采矿毕业设计-X矿业公司北平硐矿井34采区设计说明书

PAGEXX大学毕业设计X矿业公司北平硐矿井34采区设计说明书设计人：XXX指导老师：XXX完成日期：XXXX.X.X目录TOC\o"1-2"\h\z\u目录 -1-第一章、矿井概况 -1-第一节、矿井基本概况 -1-第二节、矿井地质概况 -3-第三节、水文地质概况 -6-第二章、采区地质情况 -8-第一节、采区概况 -8-第二节、采区地质情况 -8-第三章、采区储量与生产能力 -12-第一节、采区储量 -12-第二节、采区生产能力及服务年限 -13-第四章、采区方案设计 -16-第一节、采煤方法选择 -16-第二节、采区巷道布置 -16-第三节、区段划分 -19-第四节、开采顺序 -21-第五章、回采工艺与技术管理 -22-第一节、回采工艺 -22-第二节、回采工作面技术管理 -23-第三节、回采工作面技术经济指标 -26-第六章、采区生产系统 -28-第一节、采区运输系统 -28-第二节、采区排水系统 -28-第三节、采区通风 -29-第四节、采区供电 -33-第七章、采区车场与硐室 -34-第一节、采区车场 -34-第二节、采区硐室 -37-第八章、安全技术措施 -39-第一节、瓦斯防治 -39-第二节、水害防治 -40-第三节、粉尘防治措施 -40-第四节、顶板灾害防治措施 -41-第五节、电气事故防治 -42-第九章、采区施工准备与采掘交替计划 -44-后记 -46-参考文献 -471-第一章、矿井概况第一节、矿井基本概况北平硐煤矿隶属于湖南省煤业集团宝源矿业有限公司，系原资兴矿业集团宝源煤矿2004年经破产改制后重组的国有控股企业。北平硐矿井于1956年开工兴建，1959年投产，设计生产能力30万吨/年，2006年以后核定生产能力为23万吨/年。一、地理位置宝源矿业公司北平硐煤矿位于湖南省资兴市三都东约2.6km，距资兴市区8Km，距郴州市46Km。行政地域隶属资兴市三都镇管辖。矿山地理坐标为东经113°15′59″113°17′43″，北纬26°00′19″26°02′03″。矿井范围位于资兴三都矿区中北部，南以葆梨断层为界，与南平硐煤矿、周源山煤矿相邻；北至同日垄垅河，与宇字煤矿相邻；东至煤层露头；西至三都平野大断层，浅部有三都镇煤矿、石拱村煤矿等。井田沿走向长3.4公里，斜宽2.4公里，面积7.0322平方公里。矿区内交通发达。有京广铁路许（家洞）三（都）支线通到井田内；有矿区公路2.6公里与省道S213线联接，距资郴高等级公路8Km，距京珠高速公路30Km，公路四通八达。如插图1-1（交通位置图）所示。耒阳塘门口镇耒阳塘门口镇复和碧塘永兴资兴市郴州市路高珠铁速京宜章东江湖京广湘阴渡镇太平五里牌廖王坪岗脚高亭油市镇黄泥鲤鱼塘镇千冲波水蓼江镇团结瑶族乡上洞碑记石头园石坪三都镇何家山兴宁镇山背仁里东江镇鲤鱼江镇侨口镇龙溪塘溪白露塘黄草镇清江大奎上坳上石盖塘安和1806荷叶塘10718131813煤矿矿山交通位置图（1：520000）北平硐矿南平硐井周源山矿唐洞矿宇字煤矿1833插图1-1（交通位置图）二、矿井主要开拓系统简介北平硐矿井为平硐+斜井混合方式开拓，井口坐标：X=2879426，Y=38429106，z=+191.09m,矿井内采用多水平分区式的布置方式，+193、-200、-375大巷及井底车场，与南风井，北风井构成两翼对角式通风系统。矿井开采分为四个水平5个阶段开采，即+193水平，±0水平、-200水平、-375水平（分上下山开采），现生产水平为-200、-375水平。三、主要生产系统北平硐矿井按《煤矿安全规程》定期对主提升系统进行了设备技术性能测试，各种安全保护装置设施有效，记录完整，有效地保证了提升设备的正常运转和矿井的安全生产。北平硐井口及工业广场有完整防排水系统，防排水设施完善，北平硐矿井采用二级排水，+193m水平以上矿井水自流出井，±0水平和-200水平均建有中央泵房，分别经244绞车道和副井排出地表，经沉淀池沉淀后排入宝源河，-200m水平以下由-375m中央泵房先排至-200m中央泵房，再从-200m泵房排至地表。矿井最大涌水量为1446.6m3/h，最大排水能力为3270m3/h。矿井排水能力能在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量，工作、备用及检修泵符合规程要求，保障了设备的完好率。北平硐矿井采用对角式机械抽出式通风，分南、北风井抽风，南风井安装两台BDK-65C-№17弯掠组合正交型隔爆对旋轴流式风机，电机功率90KW，一台运行，一台备用。北风井安装两台4-72-20B离心式抽风机，电机功率185KW，一台运行，一台备用。矿井总进风量3360m3/min，总排风量3630m3/min,其中南风井排风2436m3/min，负压2300Pa，北风井排风1203m3/min，负压2250Pa,矿井等积孔南风井1.45m2,北风井0.58m2。北平硐矿井风量能满足生产的需要，有完整的防尘、消尘管路系统，有专职的安检员定期测风测尘，建立了完善的安全监控系统，健全了各项管理制度，各种台帐报表齐全、完整，管理制度执行情况良好。公司供电系统采用10KV双回路，井下6KV供电，主变三台（S9-6300一台，SIED114.1-3150二台）北平硐有三根高压电缆通往井下，主、副井、各水平都采用双回路环形供电，抽风机、压风机、机厂采用双回路供电。第二节、矿井地质概况一、地层井田内出露的地层，由老到新有：石炭系下统石磴子组；三叠系上统出炭垄组、杨梅垄组、唐垄组；侏罗系下统茅仙岭组、中统石鼓组；第四系。根据当年井巷工程揭露，本次检测对地层的认识与原资源储量核实报告和第一次储量检测的认识基本一致。现分述如下：①石炭系下统石磴子组（CIS）:灰--深灰色灰岩，裂隙发育，充填次生方解石脉，厚度不祥。分布于井田东部、东南部和三都平野断层以西一带，其地表大部为第四系所覆盖。②三叠系上统出炭垄组（T3Ch）：以角度不整合覆盖在早石炭系地层之上，由砂砾岩、粗一细粒砂岩、砂质页岩、炭质页岩和煤组成；含九煤、十煤、十一煤三个煤层,其中九煤、十煤不可采,十一煤为局部可采煤层，由于灰份含量变化大，煤质差，属尚难利用的储量。最大厚度262.84米，最小厚度27.51米，平均170.02米。③三叠系上统杨梅垄组（T3y）：呈假整合覆盖于出炭垄组之上，是本井田内的主要含煤组。主要由浅灰色粗、中、细砂岩、砂质页岩、黑色页岩和煤组成，含一、二、付三、三、四、五、六等七个煤层，其中付三煤和四煤为主采煤层，一煤、二煤、五煤、六煤层为局部可采煤层；三煤由于结构复杂，灰分过高，钻孔见煤厚度变化较大，故不作为主要开采煤层。该组最大厚度137米，最小厚度76米，平均106米。④侏罗系下统唐垄组（J1t）:与杨梅垄组为假整合接触。主要由长石英砂岩、薄层细砂岩与粉砂岩互层、灰色粉砂岩、深灰色砂质岩及页岩组成，分布于矿井西南边沿与东北边沿。厚度变化由38.17-108.87米，平均76.26米。⑤侏罗系下统茅仙岭组（J1m）：与唐垄组为角度不整合接触。以中、细粒砂岩为主，夹粉砂岩。由于本组地层在井田内大面积出露，其上部地层遭受风化剥蚀，一般保留不全，厚约450米左右。⑥侏罗中统系石鼓组（J2sh）：与茅仙岭组为连续沉积。由于大部分遭受剥蚀，故沉积厚度不详。以灰色、黑色、灰绿色、紫红色粉砂岩与砂质泥岩为主，夹灰白灰色细砂岩。⑦第四系（Q）：广泛覆盖地表，主要为黄色腐植土、黄色砂质土、亚粘土、卵石等，厚0-21.5米。二、构造三都平野断层是井田的主干构造。断层按走向分为两组。一组属北东向逆断层；有三都平野断层、西大断层；另一组属北西西向正断层：有葆梨断层、宝二断层。区内构造分述如下：1、褶皱①、北平硐向斜：为井田深部的次一级褶曲，西翼被三都平野和西大断裂切割，靠近向斜轴部保存甚窄。轴面向北西倾，倾角72°-75°，向斜轴呈北东-南西延伸，长3公里左右，脊线向南西倾伏，倾伏角约7°。东翼地层倾角较缓，一般12°-30°，西翼地层倾角较陡，约45°。②、将军寨向、背斜：由同日垄河沟内木垄向南西方向延伸至将军寨。地表出露于茅仙岭地层中，大部分被表土覆盖。在同日垄河沟内木垄至将军寨有地质点控制。向斜东翼地层倾角13°-20°，西翼地层倾角平均25°左右，背斜西翼地层倾角22°左右。向、背斜轴大致平行，间距60-150米，轴面向西倾，倾角76°-80°，为一斜歪褶皱构造。2、断层：①、三都平野断层：构成井田西部的自然边界，走向北东，倾向北西，为走向逆断层。垂直断距300-800米，倾角41°-57°。断层上盘为石炭系下统石磴子组、测水组，下盘为侏罗系下统茅仙岭组。由于该断层上盘石灰岩裂隙水与岩溶水丰富，对断层下盘采煤影响十分严重。②、西大断层：走向北北东，倾向北西西，倾角55°-57°，为走向逆断层，垂直断距150米左右。在黄仙坪附近与三都平野断层呈“入”字型斜交。③、葆梨断层：为横向正断层，走向北西，倾向南西，倾角75°-64°，垂直断90米，构成本井田与南平硐、周源山井田的自然边界。该断层与宝源河斜交，钻孔穿过断层破碎带时有涌水、漏水现象，从垂直、水平方向对采煤均有威胁，采煤时应留设足够保安煤柱防止涌水。④、葆四断层：为横向正断层，走向北西，倾向南西，倾角60°-70°。断层在地表末出露，在北斜井往下20米处见到，一直向下延伸至-230米消失，断距0.5-2米，对煤层开采有影响，但影响不大，主要是使煤层顶、底板岩层产生破碎，在开采时易发生冒顶。⑤、葆五断层：为横向正断层，走向北西，倾向南西224°-240°，倾角70°-75°。垂直断距40米，深部减小至消失。断层横穿工农水库，并且，断层破碎带中有涌水、漏水现象，与宝源河斜交，对采煤影响较大。综上所述，矿井内构造总体属中等偏简单类型。3、含煤层煤层特征矿井内杨梅垄组中含一、二、三、付三、四、五、六等七个煤层，其中付三煤层和四煤层为主要可采煤层，一煤、二煤、五煤、六煤为局部可采煤层，三煤层结构复杂，灰分过高，钻孔内的厚度变化大，故不做为主要开采煤层。第三节、水文地质概况矿井地表系山地，为低山地貌区，地形多为高山峻岭，矿井所在区域冬春多雨，阴冷潮湿，夏秋干旱，酷热干燥，属亚热带季风性湿润气候区，气候变化大。气温以7-9月份炎热，平均气温28-30度，年平均气温17-18度，年降雨量899-2043毫米左右，多年平均降雨量1346.3毫米左右，降雨量集中于3-5月份，平均年蒸发量为1324.5毫米。三都矿区北平硐井田南北边界处分别有宝源河、同日垅河流过，雨季流量较大，旱季流量较小。井田内分布有7个含水层，其主要特征由新到老分述如下：①第一含水层：茅仙岭组中粒砂岩，岩性均一，硅质胶结，孔隙与节理较发育，导水性好，单位涌水量为0.02-0.021公升/秒、米。最大厚度654米，最小厚度154米，平均422米，井田范围大面积暴露地表，补给条件良好，为煤层顶部主要的含水层。②第二含水层：唐垄组顶部中——细粒砂岩，硅质胶结，为裂隙水，补给条件不好，最大厚度37.36米，最小厚度1.29米，平均厚度8.93米，对开采影响不大。③第三含水层：唐垄组底部粗砂岩（上标志层），硅质胶结，间夹砂质泥岩。最大厚度49.27米，最小厚度0.56米，平均15.32米，对开采影响较大。④第四含水层：为三到四煤中间的细砂岩，硅质胶结，裂隙不发育，巷道穿过此层有淋水现象。最大厚度9.25米，最小厚度0，平均2.64米，对开采影响不甚大。⑤第五含水层：杨梅垄组底部粗砂岩（下标志层）：局部含燧石砾，硅质胶结，为裂隙水，最大厚度28.93米，最小厚度1.85米，平均14.95米。⑥第六含水层：出炭垄组十一煤顶部砂砾岩组，以细砂岩，粗砂岩，砾岩和砂质泥岩组成，砂砾中含燧石，硅质胶结，裂隙水比较发育，对开采十一煤层影响大。⑦第七含水层：石磴子灰岩，岩溶较发育，不均一，一般分布在地形低洼处，富水性较差，水不量丰富。以上含水层，对开采影响较大的是唐垄组底部粗砂岩。矿井内三都平野断层和宝梨断层对采区煤层开采均具有较大水患威胁。宝梨断层为张扭性正断层，其上与宝源河斜交，钻孔穿过破碎带时有涌、漏水现象，断层含水与地表水、宝源河水在垂直、水平方向上均有联系，为透水的断裂带。三都平野断层为走向逆断层，据钻孔揭露，层断上盘为石炭子下统，石磴子组、上盘为三叠系上统出炭垄组，上盘石灰岩裂隙与岩溶水发育，钻孔穿过破碎带时没有涌水、漏水现象。但据矿井内开采情况证明，对开采该断层下盘煤层危害极大。三都矿区还没有矿井采至三都平野断层，对断层情况不完全了解，可能断层导水性强，对矿井、采掘会带来很大的危害。井田煤层露头附近老窿，开采历史悠久、小煤窑星罗棋布，存在严重的超深越界现象，井田隔水煤柱被严重破坏，大气降水长期渗入采空区和废弃老窿是本矿井充水的隐患之一。本区地质构造复杂程度中等，煤层上下含水层富水性弱，主要含煤段中的含水层间无密切水力联系，断层的富水性和导水性较差，但宝梨断层导水性较强，地表水体对矿井开采影响不大，大气降水和老窑水是各含水层的主要补给来源。坑道涌水量根据2008年统计资料，结合2007年“圣帕”洪灾水文资料，最大涌水量1446.6m3/h，一般在254.9-621.5m3/h，平均330.1m3/h。矿井充水因素主要是大气降水和老窑水，矿井水文地质条件属中等类型。第二章、采区地质情况第一节、采区概况一、采区位置、范围、四邻关系北平硐34采区位于井田北翼、上临-200m水平24采区，下与-375m水平44采区相接,南为32采区相邻,北于宇字煤矿井界相邻、采区走向长1300m、倾向长为510m、含煤真面积约1.402km2。二、井上下对照关系采区对应地表东半部为高山、西半部为丘陵、农田和零星建筑，对应地表标高为+138m—+226m,井下标高为-140m—-370m。地表水系不甚发育,仅北部边界有同日垄河。三、相邻采区地质情况和生产状况34采区南面的32采区现正在开采四煤，32采区四煤走向N7°—N35°。倾向西北，倾角0°—57°不等，三煤和五煤局部可采，但因煤层薄和煤质等问题尚未开采。32采区地质构造复杂；断层、褶皱相当发育，断层、褶皱的分布及其发育特征呈现出一定的规律性。南翼以断层为主、多为正断层，采区北翼以次级褶皱为主，方向呈北东向，轴长在300—500m之间。波长幅一般不大，但长度比较大，均为现状褶皱、轴面多直立、两翼多对称，褶曲枢纽均向北东向倾伏。34采区东面（采区的倾向上部）24采区以接近开采尾声。24采区煤层走向N0°—N26°，倾向西北、倾角0°—30°不等。三煤和五煤也因煤薄及质劣未进行开采。24采区地质构造简单，断层、褶皱、煤层分叉均发育。断层多呈倾向南东的正断层。采区下部次级褶皱发育，轴线方向呈北东方向，轴长200m左右，均为线状褶皱，轴面直立，两翼基本对称。24采区水文地质条件复杂，主要水源为宇字矿周边小窑矿井水。第二节、采区地质情况一、煤层特征区内钻孔见煤七层，其中付三煤为半亮型、结构单一、呈块状、属于焦煤，为低硫、中磷、中灰分，其特征与四煤相差不大。煤厚1-1.42m，平均厚度为1.10m，属于薄煤层。是本区的一个主采煤层。四煤特征为：半亮型、结构单一，呈块状、属焦煤，为低硫、中磷、低灰分、高热值优质煤，可作炼焦用煤。煤厚0.34—1.72m，平均1.16m属薄煤层。可采指数0.95，变异系数40％,属较稳定煤层,是本区内的另一主采煤层。顶底板岩性：付三煤层顶板：直接顶为灰色至黑色砂质泥岩，含有植物化石，抗压性能一般，其厚度为0-12.1/3.96m。付三煤层底版：为深灰至黑色砂质泥岩，其厚度为0-12.8/6.01m。四煤层顶板：直接顶为灰黑至黑色砂质泥岩局部为粉砂岩、泥岩或麻黑色石英细—中粒砂岩。砂质泥岩中含铁质结核和植物化石叶片，抗压性能一般，放顶易垮落，其厚0-12.8/6.01m。四煤底版：为黑色泥岩，含植物化石。其厚0.32—1.64/1.0m。煤层特征表煤层名称厚度最小-最大/平均容重t/m³角度°层间距m顶板性质伪顶直接顶基本顶岩性厚度岩性厚度岩性厚度付三煤1-1.42/1.101.4206\\砂质泥岩3.96m石英砂岩4.17m四煤0.34-1.72/1.161.420\\砂质泥岩6.01m\\二、煤层开采条件（一）、瓦斯与煤尘北平硐为低沼气，高二氧化炭矿井。其瓦斯相对涌出量为1.566m3/T，绝对涌出量为8.8m3/min，煤尘爆炸指数为22.12％，具有爆炸危险性无煤尘自燃发火现象。（二）、水文地质条件：1、第一含水层：茅仙岭组中粒砂岩，岩性均一，硅质胶结，孔隙与节理较发育，导水性好，单位涌水量0.02—0.021公升/秒.米，最大厚度320.9m，最小厚度12.36m，平均169.668m，该含水层大面积暴露地表，补给条件良好，由于距四煤较远，对井下开采无直接影响。2、第二含水层：唐垄组顶部中—细粒砂岩，硅质胶结，为裂隙水，补给条件不好，最大厚度53.55m，最小厚度1.45m，平均厚度13.197m，对开采影响不大。3、第三含水层：唐垄组底部粗砂岩（上标志层），硅质胶结，间夹砂质泥岩。为裂隙水，有漏、涌水现象，最大厚度62.56m，最小厚度6.55m，平均26.95m，对开采影响较大。4、第四含水层：为三到四煤中间的细砂岩、硅质胶结，裂隙不发育，巷道穿过此层有淋水现象。最大厚度20m，最小厚度0m，平均7.78m，对开采影响不大。5、第五含水层：杨梅垄组底部粗砂岩（下标志层）。局部含燧石，硅质胶结，为裂隙水。最大厚度23.5m，最小厚度0.49m，平均12.06m，对开采九煤、十煤影响较大。6、第六含水层：出炭垄组十一煤顶部以细砂岩、粗砂岩和砂质泥岩组成。砂岩中含燧石，硅质胶结，为裂隙水。比较发育，最大厚度61.5m，最小厚度0m，平均33.9m，对开采十一煤影响较大。7、第七含水层：石磴子灰岩。厚度不祥，岩溶发育，不均一，一般分布在地形低洼处，浅部30m以上岩溶极为发育，洞宽大者达6—7m左右，一般0.5—1.5m，30-70m岩溶发育，洞宽一般0.2—0.5m，部分为溶蚀裂隙，70—110m溶洞只在局部地段发育，110m以下岩石完整岩溶极少出现，单位涌水量0.144—0.59公升/秒.米，对三都平野断层附近煤的开采有较大威协。采区内地质构造情况及其对开采的影响由于北平硐向斜、三都平野大断层、将军寨向、背斜和西大断层的存在，34采区煤层产状变化较大。将军寨向、背斜轴大致平行，间距60—150m，煤层倾角0°-18°/15°，煤层走向0°—20轴面向西斜，倾角76°—80°。将军寨向斜东翼煤°，倾向北西，向斜西翼煤层倾角0°—22°/20°，煤层走向0°—20°，倾向北东，将军寨背斜东翼煤层倾角0°—22°，走向0°—20°。北平硐向斜西翼被三都平野断层和西大断层切割，靠近向斜轴部保存较窄，倾角72°—75°，向斜轴呈北东—南西向延伸。向斜东翼倾角0°—28°/25°，走向0°—20°，倾向北西，两翼倾角0°—54°/39°，走向0°—20°倾向北东。三都平野断层构成井田西翼的自然边界，走向北东，倾向北西，垂直断距300—800m，倾角41—57°。西大断层，走向北东，倾向北西，倾角55—57°，垂直断距150m左右，在13b勘探线以北附近于三都平野断层呈“入”型斜交。第三章、采区储量与生产能力第一节、采区储量采区储量是指在采区范围内，通过地质勘查手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量。采区内付三煤平均厚度为1.10m，四煤的平均厚度为1.16m，定付三煤、四煤最低开采厚度均为0.5m。付三煤和四煤均为薄煤层，确定采出率为85%，付三煤煤的容重为r=1.4t/m³，四煤的容重r=1.4t/m³。最高灰分为13.74%。根据公司地质资料中的《宝源煤业公司北平硐井田34采区地质说明书》中四煤储量估算表对其储量的估算结果为：34采区四煤总工业储量105.38万吨。则依据四煤已估算的工业储量估算出付三煤的工业储量为108万吨。付三煤、四煤储量估算表煤层编号块段编号平面积（㎡）倾角（度）真面积（㎡）厚度（m）容重（t/m³）工业储量采出率（%）备注四煤1-B8402427943021.201.415.84852-B323322243539201.001.449.55853-C2150119227401.081.43.44854-C2026237929351.081.49.52855-C4966940348771.081.49.81平野断层煤柱6-C71210461025111.201.417.22合计599988701285105.38付三煤1-B8402427943021.101.414.52852-B323322243539201.001.449.55853-C2150119227401.011.43.21854-C2026237929351.001.413.01855-C4966940348771.281.46.24平野断层煤柱6-C71210461025111.221.417.50合计599988701285104.03三四采区总储量估算表序号煤层面积㎡煤层生产量t/㎡工业储量wt保安煤柱损失回采率%可采储量wt备注付三煤7012851.48104.0323.748568.24四煤7012851.50105.3827.038566.59即付三煤与四煤的工业储量之和为34采区的总工业储量，209.41万吨，可采储量为134.83万吨。第二节、采区生产能力及服务年限一、采区生产能力采区生产能力是采区内回采与掘进出煤量的总和，也是各辅助生产环节综合平衡的结果。采区生产能力要根据采区自然条件与生产技术水平综合分析后确定。采区生产能力按采区内可同时生产的工作面数量及其单产来确定：A=∑A。·k·k。（万t/a）式中：A—采区的生产能力；∑A。—各个回采工作面生产能力之和（万t/a）；k—掘进出煤系数（长臂式为1.05-1.20）；k。—工作面产量不均衡系数（两个工作面同时生产时取0.95，三个工作面同时生产时取0.9）。一个采煤工作面的产量：A。=L·V。·ρ·m·C。（万t/a）式中：L—采煤工作面长度（m）；V。—工作面推进度（m/a）；ρ—煤的体积密度（t/m³）；m—煤层厚度或采高（m）；C。—采煤工作面采出率（薄煤层不低于97%，中厚煤层不低于95%，厚煤层不低于93%）。工作面推进度：V。=N·n·l·ρN—年工作日数（一般按300—330天计算）；n—日循环数目（个）；l—循环进度（m）；ρ—正规循环率（70%-100%，一般不应低于80%）。双翼采区同时生产工作面个数：近距离煤层群联合布置采区：2-3个。依据本矿井采区的实际情况和生产条件，确定34采区同时生产工作面个数为2个。确定采区生产能力需尽量实现集中生产，生产系统健全完善，且符合《煤矿安全规程》的规定和要求。各个工作面产量之和要不小于采区设计能力，但也不能超过采区设计能力的10%。根据以上陈述的公式以及各要求，以下为34采区生产能力的具体计算：34采区同时生产的工作面数量为2个，采用“三八”工作制度，每日三班，每班八个小时。工作面推进度V。：V。=N·n·l·ρ=300×1×1.2×80%=288付三煤采煤工作面的产量：A。付三=L·V。·ρ·m·C。=100×288×1.4×1.10×97%=43021t四煤采煤工作面的产量：A。四=L·V。·ρ·m·C。=100×288×1.4×1.16×97%=45368t采区年产量：A=∑A。·k·k。=（A。付三+A。四）×1.10×0.95=9.2万t/a二、采区服务年限采区服务年限按储量、生产能力、年限三者关系式确定：T=Zk/Ak（年）采区服务年限等于采区中煤的可采储量除以年生产能力。则：T=134.83÷（9.2×1.3）=11.2（年）三、采区生产能力（AB）验算初步确定的采区生产能力，在完成采区巷道布置以及生产系统设计后，通过采区的运输能力和通风能力进行验算。1、采区下山运输能力验算A≤（AnTη。／K）×330An—设备生产能力（t/h）；T—日出煤（运输）时间（h）；η。—运输设备正常工作系数，取0.7-0.9；K—产量不均衡系数1.2-1.3。《规范》规定：每班净运输时间，采煤工作面与区段巷用运输机是5小时；轨道运输为5.5小时。A≤（AnTη。／1.2）×330=（45×10×0.9/1.2）×330=111375t2、通风能力验算A≤300×24×60×VS/CC1V—巷道最大允许风速（m/s）；S—巷道净断面积（㎡）；C—生产1t煤需要的风量（m³/min·t）；C1—风量备用系数。注：当相对瓦斯涌出量q＜10m³/t的时候，C取1-1.25m³/min·t，在相对瓦斯涌出量q＞10m³/t的时候，C≥1.5m³/min·t。A≤（300×24×60×VS）/（CC1）=300×24×60×8×6/（1.2×1.2）=14400000t根据以上运输能力和通风能力的验算后，采区的设计生产能力符合要求。第四章、采区方案设计第一节、采煤方法选择一、采煤方法选择付三煤，四煤均为18-25°的缓斜煤层，平均倾角为20°，采用单一走向长壁采煤法，使用全部跨落法处理采空区。介于该两层煤的平均厚度和赋存条件，确定选用爆破采煤法。二、采煤方法参数的确定1、采高，付三煤和四煤均为薄煤层，一次采全高。2、工作面长度，回采工作面长度要依据煤层赋存条件与地质构造条件，开采技术水平，矿井阶段斜长等因素综合分析确定付三煤工作面和四煤工作面的长度均为100m左右3、煤柱尺寸，为了使巷道处于良好状态及保证相邻采区的正常生产，按照巷道的服务年限、煤层厚度及矿山压力的大小，留适当宽度煤柱。薄及中厚煤层巷道一侧的护巷煤柱尺寸：水平大巷20m，主要回风巷20m，采区下山20m，区段平巷10m，采区边界10m，较大的断层为20m。第二节、采区巷道布置34采区尺寸参数表采区巷道布置形式煤层情况开采煤层采区走向平均长度采区倾斜平均长度垂高地质构造情况集中下山联合布置缓斜、倾斜煤层付三煤、四煤1300510175中等采区方案比较方案一：采区两下山沿4煤煤层底板布置。（见图：采区方案比较《方案一》）此方案布置一对下山，分别为轨道下山和行人回风下山，其中轨道下山斜长为510m，回风下山为500m。两下山在同一层位上相隔20m，倾角均为20°，与4煤的法相距离为14m左右。绞车房安装JT1600/1000单滚筒绞车,绞车单钩串车提升。轨道下山作为进风、提矸、运送材料之用；行人回风下山作为行人、回风之用，兼安装管路、线缆。在采区上部，轨道下山通过甩车道与上部车场相连。该方案投产井巷工程量为5350m。方案一工程量计算表序号项目名称工程量（m）1水平运输大巷10002采区石门1003上部车场904行人斜巷605绞车房306变电所307采区回风石门808轨道下山5109行人回风下山51010区段石门7011中部车场70123441回风平巷700133441运输平巷700143431回风平巷700153431运输平巷70016总和5350方案二：采区两下山沿4煤层布置。（见图：采区方案比较《方案二》）此方案布置一对下山，分别为轨道下山和行人回风下山，其中轨道下山斜长为510m，回风下山为500m。两下山均布置在4煤煤层中，同一层位上相隔20m，倾角均为20°，与付三煤的法相距离即付三煤与四煤的层间距，约6m。绞车房安装JT1600/1000单滚筒绞车,绞车单钩串车提升。轨道下山作为进风、提矸、运送材料之用；行人回风下山作为行人、回风之用，兼用安装管路、线缆。在采区上部，轨道下山通过甩车道与上部车场相连。该方案投产井巷工程量为5370m。方案二工程量计算表序号项目名称工程量（m）1水平运输大巷10002采区石门1003上部车场904行人斜巷605绞车房306变电所307采区回风石门808轨道下山5109行人回风下山51010斜巷、绕道8011中部车场80123441回风平巷700133441运输平巷700143431回风平巷700153431运输平巷70016总和5370方案优缺点比较优点缺点方案一1、一对下山沿煤层底板岩石中布置，利于支护，维护费用较低。2、采区中部车场设计较简单。1、下山沿煤层底板布置，岩巷工程量大，掘进速度慢。2、中部车场为甩入石门式，岩石巷道掘进量稍大。方案二1、一对下山沿煤层中布置可以充分获取地质资料。2、岩巷工程量少，两下山掘进速度快。掘进费用较少。1、下山沿煤层布置坡度变化不一，随着掘进的深入围岩性质有一定的变化，需要变换支护形式。2、中部车场为顶板绕道式，需留设较大的煤柱，不能夸下山开采，。3、煤巷维护难，费用高。考虑采区的服务年限达11.2年，巷道的维护时间比较长，所以以维护费用为主导，从经济效益出发选择方案一作为34采区的开采方案。第三节、区段划分一、区段参数的确定该采区属于缓倾斜、中等构造煤层。采用走向长壁式采煤方法，所以区段斜长即为工作面的长度。采区主体部分为-375m水平至-200m水平，垂高为175m。平均倾斜长度510m。划分为5个区段，区段平均长度为100m,区段平均垂高约为35m。区段区段标高区段垂高煤层倾角区段斜长工作面斜长1-200至-2303020°90872-230至-2603019°95923-260至-2903018°100974-290至-3304022°1091065-330至-3754523°109106二、工作面允许的最大长度验算1、工作面运输机的最大长度：结合北平硐煤矿目前的机械化发展水平，34采区采用单体液压支柱支护爆破落煤的采煤工艺，工作面采用SGW-40型可弯曲刮板输送机运输，其铺设长度可满足回采工作面的设计长度。2、根据回采工作面通风条件验算工作面长度：L=(60×v×B×M付三×C)/(q×l×p付三×n)L—工作面长度（m）；v—工作面允许的最大风速（m/s）；B—工作面最小控顶距3.8（m）；M付三—采高1.10（m）；M四—采高1.16（m）；C—风流系数，一般为0.9—0.95，取0.9；q—昼夜产煤一吨所需的风量（1.2m3/l—循环进度，（m）；p付三—付三煤单位面积出煤量1.48（t/m2）p四—四煤单位面积出煤量1.5（t/m2）n—昼夜循环个数；1L付三=(60×v×B×M付三×C)/(q×l×p付三×n)=（60×4×3.8×1.10×0.9）/(1.2×1.2×1.48×1)=423L四=(60×v×B×M付三×C)/(q×l×p付三×n)=（60×4×3.8×1.16×0.9）/(1.2×1.2×1.5×1)=440以上两工作面经通风条件验算后，都能满足要求。经工作面允许最大长度验算后，采区内两工作面的设计长度都能满足需要，可实行。第四节、开采顺序一、煤层开采顺序采区内采用自上而下的下行开采顺序，工作面沿走向采用后退式开采。二、错动距离付三煤与四煤的层间距约为6m。按下列公式参考计算：L≥M/tanδ+b+（20—25）M—上下煤层层间距；δ—岩层沿走向移动角（坚硬岩石取60°至75°，松软岩石取45°至55°）；b—上煤层工作面最大控顶距。L≥6/tan55°+1.2+25=30.4m根据现场实际情况和生产情况分析，确定上下煤层的错动距离为50m。第五章、回采工艺与技术管理第一节、回采工艺一、落煤根据煤层赋存条件和煤厚等条件的约束，决定采用爆破落煤方式。爆破材料消耗表炮眼深度每循环炮眼数量每孔装药量循环消耗量循环产量万吨消耗雷管炸药雷管炸药m个g个kgt个kg顶腰底顶腰底合计顶腰底10015184.8(付三煤)194.8（四煤）540081001.2001000100015005100765二、装煤与运煤工作面铺设刮板输送机，爆破落煤后将煤运送至运输平巷后由运输平巷中的刮板输送机再将煤运送至区段石门，通过煤斗口将煤卸至矿车中，再由绞车牵引矿车至上部车场，经过采区石门运送至-200m水平运输大巷。三、工作面支护工作面采用单体液压支柱及铰接顶梁进行支护，布置方式采用正悬臂齐梁直线柱。支柱排距为1.2m，支柱柱距为0.8m。最小控顶距时有3排支柱，约3.6m左右，最大控顶距时有4排支柱，约4.8m左右。推进一排柱放一次顶，即“见四回一”控顶。工作面备用材料，为确保生产的持续进行和正常工作循环，单体液压支柱与顶梁的备用量为使用量的20%。另需要备用一定量的木材和荆笆。坑木的回收率应该在90%以上，复用率达到50%。金属支柱丢失率≤5‰，金属顶梁≤10‰。工作面上下安全出口要架设木垛，上下区段平巷要超前20-30m提前加强支护和安排维修。四、采空区处理采用全部垮落发处理采空区。第二节、回采工作面技术管理一、组织管理循环方式。循环方式是循环进度和昼夜循环此次数的组合。结合矿井实际情况和34采区生产水平，确定工作面的循环方式为两采一准。二、回采工作面布置图三、回采工作面技术措施1、采区内所有采掘工作面和采区回风巷必须按规定安装监控设备，监控分站原则上安装在采区变电所内。2、采煤工作面，必须在工作面设置甲烷传感器。3、采煤工作面采用串联通风时，被串工作面的进风巷必须设置甲烷传感器。4、采煤机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警器。5、煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面，必须在工作面及其回风流中设置甲烷传感器。6、掘进工作面采用串联通风时，必须在被串联掘进工作面的局部通风机旁设甲烷传感器。7、在回风流中的机电设备硐室进风侧必须设置甲烷传感器。8、采区回风巷的测风站应设置风速传感器。9、局部通风机应设置设备开停传感器，主要风门应设置风门开关传感器，被控设备开关的负荷侧应设置馈电状态传感器。主要水泵房应设置水泵开停传感器和水仓的水位传感器。10、煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。防爆型煤矿安全监测设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。11、安全监控设备必须具备故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常稳定运行后，自动解锁。当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪和甲烷闭锁装置的全部功能。12、安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，须报告公司调度室，并制定安全措施后方可进行。13、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对2种设备调校完毕。甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围必须符合规程规定。四、其他安全技术措施1、严禁五种人下井。即请假准备回家的人或刚从老家回来的人，没有经过专业技术培训的人，身体有病的人，情绪不正常的人，酗酒的人。2、严格执行“四不生产”。即工作地点不安全不生产，事故隐患不排除不生产，整改措施不落实不生产，工程质量部达标不生产。第三节、回采工作面技术经济指标序号指标名称单位指标数量备注1工作面平均倾斜长度米100（付三煤）100（四煤）2工作面平均走向长度米600（付三煤）100（四煤）3工作面平均采高米1.1（付三煤）1.16（四煤）4煤层平均倾角度20（付三煤）20（四煤）5日循环数个16循环产量吨143.4（付三煤）194.8（四煤）7循环进度米1.28日产量吨143.4（付三煤）194.8（四煤）9月生产日数天2510月产量吨3585（付三煤）4870（四煤）11地质储量万吨10.4（付三煤）10.5（四煤）12可采储量万吨8.32（付三煤）8.4（四煤）13循环率%80%第六章、采区生产系统第一节、采区运输系统一、采区运输系统煤的运输：工作面→区段运输平巷→中部车场→轨道下山→上部车场→采区石门→-200m水平运输大巷。矸石的运输：区段运输平巷→中部车场→轨道下山→上部车场→采区石门→-200m水平运输大巷。材料、设备的运输：-200m水平运输大巷→采区石门→上部车场→轨道下山→中部车场→区段回风平巷→工作面。行人：-200m水平运输大巷→采区石门→上部车场→轨道下山→中部车场→区段运输平巷→工作面。二、运输方式1、轨道下山：采用绞车提升。2、区段运输平巷：采用刮板输送机运输。3、区段回风平巷：采用矿车配蓄电池机车牵引运送材料。4、回采工作面：采用刮板输送机运输。第二节、采区排水系统根据32采区的涌水情况，预计34采区涌水量。Q=q/F×Sq—为32采区涌水量；F—为32采区采空面积之和58.3万平方米；S—为34采区预计采空面积80万平方米。预计34采区涌水量：Qmax=qmax/F×S=73.4/58.3×80=100.7mQ=q/F×S=43.1/58.3×80=59.1m则，预计34采区最大涌水量为100.7m3/h，正常涌水量为59.1m3/h。34采区采用集中排水系统，采掘工作面的涌水靠自重经水沟流入采区水仓，然后由水泵房的排水设备集中将水仓的水经回风下山排至-200m水平大巷水沟，流经-200中央泵房水仓，再由排水设备经副井排至地面宝源河。主排水设备、水泵必须有工作、备用和检修水泵，其中工作水泵的能力，应能在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量（包括填充水及其它用水）备用水泵的能力不能小于工作水泵能力的70%，应能与工作泵一起在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量，检修水泵的能力应不小于工作水泵的25%。按《规程》规定计算水泵的排水能力正常涌水时期：QB≥1.2qZ=1.2×59.1=70.92(m3/h)最大涌水时期：QBmax=1.2qmax=1.2×100.7=120.84(m3/h)qZ—矿井正常涌水量，已知qZ=59.1(m3/h)；qmax—矿井最大涌水量，已知qmax=100.7(m3/h)；1.2—《煤矿安全规程》规定的排水设备能力系数。第三节、采区通风一、采区通风系统进风：-200m水平运输大巷→采区石门→轨道下山→区段运输平巷→工作面。回风：工作面→区段回风平巷→回风下山→采区回风石门。二、风量计算采区风量按照采煤、掘进、硐室和其他巷道用风地点的总和计算。各地点的实际需要风量，必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气等其他有害气体的浓度降低至规定上限之下，风速、温度及每人的供风量也必须符合《煤矿安全规程》中的有关规定。（一）采煤实际需要风量Q采Q采=ΣQi+ΣQ备各个采煤工作面所需要的风量按照瓦斯、二氧化碳浓度，工作面温度，同时工作最多人数，炸药消耗量的规定要求分别计算，取其中的最大值，经过风速验算，符合要求后作为采煤的实际需要风量。1、按瓦斯、二氧化碳浓度计算Qi=100QkQi—某采煤工作面所需要的风量（m³/min）；Q—采煤工作面绝对瓦斯涌出量（m³/min）；k—采煤工作面通风系数（一般取1.4—2.0）。则：Qi=100Qk=100×1.2×1.8=216m³/min2、按采煤工作面温度计算Qi=60·V·SQi—某采煤工作面所需要的风量（m³/min）；V—采煤工作面风速（m/s）；S—采煤工作面平均断面积（㎡）。则：Qi=60·V·S=60×1×（5+3.8）÷2×1.1=268.8m³/min3、按采煤工作面同时最多工作人数计算Qi=4NQi—某采煤工作面所需要的风量（m³/min）；N—采煤工作面同时工作最多人数。则：Qi=4N=4×30=120m³/min4、按炸药消耗量计算Qi=25AQi—某采煤工作面所需要的风量（m³/min）；25—使用1kg炸药的供风量；A—采煤工作面一次爆破最大炸药量（kg）。则：Qi=25A=25×3=75m³/min5、按风速进行验算按最低风速：Qi≥60·0.25·S（m³/min）按最大风速：Qi≤60·4·S（m³/min）Qi≥60·0.25·S=60×0.25×（5+3.8）÷2×1.1=82.5m³Qi≤60·4·S=60×4×（5+3.8）÷2×1.1=1320根据上述各种计算结果，确定一个工作中的采煤工作面的需风量为268.8m³/min。则备用采煤工作面的需风量为134.4m³/min。则：Q采=ΣQi+ΣQ备=2×268.8+2×134.4=806.4m³/min。（二）掘进实际风量掘进风量按各个掘进头实际需要风量的综合进行计算。、Q掘=ΣQj（m³/min）Qj—某掘进工作面需要风量（m³/min）各个掘进工作面实际所需风量应按瓦斯与二氧化碳浓度，炸药用量，局扇实际吸风量，同时最多工作人数分别计算其所需风量，然后取其中的最大值，最后通过风速验算确定最终实际风量。1、按瓦斯、二氧化碳浓度计算Qj=100QkQj—某掘进工作面所需要的风量（m³/min）；Q—掘进工作面绝对瓦斯涌出量（m³/min）；k—掘进工作面通风系数（一般取1.4—2.0）。则：Qj=100Qk=100×0.48×1.6=76.8m³/min2、按炸药消耗量计算Qj=25AQj—某掘进工作面所需要的风量（m³/min）；25—使用1kg炸药的供风量；A—掘进工作面一次爆破最大炸药量（kg）。则：Qj=25A=25×9.8=245m³/min3、按局部通风机吸风量计算Qj=Q通IK通Qj—某掘进工作面所需要的风量（m³/min）；Q通—掘进工作面局部通风机定额风量（m³/min）；I—掘进工作面同时运转的通风机台数；K通—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2—1.3。则：Qj=Q通IK通=200×1×1.3=260m³/min4、按工作人员数量计算Qj=4NQj—某掘进工作面所需要的风量（m³/min）；N—掘进工作面同时工作最多人数。则：Qj=4N=4×20=80m³/min5、按风速进行验算半煤岩巷的掘进工作面风量应满足：60×0.25×S掘≤Qj≤60×4×S掘Qj—某掘进工作面所需要的风量（m³/min）；S掘—掘进工作面巷道过风断面积（㎡）。则：60×0.25×S掘≤Qj≤60×4×S掘60×0.25×4.4≤Qj≤60×4×4.466≤Qj≤1056根据上述各种计算结果，确定一个掘进工作面的需风量为260m³/min。则：Q掘=ΣQj=4×Qj=4×260=1040m³/min（三）硐室实际需要风量采区硐室主要是绞车房、变电所、水泵房。每个硐室需风量按60—80m³/min计算。采区内设有一个绞车房，一个水泵房，一个变电所。则：Q硐=70+70+70=210（m³/min）（四）其它地方需要通行，有必要保证正常的新鲜空气和一定的风速。因此，必须提供必要的风量。由于其它用风巷道的总需风量难以计算，可以按照采煤、掘进、硐室的需风量总和的3%—5%估算。则：Q其它=（Q采+Q掘+Q硐）×3%=（806.4+1040+210）×3%=61.7m³/min（五）采区总进风量Q进=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）·k漏k漏—采区漏风系数（一般取1.2—1.25）。则：Q进=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）·k漏=（806.4+1040+210+61.7）×1.2=2541.72m³/min。第四节、采区供电一、采区变电所位置采区变电所是向采区供电的枢纽，根据34采区内的实际情况和各设备用电需求的要求，在采区内设置一个变电所，安设在两条下山之间的中部。第七章、采区车场与硐室第一节、采区车场采区上部车场。由于-200m水平大巷距离采区下山较远，所以先掘采区石门后，再掘平巷与轨道下山相联接。根据34采区下山布置以及大巷位置的实际情况，确定其上部车场的采用逆向甩如平巷式。一、斜面线路1、道岔选择及角度计算、采区轨道下山作为采区的主提升，两组道岔选择均为DK618-6-25。撤岔角α1=α2=9°31′38″，a1=a2=4287mm，b1=b2=4713mm，L1=L2=9000mm。斜面上采用二次回转，所以，总回转角δ=α1+α2=19°03′①一次回转角α1的水平投影角：α1′===10°07′35″。②二次转角δ的水平投影角：δ′===20°10′53″。③一次伪斜角：′===19°42′45″。④二次伪斜角：″===18°51′41″。2、斜面线路连接参数。斜面线路上计划不采用人行道，线路中心距S=1600mm。斜面联接点曲线半径R=12000mm。m===9666mm。T1===1000mn1===10463mmL===10533mm二、竖曲线的相关计算1、竖曲线参数计算取高道的平均坡度iG=11‰，rG=arctaniG=37′49″取低道的平均坡度iD=0，rD=arctaniD=0取高道的竖曲线半径RG=15000mm取低道的竖曲线半径RD=15000mm①高道竖曲线各参数βG=β″-rG=18°51′41″-37″49′=18°13′52″hG=RG（cosrG-cosβ″）=15000×（cos37″49′-cos18°51′41″）=805mmlG=RG（sinβ″-cosrG）=15000×（sin18°51′41″-sin37″49′）=4684mmTG===2491mmKPG=4773mm②低道竖曲线各参数βD=β″+rD=18°51′41″+0=18°51′41″hD=RD（cosrD-cosβ″）=15000×（cos0-cos18°51′41″）=806lD=RD（sinβ″+cosrD）=15000×（sin18°51′41″+sin0）=4TD===2491mmKPD=49382、存车线长度，按照4钩车长度考虑，其中为空车时，每钩车提1吨矿车8辆，设：LHG=LHD=4×8×2.2=70.4m所以低道的存车线长度不可小于70.4m。如低道满足要求，则高道亦满足要求。高低道最大高低差：H=LHGiG+LHDiD=70400×11‰+70400×0=774mm。3、竖曲线的相对位置计算L1===2439mmL2=L1cosβ″+lD-lG=2439×cos18°51′41″+4849-4684=2443mm。三、高低道存车线长度计算按照4钩车长度考虑，其中为空车时，每钩车提1吨矿车8辆，如低道满足要求，则高道亦满足要求。1、高道存车线长度：LHG=4×8×2.2=70.4m2、低道存车线长度：LHD=4×8×2.2=70.4m四、平面线路的相关计算根据34采区的年设计生产能力，确定选用1、平面曲线半径RG=12000mmRD=12000+S=12000+1600=13600mm2、平面线路进入弯道前缓和段长度LG=2000mmLD=2000mm3、平面线路圆弧段长度KPG=4226mmKPD=4790mm4、平面线路过弯后直线段LG′=LHG-LG-KPG=70400-2000-4226=64174LD′=LHD-LD-KPD=70400-2000-4790=636105、调车场的相关计算①道岔选择：单开道岔选用DK618-6-25,撤岔角α3=9°31′38″，a3=4287mm，b3=4713mm，L3=9000mm。渡线道岔选用DX618-4-1216,α4=14°15′，a4=3472mm，b4=3328mm，L4=13244mm。②调车场的长度计算按16辆矿车长度计算：16×2200=35200mm采区中部车场。采区内付三煤与四煤的层间距平均约为6m，确定采用甩入石门式中部车场。采区下部车场。根据下山布置情况，确定采用顶绕式下部车场。第二节、采区硐室一、采区变电所采区变电所是采区供电的枢纽，采区内付三煤与四煤都是采用爆破采煤，为了保证采区供电正常，将采区变电所设置在采区上部。二、采区绞车房采区绞车房位置选择应在围岩稳定，岩体完整和不含水的底层内，绞车房与变电所共位于采区上部，与轨道下山、采区回风石门形成通风系统。34采区上部车场绞车房平面图第八章、安全技术措施第一节、瓦斯防治一、防爆措施1、严禁下井人员带打火机、香烟等物品入井，严禁井下抽烟。2、凡废弃的井巷或老塘必须及时封闭。3、停产恢复的采掘面必须先检查瓦斯，瓦斯浓度在1%以下时人员方可入内。4、盲洞必须及时打上栏杆严禁入内，严禁在无风区内作业。5、掘进工作面应时时处于供风状态，不得随意停开局扇。6、建立健全“一通三防”制度，设置好避灾线路。7、加强放炮和通风管理，杜绝不合理的串联风，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。二、防止瓦斯积聚措施1、完善通风系统，供足每一地点所需风量。2、采掘工作面都应采用独立通风。3、采空区及废巷道及时封闭。4、所有的通风构筑物严格按质量标准筑好，维护好。5、及时安全地处理积聚瓦斯，不能留任何隐患，其主要处理方法是：①、加大瓦斯积聚点的风速和风量，强制冲淡瓦斯至允许浓度后排到回风流中。②、按照审报批准的措施排放瓦斯。③、临时停工地点不得停风。④、停工区域瓦斯浓度达到3%，不能立即处理时，必须予以封闭。⑤、停风区域必须切断电源。⑥、恢复通风排瓦斯和送电时要有安全措施。6、分源治理瓦斯，针对瓦斯来源的特征，采取相应的治理措施。三、防止瓦斯引燃措施1、严禁携带烟火下井。2、矿灯应完好，不得拆开敲打。3、采掘工作面都必须使用煤矿安全炸药和瞬发电雷管，严禁放糊炮。4、井下机电设备必须为防爆型设备，并且必须有过电流和漏电保护坚持使用煤电钻综合保护和风电闭锁装置。第二节、水害防治1、水泵开起固定专人负责，要求每班将水打干。2、固定专人维修水泵和管路，确保排水的正常进行。3、定期对水仓淤泥进行清理，保证水仓有足够的贮水容积。4、三都平野大断层的防水隔离煤柱不得小于70m，以防茅口灰岩岩溶水涌入井下。5、各采、掘工作面在接近其它断层或钻孔时，应坚持有疑必探、先探后掘的原则，以防止突然穿水造成危害。6、遇到降达到暴雨时，应该及时观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告。7、采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采区措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。第三节、粉尘防治措施1、通风排尘稀释空气中的粉尘浓度，防止落尘二次飞扬，必须合理风量计算和分配，达到采掘工作面合适风速的要求，并规定采掘工作面风速不得大于4m/s。起到通风稀释粉尘浓度的真正效果。2、坚持湿式凿岩，以湿润冲洗和排出产生的矿尘。3、煤层中要求湿式钻眼，使用具有良好密封性能的湿式电煤钻钻眼，控制采掘工作面的煤尘浓度。4、建立完好的消尘洒水系统，经常冲洗岩帮，清扫附着在巷帮的粉尘，人工装煤矸过程中，要不断向煤矸堆洒水消尘，控制粉尘的飞扬。5、搞好个体防护，要求下井人员佩戴好口罩。6、采掘工作