白山坪公司幸福煤矿24上山采区设计

白山坪公司幸福煤矿24上山采区设计摘要幸福煤矿采用立井+暗斜井、多水平采区式开拓，通风方式为中央边界式通风，通风方法为抽出式通风。目前-150水平已经结束，现生产水平为-300水平，生产采区有23,24采区，各水平之间采用上山联系。全矿井安排2个采煤工作面6个掘进工作面生产。矿井最大涌水量为126m3/h，最小涌水量14m3/h，正常涌水量60m3/h。矿井排水能力能在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量，工作、备用及检修泵符合规程要求，保障了设备的完好率。井下同时工作最多的人数为145人。24采区系开采幸福煤矿二水平北部煤层，位于幸福煤矿井田北端，北至井田边界，南至第89勘探线；上部边界为-150m；深部边界为-300m。采区走向长约800米；井田内煤层有六煤层：上距五煤层12.85-17米。本层发育普遍，在本采区6个钻孔均见六煤，厚度2.23-3.10米，平均2.8米。全部可采，为较稳定煤层。煤岩特征属半亮型，粉状-块状，简单结构，煤质较好，煤质牌号为无烟煤。煤层顶底板厚为度16.7米，直接顶厚度为7.7米，伪顶厚度为0.4米，直接底厚度为4.4米。且煤尘无爆炸危险性和煤层无自燃倾向性。关键词：采区储量与生产能力生产系统回采工艺支护特点TOC\h\z\t"样式1,1,样式2,2"摘要 错误!未定义书签。第一章绪论第一节选题依据 ５１第二节研究意义 ５３第三节项目概况 ５７第四节工程内容 ５７第五节设计规模 ５８第六节工艺流程和技术新亮点 ５８第七节设计指导思想 ５９第二章矿井概况 ５第一节、矿山概况 ５第二节、井田地质 ７第三节、水文地质 ８第四节、排水状况 ８第三章、采区地质情况 ９第一节、采区概况 ９第二节、采区地质情况 １０第四章、采区储量与生产能力 错误!未定义书签。第一节、采区储量 １２第二节、采区生产能力及服务年限 １２第五章、采区方案设计 １６第一节．采煤方法选择 １６第二节、采区巷道布置 １８第三节、开采顺序 ２２第四节、采区车场与硐室 ２２第六章、回采工艺与技术管理 ２３第一节、回采工艺 ２３第二节、回采工作面技术管理 ３０第三节、回采工作面技术经济指标 ３３第七章、采区生产系统 ３５第一节、采区运输系统 ３５第二节、采区通风 ３６第三节、采区供电 ４１第八章、采区车场和硐室 ４２第四节、采区硐室 ４７第九章、安全技术措施 ５１第一节一般规程 ５１第二节顶板 ５３第三节防治水 ５７第四节爆破 ５７第五节“一通三防”及安全监控 ５８第六节运输 ５８第七节机电 ５９第八节工作面现场作业安全准许确认制度 错误!未定义书签。第九节其他 ５９第十章采区施工准备与采掘交替计划 ６２总结 错误!未定义书签。1绪论1.1选题依据近年来，中国经济平稳快速发展，各大型耗煤工业工厂煤炭资源消耗也相对提高，工业用煤量也随之提高。在此大好的煤业春风下，白山坪矿业公司计划设计开采开福煤矿24上山采区。一方面可以顺利对外销售本公司煤矿优质原煤并进入国际市场，另一方面也为各工厂生产提供源源不断的煤炭能源。煤是相对传统的资源，但仍旧是主要的生产动力原料，而矿井的采区是煤炭的“集中地”，工作面又是开采煤炭的第一线。因此，做好采区的设计是成为采矿工程专业人员的基础之一。结合到采矿工程专业对学生毕业的考核检阅，所以选取幸福煤矿24采区的采区设计作为题目来开展本次的毕业设计。1.2研究意义在现在的社会发展状况下，采矿工程技术仍旧不过时，煤炭业仍旧具有着鲜活的生命力。而我作为学习了四年采矿工程的学生，我也需要巩固传统采矿技术，并在此基础上敢于采用新采矿技术，做到继往开来。毕业设计选择研究矿井的采区设计有着重要的意义，第一点是：作为学习了四年采矿工程的学生，必须用一次真正的设计研究来考验我的采矿工程技术专业能力，让我有机会上手进行采区的设计，转理论为实践。通过毕业设计的研究学习，毕业生提高了专业水平，全面运用到了所学知识并延伸到了自己的专业领域，初步用专业知识将自己武装成了专业技术人员。目前我国经济飞速发展，无论是国内国外，各种地下工程项目不计其数，国家需要具有地下工程设计经验的人才；第二点是：一个工程项目的质量目标与水平是通过设计具体化的,煤矿具体到采区设计是矿井的灵魂,从事煤矿开采设计若把井筒比作矿井的"咽喉",采区则是矿井的"心脏",因此,设计好采区对矿井生产的效果起着决定性的作用。[1]做好幸福煤矿24采区设计是对我个人专业能力的检阅，也是对开福煤矿顺利发展至关重要的一环。通过本次设计，我将我学到的采矿技术运用到实处，展现了新生一代采矿工程学生的采区设计水平。第三点是：对于煤矿采区的掘进开采设计并不只适用于煤矿开采煤，其中所包含的很多知识方面对于岩土工程和地下工程都有延伸学习和借鉴意义，所以完成开福煤矿24上山采区设计既是我当前的目标，也是我在工程设计方面的一个开端。1.3项目概况24采区系开采幸福煤矿二水平北部煤层，位于幸福煤矿井田北端，北至井田边界，南至第89勘探线；上部边界为-150m；深部边界为-300m。采区走向长约800米；井田内煤层有六煤层：上距五煤层12.85-17米。本层发育普遍，在本采区6个钻孔均见六煤，厚度2.23-3.10米，平均2.8米。全部可采，为较稳定煤层。煤岩特征属半亮型，粉状-块状，简单结构，煤质较好，煤质牌号为无烟煤。煤层顶底板：六煤基本顶为石英砂岩，是深灰色，厚层状，水平层理，厚度16.7米；直接顶为粉砂岩，灰黑色，薄层状，微坡层理，厚度为7.7米；伪顶为砂质泥岩，厚度0.4米；直接底为粉砂岩，灰黑色，薄层状，微波层理，坚硬，厚度为4.4 米。煤尘爆炸性及煤层自燃：煤尘无爆炸危险性和煤层无自燃倾向性。1.4工程内容本设计内容是从收集幸福煤矿地质资料以及采区地质资料、煤层资料开始，然后计算采区的储量，进而确定好合理的方案方法和工艺来进行采区的开拓和布置。在采区巷道布置完毕后，再进一步选择了合理的机采方法和机械并详细设计说明了工作面上采煤、装煤、运煤的工艺流程。设计了采区工作面以及巷道的支护方式、支护形式和材料，并说明了回采工作面的技术管理和整个采区的设备配置情况。后面再用三章内容分别介绍了采区三大生产系统、采区车场和硐室以及采区内必要的的安全技术措施。整个工程进行内容由外及里、由浅如深地全面安排好了本次采区设计工程内容上所要做到的方方面面。本设计不仅完成矿井生产工艺工程内容，还践行着“安全第一、预防为主、综合治理”的方针。无论是矿井通风，还是井下排水抽水以及对顶板来压的支护措施管理方面都严格按照《煤矿安全规程》规定。1.5设计规模采区内煤炭资源储量丰富，采区面积较大，因此设计规模相对其他湖南矿井的采区要更大。根据采区的特征，将其分为三个区段六个工作面，采区采用走向长壁采煤法，采煤工艺上采用单滚筒式采煤机采煤，并且使用全部垮落法来对顶板进行管理，为了方便工作面的通风采用后退式回采。目标是将采区设计成生产能力为10万吨/年，服务年限为4年的采区。根据本采区煤层赋存情况，主要是缓倾斜煤层和中斜煤层的中厚煤层。并结合该矿的开采经验，本采区设计仍采用“走向长壁后退式全部垮落”采煤法，采用机采采煤方法，单体液压支柱支护工作面。幸福煤矿24采区设计的特点就是轨道上山和运输上山是双岩石上山布置，这种方法有效降低了上山的巷道管理难度，提高了安全性，采区施工条件较好，工艺要求简单，运输，通风等可以呈现良好的状态，煤柱损失率低。由于煤层厚度特性，所以在落煤和支护的设计规模相对简单。1.6工艺流程和技术新亮点本采区布置两条上山，一条轨道上山，一条运输上山，轨道上山辅助通风，通风线路为：新鲜风由－300水平运输大巷→24采区下部车场→24轨道上山→24采区中部车场→24采区区段运输平巷→工作面（泛风）→24采区区段回风平巷→24采区上部车场→－150回风大巷→14轨道上山→-60m北总风巷→-30m北总风巷→+27m北总回风巷→+96m平硐→地面。通风技术工艺对井下的安全起着十分关键作用，无论是对井下工作人员的呼吸还是对工作面以及巷道内瓦斯等有害气体的稀释排放，都是依靠矿井通风系统来保障和维持。而回采工艺方面，回采工作面采用MDY-100型单滚筒采煤机与SZQ-40型可弯曲刮板运输机、DZ型单体液压支柱和金属铰接顶梁组成高档普采机组，用于开采采高1.3-2.5m、煤质中硬以上的倾斜煤层。运输过程紧凑安全，通过区段溜煤斜巷将原煤快速转运到运输上山进而储存到煤仓中。同时，在井巷工程队掘进巷道过程中，工艺流程是从大巷开始开掘两岩石上山巷道再进一步向外延伸形成采区基本巷道布置样貌。掘进过程中排矸路线：排矸系统：掘进工作面→中部车场→24轨道上山→24采区下部车场→－300运输大巷→－150暗主井→－150运输大巷→－150主石门→－150井底车场→主立井→地面。而材料、设备运输系统与排矸石系统相反。本文着重比较分析了“一煤一岩”和“两岩”两套方案的利弊，最终决定选择“两岩”方案即轨道上山和运输上山都布置到煤层底板位置，而运输上山通过溜煤斜巷和区段运输平巷相连。这种布置方式对于开福煤矿24采区极其适用，理由是因为煤层厚度限制和煤巷管理难度大。1.7设计指导思想①综合经济效益。充分利用现有井巷工程及设备、设施，优化矿井生产系统，提高矿井建设。本设计通过方案的各方面比较，选择到了最优方案设计，提高了采区煤矿开采率，节省了巷道维护经济投入，并保证了采区方方面面的安全性。②按照小型煤矿安全生产的基本条件要求，配备安全设施、设备，坚持“三同时”原则，尽力提高矿井的抗灾能力，注重环境保护。③坚持以人为本的安全生产。井下一旦有瓦斯、通风、顶板危险警报，第一时间撤离人员，直到再检测安全后方可再进行生产第二章矿井概况第一节、矿山概况幸福煤矿隶属白山坪矿业有限公司，位于耒阳市北东方20km处，其地理位置坐标为东经113°，北纬26°30′。属于白沙矿区北东收敛部位，其东南与石界区北段相毗邻、西南与江头井田以乌冲断层分界，有公路从耒阳市直达井田内。从浪石坪与京广铁路接轨之专用铁路线已通至龙塘井田，距幸福直线距离越14.5公里，故交通尚较方便。图2-1，幸福煤矿交通图一、环境现状矿区是山岳地带和丘陵地带，山间有发达的山谷，一般地形东低，西低。距耒阳市气象站1962~1972年资料，年平均气温：17.98451；，最低气温：-7.7o（1972年）；最高气温：40o（1971年）；最大降雨量1.863.5mm（1961年），雨季多在三至四月；平均现对湿度81％；最大蒸发量2021.5毫米（1963年）；最多风向为偏北风，在冬季主要是东北风，其次就是南风；夏季主要是南风，偏南和偏北在春秋两季，最大风速12m/S；下雪时间：1969年12月至3月13日，地震烈度5级层露头处老窑遍布，开采历史悠久，有些已经失传。现熟悉开采的周边小煤窑有2~3个，主要有张自平煤矿和凤形煤矿，个别煤矿已经越界开采，小煤窑的乱采严重浪费资源，而且给井田的安全生产带来巨大的威胁。二、矿山历史与范围幸福煤矿的范围南西到F13断层，北东到F12断层。范围标高走向长倾向宽面积浅部+0.15～-0.6km4.5km0.5km3.5km2深部-0.4～-0.8km3.2km0.7～1km3km2表2—1，煤矿范围第二节、井田地质一、概况矿山地处河谷、山丘发育地区。东西部总面积相对较低。最高点在资家台井以东的坡箕龚395.5米之间，最低点在西边敖河的94.0米，一般为150米。从机巷、风巷、切眼揭露情况分析无大断层。从机巷、风巷揭露情况分析工作面内存存在皱褶构造。二、地层勘探煤层位于二叠系上统龙潭组（P2L2）层位，一般来说，煤有一层、二层、三层、四层、五层、六层和七层。1、2、3、4、7煤均不能开采，5煤层局部可采，6煤层是主采煤层。能采煤层总厚度为7.0米，平均厚度6.2米。表2-2，矿井地层特征表地质年代岩层总厚度岩层组成及特征备注第四系（Q）0〜19m粘土具可塑性，透水性差，低洼地区为砂质、亚粘土和淤泥，隔水性好。白里系下统Ki:380m上：粉砂岩K1Ⅲ由于地表水系发育，老窿塌陷形成石板丘塘并通过红层底砾岩溶洞与矿井有较强的水力联系。中：粉砂岩K1Ⅱ下：底烁岩K1Ⅰ下三叠统大冶组（T1d)400m泥灰岩、泥质灰岩夹薄层灰岩裂隙、岩溶不发育。上二叠统大隆组（P2d)59.66m硅质岩、硅质泥岩隔水层上二叠统龙潭组(P2l)481.08m砂质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和煤层隔水层三、煤层表2—3，幸福井田煤层特征表煤层名称钻孔见煤情况可采含煤率（%）煤层结构煤层厚度最小最大平均m煤层间距m备注穿过层位（点）见煤（点）可采（点）1107110简单0－0.860.36601013121771521915736简单0.－1.8913241428简单0－1.240.23一般不可采4291927简单0－0.90.29551504282较简单0－7.43主采煤层6141413688较简单0－3.821.95主采煤层622317730简单0－1.540.41一般不可采72017735较简单0－5.150.85局部可采总体上讲，由于井田范围较小，煤层沿走向和倾向上厚度、层间距变化不大，属较稳定煤层。第三节、水文地质该井位于丘陵区，北高南低，南端为耒水（宽为200〜300m,流量范围为47.08〜48.87m3/s)，太平堰溪为耒水支流，流量范围为0.05〜10m3/s，从矿井南侧流过。白山坪矿井地表有多个小煤窑，开采的年限长，现在生产的小窑有6个，它们的开拓方式为主要为斜井或立井，且部分小窑井筒切割梓门桥灰岩；因此雨水、地表水等导通井下的主要靠井筒，由于排水系统不独立，均有的积水现象发生。矿井充水水源：为大气降水、地表水、老窿水、采空区积水。矿井涌水量：最大涌水量570m³/h，正常涌水量220m³/h，该涌水量未包括因意外因素而引起的突发性涌水量第四节、排水状况幸福煤矿现属两级排水：一级排水:-150—地面净化水池，然后再排入敖河，排水高度285m。井口标高+130m，地面进化水池标高+135m,井底水泵标高-150m，井底水仓容量997.6m3。矿井中央水泵房有四台水泵，其中有三台水泵型号为150P-30×10离心式水泵。器额定扬程为307m,额定流量为155m3/h,配备三台JS136-4电机，电机功率200kw。另外一台型号为200D-43×8离心式水泵，额定扬程为326m，额定流量为288m3/h。现配有两趟排水管。二级排水:分24采区二轨—248水泵房和暗副井—-300水泵房。其中暗副井-300水泵房排水高度150m,上部排水沟标高-150m,暗副井井底水泵标高-300m井底水仓容量184.23m3。矿井-300水泵房有三台水泵，其三台型号为150D-3×6离心式水泵，额定扬程180m,额定流量155m3/h，配备三台JS136-4电机，功率为220kw。三台水泵总排水量为465m3/h。.其中24采区二轨-248水泵房排水高度120m，上部排水沟标高-136m,-248水泵标高-250m，井底水仓容量338m3。矿井-248水泵房装有两台水泵，其型号均为D85-453离心式水泵，额定扬程135m额定流量85m3/h。配备两台电机功率为55kw。两台水泵总排水量为270m3/h。开采情况幸福煤矿采用立井+暗斜井、多水平采区式开拓，中央边界式通风和抽出式通风。目前的生产水平为-300水平，生产采区为23,24采区，各水平之间采用上山联系。现有生产系统较简单，准备综采的同时，建立一新井。第三章、采区地质情况第一节、采区概况24采区系开采幸福煤矿二水平北部煤层，位于幸福煤矿井田北端，北至井田边界，南至第89勘探线；上部边界为-150m；深部边界为-300m。采区走向长约800米，东西倾斜长约292m，总面积约为233600m2，其西部是已采的14采区，南面与23采区毗邻，采区为后退式开采，所以当23采区采完后接替的是24采区。第二节、采区地质情况一、煤层特征表3—1，本区含有六层煤层，可采煤层一层为六煤层，六煤的主要特征见下表煤层名称厚度最大－最小平均（m）容重（t/m3）角度最大－最小平均（0）层间距（m）顶板性质伪顶直接顶基本顶岩性厚度岩性厚度岩性厚度610－03.91.6352－24325煤与6煤的间距为12.85－17砂质泥岩0.4粉砂岩7.7石英砂岩16.7二、煤层开采条件表3—2瓦斯低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为0.07m3/minCO2低CO2矿井,绝对CO2涌出量为0.06m3/min煤尘爆炸指数无爆炸危险性煤的自燃倾向性无自燃倾向性地温危害正常冲击地压危害正常三、水文地质条件采区水文地质条件不复杂，涌水量小四、顶底板岩性表3—3顶底板名称岩石类别硬度厚度m岩性顶板基本顶石英砂岩616.7深灰色，厚层状，水平层理直接顶粉砂岩47.7灰黑色，薄层状，微波层理伪顶砂质泥岩30.4黑色，薄层波状层理底板直接底粉砂岩54.4灰黑色，薄层状，微波层理表3—4，采区综合柱状图如附图五、地质构造情况及对开采的影响本采区地质构造简单，大体呈一单斜构造，次一级构造发育，有使煤层变薄的可能，但对开采无大的影响。第四章、采区储量与生产能力第一节、采区储量一、储量计算：（一）工业储量储量计算公式为：Q=S×m×r （式3.1）式中：Q——储量（万t）；S——煤层面积（m2）；m——煤层厚度（m）；r——煤的视密度（t/m3）；煤层面积为229050m2，厚度为2.2m，r=1.63m3/t所以Q=229050×2.2×1.63=104.5(万t)（二）可采储量 Z=(PcP)×C （式3.2）式中：Z——可采储量Pc——工业储量P——煤柱损失取8.7万tC——为采区回采率取80%回采要求：薄煤层不低于85%，中厚层不低于80%，所以Z=（104.5－8.7）×0.8＝76.7(万t)第二节、采区生产能力及服务年限一、采区生产能力（一）、回采工作面生产能力 A0=L×V0×r×m×C0 （式3.3）式中：L——采煤工作面长度，mm——煤层厚度或采高，mr——煤的体积密度，t/m3C0——采煤工作面采出率。薄煤层：97%；中厚煤层：95%；厚煤层：93%其中V0——工作面推进度，m/a； V0=N×n×l×r （式3.4）N——年工作日数，一般按300330天，n——日循环数目，个；l——循环进度，m；r——正规循环率，取0.8。本采区采用炮采采煤工艺，工作制为三，八制，；边采边准，工作320天，L＝800m，工作面回采率取C0=95%，工作面正规循环率为80%，循环产量为160t，日产量为320t，故日循环数目为n=320/160=2（个），循环进度为0.6m，V0＝320×2×0.6×0.8＝307.2（m/a）A0=110×316.8×1.63×2.2×0.95＝11.9（万t/a）（二）、采区生产能力的确定 A=∑A0×K×K0 （式3.5）采区的生产能力；（t/a）∑A0—各工作面生产能力之和;(t/a)k—掘进出煤系数；取1.0由于本采区拟定一个采面生产，因此采区生产能力按一个采面生产能力及掘进煤量计算。掘进工作面出煤量按采煤工作面产量的10％计算k0——工作面产量不均衡系数。（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面时取0.95，三个工作面时取0.9，）设计采区总共有6层煤，可采煤层只有一层为6煤层，平均厚度为2.8m，煤层倾角为280，底板条件较好，考虑维护费用，将两条上山（轨道上山和运输上山）布置在煤层底板岩中，采用单翼开采，采用单工作面实行后退式开采，总共可划分6个采煤工作面，掘进出煤率取1.10，工作面产量不均衡系数取0.95所以：A＝1×118716.6816×1.10×1＝13.1（万t/a）本采区设计能力确定为13万吨/年。二、采区服务年限的确定（一）、采区服务年限计算 T=QK/（A×C）=76.8/（9×1.3）=6.8年 （式3.6） 式中：T——采区服务年限；QK——采区内可采储量（万吨）；A——采区生产能力（万吨/年）；C——储量备用系数，取1.3；（二）、采区服务年限的确定根据上述计算及采区内地质构造，开采技术条件，确定该采区的服务年限为6.8年。三、采区生产能力（AB）验算（一）、采区上山运输能力验算 AB≤AnTη0/K×300 （式3.7）An—设备生产能力,80t/h;η0—运输设备正常工作系数，取0.8；K—产量不均衡系数，取1.2；T—日出煤（运输）时间，h。《规范》规定：每班净运输时间：采煤工作面与区段巷用运输机时5小时；轨道运输：5.5小时AB≤AnTη0/K×300=80×10×0.8÷1.2×300=16万吨/年所以：运输设备满足要求。（二）、通风能力验算 AB≤300×24×60×VS/（C×C1） （式3.8）式中：V—巷道最大允许风速6m/s；S—巷道净断面积，取5.62m2； C1—风量备用系数，取1.2；C—生产1吨煤需要的风量：取1.25m3/(min.t）（相对瓦斯量小于10）AB≤300×24×60×6×5.62÷1.2÷1.25=911.13万吨/年

第五章、采区方案设计第一节．采煤方法选择一、采煤方法的选择矿井现有采煤方法主要为“走向长壁采煤法”，本采区走向长800m,倾斜长约为500m，煤层露头处老窑遍布，开采历史悠久，有些已经失传。现熟悉开采的周边小煤窑有2~3个，主要有张自平煤矿和凤形煤矿，个别煤矿已经越界开采，小煤窑的乱采严重浪费资源，而且给井田的安全生产带来巨大的威胁。现已开采到300水平，深部开采仍在勘探之中。采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，后退式回采。5和6煤层现采用炮采，经改造后6煤层采用滚筒式采煤机采煤，条件具备时优先采用综合机械化开采设计开采方法。设计开采方法二、采煤方法参数的确定（一）采高：采区煤层厚度在2.23~3.10m，平均厚度为2.8m，属于较稳定煤层，采高为2.8m。（二）工作面长度：本采区煤层赋存相对较稳定，倾角变化不大且无大的地质构造，涌水量不大，瓦斯涌出量小。，考虑到只布置一套上山，这时工作面走向长度大约为800m。（三）煤柱尺寸：设计采区底板岩石坚硬，主要巷布置在岩石中处于较稳定的状态下，按照下表：表5—1，煤柱尺寸表巷道类别薄及中厚煤层巷道一侧（m）厚煤层一侧（m）备注水平大巷20－3025－50--主要回风巷20左石20－30--采区上（下）山20左石30－40--区段平巷8－2015－20--采区边界5－105－10--较大断层10－5010－50视断层落差情况而定（四）区段划区段参数的确定该采区属缓倾斜、倾斜复杂构造煤层，采用走向长壁后退式采煤方法，采用沿空掘巷。故区段斜长即为回采工作面长度加上巷道宽度。该采区水平标高-150—-－300m，垂高150m，平均倾斜长度500m左右，划分为四个区段。区段垂高平均50m，平均斜长120m左右。各区段参数如表5.1所示。表5-2各区段参数特征地段区段标高m区段垂高m煤层倾角（度）区段斜长m工作面斜长m幸福24采区-150～-2005022120110左右-200～-2505022120110左右-250～-3005022120110左右说明：（1）工作面斜长=区段斜长-（区段巷宽+区段煤柱宽度）（2）工作面斜长=区段斜长-（区段巷宽+区段煤柱宽度）

第二节、采区巷道布置一、采区布置方案：本采区虽然有6层煤，但由于1－5煤只含有极少的煤，没有开采的价值，所以实际上本采区为单一煤层，平均倾角为310采区采煤方法仍为“单一走向长壁采煤法”，采煤工艺为炮采，针对采区的情况，考虑上下山的布置层位，提出二种方案：方案一两上山为一煤一岩布置，由于煤层倾角约为320，考虑到轨道上山布置角度用串车提升要求上山坡度小于220，将其沿煤层底板布置，坡度控制在250，溜煤上山沿煤层卧底布置，上部车场采用逆向平车场，中部车场选用甩入石门式，下部车场宜用大巷装车顶绕式下部车场，在工作面运输平巷与溜煤上山相连处将平巷抬高并在此处设立溜煤眼与运输上山相连，采区主运输采用自溜，运输平巷内设刮板输送机。采区主要生产系统：（一）、原煤运输系统：24回采工作面24区段运输平巷24区段溜煤眼24运输上山24采区煤仓－300水平运输大巷-150暗主井-150运输大巷-150主石门-150井底车场主立井地面（二）、排矸系统：掘进工作面中部车场24轨道上山24采区下部车场-300运输大巷-150暗主井-150运输大巷-150主石门-150井底车场主副井地面（三）、材料、设备运输系统：与矸石系统相反，（四）、通风系统：新鲜风流→立井井筒→150主石门→150北大巷→150暗主井→300北大巷→新24（1）轨道下山→新24（1）轨230车场→2464（1）运道→工作面→2464（1）风巷→14轨道下山→22北总回风巷→+27北回风巷→风井→地面。方案一的采区巷道布置平、剖面图如4.1、图4.2所示。

图4.1方案124采区上山剖面图图4.2方案124采区巷道布置平、剖面图

方案二两上山均布置在煤层底板，距煤层12m，并将两上山布置在同一层位上，采区主运输仍用自溜解决，坡度与煤层倾角保持一致，轨道上山作辅助运输，坡度控制在220，上部车场选用逆向平车场，中部车场选用甩入石门式，下部车场仍用大巷装车顶绕式下部车场，在工作面运输平巷与运输上山相连处设立溜煤眼与运输上山相连。（一）、原煤运输系统：24回采工作面24区段运输平巷24区段溜煤眼24运输上山24采区煤仓－300水平运输大巷-150暗主井-150运输大巷-150主石门-150井底车场主立井地面（二）、排矸系统：掘进工作面中部车场24轨道上山24采区下部车场-300运输大巷-150暗主井-150运输大巷-150主石门-150井底车场主立井地面（三）、材料、设备运输系统：与矸石系统相反，（四）、通风系统：新鲜风流→立井井筒→150主石门→150南大巷→23（3）轨道下山→248甩道上部（经局扇）→工作面→248车场→200联络巷→200集中巷→23（1）轨道下山→13轨道下山→+27南回风巷→风井→地面。矿井通风矿井通风方案二的采区巷道布置平、剖面图如4.3、图4.4所示：图4.3方案224采区上山剖面图图4.4方案224采区巷道布置平、剖面图二、各方案技术分析比较：1、采区生产系统方案一各系统均较完善，但由于运输上山位于煤层中，且作为回风上山，不利于巷道面貌的维护，安全性较差，而方案二安全性较好。2、施工条件、工艺要求、掘进速度方案1、方案2基本相同。3、管理难易比较方案一有煤岩巷，较难管理；方案二上山均为岩巷，管理方便巷道维护条件、费用与巷道面貌情况分析方案一煤巷维护条件差，费用高，巷道面貌差；方案二上山均为岩巷，维护条件好，费用也不是太高，巷道面貌一直处于良好状态。5、准备工期长短分析方案一煤巷掘进速度快，准备工期短，方案二溜煤上山为岩巷，掘进速度慢，准备工期长。6、煤柱损失量大小所以：方案一煤柱损失率较高。三、24采区开采方案的选择通过以上两方案的技术、经济比较，可以得出两个方案在井巷工程量方面相差不大，方案一有一条煤巷掘进，掘进速度会比较快，但维护费用较高，且煤柱损失较大，方案二虽溜煤上山沿煤层底板掘进费用比方案一高，但从巷道的维护和掘进费用一起看在采区服务年限为4.7年的情况下总的费用方案二要比方案一少，又采区服务年限较短且为炮采工艺，巷道沿煤层底板掘进可以缓解采区接替，所以应该选择方案二。第三节、开采顺序一、煤层开采顺序（一）、沿走向：本采区地质构造简单，大一呈一单斜构造，煤层赋存稳定，厚度变化不大，由于采区采用单巷掘进，又用沿空留巷，如用前进式开采由于为单巷掘进不易探煤，且漏风比较严重，综合考虑后采用后退式开采。（二）、沿倾向：与24采区相连的14采区已采完，其回风线路与14采区阶段运输大巷－150水平大巷相连，本采区为上山采区，运煤为从上到下，采区采用逆向通风，以降低工作面、采区的瓦斯浓度，防止在低风速处有瓦斯局部积聚。本采区的开采方式因此用下行式开采。第四节、采区车场与硐室一、采区煤仓根据幸福24采区确定的开采方案可知，本采区为同一个煤层同时开采，故不存在的煤仓原煤分级。采用单仓结构煤仓，采区煤仓参数如下：煤仓直径2m，圆形垂直的煤仓形式，高度11m，煤仓容量60吨。在采区高峰生产延续时间内，保证采区连续生产要求：确定采区煤仓容量计算公式： Q=(AGAN)tGKb （式4.1）式中：AG—采区高峰生产能力，取2t/h；AN—装车站通过能力，取1.2t/h；tG—采区高峰生产延续时间，取1.2h;Kb—运输不均系数，取1.18所以：Q=(21.2)×50×1.2×1.18＝60t二、采区车场形式的选择（一）、采区上部车场根据采区所处位置和采区巷道布置方式，采区上部车场宜用单道起坡上部逆向平车场，因为上山采区上部车场的通过能力较小，选用逆向平车场时采区回风石门直接与水平回风大巷相连，这种车场矿车的运行方式是矿车从上山提升到平车场通过交岔点道叉后摘钩，矿车倒推到调车线或存车线。（二）、采区中部车场设计采区轨道上山均布置在煤层底板，由于煤层倾角较大，平均有310，而轨道上山倾角不应大于250，根据采区巷道布置方式及轨道上山与煤层相对位置，结合矿井已采采区的经验，为便于矿车平稳提升，中部车场宜采用双道起坡二次回转甩入石门式中部车场，利用石门作调车与存车线路。（三）采区下部车场装车站、绕道、轨道、调车场和煤仓等装置组成下部车场，由于矿井生产能力不大，且上山倾角大于12度，设计采区煤层顶板较完整且坚硬稳定，宜采用大巷装车式下部车场，这种车场是采区煤仓的煤炭直接在大巷装车进行布置的；辅助运输由轨道上山与大巷通过绕道联接；大巷距煤层间距很大，上山从大巷的顶部跨过；它布置紧凑，工程量省，且这种布置方式调车方便三、采区硐室的确定（一）、采区变电所采区变电所是采区供电的枢纽，本设计采区沿用14采区变电所（二）、采区绞车房绞车房位置选择在地质条件较好的地层内，绞车房回风道运输上山连通形成通风系统。第六章、回采工艺与技术管理第一节、回采工艺（为什么要用炮采，而不用机采？）一、落煤：本采区地质构造简单，大体成一单斜构造，次一级构造发育，煤层赋存稳定，厚度变化不大，瓦斯涌出量不大，水文地质条件简单，由于煤层平均倾角为320，为倾斜煤层，考虑到湖南现有条件和邻近采区的生产技术条件，24采区仍采用综采和机采回采工艺,采用全部冒落处理采空区。工作面采用后退式一次性采全高二、装煤与运煤24区段运输平巷内铺设刮板输送机，运输上山用搪瓷溜槽自溜，在采区靠－300水平大巷上帮处设斗口装车，矿车运输，经24轨道上山到－300水平运输大巷由暗斜井经－150绞车房提升至－150水平运输大巷再到井底。三、工作面支护支护形式：采用单体铰接梁按“一梁一柱”配套支护顶板。支架型号：参照邻近工作面支架使用情况，单体选用DE12、DE14、DE16、DE18、DE20、DE22系列单体；铰接梁规格为长×宽×高＝1200mm×98mm×80mm支护设计：（一）、单体支柱工作面的支护设计采用类比法进行设计1.参考本煤矿矿压观测资料，填制本工作矿压参数表（表5.4）。表5.4同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m7.77.7基本顶厚度m16.716.7直接底厚度m4.44.42直接顶初次来压步距m663初次来压来压步距m1212最大平均支护强度kN/m2245245最大平均顶底板移近量mm3030来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m66最大平均支护强度kN/m2220220最大平均顶底板移近量mm2020来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2190190最大平均顶底板移近量mm3003006直接顶悬顶情况m227底板容许比压Mpa8直接顶类型类ⅡⅡ9基本顶级别级ⅠⅠ10巷道超前影响范围m882.合理支护强度计算。（1）采用经验公式计算： pt＝9.81hrk＝9.81×1.8×2.5×6=265kN/m2 （公式5.1）式中：pt——工作面合理支护强度；h——采高，m；r——顶板岩石的密度，t/m2。k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为245（kN/m2）。选取上述两项中最大值265kN/m2，即为工作面合理支护强度。3.支柱实际支撑能力计算：Rt＝kgkzkbkhkaR＝0.99×0.95×0.9×0.95×0.9×265＝191（kN）式中：Rt——支柱实际支撑能力，kN；Kg——工作系数；Kz——增阻系数； Kb——不均匀系数；Kh——采高系数；Ka——倾角系数； R——支柱额定工作阻力，KN。4.工作面合理的支柱密度计算：n＝pt/Rt＝265/191＝1.38根/m25.根据合理支柱密度，排距为1.2m，则柱距为1/（1.2×1.38）=0.6m。6.选择合理的控顶距。采用“见五回二”的顶板管理方式。工作面最大控顶距为6m（最大有效作业空间5.4m），最小控顶距为3.6m（最小有效作业空间3m），放顶步距2.4米。（二）、选择支护材料根据支护强度计算，确定选用单体液压支柱配套铰接顶梁作工作面支护材料。1、工作面所用单体，根据地质条件，选用DE14、DE16、DE18、DE20、DE22系列单体液压支柱。2、铰接顶梁规格：长×宽×高=1200mm×98mm×80mm=0.94m3（三）、乳化液泵站1、泵站选型、数量：RB80/200，二台。2、泵站设置位置：地面中心泵站。3、泵站使用规定(1)、一台工作，一台备用。(2)、泵站由机电队安排专人负责管理，无关人员不得擅自操作乳化泵。(3)、定期向乳化泵增加乳化液，确保输出压力不小于0.5MPA。(4)、做到每月一小检，每年一大检，确保泵站供液正常。（四）、工作面顶板控制1、正常工作时期顶板支护方式（1）、按一梁一柱配套架设走向支护作业空间，其排距1.2米，柱距0.6米，顶梁上用竹帘、杂木棍关背顶板（顶板破碎时用竹帘、边木关背顶板），顶梁之间沿倾向用5cm的杂木棍打齐撑筒，靠老塘排每空打一个密集支柱，所有支柱必须挂好防倒绳。正常回采时最大控顶距6米（最大有效作业空间5.4米），最小控顶距3.6米（最小有效作业空间3.0米），采用“见五回二”的顶板管理方式，放顶步距2.4米。（2）、分段回采时上、下段工作面连接处按正台阶工作面阶檐处管理，其靠老塘一侧的上帮每空必须对角打齐密集支柱和与其相对应的加强密集支柱，并关好双层挡矸竹帘。2、正常工作时期的特殊支护形式上下出口采用“两对四梁”和超前支护，超前支护规定10米双栌，20米单栌。3、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离为15米。4、特殊时期的顶板控制（1）、来压及停采前的顶板控制靠老塘排打好密集支柱外，还要沿老塘排用单体、兀梁抬倾向栌加固。（2）、过断层及顶板破碎时的顶板控制1）、用竹帘、杂木棍、边木关顶；2)、空顶处要用老木子接顶；3)、加柱（加密）支护，严格控顶破碎顶板。3、应力集中区的顶板控制上下出口应力集中区除搞好两对四梁支护外，还要搞好过棚支护。（五）、运输巷、回风巷及端头顶板控制1、工作面运输巷、回风巷的顶板控制（1）、运输巷、回风巷的超前支护运输巷、回风巷距工作面煤壁20米范围内用单体、兀梁抬好双边栌作超前支护。（2）、回风巷的加强支护回风巷距工作面煤壁10米范围内用单体、兀梁抬好双边栌和中栌作加强支护。2、工作面安全出口的管理（1）、支护形式两对四梁、超前支护、加强支护（2）、质量要求1）、上出口两对四梁的梁子要紧靠上回风巷上帮，下出口两对四梁的梁子要紧靠下部运道的下帮。2）、两对四梁的梁子（兀梁）与顶梁（铰接梁）之间要加木垫。3）、一梁三柱，点柱要打在顶梁的下方，严禁打空心点。4）、点柱要打牢、打正、打对山。5）、超前支护和加强支护兀梁与金属棚顶梁之间要加木垫。6)、超前支护长度不少于20米，加强支护长度不少于10米。7)、关棚关帮严实，撑筒齐全。8)、清理巷道杂物，确保退路畅通。（3）、与其他工序之间的衔接关系上下安全出口加强支护选择与其它工序错开15米至20米，做到互不影响作业。(六)、支护材料的使用数量和存放管理1、支护材料使用数量：计划单体1220根，计划铰接梁870根，兀梁50根，园木6m3。2、支护材料存放管理：（1）正常存放地点：24采区150m车场。（2）材料必须码放整齐，分类挂牌管理，严禁影响通风、运料、行人。（3）单体必须竖立，兀梁靠放整齐，并编号管理。（4）失效单体即时运出地面修理。支护参数和支护材料规格及参数见表5.5和表5.6表5.5：支护参数序号项目单位参数1工作面支护形式采用单体、铰接顶梁按“一梁一柱”配套支护顶板2支柱排距m1.23支柱柱距m0.64支护密度根/m21.385机风巷超前支护形式采用单体、兀梁抬好双边栌6上下出口支护形式采用“两对四梁”和超前支护、加强支护7回柱放顶距移溜距离m158两巷超前支护距离m20表5.6：支护材料规格参数序号名称规格单位数量1单体液压支柱1200mm×98mm×80mm根12202金属铰接顶梁1200mm根8703兀型梁根504圆木m36四、采空区处理全部垮落法管理采空区。工作面采用“见五回二”顶板管理方法，即工作面支柱达到五排时回收二排支柱，最大控顶距6米(最大有效作业空间为5.4米),最小控顶距3.6米(最小有效作业空间3米),放顶步距为2.4米。工作面采用手拉葫芦回柱。

表5.7工作面设备配置表：设备名称型号主要技术参数数量风煤钻ZOS25/1.9工作气压0.5mpa，耗气量≤3.2L/min2回柱铰车JH8型牵引力80KN，绳长80m，电机功率7.5KW，电压380/660V3矿车U1型固定式容量1m2，载重2.25吨，轨距600mm，车轮直径300mm，牵引高度320mm10刮板输送机SGD420/30A出厂长度100m，小时运量80t，链速0.75m/s，外形尺寸1200mm×420m×160m8乳化泵RB80/200——1矿用隔爆型变压器KBDG200/6————馈电开关KBZ9400/200——5真空低馈开关BKD2200——3检漏继电器JY823——1第二节、回采工作面技术管理一、作业方式根据该工作面的地质条件及施工队具体情况，采用进二回一的作业方式，采煤与放顶在时间上及空间上保持一定的距离（20m以上）。二、劳动组织图表及正规作业循环图

正规作业循环图（图5.7）

表5.8劳动作业表一班二班三班合计班长2226采煤、支护、回柱88824扒煤、拖料、运煤77721队干（1）（1）（1）（3）合计17171751（54）在册人数51÷85%+4=6464第三节、回采工作面技术经济指标一、回采工作面技术经济指标

表5.9：回采工作面技术经济指标表序号项目单位数量1工作面倾斜长度m1102工作面走向长度m8003采高m1.84煤层生产能力t/m31.635循环进度m0.66循环产量t1601607月循环数（循环率）个（%）608月进度m369日产量t32010月产量t960011工作面可采期a0.7812在册人数人6413出勤人数人5114出勤率%84．415回采工效t/工2.3516坑木定额M3/104t2017液压支柱丢失率‰018金属顶梁丢失率‰019铁鞋丢失率‰020火药定额kg/104t97521乳化液消耗kg/104t——22采煤截齿消耗个/104t——23油脂kg/104t——24单位成本元/104t——25煤层牌号——626含矸率%1第七章、采区生产系统第一节、采区运输系统一、采区运输系统（一）原煤运输系统：24回采工作面24区段运输平巷24区段溜煤眼24运输上山24采区煤仓-300水平运输大巷-150暗主井－150运输大巷-150主石门-150井底车场主立井地面（二）排矸系统：掘进工作面中部车场24轨道上山24采区下部车场-300运输大巷-150暗主-150运输大巷-150主石门-150井底车场主立井地面（三）材料、人员、设备运输系统：与矸石系统相反。二、运输方式（一）运输上山：本采区由于煤层倾角较大，平均有32°，故符合自溜的条件，将运输上山按的轨道上山一样的角度布置，采用搪瓷溜槽由上至下自溜；（二）轨道上山：轨道上山倾角也较大，辅助运输采用绞车提升，矿车运输；（三）区段运输平巷：24采区走向长有800m，工作面走向也较长，可以铺设刮板输送机以减轻工人劳动强度，缩短工长人工推矿车的时间；（四）回采工作面：工作面倾角较大，开采倾斜煤层，考虑目前湖南倾斜煤层开采技术结合邻近采区的开采经验，24采区工作面采用搪瓷溜槽自溜；三、运输设备选择本采区工作面和运输上山均采用搪瓷溜槽自溜，由于工作面走向长度较长，区段运输平巷铺设刮板输送机，确定的刮板输送机的型号、使用数量与备用量特征及汇总表如下：表6.1采区运输设备汇总表序号设备名称安装地点运输长度运输能力数量备用量t/h台台1刮板输送机区段运输平巷100m8044表6.2运输设备特征表设备名称型号带宽带速运输能力输送长度电机功率外形尺寸mmm/st/hmkwmm刮板输送机SGD420/30A4200.75m/s80t/h100m301200×420×160第二节、采区通风一、采区通风系统的基本要求：（一）、各矿井必须在不同地点设置单行道和空调，区域内一组煤矿或一个分类矿井的每个高低矿井至少设置一条专用回风通道。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。（二）、采煤工作面和掘进工作面都分别独立通风，有特殊困难必须根据相关规定串联通风。（三）、采煤工作面和掘进工作面的进风和回风不能流经采空区或冒落区。（四）、保证通风质量：应尽量使采区通风系统简单，消除或尽可能减少角联通风，缩短通风线路长度，减少通风设施的使用。二、采区进风与回风上山的选择为了安全生产，设计采区选用二条上山，新鲜风流由大巷经进风上山、进风平巷进入采煤工作面，回风经回风石门到采区回风大巷。进风方式有两种选择，即轨道上山进风或运输上山进风，两种进风方式的优缺点比较如下：（一）、轨道上山进风，新鲜风流不受影响，轨道上山的绞车房易于通风；变电所如果布置在轨道上山与回风上山之间，其回风口设调节风窗，利用两上山间的风压差进行了通风。（二)、输送机上山进风，由于风流方向与煤炭运输方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。此外，须在轨道上山的下部车场内设风门，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。设计采区煤层赋存条件稳定，煤层结构简单，属于倾斜中厚煤层，采用走向长壁后退式采煤方法，且瓦斯涌出量不大，结合两种通风方案的优缺点比较，设计采区应采用轨道上山进风，运输上山回风。三、采区回采区段的通风系统采煤工作面的通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层自燃发火等所确定的。根据采煤工作面进回风巷道的布置方式和数量，可将工作面通风系统分为以下几种类型：（一）、U型通风系统这种通风方式风流系统简单，漏风量小，但是风流线路长度变化大，只有当工作面瓦斯量不大时时，才能满足工作面要求。（二）、Y型通风系统当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时，采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯，对于综采工作面上下平巷均进新鲜风流，有利于上下平巷安装机电设备，可防止工作面上隅角积聚瓦斯及保证足够的风量，这种方式也要求有边界回风上山。（三）、H型通风方式：与Y型通风方式的区别在于工作面两侧的区段运输巷、回风巷均进风或回风，增加了风量，有利于进一步释放瓦斯，这种通风系统比较复杂，区段回风巷，运输巷均要先掘后留，掘进、维护工程量较大。（四）、Z型通风系统：由于进风流和回风力方向相同，也称顺流通风方式，当采区边界有回风上山时，由于这种通风方式配合沿空留巷可使区段的风流路线短且长度稳定，漏风量小。结合设计采区具体情况，经过各种通风方式优缺点比较，瓦斯涌出量不是很大，采用“U”型通风，主要风流经轨道上山进入下区段回风巷（上区段运输平巷）冲洗工作面，乏风经区段回风平巷进入采区回风石门、回风大巷，从风井排到地面。三、风量计算（一）回采工作面所需风量1、基本要求：1）、回采工作面和掘进工作面的通风应相互独立运行；2）、风流稳定，在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联结或复杂网络的内联结上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；3）、让回采工作面的内部及外部漏风小，主要是为了避免泄漏；4)、调风设施应稳定可靠；5)、确保风流顺畅。（二）采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。(1)、按瓦斯涌出量计算 （公式6.1）式中:——采煤工作面需要的风量，m3/min；——采煤工作面瓦斯绝对涌出量预计为0.5m3/min；——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6由公式=100×0.5×1.6=80m3/min；(2)、按工作面进风流温度计算采煤工作面气候条件必须较好，其气温与风速应符合表6.2的要求。表6.2采煤工作面空气的温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/°C采煤工作面风速/m·s1<150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.5～1.8采煤工作面的需风量按下式计算： （公式6.2）式中：——采煤工作面的风速，按其进风流温度从表中选取，m/s；——有效通风断面，取平均值，m2；——采煤工作面的长度系数，可按表6.3选取。表6.3采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数<150.850～800.980～1201.0120～1501.1150～1801.2>1801.30～1.40=60×0.4×6.48×1.35=210.0m3/min；（3）、按工作面人员数量计算 （公式6.3）式中：4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；——采煤工作面同时工作的最多人数，个；由(公式6.3）得=4×nc=4×15=60m3/min根据《规程》的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，则工作面需风量确定210.0m3/min。（4）、按风速验算：根据《煤矿安全规程》的规定，回采工作面风速的最低为0.25m∕s，最高为4m∕s的要求进行验算，即回采工作面的风量应满足：60×0.25×≤≤60×4×60×0.25×6.48≤210.0≤60×4×6.4897.2≤210.0≤1555.2经验证符合要求。(二)、掘进工作面需风量的计算煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。1、按瓦斯涌出量计算 Q1＝100qk＝100×0.56×1.6/1=89.6m3/min （公式6.4）式中：q——表示工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；k——表示瓦斯涌出不均衡系数；2、按人数计算 Q3＝4n＝4×10=40m+/min （公式6.6）式中：n——表示工作面最多时的人数3、取最大风量进行风速验算： V=Q/S=89.6/（4.7×60）≈0.32m/s （公式6.7）式中：S——表示掘进时运道、风巷的平均面积，m2。经风速验算：符合《煤矿安全规程》第101条的规定：0.25＜V＜4（m/s）。故工作面需要配风量90m3/min。（三）、独立硐室实际需风量计算井下爆破材料库取80m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产，充电硐室取40m3/min，机电硐室取80m3/min；则∑Q＝80＋40+80＝200m3/min其它巷道实际需风量计算（四）、各类其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。1、按瓦斯涌出量计算：=133×× （公式6.8）式中——其它巷道的需风量； ——用风巷道的绝对瓦斯涌出量，掘进巷道的绝对瓦斯涌出量为0.56m3/min；——其它巷道因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.1～1.3；=133×0.56×1.3=96.83m3/min；2、按最低风速验算：≥60×0.15×S（S为其它巷道的净断面） ≥60×0.15×6.48=58.32m3/min （公式6.9）（五）、采区总供风量采区的总进风量应按采煤、掘进、硐室和其他地点实际需要的风量总和计算。 (公式6.10） =(155.5++90+96.83)×1.2=410.8m3/min式中：——采区总供风量，m3/min；——采煤工作面实际需风量之和，m3/min；——掘进工作面实际需风量之和，m3/min；——硐室实际需要风量和，m3/min；——采区除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量之和，m3/min；——矿井通风系数，可取1.2。第三节、采区供电由于24采区西面邻近14采区的变电所设在-150北大巷即14采区下部车场靠溜煤上山侧，本设计采区为上山采区，主运输为自溜，辅助运输为绞车提升，为主要用电负荷，由此24采区变电所可以沿用14采区变电所，且变电所安装在采区绞车房附近有利于设备进出。该工作面所有电器设备电源均由24采区变电所引电缆供给。供电线路：一、24变电所→150m北大巷→24轨上车场→24轨下山→24工作面运道→用电地点二、24变电所→150m北大巷→24轨上车场→24轨下山→24轨170m车场→24工作面风巷→用电地点

第八章、采区车场和硐室一、确定相关参数（一）、选择道岔型号与形式大巷内道岔选择DX62441213,其技术特征为：辙岔角ɑ=14°15′，a＝3496mm，b=3404mm，L=12111mm，下部车场平面线路内选择两个单开道岔，型号为DK624412,其技术特征为：辙岔角a=14°15′，a=3496mm，b=3404mm，L=6900mm，与轨道上山相连的斜面线路内的道岔选用对称道岔，型号为DC624－3－9，其技术特征为：辙岔角a=14°15′，a=1495m，b=2755mm，L=4700mm；（二）、竖曲线的曲率半径R设计采区的生产能力为9万吨，不是很大，根据湖南煤矿的特点，竖曲线的曲率半径选择12米。（三）、高低道坡度考虑到低道积水和高低道摘钩，高道坡度设为0.011，低道坡度设为0.009。（四）、起坡轨道数与存车线长度采用双道起坡，大巷内每列车设计30个矿车，轨道上山按一钩车牵引3个矿车，存车线辅助提升按0.5列车长度考虑，故高低道储车线长度各不小于LHD＝30×2×0.5＝30m。参数计算步骤：二、平面绕道线路尺寸的确定采区轨道上山下部车场存车线平面绕道选择与大巷相连，且为顶板绕道。（一）、联接大巷绕道线路尺寸的确定顶板斜式绕道线路尺寸计算如图7.1及图7.2。图7.1采区上部车场平面图图7.2高低道剖面图1、辅助提升车场设计采用双道起坡，对称道岔选用型号为DC624－3－9，其技术特征为：辙岔角a=18°55.30，a=1945m，b=2755mm，L=4700mm；用中间人行道，线路中心距为1800mm。（1）斜面线路的各参数：斜面曲线半径R取9000mm。对称道岔平行线路联接点长度。LC=a+(S1/2)×1/tan(/2)+Rtan(/4)=1945+900×1/tan(18°55，30，，)+900×tan(18°55，30，，)=7419mm(2)竖曲线各参数及相对位置：高道为空车，取坡度iG＝9‰，rG=arctan0.009=0°30，56，，低道为重车，取坡度iD＝11‰，rD=arctan0.011=0°37，49，，取轨道上山起坡角1＝25o高低道竖曲线两端点高差及水平距离，取RD=12000mm,RG=15000mmhG=RG(cosrGcos1)=15000×(cos0°30，56，，cos25°)＝1405mm；hD=RD(cosrDcos1)=12000×(cos0°37，49，，cos25°)=1124mm；lG=RG(sin1sinrG)=15000×(sin25°sin0°30，56，，)=6204mm；lD=RD(sin1sinrD)=12000×(sin25°sin0°37，49，，)=5203mm；高低道最大高差H＝LHGiG+LHDiD＝30000×0.009+30000×0.011＝600mm；两竖曲线上端点间距L1＝（hGhD+H）/sin1=（14051124+600）/sin25°=2085mm；两竖曲线下端点水平距L2L2＝L1cos1+lDlG=2085×cos25°+52036204=889mm，即高道起坡点超前低道起坡点889mm。Kp1——绕道弯道内侧线路弧长，m；Kp1=R(900+450)/57.296=12000×(900+450)/57.296=28274mm。(3)平面储车线计算。求出L1和L2以后，重新计算LHG和LHDLHG＝（HL2iD）/(iD+iG)=(600889×0.011)/(0.009+0.011)=29511mmLHD=LHG+L2=29511+889=30400mm高道储车线直线段d=LHGC1KP内＝29500200025133＝2367mm低道储车线直线段d＝LHDC1KP外+L2＝30400200028903+889＝386mm直线段d之后设平坡。储车线单开道岔选用型号为DK624412,其技术特征为：辙岔角a=14015，，a=3496，b=3404，L=6900，平行线路联接点曲线半径选12000mm，联接点长度为LKLK＝a+S1cot+Rtan(/2)=3496+1800/tan14°15，+12000tan(14°15，)＝12084mm（4）标高计算。1)提车线标高:设低道竖曲线起坡点C，提车线标高的标高为hC=±0低道竖曲线上端点标高hA=hC+hD=0+1124=1124mm斜面线路起点的标高h5=hA+(d+L1)sin1=1124+(386+2085)sin25°=2168mm2)甩车线标高：高道竖曲线起坡点C的标高hC＝hC,+△H＝0+600＝600mm高道竖曲线上端点A的标高hA＝hC+hG＝600+1405＝2005mm斜面线路起点的标高h5=hA+dsin1=2005+386×sin250=2168mm3)基本轨起点标高：h6=h5+LCsin1=2168+[1945+0.5×1800×ctg(18°55，30″/2)+9000×tg(18°55′30″/4)]sin25°=5587mm由于算得的h5相同，故计算正确。2、绕道线路设计绕道为顶板绕道式，斜式布置，绕道出口朝向井底车场方向。

（1）计算绕道交岔点处非平行线路联接点各参数：m=a+(b+T)sin/sin=3496+(3404+3215)sin30°45′/sin45°=8282mmT=Rtan(/2)=12000tan(30°45′/2)=3215mm＝＝30°45，n=(bsin+RcosRcos)/sin=(3404sin14°15，+12000cos14°15，12000cos45°)/sin45°=4568mm(2)计算通过线至绕道单轨直线段间距L:根据运输大巷通过线与轨道上山落平点车场绕道内侧的相对位置，计算大巷通过线与轨道上山低道竖曲线切线交点(P)的水平距离Y和车场绕道内侧线路的水平距离L，然后分别计算车场绕道各分段的有关尺寸，计算公式如下：Y=h×ctg0其中：h——大巷通过线轨面至轨道上山轨面之间的垂线距离，取15m;0——轨道上山下段倾角（起坡角），为减轻车场工程量，这里取25°；Y=15000×ctg250=32168mmTD=Rtg(0/2)=12000×tg(250/2)=2660mmL=Y+TD+d1+R1其中：TD——低道竖曲线切线长度d1——平竖曲线之间插入直线段，取矿车轴距的2倍d1＝2×550＝1100mm，R1——绕道内侧弯道曲线半径，取12米L=32168+2660+1100+12000=47928mm(3)计算交岔点道岔a值始端至煤仓中心线的间距XX=m+Lctg+T1+R1+S/2其中：L1=L/sinnd2LKT1＝47928/sin45°45682000120844971＝48269mm其中：L1——绕道出口端存车线直线段长度——线路回转角，这里为取45°m——由单开道岔非平行线路联接公式求得X=m+Lctg+T1+R1+S/2=8282+47928×ctg45°+4971+12000+1800/2=74081mm3、装车站线路设计由于采区位置在井田边界，故大巷装车站的线路布置采用尽头式，轨道中心距可取为1300mm，在装车点附近加宽为1600mm，绕道出口处考虑机车运行不频繁，仍取为1300mm。车场采用顶板绕道，大巷空、重车储车线及煤仓放煤口均位于大巷上帮一侧。（1）装车站储车线长度。空、重车储车线各为1.25列车长：LH=30×2×1.25=75000mm（2）道岔选择。单开道岔选用4号。靠近井底车场一侧的道岔型号为DX62441213（左），联接点长度为12084mm。计算装车站单开道岔井底车场一侧道岔始端至交岔点处单开道岔a值始端距离。Xl1L,K=63588550012084=46004mm其中l1＝4500+1000＝5500mm，其中4500为机车长，1000为机车长度一半。L,K＝12084mm，因Xl1LX〈60000mm，故空车储车线最终取60000mm。（3）计算装车站线路总长度LD=2LH+LK+l1=60000+75000+12084+5500=152584mm（4）作采区下部车场线路平面图与坡度第四节、采区硐室一、采区煤仓（一）、煤仓容量大巷采用非连续运输时，煤仓设置足够容量可保证采掘工作面正常生产和高产、高效，发挥运输系统的潜力的更好发挥，确保连续均衡生产。煤仓容量取决于采区生产能力、下部车场装车站和运输大巷的通过能力，煤仓生产能力在50至500吨之间，设计采区生产能力为9万吨，根据相关条件，选用60吨。（二）、采区煤仓形式及参数采区煤仓采用垂直式，这种形式可让长度和容积减小，煤仓倾斜设计为90°，煤仓断面由于采区生产能力不大，且煤仓选用垂直式可以选用圆形，断面宽度用2m、高度选用2m，煤仓高度选用11m。（三）、煤仓的结构及支护1、煤仓上口：为了保证安全，用混凝土收口；为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓造成煤仓堵塞，设铁箅子，铁箅子采用8－24kg/m旧钢轨或I10I20号工字钢做成，铁箅子的网孔尺寸选为300mm×300mm，煤仓上口网孔上大块煤炭的破碎和杂物的清理工作在煤仓上部巷内进行。此外在煤仓上口设计高出底板，了防止井下水流进仓内，适当扩大巷道断面，加强支护。2、仓身仓身应用砌碹捣制，仓身的壁厚根据煤仓容量、高度、围岩性质选用300mm3、下口漏斗及溜口和闸门基础收口漏斗设计为截圆锥形，在其下方留一边长为0.7米的方形孔口以便于安装溜口和闸门，并预留安装固定螺栓。

图7.3溜口闸门与矿车的位置关系图

二、绞车房设计(一)、绞车房的位置绞车房位置选择在地质条件较好地层内，绞车房回风道与运输上山连通形成通风系统。(二)、绞车房有关规定1、用不燃性材料支护硐室，配备好灭火器。2、各种设备同墙壁之间，应留出的通道不得低于0.5m，各种设备相互之间应留出的不得低于0.8m。3、有油的电器设备必须设在机电设备硐室内，并严禁设油坑；机电设备必须保证照明。4、需要穿过墙壁时必须用套管保护电缆，并保证管口的密封。5、在机电设备硐室中应设置瓦斯自动检测报警断电仪。6、硐室地面应根据设备安装高度和检修时悬吊设备的高度确定，可取3.045m。(三)、风道及钢丝绳通道1、绳道：用于运输设备、行人、通风、走绳，绳道宽2至2.5m,取2.5m,在5米以内采用不燃性材料支护。2、风道：位于硐室左侧，净宽为1.2m到1.5m取1.5m用于回风与运输上山相连。(四)、绞车房平面布置及尺寸由于在前面已经确定绞车型号为JT1600/1000单滚筒绞车，所以根据其规格尺寸查设计手册确定绞车房的平面尺寸。平面图如下（五）、绞车房的高度该绞车房要安装1.6m的绞车，最后确定绞车房的高度为4.5m。（六）、绞车房支护1、支护采用不可燃性的支付材料，并用C15混凝土铺底；2、硐室采用喷射混凝土支护，允许抗压强度要大于2.5Mpa；（七）、绞车房相关示意图第九章、安全技术措施第一节一般规程1、施工前，所有操作人员必须仔细学习操作规程，测试后合格后才能上岗。2、入井前好好休息，不得喝酒；别把烟火带进井里。3、下井之前必须把工作服、安全帽、胶鞋、皮带等穿戴整齐。4、在进入井前一定要带好自救器，否则不准下井。5、在你下井之前，请先得到矿工的灯，没有灯的不能下井。领到后，请小心检查。6、进井前，请在长道具加上防护罩，以免伤害自己或他人。7、乘坐罐笼或（人车）时一定要服从把钩工和管理工员的指挥。8、未经管理人员许可，不准井出罐子笼。尤其是，在发出提升和停止信号之前，不得进入或离开笼子。9、罐笼升降时，要站稳抓牢，注意不让所带器具影响罐笼，不准在罐笼内打闹。不要向井下丢东西。。10、乘坐人车时，必须听从指挥，排队依次序入坐，挂好安全链，携带保护好尖刃器具，身体任何部位不准伸出车外。人车在行驶和未停稳时，不准上下车。不准坐车沿上或在车内站立，睡觉。11、严禁不规范乘车。12、严禁蹬车、扒车、跳车或坐重车。13、严禁超载。当人满时，必须等下一趟。14、乘坐人车时，掉到地上的物品，严禁立即拾取，以免发生意外。15、携带钢钎、钻杆、铁锹等长物乘坐人车时，上下车时注意防止钢钎、钻杆、铁锹与架线相碰，以免造成触电伤亡。16、人在巷道行走，一定要走行人道，不准在巷道中间行走。遇前、后方有电机车通过时，要及时进保险硐躲避。17、十字路口有围栏和危险警告，这意味着危险气体会积聚。当人们进行干预和给予支持时，他们面临着中毒和窒息的危险，这是严格禁止的。18、如果有人经过巷道或工作区，请联系工作人员，停工后通过。19、在巷道内行走时，钻杆，橇棍等长工具，最好拿在手里，不要扛在肩上，以免碰伤人，碰坏灯，电缆等设备。20、下山提升时，严禁蹬钩。行车时，严禁行人。21、在井下严禁进入失修和不通风的巷道。禁止到与本人工作无关的井巷去，不许私拆栅栏、密闭等安全设施，不准进入盲巷和老巷道