白山坪煤矿21采区设计

第一章矿井概况白山坪煤矿现隶属湖南省煤业集团白山坪矿业有限公司，位于耒阳市大市乡芭蕉境内，距离耒阳市城区30km,距离本公司42km，1983年11月建井，1986年9月投产，设计服务年限24年。2001年7月试行模拟股份制，2004年元月破产重组，年设计能力为15万吨，2007年核定生产能力为12万吨，剩余地质储量为772.3万吨。1.1位置与交通白山坪矿业有限公司白山坪煤矿地处湖南省耒阳市，南西距离城区约10km其地理坐标为东经113°，北纬26°30′，属于白沙矿区北东收敛部位，其东南石界区北段相毗邻（105线），西南与江头井田以乌冲断层分界，走向长8.9km，面积约为11km。矿区处于低山丘陵地区，山间沟谷发育，总的地势是东高西低，最高点是资家台井田东部的坡箕垄39505m，最低点为该矿西部敖河通过处94.0m。有公路从耒阳市直达井田，与京广铁路接轨之专用铁路线已经通至龙塘铺井田，直线距离约14.5km，交通较为便利。1.2矿井现状白山坪煤矿的开拓方式为立井暗斜井开拓，采用中央边界通风，通风方式为抽出式（目前矿井总进风量为1330m³/min，总回风量为1450m³/min），属低瓦斯矿井主要生产中灰，低S中等发热量，无烟煤和优质冶炼铁块煤。，煤尘无爆炸性，煤层无自燃发火倾向性，水文地质条件比较简单（目前正常涌水量为60m³/h），采用二级排水的方式，即-150m—地面，-250m—-150m—地面。该矿主要开采5煤、6煤。划分成三个水平（第一水平：+27m150m，第二水平：-150m300m，第三水平：-300m400m）。现开采第二水平（-150m至-300m），生产采区主要有23采区、24采区，主采6煤。大巷采用架线式电机车运输。目前，全矿消灭了木支护，实现了“三化”，即采煤工作面支护单体（采用伪倾斜正台阶或走向长壁式采煤化正规回采）、煤掘工作面支护金属化、岩掘工作面锚网化。第二章采区地质情况2.1采区概况2.1.1井田地质矿井位于郴耒煤田白沙向斜的北端，构造线方向主要为北40－600东，往往挤压剧烈的褶皱出现，在其轴部则伴生有逆断层，磨田以断裂为主，煤系地层走向一般为北东－南西，井田内地层倾角一般为300，整个井田内主要有F15－F18断层，其中F15断层范围较大，贯穿井田南北。磨田矿井出露的地层有：第四系、三迭系下统大冶组，、二迭系上统大隆组及龙潭组。2.1.2采区位置、范围及其与邻区关系白山坪煤矿21采区位于井田西翼，北起-200m水平，南至-400m水平，整个采区垂高200m，东与30采区相邻，向西毗邻33采区。煤层倾角约25°，走向长约为1800m，倾斜宽约为473m，整个采区真面积约851400m²，均在开采六煤，并且煤层赋存比较稳定。2.2煤层赋存及其顶底板情况2.2.1采区煤层赋存概况本采区内经地质部门勘探，主采六煤，五煤的主要特征：黑色，玻璃光泽，半亮型块煤为主，条带或者粒状结构，层状构造，煤厚1.78—2.44m，平均厚度2m，属于中厚煤层，赋存比较稳定，可采指数0.95。六煤的主要特征：灰黑色，玻璃光泽，半亮型块煤为主，条带或者粒状结构，层状构造，煤厚约为3.25—5.08m，平均厚度3m，属于厚煤层，赋存稳定，可采指数0.9。2.2.2煤质情况采区内五煤、六煤均不自燃，低硫，含磷，含氮量较高，中等灰分，中等发热量，发热量在6000大卡左右，属无烟煤和优质冶炼铁块煤，煤质较好。2.2.3顶底板岩性①五煤：直接顶为粉砂岩，厚度7.0—10m，均厚8.0m，灰黑色，薄层状，具有微波层理。老顶为石英砂岩，厚度18—30m，均厚22m，深灰色，厚层状，水平-微波状层理，致密坚硬。底板为粉砂岩，厚度4.0—8.0m，均厚7.0m，灰-深灰色，薄层状水平层理，偶含黄铁矿结，产腕足类及植物化石。②六煤：伪顶为砂质泥岩，厚度0.1—0.8m，均厚0.4m，黑色，薄层状，微波层理，含植物化石。直接顶为粉砂岩，厚度6.0—11m，均厚7.7m，灰黑色，薄层状，水平-微波层理，含较丰富的植物化石，含菱铁结核。老顶为石英砂岩，厚度12—20m，均厚16.7m，深灰色，中厚层状，水平层理，含菱铁结核，以石英、长石为主。底板为粉砂岩，厚度2.0—6.0m，均厚4.4m，灰黑色，薄层状，微波层理，致密坚硬。综上，五煤距离六煤约21.8m。2.2.4采区地质构造及水文地质情况本区域范围内没有大的地质构造，对采煤作业影响甚小。水文地质条件简单，区内含水层富水性弱，周围除采空区局部有少量积水或裂隙水之外，其他无水。2.2.5其他开采技术条件1.矿井瓦斯绝对涌出量1.5m3/min,相对瓦斯涌出题4.87m3/t，类型为低瓦斯矿井，煤层无突出危险。2.煤层无自燃现象。3.煤尘无爆炸性危险。4.无水害。3计算采区储量，确定生产能力3.1采区储量3.1.1采区工业储量5煤层的厚度为2m，6煤的厚度为3m。21采区走向长1800m，倾斜长473m。工业储量为：Zc=S×M×γ（3-式中：γ—煤容重；M—煤层的总厚度；S—井田面积851400m²。5煤采区工业储量ZC=851400×2×1.36=231.58（万t6煤采区工业储量ZC=851400×3×1.36=347.37（万t5煤煤柱损失量为6.9万吨，6煤煤柱损失量10.4万吨，均按工业储量的3%估算。3.1.2采区可采储量采区可采储量的计算公式为：Z=（ZG－P）×C（3式中：Z—矿井可采储量；ZG—矿井工业储量；P—永久煤柱煤量损失之和；C—采区回采率，中厚煤层取0.80，厚煤层取0.75。5煤可采储量=（231.58-6.9）×0.8=179.7（万t）6煤可采储量=（347.37-10.4）×0.75=252.7（万t）Z1=179.7+252.7=432.4（万t）3.2采区生产能力及服务年限3.2.1工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》中的规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井21采区为“三八”工作制，每日三班，每班八小时，两采一准，单向割煤往返一刀。3.2.2采区生产能力的确定21采区划分为两翼分三个区段，每个区段工作面长度为150m，5煤投产工作面为2151工作面，6煤投产工作面为2161工作面。表3-12151工作面采面名称落煤方式煤层名称容重（t/m3）煤层厚度工作面长度（m）年推进度（m）采面回采率2151机采5煤1.3621504220.95表3-22161工作面采面名称落煤方式煤层名称容重（t/m3）煤层厚度工作面长度（m）年推进度（m）采面回采率2161机采6煤1.3631504220.9（1）工作面年推进度计算如下。B=dVtN（3-3）式中：B—年推进度；d—循环进尺0.8m；V—日循环次数2；t—年工作日330天；N—正规循环率80%。5煤工作面年推进度B=0.8×2×330×0.8=422（m6煤工作面年推进度B=0.8×2×330×0.8=422（m（2）采区设计生产能力为AO=l×m×L×γ×C（3式中：AO—采煤工作面生产能力，kt/a；l—采煤工作面长度，150m；m—煤层煤厚；L—工作面年推进度，422m/a；γ—煤层容重值；C—采煤工作面回采率。5煤工作面生产能力=422×150×2×1.36×0.95=16（万t/a）6煤工作面生产能力=422×150×3×1.36×0.9=23（万t/a）A=∑Ao×K×式中：∑AO—各工作面生产能力之和；K—掘进出煤系数：取1.1；KO—工作面产量不均衡系数。两个工作面同时生产时取0.95。A=（16+23）×1.1×0.95=40（万t/a因此，本采区设计能力取40万吨每年。（3）采区服务年限计算T=Z/AK（3-6）式中：T—矿井设计服务年限，a；Z—矿井可采储量，423.4万t；A—矿井设计生产能力，40万t/a；K—储量备用系数，这里取1.4。T=423.4/（40×1.4）=9根据上述计算，确定该采区服务年限为9年，符合要求。4采区方案设计4.1采煤方法选择4.1.1设计采区采煤方法综合21采区煤层的赋存情况，得知为中倾斜煤层，5煤层为中厚煤层，6煤层为厚煤层。所以本设计采用“走向长壁后退式采煤法”。4.1.2采煤方法参数确定（1）工作面长度150m，煤层倾角为25°。（2）5煤2m厚，采用机采一次采全高。6煤3m厚，采用机采一次采全高，但要辅以爆破落煤。（3）工作面设备的选型综合白山坪煤矿当前的机械化水平，本采区选用MXA—480E/4.5型双滚筒采煤机与SGD630/220型刮板输送机、DZ型单体液压支柱和金属铰接顶梁组成高档普采机组。工作面选用刮板输送机的最大铺设长度为200m。均大于回采工作面150m的设计长度，设计工作面长度符合要求。MXA—480E/4.5型双滚筒采煤机适用于采高小于4.5m，煤层倾角不大于35°的煤层。表4-1MXA—480E/4.5技术特征表MXA—480E/4.5双滚筒采煤机参数牵引速度（m/min）0-7.5最大牵引力（KN）360截深（m）0.63、0.8滚筒直径（m）1.8、2电动机型号DMB-300S长时功率（Kw）400工作电压（V）1140机器重量（t）滚筒中心距（mm）机面高度(mm)卧底量(mm)水压(L/min/MPa)5490001800300-500250/5.54.2采区巷道布置21采区平均倾角为25°，采区内有5煤、6煤可采。情况如表4-2。表4-2巷道布置煤层情况开采煤层采区走向平均长度m采区倾斜平均长度m垂高m地质构造情况集中上山布置中倾斜煤层5、61800473200较复杂4.2.1区段划分（1）区段参数的确定21采区煤层赋存条件较稳定，该区域煤层倾角为25°，属中倾斜煤层，采用走向长壁式采煤方法，选用沿空掘巷，所以区段的倾斜长等于巷道宽度加上回采工作面长度，故每个区段的工作面长度是150m。21采区北起-200m水平，南至-400m水平，整个采区的倾斜长度为473m左右，垂直高度为200m，划分成三个区段。工作面斜长150m。（2）工作面允许的最大长度验算综合白山坪煤矿当前的机械化水平，本采区选用MXA—480E/4.5型双滚筒采煤机与SGD630/220型刮板运输机、DZ型单体液压支柱和金属铰接顶梁，其最大铺设长度为200m。均大于回采工作面150m的设计长度。设计工作面长度符合要求。（3）根据回采工作面通风条件验算工作面长度：L=（130×V×B×M×C）/（q×l×p×n）（4-1=（150×4×2.7×2×0.9）/（1.25×1.6×2.5×2）=291.6（m）式中：V为工作面最大的允许风速4m/s；B为工作面的最小控顶距2.7m；M为采高2m；C为风流系数（一般为0.9~0.95取0.9）；q为昼夜产煤，每产一吨所需的风量1.25m³/min；l为工作面的循环进度，每天两个循环取1.6m；p为五煤单位面积出煤量2.5t/m²；n昼夜循环个数取2。经验算，其通风能力能够满足设计工作面的需求。4.3采区方案及采区车场、硐室设计参考21采区内的煤层特征，综合本矿在中倾斜煤层的工作面的开采经验，与其同时，还需考虑21采区它所处的地理位置和21采区的走向长度，倾斜长度以及白山坪煤矿的采掘接替关系，所以对于21采区，在本设计应该选择使用“双翼采区布置”的方式来开采21采区内的煤层。本采区设计决定选用双翼集中上山布置，根据采区上山位置及布置方式，拟定了两个可行方案进行技术分析、经济比较。1、三条岩石上山布置。2、两条岩石上山，一条煤层上山布置。4.3.1采区布置方案本设计提供两种方案供参考选择。（1）方案一三条岩石上山：按倾角25°将回风上山、运输上山和轨道上山均布置在5煤煤层底板20m处。三条上山处于同一层位。上山之间的水平间距为15m。在煤层底板岩层中布置三条上山。适用于开采煤层层数多、厚度大、储量丰富或瓦斯涌出量大、通风系统复杂的采区。图4-1三条岩石上山（2）方案二两岩一煤上山：为探清煤层和地质构造，在煤层中设置回风上山。掘进时一般先掘煤层上山，为两条岩石上山探清地质变化情况。回风上山布置在5煤煤层中，按倾角25°将运输上山和轨道上山均布置在6煤煤层底板20m处，运输上山和轨道上山处同一层位。上山之间的水平间距为15m。图4-2两岩一煤上山4.3.2各方案技术分析比较（1）技术上比较，见下表4-3所列。表4-3方案技术比较表方案一方案二优点1.维护费用低；煤损少。2.生产系统可靠，通风条件好，易封闭采空区，防自燃有利。3.受采动影响小。1.回风上山掘进容易、费用低，速度快。2.生产系统较简单，通风条件好。3.受采动影响小。缺点1.岩石工程量大，掘进费用高。2.掘进速度慢，准备时间长3.联络巷工程量大1.当变化时，坡度对输送机不利。需留煤柱保护。2.回风上山围岩是煤和软岩；维护条件差（2）井巷工程量比较，见表4-4所列。表4-4井巷工程量比较参数表序号项目方案方案一工程量（mm）方案二工程量（mm）1上部车场80802轨道上山3003003运输上山3003004下部车场80805中部车场60606岩石石门4202807绞车房、变电所60608煤仓15159煤巷石门23523510投产工作面50050011绕道装车站19019012合计2240210013差值140014百分比100%94%由表4-4对比可以得出方案一与方案二相差6%，方案二占优势。从其他几个方面再进行综合评定，如下几点所列。①机电设备投资方案一、方案二基本相同。②运营费用方案一、方案二基本相同。③通风方面方案一、方案二基本相同。通过以上的方案与经济比较，可以得出方案一和方案二两者在工程量方面相差较小。但方案一进速度相比方案二较慢，采掘接替比较紧张。所以本设计决定选择方案二来作为31采区的开采设计方案。4.3.3采区煤仓及车场形式的选择（1）煤仓的形式煤仓的形式有垂直煤仓、倾斜煤仓两种。垂直煤仓的断面形状一般为圆形,倾斜煤仓的断面多为圆形和拱形。根据21采区所确定的开采方案，煤仓选用垂直式圆形煤仓。（2）采区车场形式的选择采区上部车场通常分为平车场和甩车场两种。根据形式，平车场分为顺、逆向两种形式。在煤层联合布置中，由于回风石门较长，为了便于与回风门连接，一般选用平车场，其他条件下可选用甩车场。由于本采区是联合布置，所以上部车场采用顺向平车场。如图4-3所示。图4-3采区上部车场示意图采区的中部车场一般选用甩车场。又因为本采区为联合布置，集中上山，且轨道上山布置在煤层底板岩层中，所以选择甩入石门式中部车场。如图4-4所示。图4-4采区中部车场示意图采区的下部车场根据其装车地点的不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式这三种。因为21采区的煤层倾角大于12°所以采用大巷装车式顶板绕道下部车场。如图4-5所示。图4-5采区下部车场示意图4.3.4采区硐室的确定（1）采区煤仓采区煤仓的形式分为倾斜式煤仓、垂直式煤仓、水平式煤仓和混合煤仓这四种。垂直式煤仓的断面形式一般为圆形，因为圆形的受力条件好，断面的利用率也高，不容易发生堵塞的现象和形成死角，施工速度快，便于维护。因此本设计选用垂直式圆形断面煤仓，布置在不含水的中硬岩层中。煤仓的容量可以根据采区的生产能力来确定，合理设计煤仓的断面大小和高度，提高煤仓的利用率。参考值如下表4-5所列。表4-5采区煤仓容量参数表采区生产能力/Mt/a煤仓容量/t0.30以下50—1000.30—0.45100—2000.45—0.60200—3000.60—1.00300—500大于1.00大于500采区煤仓容量可以按采煤机连续割一刀煤的产量计计算：Q＝Qo+LMdγC＝10+150×2×0.8×0.95×1.36×1×2＝630.16（t）式中：Q—采区煤仓容量，t；Q0—防煤仓的漏风煤量，取5—10t，取10t；L—工作面长度，150m；M—采高，2m；d—截深,0.8m；γ—煤的体积密度，1.36m3/t；C0—工作面采出率，95%；Kt—同时生产工作面系数，取1；N—采区内同采工作面数目，取2。根据上式，因此算出采区煤仓容量为630.16t，因此确定采区煤仓断面净直径为6m，高度为22m。则采区煤仓选择600t，满足要求。（2）采区绞车房绞车房应位于底板岩层或围岩稳定薄、中厚煤层。它不受岩层运动的影响。应避开含水层、大型地质构造和煤与瓦斯突出危险区域。而相邻巷道之间一般需要10米以上的煤柱，维修方便。绞车房需设有绳道和风道两个安全出口，且风道安设调节风窗，同时要考虑行人安全距离。本设计选用JT1600×900-20型号绞车，采用混凝土锚喷支护支护厚度为200mm。绞车房参数详见表4-6所列，图4-6所示。表4-6JT1600×900-20型号绞车房主要尺寸参数表宽度/mm高度/mm长度/mm右侧人行道左侧人行道净宽自地面起壁高净高拱高后面人行道宽前面人行道宽净长1020850640090041003200156012007600图4-6绞车房主要尺寸示意图（3）采区变电所采区变电所位置应设置在地压低、通风良好的地方。采区变电所应尽可能布置在采区用电负荷中心，一般位于上山之间。因此决定将采区变电所布置在连接两条上山的横道中，如图4-7所示。图4-7采区变电所布置图采区变电所基本要求：采区变电所应设置两个安全出口，且出口必须设向外开的防火栅栏，采区变电所采用不可燃性材料支护；采用锚喷支护，底板用混凝土铺底并高出邻近巷道底板200mm左右，且设有0.3%的排水坡度，为了预防矿井水流入变电所；故变电所高度为2.8m，通道高度为2.3m，高低压设备分别布置在一侧，宽度为3.6m，通道宽度为2m。5回采工艺5.1回采工艺21采区五煤六煤为中倾斜煤层，根据本采区煤层赋存情况以及白山坪煤矿现有开采装备水平和各煤层的顶底板的岩性特点，设计采用高档普采，全部垮落法管理顶板。5.1.1落煤21采区五煤层厚度为2m，六煤层厚度3m。岩性为砂岩和砂质泥岩。此种赋存条件选用MXA—480E/4.5双滚筒采煤机来落煤，该型号的采煤机的主要技术参数如表5-1所列。表5-1MXA—480E/4.5技术特征表MXA—480E/4.5双滚筒采煤机牵引速度（m/min）0-7.5最大牵引力（KN）360KN截深（m）0.63、0.8滚筒直径（m）1.8、2电动机型号DMB-300S长时功率（Kw）400工作电压（V）1140机器重量（t）54（1）用途与使用条件MXA—480E/4.5型采煤机适用用于开采采高小于4.5、煤层倾角不大于35°的煤层。（2）割煤方式采用双筒采煤机中部斜切进刀如图5-1所示。①：采煤机割至工作面左端部，调换前后滚筒位置，在左半段上行走空刀返回工作面中部，在输送机弯曲段切入煤壁斜切进刀。②：采煤机在右半段前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，直至右端部。同时，左半段推移输送机。③：输送机的左半部分靠近煤壁移动，采煤机的右半部分在右端部停机。原割顶煤滚筒下降，原割顶煤滚筒上升，在割机身下回到底煤。④：采煤机在右半段下行走空刀返回工作面中部。⑤：采煤机在输送机弯曲段切入煤壁进刀，在左半段前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，直至左端部，同时，右半段推移输送机，恢复到图①的状态。①②③④⑤图5-1采煤方式示意图5.1.2装煤采煤机在采煤时，利用滚筒的螺旋齿和弧形挡板，将煤输送机的剩余煤自动从铲板上铲入输送机，并将少量撒煤手工装入输送机。5.1.3运煤采用刮板输送机运煤。当前使用的刮板链有三种，中单链、边双链和中双链。边双链的优点就是他的运输能力大，但他的缺点也很明显，就是受力不均；而中单链的优点是运输能力较大，但他的缺点是机头机尾较高，不利于管理工作面；使用中双链就刚刚好，他能够较好地克服这两点，所以刮板链选用中双链。（1）采煤机的实际生产能力QC=60×VC×D×M×γ×K式中：QC—采煤机实际的生产能力，t/h；VC—采煤机正常的牵引速度，1.5m/min；d—采煤机的截深，0.8m；M—采高，2m； γ—煤的容重，1.36/m3；K—机采采出率，0.95；

因此得出采煤机的实际生产力是186t/h（2）刮板输送机的输送能力QS=1.2QC（式中：QS——刮板输送机输送能力，t/h；QC——采煤机实际生产能力，t/h。因此Qs=1.2×186=223.2t/h，因为刮板输送机的输送能力，应当大于1.2倍采煤机的最大生产能力；牵引的方式也需要和采煤机相配套。故选用SGD630/220型刮板输送机。5.2支护5.2.1单体支柱支护设计（1）合理支护强度的计算①采用经验公式计算Pt=（mz=(10×2.6×8)÷(2×1.6)=65（吨/m2）式中：mz——预计垮落的直接顶全厚取10米；Rz——直接顶容重取2.6；Lz——直接顶第一次垮落步距取8米。②计算采面支护密度Nt=Pt÷（Z×=65÷（30×0.85）=2.55（根/m2）式中：Rt——每根支柱的实际承载能力取30吨/根；Z——支柱额定工作阻力实际利用系数，单体液压支柱取0.85。（2）工作面合理的支护密度计算Ns=[（L÷S）+1]×A÷(L+B)（=[（150÷0.8）+1]×5÷（150+4.3）=6（根/m2）式中：B——最大控顶距：4.3米；L——工作面斜长：150米；S——排距：0.8米；A——每组为5根支柱。（3）选择支护密度为安全起见本采面的支护密度系数取6根/m2。（4）工作面控顶“三、五排”控顶，根据采面循环进度选取的排距为0.8m，柱距取0.8m。5.2.2支护参数综合上述相关的参数以及采高等因素采用以下型号单体和顶梁：单体：采用DZ型单体液压支柱，技术参数为：工作阻力30吨，工作行程700mm，泵站压力15－20Mpa。顶梁：技术参数：L×B×H＝2000×100×100（mm）,采用竹帘，杂木棍背顶关帮；不同性能的支护材料不能混合使用，工作面支护参数和支护材料使用数量见表5-2、5-3、5-4所列。工作面布置形式见图5-2。表5-23151工作面支护参数表序号名称单位参数允许偏差(mm)序号名称单位参数允许偏差(mm)1最大控顶距米3.5±1005柱窝米0.2±1002最小控顶距米2.7±1006组内辅助距米0.02~0.05±1003排距米0.8±1007采高米2±1004柱距米0.8±1008支柱迎山度3°～5°±100表5-33161工作面支护参数表序号名称单位参数允许偏差(mm)序号名称单位参数允许偏差(mm)１最大控顶距米3.5±1005柱窝米0.2±100２最小控顶距米2.7±1006组内辅助距米0.02~0.05±100３排距米0.8±1007采高米3.99±100４柱距米0.8±1008支柱迎山度3°～5°±100表5-4支护材料的正常使用数量、规格参数表序号名称型号单位数量安装地点备注1手拉葫芦1吨个2采面2单体PDZ个460采面、溜子道、回风巷5%备用图5-2工作面布置图5.3采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板。5.4劳动组织及技术经济指标回采工作面经济指标表见表5-5、5-6所列。表5-53151工作面经济指标表3151工作面项目名称单位数量工作面长度m150采高m2落煤方式机采煤层生产能力t/m22.5日循环数个2日推进长度m1.6月正规循环率%80月推进度m38.4日产量吨424表5-63161工作面经济指标表3161工作面项目名称单位数量工作面长度m150采高m3落煤方式机采煤层生产能力t/m24.1日循环数个2日推进长度m1.6月正规循环率%80月推进度m38.4日产量吨6965.5回采工作面正规循环作业图表编制工作面正规循环作业图表如图所5-3所示:图5-3工作面循环图表5.6初次、周期来压措施1、初采前，必须按规定配齐所有的支柱等支护材料。2、严禁放顶与采煤平行作业，放顶时，各组的间距必须大于15米，并采用远距离放顶法。3、加强切顶线的管理，要按打好密集支柱和丛柱，挂好矸帘，防止窜矸。4、老顶来力时，要及时加固支护，人员撤离现场，待压力稳定后，再进入工作面，进行正常作业。5.8技术经济指标技术经济指标表见表5-7所列：表5-7白山坪煤矿21采区主要技术经济指标表序号名称单位指标备注1采区年产量万吨302采区日产量吨11203采区服务年限年94年工作天数天3305日工作天数班36瓦斯等级低瓦斯相对瓦斯涌出量4.87m3/t75煤煤层爆炸指数%无爆炸性86煤煤层爆炸指数%无爆炸性9煤的自燃性5、6煤属不自燃发火煤层10工业储量万吨43111可采储量万吨32112开采煤层层数层25煤，6煤13采区走向长M180014采区倾斜长M47315开采方式上山开采16采煤方法走向后退式长壁采煤法17顶板管理全部垮落法6采区生产系统6.1采区运输系统图6-131采区平面图6.1.1采区运输系统开采方法、地质因素，在考虑到以上两点以及结合白山坪煤矿井型、巷道断面和布置情况后，本设计确定了各运输系统，具体如下：（1）煤炭运输系统工作面落煤→工作面刮板运输机→区段运输平巷→区段溜煤斜巷→运输上山→采区煤仓→采区装车站→-200m水平的运输大巷→井底车场→主井→地面煤仓。（2）材料运输系统地面库房→地面工业广场→副井→-200m水平运输大巷→21采区上部车场→21采区轨道上山→采区中部车场→区段石门→区段运输平巷→工作面。（3）排矸系统掘进工作面→采区中部车场→21采区轨道上山→21采区下部车场→-400水平运输大巷→-400井底车场→副井→地面工业广场→排矸场。6.1.2运输方式倾角25度。刮板输送机用于运输上山,绞车用于辅助运输轨道上山,区段运输平巷选用刮板输送机来配转载机运输，工作面使用刮板输送机用于解决运输问题,并在回风巷道铺设轨道。6.2采区通风6.2.1通风系统（1）新鲜风进风路线新鲜风流-600水平运输大巷31采区下部车场轨道上山31采区中部车场区段运输平巷工作面。（2）泛风路线工作面泛风工作面回风巷采区上部车场回风石门回风大巷。6.2.2风量计算与分配（1）按采煤、掘进、硐室等地点实际需要计算风量：①采煤工作面所需风量计算Qc=100×q×k=100×1.5×1.5=225(m3/min)式中：q─工作面绝对瓦斯涌出量1.5m3/min；K─瓦斯涌出不均衡系数取1.5。②按温度计算：Q=60×V×S（=60×0.7×5=210（m3/min）式中：V—工作面常温下的风速0.7m/s；S—工作面平均断面积5m2。③按同时工作的最多人数计算：Q=4×N（6-=4×40=160(ｍ3/min)式中：4—为作业人员每人的供风标准4ｍ3/min；N—同时作业时的最多人数，取40。④风速验算：Vmax=Q/60×Smin=160/(60×3×0.92)=0.97（m/s）Vmin=Q/60×Smin=160/(60×5×0.92=0.58m/验算风速V符合0.25m/s＜V＜4m/s，符合《煤矿安全规程》，所以选择工作面风量为270m3/min。故工作面风量配备可选为270m3/min。（2）采区总风量计算QZ=QX×=(270+260×2+160+210×0.5)×1.058=1116(ｍ3／min)式中：K─矿井通风富裕系数取1.058。故31采区总风量为1116m3／min。6.2.3采区供电从-600m中央泵房用95mm2高压铠装电缆敷设至采区变电所；采掘工作面的供电从采区变电所供给。6.2.4采区排水通过轨道上山排至-600m水平大巷，然后由矿井的二级排水系统抽至地面。7采区车场与硐室7.1采区下部车场设计21采区为上山采区，轨道上山为辅助运输。它的通过能力不是很大。水平运输大巷连接采区下部车场，顺向绕入顶板、连接轨道上山。为大巷装车式。1、装车站线路设计根据装车站的位置，大巷装车站线路可分为两种类型:通过型和尽头型。因为通过式装车站不仅考虑了采区的装车，还考虑了通过装车站进入相邻采区的大巷车辆。尽头式装车站位于巷道的末端，只服务于井田边界处的装车区，没有其他采区的车辆通过。因此，采用通过式调度绞车调车的大巷装车站。如图7-1所示。图7-1大巷装车站线路示意图2、大巷装车站线路布置参数确定通过式装车站线路总长度L为：L=2Lh+3Lx式中Lh——空、重车存车线长度，一般各1.25列车长，取51m；Lx——渡线道岔连接长度，15m；Ll——机车及半个矿车长度，6m。代入数据计算得L=2×51+15×3+6=153（m3、调车方式如图7-1所示，为通过式装车站的路线布置。机车牵引空列车从井底车场方向大巷道空线出发，进入装车站空存车线4号线。机车摘钩后，分别进入段。然而，煤仓将满载的重型列车拉出，通过单开的道岔6，进入9号线，驶往井底车场。在调度绞车牵引下，空列车不脱钩、不装煤。调度绞车常设在煤仓同侧的壁龛中，钢丝绳通过滑轮导向。7.2采区硐室设计7.2.1绞车房有关规定机电设备必须有足够的照明。7.2.2绞车房布置及尺寸绞车房需设有绳道和风道两个安全出口，且风道安设调节风窗，同时要考虑行人安全距离。本设计在前面已经选用JT1600/900—20型号的绞车，所以根据其规格尺寸查设计手册确定绞车房的平面尺寸。7.2.3绞车房的高度该绞车房要安装1.6m的绞车，绞车房高度可根据检修时悬吊高度及设备安装情况确定。故高度为4.5m。7.2.4绞车房支护（1）需要采用C20强度的混凝土铺底，非燃性的材料来支护；（2）硐室采用喷射混凝土支护，允许抗压强度要大于2.5Mpa。7.2.5绞车房相关示意图图7-2绞车房平面尺寸设计示意图7.3采区变电所7.3.1采区变电所布置形式根据采区巷道布置特征，综合供电需求，将巷道布置在区段石门跟中部车场连接处，且其布置形式为一字形。7.3.2变电所尺寸的确定（1）平面尺寸平面尺寸需要根据变电所内部布置的设备、设备的维护、设备外形尺寸以及行人的安全间隙来确定。宽度一般为3.6m，长度一般为8—24m，取22.5m。硐室内需要排列设备，通常将高低压设备，分别布置在硐室两侧，其间过道宽度应大于0.8m。（2）硐室高度硐室的高度确定和选择，应该合理的按照行人，设备以及电灯的吊挂高度来确定，一般为2.5-3.5m，取2.8m。通道高度一般为2.3-2.5m，取2.3m。8安全技术措施白山坪煤矿是低瓦斯矿井，5、6煤层均无自燃起火，煤尘爆炸的危险性，然而，为了保证白山坪煤矿的安全生产，必须加强对井下瓦斯和煤尘的控制。在设计中要认真贯彻“安全第一，预防为主”的方针，为今后的施工安全创造良好条件。8.1一般规定1、工作面在生产之前，应该由主管技术员、队长等人员对全体职工贯彻本规程，全体干部职工必须认真学习，并经考试合格签字后，才能够上岗进行操作。2、对于生产中不按照煤矿安全规程、工作面作业规范施工的员工必须要求违反规范施工的员工立即停止工作，只有经过安全培训，考试合格后才能够重新上岗作业。3、加强现场科学管理，狠抓薄弱环节。8.2防火本矿井所开采的五煤层和六煤层均无自燃起火的性质，但为了确保矿井的安全，必须做到以下几点：1、因为矿井的地质原因或者其它多方面的原因，导致了冒顶，而且当冒落的高度在一米以上的时候，冒顶的空间一定得要夯实，底层一定得要用黄泥巴填充严实，防止自燃起火。2、如果矿井下面，发生了冒顶，且坍塌的高度在两米以上的时候，其体积在六立方米以上的时候，一定要做好矿井防火处理，在高概率冒落周围的煤层一定得要加以充填和密封，防止煤层自燃引发火灾。3、每个皮带机头需要装有灭火器和沙箱，每个至少两个，机头上装有洒水和灭火两用的软管，且软管长度不小于20米。4、为了不让煤层自然起火引发火灾，采区工作面之间的区段煤柱需要留设6米。5、火灾难以扑灭，危及消防人员安全的，应当组织现场工作人员按照避灾路线及时疏散。8.3防尘1、最优排尘风速0.5～2.0m/s。及时测定风流中粉尘浓度。2、运输顺槽、采掘工作面、放煤口、各转载点等均设洒水防尘喷头。3、开采之前，提前在煤层钻若干钻孔,压力水通过钻孔注入渗透到媒体,提高煤的含水量和尘埃粒子之间的黏着力,并减少煤的强度和脆性,增加可塑性,并减少煤尘在采煤时的生产量。同时，渗入煤裂隙的水会将原生细尘黏成较大的粉尘颗粒，使其失去飞扬能力。4、设计配备煤层注水设备，以湿煤来降尘。采煤工作面是煤尘产生粉尘的地方。压力水通过钻孔注入煤层，沿煤层顺层、节理、裂隙扩散，渗入煤层孔隙，使煤层提前湿润，减少了开采过程中产生的浮尘。5、矿井内的各个位置都安装了自动洒水喷头，有效地控制了煤尘飞扬，使其湿润。喷淋设备应专门进行管理和维护，不得随时拆卸，以保证喷淋设备的完整性和正常运行。6、冲洗、清洗巷道:要求定期进行巷道壁面冲洗，对巷道内沉积的粉尘进行定期清理和运输。在地下变电站、消防物资库等主要硐室，对巷道围岩进行石灰水处理，既能减少粉尘，又便于冲洗。7、个人防护:井下采取防尘后，空气中仍悬浮着一些细小的矿物粉尘，有的地方甚至不符合卫生标准。设计选用了一种通用的过滤口罩，以加强井上和井下作业人员的人身保护。8.4防水主要的防治水措施为：1、各水平中应该设有足够满足该矿所需的排水能力的设备、设施。2、掘进巷道需要顺着底板，以保证正坡度。3、断层两侧均留足安全煤柱。4、制定好撤退路线，确保通畅，以便人员撤离。5、清理干净浮矸煤，确保水流能够通畅流动。6、探水现场应通过信号与邻近区域的工作场所保持联系，安装专用电话，并在水威胁区域内通知工作人员，一旦出水，应立即疏散还在危险场所的人员。7、钻孔时，应注意观察钻孔条件。发现钻孔出水超过正常钻孔供水量，且释放有害、易燃性气体的，应马上停止作业。8、当水源被发现时，探水孔不能释放出水量。当水量较大时，应估算水量、水位高度。对防水孔的排流量和排水的顺序进行研究，放水的设计应当上报经主管机关批准。9、在排水过程中，要注意水量的变化，水的侵蚀和杂质，以及有害气体的涌出。要是发现非常见的情况，应及时实行相对应的防护措施，防止事故发生。8.5防瓦斯1、设计中应当按照低瓦斯矿井的安全标准与安全要求，配备各种安全检测仪器、瓦斯检测设备、集中监控系统。2、还需要严格的实行瓦斯检测的管理制度，万一发生了局部瓦斯聚集或者瓦斯浓度超限，便可立刻采取相应的处理措施。3、确保矿井通风系统稳定可靠,以确保有足够的风量和合适的风速在每一个工作场所和使用的地方,及时排出和稀释气体,以防止瓦斯气体超过了极限。4、该地区有较厚的煤田，也可能有较高的含气区。设计了瓦斯抽放泵站，随时开工，加强了瓦斯治理。8.6工作面支护安全技术措施1、支柱时，必须按规定垫好垫木。（垫木规格：长×宽×高：250×150×80mm），并且按规定支好撑木，背好帮棚。2、顶板管理安全措