专题资料（2021-2022年）2179采区设计.doc

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1、泸县玄滩长沙庙煤矿2179采区设计说明书年生产能力：4.6万吨编 制：总 工：编制日期：二00七年六月目 录前 言1第一章 采区概况1第二章 采区地质情况1第三章 采区生产能力、储量、服务年限2第四章 采区巷道布置4第五章 采煤方法6第六章 采区通风7第七章 采区车场设计9第八章 采区巷道断面设计9第九章 采掘工作面接替12第十章 施工设备与供电16附表及附图目录1、2179采区巷道布置方案图2、2179采区设计巷道断面尺寸图3、2179采区设备布置图4、附表1-12179采区供电设备配备表5、2179采区供电示意图前 言根据泸县玄滩长沙庙煤矿开发利用方案、采矿设计手册、煤矿安全规程以及设计规

2、范等有关要求，结合矿井实际开采情况，编制2179采区设计。第一章 采区概况2179采区是长沙庙煤矿二水平南翼独层子的采区，上部标高以-96m水平南翼运输大巷为准；下部以-160m水平南翼运输大巷为准；该采区南翼以矿区边界为界，北翼以二水平行人下山隔离煤柱为界。2179采区作为2157采区的接替采区，其上部二水平独层子采空区及2157采区工作面，下部三水平未开拓，2179采区独层子煤层上部的独层子煤层2157采区正在生产，已接近采完。第二章 采区地质情况一、 地质构造采区内无大的地质构造，局部有小断层和薄化带，但对生产，掘进无大的影响。二、 煤层情况独层子煤层位于含煤段中部，半暗半亮型煤。其中第

3、一分层为半暗型，以宽条带暗煤为主，夹镜煤及亮煤条带或线理；第二分层为半亮型煤，主要以细条带状亮煤夹镜煤及暗煤条带组成，性脆。属薄煤层。纯煤厚度0.440.71m，平均0.53m，为薄煤层。煤层为复煤层，含夹矸02层，厚0.020.39m，岩性为泥岩、砂质泥岩。煤层产状为N5055E18，煤层较稳定，属全区可采的较稳定煤层。三、 顶、底板特征独层子煤层顶板主要为深灰色泥岩、砂质泥岩，局部地段为完整性较好，节理裂隙不发育；底板为深灰色泥质粉砂岩及细砂岩。四、 煤尘、瓦斯2004年5月经四川省煤炭产品质量监督检验站鉴定，独层子煤尘无爆炸危险性，煤层自燃倾向性属三类，不易自燃。矿井投产以来未发生煤尘爆

4、炸事故及煤炭自燃现象。矿井为高瓦斯矿井五、 水文地质情况该采区范围内水文地质情况简单，上水平采空的水从二水平北大巷流出，煤层开采后受压变形部分水渗透道该采区，另外煤层下伏砂岩含水层由于受动影响造成列裂隙而渗透到采区。第三章 采区生产能力、储量、服务年限一、 采区储量 2179采区储量计算表项目 数量走向长 斜长 煤厚 容重工业储量 回采率可采储量 单 位 m m m t/m3 万吨 % 万吨 数 量 1320 210 0.53 1.45 40.19 9036.17二、采区生产能力、服务年限根据矿井生产计划和采掘接替计划安排，2179采区布置一个对拉工作面生产，其工作面斜长295米；每天生产一个

5、循环，循环进度1米，年工作日按330天计算，工作面年推进度为330m.、采区前期的生产能力、服务年限1、回采工作面的生产能力A0A0=Ltmdrc=2950.531.450.97330=4.67（万吨/年）式中：A0-回采工作面年均生产能力，万吨/年； L-工作面日循环进度，米； t-工作面倾斜长度，米； m-煤层有益厚度，米； d-煤层容重，取1.45吨/米3 r-回采工作面回采率，%； c-年工作日，取330天；2、采区前期年均生产能力AB=1A01.050.95 =14.61.050.95 =4.6（万吨/年）式中：1.05为掘进出煤率，0.95为产量不均衡系数。3、采区服务年限T1 T

6、=ZK/ABZ采区可采储量，吨AB采区生产能力，吨/年K采区储量备用系数，取1.2T=36.174.61.2=6.5年采区服务年限6.5年第四章 采区巷道布置一、采煤方法该采区内独层子煤层平均厚0.53米，平均倾角18度，属缓倾斜薄煤层，根据泸州长沙庙煤矿开发利用方案中对首采区的设计方案，结合我矿对本水平已开采采区的开采经验，设备装备情况，确定本采区采用单一走向长壁式布置巷道，截煤机掏槽，人工攉煤。二、采区巷道布置、区段平巷采用单一煤层上山采区布置，采区走向长1320米，采区中巷采用单巷布置，采区下部运输巷采用双巷布置，其中下巷为轨道运输大巷，上巷为采面运输机巷，两巷间留设煤柱20米，维护轨道

7、运输大巷作为下水平回风大巷。详见2179采区设计巷道布置方案图、采区上山采区生产煤采用刮板运输机运输，掘进时矸石均用溜煤槽自溜，运输量不大，因此，采区只在下部布置一条材料上山。材料上山主要用于通风，运料，行人及敷设管线。详见2179采区设计巷道布置方案图、采区其它巷道考虑到采区供电，结合区段平巷用刮板运输机运煤，每台刮板运输机的安设长度为100米的实际情况，在采区下工作面每间隔100m布置一条上山辅助运料、行人及敷设管线。考虑到采区现有回风上山经过上部采空区，维护性差，漏风大，兼顾考虑下水平回风系统，在二水平提升下山南翼煤层顶板布置一条巷岩石回风下山。详见2179采区设计巷道布置方案图、采区巷

8、道的位置采区所有巷道都布置在独层子煤层中，沿煤层底板卧底布置。、采变所的位置：在2179采区运输大巷中部设置采变所。（六）、采区设计巷道掘进工程量本采区设计巷道明细详见2179采区设计巷道掘进工程量表，另见2179采区设计巷道布置方案平面图、剖面图。采区设计巷道掘进工程量数 量 项 目井 巷数 量（条）工 程 量（）2179中巷11320采区运输大巷11320采区运输机巷11320采区辅助上山131495工作面开切眼1210二水平回风上山1650二水平回风上山联络巷2120 合 计5785第五章 采煤方法一、 采煤方法选择该采区内煤层平均厚度0.53m，平均倾角18度，属缓倾斜薄煤层，根据泸县

9、玄滩长沙庙煤矿开发利用方案中对采区的设计方案，结合我矿对本水平已开采采区的开采经验和设备装备情况，确定本采区采用单一煤层走向长壁采煤方法，开采顺序为由上到下，区内后退式开采。二、 回采工艺、落煤及装煤：采用截煤机掏槽落煤，人工攉煤入采面刮板运输机机巷，经SGD-30型刮板运输机运到上山煤楼装车，经采区运输大巷人工装入1吨U型矿车中由机车运输到二水平井底车场经两级提升出井口到货场存放。支护1、掘进巷道顶板的支护方式区段平巷和上山巷道及开切眼均采用锚杆支护作为永久支护，其排距、柱距均为0.8米，锚深为1.7米；采用摩擦式金属支柱掺设点柱的形式作为临时支护支护顶板，其柱距为1米。2、回采工作面顶板的

10、支护方式根据采高选用ZJA-650、HZJA-850型摩擦式金属支柱，掺设点柱的支护形式支护顶板，点柱用直线式布置，柱排距均为1米。（三） 、采空区处理采用局部充填法处理采空区，人工分段回柱，回柱方式为“见四回一”。三、 劳动组织和循环作业方式采面劳动组织分为割煤、攉煤、充填砌砂带、回柱等4个主要工序，每个工序工种均为综合工种，采用“一采一堆”的作业方式，每天完成一个循环。第六章 采区通风一、 局部通风设计1、通风方式：采用局扇压入式通风2、风量计算、按沼气涌出量计算 Q掘=100qCH掘K掘通 =1000.42 =80（m3/min） 式中：Q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据我矿独层子掘进巷

11、道有关数据。取0.4m3/min。 K掘通- 瓦斯涌出不均系数。取2按炸药量计算运输巷掘进放炮时，一次爆破的最大消耗炸药用量为4.0计算Q掘=254=100（m3/min）、按局部扇风机的实际吸风量计算Q4=Q局Ikf式中：Q4局部风机的实际吸风量；Q局 局部通风机额定风量，m3/min，130m3/min； I工 作面同时运转局部通风机台数，1台；Kf 防止风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。Q4=13011.2=156m3/min、按人数计算Q掘=4N=45=20m3/min、按风速进行验算按最底风速验算Q掘15S掘按最高风速验算Q掘240S掘。采区巷道最小断面为3.24m2,故各掘进碛

12、头局部扇风的供风量根据巷道断面大小不小于160m3/min。3、 局部通风路线根据采区巷道布置，在掘进时须合理安排，尽快形成全风压通风，缩短局部通风距离。二、 采面风量计算按泸县玄滩长沙庙煤矿开发利用方案确定为400m3/min。三、 采区供风量Q总Q总=（Q采+Q掘）k =（400+160）1.2 =672m3/min式中：Q采采煤工作面的需风量； Q掘一个掘进工作面所需风量； K风量系数；取 1.2。该风量为一个对拉工作面，一个掘进碛头所需风量，生产、掘进时须根据采掘部署合理调配，确保作业场所需风量。第七章 采区车场设计由于在二水平设有一主车场调车2179采区在运输大巷中装车，不设采区煤仓

13、，采面煤炭在运输大巷装车后由机车外运；掘进时的矸砂容易自溜，采用溜煤槽自溜，故采区不设车场，采区不设绞车房，采区材料经中巷和回风平巷运输，故只在2179采区只在装煤点设置辅助装车场，辅助车场60米。第八章 采区巷道断面设计一、 采区溜煤上山口装车点巷道断面设计采区溜煤上山口装车点巷道设计为双轨巷道，轨距600，运输设备为矿用防爆型柴油机车，其外型尺寸为：长宽高=26009501600mm毫米，一吨矿车的外型尺寸为：长宽高=20008801150；1、巷道净宽的确定根据煤矿安全规程相关规定，结合运输设备外型尺寸，巷道净宽B为:B0.3+0.8+0.2+0.88+0.88B3.06取B为3.2m2

14、、巷道净高H的确定根据煤矿安全规程相关规定，结合运输设备外型尺寸，巷道净高h为2.2m。二、 采区运输大巷断面设计采区运输大巷服务时间短，使锚杆支护作永久支护，设计为半梯形断面，其断面尺寸为：中高2.2m，中宽2.2m，掘进断面积4.84m2。三、 材料上山断面设计材料上山设计为半梯形断面，无运输设备，其断面尺寸为：中高1.8米，中宽1.8米，掘进断面积3.24m2。四、 二水平岩石回风上山断面设计二水平岩石回风上山布置于煤层顶板中，只作回风用。设计梯形净断面宽2.4m，高2.2m，断面5.28m2。采用锚杆支护顶板，混凝土调试条石砌墙，掘进断面宽3.0m,高2.3m。五、 采区开切眼、运输机

15、巷断面设计运输机巷安设SGWD-30型刮板运输机，运输机槽宽420毫米，人行道宽700毫米，掘进时用400风筒，为满足机巷掘进，回采时设备安装，行人安全，设计为梯形巷道，其断面尺寸为中高1.8米，中宽1.8米，掘进断面积为3.24米2。采区开切眼不维护，也不安设备，采面开采后就可不在使用，设计为矩形断面，其断面尺寸为中高1.8米,中宽1.8米，掘进断面积3.24米2。以上各巷道断面尺寸详见2179采区设计巷道断面尺寸图。第九章 采掘工作面接替1. 掘进工作面的接替顺序截止2007年5月，2179采区回风巷(南二运输大巷)已掘进完毕，2179采区运输大巷(南三运输大巷及机巷已掘进860米)，因此

16、，现仅对未掘巷道的接替计划安排如下：2179采区运输大巷2179开切眼二水平岩石下山及联络巷；2179采区机巷113#采区上山；2179中巷采区上山3251回风巷3251机巷3253机巷3255机巷。2. 采煤工作面回采接替安排根据我矿独层子采面的回采和巷道布置实际情况，2179采区采煤工作从矿区边界连续后退后回采，不存在采区内接替。第十章 施工设备与供电一、采区主要电气设备按采区设计和采煤方法、掘进工艺及采掘布置，采区设备配备见附表1-1；采区电气设备技术特征见附表1-2。附表1-2 采区电气设备技术特征采 区 用 电 设 备额定 容 量 Pe KW额 定电 压UeV额 定 电 流IeA额定

17、起动电流IQeA额定功率因数cose额定 效率 e名 称电 动 机 型 号数量刮板运输机JDSB-3033066033.92040.850.88空气压缩机VF-6/7237660412460.860.89局扇风机YBT-5.531166012.587.50.890.86煤电钻MZ-1231.21279540.790.795二、采区供电2179采区回采由采中部变电所供电、掘进由北二变电所KS9-315/6型变压器供电。变电所采用的是选择性漏电保护装置的供电线路供电。采区回采、掘进工作面的布置及设备布置见图1-1，按照采区供电系统拟定原则拟定采区供电系统图，见图1-2。一）高压电网高压电网采用10

18、KV电压等级，由井下主变电所配电到北三变电所及2179采区中部变电所，其电缆型号为：ZLQD20335。二）采区低压网路的计算：采区用电设备电压为660V，煤电钻电压为127V，（一）电缆型号确定根据采区供电电压、工作条件、敷设地点及电缆型号确定原则，本采区电缆型号确定如下：从北三变电所变电所低压馈电开关到掘进碛头配电点、2179采区中部变电所到回采面配电点、起动器到电动机的电缆均采用MY-1000型，向煤电钻供电选用MZ-500型煤电钻专用电缆。（二）电缆长度确定：确定电缆长度时，橡套电缆按10%余量考虑。各段电缆长度经计算后标在图1-2上。（三）低压电缆截面的计算：进行低压电缆截面选择时不

19、需对每一条电缆都进行计算，而是根据上述具体情况区别对待。1、支线电缆截面的选择：由于支线电缆经常移动，需要选橡套阻燃电缆，选择时要考虑有足够机械强度，一般按煤矿井下供电设计指导表2-23初选电缆截面即可。初选电缆截面标在图1-2中。2、干线电缆截面的选择由于干线电缆长、电流大，电压损失是主要矛盾，所以干线电缆截面按电压损失计算。660V系统电压损失为63V。北三变电所供电计算图见图1-3（1）变压器器电压损失计算：Ub%=KfUr%cospj+Ux%sinpj =0.41.90.6+4.070.8=1.76Ub=1.76*690/100=12.13V式中 查煤矿井下供电设计指导表1-2 Kf=

20、0.4 ，cospj=0.6 sinpj=0.8（2）掘进风机干线电缆截面计算计算Uz值时要选取配电点中线路最长，容量最大的支线计算。1）掘进风机支线电缆电压损失：Uz1=(KfPeLZ103）/UeAze =1115103/66042.5100.86=0.23(V)2)掘进风机干线电缆截面计算干线电压损失为Ugy=63-Ub-Uz1=63-12.13-0.23=50.64V干线电缆截面为：Agy=KfPeLgy103/UeUgypj=0.7221660103/66042.550.640.86=20.9mm2局扇风机干线电缆选MY-1000 325+110 1660m。（3）掘进空压机、煤电钻

21、干线电缆截面计算：1）掘进空压机、煤电钻支线电缆电压损失：Uz=(KfPeLZ103）/UeAze =0.7375103/66042.5250.88=0.21(V)2)掘进空压机、煤电钻干线电缆截面计算干线电压损失为:Ugy=63-Ub-Uz1=63-12.13-0.21=50.66V3)掘进空压机、煤电钻干线电缆截面为：Agy=KfPeLgy103/UeUgypj =0.73721660103/66042.550.690.88 =48.75mm2掘进空压机、煤电钻干线电缆选MY-1000 350+110 1660m。（4）回采工作面干线电缆截面计算：1）回采工作面支线电缆电压损失（刮板运输机

22、最远一台计算）： Uz=(KfPeLZ103）/UeAze+(KfPeL103）/UeAe =0.718.585103/66042.5250.87+ (0.718.5690103/66042.5350.87) =1.75+10.5=12.25(V)2)回采工作面干线电缆截面计算干线电压损失为Ugy=63-Ub-Uz1=63-12.13-12.25=38.62V回采工作面干线电缆截面为：Agy=KfPeLgy103/UeUgypj =(0.785.40.51135103)/(66042.538.620.87) =34.1mm2回采工作面干线电缆选MY-1000 350+110 1135m。三）、

23、2179采区低压开关的选择1、2179采区供电电压为660V，所选低压开关额定电压为660V等级；2、开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定；3、低压馈电总开关及分路开关选BKD9型隔爆真空馈电开关；4、控制电动机的开关选用QBZ系列矿用隔爆真空电磁起动器。需要正反转的选用QBZ-80ND型矿用隔爆真空电磁起动器。第十一章 安全技术措施一、施工管理2179采区运输巷、中巷必须严格按腰线施工，2179采区开切眼、上山的贯通必须按煤矿测量规程规定进行导线测量后定点贯通。二、顶板管理1、该采区内局部充填砂必须采取底板充填，保证充填质量。2、该采区内煤层底板松软，支柱易穿底，回采时须加强采面支护质量，搞好顶板管理。3、掘进时如顶板破碎，可将顶板爆落至完整层，并加强支护和检查，实现安全掘进。三、通风、瓦斯1、作好掘进期间巷道通风风门、风桥等设施维护工作，防止掘进回风进入2157采面；2、在进入上段工作面的风流中装设甲烷传感器，且瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%；3、回采时利用2157采区机巷作尾排，并调节好风量，防止采面上隅角、回风巷瓦斯超限；4、加强局部通风，放炮时采面上、下段不得同时放炮，杜绝违章作业。四、煤尘开采、掘进时须按煤矿安全规程采取综合防尘措施，防止煤尘飞扬，保护员工身体健康。16