煤矿开采技术设计说明书.docx

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1、云南能源职业技术学院毕业设计说明书专 业： 煤矿开采技术 班 级： 采 矿 101 姓 名： 刘 永 伟 指导教师： 李 鸿 维 完成时间： 2012年12月10日 目录前 言1第一章 矿井概况及地质特征3第一节 矿井概况3第二节 水文、地质特征4第三节 采区储量与生产能力9第二章 采区准备参数及方式11第一节 采区准备方式的确定11第二节 采区参数12第三节 采区巷道布置13第四节 巷道掘进15第三章 采煤方法17第一节 概述17第二节 生产系统18第三节 采煤工艺20第四节 回采工艺21第四章 顶板管理23第一节 支护设计23第二节 顶板管理24第五章 采区通风设计25第一节 采区瓦斯涌出

2、量预测25第二节 采区通风27第三节 灾害预防及安全设备34第六章 采区主要生产设备39第一节 提升设备39第二节 防尘设备41第三节 通风设备44第四节 排水设备46第七章 劳动组织及安全经济指标48第一节 劳动定员及劳动生产率48第二节 矿井设计主要技术经济指标49心得体会55参考文献57前 言富源以丰富的煤炭资源知名省内。全县已探明的煤炭储量60多亿吨，远景储量200多亿吨，占云南省总储量的三分之一以上，全县储量面积800多平方公里，占县域总面积的四分之一强。而分布在该矿区井田范围内的探明储量达1.28亿吨。一、项目建设的必要性及可能性近年来我省工农业发展较快，煤炭工业也得到长足发展，但

3、由于多年的煤炭市场不景气，基本建设投入不足，导致煤炭行业的发展严重滞后，煤炭市场出现供不应求的局面，供求关系的矛盾日益突出。特别是2003年，全省经济出现恢复性增长，全省出现各个行业用煤短缺，电力用煤一直紧张、冶金用煤告急、化工用煤告急，严重影响了全省经济的发展。因此，大力发展煤炭工业，充分发挥煤炭工业的基础地位，不拖全省经济发展的后腿已经刻不容缓。由于全省各个行业的用煤需求不能得到较好的满足，作为我省发展 “两烟”、云药、电力、磷化工、旅游等五大支柱产业和绿色经济强省的战略构想不能得到很好的落实，煤炭工业的落后已经对上述产业的发展形成严重制约。有鉴于此，必须大力发展煤炭产业，有力支持全省经济

4、发展，该煤矿的改扩建对地方经济的发展和缓解全省的用煤需求，支持上述产业的发展具有一定的意义。二、编制本设计的依据1、 云南省一四三煤田地质队一九六七年九月提交的富源县某矿区一井田精查地质勘探报告，一九七六年三月提交的富源县该矿区一井田精查补充地质勘探报告。2、 该煤矿生产技术部一九九九年所作的某煤矿二号矿井地质报告。3、 云南省该煤矿二号矿井C17，C18煤层底板等高线图。第一章 矿井概况及地质特征第一节 矿井概况一、矿区地理位置矿井位于富源县城之北约7km处，隶属富源县。矿井地理位置坐标：东经：100°1517104°1636北纬：25°431125°

5、4457矿井至富源县约7km，在富源与滇黔公路相接（滇黔公路为高速公路），西至昆明200km，东到贵阳421km。矿区专用铁路支线与滇黔二线的富源车站相接，仅6km，交通十分便捷（详见图1-1）。图1-1 该煤矿交通位置图二、开发史及范围该煤矿矿井于1987年12月20日开始建设，于1994年12月25日施工投产，1995年12月1日正式移交。开采的是该矿区一井田的深部煤层，井田位于富源县城之北约7公里，属某矿区的南段，井田呈一菱形断块，南起到刘家湾F1断层，北之打磨沟F16断层与二井田分界。三、地形、地貌井田地形为高山地形，水沟纵横分布，北高南底，一般标高在1900米左右，最高标高2076.

6、6米，最低标高1758米，高差320米。四、气候、地震气候条件为亚热带季风气候气候，无地震。五、交通情况矿区内有富源-宣威。洋场公路纵置井田南北，南与滇黔公路相连，西至昆明237公里，东到贵阳421公里，至庆云矿区22公里，交通方便。第二节 水文、地质特征一、 水文特征1、气候地形及地表水特征该矿二号井地表地形为低中山地形、西高东低，北高南低，最高处为口头山，高程1979米，最低处为外山口村，高程为1756米，高差223米，井口向东300米有煤炭湾小河，由北向南流入块择河，是一条在矿区内发源的季节性河流，雨季最大流量为4.184m3/秒，旱季断流，属南盘江水系。本区属温带季风型山区气候，历史记

7、载的最低气温为11，一月平均气温最低0.9，夏季最高气温34.9，七月平均最高气温25，年平均气温13.8。每年5至10月为雨季，11月至次年的4月为旱季，年平均降雨量1100毫米，年蒸发量1900毫米。最大风速24米/秒，夏季平均2.6米/秒，冬季平均4.0米/秒。 该矿二号井的行政区属云南省富源县中安镇迤山口办事处的管辖区内，所开采的资源也在该辖区内。2、地层含、隔水性本井的水文地质条件属简单偏中等，含水层有上复的卡以头组(Pk2)，主要岩性为灰绿色中厚层状的粉砂岩、细砂岩，含孔隙水及裂隙水，单位涌水量为0.135-0.000165公升/秒.米。煤系地层中的灰色薄至中厚层状的粉砂岩，细砂岩

8、含孔隙水及风化裂隙水，但由于煤系地质中的隔水层较多，所以含水性较弱。涌水方式一般是从巷道中，采空区中渗出，大者沿裂隙发育地段呈线状流出。威胁矿井安全生产的水文因素主要是上部的小窑水，因为在二号井的上部为已报废的该矿一号井，两井之间有许多巷道及采空区相连通，在一号井的上部为乡镇煤矿及许多目前已停采的小窑，这些煤窑在不同的煤层，不同的部位与该矿一号井相通，虽经多次封闭，但小窑为了自身的利益，想方设法与该矿一号井沟通，便于其通风排水，因此在雨季，地表水部分流入小窑，小窑又流入一号井，一号井的水部分又流入二号井，客观上造成水文情况复杂。二、地质特征（一）、井田地质情况1、井田地质情况在矿井范围内地层呈

9、单斜构造，走向北东40°，倾向南东，倾角10°17°。在井田边界断层F1附近，倾角最大达35°。矿井内中小型构造发育，属构造复杂型的井田。2、地层该矿二号井接揭露的地层由新到老为：卡以头组（P2K）：位于煤系地层上部，厚约120m，以灰绿色粉砂岩、细砂岩为主，夹粉砂质泥岩及泥岩，局部夹紫红色泥岩及粉砂质泥岩。龙潭煤组(P2L)：又称宣威组。地层总厚度223m。岩性为灰色中厚层状细砂岩，薄至中厚层状粉砂岩，菱铁质粉砂岩，泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩等。3、含煤地层含煤地层为二迭系龙潭组，煤系地层厚222 m，含煤5558层，含煤总厚25m，含煤率

10、为11.3%，其中可采C1、C6、C9、C17、C18共5层，可采煤层总厚度一般为6.15m，含煤率为2.8%。4、构造经该矿一号井开采和该矿二号井一水平揭露，在二号井内的大中型断层，部分已控制清楚，深部由于钻探工程较少，控制程度较低。5、井田范围内可采煤层井田内可采煤层为C17、C18，现分述如下：C17煤层，厚度0.841.79m；距C9煤层90m，一般含23层夹矸，局部为单一结构，夹矸为灰色泥岩。伪顶为厚0.2m的灰色泥质粉砂岩。直接顶为厚2m的灰色中厚层状泥质粉砂岩。伪顶弧形裂隙发育，易垮落。C18煤层，厚度0.791.72m，距C17煤层11m，为复杂结构煤层，含15层夹矸，大部分含

11、4层夹矸，上部的二层夹矸为灰色泥岩，下部为黑棕色隐晶质高岭石泥岩。伪顶为厚0.2m的灰色泥岩，直接顶为厚3m的中厚层状粉砂岩。6、开采技术条件煤层顶底板多为砂岩、粘土岩、页岩、粉砂岩等。由于多数煤层间距较小，一般无老顶，直接顶厚为10m左右，煤层顶部一般有0.030.05m伪顶，随采随落，直接顶初次垮落步距为8m左右，随工作面推进直接顶随采随落。（二）、邻区地质及水文地质情况该采区位于二号井深部，在采区的最南边，由于F1断层的影响，伴生了一个较小的向斜构造，地层走向一般北东350 左右，倾向南东，倾角140200 ，在F1断层附近最大达360左右。水文地质：该采区属于是深部开采，采区主要涌水量

12、来源有：一是上部采空区积水向下渗透，二是上部的小煤窑在不同的部位与二号井相通，因此在雨季，地表水流入小窑，小窑水又向下渗透。造成在雨季时涌水量增大。（三）、采区地层201、202采区的煤系地层属二迭系上统龙潭煤组的C17、C18、C9、C6煤层，C17煤层与C18煤层层间距约为12米至16米，C17煤层与C9煤层层间距约为90米至100米，C9煤层与C6煤层层间距约15米至17米。龙潭煤组地层下起上二迭世娥眉山玄武岩顶界，上至三迭世卡以头组底界，地层总厚180米至223米。（四）、煤层特征本采区开采的煤层属于上二迭统龙潭煤组第三段的C17、C18煤层，其特征如下：C17煤层：煤层厚度约1.56

13、米，井田浅部、中部较厚，向深部有变薄趋势，大部 分为单一结构，有时下部有泥岩夹矸一层，煤层结构呈1.10（0.12）0.34米，井田中部夹矸增厚，煤层出现分叉，其下分层多不可采。C18煤层：煤层厚度约1.50米，煤层结构比较复杂，为0.14（0.09）0.41（0.06）0.25（0.57）0.46（0.07）0.09（0.10）0.13米，按其结构可划分为上下两个层段，上段一般厚约0.94米；顶、底部各有泥岩夹矸一层，上下段之间为泥岩，一般厚0.57米，最大为2.67米。下段一般厚约0.82米，下部常有泥岩夹矸两层。一般说来下分层厚度变化大、稳定性差，结构复杂。（五）、煤层顶底板岩性及层间距

14、 1、煤层顶底板岩性C17 煤层，伪顶厚0.2米的灰色泥岩或灰色粉砂质泥岩，直接顶厚2米，为灰色中厚层状泥质粉砂岩，直接底厚0.4米，为灰色泥岩，呈硬塑状，伪顶弧形裂隙发育，易垮落。老底为灰色中厚层状泥质粉砂岩。C18 煤层，伪顶厚0.2米的灰色泥岩，直接顶厚3米，为灰色中厚层状粉砂岩，直接底为浅灰色至灰色薄层状粉砂质泥岩，厚度为0.2米至0.5米；老底为灰色中厚层状泥质粉砂岩。2、层间距C17 煤层至C18 煤层层间距为10米。第三节 采区储量与生产能力一、 采区储量煤层名称工业储量/万t 煤的损失量/万t采出率/可采储量/万t厚度损失其他损失名称或地点数量C17135414保护煤柱2031

15、368940.97115.101C18152.312煤柱及支护30.4647.3680.95121.848表1-3-1煤质：煤层灰分一般为22.531.9%，硫份为0.280.71%，34.6438.24%，含磷量为0.080.03%，分析基弹筒发热量为55886414卡/g，焦油率为911，灰熔点12901435，胶质厚度1118.5mm。 煤种以1/3焦煤为主。二、采区生产能力及服务年限（一）、矿井工作制度矿井工作制度设计采用“三八”工作制（两班采煤，一班准备，每班净工作时间为8小时），矿井设计年工作日为300天。（二）、服务年限该矿井生产能力15万t/a该采区设计服务年限T为： T=Zn

16、(A×K) =222.68(15×1.3)=11.4（a）式中：T矿井服务年限，a； Zn矿井可采储量，万t； A矿井设计生产能力，万ta； K储量备用系数。根据以上计算，开采范围内的储量按15万t/a计算可服务11.4a第二章 采区准备参数及方式第一节 采区准备方式的确定一、 采区布置方案从本采区的煤层赋存情况来看，由于煤层的倾角14°，可以采用走向长壁开采；该采区的两层煤之间的距离在10米左右，采用集中上山布置巷道进行开采，减少了井下巷道的工作量，可节省大量的人力和物力； C18煤层底板为砂岩，属于中等稳定的岩层，将运输和轨道两条上山布置在上面，具有很大的可行

17、性。二、采区准备方式的确定 遵循的原则：（1）有利于合理集中生产，保证采区有合理的生产能力和增产潜力；（2）力求技术先进、经济合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工作量，减少设备占用率和生产成本费用，便于采区和工作面正常交替；（3）安全生产条件好，符合煤矿安全规程的有关规定（4）煤炭损失少，有利于提高资源采取率。综上所述，采区的准备方式确定为上山双翼采区集中上山联合布置的准备方式。第二节 采区参数一、采区走向长度的确定根据本矿的具体情况，由于受地质因素影响这一采区走向长不均匀，走向长268m-1112m之间。二、确定区段斜长及区段数目由于设计的采区的走向长不均匀，倾斜也不均匀出现三角状，

18、工作面走向长度和倾斜长度受到一定的影响。结合实际情况工作面长度定为80m，巷道的掘进采用双巷掘进，所有区段的斜长为90m。将划分为3个区段进行回采。三、煤柱尺寸由于采区内区段间的开采顺序采用下行式；煤层间的开采顺序也采用下行式。主要开拓巷道均布置在18号煤层的底板中，采区边界留20m煤柱，区段间留10m煤柱。此外，除电厂、铝厂等建筑下面留设煤柱外，其他均不留煤柱。四、区段无煤柱护巷区段无煤柱护巷可采用沿空留巷或沿空掘巷：（一）沿空留巷：一般适用于开采缓斜和倾斜、厚度为2m以下的薄及中厚煤层，这样的方法与留煤柱护巷比可以减少保护煤柱的损失量，而且可以减少平巷的掘进工程量。沿空留巷时区段的布置主要

19、采用的是后退式沿空留巷的方式：先掘出分段运输巷到采区边界，工作面后退式回采，回采后在沿空留出平巷作为下区段的回风巷。这种方式，可克服前进式回采时前方煤层赋存情况不明和留巷影响工作面端头采煤等缺点，但要增加平巷的掘进工程量。（二）沿空掘巷：就是沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷，这种方法利用采空区边缘压力小的特点，沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘掘进，有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护。多用于开采缓斜和倾斜的中厚煤层和厚煤层。沿空掘巷虽然没有减少区段的数目，但是不留或少留保护煤柱，减少了采区内煤炭的损失量。又由于巷道布置在采空区的边缘，这样巷道的维护相对要简单许多。由于沿空掘巷的巷道受压

20、较小，对支护的要求不如沿空留巷严格，一般梯形火属支架、木支架均可用。通过上面的论述，该矿采区的区段平巷采用沿空留巷布置的方式，并且每一个区段留10 m的区段保护煤柱。第三节 采区巷道布置一、 采区上（下）山的布置本采区采用集中上山进行联合布置开采，在+1525水平大巷开掘采区下部车场和采区上山，采区上山布置于C18煤层内，通过采区溜煤眼和采区中部车场与C17煤层联系，C18煤层的区段运输巷直接和运输上山相连。 二、区段平巷的布置区段平巷布置方式有单巷布置和双巷布置两种方式。本采区采用双巷布置，即一条区段回风平巷和一条运输平巷，C18煤层内的工作面掘进区段运输平巷的同时，掘出下区段回风平巷，巷道

21、之间用联络巷连接。 三、联络巷道的布置C17煤层工作面回风巷和回风井（之间有一段煤层C18回风巷）之间采用石门连接，C18煤层区段运输平巷和溜煤眼相连接。在一采区内只布置开切眼、工作面运输顺槽、工作面回风顺槽、通过运输石门和回风石门与主（回风、副）斜井相连接，主要开拓巷道布置在18号煤层中，并在两层煤层中布置运输回风平巷。四、采区车场本采区车场设计包括下部车场、中部车场。其中，采区下部车场设置有装车站、绕道、煤仓等。根据装车站的地点，该下部车场属于大巷装车式；根据轨道上山的绕道位置，该下部车场为顶板绕道式车场。采区中部车场单石门及溜煤眼布置的中部车场。五、 采区硐室采区硐室包括采区煤

22、仓、采区绞车房和采区变电所。采区内在上山最下部的水平集中大巷上方布置采区煤仓，采区煤仓往上20米的两条巷道之间布置采区变电所，绞车房安设在轨道上山的尽头。六、采区主要巷道断面的确定根据通风、运输等要求采区上山、区段平巷等的断面并列表2-3-1表2-3-1 采区主要巷道断面、支护形式表序号巷道名称断面形状支护形式断面积（）巷道长（m）条数（条）工程量（m³）1水平运输大巷梯形料石砌碹11320135202运输上山梯形U型钢支架6.4900157603轨道上山梯形U型钢支架6.4910158244采区下部车场半圆拱工字钢5.59014955采区中部车场半圆拱工字钢5.53011656区段

23、运输平巷半圆拱工字钢5.5350238507区段回风平巷半圆拱工字钢5.5355239058区段石门半圆拱料石砌碹5.54549909联络巷梯形工字钢5.520888010区段回风大巷梯形工字钢102502500011其他硐室料石砌碹1810023600第四节 巷道掘进一、巷道断面和支护方式根据矿井煤层围岩条件和各类巷道的用途、服务时间，并参照矿井实际生产经验。确定服务时间较长的井底车场、石门、水平运输大巷、水平回风大巷采用半圆拱形断面，料石砌碹支护；对于各工作面进风斜巷、回风斜巷、联络巷等采用梯形断面，金属支架支护；采煤工作面开切眼采用矩形断面，木支架支护。各巷道断面大小和所使用的支护材料见

24、上表。二、掘进工作面数和掘进设备配备矿井投产采区移交生产时共配备了四个掘进工作面，分别为2182工作面进风斜巷掘进头；+1955m回风大巷掘进工作面；+1860m西翼回风大巷掘进工作面；2182工作面回风斜巷均采用钻爆法掘进。各掘进工作面主要配备KZG12型隔爆振动钻一台，ZMS12A型湿式煤电钻一台，BKY65-4X型局扇一台。+1700m回风大巷掘进工作面还配备了TXU75A型安全钻机一台。三、矿井生产时的采掘比和矸石率矿井生产时采掘比为1：2；预计矸石量为矿井原煤产量的10，即矿井矸石量预计为15kt/a。四、移交生产时的井巷工程量和三个煤量矿井移交生产时井巷工程量为6245.5m，其中

25、岩巷1650.5m，半煤岩巷为4365.0m，煤巷为230.0m。掘进率41.6mkt。见井巷工程量汇总表（表3）。矿井移交投产采区生产时的三个煤量及可采期如下：开拓煤量1868.8kt 可采期9.5a准备煤量242.65kt 可采期1.62a回采煤量168.45kt 可采期9.1个月表3 井巷工程量汇总表序 号工程名称长 度 （m）掘 进 体 积 （m3）岩巷半煤巷煤巷小 计岩巷半煤岩巷煤巷小 计1井 筒789.0789.05111.45111.42井底车场及硐室453.5453.53733.23733.23盘区408.04365.0230.05003.2259.022944.0736.02

26、5939.04 合 计1650.54365.0230.06245.511103.622944.0736.034783.6第三章 采煤方法第一节 概述一、 采煤工作面位置及开采范围矿井移交生产采区的布置本着“先近后远、先易后难；多布置煤巷，少布置岩巷”的原则。采区设计年生产能力为150kta，由于采区可采煤层薄，因此，采区达产时，各布置一个对拉采煤工作面来保证煤矿150kta的年生产能力。矿井移交投产采区为： +1525m水平的采煤工作面为2171工作面； +1860m水平的采煤工作面为2172工作面。具体布置详见图二、采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的联系 本采区与相连采区通过运输石门相连，

27、本采区两个采煤工作面的水平运输大巷和采区回风大巷为原相邻已采采区共用，采区所需材料、采出的煤、运出得矸石都是从大庆二号井，相邻已采采区的所需监测设备同本采区监测总站相连。 本采区所属C17、C18煤层与C9、C6煤层同属于二迭系上统龙潭煤组C17煤层与C9煤层层间距约为90米到100米。第二节 生产系统一、运煤系统C17号煤层中2171工作面和2172工作面的煤分别由工作面SGW-40(或44)型可弯曲刮板运输机输送至区段运输平巷中的DSP740/800型可伸缩带式输送机(经SZB-630-30转载机转载)，而后输送至2171工作面溜煤眼下放到采区运输上山，经运输上山内的SJ-80X型带式输送

28、机运送到采区煤仓，于+1525运输大巷内装矿车，经+1525井底车场由主斜井绞车提至地面煤仓翻卸。二、排矸系统+1525水平的掘进工作面矸石装矿车后，经+1525运输大巷至+1525下部车场由主斜井绞车提至地面排卸。2171和2172工作面的矸石则由工作面回风平巷进入轨道上山，再经井底车场到运输大巷，此后由主斜井绞车提至地面排卸。三、材料、设备运输系统各掘进工作面所需设备、材料由运输大巷经采区下部车场后进入轨道上山，经中部车场后到达掘进工作面；而到达采煤工作面的设备和材料则经上部车场到达2171和2172工作面回风平巷内，此后由人力推至工作面即可。四、通风系统工作面所需要的新鲜风，由+1525

29、水平运输大巷、采区下部车场、轨道上山、采区中部车场以及采区石门进入到掘进工作面和采煤工作面的进风平巷。工作面的污风经回风石门（C17煤层采煤工作面产生的）或运输上山到回风井并排至地面。掘进工作面的风需要经轨道上山中的局部通风机分配。采区变电所和轿车饭需要的新鲜风由直接由轨道上山进入，用调节风窗控制风量。五、动力供应系统高压电缆由井底中央变电所经水平运输大巷和采区下部车场达到采区变电所，经过降压后分别通过电缆送到采煤和掘进的工作面配电点及运输上山、轨道上山和绞车房等用电地点六、供水和排水系统供水：采煤工作面和巷道转载点所需要降尘喷雾洒水的用水，是由地面水池通过采区风井用专用管道送到用水地点的。也

30、可以从井底净化水池经过加压后，经过专用管道井水平运输大巷送到用风地点。排水：采区内各处矿井水可分别通过各工作面进风斜巷或工作面回风斜巷水沟自流至，运输大巷水沟自流经井底车场汇入井底车场水仓；+1525水平采区内各处矿井水可分别通过各工作面进风斜巷或工作面回风斜巷水沟自流至水平运输大巷水沟自流入井底车场水仓，经主排水泵房由主斜井内的排水管抽排至地面。第三节 采煤工艺一、破煤根据本矿具体情况，不具备使用采煤机条件，所以采用爆破落煤。包括打眼、装药、填炮泥、联炮线和爆破等。（附图；炮眼布置图、炮眼装药结构示意图）生产期间爆破材料消耗：炸药300kg/kt，雷管750发/kt二、装煤在输送机的煤壁侧装

31、上铲煤板，在输送机采空侧装上挡煤板，工作面装备SGD型双伸缩切顶墩柱，切顶墩柱可通过大推力千斤顶的收缩实现自行前移，并可在推移输送机时铲装煤。打眼和装药时将挡煤板放倒，放炮是挡煤板立起，防止煤北崩过撒落采空区，可使60以上的煤自行装入输送机，余下的煤在大推力千斤顶的推动下被铲煤板铲入输送机。总之人工装煤辅以爆破自装。三、运煤采煤工作面的运煤方式采用可弯曲刮板输送机运煤四、工作面支护 工作面支护使用单体液压支柱和铰接顶梁组成的金属支架（附工作面支架布置图）支护材料消耗；坑木：8.0m3/kt五、采空区处理采空区处理方法采用全部垮落法，通过回柱放顶、移架使工作面控顶距范围以外的顶板岩层有计划地垮落

32、下来，基本填满采空区，同时维护好控顶距范围内的顶板，使其保持完整。第四节 回采工艺一、设备的选用采煤工作面采用ZMS12A型湿式煤电钻打眼，爆破落煤，人工装煤、放顶。工作面铺设SGB320/15型刮板输送机。采煤工作面采用摩擦式金属支柱，金属支柱采用HZJA1600型，支柱排距1.0m，柱距0.8m，采用“三五排”控顶，全部跨落法管理顶板，最大控顶距4.7m，最小控顶距2.7m，采用HSY5型液压升柱器升柱，HH12型回柱器回柱放顶。工作面推进方向为回采工作面沿煤层倾斜方向，向运输大巷及回风大巷推进。二、采煤工作面的循环数与推进度矿井移交投产时有2个采煤工作面。由于投产采煤工作面为打眼爆破落煤

33、，人工装煤，循环率取0.80。工作面采煤班每班进度0.8m，工作面为“两采一准”，故工作面日推进度为1.6m，年工作日按330天考虑，则年推进度为：年推进度=日循环进度×设计年工作日×循环率 =1.6×330×0.80 =422.4m三、采区及工作面回采率本区煤层属薄及中厚煤层，采区回采率取0.85、0.80，工作面回采率取0.97、0.95。四、工作面生产能力及移交生产时的矿井产量1、工作面生产能力A1计算A1=工作面长×年推进度×采高×煤容重×工作面回采率 =80×422.4×1.56

34、15;1.39×0.95+80×422.4×1.56×1.39×0.97 =140.986（kt）2、掘进煤量A2计算根据煤层厚度及生产期间回采工作接替所需巷道掘进工程量，设计掘进煤量估算为采煤工作面产量的5%。A2=A1×5% =140.986×5% =7.049（kt）（单个工作面）3、移交生产时的矿井产量矿井移交生产时的年产量为回采工作面、掘进工作面的出煤量生产能力之和。则矿井的生产能力A为：A=A1+A2 = 140.986+7.049 =148.035（kt）第四章 顶板管理第一节 支护设计工作面的支护该采煤工作面

35、所采用的是炮采落煤，所以所采用的支架单体液压支架。支架支护强度估算法如下：P=M·r/(K-1)×n×10-3 =1.6×14.6÷（1.3-1）×2.2×10-3 =0.17Mpa式中：P 支架支护强度，MPa；M 工作面采高，取1.6m；r 煤层顶板岩石容重，取14.6KN/ m³；K 顶板岩石碎胀系数，取1.3；n 考虑老顶来压动载及安全系数，取2.2。根据以上计算结果，要求支护强度大于0.17MPa。因此，为了配合好炮采使用，支护强度大于0.17MPa，支撑高度1.52.5m该采区的回采工艺为炮采，设计为二

36、个工作面保产，工作面的长度为80m， 18号煤层厚度为1.6m，煤层平均倾角为14°，顶板稳定。 第二节 顶板管理本矿采用的是炮采落煤，而且煤层的顶底板条件较差，所以采用全部垮落发处理采空区。再加上本矿井的瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。应及时处理好顶板的垮落。 第五章 采区通风设计第一节 采区瓦斯涌出量预测该煤矿根据富源县煤炭工业管理局的统一安排部署，近几年对矿井逐年进行瓦斯等级鉴定，本矿井鉴定结果为低瓦斯矿井。该煤矿区17号煤层瓦斯生成、贮藏、富聚地质条件较差，而运移、扩散、释放条件较好，矿井瓦斯含量较低。但随着矿井生产向深部开拓延伸，井下瓦斯含量会日趋增高。综合考虑，本设计按低瓦斯

37、矿井进行通风设计。今后的矿井生产建设应进一步加强瓦斯的日常监测工作，改善矿井通风条件，加强安全教育，做到防患于未然。一、瓦斯该煤矿矿井2004年煤矿测定的绝对瓦斯涌出量为0.632 m³/min，相对涌出量为7.234 m³/ t.日；2005年测定的绝对瓦斯涌出量为0.737 m³/min，相对涌出量为6.799 m³/ t.日；瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井。但随着矿井向深部延伸，不排除有瓦斯涌出量增加的可能，应加强瓦斯管理工作。二、防爆措施（一）、供以足够的风量投产时期风量分配原则为：2171工作面配风量为3.3m³s，2181工作面配风量

38、为4.7m³s，独立供风掘进头配风1.7m³/s，其它通风巷道配风量为0.7 m³/s。风量分配详见“通风系统图”。上述风量分配及风速均能满足排放瓦斯要求,同时巷道断面形状、支护材料及巷道弯道半径的选择等，均应能避免局部地段的瓦斯集聚，使矿井有一个良好的通风系统。（二）、井下电气设备及保护 本矿井按低瓦斯矿井考虑，矿井通风安全设备按矿井通风安全装备中的有关规定来配备。满足煤矿安全规程要求。（三）、加强通风瓦斯管理措施1、 矿井通风系统必须保持合理，各用风地点的风量配给必须有措施保护；必须定期测风和调节风量；主扇必须保持24小时不间断运转。2、 井下各种通风设施和监

39、控系统必须严格管理，装备“两闭锁”做到经常维护；主要进回风路之间的主要风门要设置反向风门，以形成反风系统；每年必须进行一次瓦斯等鉴定和反风演风。3、 加强局部通风管理，严禁随意开停局扇。4、废巷、盲巷和暂不使用又无通风的巷道要及时密闭，并打栅栏，揭示警标。5、建立瓦斯日报签审制度。矿长、总工程师（技术负责人）必须每天对瓦斯日报签审。6、矿井通风系统示意图要定期改绘；有重大改变时要及时改绘，并对通风设施即使采取调整措施。7、 加强井下电气设备管理，杜绝失爆。三、隔爆措施本矿井采用用隔爆水袋水棚隔爆。隔爆水袋水棚由安设于巷道顶部充满水的水袋组成。当发生爆炸时，冲击波将水袋破碎瀑洒出来，水在高温下气

40、化为水雾带充满整个巷道，并吸收大量热量，以此抑制、熄灭接踵而来的火焰，阻止爆炸的传播。（一）水棚的结构与选型本矿井水袋选用GBSD60型，根据采区巷道布置，在主要运输大巷、集中回风大巷以及工作面运输巷和工作面回风巷及主要掘进头安装隔爆水棚。（二）水棚布置 为了有效的阻止爆炸事故的扩大，在2171工作面进风斜巷、2171工作面运输斜巷、2171工作面回风斜巷、2181工作面进风斜巷、2181工作面运输斜巷、2171工作面回风斜巷、+1525运输大巷掘进头设置辅助水袋棚共7处。在+1525运输大巷、+1700回风大巷设置主要隔爆棚共5处，掘进巷道的辅助隔爆棚待巷道长度满足要求后再安设3处。每棚安设

41、两袋，棚距为2.0m，共安设17棚，棚区长度为34m。水袋就近从井下消防洒水管网取水。第二节 采区通风一、通风方式和通风系统的选择本矿井改扩建后采用中央并列式通风系统，通风方式为机械抽出式。设置一个中央回风斜井，担负全矿井的通风。投产时主要通风线路为：1525运输大巷+1525井底车场及主石门轨道上山2171工作面进风斜巷2171工作面2171工作面回风斜巷运输上山及石门中央回风井风硐地表。二、掘进及硐室通风掘进工作面均采用局扇压入式通风。局扇选用四台2BKJ60No4型局扇,均为独立通风方式。三、采区风量、风压计算（一）按井下同时工作的最多人数算 Q采=4NK =4×180

42、5;1.20 =864 m3/min式中 Q采采区总需风量，m3/min N为井下同时工作的最多人数，人 4每人每分钟供风标准，m3/min K矿井通风系数，取1.20（二）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算1、采煤工作面需风量的计算按瓦斯涌出量计算 Q采=100Q瓦K瓦Q采采煤工作面需风量，m3/minQ瓦采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/minK瓦采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用系数，取1.5按工作人员数量计算 Q采=4N采 =4×30 =120 m3/min式中 N采采煤工作面同时工作的最多人数，人按风速验算 60×0.25×S采Q采60×4×

43、;S采 86.58Q采1385经计算，采煤工作面实际需风量取120 m3/min按炸药使用量计算 Q采=25A采，m3/min式中 25每使用1kg炸药的供风量，m3/min A采采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg2、掘进工作面需风量计算按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 Q掘=100Q瓦K掘式中 Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min Q瓦掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min K掘掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，一般取1.802.0.按炸药使用量计算 Q掘=25A掘，m3/min式中 25使用1kg炸药的供风量，m3/min A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg按局部

44、通风机吸风量计算 Q掘=Q通IK通，m3/min =120×4×1.3 =624 m3/min式中 Q通掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台 K 通通风备用系数，因为进风巷中有瓦斯，取1.3按工作人员数量计算 Q掘=4N掘，m3/min =4×80 =320 m3/min式中 Q掘掘进工作面需风量，m3/min N掘掘进工作面同时工作的最多人数，人按风速验算 因为掘进工作面都是煤巷或半煤岩巷，所以 60×0.25×S掘Q掘60×4×S 82.5Q掘1320经验算，掘进工作面的实

45、际需风量取624 m3/min3、采区内的硐室有变电所和绞车房，按经验值确定取80 m3/min4、采区内其它巷道需风量的计算 Q其=（Q采+Q掘+Q硐）×5 =（120×2+624+80+80）×5 =51.2 m3/min式中 Q采采煤工作面实际需风量，m3/min Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min Q硐采区内硐室实际需风量。m3/min（三）采区总风量的计算 Q采区=（Q采总+Q掘总+Q硐总+Q其它）×K =（120×2+120×2+624+160+51.2）×K = 1494.48m3/min 式中 Q采总采煤工作面需风量之和，m3/min Q掘总掘进工作面需风量之和，m3/min Q硐总独立通风硐室需风量之和