吕沟煤矿采区设计说明书.doc

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1、 河南煤化集团 河南永锦能源有限公司吕沟矿81采区设计说明书 编 制 人：曹远锋总 工 程 师：赵少亭矿 长：郭金旺吕沟煤矿81采区设计审批签名表审查单位或人员审批意见签名审查日期编制人生产科机电科通风队调度室安监科机电矿长生产矿长安全矿长总工程师矿长吕沟矿81采区设计审批审批意见目 录第一章 设计依据.1第二章 矿井概况.21、矿井现生产采区情况2、新采区、新水平情况3、开采81采区的必要性第三章 81采区概况 .3第一节 采区位置及范围、储量.31、采区位置及范围2、地面情况及受生产影响程度3、采区储量第二节 地质勘探情况.4第三节 地层及标志层.41、地层2、主要标志层第四节 地质构造.

2、3第五节 水文地质特征及充水因素.31、81采区水文特征2、81采区主要充水因素第六节 煤层赋存特征.61、煤层赋存特征2、瓦斯3、煤尘4、煤层自燃5、地温第七节 地表特征.7第八节 煤质.7第九节 采区存在问题及建议.7第四章 采区设计方案的确定.7第一节 方案的提出、确定.71、设计方案 2、方案对比与确定第二节 设计方案.13、设计原则2、巷道布置3、主要巷道设计第三节 工程量、工期及初期投入预算.171、工程量2、工期3、初期投入预算第五章 采煤方法及工艺、设计能力、服务年限.161、采煤方法2、采煤工艺3、采区设计能力第六章 采区安全生产系统.19第一节 主运输系统.191、主运输路

3、线2、采区运煤设备选型：第二节 辅助运输系统.24 1、巷道原始参数2、基本参数选择：3、选型计算第三节 排水系统.25第四节 通风系统.251、矿井通风现状2、通风线路、风量配备3、81采区通风容易时期4、81采区通风困难时期第五节 供电系统.371、采区基本情况2、移动变电站3、移动变电站设备选型计算4、采区照明第六节 压风系统.40第七节 供水系统.41第八节 综合防尘系统.41第九节 监测及通讯系统.411、监测系统2、通讯系统第七章 煤质管理.42第一节 掘进工作面煤质管理.42第二节 采煤工作面煤质管理.43第八章 安全技术措施.45第一节 危害因素分析.451、采区灾害因素分析2

4、、生产作业主要伤害因素分析第二节 安全技术措施.461、矿井灾害预防措施2、生产作业安全保障措施第三节 避灾路线.491、避灾原则2、避水灾路线：3、避火灾、瓦斯事故路线第九章 主要技术经济指标.50第十章 附 图.51第一章 设计依据1.1 上级部门批准的采区设计：七4煤层深部开采设计，批准时间：2010年元月1.2 设计采区位置、范围，井上、下关系及四邻采面（边界）的地质情况：1.2.1 采区位置及范围81采区位于吕沟煤矿七4煤层八号水平东翼，东至七4煤层东翼薄煤带，西至Y=38441500坐标线，北至七4八东大巷煤柱，南至矿井边界（-400米水平等高线）。采区上限标高为-198m，下限标

5、高为-400m，地面标高+172+160m，走向长约380m，倾向长约820m，面积31.16万m2，为单翼采区布置。81采区上部为七4802采空区，采区范围内地面有潘庄和小潘庄两个村庄。地形为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172+160m,有大量农田，采区范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。1.2.2 煤层赋存特征赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220m，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90m。煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚01.

6、51m，一般0.801.10m，平均厚度0.86m，以薄煤层为主。煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚0.050.29m。1.2.3 瓦斯2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为4.68m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.34m3/min，属于低瓦斯矿井。81采区绝对瓦斯涌出量为0.26m3/min，二氧化碳绝对瓦斯涌出量为0.30m3/min1.2.4 煤尘根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为18.38%，具有中等强度爆炸性。1.2.5 煤层自燃2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层。但在50年实际

7、开采过程中无发生过自燃发火现象。1.2.6 水文地质正常涌水量10m3/h、最大12m3/h。主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响。81采区防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响。1.3 邻近采区及边界小窑采空、积水情况资料:81采区范围内无小煤窑采空和积水。第二章 矿井概况吕沟煤矿设计生产能力30万吨/年，2009年核定生产能力45万吨/年；开采六2、七4两层薄煤；矿井采用片盘斜井开拓，两翼对角式通风；水文地质条件简单；瓦斯矿井；所采六2、七4煤层煤尘具有中等强度爆炸性，均属级自燃煤层；正常涌水量为1

8、00m3/h，最大涌水量120m3/h。矿井目前有2个生产采区。1、 矿井现生产采区情况： 92采区：布置一个炮采工作面，六2901采煤工作面，可采储量83.2万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量69.3万吨，预计2014年12月回采结束。91采区：布置一个炮采工作面，六2902采煤工作面，可采储量36.7万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量22.6万吨，预计2013年4月回采结束。2、新采区、新水平情况：81采区施工情况及首采工作面形成时间81采区：预计2012年9月布置完毕。可布置2个炮采工作面，合计可采储量41.74万吨，预计首采工作面C七401预计2013年1月具备生产条件。3

9、、开采81采区的必要性吕沟煤矿目前生产布局来看，矿井在六2水平布置2个采区（91采区、92采区），92采区布置一个炮采工作面，可采储量83.2万吨，预计2014年12月回采结束；91采区内布置一个炮采工作面预计2012年12月结束，为确保采掘接替和矿井可持续发展布置81采区。81采区位于七4煤层八水平东区，利用七4八东大巷做为回风巷形成生产系统，巷道工程量小、工期短，是矿井采区接续的最佳途径。第三章 81采区概况第一节 采区位置及范围、储量1、采区位置及范围81采区位于吕沟煤矿七4煤层八水平东翼，东至七4煤层东翼薄煤带，西至Y=38441500坐标线，北至七4八东大巷煤柱，南至矿井边界（-40

10、0米水平等高线）。采区上限标高为-198m，下限标高为-400m，地面标高+172+160m，走向长约380m，倾向长820m，面积31.16万m2，为单翼采区布置。81采区上部为七4802采空区。2、地面情况及受生产影响程度2.1地面建筑、设施等采区范围内地面有潘庄和小潘庄两个村庄。2.2地形（地貌、植被、地层出露情况）采区范围内为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172+160m,有大量农田。2.3水系及地面水范围采区范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。2.4采掘影响及破坏程

11、度回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小。3、 采区储量81采区开采七4煤层，地质储量52.17万吨，可采储量41.74万吨。第二节 地质勘探情况81采区无地质资料。第三节 地层及标志层1、地层七4煤层层位属二叠系下石盒子组。从现有巷道揭露的煤层资料分析，该采面煤层赋存较稳定，煤层厚度在0.9m左右，属薄煤层。煤层为半暗光泽型。2、主要标志层田家沟砂岩：位于上石盒子组底部，由灰色厚层状中、粗粒、底部砾状砂岩组成，层位稳定，厚016.21m、一般3.612.3m，为本区主要标志层，以厚层、含砾、具明显的文理层理为主要特征，该标志层上下分别为七煤段和六煤段，其煤

12、岩层组合与其它煤段有明显区别易于确定：七煤段含煤段位于中上部，含煤3-4层，以七4、七2煤层较稳定，其间为含较多大白云母片、层面具炭质的细中粒砂岩，组合清晰特征明显。第四节 地质构造根据七4八东大巷掘进资料显示，81采区东翼，有薄煤带一个，具体位置位于七4八东大巷430m-800m处，根据资料推断无煤带延伸至矿井边界，范围坐标：1点X=3775369.89，Y=38441705.15;2点X=3775350.39，Y=38442075.22;3点X=3774534.49，Y=38442394.75;4点X=3774551.43，Y=38441937.68;面积约36.8万m2，占全区面积的33

13、.4%第五节 水文地质特征及充水因素1、81采区水文特征正常涌水量10m3/h、最大12m3/h。主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响。81采区防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响。2、81采区主要充水因素主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层，在顶板砂岩破碎处或断裂带内往往含少量裂隙水，在采矿揭露时常形成顶板淋水，但持续时间较短。表明其富水量弱、均为静储量特征，对矿井安全生产无影响。第六节 煤层赋存特征1、煤层赋存特征赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220m

14、，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90m。煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚01.51m，一般0.801.10m，平均厚度0.86m，以薄煤层为主。煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚0.050.29m。2、瓦斯2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为4.68m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.34m3/min，属于低瓦斯矿井。81采区绝对瓦斯涌出量为0.26m3/min，二氧化碳绝对瓦斯涌出量为0.30m3/min3、煤尘根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为18.38%，具有中等强度爆炸性。4、煤层自燃2009年5月洛阳矿山机

15、械检测检验中心提供的煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层。但在50年实际开采过程中无发生过自燃发火现象。5、地温矿井现开采深度420m，温度22左右，地温正常。煤层顶底板岩性表煤层类 别岩石名称平均厚度(m) 主要岩性特征七4顶板老 顶中粒砂岩2.75灰白色，以粗粒为主，主要成分为石英。直接顶泥岩1.2灰黑色、底部含炭质。底板直接底细粒砂岩0.81深灰色老 底中粒砂岩2.72灰色。第七节 地表特征采区范围内为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172+160m,有大量农田。采区

16、范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小。采区范围内地面有潘庄和小潘庄两个村庄。第八节 煤质七4煤：为黑色，条痕黑色，玻璃光泽，条带状结构。顶部常有一层致密状暗煤，中部主要为暗煤和亮煤，下部亮煤、镜煤为主。煤质特征表 煤层指标 项目Ad(%)St,d(%)Pd(%)Qgr,v.d(MJ/kg)Y(mm)和GVdaf(%)ST()七4煤数值30.550.700.01023.2716.577718.831400等级高灰低硫煤低磷分中热值煤较高软化温度灰第九节 采区存在问题及建议采区范围内无地质资料，由于矿井深部钻孔控制程度不足

17、，所以对矿井-245水平以深的储量可信度不足，所以薄煤带的范围和断层情况可能远比目前探明的资料要复杂的多，建议补充勘探。第四章 采区设计方案的确定第一节 方案的提出、确定1、设计方案 方案根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距76.1m），溜煤眼设计长度39.1m，然后从溜煤眼处向南扩八号石门128.2m，再以182方位掘进集中运输石门115.7m与七4集中运输平巷贯通；在七4八东120m处以180方位向下掘进运输联络巷28m开始掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进117m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进

18、380m到达81采区东翼无煤带（七4八东大巷500m处），然后再以0方向向上掘进运输联络巷46m与七4八东大巷贯通，81采区构成。根据81采区设计，81采区可布置两个采煤工作面。七4集中运输平巷做为81采区进风巷，七4八东大巷做为回风巷。采煤工作面采取倾斜长壁上仰后退式采煤法。回采，由于矿井接替紧张，集中运输平巷工程量较大，等集中运输平巷施工完毕后会造成矿井采掘失调，因此以东翼无煤带为自然边界把81采区划分开两个采区，及一采区和二采区，可以先布置一采区。由于矿井属于以顶板孔隙水为主的水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测8

19、1采区涌水量10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且81采区布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95%的矿井水添加5%的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，因此81采区不再设计水仓。为满足81采区供电需要在七4八东大巷350m处布置集中配电点，需要扩巷50m，巷道有原来下宽3.9m工字钢支护，扩为下宽4.8m的工字钢支护巷道。设计巷道总工程量为854m，其中岩巷154.8m，半煤岩巷煤巷571m，扩巷128.2m。81采区共设计2个采煤工作面，可采储量41.74万吨实体煤。方案根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部

20、布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距76.1m），溜煤眼设计长度39.1m，然后从溜煤眼处向南扩八号石门128.2m，再以182方位掘进集中运输石门115.7m与七4集中运输平巷贯通；在七4八东120m处以180方位向下掘进运输联络巷28m开始掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进117m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进1380m到矿井边界然后与七4八东大巷贯通，81采区构成。根据81采区设计，81采区可布置两个采煤工作面。七4集中运输平巷做为81采区进风巷，七4八东大巷做为回风巷。采煤工作面采取倾斜长壁上仰后退式采煤法。由于矿井属于以顶板孔隙水

21、为主的水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测81采区涌水量小于10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且81采区布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95%的矿井水添加5%的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，因此81采区不再设计水仓。为满足81采区供电需要在七4八东大巷350m处布置集中配电点，需要扩巷50m，巷道有原来下宽3.9m工字钢支护，扩为下宽4.8m的工字钢支护巷道。设计巷道总工程量为1780m，其中岩巷446.8m，半煤岩巷煤巷1205m

22、，扩巷128.2m。81采区共设计5个采煤工作面，可采储量92.1万吨实体煤。方案根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部测16点以北16.7m处以90的方位角向东掘进联络巷20m，然后再掘进一条与八号石门平行方位角182的集中运输石门长度246m，与集中运输平巷贯通，在联络巷东边布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距53.7m），溜煤眼设计长度33.4m；在七4八东120m处以180方位向下掘进运输联络巷28m开始掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进97m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进380m到达81采区东翼薄煤带（七4八东大巷500m处）

23、，然后再以0方向向上掘进运输联络巷46m与七4八东大巷贯通，81采区构成。根据81采区设计，81采区可布置两个采煤工作面。七4集中运输平巷做为81采区进风巷，七4八东大巷做为回风巷。采煤工作面采取倾斜长壁上仰后退式采煤法。由于矿井接替紧张，集中运输平巷工程量较大，等集中运输平巷施工完毕后会造成矿井采掘失调，因此以东翼无煤带为自然边界把81采区划分开两个采区，及一采区和二采区，可以先布置一采区。由于矿井属于以顶板孔隙水为主的水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测81采区涌水量小于10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟排出到

24、八号石门水沟再排至九号水仓，并且81采区布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95%的矿井水添加5%的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，因此81采区不再设计水仓。为满足81采区供电需要在七4八东大巷350m处布置集中配电点，需要扩巷50m，巷道有原来下宽3.9m工字钢支护，扩为下宽4.8m的工字钢支护巷道。设计巷道总工程量为850.4m，其中岩巷299.4m，半煤岩巷煤巷551m。81采区共设计2个采煤工作面，可采储量41.74万吨实体煤。方案根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部测16点以北16.7m处以90的方位角向东掘进联络巷20m，然后再掘进一

25、条与八号石门平行方位角182的集中运输石门长度246m，与集中运输平巷贯通，在联络巷东边布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距53.7m），溜煤眼设计长度33.4m；在七4八东120m处以180方位向下掘进运输联络巷28m开始掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进97m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进1380m到矿井边界然后与七4八东大巷贯通，81采区构成。根据81采区设计，81采区可布置五个采煤工作面。七4集中运输平巷做为81采区进风巷，七4八东大巷做为回风巷。采煤工作面采取倾斜长壁上仰后退式采煤法。由于矿井属于以顶板孔隙水为主的水文地质条件简单

26、型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测81采区涌水量小于10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且81采区布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95%的矿井水添加5%的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，因此81采区不再设计水仓。为满足81采区供电需要在七4八东大巷350m处布置集中配电点，需要扩巷50m，巷道有原来下宽3.9m工字钢支护，扩为下宽4.8m的工字钢支护巷道。设计巷道总工程量为1774.4m，其中岩巷589.4m，半煤岩巷煤巷1185m。81采区共设计5

27、个采煤工作面，可采储量92.1万吨实体煤。2、方案对比方案 优点：与方案、相比巷道工程量少，工程造价底，可减少巷道930m；施工工期，可减少施工时间14.7个月，缩短布置采煤工作面时间，有利于矿井接替。缺点：1、巷道施工时出现一次串联通风，影响巷道通风系统。2、与方案、相比运输系统集中不易管理，八号石门扩巷施工时，要保证八号石门正常运输，影响81采区掘进巷道运输，工程完毕后81采区轨道运输与皮带运输同在八号石门内，运输集中不易管理。方案缺点：1、采区巷道施工时出现一次串联通风，影响巷道通风系统。2、与方案、相比运输系统集中不易管理，八号石门扩巷施工时，要保证八号石门正常运输，影响81采区掘进巷

28、道运输，工程完毕后81采区轨道运输与皮带运输同在八号石门内，运输集中不易管理。3、与其它方案、相比巷道工程量增加，工程造价高，多掘进巷道930m；施工工期增加，增加施工时间14.7个月，采煤工作面布置时间延长，影响矿井接替。方案优点：1、与其它方案、相比巷道工程量少，工程造价底，可减少巷道9306m；施工工期，可减少施工时间14.7个月，缩短布置采煤工作面时间，有利于矿井接替。2、与方案、相比优化运输系统，施工集中运输石门，八号石门可正常运输，不影响81采区掘进巷道运输，工程完毕后轨道运输与皮带运输分开，及不影响81采区掘进巷道运输，运输系统容易管理，为矿井以后生产打下良好基础。缺点：1、采区

29、巷道施工时出现一次串联通风，影响巷道通风系统。方案优点：与方案、相比优化运输系统，施工集中运输石门，八号石门可正常运输，不影响81采区掘进巷道运输，工程完毕后轨道运输与皮带运输分开，及不影响81采区掘进巷道运输，运输系统容易管理，为矿井以后生产打下良好基础。缺点：1、与其它方案、相比巷道工程量增加，工程造价高，多掘进巷道930m；施工工期增加，增加施工时间14.7个月，采煤工作面布置时间延长。2、采区巷道施工时出现一次串联通风，影响巷道通风系统。经过永锦公司以及吕沟煤矿相关工程技术人员的探讨、研究、论证，方案巷道工程量小、工期短，优化运输系统，是矿井采区接续的最佳途径，因此确定选用方案进行81

30、采区的设计开采。对方案进行了修改完善。第二节 设计方案、设计原则本次设计遵循以下原则进行1.1 炮采采煤为主的原则。1.2 系统简单、可靠，便于管理的原则。1.3 为减少运输环节，设计采区溜煤眼。1.4 提高采区防灾、抗灾能力的原则。1.5 以超高水充填开采，不搬迁村庄的原则。2、巷道布置2.1 采区总体布置情况根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部测16点以北16.7m处以90的方位角向东掘进联络巷20m，然后再掘进一条与八号石门平行方位角182的集中运输石门长度246m，与集中运输平巷贯通，在联络巷东边布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距53.7m），

31、溜煤眼设计长度33.4m，在C七401机巷28m处掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进97m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进380m到达81采区东翼无煤带（七4八东大巷500m处），然后再以0方向向上掘进运输联络巷46m与七4八东大巷贯通，81采区构成。根据81采区设计，81采区可布置两个采煤工作面。七4集中运输平巷做为81采区进风巷，七4八东大巷做为回风巷。采煤工作面采取倾斜长壁上仰后退式采煤法。由于矿井接替紧张，集中运输平巷工程量较大，等集中运输平巷施工完毕后会造成矿井采掘失调，因此以东翼无煤带为自然边界把81采区划分开两个采区，可以先布置一个采区。2.2其他辅助巷道为满足

32、81采区供电需要在七4八东大巷350m处布置采区移动变电站，需要扩巷50m，巷道有原来下宽3.9m工字钢支护，扩为下宽4.8m的工字钢支护巷道。设计巷道总工程量为850.4m，其中岩巷299.4m，半煤岩巷煤巷551m。81采区共设计2个采煤工作面，可采储量41.74万吨实体煤。详细附图：81采区设计巷道布置平面图（1：2000）。3、主要巷道设计3.1煤仓煤仓容量设计： Q=(Ag-An)TgKb =（300-200）21.5 =300t式中：Q采区煤仓容量，t； Ag采区高峰生产能力，300t/h。高峰期间的小时产量为平均产量的1.52.0倍，取2.0倍； An装车站通过能力，200t/h

33、。为平均产量的1.01.3倍，取1.0倍； Tg采区高峰生产持续时间，2.0h。炮采取1.52.0h； Kb不均匀系数，炮采取1.5。煤仓断面设计：依据溜煤眼距九号煤仓33.4m，确定溜煤眼高度33.4m。S=Q/33.4/1.2 =300/33.4/1.2 =7.49m2式中： S煤仓断面面积1.2为煤层松散系数 根据以上计算结合矿井实际确定煤仓采用锚喷圆形支护，直径3.2m，净面积：8.04m2，煤仓容量：322T。3.2集中运输石门集中运输石门做为81采区、82采区主要进风巷道，因此按最风量确定巷道断面面积。按照矿井设计，81采区、82采区共布置两个炮采工作面，四个掘进工作面、两个移动变

34、电站。集中运输石门风量：Q=（Q采+Q掘+Q硐）K=(36022314+402)1.15 =1983(m3/min)式中：Q采为采区采煤工作面需风量，为360 m3/min；Q掘为掘进工作面需风量，为231m3/min；Q硐为采区移动变电站需风量，为40m3/min；K为漏风系数取1.15根据上述计算结果，根据最高风速以及风量进行面积验算:S=1983/（604） =8.26m2式中：4m/s煤矿安全规程规定巷道最高风速根据以上计算集中运输石门断面面积不小于8.26m2符合要求；根据以上计算结合矿井实际情况确定集中运输石门采用半圆拱锚喷支护，规格：3.8 m3.3m，面积：10.99m2。3.

35、3集中运输平巷集中运输平巷为81采区进风巷，因此按照风量确定巷道断面面积。按照矿井设计，81采区布置一个炮采工作面，二个综掘工作面、一个移动变电站。集中运输平巷风量： Q=（Q采+Q掘 +Q硐）K=(3602312+40)1.15 =991.3(m3/min)式中：Q采为采区采煤工作面需风量，为360 m3/min；Q掘为掘进工作面需风量，为231m3/min；Q硐为采区移动变电站需风量，为40m3/min；K为漏风系数取1.15根据上述计算结果，根据最高风速以及风量进行面积验算:S=991.3/（604） =4.13m2式中：4m/s煤矿安全规程规定巷道最高风速根据以上计算集中运输石门断面面

36、积不小于4.13m2符合要求；集中运输平巷布置为综掘工作面，因此根据综掘机最小施工断面确定巷道断面为4.33.3m，采用“U”支护，净面积：14.28m2。第三节 工程量、工期及初期投入预算1、工程量设计巷道总工程量为850.4m，其中岩巷299.4m，半煤岩巷煤巷551m。主要工程量见81采区工程量一览表。2、工期本采区设计能力为22万吨/年，移交时完成81采区布置，并布置2个炮采工作面，并完成移动变电站所等辅助工程以及相关设备的安装。安排1个掘进工作面开拓采区主要巷道，1个掘进工作面掘进其余巷道。施工结束后进行设备及胶带机安装。 采区工程量一览表序号工程名称围岩类别支护形式净断面（m2）工

37、程量(m)1溜煤眼岩锚网喷8.0433.42联络巷岩锚网喷10.99203集中运输石门岩锚网喷10.992464集中运输平巷半煤岩“U”型钢14.284775运输联络巷半煤岩锚网10.1274合计850.4各项关键工程进度：溜煤眼（岩巷） 10m/月联络巷（岩巷） 30m/月集中运输石门（岩巷） 30m/月集中运输平巷（半煤岩） 70m/月运输联络巷（半煤岩） 70m/月按以上进度安排，81采区主体工程总工期12.1个月。预计2012年9月主体工程施工结束，在掘进期间首采工作面C七401工作面可安排掘进施工，预计2013年1月具备生产条件。3、初期投入预算按目前吕沟煤矿巷道掘进成本，锚网喷巷道

38、岩巷（3.8m）6000元/m，半煤岩巷“U”型钢（4.3m）4000元/m，溜煤眼（3.2m）5000/m元，初期投入预算408万元。第五章 采煤方法及工艺、设计能力、服务年限1、采煤方法：采用超高水充填倾斜长壁后退式采煤法。2、采煤工艺：炮采采煤，一次采全高。3、采区设计能力3.1工作面单产工作面平均面长：L 190m工作面日推进度：I 2m煤层采高：M 1m煤的容重：r 1.5 t/m3工作面回采率：C 0.97工作面单产： A1 LIMrC 190211.50.97553(t/日)3.2 采区单产根据本采区设计为单翼倾斜布置采区，采区工作面跳采进行，回采期间只能一个工作面生产，采区单产

39、即为工作面单产。即：采区单产为：A综 A1 553(t/日)3.3 采区生产能力AS(综) 330 k1A1 /10000 3301.1553/10000 20.1(万t/a) 式中：k1为采面生产系数，系数取1.1 采区设计能力按22万吨/年计算，各生产系统按22万吨/年的规模进行配备。3.4采区服务年限3.4.181采区服务年限：T CZ/AS 41.7422 1.9（a）第六章 采区安全生产系统第一节 主运输系统1、主运输路线：各工作面煤流集中运输平巷集中运输石门溜煤眼九号煤仓主井地面2、采区运煤设备选型：2.1.1 集中运输平巷原始参数： 集中运输平巷长度497m，根据采区工作面布置情

40、况，胶带机运输长度500m即可满足生产需要，沿煤层走向，坡度不大于0.5，81采区胶带设备选型按22万t/年。2.1.2胶带输送机初步设计参数:计算胶带宽度，选定胶带速度因为输送能力m=400t/h，大于设计运输生产率A=208t/h，所以胶带宽度一定满足要求，选定胶带速度=2m/s。对带式进行块度校核 B2amax+200=2200+200=600mm故胶带选定800mm宽度能够满足要求。2.1.3 运行阻力计算重段运行计算 Wzh=g（q+qd+qg）Lcos+g（q +q0）Lsin =28.8+4.62+7.33）5000.03cos0+（28.8+4.62）500sin010=51552N其中 q=qd=1.1B（+1+2） =1.10.8（1.251+3+1）=4.62kg/mqg= qg=空段运行阻力 Wk= g（q0qL cos- q0Lsin =（4.62+3.7）5000.025cos0-4.62500sin010=-5442N2.1.4胶带张力计算 (1)用“逐点计算法”求胶带各点张力 S2S1 S3=1.04 S2