范围及井上下情况从**矿井田范围内庚组煤的开采标高看，开采上限标高为－280m，下限标高－1000m，开采垂深较大，为了便于开采我们将分区开采。根据我矿上部己组煤回采情况，考虑工业广场保护煤柱影响，结合采面布置，我矿准备先开采以下三点连线以上庚20煤层.三点坐标分别为：1、x=3740770，y=38431015；2、x=3740345、y=38432003；3、x=3740040、y=38432695，并将上述三点连线以上区域划为庚一采区。庚一采区东到一、二矿井田技术边界，西、南至三、**矿井田技术边界，北以上述三点坐标连线为界。全区走向长2000m，倾斜长1150m，面积2.3Km2，地面标高+180～+407m，回采标高－280m～－450m，开采深度460～825m，主采庚20煤层。全区工业储量244万吨，可采储量190万吨，圈定储量167万吨。本区地表属于低山丘岭地形，以擂鼓台、小擂鼓台为分水岭、向南北皆为下坡，南坡较陡，角度40度左右；北坡较缓，角度8～20度；擂鼓台与小擂鼓台之间为一较大冲沟，方向近北，向北渐趋平缓，擂鼓台西南为一马鞍地形，山坡有零星果树和杂木，由于该区地表属低山丘岭地形，交通不便，没有大的建筑和设施，只是分布着零星的村庄，从南到北有褚庄、刘沟、万家、下晋沟、余家、上晋沟等。本区地面无大面积积水，季节性水流多沿冲沟至山上而下，流向南部，最后流向湛河。一水平丁戊组煤层下部回采边界已超过该区下部边界，故该区回采对丁戊组煤不产生影响。第二节庚一采区地质构造本采区钻孔对构造控制程度较差，所有钻孔均未揭露构造，但从三矿庚四采区及**矿己一采区回采情况分析，该区内地质构造较复杂，同沉积断层较发育，板舌状构造可能成为**矿开采庚组煤层的一大特点，采区内构造以正断层为主，落差一般以0.5～3m为主，其中F1正断层走向46～550，倾向136～1550，倾角550，落差1.1～2.5m，位于采区中部，影响长度760余米；F2正断层,走向305～3100，倾向35～400，倾角620，落差2m，位于采区中部，影响长度390余米。上述断层均为己一采区揭露。在采区中部有小褶曲存在，向斜轴走向为北东向，在向斜两翼，构造发育，顶板较破碎，煤层倾角变化较大，对生产影响较大。第三节煤层赋存、煤质及储量一、煤层赋存情况1、庚20煤层:庚20煤层厚度一般为0.5～2.5m，平均厚度1.8m，局部受板舌状构造影响，煤厚可达3.5m，煤层可采系数92％，变异系数0.23，属较稳定煤层。庚20煤层结构较复杂，含夹矸1～４层，厚度0.08～0.63ｍ，平均厚度0.16m，煤层走向76～1250，倾向346～350，煤层倾角6～170，平均120。庚20煤层上距己1617煤层46.29～65.14m，平均51.9m。二、煤质庚一采区庚20煤层的物理特征见表4-1物理特征表表4-1庚一采区庚20煤层的工业性指标见表4-2工业性指标表表4-2三、储量在本区范围内,储量级别的划分：A级750m；B级1500m；C级3000m；利用数字求积仪拉三次以上求得平均面积，容重采用1.35g/cm3,地损系数按0.1计算，块段可采储量按薄、中、厚规定回采率计算，按照上述计算方法得庚一采区储量为表4-3储量汇总表表4-3第四节煤层顶底板特征本采区庚20煤层顶板为石灰岩，乳状构造发育，顶板面呈凹凸不平状，坚硬完整，回采期间不易冒落，预计随着回采深度的增加，顶板面可能逐渐趋于平整。庚20煤层底板以砂质泥岩为主，局部为泥岩，底板面较为平整。煤层顶底板特征详见表4-4第五节其它开采技术条件一、煤层瓦斯由于庚组煤层勘探程度较低，瓦斯含量资料较少，从三矿庚四采区回采情况分析，煤层瓦斯不是太大，瓦斯绝对涌出量为1.2m3/min，属低瓦斯煤层，但随着开采深度的增加，煤层瓦斯含量会逐渐增大。煤层顶底板特征表表4-4二、自然发火:庚20煤层自燃发火资料较少，相邻二矿庚二采区庚20煤层自燃发火期为4～6个月，生产时要采取相应的防灭火措施。三、煤尘爆炸指数由于本采区庚组煤层没有进行过煤尘爆炸性试验，缺少煤尘爆炸指数。三矿庚四采区庚组煤层爆炸指数为32％～41.7％,该煤层具有爆炸危险性，生产时要采取防止煤尘爆炸的措施。四、地温**矿恒温带温度为17.2oc，恒温深度为25m，地温增温率为3.29oc/百米，庚20煤层埋深460～825m，理论地温温度为31.5～43.5oc，地温偏高，因此在掘进和回采过程中,一定要加强通风,采取有效的降温措施,以改善工作环境条件。五、水文地质本区以擂鼓台为分水岭，形成南北低中间高的地形，因此地表水系不发育，季节性水流难以聚集，地面的小型集水体对井下影响不大，故采区涌水主要为顶板的Ｌ5和底板的L6、L7灰岩裂隙水，三矿庚四采区及周围小窑的老空积水，正常涌水量162m3/h，最大涌水量为275m3/h。第五章采区开拓方案及巷道布置第一节庚一采区开拓方案选择1、下山条数选择根据现有资料和临近矿井回采揭露瓦斯情况分析，庚一采区为低瓦斯采区，该区通风距离又短，通风阻力小，因此我们选择轨道和皮带两条下山开拓。若开采过程中瓦斯涌出较大，可将现有己一西翼皮带下山或轨道下山改为专用回风，实现两进一回通风系统。2、开拓方案选择经过我们对相邻矿井庚组煤巷道支护及其维护状况调查，考虑到**矿矿井排矸能力，采区接替时间要求，投资经济效益等综合因素，结合**矿现有下山布置及使用情况，并考虑到深部庚组煤的开发，我们提出了多个技术上可行的开拓方案，经过对各方案大量的技术经济比较分析后，选出了两个技术较为先进的方案。方案一、用现有己一采区西翼皮带下山作为庚20煤出煤皮带下山，采用区段石门与采面连接。沿庚20组煤层作轨道下山，坡度80，沿煤层作片盘与采面连接。轨道下山采用全锚支护，矩形断面，净断面3.6×2.4＝8.64m2，下山长度1150m。轨道下山用作行人、运料、排矸、回风，皮带下山用作运煤、进风。轨道下山和皮带下山中心距30m，皮带下山位于东侧，轨道下山位于西侧。见庚一采区开拓方案一平、剖面图。方案二、沿庚20煤作轨道、皮带下山，坡度80，均采用全锚支护，矩形断面，净断面3.6×2.4＝8.64m2。轨道下山长度为1150m。沿煤层作片盘与轨道下山连接；皮带下山长度为1050m，作跨轨道下山石门将采面与皮带勾通。轨道下山用作行人、运料、排矸、回风，皮带下山用作运煤、进风。轨道下山和皮带下山中心距30m方案优缺点比较表方案一、二工程量及费用比较表经过技术经济比较分析，上述两方案无论是优缺点比较还是经济投资都没有较大差别，如若考虑掘进出煤售煤与投资相抵，方案二比方案一少投资200万元左右。方案一岩石工程量比较大，根据**矿的排矸能力，目前排矸相当紧张，三水平开工后，排矸更是紧张，开采庚组煤应尽量少排矸石。方案一利用己一西翼皮带下山作为皮带下山，目前己一西翼皮带下山铺有猴车，猴车能否撤出，需等三水平上部乘人皮带暗斜井定案以后确定。基于上述原因，经过组织**矿工程技术人员和矿领导研究，均认为方案二比较好，比较切合**矿实际，建议按方案二施工。另外，由于庚一采区储量较少，服务年限短，待庚一采区采完后，我们将继续开采下部庚二采区庚20煤层。即从庚一采区轨道下山下部沿庚20煤层等高线作庚二采区上部平车场，到下山集中保护煤柱内作庚二采区轨道下山，作为辅助运输。从庚一采区皮带下山下部沿庚20煤层等高线作庚二采区上部转载平巷，到下山集中保护煤柱内作庚二采区皮带下山，作为煤炭运输。或者将己三采区皮带暗斜井下延至庚20煤层，作为煤炭运输。见方案二虚线巷道，下部庚20煤层开采方案另行设计。第二节巷道布置一、采区联络石门巷道布置1、采区轨道下山上部联络石门从二水平井底车场西大巷开口，以160下坡下扎作联络石门，见庚20煤后沿庚20煤层作庚一采区上部平车场。联络石门长120m，净宽3.2m，净高2.8m，净断面7.86m2，半圆拱形，锚喷支护。上部平车场长90m，净宽4.2m，净高2.4m，净断面10.1m2、采区皮带下山上部联络石门从二水平己一西翼运输平巷以150下坡下扎作联络石门，见庚20煤后作庚一采区皮带下山，联络石门长180m，净宽3.2m，净高2.8m，净断面7.86m2二、采区轨道、皮带下山巷道布置为了减少煤炭损失,少留下山煤柱,我们将庚一采区轨道下山、皮带下山均布置在工业广场保护煤柱内。为了方便片盘布置，减少岩石工程量，我们将轨道下山布置在西侧，皮带下山布置在东侧，两下山中心距30m。第六章采区生产能力、服务年限及采掘关系第一节采区生产能力及服务年限一.采区生产能力确定:由于庚20煤含硫量较高，需和丁戊组煤配采，根据庚20煤含硫量，庚20煤与丁戊组煤配比至少应为1：2，考虑全矿井生产能力及一二水平丁戊庚己组煤的产量比例，同时考虑到**矿未开采揭露庚组煤，对庚组煤的赋存情况及水文地质条件不十分清楚，加之庚一采区可采储量较少，因此我们将庚一采区生产能力定为45万吨/年。二.采区服务年限:庚一采区共有可采储量190万吨,根据采区设计生产能力,采区设计服务年限为:Tn=C·Z/A=0.8×190/45=3.4年式中:Tn─采区服务年限.年;Z─采区可采储量,万吨;A─设计采区生产能力,万吨/年;C─采区回采率。第二节采掘关系庚一采区设计生产能力为45万吨/年,布置一个采煤工作面生产,为了确保采面正常接替,设计安排2个煤巷掘进头。采面、掘进头的机械装备情况详见机械设备配备图。第七章采煤方法、采面装备及采区生产能力核算第一节采煤方法及采面布置庚一采区范围内煤层赋存稳定，但地质构造比较复杂，庚20煤平均厚度1.8m，平均倾角12o。根据煤层赋存条件，为合理使用我矿现有设备，保证采区设计生产能力，庚一采区安排一个高档普采工作面生产。采煤方法：设计采用走向长壁后退式采煤法，完全垮落法管理顶板,为了减少采掘动压影响，区段间采用跳采，区段平巷采用沿空掘巷方式布置。采面布置:根据**矿现有设备运输能力和生产管理水平,区段斜长平均按207m划分,工作面长约为200m，按此原则庚一采区共划分为5个工作面。但根据调查，上部有一个采面已被小窑采过，实际只能布置4个工作面。第二节采面装备由于**矿未开采揭露庚组煤，对庚组煤的赋存情况及水文地质条件不十分清楚，加之庚一采区可采储量少，生产能力小，考虑设备的适应性及灵活性，我们初步考虑选用高档普采设备开采。根据施工揭露情况，若煤层赋存及地质条件好，适合综采，也可安装综采设备回采。一、高档普采面装备:庚20煤层高档普采工作面采用MG—132/320W型双滚筒采煤机，SGZ—630/264W型可弯曲刮板运输机，DZ20—30/100型单体液压支柱2300根，HDJB—1000型绞接顶梁2000根，RB—200/31.5型乳化液泵站。机巷转载机采用SGW—40T型可弯曲刮板运输机，机巷运煤采用SDL—110型可伸缩皮带,带宽0.8m。二、高档普采面生产能力:高档普采面平均采长200m,平均采高1.78m，则每推进1米的产量:200m×1.78×1.35t/m3=480.6t/m。高档普采面年推进度按910m计算,则其年产量为:480.6t/m×910m/a=43.7万吨/年第三采区生产能力核算1、掘进出煤经计算,为保证采面正常接替，2个煤巷掘进头每年总进尺不得少于2300m,平均掘进断面按9.6m22300m×9.6m2×1.35t/m3=32、回采出煤由前面计算知，采面年生产能力为43.7万吨/年。3、采区生产能力采区生产能力包括回采出煤和掘进出煤，根据以上计算庚一采区年生产能力为：43.7+3＝46.7(万吨/年)满足设计生产能力要求。第八章通风方案选择第一节二水平通风概况目前,我矿二水平现用己三风井回风，己三风井位于工业广场保护煤柱内，井口安装有BDK—8—NO.30型风机两台,风机的负压H=5490～1260Pa，风量Q=93.8～185m3/s，目前风机的负压为2800Pa，风量为7300m第二节通风方案选择一、方案选择由于己三风井位于庚一采区范围内，为了减少投资，庚一采区通风应首先考虑利用己三风井，若选用己三风井，经包括庚一采区和二水平在内的通风系统网络解算，己三风井及风机均能满足安全生产要求，因此庚一采区通风选用己三风井。二、采区风量计算1、采面风量计算每个采面实际风量应按瓦斯或二氧化炭涌出量、工作面气温、风速和人数等因素分别计算，取其中最大值。(1)、按瓦斯涌出量计算Q=100qK式中：Q—工作面配风量q—工作面瓦斯绝对涌出量，根据三矿揭露最大1.2m3K—采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数取1.0。则：Q=100×1.2×1=120（m3/min）（2）、按工作面同时出勤最多人数计算Q=4N式中：Q—工作面配风量N—工作面同时出勤最多人数，取40人Q=4×40=160（m3/min）（3）、按劳动气象条件计算Q=q（at-b）CHφK1式中：Q—工作面配风量q—基本风量；根据以往采面取330m3a—取0.1t—工作面温度取26ob—取1.24C—采煤支护方式系数，高档面取0.74H—工作面采高；取1.8mφ—工作面有效断面系数，取0.75；K1—工作面走向超长系数，取1。则：Q=330×（0.1×26-1.24）×0.74×1.8×0.75×1=448.4m3/min（4）、风速验算15×7.2=108≤448.4≤240×5.4=1296故:工作面配风为448.4m3/min。2、掘进期间配风设计（1）、按掘进巷道的瓦斯绝对涌出量计算Q掘=100×q瓦×k掘通=100×1.2×1.5=180m3式中:Q掘—掘进工作面需要的风量，m3/min;q瓦—瓦斯绝对涌出量，取1.2m3k掘通—一般取1.5～2.0（2）、按同时放炮的最大炸药量计算Q掘=（7.37～25）×8=59m3式中：Q掘同上。系数一次全断面爆破取小值，分次爆破取大值。A—一次的最大炸药用量（kg）取８kg（3）、按工作面最多人数计算Q=4N=4×30=120m3式中：Q—掘进工作面需要的风量，m3/min，N—掘进工作面同时工作的最多人数，取30人（4）、按风速验算15×S掘≤Q掘≤240×S掘15×9.6=144≤180≤240×9.6=2304式中:S掘—巷道掘进断面（5）、风机选型选用2×11KW对旋式风机，供风量250m3/min。3、硐室风量根据以往生产经验，硐室供风量80m3三、采区需风量计算根据上面计算，结合现场实际，为确保生产安全，取风量如下：采面：600m3掘进头：250m3硐室：80m3采区总风量：600＋250×2＋80×4＝1422m3/min＝23.7m3四、通风网络解算经包括己一采区和己三采区在内的网络解算，己三风井通风容易时期的负压和风量分别为：H＝2450Pa，Ｑ＝146m3/s，其中己三采区风量73.8m3/s，己一采区风量48.6m3/s，庚一采区风量23.7m3/s。通风困难时期的负压和风量分别为：H＝2800Pa，Ｑ＝146m3/s，其中己三采区风量73.8m3/s，己一采区风量48.6m3/s，庚一采区风量23.7m3/s。五、风机能力分析目前，己三风井安装有BDK—8—NO.30型风机两台，经测定风机风叶35o时负压为5498～1260Pa，风量为93.8～185m3第九章采区运输第一节煤炭运输一、回采工作面出煤采煤工作面的煤炭由工作面可弯曲刮板运输机拉到机巷转载机转入机巷皮带→庚一采区下山皮带→庚一上部运输皮带→分运上仓皮带→二水平主井后仓→仓下分运皮带→己戊联络皮带→戊七返石门皮带→5＃仓→丁七钢缆皮带→配仓皮带→主井底煤仓→翻笼皮带→一水平主井箕斗→地面。二、掘进工作面出煤掘进头放炮落煤后用耙斗装入跟在后面的皮带上，经皮带转入庚一采区下山皮带→庚一上部运输皮带→分运上仓皮带→二水平主井后仓→仓下分运皮带→己戊联络皮带→戊七返石门皮带→5＃仓→丁七钢缆皮带→配仓皮带→主井底煤仓→翻笼皮带→一水平主井箕斗→地面。第二节辅助运输一、辅助运输方式1、材料及设备运输庚一采区所需材料及设备由副井下至二水平井底车场,经二水平运输平巷→庚一运输斜石门→庚一上车场→庚一轨道下山→各工作面片盘。2、矸石及人员运输矸石运输系统与材料运输系统相同，运输方向相反，矸石采用2吨固定式矿车运输。庚一采区工作人员采用人车运送，轨道下山内设置人车,人车型号为XRB15—916S1。二、辅助运输设备1.庚一采区轨道下山提升绞车选型(1)原始数据提升最大斜长：L＝1160m提升倾角：平均9°，最大16°最大提升载荷：Q载＝9吨最大容器自重：Q容＝3.25吨(2)钢丝绳选择P=Q端(sinβ+f1cosβ)／[110s/m-L(sinβ+f2cosβ)]=12250(sin9ｏ+0.01cos9ｏ)／[110×170/9－1160(sin9ｏ+0.3cos9ｏ)]=2036.89／1552.64=1.312（kg/m）式中:Q端=Q载+Q容＝9000＋3250＝12250（kg）β—轨道下山倾角9°L—钢丝绳最大斜长L＝1160mｓ—钢丝绳最大抗拉强度S＝170kg/mm2ｍ—提升安全系数(因需提人故取m＝９）ｆ1—斗子车运行阻力系数，为滚动轴承取ｆ1＝0.01ｆ2—纲丝绳移动阻力系数ｆ２＝0.2～0.3取ｆ2＝0.3考虑到斜井提升的钢丝绳磨损严重，因此选用6×7型镀锌钢丝绳，主要数据如下:纲丝绳每米重PS＝2.129kg/m钢丝绳直径ｄ＝24.5mm钢丝直径S＝2.6mm钢丝破断拉力总和QS＝37850kg验算提升最大负荷时的安全系数:P＝QS/[Q端×(sinβ＋1cosβ)＋PSL(sinβ＋f2cosβ)]＝37850/[12250(sin9°＋0.01cos9°)＋2.129×1160(sin9°＋0.3cos9°)]=37850／(2036.89＋1118.02)＝12>9验算提升最大负荷最大倾角时安全系数p＝37850／[12250(sin16°＋0.01cos16°)＋2.129×150(sin16°＋0.3cos16°)]＝37850／(3493.85＋180.11)＝10.3>9注：因最大倾角在轨道上部，提升斜长短，能够满足要求。(3)绞车选择ａ、滚筒直径D≥60ｄ=60×24.5=1470mm由于轨道下山为斜巷提升，按规定可不考虑D≥900ｓ另考虑下山较长，且提升人员滚筒只允许缠二层，故将滚筒直径选为2.5m。ｂ、滚筒宽度计算B＝[L0+L试+(n′+3)πD](ｄ+ε)／KπDP＝［1060+30+(2+3)×2.5π］(0.0245+0.002)／(2×2.521π)＝1.89(ｍ)式中：K─缠绕层数2层DP─平均缠绕直径DP＝D+(K－1)／2＝2500＋(2－1)／2＝2521ｍｍD─滚筒直径D＝2.5ｍL0=提升长度L0=1160－100＝1060米ｎ─磨擦圈的最少圈数ｎ≥3、取ｎ=3ｄ─钢丝绳直径ｄ＝24.5ｍｍε─钢丝绳绳圈之间的距离ε=2～3mm，取ε=2mmL试─试验钢丝绳长度L试=30ｍｎ′─每季度将钢丝绳移动四分之一绳圈所需的备用圈数ｎ′＝2～4圈，取ｎ′＝2由上面的计算可知:所选绞车滚筒直径应为2.5米,滚筒宽度应为2米,根据这一要求,我们选用JKY2.5/2B型液压提升绞车。其主要技术特征如下:滚筒直径：D＝2500mm滚筒宽度：B＝2000mm最大静张力：Fj＝55000N最大静张力差：Fc＝55000N绳速：V＝0～3.2m/sc、绞车提升长度滚筒按缠两层计算:KDpπBL′＝─────－L试－(n′+3)πDd+ε2×2.521×2×π＝─────────－30－(2+3)2.5π0.028＋0.002＝1126米按《规程》规定,提人时滚筒只能缠2层2.提升机强度校验根据提升机主轴和滚筒筒壳强度的要求;提升的实际最大静张力和最大静张力差应保证不超过所选提升机允许的最大静张力和最大静张力差。a、验算最大负荷平均倾角时静张力差:Q端(sinβ+ｆ1cosβ)+PSL′(sinβ+ｆ2cosβ)＝12250(sin9°+0.01cos9°)+2.129×1126×(sin9°+0.3cos9°)＝2036.89+1085.24＝3122.13(Kg)＝30597N＜FjQ载(sinβ+0.01cosβ)+2Q容f1cosβ+PSL′(sinβ+ｆ2cosβ)＝9000(sin9°+0.01cos9°)＋2×3250×0.01cos9°+2.129×1126(sin9°+0.3cos9°)＝1496.49＋64.2＋1085.24＝2646(Kg)＝25930N＜Fcb、验算最大负荷最大倾角时,静张力和静张力差Q端(sinβ+ｆ1cosβ)+PSL′(sinβ+ｆ2cosβ)＝12250(sin16°+0.01cos16°)+2.129×150(sin16°+0.3cos16°)＝3673.96(Kg)＝36005N＜FjQ载(sinβ+0.01cosβ)+2Q容f1cosβ+PSL′(sinβ+0.3cosβ)＝9000(sin16°+0.01cos16°)+2×3250×0.01×cos16°+2.129×150(sin16°+0.3cos16°)＝2566.8+62.5+180.11＝2809(Kg)＝27528N＜Fc3、最大提升速度校验根据《规程》规定：倾斜井巷升降人员或采用矿车升降物料时、提升容器的最大提升速度不得超过5米/s、而我们所选绞车的最大提升速度为3.2m/s、其提升速度不会超过规定。4、提升电动机的选择N＝FV/1000η传＝55000×3.2/1000×0.85＝207(KW)式中：F─提升机的最大静张力，NV─最大提升速度，m/sη传─液压传动效率，取η传＝0.85由于所选绞车为液压绞车，配套选用电动机型号为JBO400L－6，其额定功率为220KW、额定电压660V、转速990转/分。由于该绞车为液压绞车、无极调速，故不需验算电机转速是否与提升机转速一致。5、验算绞车能否满足提人要求根据所选人车，每节车重2480Kg，按3节每节坐20人,人均重量70Kg，则人车总载荷为:（2480+20×70）×3＝11640(Kg)＜Q端故能满足提人要求;综上计算所选运输设备如下:钢丝绳：6×7－24.5－170－右交GB1102-742×2.521×2π长度L=────────+100=1195+100=1295m0.0245+0.002绞车为：JKY2.5/2B型液压绞车、最大速度3.2m/s电机：JBO400L－6型，额定功率220KW、额定电压660V人车:XRB15—9/6S1第三节采区主胶带运输机选型计算一、原始数据1.设计运输生产率A=350t/h2.输送机安装倾角β=9°3.设计输送长度L=550m4.货载散集密度ρ=0.8t/m35.货载堆积角度γ=30o6.货载块度αmax=300mm7.货载断面系数k=4588.输送机倾角系数c=1.09.带速v=2m/s二、选型计算(一).胶带宽度的选型计算B===0.691(m)故选用带宽B=1000mm皮带按物料的宽度校验B≥2×αmax+200=2×300+200=800mm故选用带宽1000mm皮带合格(二)、运行阻力计算Wzh=g[(q+qd)Lsinβ+(q+qd+qg')Lw′cosβ]Wk=g[(qd+qg〃)Lw〃cosβ-qdLsinβ]式中：Wzh—直线段重载阻力（N）Wk—空段运行阻力β—输送机倾角L—输送机长度(m)w′、w〃—分别为槽形、平行托辊阻力系数w'＝0.04，w〃＝0.035A350q—每米长的胶带上的货载质量q=───=────3.6V3.6×2＝48.6kg/mqd—每米长的胶带重量qd=10.9kg/mqg'、qg〃—分别为折算到每米长度上的上下托辊转动质量qg′=Gg′/Lg′qg〃=Gg〃/Lg〃Gg'、Gg〃—分别为每组上、下托辊转动部分质量Gg'=17kgGg〃=15kgLg'、Lg〃──分别为上、下托辊间距Lg'=1.5ｍLg〃=3ｍqg'=17/1.5=11.33(kg/m)qg〃=15/3＝5(kg/m)则Wzh=9.8[(48.6+10.9)×550×sin9o+(48.6+10.9+11.33)×550×0.04cos9o]=65252.28（N）Wk=9.8[(10.9+5)×550×0.035×cos9o-10.9×550×sin9o]=－6228（N）(三)、胶带张力的计算设图示1、2……9点的张力分别为S1、S2、……S9、采用逐点计算法:S1=S2；S3=1.06S2＝1.06S1；S4=1.06S3=1.1236S1S5=S4+Wk=1.1236S1－6228S6=1.06S5=1.191S1－6602S7=S6+Wzh=1.191S1+58650S8≈S9=1.06S7=1.262S1+62169按摩擦传动条件计算，则S9=4.66S1=1.262S1+62169S1=18296(N)S2=18296(N)，S3=19394(N)，S4=20557(N)S5=14329(N)，S6=15189(N)，S7=80441(N)S8=85267(N)，S9=85267(N)(四)、胶带悬垂度的校验重段最小张力点张力为S6=15189N按要求,允许的最小张力Smin=5(q+qd)Lg'cosβ×gSmin=5(48.6+10.9)×1.5×cos9°×9.8=4320(N)＜S6=15189(N)故满足悬垂度要求。(五)、摩擦力备用系数验算S1(efx-1)18296(5.34-1)n＝──────＝───────＝1.186S8－S185267-18296验算结果符合要求。(六)、胶带级别选择n'.SmaxG＝────B式中:G—胶带强度N/mmn'—安全系数n'＝11Smax—胶带最大强力Smax＝S8＝85267NB—胶带宽度(mm)11×85267则G＝─────＝939.9(N/mm)1000故选用1000S×1000胶带(七)、牵引力及电动机功率的计算牵引力W0=S9－S1＋0.04(S9＋S1)=85267－18296＋0.04(85267＋18296)=71114(N)W0V71114×2电动机功率N=1.15×────=1.15×──────1000n1000×0.85=192(kw)故选用3×75kw电机。三、结论通过以上选型计算，确定选用STJ—1000/3×75普通胶带输送机，采用1000S×1000胶带。第十章采区排水根据地质资料提供，庚一采区正常涌水量为162m3/h，最大涌水量为275m3/h，庚一采区下山斜长1150余米，平均倾角为9o，排水垂高由于庚一采区排水垂高不算太大，距二水平井底水仓又近，故庚一采区采用一级排水。庚一采区水由采区下部水仓直接排到二水平井底水仓。一、水泵最小排水能力计算:根据《煤矿安全规程》规定：工作水泵的排水能力应能在20小时内排出24小时的正常涌水量，因此，所选水泵的最小排水能力为:Qmin＝24QH/20＝1.2QH＝1.2×162＝194.4(m3/h)式中：Qmin—水泵最小排水能力QH—采区正常涌水量二、所选水泵H1估算:H1＝K(Hp+Hx)＝1.3(170+5)＝22