大郎煤矿25采区设计

II1矿井地质概况1.1基本情况1.1.1概况大郎井田范围内以往生产煤矿较多，在矿管部门的严格监督和管理之下王家沟煤矿、陈家沟煤矿等无证矿井巳关闭，目前主要生产煤矿有大郎煤矿、炉子槽煤矿、廖家沟煤矿、二人桥煤矿、碾子湾煤矿。一、大郎煤矿1984年7月建矿，投产于1988年2月，设计生产能力由21万吨/年变为50万吨∕年，斜井开拓是它的开拓方式，井口的坐标如下X=3444028.66m、Y=36453265.48m,井口的高程为333.87m,硐向80°20′，坡度23°，斜长351.39m，落平标高＋199.60m。截止2006年10月，批准开采的25煤层和内连煤层＋200m标高以上可采范围内的煤炭资源巳基本采完；外连煤层5号勘探线以北，＋200m标高以上和5号勘探线以南＋400m标高以上可采范围内的煤炭资源巳基本采完；三层煤累计采出原煤3285千吨，损失659千吨，回采率83.0%，25煤层采空走向长约1.9Km，面积1.1Km2，外连煤层采空走向长约2.1Km，面积1.1Km2，内连煤层采空走向长约2.9Km，面积1.65Km2（见附图11、12、13）。大郎煤矿自1988年12月投产以来，至今已经18年了，矿井先后开采结束并封闭了241、123、423、121、421、421扩大、422等七个采区，现+200生产水平有422K、221、321等三个采区，±0延深水平开拓准备有401、101等两个采区。目前+200米水平为末期开采。±0m水平的西翼见外连煤层和内连煤层，年底401采区贯通；延深东翼下山掘进至+69m标高，内连煤层形成1012回采工作面，采区巷道系统工程正在施工之中。二、炉子槽煤矿、廖家沟煤矿、二人桥煤矿、碾子湾煤矿四矿位于大郎井田南部，占用地质储量129万吨，截止2006年10月末，批准开采的23煤层、24煤层和外连煤层＋200m标高以上的资源巳基本采完，其中外连煤层9～11号勘探线之间被达县碾子湾煤矿越界开采至标高＋100m，越界采空区走向长1.15Km，面积约0.13Km2，其违法行为由达州煤矿安全监察办事处和四川煤矿安全监察局川西监察分局进行了查处，批文分别为达煤安监函字［2004］1号文和川西煤安监函字[2005]27号文。本次储量监测工作不包括这四个煤矿资源，其开采资源量未作统计。上述小煤窑开采对目前大郎煤矿开采无安全威胁（井下工作面相距的最小距离在300米在上）。1.1.2位置及范围四川达竹煤电(集团)有限责任公司大郎煤矿位于四川省达州市城南170°方向，直距约10公里处。地理座标：东经107°29′～34′，北纬31°05′～10′，井口的坐标如下：X=3444028.661,Y=36453265.477,Z=333.87米。行政区划属达县大郎乡、亭子乡、江阳乡部分地区。1.1.3其邻区的采掘情况1.1.4地面建筑设施、地形地貌等情况以及受到的影响程度（1）建筑以及被影响情况大郎煤矿有3公里专用公路与国道210线相接，10公里的公路专用线至襄渝铁路河市站相接，达渝高速公路、达万铁路从矿区附近通过，煤矿生产的原煤或经石板选煤发电厂洗选后的精煤可通过公路、铁路转运省内、外。矿区交通较方便（2）地形地貌大郎煤矿矿区，坐落于中、低山地貌单元，其单元形成为构造剥蚀所致，主体山脉走向类似于中山背斜构造线，地形特征有东、西倾斜的趋势，坡度东缓西陡，自然坡角最低20°，最高为42°,,陡角最高60°，山脊一般标高730m左右，山顶平缓，最高峰为山丘儿墚，海拔814.5m，最低点在井田西翼的郑家坝一带，标高305.0m左右，相对高差一般小于400m。区内陡坡地段植被发育较好，多为松、柏和灌木林，低缓沟谷地带则被居民垦植为农田旱地，地貌形态不复杂。（3）水系及地面积水范围本区无大的地表水体，仅背斜两翼发育分布有横向溪沟，东翼流入明月江，西翼流入铜堡河，这些溪沟由于汇水面积小，迳流条件好，久旱后有缺水断流现象。明月江河水从矿区东北部的江阳乡流过，由北转西至小河咀汇入州河，流量最大2600m3∕s，最小0.12m3∕s；铜堡河河水由南东—北西流向，从矿区南西侧的石板附近流过，在金垭乡之大滩汇入州河，流量最大8m3∕s，最小0.5m3∕s。此二河均属渠江水系，对矿井充水的可能性极小。矿井山顶的中山背斜轴部及两侧只有供人畜饮水用的水塘，大约有10余口，水面在60~600平方米，水深在0.5~5米。由于距离煤层真厚在300米左右，有多层砂质泥岩隔水层阻隔，对采矿不构成安全威胁。确定安全煤岩柱安全煤岩柱的垂高（Hsh）应大于保护层厚度（Hb）加上地表裂缝深度（Hbili）和导水裂隙带最大高度（Hli），见式（1.1）（1.1）则：M为煤层厚度（m），取2、3、5煤的采厚，为4.2m，导水裂隙带最大高度为61m，根据安全煤岩柱高度计算公式Hsh≥Hli+Hb+Hbili，当开采2煤、3煤、5煤时，计算得安全煤岩柱高度应为：根据大郎煤矿的矿井资料，2煤层至梓门桥灰岩底面的距离最小为103m，由以上结果可以看出，在正常开采条件下，导水裂隙带高度达到标准，对水库没有影响。1.1.5采区内的地质勘探情况大郎煤矿所在的大郎井田曾进行过五次地质勘探，共施工钻孔131个（123个有效，报废8个），总进尺65322.31m（有效进尺61836.11m，报废进尺3486.2m）。（一）四川省地质局华蓥山地质队1959年4月～1960年9月施工钻孔5个，进尺2024.27m，于1960年9月提交了《四川省中山煤田达县大郎、何家湾井田初步勘查报告》，1962年四川省地质局审查后认为该报告由于钻探质量低劣，未核收大郎井田储量。（二）四川省煤田地质公司137队分别于1970年8月～1972年2月、1973年7月～12月、1974年11月～1975年2月分三次对本井田和何湾井田进行了勘察探测，最终钻孔35个，进尺13141.65m，提交了《四川省华蓥山煤田中山矿区大郎井田西翼（南段）补充文字说明》等重要资料，获能利用储量1219.27万吨，暂不能利用储量971.7万吨，省煤管局根据川煤基发（1975）463号文准许该报告，并发现且告知井田构造未查明清楚，勘探程度不够，需进一步勘探。（三）1978年2月～1980年6月，其公司137队根据存在问题又进行补充勘探，施工钻孔56个，煤炭工业局以川煤基（1981）757号批准该报告，核收能利用储量B+C+D级1770.5万吨，暂不能利用储量C+D级1078.6万吨。大郎煤矿在建井期间（1984年7月～1988年12月），修改了勘探线剖面6条，新编水平切面图2张，地质剖面3条，并相应修改了部分煤层底板等高线及储量估算图。矿井从1988年12月建成投产至今33生产期巳超过18年，其间矿山工程技术人员做了大量地质工作用以指导生产，修改煤层底板等高线图的面积约1.78Km2，编制各种地质说明书66份，图件36张，各类年度报表17年次。1.2煤层1、内连煤层：煤层顶、底板岩性以灰、深灰色薄层状泥岩为主，次为炭质泥岩和粉砂质泥岩，局部顶板为灰色细～中粒砂岩。2、外连煤层：煤层顶、底板岩性为灰、深灰色薄层状泥岩、粉砂质泥岩，局部夹炭质泥岩，厚0.1~1.5米左右，老顶为灰色中粒砂岩，含较多黑色矿物，质坚硬，厚约13米。3、K25煤层：煤层顶、底板岩性以灰、深灰色薄层状泥岩、炭质泥岩和粉砂质泥岩为主，顶板局部有浅灰～褐灰色含鲕粒粘土岩，常见有细～中粒砂岩与煤层呈冲刷接触现象。1.3煤质据化验成果，煤层均为腐植煤，除23-1煤层为低变质煤外，其余均为中变质煤。本区煤的物理性质因煤组不同而有所差异，但每组中基本相同。1.4煤层的顶、底板情况1.4.125煤层的顶、底板情况位于须家河组第七段（T3xj7）上部，结构较为复杂，有1～3层的含夹矸，主要为泥岩，其次是炭质泥岩及粉砂岩，煤层的厚度为0.06m~1.29m，煤分层平均0.4m，在可采范围内煤层总厚约0.85m，纯煤和有益厚度分别约为0.64、0.60mm。煤层大致在井田北段16～1、2号勘探线，可采部分在背斜东翼，大部分在17～2号勘探线，西翼在17～18号勘探线一带，可采区连成一片，走向长约1.8Km，可采区内仍有少量冲刷薄化带或无煤一带。煤层在井田南段仅背斜东翼4～7号勘探线之间局部有孤立小块分布，煤层有益厚度一般0.4m左右，其余地段多为煤线或炭质泥岩。1.4.224煤层顶、底板位于须家河组第七段（T3xj7）上部，即25煤层之下，23煤层之上，上距25煤层11m，下距23煤层约5.5m，单一结构，少数含夹矸1层，岩性为泥岩、炭质泥岩，一般厚0.16m。煤层总厚度最大0.71m，最小0.05m，平均厚0.44m。煤层顶、底板岩性以灰、深灰色薄层状泥岩为主，粉砂质泥岩、炭质泥岩次之。煤层主要分布在井田南段西翼5～11号勘探线之间，东翼8～10号勘探线靠背斜轴附近有少量分布，可采范围则集中在西翼6～10号勘探线之间，走向长约2.6Km，煤层有益厚度一般0.44m。1.4.323-1煤层顶、底板单一结构，煤层总厚度最大0.44m，最小0.03m，煤分层平均厚0.36m。煤层顶、底板的岩性有灰色薄层状泥岩、粉砂质泥岩。煤层薄化不可采；井田南段主要分布于背斜西翼6～10号勘探线之间，走向长大概有2.0Km。1.4.423煤层顶、底板煤层总厚度最大0.93m，最小0.02m，一般0.04～0.54m。煤层顶、底板岩性以灰、深灰色薄层状泥岩、粉砂质泥岩为主，少数为炭质泥岩。井田北段背斜东翼3号勘探线以北至井田边界之间均有分布，可采煤层主要分布在3～17号勘探线之间深部，长约1.6Km，有益厚度0.31～0.69m，一般0.50m，局部有小块遭冲刷呈无煤带。背斜西翼主要分布于1～17号勘探线之间浅部地段，但有益厚度一般小于0.40m，煤层向北西深部为冲刷无煤带。井田南段主要分布于背斜西翼6～11号勘探线之间。可采煤层主要分布在7～11号勘探线之间深部，有益厚度大于0.36～0.65m，一般0.54m，走向长约2.0Km。1.4.5底连煤层在5号勘探线附近见有少量可采点，从煤层对比上看，该煤层系内连煤层的下分层，因夹矸厚度大于煤分层厚度而划为独立煤层。1.4.614煤层位于须家河组第五段（T3xj5）中上部，下距14-1煤层约0～7m，上距须五段顶部厚层砂岩底界约6.2m。煤层结构复杂，一般含夹矸1～2层，夹矸单层厚度一般小于0.10m，岩性为泥岩、硬质粘土岩，少数为炭质泥岩。煤层总厚度最大1.21m，最小0.16m，在可采范围内煤层一般总厚0.50～0.90m，纯煤和有益厚度0.30～0.50m。煤层顶、底板岩性为灰、深灰色薄层状泥岩、粉砂质泥岩，局部为粘土岩。煤层主要分布在井田北端1、2～16号勘探线之间，可采范围主要分布于背斜轴部附近及以西地带，平均走向长：东翼约0.17Km，西翼约2.50Km。1.4.712煤层位于须家河组第五段（T3xj5）中部，上距须五段顶部厚层砂岩底界约8.20～15.20m，一般11.0m。煤层结构简单，局部含夹矸1～3层，夹矸单层厚度0.20～0.58m，一般小于0.25m，岩性为泥岩，少数为炭质泥岩。煤层总厚度最大2.19m，最小0.10m，一般0.21～0.55m。在可采范围内煤层总厚一般0.70m，纯煤和有益厚度0.50m。煤层顶、底板岩性为灰、深灰色薄层状泥岩、粉砂质泥岩，局部为炭质泥岩。煤层主要分布在井田北端1、2～16号勘探线之间，可采范围主要分布于背斜轴部附近及以东地带，平均走向约1.5Km，西翼深部（标高+100m水平以下）为薄化不可采带。1.5水文地质1.5.1含水层井田内的砂岩受构造影响较重，断层、节理、裂隙发育带，有利于地下水的补给、运移和排泄，为相对含水层。J2ｓ、J2x1、J1-2z3、J1zh、T3xj7-2、T3xj5中的砂岩、灰岩为相对含水层。1.5.2隔水层泥岩、砂质泥岩等结构致密，孔隙和裂隙不发育，除浅部受构造影响为季节性含水层外，深部起隔水作用，视为相对隔水层。前述J2ｓ、J2x、J1zh、、T3xj7-1、T3xj7-3地层中的厚层泥岩为相对隔水层；（1）矿井充水水源该区内主要充水水源为大气降水。（2）矿井充水方式多以浸水、井泉和坑口形式排泄。部分降水则以裂隙和孔隙为通道，向深部运移、补给，并储存于深部含水空间内（3）矿井充水途径矿井一共有三种充水条件：①通过断裂带导水；②通过顶板裂隙带导水；③人为因素。（4）矿井涌水量的影响因素涌水量有随时间和开采深度增加而呈减少的趋势，地层富水性相对较弱，对开采影响较小。1.6涌水量预测及依据根据已生产采区（21、23采区）涌水量资料，矿井涌水量随开采面积、开采深度的增加呈递增趋势，并用地下水动力学法加以验证。采用公式（1）水文地质比拟法见式（1.3）（1.4）（1.5）1）Q=Q0·（F/F01）/N1·（S/S01）/N2（1.3）2）Q大=U大·Q（1.4）3）Q一般=U一般·Q（1.5）式中：Q0为21、23采区2000、2001年旱季最小涌水量之和的算术平均值Q、Q一般、Q大为25采区设计最小涌水量、一般涌水量、最大涌水量F0：为21、23采区已开采面积F：为25采区设计开采面积S0：为21、23采区水位降深，等于静止水位标高减去现生产水平最低开采标高S：为25采区设计水位降深，静止水位标高减去计算水平标高N1：生产矿井涌水量与开采面积的相关指数，由大郎矿井现生产采区(21、23采区)实际涌水量及采空面积资料采用下式确定见式（1.6）N1=(lgF02-lgF01)/(lgQ02-lgQ01)（1.6）据1998、2002两年的资料F02=365990m2F01=206918m2Q02=220.62m3/hQ01=180.61m3/h得N1=2.85N2：生产矿井涌水量与降深的相关指数，根据大郎矿井现生产水平实际涌水量与降深资料采用下式确定见式（1.7）N2=（lgS2-lgS1）/(lgQ02-lgQ01)（1.7）其中：S2、S1分别为1998、2002年水位降深（m）S2=283-（-42）=325mS1=283-（75）=208mQ02、Q01分别为2002、1998年21、23采区平均涌水量Q02=220.62m3/hQ01=180.61m3/h得N2=2.23U大：雨季最大变化系数U一般：雨季一般变化系数U大根据大郎矿井21、23采区2000、2001年雨季最大涌水量与相应年份旱季最小涌水量之比而确定；U一般则根据大郎矿井21、23采区2000、2001年雨季一般涌水量与相应年份旱季最小涌水量之比而求得。以上各参数及计算结果见表1.3。表1.3水文地质比拟法计算结果名称参数计算Q0m3/hF0m2Fm2S0mSmN1N2U大U一般计算结果（m3/h）名称参数计算QQ一般Q大21、23采区908277002832.853.125采区12519104632.231.8129.74233.53402.19（2）地下水动力学法见式（1.8）Q小=1.366·K·[（2H—M）·M—h2/（lgR0—lgr0）]（1.8）式中：Q小：为25采区设计最小涌水量M：承压含水层厚度（m）R0：计算水平疏干引用影响半径（m）由公式R0=r0+10·S·（K）1/2r0：“大井”引用半径（m）H：含水层疏干至计算水平的平均水位高度（m），等于静止水位标高减去计算水平标高K：含水层渗透系数（m/d），取大郎矿井不含煤段砂砾岩、含煤段砂岩渗透系数的平均值以上各参数及计算结果见表1.4。表1.4地下水动力学法计算结果名称参数Km/hHmMmR0mr0mh0mU一般U大m计算结果(m3/h)名称参数Q小Q一般Q大25采区0.001875463341429447801.83.1121.35218.43376.13（3）计算结果及评价计算结果见表1.2、表1.3，两种方法计算结果比较接近，地下水动力学法计算结果偏小，一般涌水量为233.53m3/h。评价：本次涌水量计算是综合分析生产采区多年来开采积累的大量水文地质资料的基础上，参照过去勘探中所得到的水文地质资料进行计算的，计算结果可以做为25采区防排水设计的依据。（4）防治水措施1）要

要进一步加强井下勘探和排放工作，在有疑问的时候要先探测，必须先等到探测完了之后才能挖掘，防止井水流入溢流矿区的矿坑，防止发生水事故。2）当地面出现裂缝或者垮洞的时候，要在当时就在周围塞住洞口或者人工挖掘运河，防止地表水和洪水漏入地下水，增加从矿井流入的水量。1.7影响生产的其它地质因素1.7.1瓦斯大郎煤矿采用金刚煤矿实测瓦斯梯度值对本矿井延伸水平（±0ｍ）的瓦斯涌出量进行了预测，相邻金刚煤矿地质环境条件与本矿基本相同，其实测瓦斯梯度值为50.0ｍ3∕ｍ∕ｔ，大郎煤矿+200m相对涌出量为10.69ｍ3∕ｔ，±0ｍ水平瓦斯相对涌出量增加值为4.00ｍ3∕ｔ，预算延伸水平（±0ｍ）的瓦斯相对涌出量为14.69ｍ3∕ｔ。瓦斯梯度计算基础表见表1.5深部瓦斯预测：预测方法：利用矿井生产期间历年相对瓦斯涌出量鉴定结果，利用瓦斯梯度法进行预测。从表1.4可以看出，矿井相对瓦斯涌出量随开采深度增加而呈增加的趋势，本次相对瓦斯涌出量数据选取历年来不同水平相对瓦斯涌出量平均值做为梯度值的计算依据。计算公式见式（1.9）（1.9）式中：ｈ2、ｈ1－－－－分别为沼气带内开采深度（m）为便于计算分析：按采区实际布置区段分别统计，将相同区段的瓦斯涌出点计算算术平均值，根据算术平均值计算相邻区段的瓦斯梯度值（各区段值见表1-4），然后将相邻区段的瓦斯梯度值进行算术平均，测得值为18.35m/m3/t∙日，跨区段标高自+190~+75m的瓦斯梯度值为20.61m/m3/ｔ.日，此值已接近平均值。25采区瓦斯预测25采区开采上限标高-50m，下限标高为-180m，相对瓦斯涌出量梯度为20.61m3/t.日，在25采区-180水平出的相对瓦斯涌出量预测为q-180=2.15+6.31=8.46m3/t.日

表1.5瓦斯梯度计算基础表标高（m）瓦斯绝对涌出量平均值(m3/min)瓦斯相对涌出量平均值（m3/t）瓦斯梯度ｍ/m3/ｔ/日2421900.547.51750.718.318.751350.769.5220.491000.789.6220.95750.89.9913.23平均18.35190-7520.611.7.2煤尘、煤层自燃据勘测调查，煤尘有爆炸危险。据相关资料显示，煤层不易自燃发火。根据本煤层相关资料显示有利于瓦斯聚集，开采煤层深部资源时，阻断瓦斯和煤尘构成危害，其防范措施一定要到位。1.7.3地温本区属构造弱活动区，常温带深度一般为50～60m，最深达100m，地温梯度值（℃∕100m）最大3.4，最小1.0，平均2.1，整体属地温正常区。＋200m水平地温两极值最大26.7℃，最小23.6℃，±0m水平最大31.0℃，最小24.2℃，无高温异常区，对煤层开采影响较小，但随着开采深度增加，地温会显著上升，预测在标高－100m时会有一级高温区。

2采区储量2.1计算范围东南翼起1勘探线以西200m，西北翼至AB两点座标连线，浅部至-50m标高，深部至-180m标高（分别计算-150m以上和-150m以下的储量）。计算参数及方法采用平面投影底板等高线图块段法进行计算，4煤层仅小块地段可采，故没有计算储量，煤厚采用生产巷道实见煤厚和钻孔煤厚用算术平均法求得，倾角根据煤层底板等高线的水平宽度和高差之比，并结合生产水平生产巷道实测煤岩层倾角而求得，面积采用求积仪而求得。2.2存在问题及建议(1)-50m水平上部的21采已采至±0m标高，23采区已采至-2m标高，22采区正在准备之中，而25采区仅施工了2个钻孔，其中1个为水文孔，揭露的地质和煤层资料非常有限，因此对整个25采区的煤层赋存规律、地质构造特征有待在生产过程中进一步补充和完善。(2)本次储量块段中的煤厚是根据钻孔实见煤厚和参考生产巷道实见煤厚而求得，因本区内钻孔资料非常少，因此储量计算结果与实际有出入，有待在生产过程中进行修正。(3)本次涌水量预测未包括因意外因素引起的突发性涌水量。(4)本区区5煤层底板以下地层地质构造复杂，5煤层的分支构造相当发育，因此布置在5煤底板以下地层中的巷道掘进时必须严格按防突管理。(5)从-50m水平往下，煤层底板等高线逐渐收敛，煤层走向长逐渐缩小，且-150m水平以下的储量不可靠，因此建议25采区的下山落底标高为-150m。储量计算表见下表2.1所示：表储2.1量计算基础及汇总表煤层块段编号平面积（m2）倾角（°）煤厚（m）容重（m3/t）储量（万t）回采率（%）可采储量（万t）备注5煤B-1120500151.901.3030.88024.6槐花坪煤柱(-150以上)B-2178200151.81.343.28037.6-150以上C-1052930251.301.3050.68043.6-150以上C-2610000131.461.3031.48026.4-150以上C-278400181.301.3028.28023.2柯家煤柱(-150以上)小计184.2155.4C-63200141.401.3020.68015.2-150以下C-79600131.461.3018.48010.7-150以下C-857020181.301.3030.58022.4柯家煤柱(-150以下)C-936320151.301.3028.48021.6-150以下C-1118540151.901.304.7803.8槐花坪煤柱(-150以下)小计102.673.7合计286.8229.1由表可知可采储量为229.1万吨。3采区生产能力及服务年限3.1工作制度制定其制度“三·八”工作制，每天有三班，每个班工作8小时，一年的工作日为300天。3.2采区生产能力的确定25采区为水平分层单翼开采，5煤投产工作面为2541工作面。该面相关参数为：走向长1150m，倾斜长351.39m，煤层平均厚度为2.20m，工作面长150m。采煤机型号为MG150/355-W，截深0.6m，r=1.3t/m3。25采区投产工作面技术特征见表3.1：表3.125采区投产工作面技术特征表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）采面回采率采面生产能力（万t）2541机采五煤1.32.201466120.9523（1）一煤工作面年推进度1）工作面推进度V0见式（3.1）V0=N·n·l·ρ（3.1）N——年工作日数；按照300天来计算n——日循环数目；个l——循环进度；mρ——正规循环率取83%因此V0=N·n·l·ρ=300·2·1.2·83%=597（m)（2）一个采煤工作面产量见式（3.2）C0——采煤工作面采出率。采用中厚煤层95%的采出率来计算A0=L·V0·ρ·m·C0（3.2）式中：L——采煤工作面长度，m；m——煤层厚度或采高，m；ρ——煤的体积密度，t/m3；V0——工作面推进度，m/a；因此A0=146·612·1.3·2.20·95%=24.3万t/a（吨/年）因为本采区地质构造比较简单而且煤层产状变化也稳定。因此，本采区设计能力确定为25万t/a（吨/年）。3.3采区服务年限的确定（1）采区服务年限计算见式（3.3）T=QK/（A·C）=229.1/（24.3·1.3）≈7a（3.3）式中：T——采区服务年限；QK——采区内可采储量，万tA——采区生产能力，万t/aC——储量备用系数，取1.3（2）采区服务年限的确定根据以上计算以及矿区的地质结构和技术条件，确定矿区的使用寿命为7年。3.4采区生产能力（AB）验算（1）采区上山运输能力验算见式（3.4）AB≤AnTη0/K·276（3.4）An——设备生产能力,740t/h；η0——运输设备正常工作系数，η0∈（0.7-0.9），故取η0=0.8；K——产量不均衡系数，K∈（1.2-1.3），取K=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5h；轨道运输：5.5hAB≤AnTη0/K·276=740·10·0.8÷1.2·276=136万t/a运输设备满足要求。（2）通风能力验算见式（3.5）AB≤300·24·60·V·S/C·C1（3.5）V——巷道最大允许风速，4m/sS——巷道净断面积，取4.8m2C1——风量备用系数，取1.2C——生产1t煤需要的风量：取1～1.25m3/min.t（相对瓦斯量小于10）；AB≤300·24·60·4·4.8÷1.2÷1.25=552.96万t/a则通风能力满足要求4采区方案设计4.1采煤方法选择根据本采区煤层赋存情况，该煤层为缓倾斜煤层。该采区采用机械采煤（普采）。4.2采煤方法参数的确定（1）采高5煤层厚度是1.2～4.6m，平均厚度2.20m（2）工作面长度工作面长150m（3）煤柱尺寸采区上（下）山间的煤柱宽度（沿走向）：对薄及中厚煤层为20m。运输大巷一侧煤柱宽度：对薄及中厚煤层约为20～30m，取20m。回风大巷一侧煤柱宽度：对于薄及中厚煤层约为20m；采区边界两个采区之间的煤柱宽度为10m。各区段的标高见表4.1。表4.1区段划分表区段上限标高下限标高高差区段平均斜长1-50m-97m48m146m2-97m-145m47m146m4.3采区巷道布置根据《金竹山实业有限公司大郎煤矿25采区地质说明书》，25采区内煤层平均倾角约为20°。区内有一煤主采。25采区参数情况如下表4.2；表4.2设计采区尺寸参数表巷道布置煤层情况开采煤层采区走向均长/m采区倾斜平均长度/m采区垂高/m地质构造情况煤层上山缓倾斜煤层一115027095简单

一、采区布置方案根据以往的开采经验结合采区内煤层的特征，还有矿井的采掘接替关系和采区尺寸以及采区所处位置，对其采区设计提出了两个相比较的方案，图标如下。各方案的特点、航道工程量见“25上山采区方案比较”如下表4.3：方案Ⅰ：轨道上山，辅助回风上山还有采区运输上山全安排在5煤层内。方案Ⅱ：辅助回风上山和采区运输上山与轨道上山全安排在5煤底板岩层里面。二、方案比较表4.325上山采区（-50～-180m）方案比较方案项目方案Ⅰ方案Ⅱ巷道布置共同点在采区的中部设置3条上山，各车场的标高相同，工作面长度一致，工作面布置相同。不同点三煤巷布置三岩巷布置优缺点掘进工程量小，工程难度较方案Ⅰ容易，通风距离短，管理环节少，支柱70%可以回收复用，煤层上山掘进快，比方案Ⅱ早投产。巷道维护受采动影响，维护工程量大。维护工程量少，维护费用低。掘进工程量大，支架无法回收通风距离长，管理环节多，岩石上山掘进速度慢。由表可知，方案I较优于方案II，具有投产工期短、经济见效快、技术上优越、运输方便、工人劳动强度小等优点，故选择方案I。4.4采区车场4.4.1采区车场形式的选择采区上部车场本采区为上山采区，根据采区所处位置及巷道布置方式，由于轨道上山通过能力要求不是很大，只要满足辅助运输即可，所以采区上部车场可采用平车场。采区中部车场中部车场设计为双道起坡，一次回转单向甩入平巷式车场。采区下部车场本采区为上山采区，且轨道上山为辅助运输，其通过能力不大，结合该采区位置是该水平靠中，所以水平运输大巷接采区下部车场顺向绕入顶板接轨道上山，采用双道起坡。4.4.2采区煤仓采用倾斜式单仓结构煤仓，采区煤仓参数如下：煤仓直径3m煤仓形式为圆形倾斜，垂直高度12.6m，煤仓容量100t。确定采区煤仓容量计算公式见式（4.1）Q=(AG-AN)tGKb（4.1）Q=(2-1.0)·45.5·1.4·1.2＝76.44t式中Q—采区煤仓容量，tQ0—防煤仓漏风煤量，取5—10t，取10tL—工作面长度，150mM—采高，2md—截深,0.6mγ—煤的体积密度，1.3m3/tC0—工作面采出率，95%Kt—同时生产工作面系数，取1N—采区内同采工作面数目，取1C0—工作面采出率，95%Kt—同时生产工作面系数，取1N—采区内同采工作面数目，取1根据公式算出本采区煤仓要求容量是76t，所以取煤仓断面直径为3m，高度为12.6m。则采区煤仓选择100t，满足要求。

5.1回采工艺5.1.1采煤方法的选择本矿的煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单,矿井采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，参照附近矿井的实际生产经验，并遵循以下原则：（1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；（2）安全劳动条件好；（3）材料消耗少，生产成本低；（4）便于生产管理；（5）煤采用普通机械化采煤。5.1.2回采工作面长度、工作面推进长度和推进度工作面长度确定的原则：（1）工作面长度要与刮板输送机长度相适应。（2）有利于提高工作面单产和效率。合理的工作面能为实现工作面高产高效提供有利的条件。本矿井工作制度采用三八制，每班工作8h。为了便于管理，拟定正规的作业循环为：俩班采煤，一班准备。每班双向割2刀煤。为保证正规循环率不低于80%。因此，工作面长度也不宜过长。采用三五控顶，见五回二。另外，工作面产量应保证矿井达产。计算公式见式（5.1）(5.1)式中：Qt——矿井理论日产量，t/dA——矿井设计生产能力，万tT——矿井年工作天数，取300天因此：Qt=300000/300=1000t综合以上多种因素，确定工作面长度为146m。由第三章第二节可知工作面的日推进度为2.4m/d。截深为0.6m，日进4刀。在实际生产过程中，随着生产管理水平的不断提高，可以根据具体情况对工作面长度进行调整。首采工作面顶板中等稳定，顶板来压不强烈。因此采用单体液压支柱与铰接顶粱组合成悬臂支架。5.1.3采煤工艺以及设备下表为一个单滚筒采煤机普采工作面布置图，工作面长度为146m，煤层厚度2.2m，煤层倾角20°，煤层硬度系数f=1.44，顶板中等稳定，采用全部垮落法处理采空区，工作面采用设备如表5.1所列：表5.1工作面采用设备序号设备名称型号数量1采煤机MG150/355-W12输送机SGZ-764/26413乳化液泵XRB—2B14输送机移置器YQ—1000C/1000255煤电钻MZ—1.226水泵PB—120/4517绞车JD—11.428支柱DZ—2210009铰接顶梁HDJA—6001400（1）落煤采用的方法是机械落煤，经过输送机后，开始支撑起单体液压柱。液压柱之间的间距为0.6米，排距为0.8米。为了有效控制顶板，抽起一排柱子，让矿区顶板自行倒塌，恢复工作面上3排柱子的顶部，同时检修有关设备。图5.2所示的就是单滚筒采煤机普采工作面的布置。图5.2单滚筒采煤机普采工作面布置图进刀采用端部斜切进刀。此进刀的方式对工作面端头管理有利，输送机保持一条直线，进刀过程如图5.3所示。图5.3（a）：采煤机割底煤至工作面下端。图5.3（e）：采煤机进刀完毕，上行至斜切进刀终点位置，滚筒沿顶板割煤。图5.3单滚筒采煤机端部斜切进刀大郎煤矿的煤层倾角一般都较小平均20度左右。根据国家有关规定，如果工作面图5.3单滚筒采煤机端部斜切进刀的倾角度数在15度以上的时候，采煤机必须要有十分可靠的防滑装置。故在工作面上端配备防滑辅助牵引安全液压绞车，与采煤机同步牵引。

（2）装煤与运煤装煤的过程大概是：螺旋叶片沿轴将粉碎之后的煤慢慢推向输送机，然后再利用螺旋刃的尾端将煤抛到输送机上面。运煤：采用SGZ—764/264刮板输送机运煤。分别为边双链和中单链还有中双链是三种经常运用的刮板链。边双链与中单链的相关比较后，最后选择刮板链选用中双链。支架采用齐梁直线柱式容易掌握，放顶线整齐；工序较简单，便于组织和管理，布置如图5.4所示。图5-4普采工作面支架布置①采煤机的实际生产能力见式（5.2）(5.2)式中——采煤机的实际生产能力t/h——采煤机的正常牵引速度m/mind——采煤机的截深mM——采高m——煤的容重1.3t/m3K——机采采出率因此：60*1*0.6*1.73*1.3*0.95=82.83t/h②刮板输送机的输送能力见式（5.3）QY=(1.1～1.15)（5.3）式中QY——刮板输送机的输送能力，t/h；——采煤机的实际生产能力，t/h；因此QY=1.2·90.972=109.2/h选型原则，刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.2倍；牵引方式要和采煤机相配套。故选用SGZ-764/264型刮板运输机，如表5.5所列。表5.5SGZ-764/264型刮板输送机技术特征表项目参数单位型号SGB764/264制造厂家张家口煤机厂输送能力200t/h设计长度200m额定电压1140V装机功率2·132kW链速1.12m/s刮板链型式边双链链条规格ф22·86（3）工作面支护支架选型原则：①、支护强度与工作面矿压相适应；②、支架结构与煤层赋存条件相适应；③、支护断面与通风要求相适应；液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。1）液压支架的选择液压支架用于支撑复采面。根据工作面顶层的岩石特征、煤层厚度、高开采条件以及矿井的实际使用情况，选择支护及其支护末端支护。工作面机头和机尾两部分，分别布置端头架2架，中间有147根柱子，共151根柱子。根据上述原则，ZZ400/17/35柱被选定，其技术特性列于表5.6。表5.6ZZ4000/17/35支柱技术特征表项目参数单位型号ZZ4000/17/35制造厂家郑州煤机厂支架工作阻力4000KN支柱高度1700-3500mm支柱强度0.66-0.72MPa底板压比1.3MPa推溜力179KN拉架力454KN简短说明：双伸缩立柱，200L大流量系统；铰接顶梁带护帮板，能即使支护2）工作面端头支护①支护方式根据其特点及其相关条件，设计采用自移式液压端头支架。②端头支架选型其技术特征见表5.7。表5.7ZTP8000-17/35支柱技术特征表项目参数单位型号ZTP8000-17/35制造厂家郑州煤机厂支柱工作阻力8000kN支柱高度1.7~3.5m3）工作面超前支护回风巷超前支护布置形式采用铰接顶梁下套打单体柱。从煤壁线向外25m超前支护，为三排支设，紧贴工作面煤柱侧打第一排单体柱，柱距1m；距离第一排柱2m打第二排单体柱，柱距1m，在巷道外侧紧贴煤壁打第三排单体支柱，柱距1m。柱头打在钢梁下躲开锚杆托盘200mm左右，点柱为DZ-40型液压单体柱。三五控顶，见五回二。生产班组随循环推进，将端头支架前回掉的单体柱向前打，使3排超前支护始终保持25m。超前支护管理：超前支护必须严格按照要求打好、打牢。支柱一定要成一直线，回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。4）支护强度的验算根据其实际情况决定按工作面最大采高的8倍以此来计算工作面液压支架支护的强度。上覆岩层所需的支护强度按下式计算见式（5.4）(5.4)式中F——计算工作阻力，KN；H——工作面采高，m；R——上覆岩层密度，2.3t/m3；S——支护面积，4.52m2因此，F=8·1.73·2.3·9.8·4.52=1410kN根据支架说明书提供的支架工作阻力为4000kN，大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。5）乳化液泵站主要参数选用RB400/31.5型乳化液泵站二台，主要技术参数如下：公称压力31.5MPa流量400L/min电机功率250kW由工作面三机配套设备选型可知，采煤机、液压支架、链板机三者配套，所选设备设计生产能力大于实际生产能力，符合要求，如表5.8、表5.9、表5.10所列。表5.86-5SZZ730/132型转载机主要技术特征表项目参数单位型号SZZ730/132制造厂家张家口煤机厂输送能力500t/h设计长度40m装机功率680kW中部槽内宽200mm刮板链型式中双链表5.9SSJ1000/2·75皮带运输机主要技术特征表项目参数单位型号SSJ1000/2·75输送量630t/h运输距离1000m带速1.9m/s带宽1000mm传动滚筒直径630mm电机功率2·75kW机头尺寸（宽·高）2264·1619mm表5.10PELM980/800型破碎机主要技术特征项目参数单位型号PELM980/800制造厂家郑州机械厂进料粒度≤1000·1000mm破碎形式颚板轮式破碎机出料粒度≤300mm产量500~800t/h电机功率90~110kW破碎强度200MPa粒度范围调整量100mm由于采用了普通的机械化采煤技术，要求平巷段满足通风和安装综合采煤设备的要求。运输和回风平车道为梯形断面，底宽4.5米，底宽4.8米，高3.1米。迎风段底宽4.5米，底宽4.8米，高3.0米，沿煤层地面呈直线或分段状，留下千分之5的坡度，方便交通和排水。采矿巷道的参数见图5-11和图5-12。图5.11普采工作面区段回风平巷断面图图5.12普采工作面区段运输平巷断面图(1)顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2m，杆尾螺纹为M22规格型号20#—M22—2200。锚固方式：采用两支锚固剂，树脂加长锚固，一支规格为Z2360，先放；另一支规格为K2335后放。锚固长度为1300mm，钻孔直径为28mm。钢筋托梁规格：采用18mm的钢筋焊接而成，规格型号为18—4800—120—6，宽度为100mm，长度4.8m。托盘：采用拱形强度较大的托盘，规格为110·110·8mm。锚杆角度：靠近顶板垂线与巷帮的顶板锚杆安设角度成20°。锚杆布置：每排6根锚杆，锚杆均等布置，锚杆排距0.8m，间距800mm，靠近巷帮的顶锚杆。锚索：单根钢绞线，15.24mm，长度7.0m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335，先放；两支规格为Z2360，后放。锚索矩形布置：排距1.6m，每排2根，距帮0.8m，间距2.4m。（2）巷帮支护锚杆形式和规格：长度2.2m，条带斜巷煤柱侧为18mm圆钢锚杆，规格型号为18—M20—2200，杆尾螺纹为M20，工作面一侧煤帮为18mm玻璃钢锚杆，杆尾螺纹为M16，长度2.2m，规格型号为18—M16—2200。锚固方式：采用一支锚固剂，树脂端部锚固，锚固长度690mm，规格为Z2360。托盘：采用拱形高强度托盘,，另外玻璃钢锚杆增加规格为200·300·50mm的柱帽，规格为120·120·6mm，中心孔直径为30mm。锚杆角度：靠近顶板的水平线与巷帮锚杆安设角度成30°。锚杆布置：锚杆排距0.8m，每帮每排6根锚杆，间距1000mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。（3）采空区处理其方法是当工作面从开切眼推进一定看距离后，主动撤出采煤工作空间以外的支架，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。工作面推进一或俩次之后，工作空间达到允许最大高度最小控顶距一般为3排支柱，最大控顶距为4到5排支柱。最大控顶距与最小控顶距只差为放顶距。5.2回采工作面技术管理根据矿井工作制度、生产技术条件，合理确定工作面循环方式、作业形式、工序安排及劳动组织形式，编制好作业循环图表。一丶组织管理（1）循环方式。循环方式是循环进度和昼夜循环次数的组合。依据我省目前生产情况，炮采工作面以两采一准单循环为好，也可以采取三班出煤、边采边准，日进单循环或多循环的方式；机采工作面应采取边采边准、多循环较好，在顶板条件较好时，也可以采用两采一准，俩班采煤，一般准备。（2）劳动组织。当前湖南的炮采工作面组织形式基本上是将技术性强的（钻眼、支柱、回柱放顶、安全出口与上下区段平巷加固等）划分为大工，专业技术要求特殊的（放炮员、电工、电机车司机等）作为专业工种、经考核合格与持证上岗，其它均为小工。此组织形式比较陈旧、传统，与现代化企业组织形式不是很适应。如机械化采煤就不行，但改变也不能过激，否则适得其反。因此应依据实习矿井实际情况合理确定。如表5.13所示。表5.13普采工作面劳动组织表序号工种班次合计一班二班检修1支柱99182机组司机2243移溜工3364泵站司机1125电工1126刮板输送机1127机组检修448电检修559破煤工22410支柱检修工151511记录员112412送料工4413班长111314井下保管员112415队长1113合计23233985二、回采工作面正循环作业图表编制工作面三班作业，俩采一准，设备检修在交接班时间和强制检修时间内进行，循环作业图如图5.14所示：图5.14回采工作面正循环作业图5.3回采工作面技术经济指标一、回采工作面单位成本回采工作面单位成本由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费（C1）=（固定资产原值总和-设备残值）/适用年限各种设备如表5.15所列表5.15设备折旧费设备名称型号数目折旧费元/t液压支柱ZZ4000/17/351471.25采煤机MG150/355-W10.23刮板运输机SGB764/26410.06转载机SZZ730/13210.017皮带输送机SSJ1000/2·7510.123乳化液泵站RB400/31.510.02移动变电站KSFZY-630/610.11破碎机PELM980/80010.01合计1.82二、工人工资（C2）根据现场实际，工人工资包括效益工资、安全工资和井下津贴等。人均工资取120元。工效为32（t/工），工资费为120/32=3.8t/元。三、材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑带费用以及其它材料费用。综采工作面材料费（C3）一般为5.0元/t。四、电费（1）动力用电费用工作面全部采掘设备电动机额定功率总和Pi=采煤机功率+刮板输送机功率+转载机功率+破碎机功率+胶带输送机功率+乳化液泵功率=300+400+180+132+600+250=1862kW工作面每循环产量见式（5.5）循环产量=L·M·γ·d·K（5.5）=150·1.73·1.4·1.2·0.95=414.16t式中：L——工作面长度，mM——开采厚度，mγ——煤层平均容重，t/m3d——循环进尺，mK——工作面煤炭采出率，取0.95工作面动力设备平均每班用电量见式（5.6）动力用电=Pi/（·）·4·kc(5.6)=1862/(0.7·0.95)·4·0.75=3355kWh式中：Pi——工作面全部采掘设备电动机额定功率总和，kW；ηdj——电动机功率，此处取0.7ηg——供电线路效率，取0.95

kc——设备同时工作系数，取0.754——工作面设备平均每班实际工作小时数，此处取4h动力用电消耗动力用电消耗=动力用电/循环产量=3355/440.5=7.62kWh/t（2）照明用电消耗照明用电消耗=照明用电总功率·循环照明小时数/循环产量=260·2.6/440.5=1.53其中，照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取260kW，循环照明小时数取2.6h。（3）电费总消耗电费=单价·（动力用电消耗+照明用电消耗）=0.63·(7.62+1.53)=9.54元/t五、工作面t煤成本工作面每吨煤的成本C=C1+C2+C3+C4=1.82+3.8+5+9.45=20.07（元/t）

6.1采区运输系统6.1.1采区运输系统煤炭运输：回采工作面内采用刮板运输机运输或槽板运输，工作面机巷和各区段石门运输采用刮板运输机或皮带运输，溜煤上山运输采用溜槽到采区煤仓，25采区大巷煤炭运输采用蓄电池电机车牵引矿车运输到矿井主煤仓，25采区大巷煤炭运输采用皮带运输集中皮带巷然后到矿井煤仓运输路线：回采工作面→区段运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→水平运输大巷。材料、矸石运输：掘进工作面采用爬岩机或侧翻式装岩机或人工装矸石到矿车，矿车串车机车牵引到采区轨道上山各车场，通过采区轨道上山提升到-30大巷然后到新副井通过平硐机车牵引矿井车到地面。6.1.2运输设备选择采区运输设备选型主要包括采煤工作面、区段运输平巷、采区上下山的主要运输设备。主要有：蓄电池电机车XK5-6/90-KBT，XK2.5-6/48-KBT，1t固定式矿车MG1.1-6B型；固定带式输送机DTL50/10/22、可伸缩皮带机DSJ65/20/30、顺槽转载机SZB630/40(山东矿机)、刮板运输机SGD-320/17B，SGB620/40T，SGZ630/180。采区中的运输设备选择及其各自的性能特征如表6.1所列。表6.1工作面运煤设备一览表可弯曲刮板输送机转载机胶带输送机破碎机型号SGB764/264SZZ730/132SSJ500/2·75PELM980/800出厂长度(m)16040500——运量(t/h)300400330400链带速m/s1.121.241.9……可弯曲刮板输送机转载机胶带输送机破碎机电机功率(kW)13268075·3110特征…………带宽1000mm破碎强度200使用地点采煤工作面区段运输平巷区段运输平巷……数量(部)1111

由上表可得见式（6.1）（6.2）=300t/h>·1.2=165.2·1.2=198.2t/h(6.1)式中——运输设备的运送能力，t/h——采煤机的小时工作能力，t/h1.2——不均恒系数QS=330·0.97=320.1t/h>·1.02=306t/h(6.2)式中：——上山运输设备的运送能力，t/h0.97——输送机的倾斜系数，查表的0.97——采区总的生产能力，t/h1.02——掘进系数经过验算上表的设备的运输能力均能满足工作面的生产要求。6.2采区通风本采区利用辅助上山进风和作辅助提升，利用回风上山回风和行人，该采区通风系统如下：新鲜风流→主井→-400m井底车场→-400m水平运输大巷→采区下部车场→轨道上山→第二区段中部车场→第二区段石门→溜煤上山→区段运输平巷→采煤工作面→（乏风）区段回风巷→煤巷回风上山→第一区段回风石门→回风上山→总回风石门→25采区总回风大巷→风井→地面。一、机采工作面风量计算①按瓦斯、二氧化碳浓度计算见式（6.3）=100·Qc·K（6.3）——某工作面所需风量，m3/min=100·0.4·1.5=60m3/min②按工作面进风流温度计算,其气温与风速应符合表6.2的要求。表6.2采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温（℃）采煤工作面风速（m/s）＜1515~1818~2020~2323~260.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~1.8根据本矿进风流气温18℃，取V采0.8m/s采煤工作面的需风量按上式计算得见式（6.4）Q采=60V采S采K采（m3/min）（6.4）式中：V采——采煤工作面适宜风速，一般为1.2～1.6m/s，取1.4m/sS采——采煤工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，S采=8.58m2K采——采煤工作面长度风量系数，按表6.2选取，因工作面长度为146m，所以K采1.1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＜5050~8080~120120~150150~180＞1800.80.91.01.11.21.30~1.40所以：Q采=60·1.4·8.58·1.1=792.792m3/min③按工作面同时最多工作人数计算=4·N=4·50=200N——同时最多工作人数，取50④按风速进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量见式（6.5）（6.5）式中：V采——采煤工作面适宜风速，一般为1.2～1.6m/s，取1.4m/sS采——采煤工作面平均有效断面故S采=8.58m2Q采≥60·0.25·8.58=128.7m3/min按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Q采≤60·4S采故Q采≥60·4·8.58=2059.2根据设计要求取最大值792.792经上述计算机采工作面取793满足要求。二、掘进实际风量1）掘进工作面事实上需要风量公式按瓦斯涌出量来计算见式（6.6）=100·i·（6.6）=100·7·1.8=1260m3/min式中：——第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min——第i个掘进工作面内瓦斯平均绝对涌出量，为7m3/min——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀风量备用系数，一般取1.5~2.0，这里取1.8。2）按局部通风机的吸风量进行计算按局部通风机吸风量计算掘进工作面实际需风量计算见式（6.7）=∑·（6.7）式中：——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和——为防止局部通风机吸循环风的风量储备系数，取1.3则=250·1.3=325m3/min

3）按人数计算按人数计算掘进工作面实际需要风量的计算公式见式（6.8）=4Nhi（6.8）式中：4——每人每分钟应供给的最低风量m3/min；——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，取Nhi=30人。=4·30=120m3/min4）按风速进行验算见式按最低风速验算，各个岩巷掘进工作面最小风量为（6.9）≥60·0.15·（6.9）各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量见式（6.10）≥60·0.25·（6.10）按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量见式（6.11）≤60·4·（6.11）式中：—第i个掘进工作面巷道的净断面积，m掘进中的巷道有区段回风、运输平巷，均为煤巷。区段平巷掘进工作面最小风量为：≥6030.25312.8=192m3/min区段平巷掘进工作面最大风量为：≤60·4·12.8=3072m3/min根据以上计算结果可确定掘进风量为1260m3/min。三、采区实际需要风量Q采见式（6.12）Q采=∑+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐（6.12）∑——生产工作面风量∑Q备——备用工作面风量∑Q硐——硐室需风量Q采=212+249+212÷2+249÷2+4·260+80·2=1891m3/min（1）供电系统地面变电所井下中央变电所-400水平运输大巷采区轨道上山—采区变电所掘进工作面/溜煤上山采煤工作面（配备移动变电站）用电地点。采区变电所是采区供电的枢纽，由于本煤层是机采，所以各区段不设区段变电所，其工作面供电由移动变电站供给。为了保证供电、减少电压损失，将采区变电所布置在采区段1和区段2之间。（2）排水系统采煤工作面上的水通过滑煤上山的沟渠，经过石门到上山的一段，再到通过沟排出的-250水平输送道。

7.1采区车场设计一、采区车场形式与采区硐室选择根据施工设计要求，对采区上、中、下车场均应确定车场形式，进行巷道线路布置设计。由于毕业设计时间及其它因素的影响，具体到时灵活确定（至少应设计一个车场）。本采区为上山采区，根据采区所处位置及巷道布置方式，由于轨道上山通过能力要求不是很大，只要满足辅助运输即可，所以采区上部车场可采用平车场，如下图7.1所示。图7.1上部车场甩车场矿区的中央停车场一般是甩车场。根据投掷地点的不同，可分为绕行停车场、平车道停车场和石门停车场三种。开采单一薄、中厚煤层，多采用绕行停车场，联合布置矿区或有岩石集中车道的矿区，常抛入萍乡或抛入石门式中央停车场。平硐煤矿为煤层群的联合开采，且布置有岩石集大巷，故采用甩入平巷式的中部车场，如图7.2所示。图7.2中部车场采区下部车场布置特点：开一段平行于大巷的巷道，专门布置装车线路。优点：不影响大巷运输能力。缺点：工程量大；调车时间长。适用：采区生产能力大；矿井一翼有两个采区同时生产；不宜布置石门装车站时采用。本采区为上山采区，且轨道上山为辅助运输，其通过能力不大，结合该采区位置是该水平靠中，所以水平运输大巷接采区下部车场顺向绕入顶板接轨道上山，采用双道起坡。顶板立式绕道线路尺寸计算根据运输大巷与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。其计算公式见式（7.1）Y=hcotβ0=15000·cot25°=32167mm（7.1）L=Y+TD+d1+R1=32167+1995+1500+12000=47662mm式中： h——行车线与路轨的垂直距离一般为15m~20m；β0——轨道上下段的倾斜角，计划减少车场施工量，一般取20°至25°TD——低道竖曲线切线长度，md1——平竖曲线之间插入直线段，mR1——绕道内侧弯道曲线半径，mL1——绕道出口端存车线直线段长度，mLZD——绕道内侧线路存车线长度，md2——在平曲线和叉之间插入段，通常取2mLK——单开道岔平行线路联接长度，mmn、m——由单开道岔非平行线路联接公式求得，mX——绕道出口交岔点道岔基本轨起点G至轨道上山轨道中心距离，mS——空重车线摘挂钩点活动段的双轨中心距，mS1——空重车存车线非摘挂钩段中心距，m（3）顶板斜式绕道线路尺寸计算见式（7.2（7.3）（7.4）L1=L/－n－d2－LK－T1＝48162/sin45°-5607-2000-6800-4971=48733（7.2）LZD=d1＋KP1＋L1=1500+28274+48733=78507（7.3）X=m++T1+R1＋S/2=8265+48126·cot45°+4971+12000+1200/2=73962（7.4）式中：KP1——绕道弯道内侧线路弧长，mKp1=R1（90°+δ）/57.296=12000·（90°+45°）/57.296=282747.2采区硐室设计一、绞车房的位置绞车房应位于围岩的坚固稳定的中厚薄煤层或顶层岩层中，应避免大型地质构造和大型蓄水层以及煤、瓦斯突出危险的区域，绞车房应当避开开采期间的岩层移动影响。滚筒直径1.2m以上的绞车必须考虑安设起重梁，应有足够的高度；可采用锚杆喷涂或砖石支护，底板不小于c15混凝土铺装底，铺装底厚度为100毫米；为防止积水，向外应有一个2至3英寸的流动斜率，此外，必须有两个安全出口供空中通道和钢丝绳通道使用。绳道：交通设备、行人、通风、走绳、绳宽2000米至2500米，并在5米内，使用不易燃材料支撑。风道：

位置于室的左、右、后侧，应安排在电机附近，净宽1.2～1.5m，主要用于回风。本通道必须装设向外开的防火铁门及铁栅栏门，铁门敞开时，不得妨碍交通。回风道需设调节风窗。绞车的提升中心线必须与轨道上下山的轨道中心线一致。采区绞车房主要依据绞车房的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质进行设计。采区绞车房布置在围岩稳定，无淋水、地压小、易维护的地点。绞车房与相邻巷道要有足够的保护煤柱或岩柱，一般不小于10m。绞车选用JTY1.6/1.5B型。其主要参数如表7.3所列。表7.3绞车参数表钢丝绳负荷（KN）绳速(m/s)滚筒尺寸（mm）容绳量(m)外形尺寸长·宽·高（mm）重量（kg）最大静张力45.00最大静张力差45.000~3直径（mm）1600宽度（mm）150011305600·3800·2600152007.3采区变电所设计一、采区变电所设计有关规定两个或两个以上变电所适合较大的采区，处于过渡阶段时，原有变电所是最好的主意，变电所的迁移次数要尽量少，确保设备能正常启动的同时，要保证通风良好。尺寸:采区变电所的尺寸决定于硐室内设备的数目、规格、设备间距以及设备与墙壁之间距离等因素。硐室内主要行人道要大于1.2m；采区变电所的高度应根据行人高度、设备高度及吊挂电灯的高度确定，一般为2.5～3.5m；变电所地面应高出临近巷道200～300mm，且应有3％的坡度；变电所的长度超过6m时，必须在硐室两端各设一个出口，在通道5m范围内用不燃性材料支护。支护:采区变电所采用不燃性材料支护。一般情况下采用拱形石材砌碹，尽量采用锚喷支护。采用料石支护时，强度等级不小于MU30。采用混凝土拱时强度等级不低于C15。铺底可用C10混凝土。硐室与通道的联接处，设防火栅栏两用门。采区变电所应有独立通风系统。采区变电所是采区供电的枢纽，采区变电所布置在围岩稳定、无淋水、地压小、通风良好的地点，设在采区用电负荷的中心。高压电气设备与低压电气设备宜分别集中在一侧布置，硐室宽度取3.6m。变电所的高度根据人行高度、设备高度及吊挂电灯的高度要求确定为3.5m。采区变电所采用不可燃材料支护，本采区选用锚杆支护。

8六大系统和安全技术措施8.1监测监控系统我矿现有一套安全监控系统（KJ90型），本次延伸设计在原有的监控系统基础上扩充——150m水平延伸部分的监控设备。本矿主要灾害为瓦斯，监控井下采煤工作面、煤巷掘进工作面及主要设备，严格按照《矿井通风安全监测装置使用管理规定》和相关规程一、监控内容、地点及参数监控内容为瓦斯浓度、各测风站风速、通风机负压、水仓水位等模拟信息，水泵房主排水泵等设备开停运行状态。在各个瓦斯抽放站（栅栏外）设置一个瓦斯传感器，其报警浓度为1.0%。于水仓中安设一个水位传感器，用于监测水仓水位，依靠水仓水位高低控制水泵状态。在巷道上方布置瓦斯传感器，并且相对垂直着悬挂，与顶板的距离小于等于300mm，与巷道一帮的距离大于等于200mm，风速传感器设在适当的位置。各类传感器装备数量的确定详见表8.1所列。表8.1各类传感器装备数量的确定传感器名称装备个数备用个数装备总量备注瓦斯传感器24529风速传感器314水位传感器112设备开停传感器201030风门关停传感器8组2组10组二、传输装置传输装置采用树形网络结构，采用专用阻燃通信电缆连接，传感器至分站通信电缆采用MHYV-2·2·1通信电缆。传输通信电缆严禁与调度电话电缆或动力电缆共用。防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须采用本质安全型信号。8.2人员定位系统我矿于2012年安装了KJ237型矿用人员管理系统两套（一套使用，一套备用），该系统用来实时监测流动人员的数量、区域、时间信息等，本次设计只是在原有的基础上增设-400m水平的定位分站设施。

一、分站型号井下由KJ237矿用本安型传输分站、KJ237矿用本安型读卡分站、KJ237型标识卡、矿用隔爆兼本安电源、接线盒和通信电缆组成。二、分站布置地点1)分站区域定位原则系统设备分区定位原则：地面井口安放验卡系统，井底安放传输分站、读卡分站与定位器，将地面与井下分开，区分上、下井，有效记录考勤；其它大巷作为一般区域进行定位。重点区域：矿井各个架空乘人装置专用井口、避险硐室、回采工作面和掘进工作面的进风巷和回风巷应成对配备读卡器用于监测全矿井、重点区域的人数及行走方向，成对安装的两个读卡器要根据覆盖半径的大小避免互相干扰。限制区域：可在限制区域的入口处安装1个读卡分站或1台定位器。特殊工种人员活动路线必要时可以安装读卡分站各重点区域的分站与读卡器在发生紧急情况时，其内人员的处境能在地面中心站得到实时信息结合煤矿真实处境和情况，可以在一些必要地点安设读卡分站。8.3紧急避险系统应该建设应急安全避难所系统，包括为入井人员提供救援装置，建设地下应急安全避难所设施，合理建立防灾通道。地下应急安全避难所设施主要有永久安全避难所、临时安全避难所、临时避难所等地点。8.4压风自救系统平硐煤矿均采用地面集中供风方式向井下用风地点供风。泉塘冲井主井地面压风机房内装设L-20/8-Ⅰ和L3.5-20/8