采区设计说明书11.22修改版

附 前 第一 第二 采区开拓及开 第一 采区边界及储 第二 采区设计生产能力及服务年 第三 采区开 第四 采煤方 第五节顶板控 第六 采区布 第七 巷道掘 第三 大巷及设 第一节方式的选 第二 第三节设备选 第四 通风与安 第一 第二节采区总风量及通风阻 第三节预防及安全装 第五 采区通风、提升、压风设 第一 采区通风设 第二 采区提升设 第三 压缩空气设 第六 供电、通信及安全监测第一 采区供 第二 通 第三 安全监测第七 供水、消防及防尘洒 第一 供水概 第二 消防、防尘洒 第八 采区主要技术经济指 ·附附图1：-311采区工作面及巷道布置 F1001-110-附图2：-311采区巷道断面图册 附图3：-311采区采掘机械平面图及机械设备配备表S1001-163-1附图4：-311采区第一中部车场布置图 附图5：-311采区轨道上山上部车场布置图 附图6：-311采区下部车场及变电所布置图 附图7：-3111工作面平面布置 S1001-157-1附图8：-311采区通风系统布置示意 F1001-171-附图9：-311采区防尘系统布置示意图 附图10：-311采区安全系统布置示意图 F1001-174-1附图11：-311采区避灾线路布置示意 F1001-143-1附图12：-311采区轨道系统布置示意 F1001-124-附图13：-311采区压风系统布置示意 F1001-168-附图14：-311采区供电系统布置示意 F1001-167-前一、概川煤达竹公司煤矿位于达州市西南方向，地处达县石板镇镇、景市镇、百节镇、斌郎镇、福善镇所辖。其地理坐标为东经107°28′～107°313030°58′～30°2′。27km可至重庆，北至万源等地；有5km的水泥公路与210国道相通，达成、达渝高速公路从矿区通过，襄渝铁路、成万铁路均途经达州市城区；井田西侧有铜钵河流过，因下游建有金盘子水电站，蓄水颇丰，可以舟楫，交通较为方便。，F50号断层与9勘探线之间。二、编制设计的依1《煤矿安全规程2《采矿工程设计手）3《达竹煤（公司煤矿-100m水平-311采区地）4、矿井-100m水平延深工程初步设计四、设计的主要特3 大巷层位： 大巷布置较为平直，巷道布置在T61石层位中，距内连煤层大于20m5、采区煤仓：容量920t，垂直布置，采用反井钻机施工共划分7工作面。7、区段布置：机巷布置为直巷，采取从高线向高等高线和从等高线向高线的设计思路保证机巷为直巷，利于带式输送机的使用五、存在主要问题与建采区内现共有6个钻孔控制，勘探程度较高，但采区中部只有1个我矿到目前为止，已陷落柱31个（未计算茶园煤矿3个，其山背斜东翼4个，西翼27个。+330m以上的大部分陷落柱在时干燥无水891112号有少量涌水现象。在+330m水平以下所的24个陷落柱都出现涌水，特别是在3111机巷所的25号陷落柱涌水最大达6100m3/d。 一、采区基本情-311采区位于中山背斜西翼-100m水平（+120m～-100m水平，F50号断层与9号勘探线之间采区边界上以311采区的31112巷和3119机巷为界下部以外连煤层-100m底板等高线为界北以F50号断层下盘断煤交线为界；南以9勘探线（矿井边界）为界。地表为丘陵地貌，广泛出露自流井组第三段（J1

）地层，山丘高高程683m（端公梁，山沟最低高程486m（位于采区南边的唐家沟。地表距外连煤层最大垂深680m（黄毛坡最小垂深486m(采区南边的唐二、采区地质情1、采区地层构造-311区位于中山背斜西翼，F50断层下盘。采区北端上部由于受F50号断层的影响，在6号勘探线与10号勘探线之间煤层有上缓下陡的趋势，在6号勘探线附近煤层变化较大。采区其余区域煤层倾角在20°～24°之间，煤层相对变化不大。311配风巷实见大于煤厚的断层4，较大落差为1.50m，区内无岩浆侵入体，未发现冲刷。2、水文地质（1）概-311采区位川东平行岭谷区中山背斜西翼地表为丘陵山区，地表有塘堰4个，大的容积约为3850m3，较小容积约为540m3。由于与外连煤层顶板铅垂距大对煤层的开采无影响水主要靠大气水⑵含水层水以裂隙孔隙承压水类型赋存于颗粒不等的砂岩石灰岩Ⅳ含水层：T61细至中粒长石石英砂岩，厚度最小38.89m3xj48.60m，平均44.47m。川煤六处作+120m东翼石门、411采区绞车道及车场时见裂隙承压水，该层位涌水量最小263m3/d，最大780m3/d，平均3xj

1

底部的中粒砂岩、细砂岩和泥质粉砂岩时见到小水流，流量为30m3/d；1987430日+330m水平何家湾门揭此含水层的

1

底部的砂岩裂隙时发生突水，初见涌水量m3/d，两月后减少到167m3/d，减少了96.1%；1991年川煤六处作+120m水平井底车场时测得该砂岩裂隙水平均水量为492.2m3/d，最大1158.24m3/d；W1317机巷导13点附近有淋水，水量为30m3/d；112轨道下山揭露本一裂隙时，出现承压水，初期涌水量150m3/d，几天后逐渐减小，随煤层直接（粉砂质泥岩出现承压水其涌水量最小430m3/d，最大m3/d，平均460m3/d16号、23号孔水文地质条件类似的斌郎井田384、煤层及顶底板情况-311采区可采煤层为外连煤层和内连煤层，内、外连煤层在9号勘区域为单一煤层，厚度为0.40～0.76m，平均0.49m。下为深灰色泥岩。均：2.01m；其上为T63青灰色厚层状细至中粒砂岩，局部夹深灰色3xj三、瓦斯、煤尘煤矿2012年矿井瓦斯等级鉴定结果为瓦斯矿井矿井相对瓦斯涌出量为8.04m3/t，绝对瓦斯涌出量为9.465m3／min；相对二氧化碳涌出量为9.51m3／t，绝对二氧化碳涌出量为11.194m3／min。煤尘指煤矿目前开采的内、外连煤层经20031224日煤炭科学研究总院重庆分院鉴定，煤尘均有强烈性，其煤尘指数35.81～20041月煤炭科学研究总院重庆分院对矿井+120m水平两个煤别为220mm和＞400mm，抑制煤尘最低岩粉量分别为80%和65%,均有煤尘性。各煤层煤的自燃倾向性鉴定结矿井煤层均为特低硫、特低磷的1/3焦煤，煤层经煤科总院重庆分院20031230日鉴定，我矿现开采的所有煤层均为不易自燃煤层第二 采区开拓及开第一节采区边界及储一、采区边采区位置及边界：-311采区位于中山背斜西翼-100m水，F50以311采区的31112机巷和3119机巷为界，包含部分311采区配风巷与3119机巷区域；下部以外连煤层-100m底板等高线为界，北以F50号断层下盘断煤交线为界；南以9号勘探线（矿井边界）为界。采区外连煤层划分为5个块段，内连煤层也划分为5个块段，经计算共获得工业储量3099kt，其中外连煤层1477.1kt（包括小于0.40m的7、8段：77.3kt，内连煤层1621.9kt。三、安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方1、采区边界煤柱：采区边界煤柱按10m宽留设,但南以9号勘探（矿井边界为界为井田煤柱按30m宽留设本采区三条上山煤柱按82m宽留设；由于31110工作面机巷及以上未见涌水，采区南翼可不留设水平隔水煤柱，3119抬高机巷段水平隔水煤柱按60m宽留设；采煤工作面机巷实行沿空留巷开采，断层未完全,未完全计算煤量损失,因此：断层煤量损失上山保护煤柱煤量损失井田煤柱煤量损第二节采区设计生产能力及服务年限备，三班掘进。每天净提升（）时间16h。二、采区设计生产能按高产高效矿井要求,本采区只按一个工作面开采设计,工作面采用MG20/48－WD600mm6循环,日进3.6m。1、采区生产能式中：Q－回采工作面生产能力，kt/月C－工作面回采率，中厚煤层取95%。加5%掘进出煤量，采区生产能力可达到37.43kt/月采区服务年限按下式计算TZAT—采区服务年限TZA

2871.84-311采区服务年限约为7年第三节采区开拓1第一方案:单翼布置采区F50断层布置两条全岩上山一条，层上山，三条上山下至-100m平南大巷，上至+120m平补作南大巷。轨道上山兼作人行上山轨道上山为两级提升上山专作运煤不行人，回风上山兼作人力行人上山，在-311采区中部布置一条全岩中间上山材料。(附图).，，2、第二方案:双翼布置采区，在-311区中部布置三条全岩上山，三条上山下至-100m平南大巷，上至+120m平南大巷。轨道上山兼作人行上山上山专作运煤不行人回风上山兼作人力行人上山(附，第二方案-311采区设计方案经济技术比较 表2-3-项1掘进工程上山上部车场52m，区段联络巷所102m，中间上山中部车场246m,大巷481m，全岩巷道共5388m，比方案二399m；,煤层上山692m,开切1030m,区段煤巷10149m，煤层巷共多491m。全岩上山共2187m,大巷1738m，下部车场336m，中部车场及回风联络巷道共4989m399m；开切眼1630m,区段16768m，巷道比方案一共少491m。2投产工程两级提升中间平巷共100m，下部车场468m,变电所102m,大巷481m，全岩巷道开切眼1833m，煤层上山692m，。全岩上山共2187m,大巷1738m，下部溜煤眼30m，变电所128m，全岩巷道共4658m291m.区段平巷及开切眼3205m，多1372m.合计投产工程量7863m，比方案一多1684m3轨道上轨道上山789m，20.5°，一级提升4上煤层上山692m,上山上部车上山5回风上回风上山1043m,上段9.5°，下段回风上山中间上中间上山无6材料边界轨道上山为两级提升，材料较少，响不大，区段石门最长为200m中部轨道上山为一级提升，区段石门中7煤炭大巷距离短,不拉回头煤，但区段输距离长大巷距离长，要拉回头煤，但区段输距离短8采区内通风距离较长,采区内最通距离为7158m采区内通风距离相对较短，采区内最通风距离为9采区绞车、人车、区段带式输送机设备多采区绞车、人车、区段带式输送机设备少最远供电距离为最远供电距离为替10m柱计算（因为岩石上山布置在稳定炭为155.1kt，另外，上山在断层附近，无法准确定位断层位置，还有煤柱损失大按距上山两边各留10m煤柱计算损失煤炭150.8kt，另外，可以通过机巷掘进准长距离掘进较为掘进较为容易些-100m风巷掘进过程中看，断层附近瓦工作。三条上山与现有的311采区上山相距较远，掘进过程中串风时间多，风系统不易调整有的311区上山相距很近，通风系统容易调整。另外，-100m平南大巷不是浪费，它可以为-350m平服务，因为-100工作面搬工作面搬家次数比方案二少三工作面搬家次数比方案一多三工作面开末采需要采三角煤，顶板压力大。工作防治经济比全岩巷道单价50005000=2694,万元，煤层巷道单价35006845.85万元，比方案二多228.7万元全岩巷道单价50005000=2494.5,万元，煤层巷道单价35006617.15元，比方案一少228.7元案二巷道工程节省220万元，同时经有关人员多次专题研究，最终确二、采区巷道布置方式1、-311采区位于中山背斜西翼-100m水平（+120m～-100m水平，F50号断层与9号勘探线之间。上以311采区的31112机巷3119机巷为界，包含部分311采区配风巷与3119机巷区域；下部以外以9号勘探线（矿井边界）为界。整个采区长约2225m，倾斜长为约830m，按4个区段划分2、-311采区布置为双翼采区，采区生产系统布置在采区中部。采上山布置在T6-1，距内连煤层底板法线距离平均为0～40m，巷道岩层中,巷道倾角为20.5°，与上山平行布置；回风上山布置在内连煤层底板（沿法线）14～36m的T6-1砂岩层中，巷道倾角为23°。3、-311采区上山和-311采区回风上山与311采区环形车场接,-311采区轨道上山与+120m水平南大巷连接4311采区轨道上山+56m高程处作第一中部车场向作-3113机巷沿内连煤层掘进共布置2个中部车各区段回风巷均为机巷沿空5、在-311采区下部车场内布置采区变电所及压风房6、工作面划分及顺序-311采区合层开采两层煤，即外连煤、内连煤。采区划分成4个段,其中最上1个区段为311采区配风巷与3119机巷中间区域，工作面长约1150m；下3个区段工作面为双翼开采,工作面长平均约1200m。工作面编号为3111,-3113,-3115,-3117南为-3112-3118面为-3112工作面。然后工作面顺序从-3113～-3118依次接续。三、采区车1、采区车场形根据地质条件采区上山布置形式及方式上山采用带式输送机连续方式轨道上山采用串车提升采区上下部车场选用平车311采区下部车场只设计轨道上山下部车场，煤炭由带式输送机。2、采区车场硐-311采区在下部车场设置变电所硐室、压风硐室，采用联合布3、采区煤采区煤仓容量计Q=(Ag-式中Q:采区煤仓容量Ag：采区生产能力，t/h.期间的小时产量为平均产量1.5～2.0倍机，按200t/h计算。Tg：采区生产持续时间，h。机采取1.0～1.5倍=（375×2.0-不设采区矸仓第四节采煤方一、采煤方法选-311采区可采煤层为外连煤层和内连煤层，内、外连煤层在9号勘探线附近，煤层厚度小于0.40m，不可采外，其余区域全部可采。外连煤层厚度：较小0.40m，较大1.21m，平均0.59m。外连煤层为复合煤层，其顶部含硬芯炭1～2层，厚度0.06～0.60m，平均0.35m；内连煤层在此区域为单一煤层厚度为0.40～0.76m平均0.49m下为深灰色泥岩外连煤层直接顶6灰色泥岩，厚度较小：0.80m，较大：3.05m，均：2.01m；其上为T3xj

青灰色厚层状细至中粒砂岩，局部夹深灰色板为内连煤层顶板岩性为深灰色泥岩夹煤线厚度较小：0.12m，较大1.09m，平均：0.52m根据-311采区煤层赋存情况以及311采区开采实践，-311采区采高为平均2.1m。根据采区地质条件，采区采用长壁后退式综合机械化开采,首采工作面设计采用MG200/468－WD型无链双驱动电牵引采煤行割煤，工作面采用ZY3000/14/32型支架支护.二、采煤工艺合层开采工作面为中厚煤层综合机械化开采，采煤工艺分述如下⑴落工作面采用MG200/468－WD无链双驱动电牵引采煤机落煤。采取斜切进刀方式，上、下行割煤，截深600mm。⑵装煤及运①装工作面装煤采用采煤机自装为主工收浮煤为辅的方法②运煤SGZ630/320刮板输送机送机运煤,机巷用SZB630/40顺槽桥式机及SD-80带式输送机运煤③支护材料：工作面安装ZY3000/14/32型支架支护顶板件、使用情况良好，设计对-311区综采工作面主要设备配备如下：1、采煤机：MG200/468－WD型无链双驱动电牵引采煤2、输送机：SGZ630/320刮板输送机、SZB630/40顺槽桥式机SD-80带式输送3、支架：ZY3000/14/324、液泵站：MRBZ125/31.5型首采工作面布置在轨道上山以北,为-3111工作面，长度为220m，走向长度1150m左右，辅助在工作面回风巷，可弯曲刮板机布置第五节顶板控1、支护强度的计算(以首采工作面为例取6倍采高的岩石容重作为支护强度的计算依据式中 表示支护强度 表示采高γ----表示岩石容重单位换31.5t/m2×1000×9.8×10-6供的数据及技术参数可知ZY3000/14/32型支架的支护强度为置，因此工作面均采用ZY3000/14/32型支架支护顶板。第六节采区布一、上山布1、-311采区轨道及人车上山斜长646m，布置在T6-1砂岩层中，距内连煤层底板法线距离12～43m，坡度为20.5°，铺设24kg/m轨道，JTY1.2/1.2B绞车提升，以锚喷支护为主，由于提升时间较短，因此同布置人车2-311采区上山斜长540m，布置在T6-1砂岩层中,距内连煤层底板法线距离0～36m，巷道倾角为18°，与-311轨道上山平行布置，3、-311采区回风上山斜长579m，巷道布置T6-1砂岩层中，距内连煤层底板（沿法线）14～36m，倾角为23°，兼作人力行走巷道。二、采区系统布1、主系工作面机巷→溜煤眼→采区上山→-311采区煤仓→-100m水平南大巷→-100m水平煤仓→-100m胶带暗斜井→地面。2、辅助系副井→+120m底石门→+120大巷→-311区轨道上山→区段3、通风系主井、副井、主平硐→+120m南大巷、-100m水平南大巷→-311采区轨道上山、-311采区上山→区段机巷→工作面→区段回风巷→-3114、排水系854m/d5153/d，平均739m3/d-100m水平南大巷至-100m平水仓集中排水至+120水平主排水仓再到地面,同时根据我矿对311采区（-311采区与311采区同处于矿井水文地质类型划分报告中的西南水文地质单元）涌水量的观测资料统计，其涌水量(除去25号陷落柱涌水)较大为719m3/d，较小为434m3/d，622m3/d。-100m平水仓水泵房水泵共三台，一用一备用一检修，型号为D200-67×4，电机功率为200kW,完全能满足排的需要第七节巷道掘一、掘进工作面个数及掘进设备配根据采掘关系，为保证各回采工作面结束前有足够的时间完成接续工作面的巷道掘进及设备安装采区开采前共配备3个掘进工作面，即1个煤巷综合机械化掘进工作面和2个岩巷掘掘进工作面,采区开采后只1巷综合机械化掘进工作面。各掘进工作面主要装备见综合机械化掘进工作面主要设备配备 表2—7— 1台12台13台34HPC—台15FS-台16ML—台17FBD-台28JD—台2普掘工作面主要设备配备 表2—7— 1YT-台33台24HPC—台15ML—台16FBD-台27JD—台18P-30（60）B台1二、巷道支护方三、井巷工程1、投产工程量按-311采区可采储量2871.84kt计算千吨掘进率＝16768÷2871.84=5.8（m/kt说明:由于所有机巷都按沿空留巷设计,故大量减少了巷道掘进量, 大巷及设第一节方式的选一、方式的选生产能力分析，主要由制约.因此-311采区在-100m水平南巷带式输送机可充分发挥综采工作面的生产能力,运矸采用t型矿车，主要由+120m水平南大 二、主要巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型1、主要巷道断面及支护方-311采区-100m水平南大巷巷道净断面均为13.4m2，巷道断面2、坡度及钢轨型-311采区-100m水平南大巷坡度均为+3‰，铺设24kg/m钢轨600mm轨距，钢筋混凝土轨枕第二节矿本矿井为生产矿井，现有1t固定式矿车562辆 1.5t平板车辆；平巷人车30辆，能满足生产需要第三节设备选本矿井属低瓦斯矿井，-311采区运煤采用带式输送机，运矸选用“U”型矿车,选用ZK10-6.7.9/550-3架线电机车牵第四章第一节概况1、煤矿2012年矿井瓦斯等级鉴定结果为瓦斯矿井。矿井相对瓦斯涌出量为8.04m3/t，绝对瓦斯涌出量为9.465m3／min；相对二氧化碳涌出量为9.51m3／t，绝对二氧化碳涌出量为11.194m3／min。2、煤煤矿目前开采的内、外连煤层经200312煤炭科学研究总院重庆分院鉴定煤尘均有强烈性其煤尘指数35.81～38.8%2004年1月煤炭科学研究总院重庆分院对矿井+120水平两个煤样的220mm和＞400mm，抑制煤尘最低岩粉量分别为80%和65%,均有尘性3、煤的自燃倾向各煤层煤的自燃倾向性鉴定结院200312鉴定，我矿现开采的所有煤层均为不易自燃煤层。4、地《修改地质报告可得100m水平地温为25.09°C，而-采区实际的-100m水平地温为20°C。-311采区采用全风压通风，进从主井、副井进风到+120m南大巷和-100m水平南大巷进入-311采区，经-311采区轨道上山和上山进入-311采区内各用风地点采区内回风经-311采区回风上山3111、回采工作面通风系统-311采区布置7个综采工作面。首采工作面为-3111工作面，-风巷沿用原3119机巷作为该面风巷机巷→-3111工作面→-3111回风巷→311采区回风上山→南三总回风→+500m水平南大巷→中风硐→地面2、掘进工作面及硐室的通风系-311采区设计时的生产系统采用一个综采工作面一个备用工作面15局部扇风机2。（＞1.5m在-3111工作面回采的同时，掘进-3116机巷，掘进工作面的局部通风机安设在-311轨道上山中部车场内，其分别经-311采区回风上山第二节区总风量及通风阻一、采区风（一）采区总风量计按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K式中：ΣQ采—回采工作面需风量之和ΣQ硐—硐室需风量之和，m3/s；ΣQ其它—其它巷道需风量之和⑴按瓦斯、二氧化碳涌出量计Q采=100×q瓦采×K采式中，q瓦采－采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min，按相邻的回采作 的平均值而确定，取0.798采则：Q=100×0.798×1.5=119.7m3/min采⑵按工作面温度计Q采=60×V采×S定的。我矿回采工作面平均温度一般在18～20℃，所以，V采1.0；S采工作面平均控顶断面，取7.45㎡。L1－最小控顶距L2－最大控顶距，3.81mh－工作面采高，取2.1mQ采=60×Ｖ采×Ｓ采=60×Ｖ采采则：Q采⑶按人数计Q采采则：Q＝4×40＝160m3/min采⑷按每次工作面使用最多量计Q采采Q-采煤工作面实际需要风量，m3/min；25-每千克供风量为25m3/min；采A-次最大用量，kg采-311区-3111作面：Q=25×4.5=113采⑸工作面风量的确本采区为瓦斯矿井，地温不高，工作面人数一般不超过40，因此，影响工作面风量的主要因素是工作面气候条件，即回采工作面的风量按工作面温度计算。根据以上计算和《达竹煤电（）公司关于各矿2012年度矿井风量分配计划与矿井通风能力核定的（达竹通[2011]485号）规定：综合机械化采面通风时配风量不小于500／min。因此该工作面风量取为500m3/min，采用Y型通风方式⑹按风速验按最低风速验算-3111作面：15S采=96.012m3/min＜500按最高风速验-3111作面：240S采经以上验算，采煤工作面的配风量符合要求⑺备用工作面需要风备ΣQ备-311采区采煤实际需要风量为Q采=ΣQ采＋ΣQ备Q-3111+Q备-2、掘进实际需要风量计算-311采区布置1个-3116综合机械化掘进工作面，按瓦斯（二氧化碳涌出量一次最大量作业人数局部通风机吸入风量计算，⑴按工作面瓦斯、二氧化碳涌出量计Q采=100×q瓦采×K采 －掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min，按相邻的掘进 风巷的平均值而确定，取0.3采则：Q=100×0.3×2.0=60m3/min采⑵按使用量计《煤矿矿井采矿设计手册采用压入式通风方式按同时的量计算Q采采Q-掘进工作面实际需要风量，m3/min；25-每千克供风量为25m3/min；采A-次最大用量，kg采-3116进工作面：Q=25×2=50采⑶按掘进工作面最多作业人数计Q采Q采-掘进工作面实际需要风量，m3/min；N-掘进工作面最多作业人数；取20人；4-每人每分钟标准供风量为4m3/min。Q1=4×N=⑷选择局部通风机型-3116掘机巷掘进时使用FBD-1NO5/15×2kW局部通风机；根据实测，局部通风机平均吸风200m3/min。⑸按局部通风机实际吸风量计掘进工作面局部通风机安设在全岩巷道中，按平均断面7.0m2计算局部通风机口至掘进工作面回风口之间的风量，按以下计算风量Q掘=Q吸×Ii+60×0.15×S=200×1+60×0.15×7.0=263m3/min，按300m3/min配风S掘-安设局部通风机巷道断面积7.0m2Ii-掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台⑹按风速验最低风速：Q煤掘﹥60×0.25×S掘Q煤掘﹥60×0.25×S掘最高风速：Q掘﹤60×4×SQ掘﹤60×4×S掘S掘-掘进工作面断面积，取8.72m2⑦根据上述计算，确定-311采区掘进工作面需要风量-311采区变电所，按经验配给风量取100m3/min根据矿井实际共有6条其他巷道，其他巷道的总需风量为：Q其它Q其它=60×6=360m3/minQ采总=ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ其=经计算，采区需风量为1812m3/min，根据《煤矿安全规程》第一百量为1812m3/min。（二）采区通风阻力计1、摩摖阻采区摩擦阻力按下列计算h摩

LPS

RQ区式中：h摩—通风巷道的摩擦阻力，Pa；区mmαRQH+120+120+120-100-100-100 -3111-3111-3111巷巷巷巷+500m巷区 区mmαRQH+120+120+120-100-100-100 -3111-3111-3111巷311巷311巷+330巷+500m巷2、局部阻按扩建矿井摩擦阻力15%系数计算。- 前主要通风机提供的920Pa压力相比，该采区的通风状况比较3、存在问题当-311区投产时，212区和-311区将同时开采，-311采区与212采区共用南三采区总回风其汇合口处的通风阻力将达到700Pa，矿井总阻力将达到2400Pa。南大巷进风改 采区的回风系统，降低-311采区和212采区合口通风阻力。经过311采区回风系统改造，其汇合口处的通风阻力534Pa，矿井总阻力为2161Pa3、解决方案：增加矿井总进风量，根据《煤矿主要通风机改造可行性报告（〔 号计算矿井总需风量将达6564m3/min，三、通风设施、防止漏风和降低风阻的措1、通风设为保证采掘工作面及各用风地点风量并使按规定线路流动在2、防止漏风和降低风阻的措⑵采煤工作面回采方式为后退式有利于抑制内部漏风提高有效量率采用光面减少巷道表面粗糙度以降低摩擦风阻在巷道转弯地点，以斜线或圆弧形联接，以减少局部阻力第三节预防及安全装备一、预防瓦斯和煤尘性的措施本矿井为瓦斯矿井煤尘具有性性为预防瓦斯和煤尘的爆1、防止瓦斯积⑴采区通风设计及井下通风构筑物设置能使矿井做到有效、稳定连续不间断各采掘工作面及其它用风地点均保证有足够的新鲜，将采掘工作面的最大瓦斯涌出量稀释煤矿安全规程规定的浓度以下⑶全矿井安装有KJ90NA型煤矿安全系统，对采掘工作面、回风断电/馈电及风门开关等参量及状态进行监测。⑷掘进工作面局部通风机设有设备开停传感器馈电传感器⑸KJ90NA型煤矿安全系统所属装置的安设位置、甲烷传感器的全系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007）的规定。2、防止瓦斯引燃措气设备并具有短路过电流等保护装置井下电缆选用煤矿阻燃电井下电气设备接地装置和局部接地装置应严格按照《煤矿安全规程3、防止煤尘积⑴各掘进工作面应坚持湿式凿岩和洒水、喷雾降尘⑵巷道掘进和回采工作面放应坚持使用水泥封孔⑷要坚持定期进行冲洗和清扫沉积在巷道帮壁上的粉尘4、防止煤尘引燃的措⑴严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定⑵生产中要加强管理防止瓦斯燃烧和及时消除放时产生的5、隔爆措制瓦斯和煤尘的。采掘工作面进回巷内必须安齐隔爆水袋其水量按200L/m2采瓦斯基本参数，在标高为-96.7m瓦斯压力为0.22Mpa,瓦斯含量为1.745m3/t。虽然煤层瓦斯含量很低，但在-100m延深水平-411采区煤掘进施工过程中有裂隙瓦斯涌出，根据实测巷道裂隙瓦斯浓度为100m“先抽后（掘监测以风定产”的十二字方针作为瓦斯矿井的煤矿为保证矿井安全高效生产，解决-100m水平在采掘工作时瓦斯涌出超限问题，矿井将在-100m水平建三、防突措本矿井为瓦斯矿井各煤层均不存在突出性因而不需要采取防四、井下水灾预防措3检查地质钻孔的封孔状况对安全生产有的钻孔应及时启封，4、对井下有突水的地区，必须在附近设置水或闸墙五、预防井下火灾的措1、外因火灾的预⑴井口房和通风机房附近20m不设烟火或用火炉取暖。严禁和杜每次必须制定安全措施，并应遵守《煤矿安全规程》第223的有关规⑹各硐室采用不燃材料支护⑺矿井配备干火器二氧化碳灭火器消防水龙带铝质直流水2、内因火灾的预本采区煤层属不易自燃煤3、预防火灾的管理辅助措用。本系统对于井下有自燃发火煤层的回采工作面设置了CO传感器，在六、粉尘的综合防以外，还必须有预防和隔绝煤尘的措施。具体措施如下：1、岩巷掘进工作面采用湿式打眼3、矿井的两翼、相邻采区及工作面，都须用水棚隔开雾降尘出煤时洒水在工作面回风巷安设净化水幕在工作面溜煤眼、巷装载点安设喷雾装置，作业时进行喷雾降尘。设净化水幕，进行喷雾降尘。6、所有巷和回风巷都必须冲洗巷道。七、其它有害气体的防治在采掘工作面采用水封和前后工作面喷雾洒水同时加强通风，有效稀释和排放有害气体，从而达到降低有害气体的浓度。在生产期间对于废弃巷道采空区及火区要及时密闭以防止八、自救器配1018652台自救器气密检查仪。九、矿井安全监测系风门开关传感器主扇开停传感器局扇开停传感器温度传感器CO十、人员定位管理系根《煤矿井业人员管理系统使用与管理规范（AQ1048-2007）的规定，矿在201011月安装了KJ251A型矿井人员管理系统，提高矿十一、职业安全卫主要职业安全卫生危害因素分煤矿是受水瓦斯煤尘及其他自然条件严重影响的企业。1、采掘过程中瓦斯涌出及积聚2、采掘各生产环节中产生的煤尘和岩尘的危害3、使用、潜在的4、顶板冒落、巷道变形的危害5、煤层自燃等井下火灾及产生的有害气体6、雷电、触电、及电机事故以及设备噪音的危害等对矿井安全生产的还有顶板事故等设计本着技术可行安全可1、一般措⑴采区轨道上山提升系统按照有关安全规程，巷道内应有充分⑶矿井生产中使用的器材在使用过程中根《中民共⑷瓦斯及其它有害气体管理措施和配备的监测仪①配备KJ90NA型监测系统，在各回采工作面、掘进工作面、井下等处设置甲烷传感器并在井下设专职瓦斯检查员保证主要工作风机反风时通风设施处于正常使用状态以便能迅速有效地进行反风⑤当采掘工作面回风巷中CH4浓度超过1.0%或CO2浓度超过时，停止工作，撤出人员，查明原因，采取措施，进行处理⑥设计为所有下井人员配备了自救器，下井人员须随身携带自救器⑧井源2、顶板管理及监测仪器的配⑵各采煤工作面两端出口，应采取加强支护的安全措施3、井下噪声的防治措施和井下卫生的管⑴井下所有采运设备均采用低噪声设备尽可能降低设备噪声⑵井下局部通风机噪声高，设备配有消音装置及措施⑶采取上述措施后，若噪声还超过规定时，应采取保护措施⑷在井下工作人员较多的地方设固定厕所定期清理运上地面第五 采区通风、提升、压风设第一节采区通风设本采区由矿井全风压供风，只对掘进工作面局部通风机选型计算Qf=Qj/Φc=149/(120/200×100%)=Qf—局部通风机风量Qj—掘进工作面需要风量，取（，%hft=RQfQa+Qa2/D4==hft—局部通风机工作全压R—风筒风阻，风筒直径为500mm取893N·S2/m8；Qf—局部通风机（吸）风量，取200m3/min；，D4—风筒出口直径，取0.5m。根据上述计算结果对照FBD－NO5/15×2型局部通风机性能参数中额定风量范围为438～267m3/min，额定风压范围为980～4760Pa，因此选择FBD－NO5/15×2局部通风机和500mm筒符合设计要求。第二节采区提升设-311区设计生产能力411.7kt/a，设有三条采区上山巷道，上山采用大倾角带式输送机，辅助采用单钩串车提升。一、上山设1、采区煤炭方式及系带式输送机能力大、环节少，故-311采区上山煤炭方式为深槽式大倾角带式输送机。2、设备选-311采区上山带式输送机的选设计依运量胶带：ST800阻燃型钢丝绳芯抗胶带；带速：v=2.0m/s由带速、带宽验算输送能Q式中K—倾斜系数Q3.60.07632.00.85900420th>200t/h。式中

B

2002300200dmax—煤的最大粒度，mm由此可以看出，可以满足Q=200t/h的输送能力式中F2=（qRU+qB），下分支运行阻力；F’附加阻力，根据计算F’=15.6kN；qRO=9.3kg/m，承载分支托辊每米长旋转部分质量；qB=31.3kg/m，每米长输送带的质量

3.6

58.33kg/m，每米长输送物料的质量传动功率计算：传动滚筒轴功率PA=FU×V=102.232kW电机功率的计式中N—电动机总功率电动机型号为YB315L1-4，功率为160kW输送机胶带张力的计足输送带下垂度要一点的张力必须大于最小张力Fmin。承载分支 aoqBqGg1.224.344.49.810099N回程分支

8

auqB8h/

324.39.88930N8.93kN80.01（h/a）max=0.01；送带不打输送带不打滑条件为 式中

umaxeu本输送机采用单滚筒单驱动φ1别为驱动滚筒的围包角φ1=180°；μ为输送带与驱动装置滚筒的摩擦系数，μ=0.30euφ=输送带不打滑的最小张力：F2(S2)min则：输送带最大张力：FmaxFUF2(S2)min=35.507+34.14=69.647输送带强度计算:输送带的安全系数输送带强度=Fmax×n/B=69647×8/800=696.47N/（6）-311采区上山带式输送机主要技术参数胶带：ST800燃型钢丝绳芯胶带。大倾角带式输送机选择DTL80/25/2×160S型带式机二、轨道上山提升设1、设计依⑴设计依 矸石：巷道，直接由带式输送机运到煤仓，只是局部岩石巷道及选矸量，取材料：5.0kt/a（根据-311采区实际，取5.0kt/a）人员：5/班；最大件提升方式：单钩串车提升提升容器：掘进矸石采用MG1.1—6B型1t固定箱式矿车，设备采用MP1.5—6A型1.5t平板车.1、一次提升循环时T=（2L+10）/Vm+4式中时提升量A1.251.2A 330式中A——采区年提升量，15.0kt/a；1.2——提升能力富裕系数330——年工作日数16——日工作小时数次提升QAx

4.266460.76t次3、一次提升矿车一次提升矿车数Z1(辆)按下式计算Z1

式中Ψ——装载系数，倾角为20.5°时，Ψ0.85；γ——煤矸石的散集密度取1.5t/m3；Vc——矿车容积，为煤矸：Z1＝0.76/(0.85×1.5×1.1)=0.54(辆)，按我矿实际情况提升煤矸石时一次提升3辆,能满足要求根据连接器强度计算矿车n q(sn式中n——矿车连接强度要求的一次串车数，辆q——矿车装载质量，提煤矸1403kg；q0——矿车质量，592kg；βω——矿车运行阻力系数，取g——重力加速度，g=9.8m/s2则n

故确定每次煤提矸石车3个符合要最大班提升时间平衡 表5-2- 1t62次33次14次 最大班提升时间为1.98小时，小于6.0小时，满足设计要求4、提升钢丝绳选钢丝绳单位质pn(qq0)(sinwcosm

Lc(sinfcos式中p——钢丝绳每米质量B——钢丝绳抗拉强度m——钢丝绳安全系数，按《煤矿安全规程》第400条n——一次提升矿车数，提煤矸3；q——矿车装载质量，提煤矸1403kg；q0——矿车质量，592kg；w——矿车阻力系数，取w＝0.015；f——钢丝绳运行阻力系数，取f＝0.25。——井筒倾角Lc——提升斜长则p＝1.01kg/m提煤矸初选钢丝绳初选6×7+FC-18-1870型钢绳Q破=201kN足规范要求作用在提升机上的最大静张Fm[n(qq0)(sinwcos)pLc(sinfcos)]g=｛3×1995×(0.3502+0.01405)+1.11×646(0.3502+0.2342)｝×9.8=25.47kN式中Fm——提升系统最大静张力；在提升矸石时，作用在提升机上的最大静张力安全系数效m提煤矸时mQ=201÷25.47=7.89＞7.0，符合要求Q5、提升机选择验提升机滚筒直径式中Dd——提升机滚筒直径，mm；初选JTY1.2/1.2B型防爆提升绞卷筒直径1200mm宽度1200mm滚筒宽度（缠三层Ll(n/n//B (d)式中B——绞车滚筒宽度，mm；D——滚筒直径 D——平均缠绕直径，D=D+（K-1）d×10 n′——最少摩擦圈数n″——每季度将钢丝绳移动1/4圈所需的备用圈数d——钢丝绳直径则B64630(343.141.2182)1150mm33.14N=kFmVm=1.15254702.5 1000式中N——提升绞车电动机功率k——电动机功率备用系数，取k=1.15；Vm——绞车绳速η——机传动效率，取配套电动机功率Pe=90kW的电机符合要求7、提升绞车的选型结根据以上计算，-311道上山提升设备选用JTY1.2/1.2B提升绞车，主要技术参数见表5-2-2。JTY1.2/1.2B型提升绞车技术参 表5-2- 第三节压缩空气设一、设计依力采区移交生产前，根据需要配备3个掘进工作面,其中一综合机械化进工作面，普掘掘进工作面配备YT-29A型风动凿岩机2台工作，每台耗风量2.8m3/min,MQT-120锚杆锚索钻机,每台耗风量3.1m3/min,按规程主要耗风设备 表5-3- 混凝土喷射凿岩风动工具型HPC-YT-耗风量使用台24使用地半煤岩、岩半煤、岩巷掘计算考虑台24式中：a1——沿全长漏气系数Σni——同时使用风动凿岩机工具数量，取4台iq每台风动工具的耗气量2.8m3／min、3.1m3／min、i

ki——风动工具同时使用系数，取ki＝0.851Q=1.10×1.10×1.02×（2.8×4）×0.85≈11.8m3／min1二、设备选1、压风机设备选根据采区配备的风动工具,经计算，设计选用MLGF-20/8-132G移动空气压缩机两台（其：Q=20m3/min、P=0.8MPa，随主机配电动机二（其：N=132kW、V=660V，其中一套工作，一套备用2、压风主要附属设备V=660V，压风机房内设3t手动单梁起重机一台，供检修设备之用支管路管径

≈91mm，选用D102×5无缝6.5≈51mm，选用D60×4无缝支管为D60×4。管路连接均采用管接头。压风管路自压风至主煤岩巷中用管架架设根据国家安全国家煤矿安监局《关于所有煤矿必须立即安（2007〕167号）的有关规定，在采掘工作面附近设有支管、阀门。第六 供电、通信及安全监第一节采区供一、采区电采区电源等级10kV，电源来自-100m水平变电所，距离2km二、电力负率MG200/468-SGB-12桥式泵BRW-FS-1JD—2率MG200/468-SGB-12桥式泵BRW-FS-1JD—2P—2MLGF-20/8-2HPC-222JD-12ZBZ8—11、采区供配电系(2）-311采区变电所电源线由-100m水平变电所引二回10kV电缆，型号为MYJV22-10kv-70用高压电缆，长度2000m×2。在-311采区变电所内设PJG43-6矿用隔爆型高压真空配电装置八台：，KBSG-KBSGZY-压器一台（供综采。井下变电所隔爆馈电开关KBZ-400、200均具有选择性漏电保护，井下配电详见井下供电系统井下用电设备电压等级为1140V、660V、127V2、接积不得小于0.75m2、厚度不得小于5mm。井下所有电气设备接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）局部接地装置，应与主接地极连接成1个总接地网接地网上任一保护接地点的接地电阻值不超过2Ω持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不超过1Ω。3、井下照有隔爆照明装置备ZBZ-2.5M，660/127V，作为井下照明信号用。在井下斜井与大巷车场与硐室采掘工作面等均设固定照明，照明电压为127V，照明电源均选用ZBZ矿用隔爆型照明综合保护装置；四、高压主电缆选1、按经济电流密度选择电缆截电源线路工作电流Imax/nJ1J—50002.25（查表10-3-2）A=设计选用MYJV22-10kv-70交联聚乙烯电力电缆，允许载流量：环境温度25℃时为242A（查表。IX=242A>98.8A，电源线路安全载流量符合2、按电压降校验电缆截高压供电系统中的电压损失按≪供用电规则≫的规定，在正常情况下不得超过7%，故障状态下不得超过10%。 合五、高压配电装置选选择额定电流为200A的高压隔爆配电装选择额定电流为50A的高压隔爆配电装选择额定电流为50A的高压隔爆配电装选择额定电流为50A的高压隔爆配电装选择额定电流为50A的高压隔爆配电装-311采区变电所5#支路高压开关，按负荷情况计选择200KVA动力变压器12、2#变压S2=ΣPn2*选择400KVA动力变压器13、3#变压S3=ΣPn2*选择400KVA动力变压器14、4#变压S4=ΣPn2*选择200KVA动力变压器15、5#变压选择630kVA变压器1-311采区变电所使用的隔爆开关及变压器的数量、型数量编号PJG43-61PJG43-61PJG43-61PJG43-611-PJG43-611所PJG43-611PJG43-611PJG43-611七、高压配电装置过电流继电器整定计1、变压器保⑴1#变压器(1#高压开关过电流整=3.4A灵敏度校Id2=0.87Id3=0.87×100In2/Uz=87×103/4=2240A 1、变压器保⑵1#变压器(1#高压开关过电流整=3.35A灵敏度校Id2=0.87Id3=0.87×100In2/Uz=87×151/4=3284A ⑶2#变压器(2#高压开关过电流整=19.4A灵敏度校Id2=0.87Id3=0.87×100In2/Uz=87×107/4=2088A ⑷3#变压器(3#高压开关过电流整=12.6A灵敏度校Id2=0.87Id3=0.87×100In2/Uz=87×388/4.5=7501A ⑸4#变压器(4#高压开关过电流整=12.7A灵敏度校Id2=0.87Id3=0.87×100In2/Uz=87×334.5/4=7275A ⑹5#变压器(5#高压开关过电流整=19.5A灵敏度校Id2=0.87Id3=0.87×100In2/Uz=166×42/4=1743A 根据-311区线路最大工作电流进行整定Ia≥1.2In.m/Ki=1.2×98.8/40=2.96A取5A八、低压馈电开关电气保护整1、短路电流计用查表法计算，各预设点短路电流如下表电缆长度Id）I(2)d低压开关保护装置整点I(d-3111-3113-3112-3111-3111-3112-311346832