紅巖煤礦10煤一采區(qū)設計說明書

1、紅巖煤礦10#煤一采區(qū)設計說明書編 制 人:審 核 人:負 責 人:日 期:前 言紅巖煤礦10#煤一采區(qū)是紅巖煤礦7#煤采區(qū)的接續(xù)區(qū)，采區(qū)工程量7100m（三條大巷和首采面巷道），目前正在準備7#煤首采工作面，預計2014年四月開始回采。為保證采區(qū)正常接續(xù)，現(xiàn)提前編制10#煤一采區(qū)設計，該采區(qū)可采儲量1750.8kt，按年產(chǎn)450kt計算，服務年限2.8年。目 錄第一章 采區(qū)概況及地質(zhì)特征1第一節(jié) 概 況1第二節(jié) 地質(zhì)特征1第三節(jié) 水文地質(zhì)3第四節(jié) 儲量計算8第二章 井下開采12第一節(jié) 采區(qū)布置12第二節(jié) 采煤方法及采煤工藝13第三章 主要生產(chǎn)系統(tǒng)及設備能力計算23第一節(jié)主要生產(chǎn)系統(tǒng)23第二節(jié)

2、采區(qū)通風24第三節(jié) 提升運輸設備選擇與能力計算32第四章 采區(qū)主要技術經(jīng)濟指標35第五章 特殊安全技術措施36第一節(jié) 預防瓦斯和煤塵爆炸的措施36第二節(jié) 預防井下火災的措施40第三節(jié) 粉塵的綜合防治措施42第四節(jié) 預防井下水災的措施43第五節(jié) 工作面頂板管理措施4445第一章 采區(qū)概況及地質(zhì)特征第一節(jié) 概 況紅巖煤礦10#煤一采區(qū)位于礦井南翼，西部至井田邊界，采區(qū)西南部地面有溝西村，南部為原永紅煤礦采空區(qū)，現(xiàn)已關閉，東南部地面有莊立村，采區(qū)中北部有10煤破壞區(qū)，采區(qū)東部至井田邊界。10煤厚度0-0.5/3.7m,平均1.86m?？刹蓛α?75.1wt。采區(qū)內(nèi)共施工地質(zhì)鉆孔5個，分別為： kz1

3、孔、kz2孔、kz4孔、kz5孔、kz8孔第二節(jié) 地質(zhì)特征 一、煤系地層10#煤層位于太原組下部，上距7#煤層25.1529.30m，平均27.36m。煤層厚度0.503.70m，平均1.86m，結構中等，含03層夾矸。頂板巖性多為泥巖，少數(shù)為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖；底板多為泥巖、少數(shù)為粉砂巖、細砂巖。10#煤層為井田內(nèi)穩(wěn)定發(fā)育的大部可采煤層。井田內(nèi)北東部存在10#煤層露頭線。參與整合的原紅巖煤礦及已關閉的寨頭村辦煤礦、永紅煤礦均開采10#煤層。井田北東部、中部及南部10#煤層已有不同程度采空。二、煤質(zhì) 10#煤層：物理性質(zhì):煤層均表現(xiàn)為黑色，條痕為棕黑色，瀝青玻璃油脂光澤，硬度一般為23，有一定韌

4、性，內(nèi)生裂隙發(fā)育，斷口多參差狀、貝殼狀，性脆易碎。宏觀煤巖組分以亮煤、鏡煤為主，少量暗煤、絲炭。宏觀煤巖類型以半光亮型、光亮型煤為主，部分半暗型煤，暗淡型煤少見10煤工業(yè)指標 ad(%)vdaf(%)mad(%)st.d(%)qgr.d(mj/kg)gr.i14.2527.680.301.8729.7070三、煤層頂?shù)装屙敯鍘r性多為泥巖，少數(shù)為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖；底板多為泥巖、少數(shù)為粉砂巖、細砂巖。四、采區(qū)地質(zhì)構造采區(qū)內(nèi)構造總體呈現(xiàn)舒緩的波狀起伏，采區(qū)南部發(fā)育一次生小背斜及一次生小向斜，南部發(fā)育有2個陷落柱。地層走向多為北西南東向，地層傾角較小，36左右。次生背斜：位于井田南東部，軸跡走向北西南

5、東，軸跡井田內(nèi)長約1650，影響寬度約600m。兩翼對稱，傾角34。次生向斜，位于井田南西部，軸跡走向北西南東，軸跡井田內(nèi)長約1400m，影響寬度約650m。兩翼產(chǎn)狀相近，傾角34。根據(jù)原永紅煤礦井下揭露，井田南部發(fā)育2個陷落柱（x1、x2）。陷落柱平面形態(tài)呈橢圓形，x1長軸約105m，短軸約65m；x2長軸約108m，短軸約80m。綜上所述，采區(qū)內(nèi)構造復雜程度為簡單。采區(qū)內(nèi)無巖漿巖侵入。綜合柱狀圖第三節(jié) 水文地質(zhì)水文地質(zhì)條件：（一）主要含水層和隔水層1）含水層井田地勢總體為中部高而西周低，最高點位于井田北中部山梁上，海拔1065.1m，最低點位于井田西南部，海拔806m，最大相對高差為259

6、.1m。井田內(nèi)無常年性河流，僅有季節(jié)性河谷，雨季在溝谷中有短暫山洪流過，分別向北東匯入小河，南西匯入段純河。井田含水層自下而上有奧陶系中統(tǒng)石灰?guī)r巖溶裂隙含水層、石炭系上統(tǒng)太原組碎屑巖類夾石灰?guī)r巖溶裂隙含水層、二疊系下統(tǒng)山西組砂巖裂隙含水層、下石盒子組砂巖裂隙含水層組及風化裂隙含水層、第四系孔隙含水層。2）隔水層井田內(nèi)的隔水層主要為本溪組粘土巖隔水層及各含水層間的泥巖、砂質(zhì)泥巖隔水層。井田內(nèi)各含水層之間的泥巖、砂質(zhì)泥巖、粘土巖等成為各含水層間的主要隔水層，但由于采空塌陷的影響而產(chǎn)生垂直裂隙，成為各含水層間的水力聯(lián)系通道。含煤地層底部的本溪組厚約16.24m，巖性由鋁土質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖、粘土巖組成

7、，巖性致密、細膩，隔水性能好，為井田內(nèi)含煤地層與奧灰水間良好的隔水層。3）地下水的補給、逕流、排泄條件巖溶地下水井田屬巖溶水徑流區(qū)，奧陶系巖溶水自西北向東南從井田流過，向郭莊泉排泄。碎屑巖類裂隙水裂隙水的補給主要是基巖裸露區(qū)接受大氣降水的補給，與地表水接觸地帶，可接受其側向補給，另外還可接受上覆松散層含水層的下滲補給，該地下水接受補給后一般沿巖層傾斜方向運動，在地層切割深處往往以泉的形式排出地表，另外人工開采和礦坑排水也是其排泄方式。松散巖類孔隙水其主要補給來源是大氣降水，接受補給后，一般沿溝谷向下游運動，流向與地表水基本一致，其排泄方式除蒸發(fā)排泄外，主要是人工開采或補給下伏基巖裂隙含水層，局

8、部以泉的形式排泄出地表。（二）礦井充水因素分析及水害防治措施1）地表水對開采的影響井田內(nèi)無常年性河流，僅有季節(jié)性河谷，雨季在溝谷中有短暫山洪流過，對開采影響較小。2）煤系含水層井田內(nèi)可采煤層為7、10、11號煤層。本采區(qū)10#煤層充水含水層為砂巖裂隙含水層及k2灰?guī)r巖溶裂隙含水層。根據(jù)補勘資料，太原組巖溶裂隙含水層富水性較弱。3）本采區(qū)及周邊礦井采空區(qū)分布范圍及積水、積氣情況采區(qū)內(nèi)10#煤層存在采空區(qū)4處，分別為位于井田中部原紅巖煤礦破壞區(qū)1處，面積約47118m2；位于井田南部原永紅煤礦采空區(qū)2處，采空面積約111820m2。井田南部界外存在原永紅煤礦采空區(qū)1處，采空面積14438m2。原永

9、紅煤礦已關閉。井田南部存在永紅煤礦開采11號煤層形成的采空破壞區(qū)1處，位于zk2號鉆孔周圍，采空破壞區(qū)面積約65765m2。10#煤層厚度為0.503.70m。按煤層厚度3.70m進行計算，開采10#煤層導水裂隙帶平均高度為30m。求得開采10#煤層導水裂隙帶高度為48m。而10#煤層上距7#煤層25.1529.30m。所以今后煤礦開采10#煤層將會溝通7#煤層采空區(qū)積水。開采煤層時一定要沿采空影響區(qū)留足防隔水煤柱，穿越古空或采空區(qū)時一定要先做探放水（氣）工作，嚴防事故的發(fā)生。嚴格遵守“預測預報，有掘必探，有采必探，先探后掘，先探后采”方針，以免造成透水及瓦斯積聚，釀成事故危險。4）構造對開采

10、煤層的影響采區(qū)內(nèi)發(fā)育一主向斜及一次生背斜、向斜。向斜槽部有利于地下水匯集。今后在生產(chǎn)過程中應重視對隱伏斷層以及其它構造形跡的發(fā)現(xiàn)與研究。以防斷層導水造成淹礦事故。5）奧灰水對開采煤層影響井田內(nèi)奧灰水標高在539544m之間，而可采煤層賦存標高在760910m之間。各煤層不存在帶壓開采問題。6）水害防治措施地表水的防治措施a挖建防洪排水渠溝，工業(yè)廣場要挖建排水渠道攔截地表水以及淺層地下水，以防雨季洪水涌入礦井造成水害，對防洪排水渠道，每年雨季前要進行清淤工作，以防堵塞。b做好防水堵漏工作，井田東部煤層埋藏淺，煤層開采后導水裂隙帶將會溝通地表，會造成地裂縫及地面塌陷。開采過程中對發(fā)現(xiàn)的地面裂縫要采

11、用粘土或水泥等進行及時回填堵漏。井下水的防治措施a做好探放水工作。采掘前要做好超前探放水工作，以查明采掘工作面、側幫或頂?shù)装逅椋@是確保安全生產(chǎn)的一項重要防水措施。采掘前一定要堅持“預測預報，有掘必探，有采必探，先探后掘，先探后采”的原則。進一步查明井田采空區(qū)積水情況，接近采古空區(qū)時做好應急措施。b留設防水煤柱，防水煤柱留設在充分考慮“安全可靠與資源充分利用，開采方法和構造與巖性的關系，開拓、采掘布局與煤柱的協(xié)調(diào)關系”的同時，在不宜采取疏放措施的突水區(qū)域，設置防水煤柱。沿采空區(qū)應留設防隔水煤柱；在接近斷層、陷落柱時應留設防隔水煤柱。c合理設計開采布局，采用正確的開采方法。煤層開采順序和井巷布

12、置應首先考慮水文地質(zhì)條件。井筒及井底車場都應布置在地層完整而且不易透水部位。應監(jiān)控向斜槽部涌水量的變化情況。d隨時檢查、維修煤礦使用、備用的探放水設備，以充分應對突發(fā)水害。e加強安全教育，經(jīng)常進行安全知識培訓，牢固掌握井下放探水知識技能，將水害事故消滅在萌芽狀態(tài)。7）礦床水文地質(zhì)類型采區(qū)內(nèi)含水層為受采掘破壞或影響的孔隙、裂隙、巖溶含水層，直接充水含水層單位涌水量小，有一定的補給水源，補給條件一般；礦井內(nèi)采（古）空區(qū)存在積水，位置、范圍、積水量清楚；礦井涌水量較??；防水治水工作易于進行。綜上所述，礦井水文地質(zhì)類型為中等。8）礦井涌水量預算預計礦井、水平和采區(qū)的涌水量，對合理選擇開拓方案、采煤方法

13、，制定排水疏干措施，確定排水設備意義重大。根據(jù)原碾則焉煤礦開采10號煤層年產(chǎn)量為60kt時正常涌水量20m3/d，最大涌水量30 m3/d?，F(xiàn)用水文地質(zhì)比擬法預算本礦井開采太原組10號煤層生產(chǎn)能力達450kt/a時的礦井涌水量（按每年生產(chǎn)時間330天計）。計算公式： q=ksp式中：q-礦井涌水量（m3/d）ks-富水系數(shù)（m3/t）p-設計生產(chǎn)能力（t/d）計算結果見表235，煤礦開采太原組10號煤層生產(chǎn)能力達450kt/a時的礦井正常涌水量為150 m3/d，最大涌水量為225 m3/d。表235 礦井涌水量計算表 開采煤層涌水量類型設計生產(chǎn)能力（t/d）富水系數(shù)（m3/t）礦井涌水量（m

14、3/d）10正常涌水量13630.110150最大涌水量13630.165225第四節(jié) 儲量計算一、井田勘探程度及開采條件評價1.對勘探類型和勘探基本網(wǎng)度的評價根據(jù)地質(zhì)報告提供，本采區(qū)共施工鉆孔5個，結合以往鉆孔資料及現(xiàn)生產(chǎn)礦井巷道揭露，井田內(nèi)采區(qū)達到勘探程度，可作為采區(qū)設計的地質(zhì)依據(jù)。采區(qū)構造簡單， 10#煤層為穩(wěn)定可采煤層，以不大于1000m工程見煤點連線和實際連線之外1/2的全部范圍劃定探明的經(jīng)濟基礎儲量（111b），斷層兩側及陷落柱外側均留50m、風氧化帶內(nèi)推50m為推斷的資源量（333）。2.對地質(zhì)資料的評價、存在的問題及應補充勘探的建議（1）本采區(qū)10#煤層具有爆炸危險性，煤的自燃

15、傾向性為10#為容易自燃煤層，生產(chǎn)過程中要做好防火防塵工作。（2）本采區(qū)及周邊礦井采空區(qū)積水是一大隱患，建議在臨近采空區(qū)開采時，應進行探測和疏排；（3）建議對采區(qū)內(nèi)煤層瓦斯含量、涌出量做進一步預測鑒定。（4）本采區(qū)不存在帶壓開采問題，但采區(qū)南部陷落柱比較發(fā)育，需加強對陷落柱及隱伏構造的探測工作； （5）注意隱伏構造的存在，并進行詳細觀察陷落柱的導水性，并對陷落柱的導水能力進行定期檢查，且預留保安煤柱；對于揭露鉆孔，注意鉆孔封閉完好，并預留保安煤柱； （6）補充10#煤層導水裂隙帶高度的觀察資料。二、資源/儲量和可采儲量根據(jù)山西地寶能源有限公司2011年4月提交的山西靈石國泰紅巖煤業(yè)有限公司兼并

16、重組整合礦井地質(zhì)報告，按照煤、泥炭地質(zhì)勘查規(guī)范，國務院函(1998)5號關于酸雨控制區(qū)和二氧化碳污染控制區(qū)有關問題的批復及煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范等有關文件規(guī)定，礦井資源/儲量遵循下列原則計算：最低可采厚度：煉焦用煤 0.70m(傾角小于25) ； 最高灰分(ad): 40%；全硫分(st.d) ： 3%：根據(jù)山西靈石國泰紅巖煤業(yè)有限公司兼并重組整合礦井地質(zhì)報告： 10#煤層視密度分別為： 1.35t/m3。一采區(qū)內(nèi)10#煤層現(xiàn)保有資源/儲量（111b+122b+333）為3805kt，其中 111b為2450kt，122b為685kt，333為670kt。礦井保有能利用資源/儲量匯總見表312。

17、一采區(qū)工業(yè)儲量為111b+122b+333k3738kt，可信度系數(shù)k0.9?？鄢迩f、斷層、井田邊界及永久煤柱后，一采區(qū)設計儲量為3018kt?？鄢V井開采煤柱和開采損失后，一采區(qū)設計開采儲量為1750.8kt。礦井設計儲量匯總表見表313。礦井設計可采儲量匯總表見表314。表312 井田保有能利用資源/儲量計算匯總表 單位： kt 煤層號煤類資源儲量（kt）111b111b+122b111b122b333現(xiàn)保有其中蹬空區(qū)111b+122b+333111b+122b+33310jm2450685670380564.3%82.4%表313 礦井設計儲量計算表 單位： kt 煤層編號采區(qū)工業(yè)資源

18、/儲量111b+122b+3330.9永久煤柱損失設計儲量村莊煤層露頭斷層井田邊界采、蹬空區(qū)邊界陷落柱小計10137383701701807203018表314 礦井設計可采儲量計算表 單位： kt 煤層編號采區(qū)設計儲量開采煤柱損失開采損失設計可采儲量井筒大巷小計1013018168670838429.21750.8三、安全煤柱及各種煤柱的留設與計算1巷道煤柱式中：s1巷道保護煤柱的水平寬度，m；h巷道的最大垂深，m；m煤層厚度，m；f煤的強度系數(shù)， 10#煤層。rc煤的單向抗壓強度， 10#煤層均為10mpa 。10號煤層： 經(jīng)以上計算，設計10#煤層大巷巷道煤柱取30m。2斷層煤柱斷層煤柱

19、按下式計算：式中：p防水煤柱所承受的壓力， 10號煤層最大靜水壓力1.6mpa；l防隔水煤柱的寬度，m；k安全系數(shù)（一般取25）取5；m煤層厚度或采高， 3.70m（10號煤層）；kp煤的抗張強度，1.6mpa。經(jīng)計算， 10#斷層防水隔離煤柱l=16.02m，設計取l=20m。當?shù)V井報廢時，預計護巷煤柱可回收50%左右。第二章 井下開采第一節(jié) 采區(qū)布置一、采區(qū)巷道布置在集中軌道巷與總回風巷之間聯(lián)巷平巷段東西向布置10#煤一采區(qū)回風巷1057m（延11#煤底板），調(diào)向施工10#煤一采區(qū)首采面回風順槽(延10#煤)；延集中軌道巷布置10#煤一采區(qū)軌道大巷1080m（東西延11#煤底板），調(diào)向施工

20、10#煤一采區(qū)首采面中順槽；延集中運輸巷布置10#煤一采區(qū)運輸巷1048m（東西延11#煤底板），調(diào)向施工10#煤一采區(qū)首采面運輸順槽詳見采區(qū)巷道布置平面圖附后。二、移交生產(chǎn)時的工作面生產(chǎn)能力的計算1.移交生產(chǎn)及達到生產(chǎn)能力時，在一采區(qū)10#煤層布置1個高檔普采工作面，工作面長度為160m，采高平均1.86m。2.回采工作能力計算（1）工作面生產(chǎn)能力由下式計算q采1labmc106式中：l工作面長度，160m；a工作面日推進度，7.2m/d；b年工作日，330d/a；m工作面平均采高，1.86m；煤的容重，1.35t/m3；正規(guī)循環(huán)率，0.80；c工作面回采率，0.95。q采1607.2330

21、1.861.350.800.9510-3702 kt（2）礦井掘進出煤量按下式計算，kt式中：q掘掘進工作面平均生產(chǎn)能力，kt/a；r原煤視密度，1.35t/m3；sii巷道純煤面積，10#煤層掘進巷道為10m2；lii巷道滿足接替要求進尺，10#煤層為1732m。q掘173210721.35=16.8(kt);則礦井生產(chǎn)能力為:q礦q采總+q掘702+16.8718.8kt滿足礦井的設計生產(chǎn)能力要求。第二節(jié) 采煤方法及采煤工藝一、采煤方法設計10#煤層采用一次采全高的高檔普采采煤方法，頂板管理采用全部垮落法。二、采煤工藝和主要采煤設備的選擇1.采煤工藝采煤機采用端頭斜切進刀方式，雙向割煤。液

22、壓支架支護方式為及時支護。其工藝流程為：采煤機割煤、運煤、移架、推移刮板輸送機，采空區(qū)頂板自行垮落。采煤機采用兩端頭斜切進刀，進刀距離約30m。2.采煤工作面的主要設備的選擇（1）采煤機礦井年產(chǎn)450kt/a，年工作日330d，設計工作面日產(chǎn)量1364t/d左右。采煤機的選擇應與工作面生產(chǎn)能力相適應，可用采煤機的平均割煤速度作為基本參數(shù)計算，對于端頭斜切進刀，單向割煤，采煤機的平均落煤能力由下式計算：式中：qm采煤機落煤能力，t/ha回采工作面日產(chǎn)量，1364t/dl工作面長度，160mls刮板輸送機彎曲段長度，20mlm采煤機兩滾筒中心距，取10mk采煤機日開機率，根據(jù)經(jīng)驗取50%c工作面回

23、收率，95%td采煤機反向時間，取5minb采煤機滾筒截深，0.6mh工作面平均采高，1.86m煤的容重，1.35t/m3則：根據(jù)采煤機的平均落煤能力計算采煤機的平均割煤速度，公式如下：式中：vc采煤機的平均割煤速度，m/minqm采煤機落煤能力，t/hb采煤機滾筒截深，0.6mh工作面平均采高，1.86m煤的容重，1.35t/m3在采煤過程中，采煤機實際落煤量和割煤量速度是一個隨機值，因此，采煤機的最大割煤速度較平均割煤速度應有一定的富裕量。式中：vmax采煤機的最大割煤速度，m/minvc采煤機的平均割煤速度，m/mink采煤機不均衡系數(shù)，取1.15采煤機最大割煤能力：采煤機截割功率：式中

24、：n采煤機截割功率，kwvmax采煤機的最大割煤速度，m/minhw采煤機能耗指數(shù)，取0.8kwh/mk考慮采煤機功率系數(shù)，取0.9根據(jù)以上計算，并考慮煤層的硬度及夾矸情況，結合目前國內(nèi)高產(chǎn)高效采煤工作面設備配置，采煤機選用mg180/420-wd型采煤機，其主要技術參數(shù)見表4-2-1。表4-2-1 采煤機技術特征表設備性能數(shù)據(jù)設備性能參數(shù)采高范圍1.43.0m牽引速度07.5/10m/min截割深度0.6m滾筒轉數(shù)39.4r/min適應煤層傾角25機面高度1180mm電機功率420kw最小臥底量145mm滾筒直徑1400mm滅塵方式內(nèi)外噴霧最大牽引力360kn電壓1140v牽引方式齒輪銷軌機

25、重31t（2）可彎曲刮板輸送機工作面可彎曲刮板輸送機的選型應滿足三個方面的要求：工作面刮板輸送機能力要保證將采煤機采落的煤全部運出，并留有一定的富裕，刮板輸送機能力應不低于采煤機最大割煤能力。式中：qc刮板輸送機能力，t/h；kc采煤機與刮板輸送機同向運輸時修正系數(shù)，1.1；qm采煤機最大落煤能力，180t/h。 t/h刮板輸送機的外型尺寸和牽引方式與采煤機相匹配。刮板輸送機長度與工作面長度相一致，回采工作面的設計長度為160m。根據(jù)計算并綜合考慮煤層賦存情況，刮板輸送機選用sgz630/264型可彎曲輸送機，其主要技術特征見表4-2-2。表4-2-2 刮 板 輸 送 機 技 術 特 征 表型

26、號鋪設長度（m）輸送能力（t/h）刮板鏈速（m/s） 中部槽（mm）（長寬高）電機功率（kw）電壓等級（v）備注sgz630/2641604501.1315005902522132660/1140（3）順槽轉載機順槽轉載機的轉載能力要與工作面的生產(chǎn)能力相適應，并要求與工作面刮板輸送機和順槽可伸縮膠帶輸送機相配套，根據(jù)公式計算：式中：qz轉載機輸送能力，t/h；kz轉載機富裕系數(shù)，1.1；qc刮板輸送機能力，198t/h。為此轉載機選用szb630/90型刮板轉載機，其主要技術參數(shù)見表4-2-3。表4-2-3 轉 載 機 技 術 特 征 表型號出廠長度（m）輸送能力（t/h）鏈速（m/s）電機功

27、率（kw）電壓等級（v）備注szb630/90256001.0790660（4）順槽可伸縮帶式輸送機順槽帶式輸送機要與工作面推進長度相適應，小時運量應與工作面生產(chǎn)能力相匹配。10#煤層工作面運輸能力為q=198t/h，取輸送機帶速為2.0m/s，則：式中：b帶式輸送機寬度，m；q帶式輸送機的運輸能力，t/h；k貨載截面系數(shù)，取400；v帶式輸送機的運輸速度，2.0m/min；貨載散集容重，取0.9t/m3；c輸送機傾角系數(shù)，010時，c=1。根據(jù)計算順槽可伸縮帶式輸送機選用dsj800/275型帶式輸送機，其技術特征見表4-2-4。表4-2-4 可伸縮帶式輸送機技術特征表型號輸送能力（t/h）

28、輸送長度（m）帶速（m/s）帶寬（mm）機電功率（kw）電壓等級（v）備注dsj800/2752006002800275660/1140（5）工作面支護設備的選擇設計推薦10#煤層工作面采用高檔普采一次性采全高的采煤方法,頂板管理采用全部垮落法。高檔普采工作面支護設備重新選型。1）10#煤層高檔普采工作面支護的選擇:10#煤層厚度0.53.70m，平均1.86m，頂板為泥巖，老頂為石灰?guī)r，局部地段直接頂板即為石灰?guī)r，多為五類頂板，局部為一類。設計工作面采用單體液壓支柱配鉸接梁頂梁支護，全部垮落法管理頂板。根據(jù)生產(chǎn)經(jīng)驗和有關技術文件，頂板選用dz25-1.8100型單體液壓支柱配合djb-600

29、型鉸接梁支護，一梁三柱支護，采用“三、四”排管理頂板，最后一排在兩梁之間支設一根點柱，最大控頂距4.0m，最小控頂距3.4m，柱距、梁間距0.3、0.8m，支柱排距0.8m，移梁步距為1.6m。表4-2-5 dz25-1.8100單體液壓支柱主要技術參數(shù)序號名稱單位數(shù)量備注1支撐高度mm111018002伸縮行程mm6903額定工作阻力m3004初撐力kn1181575油缸直徑mm1006底座面積cm21097額定工作液壓mpa38.28泵站工作壓力mpa15-20體液壓支柱高度選擇 hmax=mmax -b+e =2200-140+100=2160mmhmin=mmin -s-b-a=115

30、0-50-140-10=950mm式中：hmax、hmin支架的最大、最小高度，mm；mmax、mmin工作面的最大、最小采高，mm； b頂梁或柱帽厚度，頂梁取140mm；e高度富余量，一般取c=100mm；s頂板最大控頂距時最大下沉量，50mm；a卸載高度，取10mm。支柱選取dz25-1.8100型單體液壓支柱，支撐高度為1.11-1.8m，所選支柱合理，滿足支護要求。排距、柱距的確定工作面支護方式為頂板選用dz25-1.8100型單體液壓支柱配合djb-600型鉸接梁支護，鉸接梁成對布置，交錯邁步移梁，一梁三柱支護，最后一排在兩梁之間支設一根點柱，采用“三、四”排管理頂板，最大控頂距4.

31、0m，最小控頂距3.4m，循環(huán)進度 0.6m，確定排距0.6m。柱距、梁間距按下式計算：單位面積頂板壓力按下式計算：p=89.8m cos362.6kn/m2式中：8煤層采高8倍的巖柱；p單位面積頂板壓力，kn/m2；頂板巖石視密度；取2.5kg/cm3m煤層平均采高；1.86m，煤層傾角， 6；柱距、梁間距計算：設工作面頂板壓力與工作面支柱的支撐力相等柱距、梁距計算：設工作面頂板壓力與工作面支柱的支撐力相等lpln pe/式中：l工作面長度,160m；最大控頂距，4.0m柱距、梁距pe支柱額定工作阻力，pe =300kn；p單位面積頂板壓力，362.6kn/m2；n最大控頂距時支柱排數(shù)，4；

32、柱距、梁距：=npe/p=(4300)(362.64)=0.8m，實際對梁間距取0.3 m，相鄰對梁間距取0.6m。頂板所需支護密度n1=ppe=362.6300=1.2pe支柱額定工作阻力，pe =300kn；實際支護密度n2= n2/()=8(1.14)=1.82式中：n2最大控頂距時一行支柱數(shù)n2 n1柱距、梁距取0.3m、0.6m合理。工作面支護方式滿足支護要求。工作面需要支柱數(shù)量nkpbl/pe =1.2362.61604/300928.2式中：p單位面積頂板壓力，230kn/m2；k為支柱承受荷載不均勻系數(shù)，1.2l工作面長,160m；c最大控頂距，4 mpe支柱工作阻力，pe =

33、300kn；實際支柱數(shù)為1201.181164根，鉸接梁數(shù)為1601.12291根，滿足支護要求。（6）破碎機設計破碎機選用plm800破碎機，其主要技術參數(shù)見表4-2-6。表4-2-6 破碎機主要技術特征表型 號過煤能力(t/h)破碎能力(t/h)出料?？冢╩m）最大輸入塊度（mm）機電功率（kw）電壓等級（v）plm80080080035070060090660（7）乳化液泵站設計選用mrb200/31.5a型乳化液泵站，公稱壓力31.5mpa，泵站流量200lmin，功率125kw。其主要技術參數(shù)見表4-2-7。 表4-2-7 乳化液泵站主要技術特征表型 號公稱壓力（mpa）公稱流量(l

34、/min)轉速（r/min）機電功率（kw）電壓等級（v）mrb200/31.5a31.5200147012566010#煤層回采工作面機械設備配備詳見下表：序號設備名稱設備型號功率（kw）單位數(shù) 量備注使用備用合計1采煤機mg180/420-wd420臺112可彎曲刮板輸送機sgz630/2642132部113轉載機szb630/9090部114可伸縮帶式輸送機dsj800/275275部115破碎機plm80090臺116乳化液泵站mrb200/31.5a125套1127乳化液箱grx1500個1128噴霧泵站kpb250/1055臺1129單體液壓支柱dz25-1.8100根900909

35、9010鉸接梁djb-600根2002022011型梁dfb-2400根4004044012單體液壓支柱dz25-25/100根1203015013型梁dfb-3800根2052514小水泵kwqb12-45-44臺22415注水泵5d2/15012臺11216注水鉆myz15015臺1117探水鉆maz-20011.0臺11218巖石電鉆ez22.02臺2219調(diào)度絞車jd11.411.4臺31420回柱絞車jh1418.5臺2221阻化劑噴射泵wj242.2臺22四、端頭支護與超前支護設計10#煤層首采工作面采用高檔普采一次性采全高的采煤方法,頂板管理采用全部垮落法。10#煤層高檔普采工作

36、面端頭支護和超前支護設備重新選型?；夭晒ぷ髅嫔?、下端頭采用dz25-25/100型單體液壓配合3.8m的型長鋼梁四對八梁、一梁四柱交替掩護支護，端尾采用3.8m的型長鋼梁二對四梁、一梁四柱交替掩護支護。超前支護為dz25-25/100型單體液壓支柱配合dfb-2400型頂梁支護,超前支護長度為20m。五、工作面循環(huán)數(shù)、月進度和年進度及工作面長度根據(jù)煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范，并結合10#煤層賦存條件，考慮井型、工作面產(chǎn)量等因素，確定回采工作面長度為160m，工作面采用“四六”工作制，每天三班生產(chǎn)，一班準備，每個生產(chǎn)班割四刀煤完成四個循環(huán)，采煤機截深0.6m，循環(huán)進度0.6m，日進度7.2m，正規(guī)循環(huán)

37、率80%，年推進度1900.8m。六、采區(qū)及工作面回采率根據(jù)煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范，10#煤層采區(qū)回采率為80，工作面回采率為95。第三章 主要生產(chǎn)系統(tǒng)及設備能力計算第一節(jié) 主要生產(chǎn)系統(tǒng)1、運煤系統(tǒng)采煤工作面：采煤機落煤裝煤刮板運輸機運煤轉載機轉載順槽帶式輸送機運煤11號煤集中運輸巷帶式輸送機運煤主斜井地面。掘進工作面：掘進煤掘進帶式輸送機11號煤集中運輸巷帶式輸送機運煤主斜井地面。2、運料排矸系統(tǒng)運料：地面 副斜井11號煤集中軌道巷回風順槽回采工作面。矸石運輸:采掘工作面11號煤集中軌道巷副斜井地面。3、通風系統(tǒng)新鮮風流副斜井（主斜井）11號煤集中軌道巷（11號煤集中運輸巷）工作面運輸順槽回采

38、工作面回風順槽總回風巷回風平硐地面。4、排水系統(tǒng)采掘工作面小水泵主水倉中央水泵房副斜井地面水處理站。5、防塵供水系統(tǒng)主斜井集中運輸各主要大巷各采掘工作地點。6、壓風系統(tǒng)地面副斜井各采掘工作地點。7、供電系統(tǒng)設計井下1個主要配電點：井下中央變電所。井下主變電所的雙回電源引自礦井10kv變電所的10kv不同母線側，中央變電所主要負責井下主排水泵和其變電所附近的大巷用電設備用電。井下動力電壓為1140v、660v、127v。中央變電所和中央排水泵房比鄰，故中央變電所設有2臺kbsg200kva礦用隔爆型干式變壓器，主供主排水泵用電。1臺kbsg400kva礦用隔爆型干式變壓器，主供大巷運輸用電，2臺

39、kbsg100kva局扇變壓器，經(jīng)專用開關，專用電纜主供掘進面局扇用電。各掘進面局部通風機采用“三專兩閉鎖”、“雙風機、雙電源自動切換”的供電方式。設計選用qbz-480fz型風機專用切換開關做為局部通風機的起動器。能對雙電源供電的雙局部通風機起到主、輔機相互切換的功能，保證了工作的可靠性。主變電所以10kv電壓向回采工作面（1000+500kva）、一個運輸順槽掘進面（630kva）、一個回風順槽掘面（630kva）的移動變電站供電，以660v電壓向軌道巷調(diào)度絞車及小水泵等低壓用電設備供電第二節(jié) 采區(qū)通風一、風量計算及風量確定采煤工作面實際需要風量的計算 按工作面氣象條件選擇適宜的風速計算：

40、q采=6070%v采風s采面k采高k采面長式中:q采采煤工作面實際需要的風量，m3/min；v采風采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度取，當工作面溫度調(diào)節(jié)為20時，取1.0m/s。s采面采煤工作面的平均有效斷面積，4.01.5=6.0m2；k采高采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)，回采工作面采高小于2m取1.0。k采面長采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)，工作面長度160m，取1.1。q采=6070%1.06.01.01.1=277.2m3/min。按瓦斯(或二氧化碳)涌出量計算q采=100q采kc式中：q采采煤工作面瓦斯絕對涌出量，取1.37m3/min；（根據(jù)晉中市煤炭工業(yè)局市煤辦瓦發(fā)201277號晉中市煤

41、炭工業(yè)局關于山西靈石國泰紅巖煤業(yè)有限公司礦井瓦斯涌出量預測報告的批復，該礦井生產(chǎn)能力為450kt/a，開采7號煤層時回采工作面最大絕對ch4涌出量為1.16m3/min，開采10號煤層時回采工作面最大絕對ch4涌出量為1.37m3/min，開采11號煤層時回采工作面最大絕對ch4涌出量為1.96m3/min。上述預測結果相近，取最大值計算)。kc采煤工作面瓦斯涌出不均勻的風量備用系數(shù)，取1.6。q采= 1001.371.6=219.2m3/min按工作面適宜溫度計算q采=60vcscki式中：vc回采工作面適宜風速，1.0m/s；sc回采工作面有效斷面積，工作面最大空頂距6.05m最小空頂距5

42、.45m，采高度1.5m，則回采工作面有效斷面面積為6.070=4.2m2ki工作面長度系數(shù)，1.1。q采=601.04.21.1=277.2m3/min按工作面人數(shù)實際需風量q采=4n式中：n回采工作面同時工作最多人數(shù)，40人。q采=440=160m3/min設計選取按以上四種方法計算結果中的最大值277.2m3/min。按風速驗算a.驗算最小風量q采600.25scbscb=lcbhcf70q采600.25scb=600.256.35=95.25m 3/minb.驗算最大風量q采604.0scsscs=lcshcf70q采604.0scs=604.05.72=1372.8m 3/min式中

43、：scb采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2；lcb采煤工作面最大控頂距，m；hcf采煤工作面實際采高，m；scs采煤工作面最小控頂距有效斷面積，m2；lcs采煤工作面最小控頂距；0.25采煤工作面允許的最小風速，m/s；70有效通風斷面系數(shù)；4.0采煤工作面允許的最大風速；經(jīng)驗算：95.25m3/minq采=277.2m3/min1372.8m3/min滿足風速要求。根據(jù)上述計算得知,按工作面瓦斯涌出量計算的風量最大,故該采煤工作面需要風量取277.2m3/min。備用工作面實際需要風量，應滿足瓦斯、二氧化碳等規(guī)定計算的風量，且最少不應低于采煤工作面實際需要風量的50%。則回采工作面需總風量q

44、采=277.2（150%）415.8m3/s2）掘進工作面實際需要風量的計算按瓦斯(或二氧化碳)涌出量計算q掘=100q掘k式中：q掘掘進工作面瓦斯絕對涌出量，取0.18m3/min；(根據(jù)晉中市煤炭工業(yè)局市煤辦瓦發(fā)201277號晉中市煤炭工業(yè)局關于山西靈石國泰紅巖煤業(yè)有限公司礦井瓦斯涌出量預測報告的批復，該礦井7號煤層每個掘進工作面最大絕對ch4涌出量為0.19m3/min， 10號煤層每個掘進工作面最大絕對ch4涌出量為0.18m3/min，11號煤層每個掘進工作面最大絕對ch4涌出量為0.12m3/min。上述預測結果相近，取最大值計算)。k掘進工作面瓦斯涌出量不均勻的風量備用系數(shù)，取2

45、.0；q掘掘進工作面實際風量，m3/min。q掘=1000.182.0=36m3/min按人數(shù)計算q掘=4n式中: n掘進工作面內(nèi)同時工作的最多人數(shù)，為20人。q掘=420=80m3/min按局部通風機吸風量計算q掘=qfi+600.25s式中：qf局部通風機額定風量，m3/min。掘進工作面選用fbd-5.6/215kw局部通風機，吸風量358-238m3/min，取358m3/min； i掘進面同時運轉的局部通風機臺數(shù)，1臺；s掘進工作面斷面積，m2取10。 q掘=3581+600.2510=508m3/min。按風速驗算按最低風速驗算時斷面取大值q掘15sj=1510.92=163.8m

46、3/min。最高風速驗算時斷面取小值q掘240sj=24010=2400m3/min。式中：sj掘進工作面巷道過風斷面，m2。取10m2經(jīng)驗算：163.8m3/minq掘=508m3/min2400m3/min，滿足風速要求。根據(jù)上述計算得知，按局部通風機吸入量計算的風量最大。采區(qū)掘進配備兩個綜掘工作面,另外考慮配備一個備用掘進工作面。因此，掘進工作面總風量為： q掘=508+802=668m3/min。3）硐室需風量各個獨立通風硐室的供風量，應根據(jù)不同類型的硐室分別進行計算。采區(qū)變電所采區(qū)變電所，配風量120 m3/min，q采變=120 m3/min。充電硐室機電硐室，配風量120 m3/

47、min，q機電=120 m3/min。q硐室q采變+q充電=120+120=240 m3/min4）其他用風巷道實際需風量計算按總風量的10%計算：q其它=(q采+q掘+q硐)10%q其它（415.8668240）10%132.38 m3/min故由以上計算可得礦井總風量為：q礦井（415.8668240132.38）1.251820.2m3/min。 風量分配：根據(jù)上述計算，進風、回風井筒風量分配如下：主斜井進風量： 25 m3/s；副斜井進風量： 35 m3/s；回風平硐回風量：60 m3/s。根據(jù)上述計算，風量分配如下：回采工作面：14 m3/s；綜掘工作面：21020 m3/s；備用工

48、作面：7 m3/s；采區(qū)變電所：3 m3/s；充電硐室：3 m3/s；其它用風地點：13m3/s。二、 通風設施、防止漏風和降低風阻的措施1.通風設施和防止漏風的措施通風設施分為兩類。一類為引導風流的設施，包括風硐、風橋、調(diào)節(jié)風門、測風站；另一類為隔斷風流設施，包括防爆門（蓋）、風門、密閉墻。（1）風硐：連接地面通風機裝置和風井的一段巷道。修筑風硐時應符合下列要求：1）因為通過風硐的風量很大，而且風硐內(nèi)外的壓力較大，又由于風硐的服務年限長，設計采用混凝土材料砌碹建筑。2）要求風硐內(nèi)風速不超過15m/s。礦井總風量為46m3/s，風硐凈斷面積不得小于5.4m2。設計斷面形狀為園形，直徑3.0m。

49、3）風硐不宜過長，與井筒連接處要平緩。設計風硐與井筒連接處距離地面不小于5m，風硐傾角45，長度8m。（2）風橋：將兩股平面交叉的新、污風流隔成立體交叉的一種通風設施，污風從橋上通過、新風從橋下通過。根據(jù)結構特點不同，分為繞道式風橋、混凝土風橋和鐵筒式風橋。依據(jù)服務年限及通過的風量，設計采用繞道跨頂式風橋。掘進風橋時應符合下列要求：1）采用不燃性材料支護，風橋兩端掘進成流線性，坡度不大于25。2）風橋斷面積不小于原巷道斷面積的80%，區(qū)段回風巷風橋斷面積不小于7.0m2，采區(qū)及集中回風巷風橋斷面積不小于10m2。（3）調(diào)節(jié)風門：用以增加局部阻力的方式來調(diào)節(jié)各工作面、通風巷道的風量。安裝調(diào)節(jié)風門

50、時應符合下列要求：1）調(diào)節(jié)風門至少設置兩道，間距不小于5m。避免在彎道或傾斜巷道中設置風門。2）風門采用金屬材料制做。風門的門扇安設在檔風墻垛的門框上，墻垛可用磚、料石或水泥砌筑，墻垛厚不小于0.45m，四周掏槽深0.20.3m，掏到實處，結構嚴密，漏風少。3）風門前后5m內(nèi)支護完好。4）風門應迎風開啟，傾角8085。（4）測風站：用以測量全礦井總進風量和回風量，以及各采區(qū)各采掘工作面的進風量和回風量。測風站時應符合下列要求：1）測風站必須設在直線巷道中。2）測風站長度不小于4.0m，附近至少要有1015m斷面沒有變化。3）測風站不得設在風流匯合處附近，站內(nèi)不得有障礙。（5）防爆門：在裝有通風機的回風平硐井口，為防止瓦斯爆炸時毀壞通風機的安全設施。安裝防爆蓋時應符合下列要求：1）防爆門用鋼板焊接制做。2）防爆門四周用四條鋼絲繩，繞過滑輪，用掛有配重的平衡錘牽住。3）防爆門下端放入井口圈的凹槽中。凹槽深不小于300mm，槽內(nèi)夏秋季放滿水，春冬季放滿油。（6）風門：在不允許風流通過，但需行人或行車的巷道內(nèi)，設置風門。設置風門應符合下列要求： 1）必須安設2道連鎖的正向風門和2道反向風門，建議安設無壓風門。風門間距行人時不小于5m，行車時不小于一列車的長度。2