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1、山西介休大佛寺小尾沟煤业有限公司采区设计二一一年六月目录矿井采区设计编制依据：43-1#煤层放顶煤开采设计45#煤层放顶煤开采设计煤矿安全规程第一节、概况新疆东方金盛工贸有限公司米泉沙沟煤矿位于米泉市沙沟碱泉子沟东部，距米泉市区13km，井田南部有简易公路在沙沟口与米泉至铁厂沟公路相接，从沙沟口向北5km与乌奇公路相通，交通较为便利。行政区划属米泉市管辖。米泉市经济比较发达，改革开放以来，工农业生产及交通运输业飞速发展。商贸，餐饮业突飞猛进的发展，经济繁荣，市场供销两旺。米泉市历年来就是经济、文化、交通较为发达的地区，特别是改革开放以来，利用地缘优势、资源优势、人才优势，经济发展更为迅猛。该区
2、人口较为稠密，居民有回族、维吾尔族、哈萨克族、汉族等，主要从事农业、采矿业及商业、旅游业等。该区是米泉市主要工业区。区内一切生产及生活物资主要靠乌鲁木齐市及米泉市供给。新疆东方金盛工贸有限公司米泉沙沟煤矿为“十五”规划15万t/a保留矿井，该矿已于2004年5月委托新疆煤炭设计研究院有限责任公司编制完成了矿井技术改造初步设计。目前矿井采用“走向长壁水平分段轻型液压支架炮采放顶煤”采煤方法，为实现规模化、集约化生产经营思路，采用较先进的回采工艺，提高矿井回采率，严格按照煤矿安全规程及矿井设计规范采区设计的原则是：严格按照煤矿安全规程、矿井设计规范及相关法律法规规定，在对目前矿井实际开采情况进行详
3、细调查的基础上，结合该矿技术改造初步设计，优化矿井开拓方式及采区巷道布置，选用适合该矿煤层赋存条件的较为先进合理的采煤方法，提高矿井安全系数，提高矿井回采率，降低劳动强度，合理开发有限的煤炭资源。第二节采区范围内煤层、地质赋存条件一、采区地质（一）采区地层井田内地层仅有侏罗系中统西山窑组、第四系。基岩均为第四系覆盖。分述如下：（1）西山窑组(J2x)为含煤地层。岩性为滨湖相泥炭沼泽相沉积的细碎屑岩、粉砂岩、泥岩、炭质泥岩和煤。西山窑组地层平均厚722.28m。井田含1516至46号煤层。纯煤厚70.82m，含煤系数9.8%。根据含煤性及其组合特征，该组地层分为三段。a.下段(J2x1)该段上部
4、以41号煤层顶板为界。岩性以灰深灰色细砂岩、粉砂岩为主，含泥岩、炭质泥岩和煤层，夹薄层灰白色中砂岩。地层平均厚213.94m。含4146号煤层。五个可采煤层均赋存于该段。b中段(J2x2)上部以25号煤层顶板为界，岩性以深灰色致密状粉砂岩为主，深色细砂岩和黑色炭质泥岩、薄煤层次之。2540号煤层都是不可采煤层，地层平均厚度199.51m。c上段(J2x3)井田内仅有25号煤层以上到15号煤层之间的地层。岩性以深灰色粉砂岩及灰灰白色细砂岩为主，含灰黑色泥岩、炭质泥岩及薄煤层，极少见灰白色中砂岩。含1516、1819、2022三个煤层组，均为不可采煤层，地层平均厚209.83m。（2）第四系(Q)
5、a中更新统冰水沉积上更新统下段洪积(Q1-2fgl-pl)主要由砾石组成，砾石棱角滚圆状，下部胶结半胶结。砾石成分以火成岩及变质岩为主，不整合于西山窑组之上，厚度5070m。b上更新统洪积砂砾石及风积亚砂土(Q3pl、Q3eol)此层覆盖全区，厚440m。c全新统冲洪积(Q4apl)主要为砂、砾岩，零星分布于现代冲沟中，最大厚度3m。（二）采区构造采区构造属七道湾背斜北翼，为北倾单斜构造。地层走向北东东，倾向338左右，倾角7080。采区内仅存断裂构造为F2断层，断层面北倾，倾角7080，断层北盘逆冲于南盘第四系之上，造成北盘的45号煤层底板与南盘的第四系砾石层接触，45号煤层底板泥岩0.80
6、1.00m以下即为第四系砾石层。F2断层从井田南缘45号煤层底板泥岩中通过，具层间滑动性质。321号水文孔证实，F2下盘第四系深度为199.50m，断层两盘侏罗系地层落差达150多米，南盘的第四系构造凹陷含水带，给煤矿生产的开采技术条件增加了复杂性。主要断层特征见下表。主要断层特征表表1-2-1断层名称性质走向倾向倾角()落差(m)备注F2断层逆断层北东东北倾7080150（三）煤层1、含煤地层及含煤性井田内含煤地层属侏罗系中统西山窑组，地层平均厚722.28m，煤层厚度70.82m，含煤系数9.8%。2、可采煤层地质报告提供的资料中共有五个可采煤层，其编号自上而下为421、422、431、4
7、32、45。煤层总厚51.90m，可采厚度50.04m，各煤层均具厚度稳定、结构较复杂复杂的特点。现由上而下逐层叙述：1）421号煤层位于上部，为大部可采煤层，煤层总厚0.714.27m，平均厚度2.58m，可采厚度0.812.87m，平均可采厚度2.04m，属中厚煤层。煤层厚度自西向东明显减薄，结构简单，含矸14层，以泥岩、炭质泥岩为主。与422号煤层间距13.8416.56m，平均间距15.20m。顶底板多为粉砂岩，局部地段有泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主。2）422号煤层全区可采，煤层厚3.414.29m，平均厚度3.87m；可采厚度1.094.29m，平均可采厚度3.38m，属中厚煤层。煤
8、层沿走向及倾向厚度稳定，变化不大，含矸17层，多为泥岩和炭质泥岩，与431号煤层间距10.0718.30m，平均间距14.19m。顶板以粉砂岩为主，多数地段有炭质泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主。3）431号煤层全区可采，煤层总厚8.7514.44m，平均厚度11.64m；可采厚度8.9514.44m，平均厚11.64m，属厚煤层。区内煤层稳定，含矸112层，夹矸多为泥岩、炭质泥岩及粉砂岩，结构复杂。与432号煤层间距11.8614.85m，平均间距13.36m。顶板以粉砂岩为主，局部有炭质泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，局部为泥岩。4）432号煤层全区可采，煤层总厚1.388.21m，平均厚度2.94
9、m；可采厚度1.322.93m，平均可采厚度2.19m，属中厚煤层。东部和深部稍有增厚，含矸14层，夹矸多为泥岩和炭质泥岩，结构较复杂，与45号煤层间距30.4138.25m，平均间距34.33m。顶板以粉砂岩为主，局部为细砂岩，大多地段有炭质泥岩、泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，局部发育炭质泥岩伪底。5）45号煤层煤层总厚26.3737.26m，平均厚度30.87m，可采厚度26.3737.26m，平均可采厚度30.79m，属厚煤层。沿走向厚度稳定，变化不大，但倾向上浅部明显减薄，含矸328层，夹矸多为泥岩和炭质泥岩。顶板以粉砂岩为主，大多有炭质泥岩伪顶，底板以炭质泥岩为主。可采煤层对比可靠。煤
10、层特征见下表。可采煤层特征表表1-2-2煤层煤层厚度（m）夹矸层数顶板岩性底板岩性稳定性倾角（）煤层间距（m）视密度(t/m3)最大最小平均4210.812.872.0414粉砂岩泥岩粉砂岩稳定708013.8416.561.294221.094.293.3817粉砂岩炭质泥岩粉砂岩稳定70801.2610.0718.304318.9514.4411.62112粉砂岩炭质泥岩粉砂岩泥岩稳定70801.2511.8614.854321.322.932.1914粉砂岩炭质泥岩粉砂岩炭质泥岩稳定70801.2730.4138.254526.3737.2630.79328粉砂岩炭质泥岩炭质泥岩稳定70
11、801.27（四）煤质1、物理性质和煤岩特征井田内各煤层的煤均为黑色，条痕色为深综色，沥青光泽。参差状断口或贝壳状断口，条带状或透镜状结构，层状构造，易燃，燃烧时烟浓，焰长，无膨胀现象。煤岩类型，以半亮为主，半暗型，光亮次之，暗淡型很少。2、煤的化学性质、工艺性能1）煤的元素分析：煤的有机质是煤的主要化学组成，其中碳、氢、氮、氧加硫等元素占主导地位。各主要开采煤层煤的元素含量见表1-2-3。煤的元素分析（平均值）表1-2-3煤层编号氮(Ndaf,%)氧加硫(Odaf+Sdaf,%)碳(Cdaf,%)氢(Hdaf,%)煤类421_79.275.2741CY422_79.954.9831BN431
12、_80.265.1131BN432_80.005.0931BN45_81.305.1531BN2）煤的有害元素：煤中的有害元素主要指硫和磷，煤在燃烧时产生的烟气造成对大气污染非常有害。本矿井各煤层的全硫含量为0.551.05%，属于低硫特低硫煤，其各种硫以有机硫和硫化铁硫为主，硫酸盐硫的含量较少，磷的含量为0.0250.047%，完全满足工业用煤质量要求。详见表1-2-4。煤的有害元素表1-2-4化验项目煤层编号全硫St,d(%)硫酸盐Sp,d(%)硫化铁Ss,d(%)有机硫So,d(%)磷P,d(%)42-11.050.480.030.540.0250.04742-20.800.300.01
13、0.4943-10.610.270.030.3143-20.830.400.030.40450.550.270.020.263）煤的工业分析：煤的工业分析主要是水分、灰分、挥发分、发热量。其分析结果见表1-2-5。综上所述，本矿井所开采各煤层的煤的类别为长焰煤不粘结煤，煤质属于低灰中灰、特低硫低硫、低磷、含油富油、低熔灰分高熔灰分，精煤回收率为中等良等的煤。可作工业动力用煤和生活用煤。矿井原煤分为二级，沫煤主要供乌鲁木齐、昌吉等地电厂发电及供热锅炉用煤，块煤供地区民用煤。煤的工业分析（平均值）表1-2-5煤层编号原煤Mad(%)Ad(%)Vdaf（）Qb.d(MJ/Kg)Qb.daf(MJ/K
14、g)4214.2219.0041.0626.0331.944225.0217.4138.1826.1531.524314.1111.8137.2028.5632.344324.0917.7139.1626.4932.05453.6810.2937.3329.5032.504、煤质各煤层均属低变质烟煤，变质程度相当于（）变质阶段。煤的类别为长焰煤不粘结煤，其中421号为长焰煤，422、431、432、45号煤为不粘结煤。煤质属低灰中灰、特低硫低硫、低磷、含油富油、低高熔灰分，精煤回收率为中良等。5、煤的工业用途评价从矿山各煤层测试成果看，各煤层煤质较好，以低灰、特低硫低硫、中高发热量为特征，是尚
15、好的动力燃料及良好的民用煤。三、水文地质条件（一）水文地质概况井田位于博格达山北麓低山丘陵地带，远离井田东、西部的白杨河，铁厂沟河是区内地下水的主要补给源，呈近南东北西向发育，与构造线方向大致垂交，承博格达山岳冰川融雪水，北麓雨洪水，径流途中裂隙泉水所补给。发育于矿区内西部的碱泉子沟，除融雪期、雨洪期有短暂水流，多呈干涸状态，1991年3月22日实测融雪期洪流量5.947m3/s。井田西界邻近的碱泉子沟构造凹陷含水带，是由具有继承性的新构造断裂F2逆冲断层北盘上冲而形成，致使南盘的第四系砂、砾石层形成松散岩类孔隙含水岩系。由于七道湾背斜为近东西向展布的区域走向逆冲断层F2所切割，其上盘构成北单
16、斜，是含煤岩系，更因F2是以升降运动为主的继承性的新构造断裂，在相对下降的南盘。第四系沉积的卵、砂砾石层，在潜水面以下形成构造凹陷含水带，赋存大量孔隙潜水，成为45号煤层南邻的带状展布松散岩类孔隙含水岩系。（二）井田含水层及隔水层的主要特征1第四系松散岩类孔隙含水层(H1-3)井田内松散岩类孔隙含水层仅(Hz4)分布于碗窑沟构造凹陷，以砂、砾石为主体，砾径般68cm，棱角状次棱角状，且砾径悬殊很大，钙质胶结物有所增加，基底为泥岩。含水层厚度总体自西向东呈变薄趋势，自南向北含水层自零点边界线以北逐渐增厚，水位标高较以往+718.84m+794.73m有所抬升。含水层已构成开采45号煤层矿井的充水
17、水源，亦将构成大规模开采的充水水源。2基岩含(隔)水层区域自然地理条件决定含煤岩系的含水性微弱，根据以往钻孔简易水文资料、生产小窑排水资料，参考含煤岩系沉积结构特征、水理性质、未来开采层段、矿床充水特征及以往生产小窑的充水情形综合考虑划分隔水层如下：a41号煤层底板421号煤顶板隔水层(G2-1c)为深灰色致密块状无节理粉砂岩，夹泥岩、炭质泥岩，局部含少量薄层状无节理中、细砂岩。钻孔岩芯多完整，简易水文地质观测无异常。消耗量多在OO.008m3/h。视为相对隔水层。自西向东沿走向，厚度由39.66m递减至30.71m。b421号煤层顶板432号煤底板极弱含水层(U2-1d)以内生裂隙发育的煤为
18、主，次为具节理细砂岩、粉砂岩。局部夹中、粗砂岩构成，小窑开采煤层亦含水。沿走向自西向东，含水层厚度从26.07m增至28.96m，变化较小。开采431号煤层的小窑揭露该含水层大部分，充水量多介于0.51.5m3/d。c432号煤层底板45号煤顶板隔水层(G2-1d)以深灰色致密块状无节理粉砂岩为主，夹少量无节理块状细、中砂岩、泥岩、炭质泥岩构成，岩芯多完整，简易水文观测无异常，视为相对隔水层。自西向东沿走向厚度变化甚微。d45号煤层极弱含水层(H2-le)以内生裂隙发育的煤，具裂隙构成。依矿床充水而论，构成45号煤层开采时直接充水含水层。（三）老空水井田内原有生产井及小窑32个，目前生产井只有
19、10号井和17号井，其它均已废弃。根据新疆米泉市沙沟新峰煤矿生产地质报告，调查矿区内的13个生产井的总排水量为15202332.86m3/d。其采深均在115190m之间，+650m水平以上基本已采完。在此采深情况下由于各小井间的隔离煤柱已遭破坏，各小井的井下水已经沿走向相互连通。现存废弃小窑有多个已与构造凹陷带导通，构造凹陷含水层水位标高高出+650m水平近50余米，加之雨洪期地表沿采空塌陷裂隙直接灌入采空区，必然造成积水。矿区内以往也曾出现采空水溃入而造成淹井的事故。（四）F2断裂的水文地质意义碗窑沟压性逆冲断层（F2）倾向、倾角与岩煤层倾向、倾角相近，断层带很窄，因挤压而紧密。钻孔中所见
20、断点均在45号煤层底板附近，只有较软岩层(粘土岩类泥岩)的揉皱及挠曲，未见碎裂岩系的岩石，并未见有明显含水及导水的断层带地段。在远离井田西部，碗窑沟断层F2本身含水性，导水性微弱。该断层产生的水文地质意义：一、在南盘相对下降的同时，使南盘沉积的砾石层增厚，形成构造凹陷含水带；二、以往小窑开采证实紧邻45号煤层底板泥岩(泥岩厚0.801.00m)即F2断层。此泥岩未被破坏时，矿床充水量变化不大，若大规模全层开采45号煤则F2断层将不具阻水作用。我矿已在2011年9月请新疆156地质队对F2断层进行地质勘探，其结果无水。（五）水文地质类型煤矿床虽然位于当地侵蚀基准面以下，但远离地表径流，含煤岩系含
21、水空间不发育，裂隙贯通性能差，富水性极弱，含煤岩系的水文地质类型为裂隙类简单型。F2断层紧邻45号煤层底板，其南盘为碗窑沟构造凹陷含水带，与地表径流有一定的水力联系，中等富水富水，此带状地段的水文地质类型为裂隙孔隙类，中等复杂型。综合考虑含水层(带)含水空间，补给性能，其赋存与煤矿充水之关系，井田水文地质类型为裂隙孔隙类，简单中等型。（六）井田充水因素分析10号井，充水量最大1130多立方米。井田内含煤地层之上的第四系因底界(+760m以上)高出地下水位而无水或含水极其微弱。西碱泉子沟内的河床第四系，因留设河床煤柱及水量不大，东界更因基岩裸露而含水微弱。对矿区内的补给主要为F2断层以南的构造凹
22、陷带及老窑积水的渗入性补给。根据补给途径，应属裂隙孔隙类渗入性补给通道。（七）矿井涌水量目前矿井开采+551m水平时，根据矿方目前排水情况，矿井正常涌水量12m3/h。四、开采技术条件1、煤层顶底板井田内主采43-1、45号煤层，大多未揭露煤层顶底板，未见不良工程地质现象，仅在采空区地表发育陡立的成排出现的塌陷坑。43-1号煤层直接顶为粉砂岩，平均厚约14.19m，饱和状态抗压强度为1.62MPa，抗剪强度为7.238MPa，软化系数为0.05，岩性软弱，抗水、抗风化和抗冻性能差。43-1号煤层底板为粉砂岩，平均厚约13.36m，饱和状态抗压强度为2.80MPa，抗剪强度为5.818MPa，软
23、化系数为0.09，岩性较弱，工程地质性质较差。43-2号煤层顶板，直接顶为粉砂岩，厚度基本与431号煤层底板一致，饱和状态下抗压强度为9.58MPa，抗剪强度为10.690MPa，软化系数为0.17，工程地质性较差。43-2号煤层底板，直接底为粉砂岩，平均厚约34.33m，饱和状态下抗压强度为18.2MPa，抗剪强度为9.008MPa，软化系数为0.24，显示岩石本身强度尚可，但软化性强，抗水、抗风化和抗冻性能差。工程地质性质较差。45号煤层底板，直接底为粉砂岩，平均厚度近于432号煤底板，饱和状态下抗压强度为20.00MPa，抗剪强度为9.289MPa，软化系数为0.29，工程地质性质较差。
24、区域内地层倾角大（7080），煤层顶底板持力层也包括煤层本身，但煤层极软，且裂隙发育，破碎严重2、瓦斯经【2008】文件瓦斯鉴定据该矿瓦斯等级鉴定结果为：矿井瓦斯相对涌出量为1.40m3/t，绝对涌出量为0.32m3/min；二氧化碳的相对涌出量为1.92m3/t，绝对涌出量为0.44 m3/min。鉴定结果为低瓦斯矿井，确定该矿井为低瓦斯矿井。3、煤尘爆炸性根据煤尘爆炸鉴定成果，43-1、45号煤层火焰长度均大于400mm，岩粉量为58%65%，上述三层煤煤尘均具有爆炸危险性。4、煤的自燃经对431、432、45号煤层的自燃倾向性进行测试，测试结果：氧化样258277，原样283304，还原
25、样326335，还原样与氧化样之差T为4977。各煤层均属很易自燃的煤层。根据原米泉县煤炭工业局提供的资料，各煤层井下发火期为36个月，地面煤场（纯煤）发火期一年以上，含有矸石发火期26个月。5、煤的风化带井田内风化带界线：当第四系砾石层厚度大于15m，以煤层剥蚀面为界，向下垂深5m；当第四系砾石层厚度小于15m时，以基岩顶界面为界，向下垂深20m为风化带界线。6、井田内无明显地温异常，深度在25m585m，温度变化在1220之间，地温梯度为1.4。第三节采区生产能力采区工业储量为269.1万吨，可采储量202万吨。根据上级行业领导部门规定，我矿允许两采两掘。由于开采42-1#和42-2#煤层
26、，工序繁琐、工人劳动强度大，产量低、成本高，又因煤价偏低，工价偏高，工人流动性大难招收等因素。为此我矿暂定开采43-1#、45#煤层，按照43-1#煤层放顶煤开采设计月生产能力1.3万吨，年产量15.6万吨和45#煤层放顶煤开采设计月生产能力1.7万吨，年产量20.4万吨计算。单面年生产能力都在15万吨以上。第四节采区布置方式此采区布置在+551水平主井车场以东510米至井田边界区域，首分层布置在+615水平，在+551水平主井车场以西42-1#煤层设置运输巷，在42-2#煤层设置轨道上山至+615水平，在+615水平42-2#煤层设置运输巷，在采区范围内设置运输顺槽、回风顺槽，两个回采面用一
27、个煤仓。二分层设置在+605水平，共设置6个分层。每个分层布置方式相同。第五节采煤工艺+615水平43-1#煤层采用走向长壁水平分段轻型液压支架炮采放顶煤采煤法，该采煤方法按水平分段的方法布置巷道。工作面支护采用ZF2800/15/24轻型放顶煤液压支架，配2台（采煤、放顶煤各一台）可弯曲刮板输送机运输，前部运输机型号SGZ630/75、后部运输机型号SGZ630/75，配备一台40T刮板机作为转载机。分段高度10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m，采放比1：3，工作面一天一个正规循环，循环进度2.4m。+615水平45#煤层采用走向长壁水平分段液压支架综采放顶煤采煤法，该采煤方法按水平分
28、段的方法布置巷道。工作面支护采用ZF2800/15/24轻型放顶煤液压支架，配2台（采煤、放顶煤各一台）可弯曲刮板输送机运输，前部运输机型号SGZ630/90、后部运输机型号SGZ630/90，配备一台MGD150-NW1型液压牵引采煤机割煤，割煤深度0.6m。分段高度10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m，采放比1：3，工作面一天一个正规循环，循环进度1.2m。水平分段放顶煤工作面采取“三八”的作业方式，开两次帮放一次顶煤为一个循环，循环进尺1.2m，每天一个循环。回采工作面有两个出煤系统，一个是工作面前方煤壁开帮过程中的采煤机割落煤，另一个是工作而后部利用矿山压力将项煤压裂冒落，通过放
29、项煤液压支架的放煤将冒落的项煤放至刮板运输机上运出工作面。回采工艺：1、割煤及进刀：用MGD150-NW1型液压牵引采煤机采用端部斜切进刀方式采煤，截深0.6m。2、移架：工作面采用ZF4000/15/24型放项煤液压支架，随采煤机割过后，追机顺序移架，移架滞后采煤机35m，移架步距同采煤机截深0.6m。3、移输送机：工作面设置两部输送机，在近煤壁和采空区侧各设一部，前部运输机滞后采煤机5m移置。后部输送机（靠采空区侧）的拉移，在移架前进行。4、放顶煤：这是回采工艺中关键工序，具体见下：(1)当工作面割过两刀后，由工作面回风顺槽向工作面运输顺槽方向依次放落顶煤；(2)为使顶煤充分放出，放顶煤应
30、分两轮进行，第一轮放出顶煤的一半，第二轮再放剩余的部分；(3)放煤时，相邻两架同时进行，以利于松动顶煤；(4)放煤中如遇大块煤不易放出，则反复升降支架的尾梁插板，也可上、下摆动尾梁，将顶煤捣碎、松动后顺利放出；(5)放煤插板打开后，放煤工除做好放煤口喷水消尘工作外，应注意观察顶煤流动情况，当项煤中含矸量骤增时，则立即关闭插板。回采工艺过程：交接班采煤机割煤移前部运输机移支架放顶煤移后部运输机清理工作面检修。第六节 顶板管理办法1、顶板管理矿井主要可采煤层顶板多以粉砂岩和炭质泥岩为主，抗压强度小，遇水膨胀，节理裂隙发育，层间结合力较弱，属易冒落顶板，井田煤层顶底板属于稳固性较差的类别。为此，采用
31、全部垮落法管理顶板。2、端头支护43-1工作面端头采用11#工字钢梁配合DZ28-25/100G型单体液压支柱支护，采用“四对八梁、一梁三柱”。45#采煤工作面采用ZF5400端头支架进行支护。3、超前支护工作面运输、回风顺槽至工作面20m范围内采用DZ28-25/100G单体液压支柱配合HDJA-600型金属铰接顶梁加强支护,超前支护二十米范围内采用双排单体液压支护。4、采区回采工作面运输、回风顺槽断面为矩形，采用锚网梁支护，局部破碎地带采用钢性支架加强支护。5、矿山压力观测设备在采煤工作面、掘进工作面设计配备的矿山压力观测设备有：单体液压支柱测力计、顶板动态仪、顶板下沉速度报警仪、钻孔油枕
32、应力计、液压枕、测枪等。第七节 采区巷道布置首采区设在+615水平43-1煤层东翼采区回采工作面、45煤层东翼采区回采工作面，目前矿井开拓系统比较完善，井筒均可以利用，井下巷道可利用的有43-1煤层+551m水平集中运输大巷，+551m主要运输石门及+551m主井运输石门，轨道上山，+615水平42-2运输巷，43-1运输顺槽、回风顺槽、采区煤仓。需新建的井巷工程有，在+615m45#煤层布置运输顺槽、回风顺槽、开切眼。在605水平轨道上山开口布置甩车场，布置42-1运输巷和运输石门，再布置二分层43-1#、45#运输顺槽、回风顺槽、开切眼，在610水平布置回风石门与总回风沟通。第八节 采区风
33、量计算43-1#工作面风量：(1)按井下同时工作的最多人数计算Q矿井=4NK矿通式中：K矿通矿井通风漏风和配风不均匀系数1.15tN井下同时工作的最多人数45人。Q矿井=4*45*1.15=207m3/min=3.45m3/s(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量总和计算。Q矿井=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）*K矿通1、 按瓦斯涌出量计算Q采=100*q*K采通式中：Q采-采煤面实际需风量；q-采煤工作面的瓦斯或CO2涌出量。取矿井瓦斯相对涌出量为1.4m3/tK采通-采煤面瓦斯涌出不均匀系数。2.0507-放顶煤工作面最大日产量，t.则工作面实际需风量为：Q=100*q*k=100*1
34、.4*507/(24*60)*2.0=98.6m3/min=1.64m3/s(2)按工作面温度计算采煤工作面应有良好的劳动气象条件，温度和风速应符合下表的要求。采煤工作面空气温度与风速对应表表3-1-1采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）1503051518050818200810202310152326152026282025采煤工作面风量按下式计算：Q采=60V采S采K式中：V采采煤工作面风速，按其工作面温度从上表选取。根据井下工作面温度不超过21，本设计取1.2m/s；S采采煤工作面有效通风断面。根据该矿井下工作面平均控顶距情况，取7.0m2；K工作面长度系数，取1。Q=601
35、.28.00.9=518.4m3/min=8.4m3/s(3)按炸药消耗量计算Q=25AA- 工作面一次消耗炸药最大用量kgQ=257=175 m3/min=2.9 m3/s(4)按采煤工作面人数计算Q采4Nk式中：N采煤面同时工作的最多人数20人；K风量备用系数：取1.0。则：Q采4201.0=80m3min=1.33m3/S(5)按风速验算最低风速Q采0.25S采式中：S采采煤面平均断面积7m2。Q采0.257=1.75m3/s最高风速Q采4S采Q采47=28m3s根据上述计算取最大值，采煤工作面需风量为Q采=8.4m3s45#工作面风量：(1)按井下同时工作的最多人数计算Q矿井=4NK矿
36、通式中：K矿通矿井通风漏风和配风不均匀系数1.15tN井下同时工作的最多人数45人。Q矿井=4*45*1.15=207m3/min=3.45m3/s(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量总和计算。Q矿井=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）*K矿通2、 按瓦斯涌出量计算Q采=100*q*K采通式中：Q采-采煤面实际需风量；q-采煤工作面的瓦斯或CO2涌出量。取矿井瓦斯相对涌出量为1.4m3/tK采通-采煤面瓦斯涌出不均匀系数。2.0507-放顶煤工作面最大日产量，t.则工作面实际需风量为：Q=100*q*k=100*1.4*644/(24*60)*2.0=125.2m3/min=2.09m3/s
37、(2)按工作面温度计算采煤工作面应有良好的劳动气象条件，温度和风速应符合下表的要求。采煤工作面空气温度与风速对应表表3-1-1采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）1503051518050818200810202310152326152026282025采煤工作面风量按下式计算：Q采=60V采S采K式中：V采采煤工作面风速，按其工作面温度从上表选取。根据井下工作面温度不超过21，本设计取1.2m/s；S采采煤工作面有效通风断面。根据该矿井下工作面平均控顶距情况，取7.0m2；K工作面长度系数，取1。Q=601.28.21=590.4m3/min=9.84m3/s(3)按炸药消耗量计算
38、Q=25AB- 工作面一次消耗炸药最大用量kgQ=257=175 m3/min=2.9 m3/s(4)按采煤工作面人数计算Q采4Nk式中：N采煤面同时工作的最多人数20人；K风量备用系数：取1.0。则：Q采4201.0=80m3min=1.33m3/S(5)按风速验算最低风速Q采0.25S采式中：S采采煤面平均断面积7m2。Q采0.258.2=1.75m3/s最高风速Q采4S采Q采48.2=32.8m3s根据上述计算取最大值，采煤工作面需风量为Q采=9.84m3s掘进工作面风量计算：采用局部通风机压入式通风。一、风量计算：一、掘进工作面风量计算：1、按工作面人数计算：Q=4N=4*7*=28m
39、3/分=05m3/s式中：N工作面最多人数为7人.2、按稀释瓦斯和二氧化碳涌出量计算Q掘=100QCH4/Ck备式中：K备备用风量系数取2。QCH4、QCO2矿井中瓦斯和二氧化碳绝对涌出量。C风流中允许CH4或CO2大含量%，这里CH4按1%计算，CO2按1.5%计算，最后取最大值。Q准=100 QCH4/CK备=100【1.4*60/（24*60）】*2=0.2米3/s3、按炸药消耗计算:Q=25A=25*5=125Mm3/min=2.08m3/s式中：A工作面一次爆破的最大炸药用量5。4、按局部扇风机的供风量计算：Q掘=Q扇+60*0.25S式中:Q扇局部通风机实际吸风量，取200m3/m
40、in;S-局部通风机安设巷道净断面，取7.5m2;则Q掘=150+60*0.25*7.5=262.5m3/min=4.38m35、按风速验算最低风速Q掘0.25*S掘式中：S采掘进工作面的断面积，取7.5m2.Q掘0.25*7.5=1.875m3/S最高风速Q掘4*S掘Q掘4*7.5=30m3/S通过以上计算，掘进工作面取最大值Q掘=4.38m3/S绞车硐室风量取1.5 m3/S其他风量取3 m3/S矿井总风量为：Q=(9.84+8.4+4.38*2+1.5+3)*1.15=36.23,取37 m3/S矿井风量分配：45#煤层回采面：11.3 m3/S43-1#煤层回采面：9.6m3/S掘进面
41、:10 m3/S其他风量：6.1 m3/S第九节 采区设备布置43-1回采面设备布置一）支护设备1、顶板管理：根据该矿井煤层赋存条件，顶底板岩性情况，倾斜厚煤层开采的特点，确定工作面顶板管理方式为全部垮落法。2、支护设备选型支架选型：设计采煤工作面选用ZF2800/15/24轻型放顶煤液压支架支护工作面。工作面顶板压力估算：P=（911）9.8SmcosP支架承受的荷载，kN；S支架支护的顶板面积，m2；S=1.432.7=3.86m2；岩石容重，r=2.0t/m3；m工作面割煤高度，m=2.5m；煤层倾角，取平均值，45；（911）系数取10。P=109.83.862.02.5cos45=1
42、337.42 kN根据计算出的工作面顶板压力液压支架的工作阻力按顶板压力1.1的富裕系数得出液压支架的工作阻力为1471.16 kN。因此，工作面液压支架的工作阻力选择2800 kN。工作面液压支架的选型如下：工作面支架选用ZF2800/15/28放顶煤液压支架，支架的参数如下：支撑高度：1.552.80m；支撑宽度：1.43m；初撑力：2000KN；工作阻力：2800KN；支撑强度：0.511MPa。根据计算数据分析，支架可以满足工作面支护要求。工作面端头采用L=3.0m的11#矿用工字钢配合DZ28-25/100G型单体液压支柱支护，采用“四对八梁、一梁三柱”；工作面运输、回风顺槽至工作面
43、20m范围内采用DZ28-25/100G型单体液压支柱配合HDJA-600型铰接顶梁双排加强支护。（二）工作面采煤、装煤、运煤方式及配套设备1、运输设备(1)工作面前、后部运输机均采用SGZ63075型刮板运输机，其主要技术参数：出厂长度：65m输送能力：250 th装机功率：200 kW刮板链速：1.1 ms，中双链链条间距：120mm电动机：YBS75B型单速风冷电机，功率75 kW，转速1475rmin，电压6601140V减速器型号：JS110，减速比1：29.362中部槽规格：（长宽高）：1500590252mm中部槽结构：铸焊封底结构卸载方式：端卸式(2)工作面运输顺槽采用SZB7
44、30/75型转载机、PLM1000型破碎机及PVG800S型胶带运输机运输。40T型转载机主要技术参数：出厂长度：33m（含破碎机）输送能力：300 th刮板链速：1.33 ms电动机：YBS40B型，功率75 KW，转速1475rrrlin，电压6601140V减速器型号：JS40，传动比1：15.76刮板链型式：边双链，链条规格：1864-C，链条间距：600mm，刮板间距：640mm，破断负荷：大于410kN与皮带机有效搭接长度：6m装载机机头搭接皮带为800mm带宽皮带PLM1000型破碎机主要技术参数：通过能力：1000t/h入料颗粒：700700mm供电电压：660/1140V破碎主轴转速：20m/s驱动装置结构和类型：皮带轮传动电动机：YBS-90型单速度风冷电机，功率100 KW，转速1475rrrlin，电压6601140V配套转载机：SZB730/75型转载机PVG800S型胶带运输机输送能力：400t/h电机功率
