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1、云南能源职业技术学院成人高等教育毕业设计（论文）说明书姓 名： 专 业： 班 级： 2013年11月25日目录 目 录第一章 采区概况1第一节 矿井概况1第二节 地质特征2第三节 采区境界及资源/储量8第四节 采区生产能力及服务年限9第二章 采区准备方式及参数11第一节 采区准备方式的确定11第二节 采区参数11第三节 采区巷道布置12第三章 采煤方法18第一节 回采巷道布置18第二节 回采工艺设计19第四章 顶板管理20第一节 支护设计20第二节 顶板管理24五章 采区通风设计25第一节 采区通风，瓦斯概括况25第二节 采区通风系统拟定25第三节 灾害预防34第六章 采区主要生产设备36第一
2、节 运输设备36第二节 排水设备36第三节 压风设备37第七章采区安全技术措施39第一节 瓦斯灾害防治措施39第二节综合防尘措施40第三节消防火措施40第四节水害防治措施41第五节顶板事故防治措施41第六节运输事故防治措施43第七节提升事故防治措施44第八节电气事故防治措施48第九节 井下安全监控系统及自救器配备49第八章 劳动组织及安全经济指标51第一节 劳动定员及劳动生产率51第二节 主要技术经济指标表52毕业设计心得体会54设计参考资料56附 录571第一章 采区概况第一章 采区概况第一节 矿井概况一采区位置、范围及四邻关系旺发煤矿的三采区位于矿区东南部，井田的边界，矿井现正生产的三采区
3、东南部，一采区之东南部。北以F8断层，一井田1、7号勘探线为界；东以F22断层为界；南以F6断层及各煤层露头为界；西以F316断层为界。五、七采区以F9-1、F9-2为界。范围内走向长度平均1.0km，倾向长约0.969km，面积0.969km2。 区内主要可采煤层有C1、C2+1、C7、C9、C12、C17、C18、C19、C20共九层，其中C19煤层为薄煤层，其余均为中厚煤层，可采总厚15.05米。 在三采区东部和南部，有沟发和龙田两个有证个体煤矿生产，沟发煤矿主要开采C1、C2+1、C7煤层，龙田煤矿主要开采C1、C2+1、C7、C9、C12、C17煤层。所以现在采区内的主采煤层为C17
4、、C18、C19、C20共四层,总厚6.05米。二井上下对照关系 区内地表为中低山地形，山地丘陵地貌，地势总体上东、西高，中间低，南边高北边低，显示为一簸箕状地形。高程最高处位于三采区南部，高程2178.0米，最低处为三采区北部，高程2000米，高差178米，平均高程2089米。 地表于三采区西部边缘，三采区东部及北部边缘各有一小范围水田外，大部分为旱地。地面建筑物主要有位于三采区南部的托塔卡村庄（约40户人家）及三个个体煤地方面工业广场，其次是在五采区西部，七采区北部存在一些零星住户，除此以外无大的建筑群体。 区内C1煤层为距地表最近煤层，三采区范围内已被鸡蛋山煤矿采空破坏，三采区范围内19
5、50米水平以下，埋深最小150米，最大226米，平均埋藏垂深188米。三地质勘探情况 1960年5月至1961年8月，云南省143煤田地质勘探队对本区进行普查性质地质勘探，于1966年10月提交了云南省富源县庆云矿区勘探区普查地质勘探报告。签于庆云矿区煤储量较大，且属云南省比较短缺的气煤牌号，1970年11月该地质队再次进入勘探区进行地质勘探工作，分别于1975年12月提交了云南省富源县三井田精查地质勘探报告，亦即三采区所在范围，1974年9月提交了云南省富源县一、二井田精查地质勘探报告，即七采区所处区域。 勘探中，三采区共计打钻孔25个，其中七采区16个，三采区9个。所有钻孔除扫64号孔岩心
6、采取率较低外，其余各孔岩心采取率均较高，并且基本上各孔都进行了物探测量。资料显示，除少数钻孔的地表采用浓泥浆封孔，均为水泥砂浆封孔，情况均较良好。 勘探区内，相对其它采区区域，三采区所布钻孔较少，勘探线布置上有不尽合理之处，经现开采动用的九采区实际工程揭露证实，断距在10米左右的断层有漏勘现象，局部煤层结构、厚度、层间距等的探测也存在问题，但基本上还是能满足今后采区的设计开拓布置要求。第二节 地质特征一、煤层与五、七采区相邻的有位于七采区北部，现兴云煤矿正进行采掘活动的九采区，位于东部现正进行采掘活动的龙田个体煤矿，位于南部的沟发个体煤矿和三采区上部的鸡蛋山个体煤矿。 现三采区揭露的主要可采煤
7、层有C1、C2+1、C7、C9、C12、C17、C18，动用的煤层有C1、C2+1、C7、C9、C17煤层，采动煤层最低标高为C7煤层1830米水平。二、地层 三采区同处于勘探井田一井田范围内，地势为一向斜构造，两采区以一井田1、7两勘探剖面线为界，亦即以向斜之轴部为界。向斜轴走向为NWSE，九采区开采向斜轴以北可采及局部可采煤层，三采区开采向斜轴南翼可采及局部可采煤层。现九采区C1、C2+1煤层已采至向斜轴之位置，标高1910米左右。实际揭露情况为：1.向斜轴部构造较复杂，斜交正逆断层出现频繁，且一般断距均在2.0米以上，对采掘活动影响较大；2.煤岩层在走向方向上变化较大，与原勘探提供资料存
8、在较大差异；3.向斜轴部因其客观上处于汇水部位，加之煤系上覆地层卡以头组，飞仙关组为一套透水性相对较好的粉砂岩及泥质粉砂岩类岩层，地表呈无大的河流水体，但使得C1煤层在采掘中出现涌水较大现象，特别是在雨季，严重影响采掘活动的开展。位于五、七采区内的三个体煤矿，据调查开采水平标高均在1960米左右，在五、七采区今后的采掘活动中，一旦采掘巷道与之掘通，其大量矿井水将涌入采区内，构成极大水患威胁，给生产安全构成较大影响，同时增加了采区水文地质的复杂性。三.地质构造1.庆云矿区总体上为一轴向近南北的复向斜构造，区域上应属恩洪复向斜北延部分。两侧各有一组与含煤地层倾向相反的高角度逆冲距层（上盘由阳新灰岩
9、组成），使矿区又显示为一地堑构造。2.本次设计的三采区范围内有两褶曲，一为托塔卡向斜，轴部在托塔卡蒋家村间，向斜轴南端轴向近南北，到补67号钻孔后转而向西，至蒋家村为F8断层所切，东部接近边界大断层，为一井田之主体，轴部地层倾角26度，翼部地层倾角多在25度以内，近边界大断层较陡（3040度左右）。另一为新花村背斜，其轴部位于新花村至蒋家村之间，轴向近南北，延长一公里，向北于鸡蛋山附近倾没。3.三采区位于托塔卡向斜之南翼，五采区位于新花村背斜之北翼。区内因受矿区边界两大逆冲断层的影响，构造又显示以下特点： (1).与两大边界逆冲断层平行的断层，即走向近南北向断层, 为近东西向的侧压力所致，为早
10、期形成断层。此类断层一般落差均较大，延伸较远，对采区开拓影响较大；(2).走向近东西向断层为晚期形成断层，此类断层常切割其它方向断层，一般落差不会太大，延长也不会太远，此类断层主要影响采区内采掘工程布置；(3).由于受主应力的影响，区内以斜交断层为主，较少出现走向及倾向断层；(4).在背向斜轴部及近边界大断层旁，小断层较发育，且以正断层出现频率较高；(5).形态上以平行一组断层出现机率较高，但在性质上不完全统一，正断层一组形成阶梯状有之，正逆同时出现地堑地垒状形态存在。4.现就区内主要影响开拓布置断层构造作简述于下：(1).F9走向正断层，产状为倾向65度，倾角75度，落差50米，为一、三井田
11、分界断层，亦为五、三采区分界断层，有构2、5、33三钻孔，地表五条探槽勘探工程控制，其南北分别交于F6、F8断层，走向延长1300余米，属基本探明断层，中部落差较大，两端急剧变小，主要影响采区开拓布置。(2).F29斜交正断层，该断层位于七采区北东部，产状为倾向47度，倾角87度，落差30米，有探槽1，钻孔1、补12勘探工程控制，属一般了解断层，区内走向延伸长450余米，影响采区内回采开拓布置。(3).F30走向正断层，位于七采区北部，产状为倾向300度，倾角84度，落差35米，有探槽2、钻孔2勘探工程及自然露头1控制，属基本探明断层，区内走向延伸长360余米，对采区内回采开拓布置有较大影响。
12、(4).F31斜交正断层，位于七采区北部，自九采区延伸进入七采区内并尖灭，产状为倾向85度，倾角88度，落差310米，有补12钻孔控制，属一般了解断层，七采区内走向延伸长350米左右，对采区内回采开拓布置有较大影响。(5).BF5走向逆断层，位于七采区东北部，从九采区延伸至七采区并尖灭，七采区内走向长200余米，产状为倾向255度，倾角78度，落差8米，有补9号钻孔工程控制，属一般了解断层，对采区内回采开拓布置有较大影响。(6).BF11斜交正断层，位于七采区北部，产状为倾向47度，倾角87度，落差26米，采区内走向延伸长200米左右，对采区内回采开拓布置有较大影响。四、瓦斯及煤尘1.瓦斯 区
13、内一井田地质勘探阶段，做了14件瓦斯煤样分析，结果CH4含量0.146.75ML/克煤可燃体，一般2ML/克煤可燃体上下。CH4含量在地表垂深200米以内，不超过3ML/克煤可燃体，但200米以下则有显著增加，可达6.75ML/克煤可燃体。三井田共做了16件煤样品，最大瓦斯含量为3.9cm3/克可燃煤，一般含量小于1cm3/克可燃煤，但瓦斯含量同样存在随埋藏深度增加而增加的趋势。 总之，区内属低沼气矿井，但存在高瓦斯区域现象，且不同煤层不同区域瓦斯含量差别较大，在生产过程中，特别是开采深部煤层时，须随时留意瓦斯含量的变化，以确保安全生产。2.煤尘 地质勘探阶段，做了煤尘爆炸试验，结果煤尘有爆炸
14、或强爆炸危险，且抑制煤尘传爆所需之岩粉用量也较高。生产中应加强防止煤尘爆炸措施，确保安全生产。及时清扫煤尘。严格遵守规程要求作业，严禁干式作业。 五、水文地质1.地表水体 区内除七采区北部边缘有一东西向于采区东部边界发源，向西流经于蒋家村西南部汇于庆云小河的季节性河流外，只存在九条季节性冲沟，无大的水体存在，对采区开发无较大的影响。但采区浅部现正生产的龙田、沟发，特别是鸡蛋山个体煤矿其矿井水在今后的采掘活动中一旦相互掘通，将全部涌入区内，严重影响区内安全生产。 2.地层含水和断层含水 区内煤系地层本身为一套泥岩、泥质砂岩为主，夹煤层，粉砂岩，细砂岩的复合含水量，含水性较弱。在勘探阶段，曾对钻孔
15、做过抽水试验，单位涌水量为0.0000294公升/秒.米0.00946公升/秒.米，渗透系数为0.001390.0309米/日。 3.涌水量预计经对采区内各种涌水因素分析，在对采区进行采掘活动时，涌水来源主要有： (1).地表水沿煤岩裂隙渗透浸入井下。这部分水因七采区深部处于向斜轴部，为一天然江水区域。从现九采区开采向斜轴部煤层（C1、C2+1）证实，涌水量较大，特别是雨季较旱季有成数倍增加现象，为采区内主要涌水因素之一； (2).地表水沿断层裂隙渗透浸入井下，特别因张应力形成的正断层，常常是造成顶板淋水主要原因之一； (3).煤岩层本身所含的孔隙水及裂隙水，这部分水甚微； (4).个体煤矿矿
16、井水沿贯能处直接排入采区； (5).我矿九采区今后的采空积水最终向向斜轴部汇集等。综合诸多涌水因素，结合现正生产的九采区实际情况，采用水文地质比拟法类推预计五采区最大涌水量8600米3/昼夜，一般3800米3/昼夜。七采区最大涌水量16000米3/昼夜，一般涌水量6800米3/昼夜。 4.防治水建议 (1).本次对五、七采区进行的涌水量预计，只是考虑五、七采区开采范围内的正常涌水，结合九采区现开采范围水量情况，加上三个个体煤矿现开采范围内涌水估计得出的综合结果，与真实情况肯定存在较大误差，建议五、七采区设计排水能力时，五采区最大涌水量按10000米3/昼夜，一般涌水量5000米3/昼夜。七采区
17、最大涌水量按20000米3/昼夜，一般涌水量按10000米3/昼夜考虑为宜。 (2).在对五、七采区进行开拓时，有必要对三个体煤矿进行实测，在弄清其真实开采范围、水平标高的基础上，通过有关管理部门，双方协商，留足防隔水煤柱，严禁其矿井水涌入我矿区内。 (3).虽然区内煤岩层含水，断层导水均较弱，但因区内构造复杂，生产采掘过断层时，局部突然来水现象有可能发生，须引起注意。 (4).在今后对区内进行采掘活动中，随时对地表进行观测，发现塌陷及时填补，避免地表水直接灌入采区内。 (5).区内所有钻孔资料显示煤系地层中全为水泥砂浆封闭，但会出现局部封闭不良现象，采掘过钻孔位置时，可能会出现突然来水现象，
18、须引起注意，以免危害安全生产。第三节 采区境界及资源/储量一、采区境界 在该采区范围内, 西以F9-1、F9-2为界,东北端以BF5为界,东南端以煤层露头线为界,北以井田边界线为界。二、采区储量的计算 1.工业储量计算 本次储量计算在1：2000煤层底板等高线图上，按煤层厚度、倾角、储量级别的不同，进行小块段划分，计算中遂块采用求积仪求得平面积。计算程序为：块段储量=平均面积÷COS×煤厚×容重。取块段内煤层的平均倾角，煤厚为块段内煤层之平均厚度。 可采储量计算按块段划分遂块统计。计算程序为：可采储量=（工业储量永久煤柱损失量预计地质及水文地质损失）×采
19、区回采率。地质及水文地质损失=（工业储量永久煤柱损失）×地质及水文地质损失系数。地质及水文地质损失系数，计算中按各块段其构造复杂情况取1025%。采区回采率取薄煤层85%。中厚煤层80%标准。 本次永久煤柱计算，在七采区有托塔卡村约40户左右住户，且居住较散，其次是在五、七采区北部有几户零星住户，考虑煤层距地表较近，按规定留足永久煤柱。计算公式如下：块段储量=平均面积÷COS×煤厚×容重各块段工业储量表煤层倾角煤层厚度/m面积/真面积/容重T/m3储量万t161.4194021.4201840.351.439.56 根据C12煤层地板等高线图，通过块段法
20、计算本井田工业储量为39.56万吨。 2.可采储量计算计算公式如下 可采储量=（工业储量永久煤柱损失量预计地质及水文地质损失）×采区回采率。 地质及水文地质损失=（工业储量永久煤柱损失）×地质及水文地质损失系数。 地质及水文地质损失系数，计算中按各块段其构造复杂情况取1025%。采区回采率取中厚煤层80%标准。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计采区可采储量为31.65万吨。第四节 采区生产能力及服务年限一、采区服务年限 根据矿井基础储量及资源类型、矿井地质构造复杂程度和开采方式等情况，采区储量备用系数取1.4，采区按9万吨/年生产能力。 则采区设计服务年限为：T式中：
21、T采区设计服务年限，a；Zk采区设计可采储量，万t；A采区设计生产能力，万t/a；K储量备用系数，取1.4。 T57第二章 采区准备方式及参数第二章 采区准备方式及参数第一节 采区准备方式的确定本采区开采的是一层中厚煤层,煤层埋藏稳定，顶底板岩层稳定，断层较多，但是落差较小，都可以穿过，瓦斯涌出量小，采用单一煤层走向长壁采煤法采取巷道布置。工作面的采煤工艺为炮采。三采区沿倾斜为分三个区段，现主采18501900,18501825，18251800有待探煤后在进行准备开采。18501900区段垂高40m，区段内两个双翼相向采煤工作面同时回采，工作面自两翼向中央推进，沿底板开掘采区溜煤眼、运料眼、
22、行人眼及联络平巷。接着在掘区段运输和回风平巷，并沿走向每隔100m掘一联络眼，当区段两平巷掘到采区边界后开切眼，构成系统后开始回采。轨道上山掘到上部边界后掘出上部车场，再与回风石门贯通形成通风系统。随着第一区段的回采，及时开掘第二区段的中部车场、回风巷、运输巷和开切眼。采用区段下行式开采顺序，依次准备下一区段的采煤工作面，保证工作面的正常生产接替。第二节 采区参数 一、采区倾斜长度计算采区倾斜长：L=90 二、采煤面斜长的确定 1.区段煤柱的确定采区倾角16°，煤厚1.4m，区段煤柱可留11 m。 2.区段平巷（风巷、机巷和运巷）设计宽2.0 m，高2.2 m。 3.采区最下部阶段隔
23、水煤柱留设27m。 4.采区煤层赋存不稳定，地质构造复杂，无大的断层，结合本矿实际情况，采煤面斜长设计为45 m。 5.采区边界煤柱留设10 m，采区两边各留5 m。 6.采区上山煤柱留设20 m。 三、区段斜长、标高及区段数目的确定： 1.区段数目的确定：采区斜长141 m，结合本矿井的实际情况，采煤面斜长设计20 m，采区划分为4个区段。 2.区段斜长计算： L斜长 = L1 + L2 + 2B= 20 + 11 + 2×2 = 35m式中 L1 采煤面斜长,m ; L2 区段煤柱宽,m ; B 区段平巷宽,m。第三节 采区巷道布置一、巷道布置方案的选择因本矿为低瓦斯矿井，所以布
24、置两条上山即可满足运输、行人和通风的要求。在根据该区域的地质情况及地面村庄的压煤情况，三采上山位置有两个方案 ，所以列出两条可行性方案进行比较：方案一：双煤上山布置，回风上山、轨道上山均布置在煤层中。方案二：轨道上山沿煤层布置在底板，运输上山布置在煤层中。采区上山布置方案技术比较表 项目方案优点缺点方案一双上山布置在煤层中，掘进速度快，费用低，投产快，轨道上山作为排矸、运料、运煤的上山可实现集中运输，便于管理，回风上山作为专用回风通道设备少，风阻小等优点。由于轨道上山可下放煤炭，实现间隔运输系统，因而不用另设区段溜煤眼和采区煤仓。使用双煤上山时，轨道上山和与区段运输平巷均采用矿车运输，可减少刮
25、板运输机使用数量，易于分采分装分运，有利于提高煤质。适应性强，区段运输平巷也可分段掘。受周边采动影响，煤巷维护频繁。间隔运输使用矿车较多，轨道上山的中下部车场长度较长，保安煤柱留设较多。轨道上山下煤排矸行人任务繁重，事故率较高，操车复杂。方案二轨道上山布置在岩层中，维护简单，只执行下排矸、运料、行人的工作，任务不重，运输上山布置在煤层里区段运输平巷和运输上山使用皮带，可实现连续运输。因此轨上山可使用小功率绞车，采区内双轨巷道少，矿车使用量少，矿车使用量少，运输安全性高。岩巷掘进费用高，投产慢，采煤面投产前掘进工程量大；皮带机使用台数较多，需布置采区煤层煤仓和区段溜煤眼，无法实现分采分运，不利于
26、提高煤质。采区上山布置方案经济比较表 方案 项目第一方案双煤上山方案第二方案煤岩 上山长度/m366366366掘进单价/元155015501700费用/元567300567300622200联络巷 长度/m101010掘进单价/元155015501700单条上山费用/元155001550017000总费用（两条）310003100034000维护巷道 长度/m258258258单价/元321.069维护时间/a2.52.52.5费用/元20640683.75805 二、选定方案的布置方式 1采区上山布置经上述方案比较，结合本矿井年产量以及采区服务年限的需要，最终选定方案一作为本采区上山布置方
27、式。采区上山布置：因煤层煤质较坚硬且不易自燃，属低瓦斯矿井，无瓦斯突出危险；故轨道上山和回风上山均布置在煤层中。方案一布置示意图 方案二布置示意图 回风、轨道上山参数表项目断面形状上山间 距m斜长 m倾角°护巷煤柱支护形式支护材料净断面积轨道上 山回风上 山三心拱2036020各20米锚喷钢筋砂浆锚杆4.35轨道上山净断面图回风上山净断面图第三章 采煤方法第三章 采煤方法第一节 回采巷道布置 一、采煤方法及工艺煤层均厚2m，根据我国目前煤矿开采的技术条件和本矿煤层的赋存条件以及经济技术指标，决定采用单一走向长壁式采煤法采煤，放炮落煤、全部垮落法放顶。矿井设计生产能力为9万吨/年，1个
28、回采工作面生产。由于本矿井的平均煤层厚度为1.4米，小断层发育，矿井设计生产能力为9万吨/年，综合考虑各方面因素，采用炮采工艺较为合适。工艺设计内容包括回采工作面落煤、装煤、运煤及顶板管理方法；设备选用、工作面支护设计、放顶方式及劳动组织等。 回采工作面落煤、装煤、运煤方式： 1.落煤方式：工作面采用爆破落煤法落煤。 2.爆破要求采用对眼布置，炮眼间距1m，排距1.2m，要根据煤壁和顶板情况灵活打眼、装药，填足炮泥。做到不轰烂顶板，不崩倒棚子，不冲翻刮板机，有95%的煤被崩松，煤的自装率高，尽量使煤不抛入采空区，降低炸药、雷管消耗率。炮眼布置图 第二节 回采工艺设计 一、回采工艺生产能力为9.
29、0万t/a，首采工作面煤层平均厚度1.4m，煤层倾角16°，设计采用炮采工艺。 1落煤：首采工作面纯煤厚度为1.4m，采用ZMS-12T型湿式煤电钻打眼，“三花眼”布置，炮眼长度1.2m，炮眼间距1.2m1.6m，与煤壁夹角85°，使用3号煤矿安全炸药，毫秒电雷管引爆。 2装煤：工作面煤炭自溜和人工装煤。 3运煤：运输顺槽采用刮板输送机转载。 4顶板控制及采空区处理：工作面平均采高1.4m，设计采用DW18-400/110型单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板，排距1.0m，柱距0.8m，“五·三”排控顶，最大控顶距4.1m，最小控顶距3.1m。采用全部垮落法处理采空区
30、，放顶步距2.0m。采煤工作面回采时，各工序按作业规程、操作规程、以及煤矿安全规程相关规定执行。见采煤方法示意图。 二、采区及工作面回采率按煤炭工业小型矿井设计规范规定，各煤层采区回采率取85%，各煤层工作面回采率均为95%。第四章 顶板管理第一节 支护设计 一、工作面支护设计1工作面支护设计包括计算支护密度n、排距a、柱距b、支柱和顶梁选型。（1）支护密度煤层顶板为黑页岩混砂质页岩，属中等稳定顶板。根据各类直接顶所需要的支护密度经验数据表分析，为支护可靠，选用I类直接顶的上限密度1.785根/作为工作面的支护密度。 直接顶支护密度经验表：直接顶类别I类（不稳定）类（中等稳定）类（稳定）I4m
31、4mI8m支护密度上限2.251.7851.431.25支护密度下限2.081.431.251.04（2）排距：a为满足工作面通风、运输、行人及堆放材料的需要，排距一般为0.8-0.9，最大1.0。结合选用的顶梁长度及工作面进尺，决定取a=0.8m （3）柱距：b b=m 式中：n=支护密度倒数 （4）支柱选型工作面采用单体液压支柱配金属铰接顶梁的走向棚子支护方式。故支柱选用单体铝合金液压支柱。采区煤层的采高范围是1.62.6m，均厚2.0m，选用DZ25-25/100型液压支柱合适。其参数为：最大支撑高度：2500mm；最小支撑高度：1700mm；额定工作阻力：250kn；重量：55kg；直
32、径：100mm。为支柱在工作中能安全可靠的工作，支柱应留有50mm的备用量，即支柱工作支撑力区间为2450,1750mm。 （5）顶梁选型为配合工作面进尺需要（一班进0.8m），选用HDJA-800型金属铰接顶梁合适。其参数为：梁长：800mm; 重量：22kg。 2放顶方法工作面采用走向棚子支护顶板，全部跨落法处理采空区，五三控顶（见五回二）。铰接走向梁棚最大控顶距为4.1m，最小控顶距为3.1m。 3工作面特种支架布置及超前支护的方式和布置 （1）工作面特种支架布置 工作面特种支架是指在放顶前用来切断顶板和加强支护的支架。常用的工作面特种支架有：密集柱、丛柱、木垛、抬棚、戗棚。现就常用几种
33、特种支架的作用、布置方式、适用条件、布置要求进行说明： 密集柱 作用：切顶、挡矸。 布置形式：单排密集、双排密集、当班支密集、予支密集。 适用条件：工作面基本柱间距0.7m时应设架设密集柱；单排多用于稳定、中等稳定及以下的顶板；双排多用于坚硬难冒的顶板；当班支密集多用于煤层倾角30°的条件；予支密集多用于煤层倾角30°的条件。 要求： a.密集柱与基本柱同类型同型号。 b.每隔35m留1个宽度不小于500mm的安全出口，方便行人运料。 c.密集柱与基本柱上下成直线布置，初撑力要达到规程要求。 d.当班支密集超前放顶点15m支设。 e.予支密集应超前放顶作业8小时以上预支。木
34、垛：作用：增大采场支护面积。布置形式：矩形、方形。适用条件：a.采场支护应为木支护或金属铰接梁支护。b.煤层倾角25。c.应采用走向长壁垮落采煤法。要求：a.所用坑木长度要尽量一致。b.木垛应紧靠基本柱架设，且层面应与煤层倾斜面一致，不得架在松矸或浮煤上。c.木垛所在位置的基本支架必须整齐完好。d.木垛的宽高比应在0.8以上。e.木垛的四角要成90°，各层坑木的探头长度应不小于0.15m。丛柱：作用：增加切顶线处的支撑强度，以利切断顶板。布置形式：三角形 方 形 长方形 适用条件：a.煤层倾角25°以下。b.顶板坚硬难冒，悬顶面积大。c.煤厚在1.6m以上。d.采用走向棚支
35、护的工作面。要求：a.支柱间距一般应小于100mm。b.必须沿切顶线架设，靠采空区一侧的丛柱与基本柱上下成直线布置。c.所用支柱的性能要好，用木柱时，其直径应大于基本柱。戗棚作用：防止密集柱被采空区垮落矸石推倒;防止小倾角断层面的片垮。布置形式：一梁二柱，一梁三柱，木梁木柱，木梁金属柱。适用条件：a.煤层厚度2.0m以上。b.断层倾角小于60°。c.多用于直接顶初次来压，老顶初次来压及周期来压期间。要求：a.靠切顶线上的密集柱或靠断层斜面架设。b.棚梁应位于密集柱高的2/3处，棚腿斜角一般为50°以下。c.棚腿一般要紧靠基本柱腿支设。d.创棚要超前放顶点10m架设。抬棚作用
36、：增加基本支架的稳定性;增大采场支护强度。布置形式：一梁二柱，一梁三柱，木梁木柱，木梁金属柱。适用条件：a.采用倾斜棚支护的工作面。b.整个工作面来压或局部支柱失效，棚梁变形处。要求：a.要垂直基本支架棚梁设置。b.抬棚柱的上方不得空顶。c.要紧靠基本支架的失效支柱或棚梁压弯变形处架设。超前支护的方式和布置超前工作面煤壁20m范围内的运输（回风）巷架设超前支护，架设单列铰接顶梁和单体液压支柱配合金属顶梁组合成十字型支护。超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于1.6m。第二节 顶板管理1加强工程质量管理，严格按本作业规程的要求支架，确保排距和柱距符合作业规程的规定。2支柱必须落到硬底，并有
37、3cm以上的柱窝，支柱因受构造影响而落不到时必须穿木鞋，木鞋规格为：长×宽×厚=200×200×50（mm）。3支柱必须对山，有3度至5度的迎山角，严禁有不对山或退山的支柱存在。4放炮后必须及时背顶移梁，移梁后必须及时按二梁五柱的形式打好贴帮柱，各移梁放顶作业组的间距必须大于15米。5加强顶板管理，严禁缺梁少柱，严禁有一梁一柱的现象存在。6严格按正规循环图表的要求组织正规循环作业，严禁乱采乱挖。7各作业组进入作业点前，必须对本区的工程质量、安全情况进行严格检查，如存在隐患时，必须进行整改，否则不得进行作业。8工作面每一根杠子，必须及时移梁支护，严禁超采不
38、支的现象。.9移梁前，必须在切顶线下挂好挡矸帘，下部用两块重叠，用铁丝捆在单体上，放矸时严禁用手扶挡矸帘。10现冒顶或有冒顶预兆时，要沉着冷静，先撤人员，清点人数，然后查明原因，及时组织人员抢险加固，并向调度室汇报，严禁冒险蛮干。第五章 采区通风设计第五章 采区通风设计第一节 采区通风，瓦斯概括况一、通风概况矿井通风方式为抽出式。现有三个进风井筒（主井、副井、三采区轨道上山）和一个回风井筒（九采区风井），三采区风井两台主扇型号均为：47211No20B，左右电机功率为132Kw。待一采区投产后，矿井通风系统将演变为采区风井分区回风通风系统。二、瓦斯概况矿井2002年瓦斯鉴定结果为：低沼气矿井。
39、矿井瓦斯绝对涌出量为5.34M3/min,相对涌出量为7.43 M3/t·d;矿井二氧化碳绝对涌出量为2.4M3/min, ,相对涌出量为3.37 M3/t·d。第二节 采区通风系统拟定根据采区设计巷道布置情况，采区通风系统拟定为：分区式通风，其由副暗斜井进风由运煤上山回至各采区回风巷。一、采区风量计算及分配1计算依据根据采区设计要求，采区内布置1个炮采工作面， 2个掘进工作面，设计生产能力9万吨/年，服务年限为2.5年。采区主采煤层为C17，瓦斯含量分别为：0.61 m3/t。因我矿为低瓦斯矿井，在风量计算时，按低瓦斯矿井公式确定。采区所需风量.（1）采区总风量：按采区内
40、同时工作最多人数计算Q=4NK=4160×1.45=928m3/min式中 Q：采区总供风量，m3/min；N：一采区同时工作的最多人数 ，取160人 ； K：矿井通风系数，取为：1.45;按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q它)K式中 Q采：采煤工作量实际需风量总和，m3/min；Q掘：掘进工作面实际需风量总和，m3/min；Q硐：独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；Q它：除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min。（2）采煤工作面需风量计算：按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100×q采×KC=100×0.42
41、5;2=84m3/min式中 Q采：采煤工作面需要风量，m3/min；q采：采煤工作面绝对瓦斯涌出量，0.42m3/min；KC：工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取KC=2.0。按工作面温度计算 Q采.=60×VC×SC×KC=60×1.0×6.1×1.1=402.93m3/min式中 VC：回采工作面适宜风速，m/s ，180C200C取为1.0；SC：回采工作面平均有效断面,本矿井取为(4.1×1.5+3.1×1.5)/2=10.8m2；4.1为炮采最大控顶距,3.1为最小控顶距,1.4为C12炮采平均采
42、高。KC：工作面长度系数。取为1.1按炸药使用量计算Q采=AC·b/t·c=25AC=25×15=375 m3/min式中 AC：采煤工作面一次使用最大炸药量，Kg；b：每公斤炸药爆炸后生成的CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体，国家标准取b=0.1m3/kg； t：通风时间，取为30 min；c：爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取C=0.02%。按工作人员数量计算Q采=4nc=4×60=240m3/min式中 4：每人每分钟应供给的最低风量，m3/minnc：采煤工作面同时工作的最多人数，60C12炮采工作面实际需要风量取为402.93
43、m3/min按风速进行验算：15×ScQ采240×Sc Sc为6.1 m2按最低风速验算：Q采15×6.1即Q采91.5 m3/min按最高风速验算:Q采240×6.1即Q采1464m3/min通过以上验算,确定炮采工作面供风量402.93m3/min满足煤矿安全规程的要求（3）掘进工作面需风量计算：C12煤有2个独立通风掘进工作面，均配备11Kw局部通风机，按局部通风机的技术特征配风，每个掘进面的配风量为200m3/ min,则：QM=2×200=400 m3/ min（4）硐室需风量计算：绞车房：80 m3/ min； 水泵房：80 m3/
44、 min； 机电硐室80 m3/ min。2.采区风量分配 采区所需风量.类 别单 位数量配风量m3/ min合计m3/ min备 注炮采工作面个1402.93402.93掘进工作面个2200400硐 室个480320其 它5050合 计1172.93采区人数的风量928 m3/ min总风量为2100.93m3/ min 据公式：Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q它)K式中： Q：采区实际风量，m3/ min； Q采：回采工作面风量，m3/ min；Q掘 ：掘进工作面风量，m3/ min；Q硐：硐室风量，m3/ min；Q它：其它巷道风量，m3/ min。则：采区需风量为:Q=1920 ×
45、 1.15=2208 m3/ min二、通风阻力计算通风阻力计算表(困难时期）巷道名称支架形式a (N·S2/m4) L（m） U（m） S(m2) S3 (m6)R摩(N·S2/m8) Q(m3/s) Q2 h摩(pa ) v(m/s)副斜井砌碹0.003535012.658.58631.6287120.02453 180.532580.25799.3172 21.037 1900运输平巷 砌碹0.003575012.6514.42985.9840.01112 84.727177.478479.8186 5.883 1905运输平巷 砌碹0.00353489.4114.4
46、2985.9840.00384 42.361794.36966.8875 2.942 副暗斜井锚喷0.01083418.88.58631.6287120.05131 35122562.8543 4.079 1800运输平巷锚喷0.01084019.77.7456.5330.09202 351225112.7207 4.545 17煤轨道上山圆木0.01375608.87.12360.9441280.18705 29.04843.3216157.7410 4.079 工作面下顺槽圆木0.01376038.85.2140.6080.51702 14.4207.36107.2101 2.769 工作
47、面液压支柱0.03310010.87.2373.2480.09549 14.4207.3619.8000 2.000 工作面上顺槽圆木0.01377658.85.2140.6080.65593 14.4207.36136.0128 2.769 总回风巷砌碹0.003540010.27.12360.9441280.03956 42.361794.369670.9905 5.949 总计1553.3526 通风阻力计算表(容易时期） 巷道名称支架形式a (N·S2/m4) L（m） U（m） S(m2) S3 ( m6)R摩(N·S2/m8 Q(m3/s) Q2 h摩(pa )
48、v(m/s)副斜井砌碹0.003535012.658.58631.6287120.02453 127.0816149.3264396.2043 14.811 1900运输平巷 砌碹0.003575012.6514.42985.9840.01112 84.727177.478479.8186 5.883 1905运输平巷 砌碹0.00353489.4114.42985.9840.00384 42.361794.36966.8875 2.942 副暗斜井锚喷0.01083418.88.58631.6287120.05131 35122562.8543 4.079 1800运输平巷锚喷0.01084
49、019.77.7456.5330.09202 351225112.7207 4.545 17煤轨道上山圆木0.01378508.87.12360.9441280.28391 29.04843.3216239.4283 4.079 工作面下顺槽圆木0.0137308.85.2140.6080.02572 390.2315 0.577 工作面液压支柱0.03310010.87.2373.2480.09549 390.8594 0.417 工作面上顺槽圆木0.0137308.85.2140.6080.02572 390.2315 0.577 总回风巷砌碹0.003540010.27.12360.94
50、41280.03956 42.361794.369670.9905 5.949 总计970.2266 第七章 采区安全技术措施1计算原则选择达到设计产量后，分别算出扇风机工作最容易时期和最困难时期的阻力值。对于并联井巷，选择阻力最大的风路作为计算依据，根据情况分别按自然分配和按需分配的方法计算各区段阻力。2阻力计算根据公式：H = a×L×U×Q2S3 式中 H：巷道摩擦阻力，Pa；a: 巷道摩擦系数，Ns2/m4L: 巷道长度，m；U：巷道周边净周长，m；Q：巷道中的风量，m3/s；S: 巷道断面积，m2采区通风容易、困难时期的阻力计算详见附表。（1）通风容易时
51、期的井巷总阻力： hr.min=1.15hfr.min=1.15×3112.593×0.789=2824.21 Pa式中 hr.min：通风容易时期的井巷总阻力 Pahfr.min: 通风容易时期的摩擦总阻力 Pa 0.789：高原矿井气压系数 1.15：局部阻力系数（2）通风困难时期的井巷总阻力： hr·max=1.15hfr·max=1.15×1056.5×0.789=958.6Pa式中 hr·max：通风困难时期的井巷总阻力 Pahfr·max: 通风困难时期的摩擦总阻力 Pa 0.789：高原矿井气压系数
52、1.15：局部阻力系数3采区风阻根据公式：R=H阻/Q扇2式中：R：矿井总风阻，Ns2/m8Q扇：扇风机风量，m3/ sH阻：矿井通风阻力，Pa则：R=958.6/3154.69=0.304 Ns2/m84采区等积孔 根据公式：A=0.38×Q扇/H阻则：A=1.1896×42.36/958.6=1.31 m2二、设备选择1主扇选择扇风机风量计算根据公式：Q扇=K外×Q矿×K式中： Q扇：扇风机风量，m3/s；K外： 外部漏风系数，1.05；Q矿： 采区总进风量，m3/sK ： 风量备用系数，1.2则：Q扇= 1.05×42.36×1
53、.2=53.4 m3/s扇风机风压计算根据公式：H扇全=1.2× (H阻+H硐)+H自式中： H扇全：扇风机全压Pa H阻：矿井通风阻力 ，Pa H自：矿井自然风压 ，50Pa H硐：风硐阻力 ，200 Pa则：H扇全=1.2×(958.6+200)+50=1440.32 Pa扇风机选择根据七采区生产时期的风量、风压和工况点情况。七采区选用两台2K60-No18型轴流式扇风机能满足要求。2电机选择扇风机输入功率：N扇= Q扇×H扇/1000×扇 Kw则：N扇=42.36×1440.32/1000×0.7=43Kw电机输出功率根据公式：
54、N出=（1.11.15）×N扇=（1.11.15）×43=47.349Kw三、通风费用概算1主扇耗电量根据公式：I主=（N电×24×43）/2（电×变×线×传）式中 I主：主扇电机母线耗电量,千瓦小时/年;N电：主扇电机输出功率,Kw;变：变压器的效率,取0.8;电：主扇电机的效率,取0.9;线:电线的输电效率,取0.95;传:传动效率,取0.95;则：I主=（110×24×43）/2（0.9×0.8×0.95×0.95）=87323千瓦小时/年2吨煤耗电量根据公式：I=I主
55、/T式中 I：吨煤耗电量,千瓦小时/吨;T：一采区年平均煤产量,吨/年;则：I=87323/150000=0.6 千瓦小时/吨3吨煤通风电费根据公式：E=I×0.33式中 E：吨煤通风电费工,元/吨;E=0.6×0.33=0.2元/吨第三节 灾害预防1勘探区内，五、七采区为勘探程度较低区域，区内圈出的高级储量只有极少量B级，比例为6.8%，这将使得采区在今后的采掘活动中出现：（1）用于地质构造探巷大量增加，开拓成本增大；（2）无法按设计方案进行工作面正常布置现象存在，从而造成采掘接替紧张；(3）实际揭露构造较勘探提供资料复杂，不可采块段增加，使得可采储量减少，从而缩短了采区
56、服务年限。2采区内现正进行采掘活动的三个体有证煤矿对资源的肆意侵占，将造成资源量的急速递减，同时其采空、废巷的大量积水给今后的采掘活动构成极大安全威胁，建议对个体煤矿的开采范围进行实测，通过有关部门，双方签订书面协议，留设足够的安全防隔水煤柱。开采活动中并随时对其开采动态进行了解掌握，严禁进入防隔水煤柱内从事采掘活动。3区内勘探钻孔存在封孔质量差，封闭材料空洞现象，在今后进行采掘活动中，应注意遇钻孔时的突然来水。4在今后的采掘活动中，近浅部必须坚持“有疑必探、先探后掘”原则，确保安全生产。第六章 采区主要生产设备第一节 运输设备一、运煤系统绞车房安装一台JTB1.2×1-24型防爆提
57、升机，配75KW电机，担负采区提升煤炭、矸石、下放设备、材料等提升任务。提升能力为10.47万吨/年。工作面采落的煤，经溜槽运输平巷石门上部车场后经轨道上山运到下部车场1800m运输大巷1800m井底车场主斜井到地面煤仓。二、运料及排矸系统1.运料（投产时）：工作面需要的材料设备在地面经主斜井，至1800m井底车场，1800m运输大巷、轨道上山、采区车场、区段石门、运输平巷到工作面。2.排矸：掘进时所出的矸石运输平巷区段石门采区车场轨道上山1800m运输大巷1800m井底车场经主斜井运到地面。第二节 排水设备采区最大涌水量按20000米3/昼夜，一般涌水量按10000米3/昼夜考虑为宜。1. 所需水泵最小排水能力正常涌水时：Qmin=1.2Q=1.2×22.5=27m3/h最大涌水时：Qmin=1.2Q=1.2×67.5=81m3/h2.水泵扬尘HB=Hg/g=（Hp+Hx）/g=116.6m式中：Hp=-160-（-260）=100m排水高度；Hx吸水高度取5m； g取0.9在泵类产品样本中，选择能满足Qmin及HB效率最高的水泵为D80-30×4型，该水泵的额定流量为43 m3/h；额定扬程为120m。一、水泵台数：根据煤矿安全规程规定，必须有工作、备用和检修的水泵。1.正常涌水时工作水泵台数Z1= Qmin/Qe=27/43=0.6取一台
