采矿工程毕业设计（论文）-新田湾煤矿+180m水平零一采区设计

1、重庆大学网络教育学院毕业论文1.矿井概况1.1位置交通新田湾煤矿位于重庆市万盛区青年镇辖区内，地理位置东经106401065045，北纬285045285400，地表海拔约+480m+840m，市级国有煤矿。矿井距区政府直距18km,运距22km，距重庆市130km。该矿交通方便，有区、村级公路连接铁路线和省级公路，距三万铁路线的谷口河火车站直距4km，运距10km。距川湘公路直距8km，运距16km。全套图纸加扣 3346389411或30122505821.2自然地理新田湾煤矿地处四川赤色盆地与黔北高原接壤地带，区域构造位置属川鄂湘黔隆褶带西缘，山脉延伸与地层走向基本一致，大致南北。总体地

2、势由南东向西北逐渐降低，地形标高一般在485840m之间，属中低山地带。区内的栖霞组、茅口组、长兴组石灰岩一般构成陡峻的单面山和梁状山脊。龙潭组、玉龙山组、飞仙关组岩系则多被剥蚀呈串珠状洼地，植被茂密。嘉陵江组石灰岩则构成较为开阔的侵蚀槽谷或山间凹地，总体而言，矿区属构造剥蚀地貌。井田内的洗布河发源于井田南部山区，蜿蜒于山间槽谷、凹地，相继入蒲河，并綦江，汇长江，归大海。1.3气候特征新田湾煤矿区属亚热带季风气候。温暖湿润，四季分明，气候温和，日照充足，雨量充沛，具夏秋多雨，冬春多雾的特点。据万盛区气象站资料，多年平均气温18.4，最高气温44.3(2006年8月21日)，最低气温0.3（19

3、82年12月27日）平均相对湿度79%，平均降雨量1038.50mm，历年最大降雨量1470.20mm(1998年)，降雨多集中在每年的59月，占全年降雨量的66.8372.16%，其中1、2、12月份的降雨量仅占多年平均降雨量的4.235.87%。1.4地震据重庆市地震局资料，万盛区地震震级属5级，地震烈度为6度。1986年8月16日，万盛城区附近发生了2.8级地震，未造成损失。据中国地震动参数区划图(GB183062001)及建筑抗震设计规范(GB500112001)附录A的划分方案，新田湾煤矿地震动峰值加速度为0.05g，地震动反应谱特征周期为0.35s，抗震设防烈度为6度。1.5邻近矿

4、井新田湾煤矿井田范围内共有六个小煤矿，从北向南分别为烂凼煤矿、均田煤矿、炭窝煤矿、盛达煤矿、黄水凼煤矿和堰口煤矿。除黄水凼煤矿年生产能力为6.0万吨，其余各矿生产能力为3.0万吨。烂凼煤矿采矿许可证开采标高为+699m330m,开采新田湾煤矿庙顶背斜西翼接近背斜轴浅部的K1、K2、K3、K4煤层残留煤柱，目前开采标高为+370m,其矿坑水进入新田湾煤矿+320m一区。均田煤矿采矿许可证开采标高为+660m330m,开采新田湾煤矿+320m主石门煤柱的K1、K2、K3、K4煤层的残留煤柱，目前开采标高为+460m,其矿坑水排入新田湾煤矿。炭窝煤矿采矿许可证开采标高为+695m+330m,开采新田

5、湾煤矿+320m主石门煤柱以南K1、K2、K3煤层的残留煤柱，目前开采标高为+427m,其矿坑水排入新田湾煤矿。盛达煤矿采矿许可证开采标高为+600m+427m,开采新田湾煤矿四六区接近F17扭褶带的K1、K2、K3煤层的残留煤柱，05年曾下到+330m水平，目前开采标高为+450m,其矿坑水排入新田湾煤矿+320m六石门。黄水凼煤矿采矿许可证开采标高为+600m+320m,开采F17扭褶带原生煤体K1、K2、K3煤层，目前开采标高为+410m,其矿坑水部分排入新田湾煤矿+320m六石门，是新田湾煤矿+320m南茅口的主要水源，平均涌水量为100t/h。堰口煤矿开采云峰山扭褶带南至板辽河以北K

6、1、K3煤层，目前开采标高为+460m,煤质为贫煤。1.6煤田开发简史新田湾煤矿于1970年2月建矿，（原为南桐煤矿三井）属市级国有煤矿企业，总投资3375万元，设计能力15万吨/年，1992年经重庆煤炭工业局重新核定生产能力为12万吨/年。由于煤炭市场不景气，企业长期亏损，于2003年10月8日实行了政策性破产，2004年由市政府和重煤集团，对该矿井进行投资、改制，重组为南桐矿业有限责任公司新田湾煤矿。新田湾煤矿所开采的煤炭产品主要以原煤运往南桐矿业有限责任公司南桐选煤厂作洗选用煤。2.采区地质概况2.1概况2.1.1采区位置及范围该采区位于庙顶背斜轴部及东翼，东以距F12断层50米平距为界

7、，西以 +180m水平一石门以北370米、+110一石门北460米、+40一石门北520米为界。采区走向长+180m水平为290米，+110m水平为380米， +40m水平为460米，开采标高+42m- +186m。对应坐标位置：X：-4504-3955 Y：-2216-2496。2.1.2四邻关系该区上部+320m水平在82年和84年分别试采了1505北四段和1605北四段，93年布置了+235m2605北一段机巷作为探巷后对该区弃采，现+200m标高以上划为了全兴煤矿的开采范围，但该矿短期内不进入该区，对我矿无影响。东邻F12大断层，南邻三水平一采区仅余3501二段未采，其他煤层已回采完毕

8、。下邻四水平01采区尚未布置。2.1.3井上下对照关系对应地表为干草垭与潘家湾一带，对应地面标高+653.9- +572m,为山地丘陵地貌,无大的水体和建筑物,回采后对地表建筑无大影响。2.1.4已有勘探钻孔资料情况该采区有25勘探线，平6孔打在+370标高轴部，青14孔布置在庙顶背斜西翼正常区域，136地质队施工的补勘11号孔布置在26勘探线，其钻孔资料也不能利用。1994年在+235m2605北一段机巷作为探巷后施工了两个地质钻孔，资料不详，其资料也与已揭露资料有很大矛盾，只能作参考之用。2.2相邻采区地质、水文地质情况概述南邻三水平一区地质构造较为复杂，煤厚及产状变化较大，构造呈现出各煤

9、层不协调性和无规律性，顶底板小构造非常发育，水文地质简单，4#煤层采后发生突水，水量达150吨/小时，6#煤层回采有少量底板茅口水，5#煤层掘进回采无水。2.3地质构造该区构造复杂，东邻F12断层，在上水平临近该断层发育f304f307等断层，在+235m6#层探孔有见该断层， F12断层为东倾高角度正断层，落差50米。该断层除在+320水硐大巷有揭露外，其他岩巷和煤巷尚未揭露。2.4煤岩层情况本采区据三水平生产资料与勘探资料对比分析：岩性与整个井田岩性吻合，煤系地层属二叠系龙潭煤系（P2l），岩性重要为灰黑色页岩，砂页岩，铁质砂岩，少量灰岩和煤等组成。煤系地层下覆地层为二叠系茅口组（P1m）

10、，岩性为棕灰色中厚层、厚层、块状灰岩，含有零星和条带状燧石，煤系地层上覆地层为二叠系长兴组（P2c），岩性为深灰色至黑色灰色灰岩，含沥青质。煤系地层其含煤七层，可采三层。从沉积顺序依次为K1（六号煤层），K2（五号煤层），K3（四号煤层），各煤层间距与上水平基本一致，即六号煤层距五号煤层平均14m，五号煤层距四号煤层平均为24m。该区内煤岩层，层序、间距正常，煤层顶底板岩性均较稳定，易于管理。六号煤层顶板为深灰色钙质页岩，底板为灰白色铝土泥岩及角砾岩，因沉积基底不平所致，呈现底突薄化现象。五号煤层顶板为深灰色钙质页岩，含大量黄铁矿结核，底板为砂页岩，含菱铁矿结核，间夹薄层铁质细砂岩。四号煤层顶

11、板为黑色砂质页岩，夹薄层铁质细砂岩，含黄铁晶粒呈条带状分布，且水平层理发育。底板为黑色砂质泥岩间夹薄层铁质细砂岩，直接底为灰白色粘土泥岩，含植物根部化石。采区内煤层结构简单，四、五号煤层煤厚度均较稳定。六号煤层由于受原生沉积变化及次生构造挤压，常出现顶压，底鼓现象，导致煤层厚度变化较大。区内平均煤厚分别为：六号煤层1.0m，五号煤层1.0m，四号煤层2.0m。区内各煤层倾角37-47，平均为40。2.5水文由于该区上部地表无较大水系，水文地质条件较为简单，根据一采区涌水量情况预计该区回采最大涌水量150t/h，一般涌水量80t/h。在该区进行岩巷采掘和掘进距离F12断层较近的煤巷时必须对进行探

12、放水工作。3.可采储量及可采期3.1储量计算储量计算为拟定采区范围，根据现有构造煤厚资料分区域、水平、阶段和扣除构造影响面积为块段计算地质储量，该区地质储量为45.91万t，可采储量37.86万吨，其中K3煤层地质储量22.95万t，可采储量18.36万t。K2煤层地质储量11.48万t，可采储量9.76万t。K1煤层地质储量11.48万t，可采储量9.75万t。储量计算结果见表3-1。 表3-1 储量估算结果煤层编号块段编号估算标高(m)平面积(m2)倾角(度)容重(t/m3)煤厚(m)地质储量(万吨)可采储量(万吨)K31+180+110m27946401.402010218172+110

13、+40m34860401.402012741019小计6280622951836K21+180+110m27946401.40105.114342+110+40m34860401.401.0637541小计628061148975K11+180+110m27946401.40105114342+110+40m34860401.4010637541小计628061148975合计188418459137863.2储量计算参数及方法计算方法采用地质块段法，在煤层底板等高线图上按地质因素的不同，分水平、分勘探线、分储量等级、分煤类、划分块段计算储量。参数中：煤层厚度采用钻探控制和巷道实测煤层厚度并剔

14、除夹矸；煤层倾角直接在煤层底板等高线图上按储量计算块段量取按公式换算而得；投影面积用求积仪在煤层底板等高线上连续测定三次，误差不超过3，取其算术平均值。煤层视密度在井下实测取得，其中K1、K2、K3煤层均为1.40t/m3。3.3采区服务年限及可采期根据该采区的开采地质条件，结合采煤方法和采煤工艺，经初步计算得出采区的年生产能力为6.3万t/a。由此可计算出采区服务年限为：T=Zk/(AK)=37.86/（6.31.1）5.46（a）可采期为： 5.4612=65(月)式中： T采区服务年限，a；Zk采区可采储量，万t；K储量备用系数，取1.1；A采区生产能力，万t/a。4.采区方案设计4.1

15、 采区布置应考虑的因素4.1.1现有的生产系统矿井现有+180m、+40m水平茅口大巷均为矿井的主要运输系统， +180m水平零一采区以上已经开采，但还保留有回风系统，最高水平为+235m，考虑回风系统与+235m水平接通，+180m、+40m水平与现有茅口运输系统相连形成零一采区生产系统。4.1.2 区段划分该区划分为二个段，划分为两个区段进行开采，区段垂高为70m，即第一区段开采标高为+180m+110m，第二区段开采标高为+110m+40m，采区巷道布置均在此基础上进行设计。4.2 采区布置方案根据新田湾煤矿+180m水平零一区的地质条件，并结合现有的生产系统、生产部署等实际情况，在遵循

16、新田湾煤矿30万吨/年扩能方案设计总体原则的基础上，确定该采区的开拓开采布置方案为：开拓巷道仍然布置在+180m、+40m水平茅口灰岩内，即分别从+180m、+40m水平一区石门向北掘进茅口运输大巷到达零一区石门位置（26#勘探线附近，零一区北边界）并布置采区石门及生产系统，+40m水平布置高、低双石门，+110m、+180m水平均布置单石门，采区内布置三条上山（+50+120m一条下煤上山，+40+180m一条回风上山，+40+180m一条轨道上山），并实行由北向南单翼开采，俯伪斜掩护支架采煤法（或走向长壁采煤法），放炮落煤，单体液压支柱（或掩护支架）支护顶板和全部冒落法管理顶板。初步确定了

17、两套方案，运输大巷均布置在茅口灰岩内，方案一：+180m茅口大巷布置在茅口灰岩911分层中，全长302; +40m水平先在一区掘一补套回风系统，再在茅口灰岩1112分层中布置茅口大巷，全长539m，+40m 一石门处距离K1煤层44m（水平距离），处于茅口12分层中，在距+40m一石门430m处受一小断层影响，大巷稍有转向，此处距离K1煤层的水平距离为52m，处于茅口11分层中；方案二：+180m茅口大巷布置在茅口灰岩9分层中，全长236m，开口点距离K1煤层水平距离98m，+180m零一区石门位置距离K1煤层91m；+40m水平先在一区掘一补套回风系统，再在茅口灰岩912分层中布置茅口大巷，

18、全长487m，+40m 一石门处距离K1煤层44m（水平距离），处于茅口12分层中，+40m零一石门处距离K1煤层113m，处于茅口9分层中；两个方案底板生产系统及主干系统有所不同，其方案具体内容如下：方案一：单翼开采，采区布置三条上山（其中：轨道上山+40m+180m），底板系统位于采区西边界（即庙顶背斜轴附近）（1）回风系统：在茅口灰岩1213分层中，布置一条+40m-+235m回风上山，+180m水平连接原+235m五石门回入现一采区回风系统，再进入总回风系统，+40m、+50m、+110m、+180m、+235m石门均通过回风联络平巷与回风上山连接，从而形成采区回风系统， +235m回

19、风平巷距离K1煤层14m（水平距离），+180m回风平巷距离K1煤层22m，+110m回风平巷距离K1煤层44m，+50m回风平巷距离K1煤层38m，+40m回风平巷距离K1煤层41m。（2）提升系统：在茅口灰岩9分层中布置一条+40m+180m上山作采区轨道上山，担负采区内的使用材料和设备提升任务兼作一条行人出口，上山严格按“行人不行车，行车不行人”的原则执行。轨道上山上部通过绕道连接+180m茅口运输大巷，距离K1煤层108m（水平距离）；下部通过下车场连接+40m茅口运输大巷，距离K1煤层94m，在+110m通过甩车场与石门连接，距离K1煤层90m，在+110m甩车道内掘进提料小上山与+

20、120m石门连接，作为+120m的材料运输系统。（3）溜煤系统： 在茅口10-211分层布置一条从+110+50m的溜煤上山，上面连接+110m零一石门距离K1煤层63m（水平距离）处于茅口11分层，下面至+50m连接+40m采区煤仓、距离K1煤层56m；+40m+50m爬坡溜子道与煤仓相连，低石门与+50m零一石门通过爬坡溜子道连接，+40m储煤仓及装车站设在+40m茅口大巷的东侧。距离轨道上山下车场以北70m处。（4）抽放巷系统布置：抽放布置在K2与K3煤层之间距K2煤层12m（法线距离）的硅质灰岩中，采区内共布置三条抽放巷，分别为+180m、+110m、+40m、抽放巷，在采区保护煤柱线

21、边缘布置从+40m+110m+180m的硅质灰岩回风联络上山，形成独立的硅质灰岩巷通风系统。另外再根据生产需要来考虑是否补掘硅质灰岩回风联络上山。方案二：双翼开采，采区布置三条上山（其中：轨道上山+110m+180m）底板系统位于采区中部（即庙顶背斜轴部）（1）回风系统：在茅口灰岩912分层中布置一条+40m-+235m回风上山，+180m水平连接原+235m五石门回入现一采区回风系统，再进入总回风系统，+40m、+110m、+180m、+235m石门均通过回风联络平巷与回风上山连接，+235m回风平巷距K1煤层28m（水平距离）处于茅口12分层；+180m回风平巷距距离K1煤层54m处于茅口

22、10-1分层；+110m回风平巷距离K1煤层41m，+40m回风平巷距距离K1煤层66m；从而形成采区回风系统。（2）提升系统：在茅口10-1分层布置一条+110m+180m上山作采区轨道上山，担负采区中部的使用材料及设备的提升任务兼作一条行人出口，上山严格按“行人不行车，行车不行人”的原则执行。轨道上山上部通过绕道连接+180m茅口运输大巷距离K1煤层80m（水平距离），下部通过甩车场与+110m石门连接，距离K1煤层72m；上下区段均采用一个低石门布置（即+110m零一石门、+40m零一石门）。（3）溜煤系统： 在茅口灰岩910-2分层中布置一条从+110m+50m的溜煤上山，上面连接+1

23、10m零一石门距离K1煤层70m（水平距离）处于茅口10-2分层中，下面至+50m连接+40m采区煤仓、距K1煤层87m处于9分层中，+50m抬高石门与煤仓相连，低石门通过运输平巷+爬坡溜子道连接煤仓，+40m煤仓及装车站设在+40m茅口大巷的西侧。抽放巷系统布置：抽放布置在K2与K3煤层之间距K2煤层12m（法线距离）的硅质量灰岩中，采区内共布置三条抽放巷， 分别为+180m、+110m、+40m、抽放巷，在采区F12断层以西保护煤柱线边缘布置从+40m+110m+180m的硅质灰岩回风上山，形成独立的硅质灰岩巷通风系统。另外再根据生产需要来考虑是否补掘硅质灰岩回风上山。方 案 一方 案 二

24、序号巷道名称长度（m）序号巷道名称长度（m）1+180m茅口大巷3021+180m茅口大巷2362+180m+40m轨道上山2982+180m+110m轨道上山1493零一区+40m+235m回风上山及联络巷5963零一区+40m+235m回风上山及联络巷4194零一区溜煤上山、爬坡溜子道及+40m煤仓1974零一区溜煤上山、爬坡溜子道及+40m煤仓1685+40m、+110m、+180m硅质灰岩抽放巷及钻场11335+40m、+110m、+180m硅质灰岩抽放巷及钻场10476 +40+110+180m硅质灰岩回风上山2386 +40+110+180m硅质灰岩回风上山3497+40m茅口运输

25、大巷5397 +40m茅口运输大巷4878+180m/+110m/+50m/+40m零一石门及+40m变电所、通道4628+180m/+110m/+40m零一石门及+40m变电所、通道6659 +180m上车场及绕道、+110m甩车场、+40m下车场2019 +180m上车场及绕道、+110m下车场8510信号硐室、躲身硐4410信号硐室、躲身硐4011+40m一区提料上山1911+40m一区提料上山1912+50m一石门4712+50m一石门4713+40一区回风平巷及下矸眼7313+40一区回风平巷及下矸眼7314+40m、+50m提料上山平巷4614+40m、+50m提料上山平巷4615

26、+40m一区煤仓1315+40m一区煤仓1316+40m一区提料上山躲身硐216+40m一区提料上山躲身硐2工程量合计4022工程量合计3806 4.3 方案比较及选择4.3.1 工程量统计及比较工程量统计及比较，见表4-1。表4-1 井巷工程比较表4.3.2综合比较（见表42）综合比较结果见表4-2。 表4-2 综合比较表方 方案优 点缺 点方案一1、系统较为完善，有利于增加区段划分。2、采区为单翼采区，工作面连续推进，与方案二相比减少工作面的搬家次数。 1、井巷工程量大，投产时间与方案二相比较长;2、增加了巷道掘进的工程量和采区辅助设施的经济投入。方案二1、采区为双翼采区，有利于集中生产。

27、2、巷道工程量较一方案小。3、系统环节简单。1、不利于采区东翼工作面的回采与收尾。2、采区两翼走向短，煤炭资源的损失量较大。3、增加了工作面的搬家次数。经过比较，虽然方案一工程量较大，经济投入高于方案二，但从系统的全面性、安全、技术等综合考虑，方案一具有采区布置更符合该区总体布局，故推荐采用方案一。5.采煤工艺5.1采煤方法及工艺5.1.1煤层概况该采区煤层结构简单，煤层稳定，可采煤层有三层，分别为K1煤层、K2煤层和K3煤层，其中K2煤层为设计开采煤层（保护层），K3煤层为主采层，K1、K2煤层平均厚度1.0m，K3煤层平均厚度2.0m，煤层倾角为越靠近背斜轴越缓、呈3747变化，平均倾角4

28、0，属倾斜煤层。5.1.2采煤方法根据上水平的开采经验，结合采区煤层的赋存情况，因大部分区域达到45，故对采区后续开采设计采用俯伪斜柔性掩护支架采煤法为主，在轴部若遇煤层倾角较缓时，采用走向长壁采煤法为辅。工作面回采方式均采用后退式，即从采区东（北）翼向西（南）翼方向回采，最后在采区石门边界收尾。劳动组织方式采用“三八”作业制度，三采三准，班内准备。5.1.3采煤工艺由于矿井属于突出矿井，由此对采区选择采煤工艺：（1）K1、K2煤层较薄，采用炮采，工作面采用塘瓷溜槽（在庙顶背斜轴部采用刮板运输机运煤）自溜运煤；运输巷采用刮板运输机或皮带输送机运煤。（2）K3煤层为中厚煤层，因技术设备的限制，未

29、考虑机采，根据长期的开采经验，也采用炮采，工作面采用塘瓷溜槽（或刮板运输机运煤）自溜运煤；运输巷采用刮板运输机或皮带输送机运煤。5.1.4采煤工作面主要设备根据采煤工作面所选择的采煤方法和工艺，配备相应的工作面设备。K2煤层采煤工作面设备见表5-1。表5-1 35001一段工作面设备 设备名称规格型号单位数量备 注带式输送机SPJ-B650台2运输巷、石门用乳化泵XRB2B（A）台21台备用煤电钻ZMS-12台1工作面打钻用回柱绞车JH-14台2刮板输送机SGB-40T台1工作面5.1.5、采区及工作面回采率按煤矿安全规程及相关规范规定，结合矿井煤层赋存条件和工作面布置方式，采区回采率K1、K

30、2煤层按85，K3煤层按80%，工作面回采率K1、K2煤层按97，K3煤层95%。5.2 采面顶板管理与支护设计5.2.1 采煤工作面顶板管理根据不同的采煤方法和采煤工艺，分别采用相应的顶板管理方式。（1）走向长壁采煤法（炮采）工作面的顶板管理支护方式：设计采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，“四五”排控顶，最大控顶距为5排支柱4.0m，最小控顶距为4排支柱3.2m。采空区处理：采用直线切顶，全部垮落法管理顶板。工作面随采煤回柱放顶，让顶板自然垮落充填采空区，两巷则用回柱机拉厢放顶。（2）掩护支架采煤法（炮采）工作面的顶板管理支护方式：采用多边型掩护支架配单体液压支柱支护顶板。（掩护支架的型

31、号：K1、K2煤层为1.0m，K3煤层为2.0m，采用11#矿用工字钢自制加工）采空区处理：工作面随采煤后支架移动，顶板自然垮落充填采空区，两巷则用回柱机拉厢放顶。5.2.2 采煤工作面支护设计根据不同的采煤方法和采煤工艺，分别采用相应的顶板管理方式,采用掩护支架采煤时,按现生产采区各煤层使用的成功支护技术进行配备。（1）K2煤层工作面支护设计（走向长壁炮采）矿压资料参考本煤矿相邻同一煤层矿压观测资料，预计本工作面矿压参数表，见下表5-2。 表5-2 预计本工作面矿压参数表 序号项 目单位本面预计1顶底板条件老顶厚度m0.7直接顶厚度m2.9 直接底厚度m7.42直接顶初次垮落步距m153初次

32、来压来压步距m1216最大平均支护强度kN/m2200最大平均顶底板移近量mm120来压显现程度不明显4周期来压来压步距m912最大平均支护强度kN/m2190最大平均顶底板移近量mm100来压显现程度不明显5平时最大平均支护强度kN/m2160最大平均顶底板移近量mm206巷道超前影响范围m1520 （2）支护密度确定合理的支护强度计算：Pt =9.81hrk=9.811.02.54=98.10KN/m式中 Pt工作面合理的支护强度，KN/m2；h采高，1.0m；r直接顶岩石容重，2.5t/m3；k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取4。单体液压支柱实际支护能力Rt=KgKzKbK

33、hKaR =0.990.950.91.00.9100=76.18kNKg支柱的工作系数，0.99；Kz支柱本身的增阻系数，0.95；Kb不同支柱承载不均匀系，0.9；Kh采高系数，1.0；Ka倾角系数，0.9；R支柱额定工作阻力，100kN（支柱型号：DW1230/100X）支护密度n=1.29（根/）柱排距的确定根据南桐矿业公司近年来的支护经验，决定选用HDJA-800型金属铰接顶梁，为此，排距a=0.8m，则柱距为：b=0.78（m）为保证安全和满足支护的允许偏差，在实际中柱距确定为0.60m。其支护密度：n/=1.671.29（根/）为此，柱、排距最终确定为ba=0.600.8m，最大控

34、顶距为4.0m，最小控顶距为3.2m，放顶步距为0.8m，炮道为0.6m。5.3 采区巷道掘进及支护5.3.1采区主要底板系统的掘进+180m大巷及其轨道上山、回风上山、溜煤上山、+40m大巷均布置在底板茅口灰岩中。（1）+180m、+40m茅口运输大巷掘进：采用炮掘，YT-29风钻打眼，三级煤矿许用乳化（含水）炸药和煤矿许用（15段）毫秒电雷管爆破，巷道断面为三心拱，裸巷支护（岩石破碎地带采用锚（网）喷支护）。选用ZYP-17型耙斗机装矸。运输巷采用CTL8/6G-110型蓄电池机车运输。（2）轨道上山、回风上山、溜煤上山掘进:采用炮掘，YT-29风钻打眼，煤矿许用岩石乳化（含水）炸药和煤矿

35、许用（15段）毫秒雷管爆破，巷道断面为三心拱，裸巷支护（岩石破碎地带采用锚（网）喷支护），自溜装矸。运输巷采用CTL8/6G-110型蓄电池机车运输。（3）各区段石门在K1、K2、K3煤层前后5m采用等腰梯形厢支护，其它与茅口大巷相同。5.3.2采区硐室及煤仓掘进（1）采区变电所采用炮掘，YT-29风钻打眼，三级煤矿许用乳化（含水）炸药和煤矿许用(15段)毫秒电雷管爆破，巷道采用喷射混凝土支护，喷射厚度为100150mm。（2）采区煤仓采用炮掘，YT-29风钻打眼，三级煤矿许用乳化（含水）炸药和煤矿许用(15段)毫秒电雷管爆破，巷道采用铸石块铺底，厚度为200mm。5.3.3各区段煤层巷道、矽

36、灰岩抽放巷及小石门掘进（1）煤层巷全采用炮掘，YT-29风钻打眼，三级煤矿许用乳化（含水）炸药和煤矿许用(15段)毫秒电雷管爆破，巷道采用梯形厢支护。人工装煤矸，人力推车。（2）矽灰岩抽放巷（平巷和上山）全采用炮掘，YT-29风钻打眼，三级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用(15段)毫秒电雷管爆破，巷道采用锚杆支护，异形（或梯形）断面。（3）小石门全采用炮掘，YT-29风钻打眼，三级煤矿许用乳化（含水）炸药和煤矿许用(15段)毫秒电雷管爆破，巷道采用锚杆支护，异型断面。5.4 采区生产能力5.4.1生产能力计算：由于该采区采煤工艺均为炮采，故在计算生产能力时应分每层煤中的1个工作面分别计算，然后计算单

37、面平均产量得出其生产能力。根据本章第一节内容：该采区设计有K1煤层炮采工作面2个，K2煤层炮采工作面2个，K3煤层有炮采工作面2个。结合采区布置的实际情况，采区按同时只布置1个工作面回采考虑，故采区设计生产能力计算如下。回采工作面设计生产能力按下式计算： QLbmrc 式中：Q采煤工作面年产量, t/d L采煤工作面平均长度, K1、K2为110m，K3为93m b采煤工作面年推进度, m（年工作天数按330d，K1煤层炮采推进度按1m/d，一个工作面平均划分为三个作业点，两个作业点相距37m，每个小班的一个作业点各采12.3m，K2煤层炮采推进度同K1煤层按1m/d，K3煤层炮采按1.5m/

38、d）m煤层平均开采厚度, m(K1煤层按1.0m、K2煤层按1.0m、K3煤按2.0m计算)r煤的视密度，（均为1.40t/m3）c工作面回采率,K1、K2煤层按97%，K3按95%K1煤层炮采工作面生产能力为：Q1=1103301.01.40.974.93万t/aK2煤层炮采工作面生产能力为：Q2=1103301.01.40.974.93万t/aK3煤层炮采工作面生产能力为：Q3=933302.01.40.958.16万t/a则该采区采煤工作面的平均年生产能力为（按加权平均计算）：Q均（4.93+4.93+8.16）36.01万t/a该采区掘进工作面产煤量按采煤工作面产量的5计，则采区平均年

39、生产能力为6.01（1+0.05）6.32万t /a。故将采区年设计生产能力确定为6.3万t/a。6.采区生产系统6.1通风系统新鲜风流：+180m茅口大巷轨道上山阶段石门机巷采掘头面（单段开采掩护支架工作实行上行通风，上下段同采实行“W”型通风）；泛风流：采掘头面风巷阶段石门回风联络巷回风上山；6.1.1 风量计算与分配（1）按采区同时工作的最多人数计算风量（m3/min）。Q=4NK m3/min式中： 4每人每分钟的供风标准。N井下同时工作的最多人数，依据设计的年产量，取56个人。K风量备用系数， 取1.20。即：Q=4NK=4561.20=269m3。（2）按采煤、掘进、硐室等处实际需

40、风量计算：Q=(Q采Q掘Q硐Q其它)K漏式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/minQ掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/minQ硐独立硐室实际需要风量总和，m3/minQ其它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min K漏漏风系数，取1.20采煤工作面需风量计算 1）按瓦斯涌出量计算 Q采100q采Kc 式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据2007年的瓦斯鉴定结果，K1按1.3m3/min， K2按1.72m3/min，K3按1.95m3/min进行考虑。 Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取：2.0 K1采煤工作面：Q采=

41、1001.32.0=260m3/minK2采煤工作面：Q采=1001.722.0=344m3/minK3采煤工作面：Q采=1001.952.0=390m3/min2）按工作面温度计算 Q采60VcScKi 式中： Vc回采工作面适宜风速，m/s Sc回采工作面平均有效断面，m2,为2.0m2 Ki工作面长度系数，取：1.1 Q采=600.52.01.1=66m3/min3）按炸药使用量计算 乳化炸药不作为风量计算依据4）按工作面人员数量计算 Q采4nc式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min nc采煤工作面同时工作的最多人数。 Q采42080 m3/min5）按风速验算 根据煤矿安全规

42、程规定，回采工作面风量应满足： 15ScQ采240ScSc回采工作面平均有效断面，m2,为2.0 m2 30Q采480根据上述算得知，按瓦斯涌出量计算风量最大，故该矿井回采工作面需要风量取390m3/min。设计正常开采一个采煤工作面。因此Q掘3401340m3/min。（3）掘进工作面风量计算按瓦斯涌出量计算Q掘100q掘Kd 式中： Q掘掘进工作面需风量，m3/min q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。煤巷按1.50m3/min，半煤巷按0.8m3/min，岩巷按0.4m3/min进行考虑。 Kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取：2.0煤巷Q掘1001.502.030

43、0 m3/min半煤巷Q掘1000.82.0160 m3/min岩巷Q掘1000.42.080 m3/min按炸药使用量计算 乳化炸药不作为风量计算依据按工作人员数量计算 Q掘=4nj 式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数。 Q掘=41248 m3/min按风速验算 煤巷、半煤巷掘进面风量应满足： 15ScQ掘240ScSj掘进工作面巷道过风断面，m2，平均取5 m2 75Q掘1200岩巷掘进面风量应满足： 9ScQ掘240ScSj掘进工作面巷道过风断面，m2，平均取7.1 m2 64Q掘1704根据上述计算得知,按局部通风机吸入量计算风量最大。再考虑20%的富余风量，故煤巷掘进工作面取42

44、0m3/min，半煤巷或岩巷掘进工作面取420 m3/min，岩巷掘进工作面取360m3/min。矿井设计正常开采时为3个掘进工作面,岩巷、半煤巷、煤巷掘进工作面各一个，因此Q掘420+420+3601200m3/min。（4）硐室需风量计算由于该采区机电硐室只设有一个采区变电所，且采用串联通风，因此不必另外配风。（5）井下其它巷道需风量计算井下其它巷道（包括抽放巷）需风量按300 m3/min考虑。综合上述计算结果：采煤工作面需风量按最大(K3煤层)计算采区总风量：Q=(Q采Q掘Q硐Q其它)K漏（3901200300）1.22268m3/min取Q其37.8m3/s6.2 运输系统6.2.1

45、 煤炭运输该采区的煤炭运输系统：前期：（1）对于+110m以上的K1、K2、K3煤层均由工作面通过搪瓷溜槽（或电溜子）上区段运输平巷+110m运输石门采区煤仓+40m茅口运输大巷+40m+180m+320m主井水洞运输大巷地面。（2）对于+110m以下的K1、K2、K3煤层均由工作面通过塘瓷溜槽下区段运输平巷+40m运输石门采区爬坡溜子道+50m运输石门采区煤仓+40m茅口运输大巷+40m+180m+320m主井水洞运输大巷地面。后期：当-100m+320m水平的主皮带提升系统形成后，考虑8t蓄电池机车、2t底卸式矿车运输，通过溜煤上山+40m主石门附近，再通过皮带送入+320m煤仓，然后经+

46、320m水平10t机车运输至南桐煤矿地面。这样可大幅缓减矿井的提升、运输压力，提高环节能力。6.2.2材料、设备运输材料及设备的运输根据具体的运送地点，可选择经+40m茅口大巷、或+180m茅口大巷等线路进入采区轨道上山、区段石门，然后进入工作面。具体线路应根据“就近”原则合理安排。材料、矸石运输则采用8t蓄电池机车、1t固定式矿车进行运输。采区内各区段石门、抽放巷、甩车场采用1t固定式矿车运输，煤（半煤）巷运输则采用人工推车。6.2.3矸石（煤）运输全岩掘进工作面的矸石运输采用8t机车、1t固定式矿车，煤（半煤）巷掘进头的运输均采用人工推车，矸可通过回风上山至+40m茅口运输大巷，煤通过溜煤

47、上山溜至+40m煤仓。6.2.4运输设备的选择+180m、+40m大巷目前采用8t蓄电池机车、1t固定式矿车运输。当-100m+320m水平的主皮带提升系统形成后，考虑8t蓄电池机车、2t底卸式矿车运输，通过溜煤上山+40m主石门附近，再通过皮带送入+320m煤仓，然后经+320m水平10t机车运输至南桐煤矿地面。这样可大幅缓减矿井的提升、运输压力，提高环节能力。6.3 提升系统6.3.1提升系统简述+40m +180m零一区轨道上山为该采区的提升系统，担负采区内的主要材料、设备提升任务等。采区轨道上山与各区段石门通过甩车场与石门连接。6.3.2提升设备选型设计（1）设计原始资料采区轨道上山担

48、负+40m+180m零一区的材料及设备提升任务，原始资料如下：采区设计生产能力：An=15kt/a，材料提升量最大15车/天，最大件重量为17型耙斗装岩机，最大不可拆卸件重量4t，采用5t平板车运输，平板车自重790kg井筒倾角:=28 井筒斜长：LT=298m （+180m+40m ） 年工作日：br=330d 日工作小时：t=16h 提升容器：采用MC1.1-6A型1吨固定式矿车，其中：1)矿车自重： mz1=600kg 2）5t平板车： 790kg提升方式：上、中间甩车场，下平车场单钩串车提升，人工摘钩。（2）一次提升量和车组中矿车数的确定计算提升斜长L=LT+Lk=298+30=328

49、m根据设计能力及井筒条件，提材料按照每次3车，装载普通材料重量按照每车不超过600kg。1）提升材料时绳端载荷为：Qcm=n(Qz+Qg)(sin+f1cos)g =3（600+1000）（sin28+0.015cos28）9.8 =22730 N提升最大件时绳端载荷为：Qzm=n(Qz+Qg)(sin+f1cos)g =1（790+4000）（sin28+0.015cos28）9.81 =22683 N2）钢丝绳悬垂长度：Lc1=298+30+30 =358m3）计算钢丝绳每米质量Pk= =0.8266Kg/m 其中B钢丝绳公称抗拉强度 1670MPa4）选择钢丝绳查钢丝绳规格表选用钢丝绳：

50、选配园型股NAT 619+FC 20-1670- GB8918-2006纤维芯钢丝绳，PK=1.47Kg/m F=220KN。安全系数： m= =8.446.5 满足要求。（3）计算选择提升机提升机最大静张力：提材料：FjQcm+LPg（sin+f2cos） 22730+2981.479.81（sin28。+0.2cos28。） 24619N提最大件：FjQzg+LP（sin+f2cos） 22683+2981.479.81（sin28。+0.2cos28。） 24572N根据以上条件，结合矿井现有实际：选用JD-2.5A，即40kw内齿轮，其技术参数为：最大静张力30000NFj满足要求，最

51、大提升速度V1.3m/s 。电动机容量校核： Ns37.3kw40kw， JD-2.5A内齿轮配套电机40kw，满足要求。提升时间估算：按公式：tg=（V/a+L/V）2=（1.3/0.3+298/1.3+25）2=517.12S 取518s 年提升能力计算：（按每天提升16h计，330天/年）每天提材料用时间 ：（c1.25）Tc0.9h 每天运送设备考虑最多时3次 ，同时运送设备考虑采用低速1m/s运行，每一循环时间约需600s，考虑运送不均衡系数，则每天运送设备时间最多不会操过1h。考虑施工期间可能会适当运输部分掘进煤，选配JD-2.5A内齿轮满足要求。6.4 排水系统该采区主要采用自然排水，采区内的涌水均通过区段石门、回风上山流入+180m或+40m水平大巷，然后汇入+180m或+40m水仓，最后排出地面。6.