毕业设计说明书

1、佛洼采区设计班级通风二班姓名耿晓庆学号0604211052指导老师蔡永乐 第一章第一章 矿井概况矿井概况一、矿井基本概况一、矿井基本概况（一）（一）井田范围及位置新景矿井田位于阳泉市西部，距阳泉市中心11公里。地理坐标东经11321101133117北纬 375107375631阳泉煤业集团有限责任公司新景矿（以下简称新景矿）是由原阳泉三矿的一期改扩建新增井田部分（西部区）与三矿竖井重新组建的矿井。（二）地质构造及煤层赋存（二）地质构造及煤层赋存新景矿井田位于阳泉矿区大规模单斜构造的西部，即太行山背斜西翼，寿阳向斜东翼，是沁水煤田的东北部分。煤层赋存呈东北部高而西南部低的态势，倾角一般6一10

2、。井田内褶皱构造在平面上大体呈北北东北东方向展布，以波状起伏的短轴褶皱构造为主，呈背向斜相间，斜列式、平列式组合，特别在局部地区，还出现一些小型的帚状、环状、S形等组合。在垂直剖面上多以上部比较开阔平缓，下部比较弯曲或紧闭的平行褶皱为主要特征。但在一些局部地区也出现一些不协调的层面褶皱，这些不同形态，不同组合的褶皱群，构成了本区构造的主体轮廓（三）、地面建筑物（三）、地面建筑物1、主要建（构）筑物的结构形式、主要建（构）筑物的结构形式（1）进风立井）进风立井 D=6.5米米（2）回风立井）回风立井 D=6.0米米（3）扇风机房：采用钢筋混凝土独立基础，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积）扇风机房：采

3、用钢筋混凝土独立基础，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积256.2m2，檐高檐高9.95m。（4）扇风机房配电室：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋砼梁板。建筑面积）扇风机房配电室：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋砼梁板。建筑面积105m2，檐高檐高4.2m。（5）压风机房：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积）压风机房：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积420.0m2，檐高檐高7.4m。（6）进风井井口房：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积）进风井井口房：采用砖混结构，毛石条基，现浇钢筋混凝土梁板。建筑面积144m2，檐高檐高6.0m。（7）进线塔

4、：一座。）进线塔：一座。（8）水源井及泵房：建筑面积）水源井及泵房：建筑面积16m2。（9）净化间泵房：钢筋混凝土梁板，建筑面积）净化间泵房：钢筋混凝土梁板，建筑面积200m2。（10）井下洒水池）井下洒水池(包括消房用水包括消房用水)：容积：容积800m3。（11）调节水池：钢筋混凝土结构，容积）调节水池：钢筋混凝土结构，容积1500m3。（12）热风炉房：混合结构，建筑面积）热风炉房：混合结构，建筑面积751.7m2，檐高，檐高11m。（13）35KV变电所：混合结构，建筑面积变电所：混合结构，建筑面积1066.3m2，檐高，檐高11m。（14）厕所：建筑面积）厕所：建筑面积25m2。（1

5、5）大门门房：建筑面积）大门门房：建筑面积30m2（与水池泵房联建）。（与水池泵房联建）。（16）单身宿舍：混合结构，建筑面积）单身宿舍：混合结构，建筑面积576m2，檐高，檐高7.8m。（17）场内道路：）场内道路： 长长700m，宽，宽4m。（18）涵洞：长）涵洞：长250m。（19）挡墙：长）挡墙：长1100m。（20）围墙：长）围墙：长400m。（四）、河流（四）、河流本区属于海河流域滹沱河水系，桃河是本区最大的河流，发源于西部寿阳高原的温家庄、本区属于海河流域滹沱河水系，桃河是本区最大的河流，发源于西部寿阳高原的温家庄、太安泽、坪头等地一带。全长太安泽、坪头等地一带。全长44km，河

6、床宽约，河床宽约300400m，流域面积为，流域面积为503km2，由西，由西向东横穿整个矿区南部，汇入滹沱河。据向东横穿整个矿区南部，汇入滹沱河。据1996年资料记载：平均流量仅为年资料记载：平均流量仅为0.3m3/s，夏季，夏季流量一般为流量一般为28m3/s，最大流量是，最大流量是1959年年8月的月的2200m3/s（五）、涌水量（五）、涌水量根据水文地质条件，采用历年的平均含水系数根据水文地质条件，采用历年的平均含水系数0.3709（5588年）而适当增加到年）而适当增加到0.5，按，按照本区年设计生产能力照本区年设计生产能力350万吨，日产量为万吨，日产量为10000吨进行涌水量预

7、计：本区正常涌水量为吨进行涌水量预计：本区正常涌水量为210 m3/h，最大涌水量为，最大涌水量为320m3/h。（六）、瓦斯涌出及爆炸性（六）、瓦斯涌出及爆炸性根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料，本矿井瓦斯主要根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料，本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出，矿井瓦斯相对涌出量平均为来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出，矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t，绝对涌出量平均为绝对涌出量平均为78m3/min。对对3号煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，结果为号煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，结

8、果为3号煤层具有煤尘爆炸危险性。号煤层具有煤尘爆炸危险性。依据本井田及相邻矿井情况，在开采依据本井田及相邻矿井情况，在开采3号煤层时，有瓦斯突出危险性。号煤层时，有瓦斯突出危险性。根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告：根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告：3号、号、8号煤层均无自然发火性。依据相号煤层均无自然发火性。依据相邻矿井情况，邻矿井情况，15号煤层有自然发火性号煤层有自然发火性. （七）、矿井相邻关系情况（七）、矿井相邻关系情况佛洼分区四邻关系：东部为现生产的芦湖南分区及芦湖北分区，北部为新景矿北条带，佛洼分区四邻关系：东部为现生产的芦湖南分区及芦湖北分区，北部为新景矿北条带，

9、西部为集团公司规划中的寿阳区七里河矿，西南部为阳泉市郊区保安煤矿，南部隔桃河西部为集团公司规划中的寿阳区七里河矿，西南部为阳泉市郊区保安煤矿，南部隔桃河为阳煤集团二矿。为阳煤集团二矿。二、矿井开拓概况二、矿井开拓概况（一）、开拓方式及井田划分（一）、开拓方式及井田划分矿井采用主斜井、副立井的综合开拓方式。其开拓分为两个水平，分别为矿井采用主斜井、副立井的综合开拓方式。其开拓分为两个水平，分别为+525水平和水平和+420水平。目前矿井仅在水平。目前矿井仅在+525水平进行生产，水平进行生产，+420水平还未开拓。水平还未开拓。+525水平的主运输采水平的主运输采用胶带输送机，辅助运输原采用用胶

10、带输送机，辅助运输原采用ZK106/5501F型架线式电机车，下一步将更换为型架线式电机车，下一步将更换为12t防爆特殊型蓄电池电机车牵引防爆特殊型蓄电池电机车牵引1.5t系列矿车。系列矿车。主斜井巷道净宽主斜井巷道净宽4.8m，倾角，倾角13.5，装备带宽，装备带宽1.4m的胶带输送机，设检修道。主要负担的胶带输送机，设检修道。主要负担矿井的煤炭提升任务，兼作进风井及安全出口。矿井的煤炭提升任务，兼作进风井及安全出口。副立井井筒直径副立井井筒直径7.5m，装备，装备JKD3.54（2）型多绳提升机，井筒内布置一套三层四车带）型多绳提升机，井筒内布置一套三层四车带平衡锤的宽罐笼，用于矿井人员、

11、材料及设备的提升，兼作进风井。该井装备为一次设平衡锤的宽罐笼，用于矿井人员、材料及设备的提升，兼作进风井。该井装备为一次设计分期安装计分期安装,一期工程安装一套宽罐笼一期工程安装一套宽罐笼,预留另一套安装位置。预留另一套安装位置。矿井以矿井以X=103000线为界将井田划分为南、北两个条带，即南条带和北条带。南条带以线为界将井田划分为南、北两个条带，即南条带和北条带。南条带以+525西一石门为界划分为东、西两个区，分别为芦湖南分区和佛洼分区；北条带以准备西一石门为界划分为东、西两个区，分别为芦湖南分区和佛洼分区；北条带以准备开拓的开拓的+525三北石门为界划分为东、西两个区，分别为芦湖北分区和

12、保安分区。即全矿三北石门为界划分为东、西两个区，分别为芦湖北分区和保安分区。即全矿井分为两个条带：南条带和北条带；四个分区：芦湖南分区、佛洼分区、芦湖北分区和井分为两个条带：南条带和北条带；四个分区：芦湖南分区、佛洼分区、芦湖北分区和保安分区保安分区（二）、巷道布置（二）、巷道布置佛洼分区为新景矿的一个分区，本设计遵循新景矿的总体开拓方式，其主副提升仍利用佛洼分区为新景矿的一个分区，本设计遵循新景矿的总体开拓方式，其主副提升仍利用矿井的主副提升系统；其开拓巷道布置为：在分区中部东西方向沿煤层布置四条采区巷矿井的主副提升系统；其开拓巷道布置为：在分区中部东西方向沿煤层布置四条采区巷道；矸石排放利

13、用芦湖南进风立井排矸系统。在本区中部的适当位置新开一对进回风立道；矸石排放利用芦湖南进风立井排矸系统。在本区中部的适当位置新开一对进回风立井，进风立井装备梯子间、排水管、压风管、消防洒水管以及照明、动力、通讯电缆等，井，进风立井装备梯子间、排水管、压风管、消防洒水管以及照明、动力、通讯电缆等，为进风井兼安全出口，回风立井为专用回风井；瓦斯抽放利用原有神堂咀瓦斯抽放系统。为进风井兼安全出口，回风立井为专用回风井；瓦斯抽放利用原有神堂咀瓦斯抽放系统。形成佛洼风井除提升之外相对独立的供电、通风、排水、压风等系统。形成佛洼风井除提升之外相对独立的供电、通风、排水、压风等系统。第二章第二章 采区基本开采

14、条件采区基本开采条件一、采区基本条件一、采区基本条件（一）、佛洼分区开采境界（一）、佛洼分区开采境界佛洼分区位于新景矿的西南部，东部以y=86600与芦湖南、芦湖北分区为界，西部以y=82000与规划中的七里河井田为界，北部以x=103000与新景矿北条带为界，西南部为保安煤矿，南部隔桃河为阳煤集团二矿，分区东西长4600m，南北宽平均3200m，面积为14.76km2。（二）、储量（二）、储量佛洼分区地质构造简单，煤层稳定。参加储量计算的煤层为3号、8号、15号煤层（注：本次设计未计算9号煤储量，其原因在开拓方案部分叙述）。根据煤炭资源地质勘探规范，确定能利用储量最低可采厚度为0.8m，最高

15、可采灰分为40%。1、储量计算方法储量计算方法采用地质块段法：计算公式：Q=SMD式中：Q储量 ，万吨 S水平投影面积 ，m2 M平均厚度 ，m D容重， t/m32、煤层厚度：根据南条带储量计算图，单独对佛洼分区的储量块段进行加权平均后计算得各煤层平均厚度分别为：3号煤2.25m；8号煤2.06m；15号煤5.23m。3、煤的容重：3号煤层为1.40t/m3；8号煤层为1.52t/m3；15号煤层为1.435t/m3；经计算，本分区保有地质储量分别为：3号煤为4646.4万吨；8号煤为4258.4万吨；15号煤为11033.8万吨；合计为19939万吨。可采储量根据煤炭工业矿井设计规范的有关

16、规定对本分区设计储量和设计可采储量进行计算，计算结果见表2-1-1、2-1-2。 煤层编号块段面积(km2)工业储量平均厚度(m)容重(t/m3)永久煤柱损失设计储量矿界高速公路小计314.764646.42.251.446.9359.4406.34240813.614258.42.061.5244.8410.6455.438031514.7611033.85.231.435133.51108.01241.59792合计19939225.218782103.217835煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量大巷风井广场小计34240.1237.953.7291.6789.731598

17、3803.0235.161.4296.5701.32805159792.3563.6178.4742.02262.66788合计178351036.6293.51330.13753.612752安全煤柱的留设安全煤柱的留设井田内煤柱的留设和计算方法如下：井田境界：留设20m煤柱；大巷：3号、8号煤两侧各留设30m煤柱；15号煤两侧各留设40m煤柱。建、构筑物按照保护等级外推围护带，表土按45移动角下推，遇基岩再按72移动角下推留设保安煤柱。村庄：按照集团公司搬迁规划，设计本分区村庄均未留设煤柱。(三)、分区设计生产能力的确定、分区设计生产能力的确定根据煤层赋存条件、可采储量、工作面装备水平等情

18、况，确定本分区设计生产能力为3.50Mt/a，日生产能力为1万吨。其主要理由如下：1、本分区设计可采储量为12752万吨，其中，3号煤：3159万吨；8号煤：2805万吨；15号煤：6788万吨。储量丰富，煤层赋存稳定，煤层倾角6一10，适宜于综合机械化开采。2、依据地质报告，本区地质构造简单，断层、陷落柱稀少，水文地质条件简单，适宜布置高产高效工作面进行开采。3、集团公司经过多年开采，已有多个中厚煤层单产超100万吨/年的综采队，本区东部现已装备一个高产高效工作面，设计生产能力为150万吨/年。本矿已经积累了建设、管理特大型矿井的丰富经验。为此，从资源、煤层开采条件以及管理水平等方面综合考虑

19、，(三)确定本分区设计生产能力为3.50Mt/a是比较合理的。(四)、分区服务年限、分区服务年限按下式计算：T=Z/（AK）式中：T服务年限，a； Z设计可采储量，万吨； A设计生产能力，万吨/a； K储量备用系数，取1.4；则：分区服务年限为T= 12752/（3501.4）26(a)其中分煤层服务年限分别为：3号煤为6.4年；8号煤为5.7年；15号煤为13.8年。(五)、采煤方法选择、采煤方法选择采煤方法是采煤工艺与回采巷道布置及其在采煤方法是采煤工艺与回采巷道布置及其在 时间，空间上相互配合的总称时间，空间上相互配合的总称是是佛洼分区初期开采3号煤层，3号煤层倾角平缓，一般为610，地

20、质构造简单，煤层赋存稳定，平均厚度为2.25m，顶、底板均为砂质泥岩，为半坚硬岩石，适合于机械化开采。根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在3号煤同时布置两个回采工作面，为此，设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采，顶板管理方法采用全部垮落法（）二、采区开采煤层条件二、采区开采煤层条件(一)、煤层赋存特征、煤层赋存特征井田开采过程中揭露的断层均为中、小断层，构造破碎带不发育，对矿床充水的作用和影响不大，揭露的陷落柱基本不含水，只是在雨季向斜部位出现少量涌水。井田基本构造形态为单斜，在此基础上发育有宽缓褶曲和短轴褶曲，断层稀少，属简单略偏中等，基本适宜于机械化开采。(二)

21、、地质状况及煤层概况、地质状况及煤层概况本区开采石炭系上统太原组及二迭系下统山西组煤系地层，共含16层煤，其中l6号煤产于山西组，815号煤产于太原组。煤层总厚度18.63m，煤系地层总厚为181m，含煤系数为10.6。现将本区主要煤层情况分述如下：（1）2号煤层：大部分地区不可采，向北部逐渐尖灭，仅芦湖、坡头、张家岩一带有一片可采区。见煤点厚度为01.42m，平均厚度为0.46m，可采区厚度一般仅0.8m，属薄煤层。（2）3号煤层：位于2号煤层下6.0526.63m，平均间距为11.75m。见煤点厚度为1.873.30m，平均厚2.25m。（3）6号煤层：距3号煤层7.6052.53m，平均

22、间距23.5m，全区只有东部的张家岩，中部的芦湖、高岭、新庄窝以及西部的枣园、旧街三片可采区，其余大部尖灭。（4）8号煤层：位于6号煤下11.7844.31m，平均间距25.48m，见煤点厚度0.483.30m，平均2.06m，属薄中厚煤层。本区域北部有一些不可采区（厚度小于0.8米）。（5）9号煤层：位于8号煤下0782857m，平均11.29m，见煤点厚度0003.48m，平均2.03m，属中厚煤层，该层在李家山、东西畛一带尖灭，向南及南西方向变厚。（6）12号煤层：位于9号煤下9.1876.58m，平均31.63m，见煤点厚度0.711.76m，平均1.29m。该煤层在东西畛、候家山、张

23、家岩一带厚度较大，普遍1.Om以上，向南、向西方向厚度薄至不可采。（7）13号煤层：距12号煤层2.3527.55m，平均间距11.07m，见煤点厚度0.001.40m，平均0.74m。该煤层北部、西部尖灭，不可采，仅张家岩、芦湖、新庄窝、旧街一带可采。（8）15号煤层：距13号煤层14.9263.92m，平均23.69m，见煤点厚度3.948.21m，平均5.23m，该煤层东部、北部厚度大，向西部新庄窝、旧街、枣园一带，由于下部夹石加厚，分出15下号煤，因而煤层厚度减到4m左右。为全区稳定主要可采煤层。（9）15下号煤层：为15号煤层下分层，距15号煤0.90一5.22m，平均1.92m，见

24、煤点厚度0.183.83m，平均1.87m，单独分层出现在芦湖、东西畛两个不可采区，可采区主要分布于西部和西南部的保安、旧街一带，可采区属中厚煤层。（三）、煤（三）、煤质各煤层均为中高变质煤层，煤种属无烟煤。原煤灰分分别为3号煤16.54%；8号煤25.17%；9号煤20.4%；12号煤17.7%；15号煤13.37%。硫分分别为：3号煤0.39%；8号煤1.02%；9号煤0.62%；12号煤2.72%；15号煤2.33%。原煤挥发分分别为：3号煤10.55%；8号煤11.99%；9号煤10.9%；12号煤9.43%；15号煤8.4%。各煤层发热量分别为：3号煤35.63MJ/kg；8号煤34

25、.69MJ/kg；9号煤35.3MJ/kg；12号煤35.87MJ/kg；15号煤35.58MJ/kg 煤层煤层厚度煤层间距煤层结构稳定性夹石层 最小最大平均(m) 最小最大平均(m)3 1.873.302.25 19.3896.8448.98 0.7828.57 11.29 9.1876.58 31.63 17.2791.4734.76简单稳定018 0.483.30 2.06简单不稳定129 0.003.482.03简单不稳定1212 0.711.761.29简单不稳定0115 3.948.21 5.23复杂稳定13 第三章第三章 采区巷道布置采区巷道布置一、采区上山布置方案一、采区上山布

26、置方案（一）、布置方案的比较及选择（一）、布置方案的比较及选择在确定了风井工业场地的情况下，本设计以佛洼风井为界将佛洼分区分为东西两个区，同时提出了两个布置方案，分别叙述如下：方案一方案一本方案以辅助运输绞车服务范围为界将佛洼分区分为东西两个区。1 1、3 3号煤号煤由于佛洼东区的3号煤已准备出1个回采工作面，并有5个回采工作面的顺槽将近掘完，因此，东区的开拓方案已成定局。其开拓布置方式为，利用分区中部的东西方向布置的525轨道大巷，向北间距30米布置分区北翼回风巷，向南间距30米分别布置轨道巷、胶带巷和分区南翼回风巷，分区巷道除东部边界处的部分轨道斜巷和上仓胶带巷为岩石巷道外，其余绝大部分为

27、煤层巷道。与分区准备巷道垂直，南北方向条带式布置回采工作面。当525轨道大巷掘至佛洼风井东侧距回风井437m左右时（y=84650m），煤层开始变为向西方向的倾角向下的单斜构造，煤层距525轨道大巷愈来愈远，其间距由50米逐步变为100米以上，设计525轨道大巷在y=84650m附近停掘，做一个上部平车场后在525轨道大巷南侧间距30米布置西区轨道巷，轨道巷以12坡向下找煤，见煤后沿3号煤顶板掘进，同时向北、向南间距30米分别布置分区北翼回风巷、轨道巷、胶带巷和分区南翼回风巷。其回采工作面布置形式同东区。轨道巷在见煤点附近需布置一段通风联络绕巷将东西区轨道巷连通，以作为下一步东区轨道巷的进风通

28、道。2、8号煤号煤由于8号煤标高介于+525m水平和+420m水平之间，利用两个水平均可开采，因此提出两个开拓方案。（1）8号煤号煤+525m水平开拓方案水平开拓方案本方案中辅助运输是利用525轨道大巷与8号煤煤层轨道巷连通；主运输是将8号煤采区胶带巷与8号煤胶带联络巷直接连接，通过芦湖南8号煤转载煤仓与芦湖南8号煤胶带大巷连接，以实现其主运输系统与3号煤系统的分装分运。具体方案叙述如下：东区：在佛洼分区东部边界处，利用3号煤采区车场以20下坡做8号煤材料斜巷，在8号煤底板做平车场，然后沿8号煤顶板布置东区轨道巷；东区胶带巷与8号煤胶带联络巷直接连接；分区北翼回风巷在东部边界处以25上坡与西一

29、上回风石门沟通，以形成8号煤抽放瓦斯管路系统。西区：525轨道大巷在y=84770附近做8号煤西区上部平车场，然后与东区相同，以20下坡做8号煤材料斜巷及相应的下部平车场以及8号煤西区轨道巷。上述巷道均与3号煤重叠布置。（2）8号煤号煤+420m水平开拓方案水平开拓方案东区：在东部边界处，利用东区：在东部边界处，利用420轨道巷做轨道巷做8号煤下部平车场，然后以号煤下部平车场，然后以20上坡做上坡做8号号煤材料斜巷，在煤材料斜巷，在8号煤底板做上部平车场后，沿号煤底板做上部平车场后，沿8号煤顶板布置东区轨道巷；东区胶号煤顶板布置东区轨道巷；东区胶带巷通过带巷通过8号煤转载煤仓与号煤转载煤仓与1

30、5号煤上仓胶带巷搭接，然后进入号煤上仓胶带巷搭接，然后进入15号煤煤仓，通过西号煤煤仓，通过西一下胶带石门外运；分区北翼回风巷在东部边界处以一下胶带石门外运；分区北翼回风巷在东部边界处以25下坡与下坡与15号煤回风联络号煤回风联络巷沟通。巷沟通。西区：西区：420轨道大巷在轨道大巷在y=84380附近进入附近进入8号煤层，然后沿号煤层，然后沿8号煤层直接布置西区轨号煤层直接布置西区轨道巷。道巷。上述巷道除水平大巷、岩石斜巷及上下部车场为岩巷外，其余巷道均为煤巷。上述巷道除水平大巷、岩石斜巷及上下部车场为岩巷外，其余巷道均为煤巷。（3）8号煤两个方案的比较选择号煤两个方案的比较选择利用利用+52

31、5m水平开采水平开采8号煤的主要优点是：号煤的主要优点是：从衔接方面考虑，由于从衔接方面考虑，由于3号煤的服务年限只有号煤的服务年限只有6.4年，当佛洼风井投运后，即可进年，当佛洼风井投运后，即可进行行8号煤的开拓准备。号煤的开拓准备。主要缺点是：主要缺点是：在在8号煤需布置一条号煤需布置一条1430米长的胶带联络巷，以完成本分区米长的胶带联络巷，以完成本分区8号煤与芦湖南号煤与芦湖南8号煤号煤之间主运输系统的连接，以实现之间主运输系统的连接，以实现3号、号、8号煤的分装分运。号煤的分装分运。西区辅助运输需通过两部绞车接力来完成。西区辅助运输需通过两部绞车接力来完成。利用利用+420m水平开采

32、水平开采8号煤的主要优点是：号煤的主要优点是：主运输通过主运输通过8号煤分区煤仓与号煤分区煤仓与15号煤混合，从而减少了一部胶带联络巷。号煤混合，从而减少了一部胶带联络巷。420轨道大巷可直接进入轨道大巷可直接进入8号煤层，只需布置一部辅助运输绞车即可与水平大巷号煤层，只需布置一部辅助运输绞车即可与水平大巷连接。连接。主要缺点是：主要缺点是：从衔接方面考虑：在矿井总体衔接安排中，芦湖南分区的从衔接方面考虑：在矿井总体衔接安排中，芦湖南分区的15号煤将于号煤将于2014年投产。年投产。另外通过对另外通过对420水平的工程量估算，从佛洼风井到副立井的单巷工程量约水平的工程量估算，从佛洼风井到副立井

33、的单巷工程量约9000米米左右，其中副立井到芦湖南风井单巷工程量为左右，其中副立井到芦湖南风井单巷工程量为3000多米，芦湖南风井到佛洼风井多米，芦湖南风井到佛洼风井单巷工程量为单巷工程量为5500多米，两个井底车场部分单巷工程量为多米，两个井底车场部分单巷工程量为500多米，如果再加上多米，如果再加上采区巷道及回采巷道工程量，即使从现在开始进入二水平的开拓准备，到佛洼分采区巷道及回采巷道工程量，即使从现在开始进入二水平的开拓准备，到佛洼分区形成系统也需要区形成系统也需要6年多时间，而佛洼分区年多时间，而佛洼分区8号煤至少需要从号煤至少需要从2010年左右开始准备。年左右开始准备。因此，利用因

34、此，利用420水平开拓系统开采水平开拓系统开采8号煤无法满足矿井衔接要求，号煤无法满足矿井衔接要求，通过对上述两个方案的比较，为了保证矿井的正常生产衔接，设计选择利用通过对上述两个方案的比较，为了保证矿井的正常生产衔接，设计选择利用+525m水平开采水平开采8号煤方案。号煤方案。3、15号煤号煤东区：东区：420轨道大巷在佛洼东区边界处已接近轨道大巷在佛洼东区边界处已接近15号煤，在其拐弯附近做一个平车场，号煤，在其拐弯附近做一个平车场，然后以然后以12下坡布置东区下坡布置东区15号煤轨道巷，见煤后沿号煤轨道巷，见煤后沿15号煤顶板布置；号煤顶板布置；15号煤胶带号煤胶带巷以巷以16上坡布置上

35、坡布置15号煤转载煤仓，并与号煤转载煤仓，并与+420m水平西一下胶带石门搭接。水平西一下胶带石门搭接。西区：西区：420轨道大巷在轨道大巷在y=847700附近以附近以12下坡布置下坡布置15号煤材料斜巷，进入煤层号煤材料斜巷，进入煤层后沿后沿15号煤顶板布置西区轨道巷。号煤顶板布置西区轨道巷。上述上述8号、号、15号煤工作面布置形式均与号煤工作面布置形式均与3号煤相同。号煤相同。4、关于、关于9号煤说明号煤说明由于由于9号煤现有资料不全。结合集团公司开采情况，因号煤现有资料不全。结合集团公司开采情况，因8号、号、9号煤距离较近，号煤距离较近，8号号煤开采后，使得煤开采后，使得9号煤顶板相当

36、破碎，变成了难采煤层。另一方面，从现在推行的号煤顶板相当破碎，变成了难采煤层。另一方面，从现在推行的上行采煤方法看，上行采煤方法看，9号、号、15号煤距离达号煤距离达80米左右，米左右，15号煤的开采不会对号煤的开采不会对9号造成太号造成太大影响。因此，建议矿井到后期再考虑大影响。因此，建议矿井到后期再考虑9号煤的开采号煤的开采 （二）方案二（二）方案二本方案以佛洼进风井为界将佛洼分区大致分为东西两个区。佛洼东区由于现有的开拓大巷及准备巷道已经形成，其开拓方案已成定局，本设计针对佛洼西区提出方案二，叙述如下：将位于佛洼进风井处回采工作面的尾巷作为西区胶带巷，向西间距30米分别布置轨道巷和回风巷

37、，然后东西方向布置西区回采工作面顺槽，这样将佛洼西区布置成一个单翼采区。该单翼采区由东区准备巷道将其分为南北两部分，需要通过轨道巷及胶带巷分别与西区采区车场及胶带巷相连。（三）方案比较及选择（三）方案比较及选择由于佛洼分区东区方案已成定局，因此只对西区方案进行比较。方案一的主要优点是：1、开拓布局合理，系统简单流畅，全区各主要巷道系统均沿一条直线布置；2、巷道工程量较少，巷道工程投资少，移交及达产工作面投产早，见效快。方案一比方案二节省巷道工程量约300米。初期工程量少，建井工期短，最大限度地压缩了初期井巷工程投资；3、矿井生产系统简单，占用设备少、生产环节少、用工少、事故少、生产经营费用低。

38、方案一的主要缺点是：西区南部块段布置的三角煤工作面较多（9个）。方案二的主要优点是：1、绝大部分可布置推进长度为1900米左右的回采工作面，比较适宜高产高效工作面的大推进度；2、西区南部块段布置的三角煤工作面较少（5个）。方案二的主要缺点是：1、采区巷道系统增加一个运输环节，主运输及辅助运输至少多投入一部设备；2、辅助运输增加一个采区车场环节；3、初期移交工程量增加；4、采区巷道工程量略有增加（约300米左右）。通过对上述方案的比较，方案一的优点正好是方案二的缺点，方案一优点突出，技术先进，明显优于方案二。本设计推荐方案一根据井田内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能以及分区设计生产能力等因

39、素，确定回采工作面长度为200m.回采工作面日循环次数12次。（二）、（二）、区段巷道布置根据确定的分区开拓部署，结合设计生产能力和工作面装备水平，分区移交生产及达到设计产量时共布置一个分区、两个综采工作面.佛洼分区移交生产时同时布置3号煤层两个回采工作面，分区开拓大巷即为采区的准备巷，均沿煤层布置，在大巷一侧直接布置回采工作面的进、回风顺槽及瓦斯尾巷，形成采长200m的回采工作面，运输顺槽直接与分区胶带巷相接；回风顺槽直接与分区回风巷相连，并通过横贯与采区轨道巷相连，采区轨道巷和回风顺槽之间的联络横贯用风门隔开；瓦斯尾巷与分区回风巷为水平斜交。从而形成分区完善的通风、运输、供电、排水系统。根

40、据需要佛洼进风井分别在3号、15号煤层井底设有分区变电所、水泵房及管子道、水仓等硐室，上述硐室分别设于3号、15号煤进风石门处。其中3号煤马头门布置于3号煤层中，15号煤马头门布置于15号煤顶板上5米处的稳定岩层中，风井两侧的进回风石门及硐室均水平布置。设计风井井底水仓按采区水仓考虑，其容量以满足采区涌水及其佛洼分区用水量为主，由于分区用水量为2844m3/d，佛洼分区东西采区涌水量分别为10524=2520m3/d，因此分区水仓容量以2844244=474m3进行设计，根据水泵房的布置形式，设计将水仓布置在进风西石门的西北侧，水仓设主仓、副仓各一个，水仓净断面面积为7.19m2，长度为130

41、m，有效容量为550m3，大于分区4小时的用水量474m3。3号、8号、15号煤层分别设有爆破材料库，爆破材料库为壁槽式，为独立通风硐室。佛洼风井井底巷道和硐室采用半圆拱断面，井筒与井底连接处（马头门）为混凝土碹支护，分区变电所、水泵房及管子道、水仓等硐室采用锚喷支护。（三）（三）、巷道断面及支护形式巷道断面及支护形式1、525轨道大巷采用半圆拱断面，巷道净宽4.5m，净高3.65m，净断面面积14.2m2，锚喷锚索联合支护，巷道沿4上坡掘进。巷道内铺设600mm双轨，运输12t蓄电池电机车。2、采区胶带巷采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合

42、支护，巷道坡度为610左右。巷道内铺设带宽1200mm的胶带输送机。3、采区轨道巷采用矩形断面，巷道净宽4.6m，净高3.2m，净断面面积14.72m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为610左右。巷道内铺设600mm双轨，装备无极绳连续牵引绞车。4、采区回风巷采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护。巷道断面及支护形式详见巷道断面图册。（四）、主要运输巷道断面、支护方式、坡度（四）、主要运输巷道断面、支护方式、坡度1、分区胶带巷采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为610左

43、右。巷道内铺设带宽1200mm的胶带输送机。2、采区轨道巷采用矩形断面，巷道净宽4.6m，净高3.2m，净断面面积14.72m2，金属网锚喷锚索联合支护，巷道坡度为610左右。巷道内铺设600mm双轨，装备无极绳连续牵引绞车。3、采区回风巷采用矩形断面，巷道净宽4.4m，净高3.0m，净断面面积13.2m2，金属网锚喷锚索联合支护。二、采区主要生产系统分析二、采区主要生产系统分析运输系统运输系统一、大巷煤炭运输设备一、大巷煤炭运输设备采区胶带大巷，担负采区设计生产能力采区胶带大巷，担负采区设计生产能力3.5Mt/a的煤炭运输任务。该巷全长（水平的煤炭运输任务。该巷全长（水平投影长）投影长）L=

44、2540m，巷道内现已安装一部带宽，巷道内现已安装一部带宽B=1200mm的钢绳芯胶带输送机的钢绳芯胶带输送机510m，其技术参数为：带宽，其技术参数为：带宽B=1200mm；带速；带速V=3.15m/s；坡度：；坡度：=13；运；运量量Q=750t/h；配套电机；配套电机2400kW，经校验其能力满足大巷运输要求。剩余大巷，经校验其能力满足大巷运输要求。剩余大巷长（水平投影长）长（水平投影长）L=2030m，平均坡度：，平均坡度：=6.5，本设计只需搭接一部胶带输，本设计只需搭接一部胶带输送机运输即可，故选型时按一部胶带输送机进行选型计算。送机运输即可，故选型时按一部胶带输送机进行选型计算。

45、根据胶带大巷的特征及对煤炭运输设备的要求，结合回采工作面顺槽胶带机的选根据胶带大巷的特征及对煤炭运输设备的要求，结合回采工作面顺槽胶带机的选型情况，胶带大巷煤炭运输设备经计算选用一部带宽型情况，胶带大巷煤炭运输设备经计算选用一部带宽B=1200mm的钢绳芯胶带输的钢绳芯胶带输送机。送机。计算电机功率：计算电机功率：N0=1197kW；安全系数安全系数n=8.6 7；其技术参数如下：其技术参数如下：带宽带宽B=1200mm；带速带速V=3.15m/s；运量运量Q=750t/h；安装长度安装长度L=2050m；配套电机选用：配套电机选用：YB型防爆电机三台，型防爆电机三台，400kW，6KV,10

46、00r/min；可控起动传输系统为可控起动传输系统为CST420KS ，i=20.6316，3台；台；输送带选用输送带选用B=1200mm，ST2500强力钢芯带，许用最大张力为强力钢芯带，许用最大张力为2500N/mm。传动滚筒直径传动滚筒直径Dg=1250mm；液压自动拉紧装置型号为：液压自动拉紧装置型号为：DYL-01，拉紧力的调节范围，拉紧力的调节范围17KN50KN，拉紧小，拉紧小车的最大行程车的最大行程10m,尾部车式拉紧，数量尾部车式拉紧，数量1台。台。制动器选用制动器选用YWZ3-800/320-10型制动器，逆止器选用型制动器，逆止器选用DSN型楔块式低速逆止器，型楔块式低速

47、逆止器，均安装在低速轴上，逆止器由胶带输送机厂家按要求配套供应。均安装在低速轴上，逆止器由胶带输送机厂家按要求配套供应。二、大巷辅助运输设备二、大巷辅助运输设备佛洼分区佛洼分区+525轨道大巷采用轨道大巷采用12t防爆特殊型蓄电池电机车牵引防爆特殊型蓄电池电机车牵引1.5t系列矿车。系列矿车。佛洼分区辅助运输巷道为佛洼分区辅助运输巷道为3号煤采区轨道巷，移交及达产时，该巷坡度基本在号煤采区轨道巷，移交及达产时，该巷坡度基本在610之间，且起伏不平。其中东区轨道巷全长为之间，且起伏不平。其中东区轨道巷全长为2000m，西区轨道巷移交，西区轨道巷移交长度为长度为850m左右，设计分别采用一部左右，

48、设计分别采用一部SQ-1600型无极绳连续牵引绞车牵引型无极绳连续牵引绞车牵引1.5t矿车运输。矿车运输。预防运输事故的措施预防运输事故的措施1、斜坡巷道必须设、斜坡巷道必须设“一坡三挡一坡三挡”防跑车装置，并做到装置齐全，灵敏可靠，做防跑车装置，并做到装置齐全，灵敏可靠，做到行人不行车。到行人不行车。2、小绞车牵引钢丝绳、保险绳的规格应与小绞车的提升能力配套。地滚、托轮、小绞车牵引钢丝绳、保险绳的规格应与小绞车的提升能力配套。地滚、托轮齐全，灵活可靠。齐全，灵活可靠。3、牵引钢丝绳与矿车、矿车与矿车之间的连接，必须使用不能自行脱落的连接、牵引钢丝绳与矿车、矿车与矿车之间的连接，必须使用不能自

49、行脱落的连接装置，并经过拉力试验，严禁使用其它物料代替。装置，并经过拉力试验，严禁使用其它物料代替。4、各部绞车必须设置联系信号，做到声光齐全、双向对打，下部车场或中间巷、各部绞车必须设置联系信号，做到声光齐全、双向对打，下部车场或中间巷道应装设行车不行人的声光报警装置。道应装设行车不行人的声光报警装置。1、井下发火避灾线路、井下发火避灾线路井下所有人员应迎风撤离，并及时关闭防火门，从最近的联络巷撤离到不受火灾井下所有人员应迎风撤离，并及时关闭防火门，从最近的联络巷撤离到不受火灾威胁巷道段，然后分别从各安全出口撤到地面。威胁巷道段，然后分别从各安全出口撤到地面。2、采掘工作面发生瓦斯事故避灾线

50、路、采掘工作面发生瓦斯事故避灾线路应立即朝巷道出口顺风流风向的潮湿处卧倒，待事故平息后，以最快速度向最近应立即朝巷道出口顺风流风向的潮湿处卧倒，待事故平息后，以最快速度向最近进风巷撤离，并从联络巷经井筒撤至地面。进风巷撤离，并从联络巷经井筒撤至地面。3、水灾避灾线路、水灾避灾线路井下一旦发生透水征兆，立即停止工作，并通知附近所有工作人员向井下较高处井下一旦发生透水征兆，立即停止工作，并通知附近所有工作人员向井下较高处撤退，同时回报矿级调度室，最后由矿井安全出口撤离地面。撤退，同时回报矿级调度室，最后由矿井安全出口撤离地面。抽放系统抽放系统根据矿井抽放瓦斯以及将来利用要求，结合集团公司总体规划，

51、佛洼分区瓦斯集根据矿井抽放瓦斯以及将来利用要求，结合集团公司总体规划，佛洼分区瓦斯集中在神堂嘴瓦斯抽放站抽放，本区需沿回风巷布置抽放管路，配套安装附属设施，中在神堂嘴瓦斯抽放站抽放，本区需沿回风巷布置抽放管路，配套安装附属设施，以形成矿井完善的瓦斯抽放系统。现神堂嘴瓦斯抽放站内安装四台水环式真空抽以形成矿井完善的瓦斯抽放系统。现神堂嘴瓦斯抽放站内安装四台水环式真空抽放泵，其基本参数见下表：放泵，其基本参数见下表：编号名称型号流量（m3/min）静压（kPa）转速（r/min）功率(kW)5#水环式真空泵CBF7102BG3400499605006#水环式真空泵CBF7102BG34004996

52、0500 其中其中1#、2#泵负担下列采区的抽放任务：芦南泵负担下列采区的抽放任务：芦南3号煤一区，抽放量为号煤一区，抽放量为60m3/min；佛洼分区佛洼分区3号煤抽放量为号煤抽放量为70m3/min；芦南；芦南8号煤采区，抽放量为号煤采区，抽放量为70m3/min；二号；二号井十采区，抽放量为井十采区，抽放量为10m3/min。 3#、4#泵负担下列采区的抽放任务：丈八一区，抽放量为泵负担下列采区的抽放任务：丈八一区，抽放量为120m3/min；芦北；芦北3号煤采区，抽放量为号煤采区，抽放量为70m3/min。 5#、6#泵将负担三矿竖井的瓦斯抽放任务，预计抽放量为泵将负担三矿竖井的瓦斯抽

53、放任务，预计抽放量为210m3/min。佛洼分区的预计瓦斯抽放量计算如下：佛洼分区的预计瓦斯抽放量计算如下：两个回采工作面的瓦斯绝对涌出量为两个回采工作面的瓦斯绝对涌出量为44.4m3/min288.8m3/min其中：回采工作面邻近层瓦斯涌出量占回采工作面总瓦斯涌出量的百分比取其中：回采工作面邻近层瓦斯涌出量占回采工作面总瓦斯涌出量的百分比取70，邻近层瓦斯抽出率取邻近层瓦斯抽出率取80，则佛洼分区回采工作面预计瓦斯抽放量为：，则佛洼分区回采工作面预计瓦斯抽放量为：88.8m3/min708049.72m3/min根据上面计算，该抽放系统完全满足瓦斯抽放要求。根据上面计算，该抽放系统完全满足

54、瓦斯抽放要求。主要生产系统简析主要生产系统简析1、运煤系统、运煤系统主运输采用胶带运输。主运输采用胶带运输。回采工作面煤炭（可弯曲刮板输送机）回采工作面煤炭（可弯曲刮板输送机）运输顺槽（转载机）运输顺槽（转载机）运输顺槽运输顺槽（可伸缩胶带输送机）（可伸缩胶带输送机）3号煤采区胶带巷（胶带输送机）号煤采区胶带巷（胶带输送机） 3号煤转载煤号煤转载煤仓仓西一上西一上525胶带石门（胶带输送机）胶带石门（胶带输送机）芦湖南转载煤仓芦湖南转载煤仓南上胶带巷南上胶带巷（胶带输送机）（胶带输送机）主斜井井底煤仓主斜井井底煤仓主斜井（胶带输送机）主斜井（胶带输送机）地面。地面。掘进煤（皮带转载机、可伸缩胶

55、带输送机）掘进煤（皮带转载机、可伸缩胶带输送机）3号煤采区胶带巷（胶带输送号煤采区胶带巷（胶带输送机）机）汇入采区煤流系统。汇入采区煤流系统。2、辅助运输系统、辅助运输系统辅助运输采用轨道运输。辅助运输采用轨道运输。材料车：由副立井（提升机）材料车：由副立井（提升机）+525m水平井底车场水平井底车场南石门轨道巷（蓄电南石门轨道巷（蓄电池电机车）池电机车）525南上轨道巷（蓄电池电机车）南上轨道巷（蓄电池电机车）西一上轨道石门（蓄电池西一上轨道石门（蓄电池电机车）电机车）佛洼分区佛洼分区525轨道大巷（蓄电池电机车）轨道大巷（蓄电池电机车）3号煤采区轨道巷（无号煤采区轨道巷（无极绳连续牵引绞车

56、）极绳连续牵引绞车）进、回风顺槽（调度绞车）进、回风顺槽（调度绞车）采、掘工作面。采、掘工作面。矸石：采用矸石：采用1.5t矿车运输，由掘进工作面矿车运输，由掘进工作面3号煤采区轨道巷（无极绳连续牵引号煤采区轨道巷（无极绳连续牵引绞车）绞车）西一上轨道石门（蓄电池电机车）西一上轨道石门（蓄电池电机车）525南上轨道巷（蓄电池电机南上轨道巷（蓄电池电机车）车）芦湖南井底车场芦湖南井底车场芦湖南进风井芦湖南进风井地面。地面。3、通风系统、通风系统佛洼分区进风由两部分组成，大部分进风由佛洼进风井进入，另有小部分进风由佛洼分区进风由两部分组成，大部分进风由佛洼进风井进入，另有小部分进风由芦湖南进风井进

57、入，其回风全部由佛洼回风立井排出。芦湖南进风井进入，其回风全部由佛洼回风立井排出。一部分新鲜风流由佛洼进风立井一部分新鲜风流由佛洼进风立井进风石门进风石门3号煤采区轨道巷（或胶带号煤采区轨道巷（或胶带巷）巷）运输顺槽（或掘进顺槽）运输顺槽（或掘进顺槽）采、掘工作面；另一部分新鲜风流由芦湖采、掘工作面；另一部分新鲜风流由芦湖南进风井南进风井进风石门进风石门芦湖南芦湖南525轨道巷（或轨道巷（或525胶带巷）胶带巷）西一上西一上525轨轨道石门（或胶带石门）道石门（或胶带石门）佛洼东区轨道巷（或胶带巷）佛洼东区轨道巷（或胶带巷）运输顺槽（或掘进运输顺槽（或掘进顺槽）顺槽）采、掘工作面；采、掘工作面

58、；采、掘工作面（乏风）由回风顺槽、尾巷或掘进顺槽采、掘工作面（乏风）由回风顺槽、尾巷或掘进顺槽分区南（北）翼回风分区南（北）翼回风巷巷回风石门回风石门佛洼回风立井佛洼回风立井地面。地面。4、排水系统、排水系统工作面工作面进、回风顺槽（或尾巷）进、回风顺槽（或尾巷）3号煤采区轨道巷（或采区回风巷、采区号煤采区轨道巷（或采区回风巷、采区胶带巷）胶带巷）水窝水窝通过排水设备排至佛洼井底水仓通过排水设备排至佛洼井底水仓佛洼进风立井佛洼进风立井地地面（井下水沉淀池）。面（井下水沉淀池）。三、采区开采顺序三、采区开采顺序根据推荐的采区巷道布置方案，佛洼分区根据推荐的采区巷道布置方案，佛洼分区3号、号、8号

59、、号、15号煤层采用号煤层采用+525m和和+420m两个水平开采，各煤层均划分为东西两个采区。两个水平开采，各煤层均划分为东西两个采区。矿井移交生产及达到设计生产能力时，在矿井移交生产及达到设计生产能力时，在3号煤层共布置两个综采工作面，以达到号煤层共布置两个综采工作面，以达到3.5Mt/a的设计生产能力。开采顺序为从上到下、由东到西。的设计生产能力。开采顺序为从上到下、由东到西。第四章第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组采煤工作面采煤工艺及劳动组织织一、采煤工作面采煤工艺一、采煤工作面采煤工艺一、主要采煤工艺根据不同的地质开采条件,有不同的采煤工艺.首先将采煤方法分为壁式体系和柱式体系两大类

60、.壁式体系又分为走向和倾斜长壁.柱式体系又分为房式采煤法和房柱式采煤法.以长壁采煤法为代表的采煤工艺发展大体经历以下三阶段:最早的炮采到普通机械化采煤,再到后来的高档普采,以及现在的综合机械化采煤.佛洼分区初期开采3号煤层，3号煤层倾角平缓，一般为610，地质构造简单，煤层赋存稳定，平均厚度为2.25m，顶、底板均为砂质泥岩，为半坚硬岩石，适合于机械化开采。根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在3号煤同时布置两个回采工作面，为此，设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采，顶板管理方法采用全部垮落法（二）（二）、工作面机械设备及生产能力设计采用一个分区、两个综采工作面来保证