贵州火烧铺煤矿二采区设计毕业论文，绝对精品

毕业设计说明书l

云南能源职业技术学院

专 业 矿井通风与安全 班 级 通风101 姓 名 指导教师 完成时间 2012年12月15日

云南能源学院采矿（通风）毕业设计（论文）任务书

专业年级 矿井通风与安全10级 学生姓名

任务下达日期：2012年年12月5日

设计（论文）日期：2012年11月19日至2012年12月15日

设计（论文）题目：贵州火烧铺煤矿二采区设计

设计（论文）主要内容和要求：

教研室主任签字： 指导教师签字：

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第一章 采区概况 ........................................................... 5 第一节 矿井概况 ........................................................... 5

一、位置及交通 ........................................................... 5 二、地形地貌 ............................................................. 5 三、地表水系 ............................................................. 6 第二节 地质特征 ........................................................... 7 一、地质构造 ............................................................. 7 二、地层 ................................................................. 8 三、煤层及煤质 ........................................................... 9 第三节 采区境界及资源/储量 ............................................... 10 一、采区位置 ............................................................ 10 二、可采煤层 ............................................................ 10 三、煤质 ................................................................ 11 四、采区储量 ............................................................ 11 五、采区生产能力及服务年限 .............................................. 13 第二章 采区准备方式及参数 ................................................ 15 第一节 采区准备方式的确定 ................................................ 15 第二节 采区参数 .......................................................... 15 一、采区走向长度的确定 .................................................. 15 二、确定区段斜长及区段数目 .............................................. 15 三、煤柱尺寸 ............................................................ 15 四、区段无煤柱护巷 ...................................................... 15 第三节 采区巷道布置 ...................................................... 16 一、采区上（下）山的布置 ................................................ 16 二、区段平巷的布置 ...................................................... 16 第四节 井巷工程 .......................................................... 17 一、初期掘进的主要巷道名称、工程量 ...................................... 17 第三章 采煤方法 .......................................................... 18 第一节 采煤方法及工艺选择 ................................................ 18 第二节 工作面回采工艺设计 ................................................ 19 一、落煤 ................................................................ 19 二、装、运煤 ............................................................ 19 三、工作面的支护 ........................................................ 19 第四章 顶板管理 .......................................................... 20 第一节 支护设计 .......................................................... 20 一、支护形式的选择 ...................................................... 20 二、采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定： ........................ 21 第二节 顶板管理 .......................................................... 21 第五章 采区通风设计 ...................................................... 22 第一节 采区瓦斯涌出量的预测 .............................................. 22 第二节 采区通风 .......................................................... 22

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一、采区通风系统的要求 .................................................. 22 二、通风系统选择 ........................................................ 23 三、风量计算与分配 ...................................................... 23 四、矿井通风设施 ........................................................ 31 五、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施 .................................. 32 第三节 灾害防治简述 ...................................................... 32 一、瓦斯灾害防治 ........................................................ 32 二、顶板灾害防治 ........................................................ 36 三、水害防治 ............................................................ 37 四、粉尘防治 ............................................................ 39 五、火灾防治 ............................................................ 41 第六章 采区主要生产设备 .................................................. 44 第一节 运输设备 .......................................................... 44 一、布置设备的地点及初步选择设备如下： .................................. 44 二、设计依据 ............................................................ 44 三、设备选型 ............................................................ 45 四、运输大巷设备 ........................................................ 45 五、运输上山设备 ........................................................ 45 六、轨道上山绞车的选型 .................................................. 45 第二节 通风设备 .......................................................... 45 一、设计依据 ............................................................ 45 二、选型计算 ............................................................ 46 第三节 排水设备 .......................................................... 47 一、设计依据 ............................................................ 47 二、选型计算 ............................................................ 47 三、水泵选择 ............................................................ 48 第四节 压气设备 .......................................................... 48 一、设计依据 ............................................................ 48 二、选型计算 ............................................................ 49 第七章 劳动组织及安全经济指标 ............................................. 49 第一节 劳动定员及劳动生产率 .............................................. 49 一、采区工作制度 ........................................................ 49 二、劳动定员 ............................................................ 49 三、劳动效率 ............................................................ 51 第二节 主要经济指标 ...................................................... 51 参考文献 .................................................................. 54 毕业设计心得体会 .......................................................... 55

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第一章 采区概况

第一节 矿井概况

一、位置及交通

火烧铺井田位于贵州省六盘水市盘县特区西部，西邻云南省的富源县，滇黔公路横穿井田北部，东距盘县六宫钝44公里，距贵阳382公里，西至沾益87公里，昆明266公里。贵昆铁路盘西支线、公路320国道均由矿井中部通过，东距贵阳383公里；西至昆明266公里。此外，国家已建成通车的南昆铁路从（威舍站）亦有支线与盘西铁路红果编组站接轨。盘西铁路北段水柏铁路均已建成通车。正在建设的镇胜高速公路在公司总部（干沟桥）建有入口通道。总的来说，交通十分便利。大致位置如下图所示：

二、地形地貌

井田内，下二叠纪的岩层形成高山位于井田之东侧，下二叠纪的玄武岩形成

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高山位于井田的西侧。由北至南地形逐渐增高，最高山峰为+2176.9m，煤组出露于山沟之间的缓坡地带，形成一个不规则的台阶地形。火烧铺井田与羊场坡井田、蓝泥箐井田及纸厂井田共同组成火铺井田，火烧铺井田南面以火5断层与滥泥箐井田相邻，北面以火6断层与纸厂井田相邻，接近盘关向斜的轴端。

三、地表水系

1.区域水文地质

本区地处黔西高原，地形西高东低，区域内有岩溶地貌，溶蚀—剥蚀地貌、剥蚀—构造地貌三类。各类地貌的分布与地质构造几出露的地层有密切的关系，山岭谷地延伸方向基本一致，常成单面山，垂直地层走向方向多有冲沟，井田地貌属剥蚀构造地貌，各地和冲沟有利于地下水的排泄。区域内有南北盘江分水岭，分水岭北侧有北盘江支流，井田内的地层水均汇入长江，南北盘江都是珠江的支流，故本区地表属于珠江水系。区域内可溶性岩层有二叠系下统栖霞矛口组，叠系下统永宁镇组，中统关岭组上段，可溶性岩层含裂隙溶洞水，含水性强，是区域内的主要含水层，二迭系上统峨眉山玄武岩组，龙潭组，下三叠系下统飞仙关组，属非可溶性岩层，其充水空间不发育，含水性和透水性都弱，是上述含水层之间的相对隔水层。

2.地下水的补给

地下水的补给为大气降水，另外分布较高的可溶性地层区的沟溪水，进入可溶岩地区时，也潜入地下，补给地下水，在沟谷各地地下水以泉或暗沟出口排出，补给地下水，地表水与地下水有明显的互补关系。

3.小窑积水

全井田小窑遍布，下山开采小窑多有积水，积水位置和水量无法查清，部分小窑与矿井同时交叉生产，且多分布于矿井采、掘工作面的上方，故其积水对矿井生产造成影响。

4.矿井涌水量

矿井最大涌水量300立方米/小时，矿井正常涌水量为120立方米/小时，属于涌水量中等的矿井（Q=2—5m3/h）。

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第二节 地质特征

一、地质构造

1.断层

火铺矿位于盘关向斜西翼南段，为一简单的单斜构造。地层产状：羊场坡、火烧铺两井田倾向北东50°左右。滥泥箐和纸厂两井田近于东。倾角两翼陡、中部缓。羊场坡和滥泥箐两井田30°~45°；火烧铺井田18°~25°左右，局部达35°。纸厂井田30°~65°，局部倒转。井田内大中型断层不多，但大于煤层厚度的小断层十分发育，层间滑动强烈。现将矿井范围内的大中型断层分述于后（表1-2-1）：

（1）火5断层：正断层，走向北东30°~40°，倾向南东，倾角70°~8°，落差120~150m，全长2400m左右，切穿全煤系。是羊场坡与火烧铺两井田的分界断层。

（2）火6断层：正断层，走向北东10°~20°，倾向南东，倾角60°~80°，落差120m左右，切穿全煤系。是火烧铺井田与滥泥箐井田的分界断层。

（3）火7断层：正断层，走向北东40°左右，倾向南东，倾角70°~ 80°，落差40m左右。该断层是一、二采区与五、六采区的自然边界。

矿井范围内无岩浆侵入体和岩溶陷落柱。亦无较大褶曲。

井田主要地质构造特征表

序号 １ ２ ３ 名称 断层性质 正断层 断层面走向 北东 北东 北东 断层面倾向 南东 南东 南东 倾角(°) 落差(m) 120~150 40 120 水平断距(m) 26.32 7.02 21.05 位置及范围 F火5 70~80 70~80 60~80 F火7 正断层 F火6 正断层 2.褶曲陷落柱岩浆侵入

有一褶皱紧靠火6断层，褶皱含背斜与向斜各一个，背斜的西翼即向斜的东

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翼，两者轴面近于直立，走向为北东15°～20°，与火6断层大至平行，背斜两翼地层倾角为40°左右，其波幅40m～70m，向斜两翼不对称，两翼倾角18°～22，波幅约20m 。

3.层间滑动

煤层层间滑动较强，其滑动方向大致至东向西，滑动的强弱与煤层的软硬成正比，煤层软则强，反之则弱。

二、地层

盘县煤田地处扬子准地台（I）上扬子台褶带（II），黔西南迭陷褶断束（III）的西部，煤田内的构造大部分为北西向和北东向两组，盘关向斜是其中的北东向构造之，向斜轴通过亦关、 红果等地。火烧铺井田为一简单单斜构造，井田内无岩浆浸入体。

火铺矿以煤矿资源为主，井田内出露的地层有：二迭系上统峨眉玄武岩组、龙潭组、三迭系下统飞先关组、永宁镇组、三抵系中统关组，第四系、现自上而下分述如下：

1.峨眉山玄武岩组〈P2B〉

按岩性组合可分为四段，总厚约为350米，自下而上为： 地一段〈P2β1〉

深灰色的及棕色玄武岩，夹紫色凝灰岩，厚约为180米。 第二段〈 P2β2〉

深灰色及灰绿色凝灰岩，火山砾岩和凝灰岩砾岩，佳玄武岩，厚约100米。 第三段〈P2β3〉

灰绿岩，灰色致密的凝灰质角砾岩，火山砾岩，厚约50米。 第四段

绿灰色、紫色凝灰岩、凝灰质泥岩及凝灰质沙岩，疏松易碎，遇水膨胀，厚约20 米。

2.龙潭组〈P2L〉

本组由细碎屑岩，泥岩煤层组成，夹澡层壮，结核壮菱铁矿，底部有一层厚1—5米的浅灰灰白色铝土岩或绿灰色铁铝岩厚约30米。

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3.飞仙关组〈T1F〉

分上下两段，总厚约550米

下段〈T1F〉厚约为150米，主要由灰绿色泥质粉砂岩和粉砂质泥岩组成，夹泥岩透镜体，钙质结核和细砂岩。

上段〈T1F2〉厚约400米 ，又紫色浅黄绿色砂岩，粉砂岩和泥质粉砂岩组成，夹钙质泥岩，泥灰岩和石灰岩。

4.永宁镇组〈T1YN〉

第一段〈T1YN1〉，厚约160米

下部为灰白色结晶灰岩，上部为灰白色灰岩，厚层状，质纯 第二段〈TYN2〉，厚约为100米。灰绿色，紫色粉沙质。

三、煤层及煤质

井田内有工业价值的含煤地层是龙潭组。为过度相沉积，总厚度154米~268米，平均厚230米左右。

由浅灰——灰色细砂岩，粉沙岩，泥质粉沙岩，粉沙质泥岩，泥岩，煤层和菱铁矿薄层组成。含菱铁矿和黄铁矿结核。以水平层理，缓坡状层理为主。煤层以中厚为主。

从以上的岩石的粒度，颜色和地层的含煤性在沉和顺序上有一定的规律。以下至上，逐渐加大。下部主要是泥岩和粉砂泥岩。上部以泥沙岩和细砂岩为主，颜色下部深，向上逐渐变浅，下部多为深灰，黑灰乃至灰黑色。上部大都是浅灰或灰色。层间距较小，沉积稳定，多为可采煤层，多为中厚煤层，大都是全井田可采层。

1.主要是特殊岩性和动、植物化石层位，可以直接用肉眼鉴定。

（1）1#标志层

21#煤直接顶是一层厚0.03～0.04米的棕色高岭石质泥岩。 （2）2#标志层

在22#煤层底版的灰色泥岩中，富含黄铁矿结核，在火铺井田北翼发育。 每系底部是一层厚1-5米的灰—灰白色铝土岩或灰色的铁铝岩，其底界是龙潭组与娥眉组的分界依据。

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可采煤层为21#、22#。

2.煤层厚度、稳定性及可采范围：

21#煤层：一般厚度1.9~2.5，平均2.2米。稳定, 全井田可采。 22#煤层：一般厚度1.8~2.4，平均2.1米。稳定, 全井田可采。

可采煤层特征表：

序号 1 2 煤层编号 厚度 （m） 层间距(m) C21 C22 1.9~2.5 1.8~2.4 稳定性 稳定 稳定 倾角(°) 24.5 24.5 可采情况 全井田可采 全井田可采 第三节 采区境界及资源/储量

一、采区位置

本采区位于火7断层西南，+1400水平以上，与西南三采区相邻。煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单。

二、可采煤层

二采区内有两层可采煤层（21、22）总厚度4.3m，全区可采。

21号煤层位于龙潭组上段底部。煤层结构单一，一般不含夹石或含一层夹石。

顶板岩性：多为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，局部粉砂岩及泥岩。

底板岩性：以10m统计，上部为粉砂岩，下部为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。 22号煤层位于龙潭组中段顶部。煤层采用厚度变化较大，西部和东部各有2个不可采区，中部有一个零点区，不可采区面积约占四分之一左右。可采区内煤厚变化不大，该煤层一般含一层夹石，结构较简单。

顶板岩性：以10m统计，顶部为厚0.1～0.5m的含根泥岩，其下为粉砂岩或泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，局部为泥岩。

底板岩性：按10m统计，直接底板为厚0.15～0.6m的含根泥岩，其下为粉

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砂岩、粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。

三、煤质

1.本区煤层的煤质牌号为肥煤。 2.煤层的其他特征

灰分：原煤平均灰分为18.71～26.57%（21号煤最低），其中其余煤层全为中灰；精煤平均灰分为6.95～9.31%。

硫分：原煤平均值为0.48～4.85%，精煤平均值为0.37～1.62%。从原煤平均值来看，17为特低硫， 9、12、为富硫，各煤层中硫酸盐硫的含量均很低，一般为0～0.1％，特低硫中以有机硫为主，低硫煤中硫铁矿硫与有机硫几乎相等；中～高硫煤中以硫铁矿硫为主，一般随硫分增高硫铁矿硫也增高，据统计，硫铁矿硫在全硫中所占的比例，中硫为87.32％，富硫为85.93％，高硫为90.06％。

磷分：所有煤层均为低磷。

砷：各煤层平均砷含量均很低，一般为2～4ppm。

四、采区储量

采区的可控制的资源量:

Q =S?M???cos?

式中: S—煤层投影面积㎡； M—煤层厚度m； γ—煤容重工业 t/m3； α—煤层平均倾角 （°）。 21煤：

Q21=S?M???cos?

=0.08647×106×2.2×1.46÷Cos24.5° =0.31×106(t) 22煤：

Q22=S?M???cos?

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=0.08647×106×2.1×1.46÷Cos24.5° =0.29×106(t) Q=Q21 +Q22

=0.31×106(t)+ 0.29×106 =0.6×106(t)

由于在采区的底板等高线图上，留设保护煤柱；采区的东部边界留设10m采区西北部断层留10m的永久煤柱作为采区保护煤柱。 留设保护煤柱后的工业储量为：

Q?S?M???cos?

Q′21= S'?M???k?cos?

=0.0065×106×2.2×1.46÷Cos24.5° =0.023×106 (t)

Q′22= S'?M???k?cos?

=0.0065×106×2.1×1.46÷Cos24.5° =0.022×106 (t) P= Q′21+Q′22 =0.045×106 (t)

1.采区的工业储量：

Q总=0.6×106 (t)

2.采区的设计储量：

QZ=Q总–P

= 0.6×106-0.045×106 =0.555×106 (t)

3.采区的可采储量（Z）：

Z= QZ×C

式中： P — 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量。

C — 采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低

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于0.8；地方小矿不低于0.7。

Q总— 采区的工业储量。

该采区所设计属于中厚煤层，因此采区采出率应不低于0.8，综合考虑采区的实际情况，选择采区采出率为0.83。

所以该采区内的可采储量为：

Z?QZ?C

＝0.555×106×0.83 =0.46×106 (t)

采区储量计算表

煤层设计损煤层 编号 投影面积㎡ 倾角 ° Cosα 煤厚m 容重失量t/m (t) 率％ 0.08647721 ×10 0.0864770.006422 63可采 采区储量 回采（t） 断层保护煤柱和矿井边界保护煤柱备注 0.006424.5 0.91 2.2 1.46 47×10 60.8 0.31×10 6×10 624.5 0.91 2.1 1.46 47×10 15m、10m 1.12×合计 4.3 10 660.8 0.29×10 6分别留设0.8 0.6×10 6 五、采区生产能力及服务年限

确定采区生产能力主要是确定一个采煤工作面的产量和同时生产的工作面个数。而采煤工作面的产量取决于煤层的厚度、工作面长度及推进度。

本采区同时有两个工作面同时生产，平均工作面长度为80m。

1.一个采煤工作面的产量：

AO＝LV0MγC0

式中： L—采煤工作面长度，m；工作面的长度取为80m

V0—工作面推进度，m/a；该工作面每年生产时间为300天;日循环进度1米；循环率0.8；所以工作面年推进度为300×1×0.8=240m/a。

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M—煤层厚度或采高，m；本矿取2.2。 γ—煤的密度，t/m3；本矿取1.46。

C0—采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97，薄煤层取高限，厚煤层取低限。取0.95。

所以采煤工作面的年产量为：

A0＝80×2.2×1.46×240×0.95×2＝11.72万t 掘进煤量A1计算

根据煤层厚度及生产期间回采工作接替所需巷道掘进工程量，设计掘进煤量估算为采煤工作面产量的10%。

A1=A0×10%＝14.65×10%＝1.72万t

2.采区生产能力的确定：

QB?K1K2?Qi

式中： QB——采区生产能力； K1——采区掘进出煤量系数，取1.1； K2——工作面之间出煤影响系数；取0.95； Qi——单个工作面年产量，0.91Mt。

由上式计算得出采区实际生产能力为：QB＝16.11×1.1×0.95＝16.84万t

3.采区服务年限

按下式计算矿井的服务年限：

T?ZK/(A?K)

式中：ZK—采区可采储量 ；万t T—采区服务年限；a

A—采区年生产能力；万 t／a K—储量备用系数；一般取1.2～1.5

由此确定出矿井的设计生产能力和服务年限：T＝46/（15×1.2）=3a；

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第二章 采区准备方式及参数

第一节 采区准备方式的确定

采区的布置方法也就是确定采煤方法和上山(下山)的布置；从本采区的煤层赋存情况来看，由于煤层的倾角24.5°；符合走向长壁开采的条件的。又因为本矿井是属于煤与瓦斯突出矿井，为了能够使该矿井安全生产，需要布置一条回风上山在最上层煤层底板。从采区的总体情况来看，集中布置的形式还是比较优越，上山均布置在煤层中，其中一条为胶带输送机上山，一条为轨道上山，一条为专用回风上山。所以将运输大巷布置在22号煤层的底板岩石中。

第二节 采区参数

一、采区走向长度的确定

根据本矿的具体情况，由于受断层的影响二采区走向长不均匀，走向长1008m-1086m之间。

二、确定区段斜长及区段数目

由于设计的采区的走向长不均匀，倾斜也不均匀出现三角壮，工作面走向长度和倾斜长度受到一定的影响。结合实际情况工作面长度定为80m，巷道的掘进采用单巷掘进，区段的斜长为120m左右。将划分为3个区段进行回采。

三、煤柱尺寸

由于采区内区段间的开采顺序采用下行式；煤层间的开采顺序采用自上而下逐次开采的下行开采顺序。主要开拓巷道均布置在22号煤层中，除了采区两断层留15m煤柱，边界留10m煤柱外，其他均不留煤柱。

四、区段无煤柱护巷

1.沿空留巷：

沿空留巷一般适用于开采缓斜和倾斜、厚度为2m以下的薄及中厚煤层，这

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样的方法与留煤柱护巷比可以减少保护煤柱的损失量，而且可以减少平巷的掘进工程量。沿空留巷时区段的布置主要采用的是后退式沿空留巷的方式：先掘出分段运输巷到采区边界，工作面后退式回采，回采后在沿空留出平巷作为下区段的回风巷。这种方式，可克服前进式回采时前方煤层赋存情况不明和留巷影响工作面端头采煤等缺点，但要增加平巷的掘进工程量。

2.沿空掘巷

沿空掘巷就是沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷，这种方法利用采空区边缘压力小的特点，沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘掘进，有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护。多用于开采缓斜和倾斜的中厚煤层和厚煤层。沿空掘巷虽然没有减少区段的数目，但是不留或少留保护煤柱，减少了采区内煤炭的损失量。又由于巷道布置在采空区的边缘，这样巷道的维护相对要简单许多。由于沿空掘巷的巷道受压较小，对支护的要求不如沿空留巷严格，一般梯形火属支架、木支架均可用。

通过上面的论述，该矿采区的区段平巷采用沿空留巷布置的方式，并且每一个区段留10m的区段保护煤柱。

第三节 采区巷道布置

一、采区上（下）山的布置

本采区采用走向长壁后退式采煤法开采，直接由工作面顺槽和运输平巷与回风上山、轨道上山、运输上山相连，形成通风、生产、运输、排水等系统。运输上山、轨道上山和回风上山平行布置在22号煤层中。

二、区段平巷的布置

区段平巷布置方式有单巷布置和双巷布置两种方式，结合采区实际情况和开采顺序，所以采用双巷布置。

1.采区的巷道布置

在本采区内布置工作面运输平巷、工作面回风平巷、通过区段石门、回风平巷与轨道上山、运输上山、回风上山相连接；工作面运输平巷、回风平巷布置在

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22号煤层中，轨道上山和回风上山平行布置在22号煤层中。

2.采区车场形式

本采区设有采区下部车场、采区中部车场、采区上部车场；采区下部车场布置和运输大巷、进风行人斜巷在同于标高，属于大巷装车式下部车场底板绕道式，采区中部、采区上部车场，属于双向甩车场。

3.采区硐室

采区硐室包括采区采区煤仓、采区绞车房、采区变电所。采区内直接在运输平巷中布置皮带，采区内的煤直接通过皮带运输到转载机再经运输上山皮带运输到采区煤仓最后通过运输大巷运到地面。材料由运输大巷通过轨道上山运输到工作面回风平巷和运输平巷，在轨道上山上部需要布置绞车房。本采区用集中供电，变电所布置在轨道上山和运输上山之间。

4.采区生产系统

(1)运煤：从采煤工作面破落下来的煤（刮板运输机、转载机）→运输平巷（皮带运输机）→运输上山（皮带运输机）→采区煤仓→运输大巷（矿车）→井底车场→地面工业广场。

(2)运料(或排矸)：材料从轨道上山（矿车）→采区上（中）部车场→区段回风平巷→采（掘）煤工作面。排矸线路正好与运料线路相反。

(3)通风系统：（新鲜风流）从运输大巷→轨道上山（运输上山）→采区中部车场→区段回风平巷→联络巷→区段运输平巷→工作面→（污风）→工作面回风平巷→回风上山→风井→地面。

第四节 井巷工程

一、初期掘进的主要巷道名称、工程量

工程项目 支护形式 断面积（m2） 巷道长（m） 条数（条） 工程量（m3） 10.3 13.3 958 971 1 9867 12914 工作面回风平巷 U型钢支架 工作面运输平巷 U型钢支架 l

运输上山 轨道上山 回风上山 采区下部车场 采区中部车场 采区中部车场 其他硐室 合计 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 15 14 15 14 14 14 18 150 241 266 28 48 39 48 1 1 1 1 2 1 2 2250 3374 3990 392 1344 546 1728 36405 矿井生产时的采掘比和矸石率:矿井生产时采掘比为1：2；预计矸石量为矿井原煤产量的10％，即矿井矸石量预计为15kt/a。

第三章 采煤方法

第一节 采煤方法及工艺选择

所设计的首采工作面在一采区，该采区内可采煤层为两层，分别为21#、22#设计煤层，首采煤层为21，首采工作面状况为煤层厚度为2.2m，煤层容重为1.456t/m3 ，采煤工作面长度为80m，，矿井的相对瓦斯涌出量20.5m3/t。矿区范围内可采煤层均具有煤尘爆炸危险性,同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势，今后在采掘过程中，随着开采深度增加或通风不畅时，瓦斯将会增加或聚集，从而易产生爆炸。煤层有自然发火性和爆炸性，回采范围内矿井正常涌水量120m3/h，最大涌水量300m3/h.，地质构造已查明。煤层具体情况见表3-1-1。

表3-1-1 可采煤层情况

煤层名称 21 22 容量（吨/㎡） 1.46 1.46 平均厚度(m) 2.2 2.1 平均倾角( °) 24.5° 24.5° 在本采区的设计中，由于本采区的储量较大，煤层赋存条件较好，并且该设计采区的煤层都属于中厚煤层，为了使采区的生产能力与矿井的服务年限相适

l

应，再结合采矿技术的发展，所以结合本采区的实际情况后确定采用的采煤方法是：走向长壁后退式采煤法。

第二节 工作面回采工艺设计

回采工艺主要包括落煤、装煤、运煤。

一、落煤

采煤工作面采用ZMS－12A型湿式煤电钻打眼，爆破落煤，人工装煤、放顶。

二、装、运煤

一般的采煤机在设计时，落煤和装煤是同时考虑的，所以在这里装煤工艺不用过多的考虑。

运煤的中心问题是采面刮板运输机的选型问题，在选择运输机的问题上应考虑刮板运输机的能力应略大于工作面的生产能力。因此选用型号为

SGB—630/150，此种刮板运输机的参数为：出厂长度200m，输送能力180t/h；刮板链速 0.86m/s；中部槽尺寸1500×630×190；

三、工作面的支护

该采煤工作面所采用的采煤工艺是炮采，选用支撑掩护式的液压支架进行支护。

ZY4000/17/30， 支撑高度为1.7～3.0m，工作阻力为4000KN，初撑力1884KN，外形尺寸5673×1420×1700，支撑强度0.78Mpa，推移步距600mm，支架重量10.5t。根据所选支架的外形尺寸和工作面的长度100m，计算出一个工作面所用支架的台数为735台。

工作面的支护强度Pt ；

Pt= kmρ=7×2.2×25= 385kPa 支柱的有效支撑能力PE； PE= KEPA=0.8×300=240kN 工作面所需支护密度n； n=Pt/PE=385/240=1.6根/㎡

工作面支柱的柱距a=1/nb=1/1.6=0.625

l

考虑工作面的支护管理要求，选取工作面支柱柱距，a=0.6 工作面所需支柱、顶梁数量。 N=LN(L/a+1)=4×(100/0.6+1)=670根

考虑工作面临时支护、加强支护与备用量的要求，工作面支柱须增加10％～15％，顶梁须增加2％～4％，工作面须配备支柱750根，顶梁680根。

式中 k--------采高厚度系数，取k=0

KE---------支柱有效支撑系数，单体液压支柱取KE=0.8

PA-------支柱最大工作阻力

m---------工作面的平均采高，m=2.2m

Ρ---------工作面顶板岩石平均厚度，ρ=25kN/m3

b-------工作面支柱排距，和工作面所选顶梁一致，b=1m LN-------最大控顶距时支柱的排数，LN=4 L-------工作面的长度，L=100m

第四章 顶板管理

第一节 支护设计

一、支护形式的选择

结合本采区的顶板情况，对采区主要巷道选择锚喷支护及锚网喷联合支护。锚杆和喷射混泥土支护各有优点，但也都有不足之处。锚喷联合支护，能使两者取长补短，互为补充，是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩体形成承

l

载加固拱，喷射混泥土层防止围岩风化剥落，并和围岩结合在一起，对锚杆表面的岩石起支护作用，从而提高了为研拱的承载能力。

喷射混泥土可以有效控制锚杆间岩石的掉落，但其本身是脆性的，当岩石变形较大时，易于开裂剥落。因此，可以在锚杆与喷射土之前铺设金属网，喷成钢筋混泥土层，提高喷层的整体性，改善喷层的抗拉能力，能有效的支护松散破碎的软弱岩层，形成了锚网喷联合支护。金属网用钢筋直径一般为8mm，钢筋间距一般为300mm。

二、采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定：

1.锚杆、锚喷等支护的端头与掘金工作面的距离，锚喷的形式、规格、安

装角度，混泥土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等，必须在施工组织设计或作业规程中规定。

2.打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，

方可作业。

3.使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，砂浆锚杆必须灌满填实。 4.软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。

5.锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录

排版显示。对喷体必须做好厚度和强度检查，并有检查和试验记录。在井下做锚固实验时，必须有安全措施。

6.锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。 7.采用人工上料喷射机喷射混泥土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。喷射前，必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩带劳动保护用品。

第二节 顶板管理

本矿采用的是炮采落煤，而且煤层的顶底板条件较差，所以采用全部垮落法处理采空区。再加上本矿井的瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。应及时处理好顶板的垮落。

顶板事故的分类：

l

按力源可将采煤工作面顶板事故分为漏冒型、压垮性、推跨性三大类。 按事故大小（煤矿经常用）可分为局部冒顶和大型冒顶两大类。

第五章 采区通风设计

第一节 采区瓦斯涌出量的预测

该矿没有瓦斯等级鉴定资料，按煤与瓦斯突出矿井进行设计，暂按瓦斯相对对涌出量20.5m3/t考虑，今后以生产过程中实际鉴定为准。

矿井绝对瓦斯涌出量的计算： Q绝=7.99m3/min

本设计安瓦斯抽放系统，按相对瓦斯涌出量20.5m3/t考虑，瓦斯抽放率按65.6％考虑，按q瓦=7.99×(1-65.6％)=2.75m3/min为依据计算矿井风量，矿井在正常生产后需测定瓦斯涌出量，若经抽放后瓦斯涌出量大于2.75m3/min则通过计算另选风机，并进行通风能力核定，严格执行“以风定产”的原则，严禁超能力生产。

第二节 采区通风

一、采区通风系统的要求

1.每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。煤层群分层开采的每

一个上、下山采区，采用联合布置时，都必须至少设置一条专门的回风巷，采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度和高度。严禁将一条上、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段作为进风巷，另一段作为回风巷。

2.采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。有特殊困难必须串联通风

时应符合有关规定。

3.煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报总工程师批准，并

须遵循下列规定：

（1）采煤工作面的风速，不得低于1m/s。

l

（2）机电设备设置在回风巷时，其风流中的瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动检测报警断电装置。

（3）进、回风巷中都必须设置消防供水管路。有煤与瓦斯突出的采煤工作面严禁采用下行通风。

（4）采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。

二、通风系统选择

1.影响条件

矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面

积、地温、煤层自燃倾向性等条件。选择任何通风系统，都要符合投产快，出煤较多、

安全可靠、技术经济指标合理等要求，该矿属于煤与瓦斯突出矿井，也是一个重要的影响条件。

2.通风系统选择

矿井通风系统包括：通风方式，即为进风井和出风井的布置方式（分为中央式、对角式、和混合式三类）；通风方法，即为矿井主扇的各种方法（分为抽出式，压入式和压轴联合式三种）；通风网络。

矿井通风系统，应根据以下所谈到的影响矿井通风的因数进行综合的考虑． (1)有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区式通风；当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区式通风。

(2)矿井通风方法宜采用抽出式。当地形复杂、露头发育、老窑多，采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。

根据上面的有关规定，结合我矿的实际情况，我矿属于煤与瓦斯突出矿井，所以采用中央边界式（中央分列式）通风，由于压入式通风漏风比较大，故通风方法选用抽出式通风。

三、风量计算与分配

1.风量计算依据

(1)风量计算的标准

供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该工作用风地点的供风量。

1)按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于

l

4m3/s。

2)按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算，并取其最大值。

风量计算依据本采区按煤与瓦斯突出矿井设计，矿井的风量计算按矿井的平均绝对瓦斯涌出量 q（m3/min）来计算，根据《煤矿安全规程》及有关规定，并参考邻近生产矿井的实际配风经验，配风满足风速、稀释并带走瓦斯和井下工作人员的需要，且使每翼总回风流中瓦斯浓度不超过0.75％。由于开采困难并符合《煤矿安全规程》对瓦斯抽放的规定，所以可对矿井瓦斯进行抽放，抽放率为40％，本采区的绝对瓦斯涌出量为2.75m3/min,则抽放后采区的平均绝对瓦斯涌出量为：q绝＝1.65m3/min。矿井的总风量的计算采用下面的计算方法，并取最大值为矿井的总风量。

以下是《煤矿安全规程》及有关矿井瓦斯抽放规定：矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件之一的，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统：

a．大于或等于40m3/min；

b．年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3/min； c．年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3/min； d．年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3/min； e．年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。

f．当1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min。

(2)风量计算原则

无论矿井或采区的供风量，均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量。即“由里往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各采区风量。最后求出全矿井总风量。

2.风量计算

按下列要求分别计算，并且必须取其中的最大值。

l

(1)按井下同时工作的最多人数计算。

Q?4?N?K

式中：Q—矿井总供风量，m3/s；

N—井下同时工作的最多人数，本矿井为150人； 4—每人每分钟供风标准，m3/min；

K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K＝1.15。 Q＝4×150×1.15=580m3/min=11.5 m3/s

(2)按采煤、掘进、硐室及其他巷道实际需要风量的总和进行计算，即：

Q?(?Q采??Q掘??Q硐??Q其它）?Km3

/min

3m式中：∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和,/min；

∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；

3

Q硐—硐室实际需要风量的总和,m/min； ∑

∑Q其它—采区除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量的总 和，m3/min；

K—采区通风系数，包括采区内部漏风和通风不均匀等因素，取1.4； (3)采煤工作面需风量的计算

采煤工作面应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数、炸药使用量分别计算，取其中最大值，并用风速验算。

1)按瓦斯涌出量计算：

采煤工作面需风量的计算应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数、炸药使用量分别计算，取其中最大值，并用风速验算。

Q采?100?q瓦采?KC

式中： Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦采—采煤工作面经瓦斯抽放以后的绝对瓦斯涌出量；

KC—采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值 ；

Q采＝100×q瓦采·K＝100×1.65×0.7×1.5=173.25m3/min＝2.8875m3/s 2)按工作面温度计算

l

Q采?60?VC?SC?Ki

式中： VC—回采工作面适宜的风速，根据工作面温度为20℃～26℃，则工作面风速VC查教材《矿井通风》表6-1后VC为1.0～1.8m/s，本矿取值1.5；

SC—采煤工作面平均有效断面，m2；平均断面面积为7.125㎡； Ki—采煤工作面长度系数，按工作面长度80～150m，取为1；

Q采?60?VC?SC?Ki=60×1.5×7.125×1=641.25m/min=10.69m/s； 3)按工作面人员数量计算

33

Q采?4NC=4×60=240m/min=4m/s

33

式中： Nc—采煤工作面同时工作的最多人数，本采区取60人； 4)按炸药使用量计算 Q采＝Ac·b/t·c

式中 Ac—采煤工作面一次使用最大炸药量，㎏； b—每公斤炸药爆炸后所产生的一氧化炭量；

c—为经过通风后，允许工人进入工作面工作的一氧化碳浓度;本矿取0.2‰; 简化后为Q采＝25Ac

Q采＝25×15=375m/min=6.25m/s 5)按风速验算

根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面的最底风速为0.25 m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。回采工作面风速应满足：

3

3

60?0.25S采?Q采?60?4.0S采 Q采＝15×7.2=108m3/min=1.8m3/s Q采=240×7.2=1728 m3/min=28.8 m3/s

验算的工作面的风速为：1.8m/s≤Q采≤28.8m3/s

通过上述计算，回采工作面计算最大风量为641.25m3/min;满足上述风量要求。

考虑一定的富余系数设计采区一个采煤工作面配风20m3/s，U型通风。 (4)掘进工作面的风量确定

掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、风速和人数等规定要求分别进行计算，并

l

取其中最大值。经分析和计算认为，本矿井地温不高，掘进工作面人数≤20人，，设计预计掘进工作面瓦斯涌出量为0.63m3/min，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量。

1)按瓦斯涌出量计算

Q掘?100?Q瓦掘?K掘进

式中： Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；

q瓦掘—掘进工作面经瓦斯抽放以后的瓦斯涌出量，m3/min；

K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；一般取1.8～2.0；

Q掘?100?Q瓦掘?K掘进＝100×0.63×1.8＝113.4m/min＝1.89m/s 2)按工作面人员数量计算： Qb4=4×4Nb =4×4×15 =240m3/min =4m3/s

式中： Nb—每个掘进工作面同时工作的最多人数，本矿取15人； 4—每人每分钟4m3的供风标准。 4—为两个掘进工作面。 3)按风速验算：

根据《煤矿安全规程》规定煤巷掘进工作面的风量应满足：

33

60?0.25SJ?Q掘?60?4.0SJ Q掘≥15×7.2＝108m3/min＝1.8m3/s Q掘≤240×7.2＝1728m3/min＝28.8m3/s 式中： Sj—掘进工作面巷道过风断面,8～12m； 考虑一定的富余系数设计一采区掘进工作面配风10m3/s (5)硐室需风量计算：

独立通风的硐室实际需要风量，应根据不同类型硐室分别计算，机电设备散热量大的硐室，应机电设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，其它硐室类比生产矿井的经验配风：

2

l

机电硐室,按经验取机电硐室所需风量为200m3/min；

其它硐室所需风量：根据国内机械化矿井的统计资料，结合我矿区的实际情况：采区变电所在60～80m3/min取值,本矿取70m3/min。所以硐室的需风量为270m3/min=4.5m3/s

(6)其它风巷道的需风量计算：

根据国内机械化矿井的统计资料，结合雨谷矿区的实际情况，取

(?Q采??Q掘??Q硐）?5%左右。

(?Q采??Q掘??Q硐）?5%＝（641.25×2＋240×4＋270×3）×5%

＝152.625m3/min=2.544m3/s

（7）矿井总风量确定

Q?(?Q采??Q掘??Q硐??Q其它）?Km3/min

式中：∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q硐—硐室实际需要风量的总和，m3/min；

∑Q其它—采区除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量的总和，m3/min；

K—采区通风系数，包括采区内部漏风和通风不均匀等因素，取1.1； Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它) ×K=(10.69×2＋4×4＋4.5×3+2.78) × 1.2=53.66 m3/s

考虑一定的富余量，本矿井风量取58m3/s

3.分配风量的原则

1）分配到各用风地点的风量应该不低于计算的各用风地点的风量值。 2）为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应该分配一定的风量。

3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。

(2) 分配方法

在计算出的采区需风量Q=58m3/s，减去独立回风的硐室风量和掘进风量后，

l

采煤工作面风量按其产量，瓦斯涌出量情况配风。

4.矿井风压的计算

风压计算按下列公式计算：

h摩=α?L?U?Q2/S3 式中：

h摩——井巷摩擦风阻，NS2/m8； α——摩擦阻力系数，NS2/m4 L——井巷长度，m； U——井巷断面净周长，m； S——井巷净断面积m2；

Q—— 巷道内流过的风量，m3/min； H局=§? pv2/2 式中：

§——为局部阻力系数，无因次 p——风流的密度，kg/m3

v——局部地点前后断面上的风速，m/s 采区风压计算表

巷道 名称 水平运 输大巷 轨道 上山 运输 上山 采区下部车场 下区段回风平半圆拱形 梯形 工字钢 0.0204 4 5.5 9.8 640 50 料石碹 0.0040 18.2 9.7 14 28 15 梯形 工字钢 0.0204 1.7 15 10.5 150 25 断面 形状 半圆拱形 梯形 工字钢 0.0204 14 14 164 241 110 支护 形式 料石碹 阻力 系数 0.0040 风量 （m/s） 18.2 断面 积(m) 11.0 2净周 长(m) 23.8 巷道 长度（m） 528 风压 (Pa) 1.14 l

巷 联络巷 区段运输巷 工作面 矩形 单体液压支柱、铰接顶梁 区段回风巷 绞车房 局部阻力 合计 315 矩形 料石碹 0.0204 12.4 12.56 16.4 10 0.2 20.26 梯形 工字钢 0.0204 4 5.5 9.8 927 12 0.0204 4 6.3 10.5 80 1.05 梯形 梯形 木支护 工字钢 0.0157 0.0204 4 4 5.1 5.5 9 9.8 16 927 1.37 60

经计算，由计算结果得知： 通风容易时期风压：h阻易=298Pa； 通风困难时期风压:h阻难=315Pa。

5.矿井等积孔的计算

A=1.19÷R-2 =1.19Q/h ( m2 ) 通风困难时期，A=2.01m2； 通风容易时期，A=2.12m2

投产时期矿井的等积孔为2.12m2属小阻力矿井; 困难时期矿井的等积孔为2.01m2也属小阻力矿井。

l

通风容易时期线路示意图

通风困难时期线路示意图

四、矿井通风设施

为保证各采、掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门等构筑物。为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在回风井口处设置防爆门。另外，矿井主要通风机设有反风装置，当井下采面进风

l

流中发生火灾时可进行全矿井下反向通风。风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。

五、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施

1.根据通风需要，安设风门、调节风门；

2.同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，造成风流短

路；

3.勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面； 4.严格按设计掘进、支护巷道，以保证巷道断面尺寸； 5.加强对各种通风设施和巷道的日常管理。

6.相邻巷道掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（或

煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；

7.加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点要采用构筑物或永久密闭装

置密闭，以保证满足通风及其它功能需要；

8.加强各通风设施的日常管理，保证通风设施满足设计和使用功能的需要。

第三节 灾害防治简述

一、瓦斯灾害防治

预防井下灾害，在施工和生产过程中，必须严格执行《煤矿安全规程》等的有关规定，坚持预防为主，综合治理的原则，制订完善的灾害预防措施。

1.开采煤与瓦斯突出煤层防突措施:

本矿井为高瓦斯矿井具有瓦斯突出危险的可能性，必须加以防范。 (1)矿井设计中的防突措施:

本着防患于未然的原则，设计中首先考虑了开采保护层和预抽煤层瓦斯等区域性防突措施。

开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。根据《煤矿安全规

l

程》第193条在突出矿井开采煤层群时，应优先选择开采保护层防治突出措施。

1)瓦斯预抽放

本设计以瓦斯预抽放作为区域性防治煤与瓦斯突出的主要措施。 2)瓦斯抽放的具体方法及措施详见本章“瓦斯抽放”部分。

另外，设计的主要巷道均避开具有瓦斯突出危险可能性的煤层，布置在岩层或非突出煤层中，并尽量减少穿越次数。

3)在具有瓦斯突出危险煤层采掘工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室或压风自救系统。工作面回风系统中有人作业的地点，也应设置压风自救系统。

4)设计采用并列式通风系统，各用风地点均配设足够的风量，均利用全负压通风，煤巷、半煤岩巷及有瓦斯涌出岩巷的掘进通风方式都应采用压人式；采掘工作面之间无串联通风；采煤工作面均采用上行通风；工作面开采前，进行煤层注水，超前钻孔等有利于防突。

5)设计配备了井下移动式瓦斯抽放泵和地面永久抽防瓦斯系统（高、低压双系统），矿井生产过程中要坚持瓦斯抽放，降低煤体瓦斯压力，减少瓦斯突出的可能性。

6)设计选用所有机电设备均为矿用防爆型。 （2）其它防突措施

1）石门揭煤前，必须按有关规定执行“四位一体”，采取综合防治突出措施。

2）煤巷、半煤岩巷及有瓦斯涌出岩巷的掘进通风方式都应采用压入式。 3）在井巷施工或矿井生产中，应进一步测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数等有关参数，以便对新投产采区或矿井的瓦斯涌出动力现象做进一步的分析和鉴定。

2. 预防瓦斯爆炸措施

预防瓦斯爆炸主要有两个方面：一是防止瓦斯积聚；二是防止有点燃瓦斯的高温热源出现，具体措施如下：

(1)加强通风，防止瓦斯积聚，这是目前防止瓦斯积聚的主要措施。

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(2)经常检查井下通风情况和瓦斯浓度，根据《规程》规定，高瓦斯矿井中采掘工作面每班检查瓦斯浓度的次数不得少于三次。

(3)采掘工作面回风巷道中瓦斯浓度超过1％时，必须停止工作，撤出人员，并报告矿调度室处理。

(4)采掘工作面回风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作、切断电源、撤出人员、报告矿调度室处理。电动机20米范围内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，也必须切断电源，进行处理。

(5)井下严禁吸烟和使用明火；井下的电焊作业必须安装相关规定严格执行。 (6)井下供电做到：“无鸡爪子、羊尾巴”，无明接头，有过流、过电压、漏电保护，有接地装置，井下不得带电检修、搬运电气设备。

(7)因临时停电或其他原因，导致局部通风机停止工作，在恢复供电前，必须对停风区域内的瓦斯浓度进行检查，在确认瓦斯浓度不超限时，方可启动局部通风机，恢复正常通风。

(8)坚持配备专职瓦检工：坚持“一炮三检制度”，“三人连锁放炮制度”以及“放炮证制度”。

(8)放炮地点附近20米内风流中的瓦斯浓度超过1％时，严禁放炮。 (10)药前或放炮前，如果放炮地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1％；或炮眼内发现异常情况时；有显著瓦斯涌出或采面内支柱有损坏时，放炮员必须及时报告队、班长处理。在做出妥善处理前，放炮员有权拒绝放炮，责令工作面停止装药。采区内所有电气设备均采用防爆型，并防止电气失爆。采区掘进工作面坚持电气“三专两闭锁”。

(11)瓦斯报警仪，探头和声光信号距碛头距离必须符合“细则”对监测安装的要求。

3.煤与瓦斯突出

提供的资料中，无本矿煤与瓦斯突出报告的记录。但在开采地应力较高区域煤层时，可能存在局部地区瓦斯积聚且瓦斯压力增高，出现突出危险，因此对煤与瓦斯突出的可能性在生产过程中应密切注意观察以便及时制订采取相应的预

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防措施。本设计按煤与瓦斯突出矿井进行设计。

4.瓦斯抽放

（1）矿井瓦斯来源及涌出构成

矿井瓦斯分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。

1） 回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围之内邻近层煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层，影响范围一般上邻近层约80m，下邻近层约40m；

2）掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出；

3）采区瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和；

4）矿井瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。

（2）瓦斯抽放方法

矿井应遵循“尽早投入抽放，预抽和边采边抽互补”的原则。在煤层开采时，应对所有的回采工作面采空区、大多数的掘进工作面和回采工作面进行瓦斯抽放。选择的瓦斯抽放方法如下：

1）采用预抽和边采边抽相结合方式抽放回采工作面及采空区瓦斯； 2）掘进工作面采用两掘一抽方法抽放本煤层瓦斯； 3）采空区采用埋管抽放方法抽放采空区瓦斯。

5.隔爆措施

本矿井采用用隔爆水袋水棚隔爆。隔爆水袋水棚由安设于巷道顶部充满水的水袋组成。当发生爆炸时，冲击波将水袋破碎瀑洒出来，水在高温下气化为水雾带充满整个巷道，并吸收大量热量，以此抑制、熄灭接踵而来的火焰，阻止爆炸的传播。

（1）水棚的结构与选型

本矿井水袋选用GBSD—60型，根据采区巷道布置，在主要运输大巷、集中回风大巷以及工作面运输巷和工作面回风巷及主要掘进头安装隔爆水棚。

（2）水棚布置

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为了有效的阻止爆炸事故的扩大，在工作面进风斜巷、工作面运输斜巷、工作面回风斜巷、工作面进风斜巷、运输大巷掘进头设置辅助水袋棚共5处。在运输大巷、回风大巷设置主要隔爆棚共5处，掘进巷道的辅助隔爆棚待巷道长度满足要求后再安设3处。

每棚安设两袋，棚距为2.0m，共安设17棚，棚区长度为34m。水袋就近从井下消防洒水管网取水。

6.避灾路线

当工作面发生瓦斯事故时避灾路线为：

工作面→采区运输（轨道）平巷→采区上（下）山→主要运输大巷→井底车场→副井→地面

二、顶板灾害防治

1.灾害类型

顶板的灾害类型主要有压跨型冒顶、漏冒型冒顶、推跨型冒顶、综合型冒。

2.预防措施

（1）压跨型冒顶的预防措施：

1）支架的支撑力应能平衡最不利情况下垮落带直接顶及老顶岩层的重量； 2）采场支架的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层； 3）采场支架的可缩量应能满足裂隙带老顶最大下沉量的要求。 （2）漏冒型冒顶的预防措施： 1）大面积的漏垮型

①选用合适的支柱，使工作面支护系统有足够的支撑力和可储量； ②顶板必须背严背实，梁头紧顶煤壁，采煤后及时支护，甚至掏梁窝； ③严防放炮移溜等工序弄倒支架引发局部冒顶。 2）靠煤壁附近的局部冒顶

综采及时支护，提高支架支撑力，即端面冒高不超过300mm。

3）采场两端的局部冒顶：采用长刚迈步或四对八梁支护；放顶线附近的局部冒顶：加替柱 .远距离回柱。

（3）推垮型冒顶的预防措施

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1）金属网下推垮型 ①下分层内错式布置切眼；

②提高支柱初撑力，让网上碎矸顶紧上位岩快，增加支架稳定性； ③用整体支架增加支架稳定性； ④采用伪倾斜工作面。 2）采空区冒矸冲入采场推跨

①用挑顶的办法使采空区的小块冒矸超过采高，使大快冒矸无法冲入； ②用切顶墩柱或特种支护。 （4）综合型冒顶的预防措施 厚层难冒顶板大面积冒顶： 1）松动爆炮 2）强制放顶 3）高压注水 （5）复合顶板冒顶 1）使用整体支架 2）提高支架初撑力

井田内主采煤层为倾斜中厚煤层，根据本矿井的实际情况急各煤层顶底板岩性特征，选择全部垮落法管理顶板。

6.避灾路线

当工作面或其它地点发生顶板灾害事故时,避灾路线为：向着安全的的巷道逃生。

三、水害防治

1.灾害类型

矿井主要水害类型为大气降水渗入，小窑及采空区积水。本采区防水遵循“以防为主，防治相结合”的原则，在一般情况下，在地表和井下采区“排、放、截、堵”等安全措施。

2.防治措施

矿井涌水主要来源于大气降水渗入，每年在雨季前，对地表采空区裂隙进行

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填堵，防止大气降水渗水渗入井下，在矿井范围附近修筑沟坝，防治地表水流入井下，并对矿井附近的沟坝经常进行清理修整，对影响矿井安全的滑坡进行治理。

3.井下探放水措施

（1）探放水原则

当遇到下列情况之一必须制定探放水措施： 1）接近情况不明的井巷、老空区时。 2）接近含水层、导水断层、裂隙带等时。 3）打开水体隔离煤柱等前。

4）接近可能与河流等水体相通的断层破碎带等。 5）接近有水的采掘工作面时。 6）接近未封闭又可能突水的钻孔时。 7）接近水文复杂地段又情况不明时。 8）采、掘工程接近其他可能突水段时。 （2）探放水保障措施及方法

主要排水系统及供电系统应经常维护、检修，处于于正常、完好状态。 回采工作面，尤其是浅部回采工作面投产后，在雨季前要检查地面下沉、裂缝情况，填实地面裂隙，防止下雨时地面水涌入井下。

根据《煤矿安全规程》的规定，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的探放水原则。提高防水意识，时刻注意掘进迎头变化，发现含水征兆时，应提前探水掘进。设计配备有探水钻。

当巷道掘进靠近老窑积水威胁的区域时，应事先布置一定数量的钻孔探水，如果一次没有打到积水，则根据估算水力压头，保留一定的超前距及帮距作为安全带，巷道即沿钻孔已探明的范围向前掘进一段距离，然后再探水，直到打透积水，积水由钻孔控制放出为止。

(3)防水设施

水泵房有2个安全出口，一个经通道与井底车场相通，另一安全出口经管子道与主斜井相联，该出口高出水泵房底板7m；井底车场与水泵房、变电硐室相联的通道中设有防水密闭门；主、副水仓连通，水仓与吸水井不直通，采用通过配水井及阀门与水泵吸水井相连。通过采用上述设计，可以保证在万一发生水害

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时，排水泵也能正常运行。

4.地表水防治

地表塌陷显著裂隙、较大溶洞、废弃的钻孔应用许用材料将其堵塞封闭，封闭质量符合《规程》相关要求。

(1)重视井口防排水工作，井口上方及两侧建截水沟、防止汇水涌入井下。 (2)场区北部设置截水沟，地表水均采用明沟和暗沟排入场区南面的冲沟内。 (3)在矸石堆放场地上方设置防洪沟，下方设置拦矸坝。

5.避灾路线

当工作面发生水灾事故时避灾路线为： 工作面→回风平巷→回风上山→风井→地面

四、粉尘防治

1.灾害类型

煤矿粉尘的危害是多方面的，其主要危害是引起尘肺和产生煤尘爆炸，长期吸入大量的粉尘会形成许多职业病，如尘肺病、煤肺病、矽肺病和煤矽肺病。采、掘等作业环境若矿尘在空间达到较高浓度，影响视野，操作中容易造成人身事故。

2.防治措施

（1）风流净化：在各含尘量较大的进风巷中设置水幕，降低粉尘浓度，避免进风流污染。就本矿具体是在工作面运输巷及回风巷每隔100m设降尘水幕一道；含尘浓度较高的风流所通过的回风平巷和掘进巷道，离工作面20、40、60

米三处地方设置水幕，净化风流。各转载点、卸载点均设置降尘水幕。 （2）为净化掘进巷道的含尘风流，在本矿运输石门、工作面回风顺槽及工作面运输顺槽及掘进头后方20m～25m处设置水幕除尘,见巷道水幕示意图

4.2.4.1。

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1－水管 2－喷雾器

图4.2.4.1 巷道水幕示意图

（3）定期检查各个巷道的风速，及时调整和控制不合理的风速，防止因风速过大扬起落尘或风速过小不能及时带走空气中的粉尘。对于工作面运输巷、采区进回风巷、采煤工作面、掘进中的煤巷及半煤岩巷允许的最低风速为0.25m/s；对于掘进中的岩巷和其他通风人行巷道最低风速为0.15m/s。而允许的最高风速

除开工作面运输巷、采区进回风巷最大为6m/s以外，其余的为4m/s。 （4）矿上配备粉尘采样器（矿用本质安全型）用于检测采、掘工作面以及其他产生粉尘较大地点的空气，可及时发现总粉尘浓度和呼吸性粉尘浓度是否超限，若超限立即分析并采取对应措施，需要设专人进行矿井粉尘的检测，采用AQH-1呼吸性粉尘采样器和ACH-1呼吸性粉尘测定器各一台。

（5）设专人定期清扫和刷洗巷道周壁沉积的煤尘，以防止煤尘在井下堆积超标并及时清运出矿井。

（6）作业场所空气中粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）浓度应符合表5-3-1中的要求，并按下列规定定期对生产性粉尘进行监测。

作业场所空气中粉尘浓度标准

粉尘中游离SiO2含量 （%） <10 10～<50 50～<80 ≥80 最高允许浓度（mg/m3） 总粉尘 10 2 2 2 呼吸性粉尘 3.5 1 0.5 0.3 （7）为了防止尘害，保护职工健康，做好职业病防治工作，必须切实抓好控制和消灭尘肺的发生。加强防尘工作的领导，贯彻防尘措施，提高防尘、降尘效果。有计划的对工人进行定期检查。

（8）个体防护是综合防尘工中不可忽视的一个重要方面，个体防护的防尘用具主要包括：防尘风罩、防尘帽、防尘呼吸器、防尘口罩等，其目的是使佩带者能呼吸净化后的清洁空气、又不影响正常工作。

（9）在采掘工作面容易产生煤尘的地点，实行喷雾洒水降尘。

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（10）工作面实行综合防尘：回风平巷安装环形水幕：放炮采用水炮泥：巷内各台溜子转载点均安设喷雾降尘装置，溜子司机坚持“出煤开水，无煤关水”。

（11）煤仓应保留一定的存煤，不得放空。矿车和皮带输送机都要保持完好，不得漏煤。

（12）在工作面回风巷内顺层抽放结束的下向孔中注入压力水，可大大减少落煤时的产尘量。

（13）采用湿式打眼，掘进头附近安设喷雾装置，放炮后立即喷雾洒水。 （14）坚持使用水炮泥，填装结构符合《规程》相关规定。

五、火灾防治

1.灾害类型

根据引火的热源不同矿井火灾分为两类： 外因火灾和内因火灾。 根据发火地点的不同矿井火灾分为：井筒火灾、巷道火灾、采面火灾、煤住火灾、采空区火灾,硐室火灾。

根据燃烧物不同矿井火灾分为：机电设备火灾、火药燃烧火灾、油料火灾、坑木火灾、瓦斯燃烧火灾,煤自然火灾。

根据发火性质不同矿井火灾分为：原生火灾和再生火灾。 外因火灾预防:

（1）严格执行《煤矿安全规程》和有关规定。

（2）严格矿井瓦斯、煤尘、一氧化碳的检查、管理制度，防止井下爆炸事故的发生。

（3）严格对产生高温、明火、火花的设备、器材等的管理、操作、维护、检修、检查，并形成制度。

（4）严格放炮管理、操作制度，严禁用控制线、动力线路、明闸刀放炮，只准用放炮器放炮。

（5）严禁携带烟草、火种入井，严禁井下明火作业（如电焊、氧焊等）。井下一不得使用传呼机、手机。

（6）井下电器、机电硐室采用锚喷或钢材等不燃性支护，并存放规定数量的消防、器材。

（7）在车场附近分别设置2个SN50型消火栓；在井下易发火点附近安放4

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套MFZL－5型干粉灭火器，以便发生火灾时使用。

（8）井下入井电缆采用阻燃电缆，导风筒采用阻燃材料制造。 （9）井下灭火器配置详见：“井下灭火器配备表”。

井下灭火器配备表

序号 配备地点 主斜井井底车场 1 井底泵房 2 井下变电所 3 4 爆破材料发放硐室 8kg干粉灭火器 10L泡沫灭火器 合 计 CO2灭火器 8kg干粉灭火器 2.防治措施

（1）采区内电动机、电器、变压器均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，按照《煤矿安全规程》第490条的规定周期进行各项检查、测定和调整，保持其各项性能完好。按照作业规程进行操作，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引爆瓦斯和煤尘。

（2）采区设有专用回风巷，各用风地点均有独立的通风系统。保证矿井通风系统稳定可靠，采区、工作面均建立局部反风系统。井下风门均安装闭锁装置，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。

（3）井下各机电硐室、爆破材料库，回采工作面等附近的巷道中，按规定储备足够的消防器材工具和灭火材料，配备专用消防列车。在井下各机电硐室通道，均设置向外开的防火铁门或防火栅栏两用门。

（4）井下放炮必须使用安全炸药。禁止明电放炮及不封炮泥放炮。 （5）井下电气焊必须制定安全措施后进行。禁止使用电炉、灯泡取暖。硐

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灭火器种类 10L泡沫灭火器 CO2灭火器 CO2灭火器 8kg干粉灭火器 CO2灭火器 8kg干粉灭火器 10L泡沫灭火器 单位 只 只 只 只 只 只 只 只 只 只 只 数量 4 2 2 1 2 2 3 1 7 6 4 备注

室内不准存放汽油、变压器油，使用过的带油棉纱要处理后送到地面。

(6）井下电缆、输送机胶带、风筒等均选用不延燃、阻燃材料。 （7）井下爆破材料库位置及与其它巷道的距离均符合规程规定，并设有独立回风道。

（8）加强消防洒水管网的维护，确保井下消防栓、三通阀的有效使用。 （9）对于不能直接扑灭的火灾，应迅速采取砌密闭墙，打钻灌注泥浆、均压法等联合灭火法，并执行火区管理措施。

（10）所有井下工作人员都应熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。

（11）组织并且开设计相关的培训，提高工人的意识,加强管理。 （12）建立可行的防火制度，防止引燃煤和其他可燃物。 （13）加强电气设备管理，防止电气失爆和摩擦火源。

（14）在工作面和煤层巷道内作业时，铁丝等金属丝要用专用工具截取，严禁用金属物件直接敲取。

（15）井口与井底车场附近设置防火门。

（16）井上与井下均设置消防材料库：设置井下防火水管系统：在井下炸药库、机电硐室、材料库和井底车场等处配置灭火器、砂箱等。

（17）油脂必须存放在制定地点，用过的纱布、油纸必须放入密闭的铁桶内，定期运到地面。

3.避灾路线

当工作面发生火灾事故时避灾路线为：

工作面→采区运输（轨道）平巷→采区上（下）山→主要运输大巷→井底车场→副井→地面

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第六章 采区主要生产设备

第一节 运输设备

一、布置设备的地点及初步选择设备如下：

+1425运输大巷：电机车，轨道,皮带输送机 运输上山：STJ650/2×10型带式输送机

运输平巷及石门：刮板输送机，皮带输送机，转载机。

二、设计依据

1.采区生产能力：15万t/a；

2.工作制度：年工作300日，日提升运输时间14小时； 3.运输量为480 t/d； 4.上山倾角31°；

5.提升容器：底卸式3t矿车,型号为MF0.7-6A型矿车；升降人员XRB15-6/5

斜井人车，MF0.7-6A型矿车为材料车；

6.车场形式：甩车场； 7.具体巷道参数见表。

表 断面系数

物料堆积角ρ 15° B（mm） K 槽形 平形 槽形 平形 槽形 平形 槽形 平形 槽形 平形 500 650 800 1000 300 335 105 115 380 320 360 380 130 145 150 355 400 420 170 190 200 390 435 455 210 230 240 420 470 500 250 270 285 20° 25° 30° 35° 1200 1400 355 表 倾角系数

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带式输送机倾角（°） 倾角系数C ≤6 8 0.96 10 0.94 12 0.92 14 0.90 16 0.88 18 0.85 20 0.81 22 0.76 24 0.74 25 0.72 1.0 表 速度系数

V（m/s） δ ≤1.6 1.0 ≤2.5 ≤3.15 ≤4.0 ≤6.3 0.74～0.70 0.98～0.95 0.94～0.90 0.84～0.80 三、设备选型

设计选择2JTYK-1.6型双滚筒提升绞车，绳速Vp=3.8m/s，钢丝绳最大静张力Fmax=30KN；钢丝绳绳速为3.8m/s。；速比26；滚筒直径1.5m,宽度1.6m；总功率240KW，容绳量1300m；主机生产厂家配套供给电控设备。

一次提升矿车数： 2个矸石车或2个材料车。因为井下所有工作人员要到各自工作点，上下班必须有相应载人装置，轨道上山考虑装斜井人车2台，用来满足井下工作人员上下班需要。

四、运输大巷设备

根据同样的方法计算，选用SST/650/10×2固定式胶带输送机运输。运输距离为1000m，带宽650mm，输送能力为20t/h，电机功率为2×10kw。

五、运输上山设备

600mm规矩的1t的底卸式矿车

六、轨道上山绞车的选型

选择2JTYK-1.6型双滚筒提升绞车，绳速Vp=3.8m/s，钢丝绳最大静张力Fmax=30KN；钢丝绳绳速为3.8m/s。；速比26；滚筒直径2m,宽度1.6m；总功率240KW，容绳量1300m；主机生产厂家配套供给电控设备。

第二节 通风设备

一、设计依据

矿井按高瓦斯矿井设计，采用并列抽出式通风方法。

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1.矿井瓦斯等级；本矿属于煤与瓦斯突出矿井； 2.风量，Q=58m3/s；

3.负压，为315Pa（根据通风设计计算）。

二、选型计算

矿井的风量为58×60＝3480m3/min，负压为315Pa。通风机的风量需要考虑漏风系数。

通风机的风量为：

Qf?(1.05~1.10)Q矿，m3/min。该矿井采用的是抽出式通

风，选择其系数为1.05，Qf＝1.05×3480＝3654m3/min＝60.9m3/s。

Hf静难?h阻难?h自反

式中：h阻难＝315Pa；h自反＝0.6h阻难 ＝193.2Pa； 经计算矿井的通风机风压为514Pa

1.电动机的选择

计算功率为：（514×3654）÷（60×1000）＝31.30KW N?(Hf静难?Qf)?1000＝电动机输出功率：N电?（1.10~1.15）N/?传??电 ε

传

—直接传动效率取1.10

εe—电动机效取0.95 计算输出功率为20kw.

2.总耗电量及吨煤电量

该通风机的电动机功率为30KW，通风机的工作时间为24小时，不得停止转动，所以通风机每天的耗电量为30×24＝720度。

矿井的供电价格按1元/度计算，则主要通风机的每天的用电成本为720元，矿井主要通风机的吨煤电量成本为720÷480＝1.5元。

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第三节 排水设备

一、设计依据

本矿井正常涌水量120m3/h，最大涌水量300m3/h。排水垂高为350m。

二、选型计算

1.正常排水能力

Q1=24×Qc/20＝24×120÷20=144m3/h

2.最大排水能力

Q2=24×Qmax/20=24×300÷20=360m3/h

3.备用排水能力

Q3≥0.7Q1=144×0.7=100.8m3/h

4.检修排水能力

Q4≥0.25Q1=0.25×144=36m3/h

5.矿井总排水能力

Q=Q1+Q3+Q4=144＋100.8＋36=280.8(m3/h)

6.水泵扬程

H=K1(HX+HP)

式中：HX－吸水高度HX本矿取5.5m； HP－排水高度，m；

K1－管路损失系数：垂直管路， K1＝1.1～1.15；倾斜管路， K1＝1.25～1.3,本矿取1.3。 H=K1(HX+HP) ＝1.3×355.5 =462.15m

7.排水管径

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dp?QB

900?VP式中：QB－水泵流量，m3/h； VP－排水管经济流速，取2m/s。

dp?QB=286㎜

900?VP三、水泵选择

水泵台数的确定

1．正常涌水期需要水泵台数：

n1=QB/Qe=144/440=0.3,取1台 式中：Qe—水泵额定流量

2．备用水泵台数：

n2≥0.7n1=0.7×1=0.7

n1＋n2=Qmax/Qe=360/440=0.8,取 1台

3．检修水泵台数

n3≥0.25n1=0.25×1=0.25,取1台

故选用六台水泵。正常涌水量时，一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水量时，2台工作，一台备用。

第四节 压气设备

一、设计依据

矿井风动工具

每台耗风量 工作压力 序号 名 称 台数 （m/min） 1 2 l

3kgf/cm） 两掘进头各使用一4～５ 台，一台备用 1.5～4 2备 注 手持式气腿凿岩机 混凝土喷射机 3 2 2 5～8

二、选型计算

全矿气动设备耗气量Q；

Q=Kh Kl K (∑niqiKsKw ) （m3/min） 式中:Kh—高原修正系数，本矿取1.17； Kl—管路漏损系数，本矿取1.15； K—未计入的少量用气增加系数，取1.06； ni－同型号气动机械的台数，2台； qi－同型号每台气动机械的耗量，2m3/min； Ks－同型号气动机械的同时工作系数，本矿取1;

Kw－气动机械因磨损引起的增加系数，对凿岩机取1.15，其他取1.1。 Q=1.17×1.15×1.06(2×2×1×1.15＋2×1.1×6)=25.4m3/min

第七章 劳动组织及安全经济指标

第一节 劳动定员及劳动生产率

一、采区工作制度

采区年工作是300d，一天三班作业，年设计生产能力为15万t，日产量为 480t。

全员效率为1.63t/工，全采区292人，其中原煤生产人员为265人。

二、劳动定员

采区劳动定员应包括达到设计生产能力时所需的全部生产工人、技术人员、服务人员和其他人员, 采区劳动定员根据采区设计生产能力、开拓开采条件、采区和工作面布置（工作面工人定员出勤表）、机械化装备水平、采区各系统和环节、管理方式及机构设置、采区工作制度等因素，经综合分析类比和定岗定员计算确定,采区劳动定如下表：

l

1.各类人员比例：

（1）原煤生产人员中生产工人占96%，管理人员占4%； （2）生产工人中，井下工人占85%，地面工人占15%； （3）服务人员占原煤生产人员在籍人数的7%； （4）其他人员占原煤生产人员在籍人数的2%。

2.劳动定员在籍系数：

（1）井下工人在籍系数1.3； （2）地面工人在籍系数1.15； （3）其他人员在籍系数1。

采区劳动定员估算表

各班出勤人数/人 序 人员类别 号 一班 二班 三班 /人 井下工人 生产一 工人 合计 行政人员 管理二 人员 合计 原煤生产人员合计 三 四 服务人员 其他人员 全矿定员合计 3 68 7 2 77 3 63 7 2 72 3 63 7 2 72 9 194 21 6 221 1 1 9 265 21 6 292 技术人员 2 2 2 6 1 6 65 1 60 1 60 1 185 3 1 256 3 地面工人 10 10 10 30 1.3 39 55 50 50 155 1.4 217 计 系数 人数 合 在册 在册 工作面工人定员出勤

人 数 种 采煤工 20 20 20 60 班 一班 二班 三班 合计 工 l

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