1、煤矿325采区设计 泡炭325采区设计说明书 年生产能力：3.3万吨 编 制： 总 工： 编制日期：二00八年六月目 录 前言 4 第一章 采区概况 4 第二章 采区地质情况 4 第三章 采区生产能力、储量、服务年限 5 第四章 采区巷道布置 8 第五章 采煤方法 10 第六章 采区通风 12 第七章 采区车场设计 13 第八章 采区巷道断面设计 15 第九章 采掘接替17 第十章 施工设备与供电17 第十一章 安全技术措施22附表及附图目录1、附表1-1319采区供电设备配备表2、319采区巷道及设备布置图3、319采区供电示意图4、319采区供电计算图5、319采区巷道布置方案图6、319
2、采区设计巷道断面尺寸图7、319采区中部上山剖面图前 言 根据泸州市*煤矿-150水平延深设计、采矿设计手册、煤矿安全规程以及设计规范等有关要求，结合矿井实际开采情况，编制325设计。 第一章 采区概况325采区是*煤矿三水平南翼泡炭的第三个采区，上部标高以0m水平南翼运输大巷为准；下部以-150m水平南翼运输大巷为准；该采区南翼以325采区边界变薄带为界，北翼以323采区隔离煤柱为界。325采区作为323采区的接替采区，其上部二水平泡炭未布置，下部四水平未开拓，325采区泡炭煤层上部的独层子煤层315采区正在生产，已接近采完。 第二章 采区地质情况1、地质构造采区内无大的地质构造，局部有小断
3、层和薄化带，但对生产，掘进无大的影响。 2、煤层情况泡炭煤层位于含煤段底部，为黑色暗淡形状块，硬度较大，煤厚0.26-0.6m，平均煤厚0.43m，含0-2层夾矸，但较薄，煤层产状为1300230，煤层较稳定，局部呈起伏想象。3、顶、底板特征泡炭煤层无伪顶，且伪顶随回采随落，直接顶为深灰色砂质泥岩，泥炭，富含植物化石；老顶为粉砂岩及细砂岩；底板为灰褐色砂质泥岩，炭质泥岩。4、煤尘、瓦斯 独层子煤层属不易自燃煤层；煤尘有爆炸性，爆炸指数为32.09%；矿井为高瓦斯矿井。5、水文地质情况该采区范围内水文地质情况简单，上水平采空的水从二水平南大巷流出，煤层开采后受压变形部分水渗透道该采区，另外煤层下
4、伏砂岩含水层由于受动影响造成列裂隙而渗透到采区。第三章 采区生产能力、储量、服务年限1、采区储量 319采区储量计算表项目 数量走向长 斜长 煤厚 容重工业储量 回采率可采储量 单 位 m m m t/m3 万吨 % 万吨 数 量 790 350 0.52 1.45 20.09 9018.5二、采区生产能力、服务年限根据矿井生产计划和采掘接替计划安排，325采区布置一个工作面生产，其工作面斜长80米；每天生产两个循环，循环进度1米，年工作日按330天计算，工作面年推进度为660m.、采区前期的生产能力、服务年限1、回采工作面的生产能力A0A0=Ltmdrc=2800.431.50.97330=
5、3.3（万吨/年）式中：A0-回采工作面年均生产能力，万吨/年； L-工作面日循环进度，米； t-工作面倾斜长度，米； m-煤层有益厚度，米； d-煤层容重，取1.45吨/米3 r-回采工作面回采率，%； c-年工作日，取330天；2、采区前期年均生产能力AB=1A01.050.95 =13.31.050.95 =3.3（万吨/年） 上式中1.05为掘进出煤率，0.95为产量不均衡系数。3、采区服务年限T1 T=ZK/ABZ采区可采储量，吨AB采区生产能力，吨/年K采区储量备用系数，取1.0T=1.853.31.0=5.6年采区服务年限5.6年第四章 采区巷道布置一、采煤方法该采区内泡炭煤层平
6、均厚0.43米，平均倾角23度，属缓倾斜薄煤层，根据泸州*煤矿-150水平延深设计中对首采区的设计方案，结合我矿对本水平已开采采区的开采经验，设备装备情况，确定本采区采用单一煤层上山走向长壁式布置巷道，放炮落采。 二、采区巷道布置 、区段平巷采用单一煤层上山采区布置，采区走向长840米，其中南翼400米，水翼440米。每各区段80米，区段平巷采用单巷布置，3251回风巷与225采区运输巷之间留25米煤柱。根据采区内区段的开采顺序，上区段平巷采用无煤柱沿空护巷，作为下个区段回风平巷。详见325采区设计巷道布置方案图 、采区上山采区生产、掘进时，煤和矸石均用溜煤槽自溜，运输量不大，因此，采区只在中
7、部布置一条材料上山，一条溜煤上山。材料上山主要用于通风，运料，行人。详见325采区设计巷道布置方案图 、采区其它巷道 考虑到采区供电，结合区段平巷用刮板运输机运煤，每台刮板运输机的安设长度仅为80米的实际情况，在采区南翼布置一条上山辅助运煤。北翼布置两条上山辅助运煤。详见325采区设计巷道布置方案图 、采区巷道的位置采区所有巷道都布置在独层子煤层中，沿煤层底板卧底布置。 、采变所的位置： 在325采区石门与三水平南大巷之间设置采变所。 （六）、采区设计巷道掘进工程量 本采区设计巷道明细详见325采区设计巷道掘进工程量表，另见325采区设计巷道布置方案平面图、剖面图。采区设计巷道掘进工程量 数
8、量 项 目井 巷数 量 （ 条 ）工 程 量 （ ） 325石门 1 700 采区中部上山 1400 采区北翼上山 1380 采区南翼上山 1380 区 段 回 风 巷 1850 区段运输平巷 43400 南翼开切眼 2640 联 络 巷 12280 中 部 切 眼 3 880 合 计7640第五章 采煤方法1、采煤方法选择该采区内煤层平均厚度0.43m，平均倾角23度，属缓倾斜薄煤层，根据泸州市*煤矿-150米水平延深设计中对首采区的设计方案，结合我矿对本水平已开采采区的开采经验和设备装备情况，确定本采区采用单一煤层走向长壁采煤方法，开采顺序为由上到下，区内后退式开采。2、回采工艺、落煤及装
9、煤：采用放炮落煤，单排眼布置在底炭中，放炮后用单头啄底炭，打落天炭，拟试用截煤机采煤，人工攉煤入采面溜煤槽，自溜到机巷，经SGD-20B型刮板运输机运到溜煤上山，再自溜到三水平南翼运输大巷人工装入1吨U型矿车中由电机车运输到三水平井底车场经两级提升出井口到货场存放待出售。支护 1、掘进巷道顶板的支护方式 区段平巷和上山巷道及开切眼均采用锚网支护作为永久支护，其排距、柱距均为0.8米，锚深为1.5米，用废旧钢丝绳作锚网；采用摩擦式金属支柱掺设点柱的形式作为临时支护支护顶板，其柱距为1米。 区段回风平巷和采区专用回风平巷均采用摩擦式金属支柱掺设点柱的方式支顶板，其柱距为1米。2、回采工作面顶板的支
10、护方式根据采高选用ZJA-850、HZJA-1050型摩擦式金属支柱，掺设点柱的支护形式支护顶板，点柱用直线式布置，柱排距均为1米。（3）、采空区处理 采用单排密集切顶，全部垮落法处理采空区，人工分段回柱，回柱方式为“见四回一”。3、劳动组织和循环作业方式采面劳动组织分为打眼、放炮、出煤、翻砂砌砂带等3个工序，每个工序工种均为综合工种，采用“两采两堆”的作业方式，每天完成两个循环。 第六章 采区通风1、局部通风设计1、通风方式：采用局扇压入式通风2、风量计算、按沼气涌出量计算 Q掘=100qCH掘K掘通 =1000.52 =100（m3/min） 式中：Q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据我矿泡
11、炭掘 进巷道有关数据。取0.5m3/min。 K掘通- 瓦斯涌出不均系数。去 2.按炸药量计算运输巷掘进放炮时，一次爆破的最大消耗炸药用量为4.95计算Q掘=254.95=123.75（m3/min）、按局部扇风机的实际吸风量计算局部通风选用功率为11kw的局部扇风机，吸入风量取180m3/min，即：Q180m3/min；、按人数计算Q掘=4N=45=20m3/min、按风速进行验算按最底风速验算Q掘15S掘按最高风速验算Q掘240S掘。采区巷道最小断面为3.2m2,故各掘进碛头局部扇风的供风量根据巷道断面大小不小于180m3/min。3、局部通风路线根据采区巷道布置，在掘进时须合理安排，尽
12、快形成全风压通风，缩短局部通风距离。2、采面风量计算按泸州市*煤矿-150水平延深设计确定为200m3/min。3、采区供风量Q总Q总=（Q采+Q掘）k =（200+360）1.2 =372m3/min式中：Q采采煤工作面的需风量； Q掘两个掘进工作面所需风量； K风量系数；取 1.2。该风量为一个对拉工作面，两个掘进碛头所需风量，生产、掘进时须根据采掘部署合理调配，确保作业场所需风量。 第七章 采区车场设计由于在315采区设有一主车场调车325采区在运输大巷中装车，不设采区煤仓，各采面煤炭经溜煤上山自溜到运输大巷装车后由电机车外运；掘进时的矸砂容易自溜，采用溜煤槽自溜，故采区上、中、下部均不
13、设车场，采区不设绞车房，采区需用材料由317采区材料上山中的调度绞车提升，故只在319采区中部上山口的装车点将运输大巷断面扩大形成一辅助装车场，辅助车场50米。 第八章 采区巷道断面设计1、采区溜煤上山口装车点巷道断面设计采区溜煤上山口装车点巷道设计为双轨巷道，轨距600，运输设备为矿用防爆型蓄电池电机车，其外型尺寸为：长宽高=330010301550毫米，一吨矿车的外型尺寸为：长宽高=20008801150；1、巷道净宽的确定根据煤矿安全规程相关规定，结合运输设备外型尺寸，巷道净宽B为B0.3+0.8+0.2+0.88+0.88B3.06取B为3.2m2、巷道净高H的确定（1）、巷道为半圆拱
14、，壁高h3的确定：安1.6高度内保证0.8米人行道计算：h31.6+hb,hb查表为0.18m则h31.78m米取1.8米。（2）、拱高ho的确定 ho = B = 1.6米 2（3）、道床总高度查表得ho=0.32米 该巷支用料石砌碹，料石规格：长宽高=250250壁后充填厚度不小于100毫米，则掘进巷道掘进宽度B1为 B1 =3.0+20.25+20.1=3.9米 掘进拱高ho=B1/2=4/2=1.85米 巷道净断面S净=B(0.39+h2)=3.2(0.393.2+1.6) =9.114m2 掘进断面面积SZ=B1(0.39B1+h3)=3.9(0.390.39+1.8)=12.95m
15、2 二、采区南大巷断面设计采区南运输大巷服务时间短，故使锚网支护作永久支护，设计为梯形断面，其断面尺寸为：中高2.2米，中宽2.4米，掘进断面积5.28m2。3、材料上山断面设计 材料上山为梯形断面，用一吨矿车提运输材料，矿车距巷道两侧0.4m,则B0.88+0.42=1.68米，考虑安全系数设计中宽2米 S净=中宽中高=22=4m24、溜煤上山断面设计 溜煤上山底板安设溜煤槽，只溜煤不行人。但考虑掘进巷道时风筒、人员的安全以及维修安全，设计梯形净断面上宽1.8米，下宽2.2米，中宽2米，中高1.8米，断面3.6平方米。（五）、采区开切眼、区段运输巷、第一区段回风巷断面设计 区段运输巷安设SG
16、WD-20B型刮板运输机，运输机槽宽330毫米，人行道宽700毫米，掘进时用400风筒，一吨翻斗车，另外，采煤工作面回采后沿空护巷，为满足护巷断面要求以及机巷掘进，回采时设备安装，行人安全，设计为梯形巷道，其断面尺寸为中高1.8米，中宽2米，掘进断面积为3.6米2。区段回风巷不维护，也不安设备，仅作回风用，设计为梯形断面，其断面尺寸为中高1.6米，中宽2米，掘进断面积3.2米2。采区开切眼不维护，也不安设备，采面开采后就可不在使用，但要作采面瓦斯尾排用，因此，设计为矩形断面，其断面尺寸为中高1.6米,中宽2米，掘进断面积3.2米2。 四、以上各巷道断面尺寸详见319采区设计巷道断面尺寸图。 五
17、、采煤工作面的运输方式 工作面放炮采落的煤由人工攉入溜煤槽内自溜入运输机巷中由刮板运输机运送到溜煤上山，再经溜煤槽自溜到三水平南大巷装车点装入一吨的U型矿车中，再由电机车运送到三水平井底车场经二级提升出井口到煤仓存放。第九章、采掘工作面接替 1、掘进工作面的接替顺序截止20087月，325采区北翼巷道325材料上山，325溜煤上山已掘进完毕，因此，现仅对未掘巷道的接替计划安排如下：由于采区北翼已生产，现仅对325采区北翼掘进巷道作如下安排，3251回风巷3251机巷3253机巷3255机巷3257机巷325南运输巷3257机巷325南开切眼。325南运输巷325南中切眼3251回风巷3251机
18、巷3253机巷3255机巷。 2、采煤工作面回采接替安排 根据我矿泡炭采面的回采实际情况，有减少沿空护巷的时间，采面分两段开采，对325采区采煤工作接替预计如下：32523254325632583252325232543256325832543253325532573254325332553257 第十章 施工设备与供电 一、采区主要电气设备按采区设计和采煤方法、掘进工艺及采掘布置，采区设备配备见附表1-1；采区电气设备技术特征见附表1-2。附表1-2 采区电气设备技术特征采 区 用 电 设 备额定 容 量 Pe KW额 定电 压UeV额 定 电 流IeA额定起动电流 IQe A额定功率因数c
19、ose额定 效 率 e 名 称电 动 机 型 号数量刮板运输机KBY-18.5318.566021.51290.850.87调度绞车JBJ-11.4111.466013.782.20.870.87空气压缩机VF-6/70.89空气压缩机VF-3/7218.5660V21.31270.870.89局扇风机YBT-1121166012.587.50.890.86煤电钻MZ-1241.21279540.790.795 二、采区供电 325采区回采、掘进均由315采区变电所KS9-315/6型变压器供电。该采区变电所采用的是选择性漏电保护装置的供电线路供电。采区回采、掘进工作面的布置及设备布置见图1-
20、1，按照采区供电系统拟定原则拟定采区供电系统图，见图1-2。 一）高压电网 高压电网采用6KV电压等级，由井下主变电所配电到315采区变电所，其电缆型号为：ZLQD20335。 二）采区低压网路的计算： 采区用电设备电压为660V，煤电钻电压为127V， （一）电缆型号确定 根据采区供电电压、工作条件、敷设地点及电缆型号确定原则，本采区电缆型号确定如下： 从315采区变电所低压馈电开关到回采工作面配电点、掘进碛头配电点、起动器到电动机的电缆均采用MY-1000型，向煤电钻供电选用MZ-500型煤电钻专用电缆。 （二）电缆长度确定： 确定电缆长度时，橡套电缆按10%余量考虑。各段电缆长度经计算后
21、标在图1-2上。 （三）低压电缆截面的计算： 进行低压电缆截面选择时不需对每一条电缆都进行计算，而是根据上述具体情况区别对待。 1、支线电缆截面的选择： 由于支线电缆经常移动，需要选橡套阻燃电缆，选择时要考虑有足够机械强度，一般按煤矿井下供电设计指导表2-23初选电缆截面即可。初选电缆截面标在图1-2中。 2、干线电缆截面的选择 由于干线电缆长、电流大，电压损失是主要矛盾，所以干线电缆截面按电压损失计算。660V系统电压损失为63V。 315采区变电所供电计算图见图1-3（1）变压器器电压损失计算：Ub%=KfUr%cospj+Ux%sinpj =0.41.90.6+4.070.8=1.76
22、Ub=1.76*690/100=12.13V 式中 查煤矿井下供电设计指导表1-2 Kf=0.4 ， cospj=0.6 sinpj=0.8（2）掘进风机干线电缆截面计算 计算Uz值时要选取配电点中线路最长，容量最大的支线计算。 1）掘进风机支线电缆电压损失：Uz1=(KfPeLZ103）/UeAze =1115103/66042.5100.86=0.23(V)2)掘进风机干线电缆截面计算干线电压损失为Ugy=63-Ub-Uz1=63-12.13-0.23=50.64V干线电缆截面为：Agy=KfPeLgy103/UeUgypj=0.722600103/66042.550.640.86=7.5
23、6mm2局扇风机干线电缆选MY-1000 310+16 600m。（3）325采区掘进空压机、煤电钻、回采工作面干线电缆截面计算： 1）支线电缆电压损失（以回采工作面最后一台刮板运输机计算）： Uz=(KfPeLZ103）/UeAze+(KfPeL103）/UeAe =0.718.55103/66042.5100.87+ (0.718.5800103/66042.5250.87) =0.27+16.98=17.25(V) 2)干线电缆截面计算 干线电压损失为 Ugy=63-Ub-Uz1=63-12.13-17.25=33.62V 干线电缆截面为： Agy=KfPeLgy103/UeUgypj
24、=(0.90.7105.1310103)/(66042.537.120.87) =24.8mm2 干线电缆选MY-1000 325+110 310m。 三）、325采区低压开关的选择 1、325采区供电电压为660V，所选低压开关额定电压为660V等级； 2、开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定； 3、低压馈电总开关及分路开关选BKD9型隔爆真空馈电开关； 4、控制电动机的开关选用QBZ系列矿用隔爆真空电磁起动器。需要正反转的设调度绞车选用QBZ-80ND型矿用隔爆真空电磁起动器。 第十一章 施工设备与供电一、采区主要电气设备按采区设计和采煤方法、掘进工艺及采掘布置，采区设备配备见附表1-
25、1；采区电气设备技术特征见附表1-2。 附表1-2 采区电气设备技术特征采 区 用 电 设 备额定 容 量 Pe KW额 定电 压UeV额 定 电 流IeA额定起动电流 IQe A额定功率因数cose额定 效 率 e 名 称电 动 机 型 号数量刮板运输机KBY-18.5418.566021.51290.850.87调度绞车JBJ-11.4111.466013.782.20.870.87空气压缩机VF-6/7237660412460.860.89空气压缩机VF-3/7局扇风机YBT-1121166012.587.50.890.86煤电钻MZ-1241.21279540.790.795 二、采区
26、供电 319采区回采、掘进均由315采区变电所KS9-315/6型变压器供电。该采区变电所采用的是选择性漏电保护装置的供电线路供电。采区回采、掘进工作面的布置及设备布置见图1-1，按照采区供电系统拟定原则拟定采区供电系统图，见图1-2。 一）高压电网 高压电网采用6KV电压等级，由井下主变电所配电到315采区变电所，其电缆型号为：ZLQD20335。 二）采区低压网路的计算： 采区用电设备电压为660V，煤电钻电压为127V， （一）电缆型号确定 根据采区供电电压、工作条件、敷设地点及电缆型号确定原则，本采区电缆型号确定如下： 从315采区变电所低压馈电开关到回采工作面配电点、掘进碛头配电点、
27、起动器到电动机的电缆均采用MY-1000型，向煤电钻供电选用MZ-500型煤电钻专用电缆。 （二）电缆长度确定： 确定电缆长度时，橡套电缆按10%余量考虑。各段电缆长度经计算后标在图1-2上。 （三）低压电缆截面的计算： 进行低压电缆截面选择时不需对每一条电缆都进行计算，而是根据上述具体情况区别对待。 1、支线电缆截面的选择： 由于支线电缆经常移动，需要选橡套阻燃电缆，选择时要考虑有足够机械强度，一般按煤矿井下供电设计指导表2-23初选电缆截面即可。初选电缆截面标在图1-2中。 2、干线电缆截面的选择 由于干线电缆长、电流大，电压损失是主要矛盾，所以干线电缆截面按电压损失计算。660V系统电压
28、损失为63V。 315采区变电所供电计算图见图1-3（1）变压器器电压损失计算：Ub%=KfUr%cospj+Ux%sinpj =0.41.90.6+4.070.8=1.76 Ub=1.76*690/100=12.13V 式中 查煤矿井下供电设计指导表1-2 Kf=0.4 ， cospj=0.6 sinpj=0.8（2）掘进风机干线电缆截面计算 计算Uz值时要选取配电点中线路最长，容量最大的支线计算。 1）掘进风机支线电缆电压损失：Uz1=(KfPeLZ103）/UeAze =1115103/66042.5100.86=0.23(V)2)掘进风机干线电缆截面计算干线电压损失为Ugy=63-Ub-Uz1=63-12.13-0.23=50.64V干线电缆截面为：Agy=KfPeLgy103
