矿井通风与安全专业毕业论文01065.doc

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1、毕业设计说明书 专专 业业 矿井通风与安全 班班 级级 通风 101 云南能源学院采矿（通风）毕业设计（论文）任务书云南能源学院采矿（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： 云南能源职学院毕业设计（论文）指导教师评阅书云南能源职学院毕业设计（论文）指导教师评阅书 指导教师评语指导教师评语 序 号 项目评价及意见 1基础

2、理论及基本技能的掌握 2独立解决实际问题的能力 3 研究内容的理论依据和技术 方法 4取得的主要成果及创新点 5工作态度及工作量 6总体评价及建议成绩 7是否同意答辩 成绩： 指导教师签字： 年 月 日 云南能源学院毕业设计（论文）答辩及综合成绩云南能源学院毕业设计（论文）答辩及综合成绩 答答 辩辩 情情 况况 回答问题 提 出 问 题 正确 基本 正确 有一般 性错误 有原 则性 错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩 答辩委员会主任签字： 年 月 日 学院领导小组综合评定成绩 学院领导小组负责人： 年 月 日 1 目 录 第一章第一章 采区概况采区概况1 1 第一节 矿井概况 1 一一

3、、位置及交通1 二、地形地貌1 三、地表水系2 第二节 地质特征 3 一、地质构造3 二、地层4 三、煤层及煤质5 第三节 采区境界及资源/储量 .6 一、采区位置6 二、可采煤层6 三、煤质7 四、采区储量7 五、采区生产能力及服务年限9 第二章第二章 采区准备方式及参数采区准备方式及参数1111 第一节 采区准备方式的确定 .11 第二节 采区参数 .11 一、采区走向长度的确定.11 二、确定区段斜长及区段数目.11 三、煤柱尺寸.11 四、区段无煤柱护巷.11 第三节 采区巷道布置 .12 一、采区上（下）山的布置.12 二、区段平巷的布置.12 第四节 井巷工程 .14 一、初期掘进

4、的主要巷道名称、工程量.14 第三章第三章 采煤方法采煤方法1414 第一节 采煤方法及工艺选择 .14 第二节 工作面回采工艺设计 .15 一、落煤.15 二、装、运煤.15 三、工作面的支护.15 第四章第四章 顶板管理顶板管理1717 第一节 支护设计 .17 一、支护形式的选择.17 二、采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定：.17 第二节 顶板管理 .18 第五章第五章 采区通风设计采区通风设计1818 2 第一节 采区瓦斯涌出量的预测 .18 第二节 采区通风 .18 一、采区通风系统的要求.18 二、通风系统选择.19 三、风量计算与分配.20 四、矿井通风设施.28 五、

5、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施.28 第三节 灾害防治简述 .28 一、瓦斯灾害防治.28 二、顶板灾害防治.32 三、水害防治.33 四、粉尘防治.35 五、火灾防治.37 第六章第六章 采区主要生产设备采区主要生产设备4040 第一节 运输设备 .40 一、布置设备的地点及初步选择设备如下：.40 二、设计依据.40 三、设备选型.41 四、运输大巷设备.41 五、运输上山设备.41 六、轨道上山绞车的选型.41 第二节 通风设备 .41 一、设计依据.41 二、选型计算.42 第三节 排水设备 .43 一、设计依据.43 二、选型计算.43 三、水泵选择.44 第四节 压气设备 .4

6、4 一、设计依据.44 二、选型计算.45 第七章第七章 劳动组织及安全经济指标劳动组织及安全经济指标4545 第一节 劳动定员及劳动生产率 .45 一、采区工作制度.45 二、劳动定员.45 三、劳动效率.47 第二节 主要经济指标 .47 参考文献.50 毕业设计心得体会.51 第一章 采区概况 第一节 矿井概况 一一、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

7、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

8、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

9、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

10、=25m3/h） 。 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 3045；火烧铺井田 1825左右，局部 达 35。纸厂井田 3065，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 3040，倾向南东，倾角 708， 落差 120150m，全长 2400m 左右，切穿全煤系。是羊场坡与火烧铺两井田的分

11、界断层。 （2）火6断层：正断层，走向北东 1020，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 名称 断层性 质 断层面 走向 断层面倾 向 倾角() 落差 (m) 水平断 距(m) 位置及范 围 F火 5正断层北东南东 7080 12015 0 26.32 F火 7正断层北东南东 7080407.02 F火 6正断层北

12、东南东 608012021.05 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 东翼，两者轴面近于直立，走向为北东 1520，与火6断层大至平行，背 斜两翼地层倾角为 40左右，其波幅 40m70m，向斜两翼不对称，两翼倾角 1822，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、

13、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P21 深灰色的及棕色玄武岩，夹紫色凝灰岩，厚约为 180 米。 第二段 P22 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P23 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

14、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 15 米的浅灰灰白色铝土岩或绿灰色铁铝岩厚约 30 米。 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，

15、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

16、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 0.030.04 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。 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 1.92.5，平均 2.2 米。稳定, 全井田可采。 22#煤层：一般厚度 1.82.4，平均 2.1 米。稳定, 全井田可采。 可采煤层特征表： 序号煤层编号 厚度 （m） 层间距(m)稳定性倾角()

17、可采情况 1C211.92.5 稳定 24.5 全井田可采 2C221.82.4 稳定 24.5 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

18、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 0.10.5m 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 0.150.6m 的含根泥岩，其下为粉 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 18.7126.57%（21 号煤最低） ，其中其余煤层全为 中灰；精煤平均灰分为 6.959.31%。 硫分：原煤平均值为 0.

19、484.85%，精煤平均值为 0.371.62%。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 00.1，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 24ppm。 四、采区储量 采区的可控制的资源量: Q = cosMS 式中: S煤层投影面积； M煤层厚度 m； 煤容重工业 t/m3； 煤层平均倾角 （） 。 21

20、 煤： Q21=cosMS =0.086471062.21.46Cos24.5 =0.31106(t) 22 煤： Q22=cosMS =0.086471062.11.46Cos24.5 =0.29106(t) Q=Q21 +Q22 =0.31106(t)+ 0.29106 =0.6106(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： cosQMS Q21= cosSMk =0.00651062.21.46Cos24.5 =0.023106 (t) Q22= cosSMk =0.

21、00651062.11.46Cos24.5 =0.022106 (t) P= Q21+Q22 =0.045106 (t) 1.采区的工业储量： Q总=0.6106 (t) 2.采区的设计储量： QZ=Q总P = 0.6106-0.045106 =0.555106 (t) 3.采区的可采储量（Z）： Z= QZC 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 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

22、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 QZC 0.5551060.83 =0.46106 (t) 采区储量计算表 煤层 编号 投影面积 倾角 Cos 煤厚 m 容重 t/m3 设计损 失量 (t) 煤层 采区 回采 率 可采 储量 （t） 备注 21 0.086477 106 24.50.912.21.46 0.0064 47106 0.80.31106 22 0.086477 10624.50.912.11.46 0.0064 47106 0.80.29106 断层保护煤 柱和矿井边 界保护煤柱 分别留设 15m、10m 合计 4.3 1.12

23、 106 0.80.6106 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： AOLV0MC0 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 30010.8=240m/a。 M煤层厚度或采高，m；本矿取 2.2。 煤的密度，t/m3；本矿取 1.46。 C0采煤工作面采出

24、率，一般取 0.930.97，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： A0802.21.462400.95211.72 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=A010%14.6510%1.72 万 t 2.采区生产能力的确定： iB QKKQ 21 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：QB16.111.10.9516.

25、84 万 t 3.采区服务年限 按下式计算矿井的服务年限： )/(KAZT 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 ta K储量备用系数；一般取 1.21.5 由此确定出矿井的设计生产能力和服务年限：T46/（151.2）=3a； 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

26、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

27、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 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。

28、 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

29、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 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

30、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

31、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） 工作面回风平巷U 型钢支架 10.39589867 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

32、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

33、 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 煤层名称容量（吨/）平均厚度(m)平均倾角( ) 211.462.224.5 221.462.124.5 工作面运输平巷U 型钢支架 13.3971112914 运输上山锚喷 1515012250 轨道上山锚喷 1424113374 回风上山锚喷 1526613990 采区下部车场锚喷 14281392 采区中部车场锚喷 144821344 采区中部车场锚喷 14391546 其他硐室锚喷 184821728 合计 36405 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

34、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 ZMS12A 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

35、度 200m，输送能力 180t/h；刮板 链速 0.86m/s；中部槽尺寸 1500630190； 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 1.73.0m，工作阻力为 4000KN，初撑力 1884KN，外形尺寸 567314201700，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= km=72.225= 385kPa 支柱的有效支撑能力 PE

36、； PE= KEPA=0.8300=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 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 1015，顶梁须增加 24，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，

37、m=2.2m -工作面顶板岩石平均厚度，=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

38、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

39、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

40、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： 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

41、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

42、 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。 （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

43、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。

44、 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 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

45、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

46、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 1.01.5Mt 的矿井，大于 30m3/min； c年产量 0.61.0Mt 的矿井，大于 25m3/min； d年产量 0.40.6Mt 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

47、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。 (1)按井下同时工作的最多人数计算。 KNQ 4 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 K1.15。 Q41501.15=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： m 3/

48、min KQQQ(） 其它硐掘采 QQ 式中：Q 采采煤工作面实际需要风量的总和,m 3/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,m 3/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。 C Kq100Q 瓦采采 式中： Q采采煤工作面实际需要的风量，m3