昌荣矿业采区设计毕业设计

目 录第一章矿井概况第一节 概况第二节 矿井现状第二章 矿井地质第一节 地层第二节 地质构造第三节 煤层、煤质第四节 开采技术条件第三章 采区生产能力及服务年限第一节 水平及采区划分第二节 采区储量第三节 生产能力及服务年限第四章 采区布置第一节 采区巷道布置第二节 巷道掘进第三节 采煤方法第五章 通风与安全第一节 概 况第二节 通 风第三节 通风设施及防止漏风、降低风阻措施第六章 主要设备第一节 提升设备第二节 排水设备第三节 通风设备第四节 压风设备第七章 采区供电第一节 供电方式第二节 电力负荷第三节 采区供电第四节 井下通讯第八章 安全监测监控系统第九章安全技术措施第一节 瓦斯灾害防治措施第二节综合防尘措施第三节消防火措施第四节水害防治措施第五节顶板事故防治措施第六节运输事故防治措施第七节提升事故防治措施第八节电气事故防治措施第九节 井下安全监控系统及自救器配备第十节 矿山救护第十章 技术经济第一节 建井工期第二节 劳动定员及劳动生产率第三节 建设投资估算第四节 采区设计主要技术经济指标附 图1巷道断面图2地质剖面图3煤系地层综合柱状图4开拓方式平、剖面图5北一采区巷道布置及机械设备布置图6北一采区巷道布置剖面图7采煤方法图8通风系统及网络图 9消防、防尘洒水管路图10避灾路线图11压风管网布置图12矿井安全监控及人员定位传感器布置图13矿井安全监控及人员定位系统图14矿井运输系统图15矿井通讯系统图16井下供电系统图第一章矿井概况第一节 概况一、位置及交通昌荣矿业位于矿山位于大足县城东南方位（103） ，直线距离23.5km，隶属大足县万古镇新石村所辖。主井口（80）坐标为X=3336675.133，Y=35658175.788，Z=+294.42m；地理坐标：东经1063832，北纬：300820。矿区有简易公路2km向北至龙湖槽，与大足兴隆公路相接，交通运输较为方便，矿区位置见图1-1-1。 二、地形地貌及河流矿区为一低山丘陵地形，地貌受构造控制，属构造侵蚀地貌。地势东南高，西北低。矿区内最高处为风井北侧山头，海拔标高+474m，最低处位于矿区主井附近，海拔标高+280m，最大相对高差194m。属构造剥蚀侵蚀低山丘陵地貌，矿区地形坡角一般1525左右，地形起伏较大，沟河纵坡度一般20%，切割深度一般1324m。矿区地貌类型单一，地形简单。三、地表水系矿区属嘉陵江水系，地表无常年性河流，矿区范围内地形坡度起伏较大，受大气降雨补给，矿区内无大的河流、水库、堰塘等大型水体，仅有季节性冲沟，纵向坡度7.9%14.7%，切割深度8m12m，最底浸蚀基准面178m。地表水体对开采基本无影响。四、气象及地震1、气象矿区属夏季炎热多雨、冬季寒冷少雨及春、秋温暖潮湿的亚热带季风湿润气候，最高气温达43，最低气温-5.2，年平均气温15，多年平均降水量1132.2mm，最大年降水量1636.3mm，最小年降水量801.1mm，每年降水量主要集中在49月份，年平均水面蒸发量1117.2mm，全年有霜期主要集中在12月至次年2月，相对湿度年平均值为69%。以北西风为主，最大风速2m/s。2、地震根据中国地震动参数区划图（GB1 8306-2001）及中国地震烈度区划图（1990），矿区地震设防基本烈度为度，地震动峰值加速度为0.05g，地震动反应谱特征周期为0.45s（调整值）。五、矿区经济矿区经济主要以农业为主，农村劳动力充足。矿区建材以石材为主，其它建材需在外地购买。第二节 矿井现状一、矿井开拓矿井采用平硐+暗斜井开拓，分区式通风方式，机械抽出式通风方法。矿区范围内现共有4个井筒，即主平硐、副平硐与南风井、北风井。主平硐位于矿井中部，主平硐井口坐标：X=3282602.502 ，Y=35592881.651 ，Z=+290.529m; 副平硐井口坐标：X=3282568.068 ，Y=35592875.646 ，Z=+288.813m;南风井井口坐标：X=3282518.06 ，Y=35592986.904 ，Z=304.101 m，北风井井口坐标：X=3283223.02 ，Y=35593395.82 ，Z=306.493 m。二、水平划分、采区划分与标高矿井许可开采标高+350m+80m，垂高270m;矿井南北走向长约3.375km，东西倾斜宽约0.55km;煤层平均倾角47。三、矿井生产能力矿核定生产能力9.0 万t/a。而实际矿井现有生产能力仅为3.0万t/a左右。矿井现开采煤层为K10煤层，开采标高+140m。矿井共有2个采煤工作面，采煤方法为仰斜壁式采煤法，落煤方式为放炮落煤，全部垮落法管理顶板，工作面的煤为自溜，平巷为人力运输。工作面木支柱支护，局部充填管理采空区。最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.6m。四、主要生产系统(1)提升运输系统矿井为两级提升系统，第一级安装JTPB1.21.0绞车，电机功率75kW，转速740r/min，电压 380V，绳速1.84m/s，提升煤车2个，矸石车2个。第二级安装JTPB1.00.8绞车，电机功率55kW，提升煤车2个，矸石车2个。井下采用1.0吨U型矿车，2.5t机车运输。(2)矿井通风系统矿井目前通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式。矿井总进风矿井777 m3/min，总回风799 m3/min。安设FBCZ-6-13A型通风机2台，电机功率18.5kW，风机风量范围1330m3/s，负压范围100550Pa。(3)矿井排水系统该矿井下采用两级排水方式，+185m水泵房安装D85456型水泵2台，电机功率110kw，140m水泵房安装D85453型水泵2台，电机功率55kw。两级排水系统各敷设两趟2198mm的无缝钢管，水仓容积300mm3，基本满足矿井排水需要。(4)瓦斯监测监控和人员定位系统矿井目前安设KJ90NB监测监控系统一套，共设分站5个，各类传感器14个。矿井安设KJ133人员定位系统一套，共设分站3个，基本能够覆盖主要地点。（5）矿井供电系统矿区目前为单回路电源供电，由大足县万古35kV/10kV降压站10kV架空线至矿地面配电所，供电线路为LGJ-370mm2钢芯铝绞线，长度4.5km。设计拟从万古35kV/10kV向家大坳降压站架设10kV架空线至矿地面配电所，供电线路为LGJ-370mm2钢芯铝绞线，长度6.0km。前方电源可靠，为不同降压站供给，正常情况下一回路运行，另一回路带电备用，矿井电源容量满足生产需要，符合规程要求。(6)地面生产系统井下的煤炭经矿车运到地面储煤翻煤处，经人工翻煤到地面露天煤坪，煤炭以汽车运输到各用户。矸石经矿车运出地面，经人工翻矸到地面临时堆矸处，供附近矸砖厂利用。由于运输条件限制，运量较小，该矿煤炭外运全部实行汽车运输。第二章 矿井地质第一节 地层一、矿井出露地层矿区出露的地层依次有侏罗系下统珍珠冲组（J1z），分布在矿区西侧；三叠系上统须家河组煤系地层(T3xj)，集中分布在矿区中部；三叠系中统雷口坡组(T2l)，分布在矿区东侧。现将矿区内出露的地层由老到新分述如下：1、三叠系中统雷口坡组(T2l)灰色薄层至中厚层状石灰岩，上部为白云质灰岩及含透镜状黄绿色钙质泥岩，底部有厚约3.5m的盐溶角砾岩。与三叠系上统须家河组煤系地层(T3xj)呈假整合接触。2、三叠系上统须家河组煤系地层(T3xj)须家河组属于湖泊、沼泽相沉积，平均厚度为600.0m，岩性以灰白、灰黄色厚层粗粒长石石英砂岩、黄褐色厚层状粗至中粒砂岩和深灰色泥岩互层为主，夹有石英粉砂岩、黑色泥岩、薄煤层和菱铁矿透镜体。全组按岩性和含煤性由下向上可分为6个岩性段，其中第1、3、5段为含煤层段，岩性主要为泥岩、泥质砂岩，夹长石石英砂岩、薄煤层；第2、4、6段主要由灰白、灰黄色厚层粗粒砂岩组成。与侏罗系下统珍珠冲组（J1z）呈整合接触。现由老到新分段叙述如下：（1）须家河组第一段（T3xj1）为深灰、灰黑色薄层至中厚层泥岩、砂质泥岩，局部含灰色、灰黄色薄层至中厚层层状细至中粒长石石英砂岩。平均厚度一般约105.0m左右，称内煤组。本段一般含薄煤线，无开采价值。（2）须家河组第二段（T3xj2）主要由浅灰色、灰黄色厚层状细至中粒长石石英砂岩，岩屑石英砂岩、岩屑长石砂岩为主，平均厚度约143.0m。（3）须家河组第三段（T3xj3）由深灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩，局部含薄层至中厚层细至中粒长石石英砂岩，中上部，中部，中下部分别含K10、K9、K7、K5煤层，在划定矿区范围内为可采或局部可采煤层，K10煤层为矿井占用开采煤层, K9、K7、K5为新增加开采煤层，本段厚约124.0m，称中煤组。（4）须家河组第四段（T3xj4）岩性为浅灰色、灰黄色厚层状中粒长石石英砂岩，岩屑石英砂岩、岩屑长石砂岩为主。夹粉砂岩、泥岩，底部偶见砾岩透镜体。平均厚度约94.7m。（5）须家河组第五段（T3xj5）灰色、深灰色薄层至中厚层细至中粒长石石英砂岩，泥岩、砂质泥岩，夹薄层粉砂岩、炭质泥岩, 含K11、K12两层可采煤层。平均厚度约77.0m，称外煤组。（6）须家河组第六段（T3xj6）主要为灰白色厚层状中粗粒砂岩，矿物成份以石英为主、次为长石，并含少量的燧石颗粒及黑色矿物，偶含白云母碎屑，中部砂岩含长石较多，风化后较疏松，顶部砂岩质地较坚硬。本段厚度56。第二节 地质构造昌荣矿业煤矿位于渝西华蓥山帚状构造西部的西山背斜中段北西翼。矿区为单斜构造，地层走向北东2035，倾向北西285330，倾角4347，平均46，矿井开采范围内未发现较大的次级褶皱和断层，偶见小型断层，但断距一般在1.0m以下，对矿井生产有一定影响。属于地质构造简单类型（详见图1-2-1构造纲要图）。第三节 煤层、煤质一、煤层K10煤层 ：位于须家河组第三段中上部，上距须家河组第四段砂岩约28m左右。为复合煤层，含矸一层，厚0.23-0.28m，根据老窑清理和生产巷道揭露，在拟划定矿区范围内稳定性较差，为局部可采煤层。原矿区对应区域以及深部为可采煤层，上分层厚0.210.24m,下分层厚0.23-0.26m，上下分层总净煤平均0.48m；根据锅厂湾北边生产井巷揭露资料、清理中厂老窑、老厂湾老窑、小湾老窑资料，K10在原矿区范围以北薄化为不可采，厚度仅0.080.13m。煤层顶底板均为泥岩、砂质泥岩。K9煤层 ：位于须家河组第三段（T3xj3）中上部。下距K7煤层约34m，上距K10煤层89m。根据清理中厂老窑、老厂湾老窑、小湾老窑资料煤厚一般为0.310.35m，单一煤层，平均0.33m，煤层稳定性较好，原集体乡镇煤矿已开采多年，原矿区范围深部已开采至+290m水平，拟划定矿区范围以北深部已开采至+210m水平。煤层顶底板均为泥岩、砂质泥岩。K7煤层：位于须家河组第三段（T3xj3）中部。下距K5煤层约45m，上距K9煤层34m。根据清理中厂老窑、老厂湾老窑、小湾老窑资料煤厚一般为0.200.25m，单一煤层，平均0.23m，据中厂、老厂湾和小湾原集体乡镇煤矿开采情况，煤层稳定性较好，原集体乡镇煤矿已开采多年，对应原矿区范围深部已开采至+290m水平，拟划定矿区范围以北深部已开采至+210m水平，矿井拟申请占用和开采。煤层顶底板均为泥岩、砂质泥岩。K5煤层:位于须家河组第三段（T3xj3）下部。下距须家河组第二段（T3xj2）约40m，上距K7煤层45m。根据周边老窑开采情况煤厚一般为0.220.26m，单一煤层，平均0.24m。据中厂、老厂湾和小湾原集体乡镇煤矿开采情况，煤层稳定性较好，原集体乡镇煤矿已开采多年，原矿区范围深部已开采至+290m水平，拟划定矿区范围以北深部已开采至+210m水平。煤层顶底板均为泥岩、砂质泥岩。二、煤质1、煤的物理性质及煤岩特征K10煤层为半亮型煤，以亮煤、暗煤为主，夹镜煤细条带或线理；条带状结构，层状状构造。K9煤层为半暗型煤，以暗煤为主，亮煤次之，含少量镜煤及丝炭，条带状结构，层状，块状构造，坚硬，性脆。K7煤层为半亮型煤，以亮煤、暗煤为主，夹镜煤细条带或线理；层状构造。K5煤层光亮型煤，以亮煤、镜煤为主，夹暗煤条带，性脆，条带状结构，层状、层状构造。2、煤的化学性质和工艺性能根据业主采取煤样送重庆地质矿产研究院，检测结果见表昌荣矿业煤质指标表煤层水份(Mad)%灰份（Aad）%挥发份（Vad）%全硫（St,.ad）%固定碳(FCad)%发热量（Qb,d）MJ/kgK10煤层1.6132.5922.651.3635.2815.43K9煤层1.2333.7823.751.2632.4515.36K7煤层1.8034.7823.651.1634.7615.51K5煤层1.5532.7821.641.2732.7115.21根据煤炭质量分级(GB/T15224-2004)煤质分类标准，K10、K9、K7、K5煤层属高灰、中硫、特低热值烟煤。目前矿井产品为原煤，以粉煤为主，块煤率较低，各煤层筛分块度大，机械强度好，可选性等级为不易选煤。不建洗选厂，仅经过简单手选即销售。主要作为动力及民用煤。第四节 开采技术条件一、瓦斯根据重庆市经济委员会的渝经煤安201238文关于大足县煤矿2012年度瓦斯等级鉴定结果的批复，该矿为低瓦斯矿井。矿井相对瓦斯涌出量7.56m3/t，绝对瓦斯涌出量0.36m3/min，二氧化碳0.08 m3/min。二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性根据重庆市煤炭质量监督检测站提供的昌荣矿业煤尘爆炸性鉴定报告，K10、K9、K7、K5煤层均有煤尘爆炸性。据调查，该矿及相邻矿井多年未发生过煤尘爆炸事故，结果见表昌荣矿业煤尘爆炸性结果表煤 层火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）结 论备 注K10煤层40080有爆炸危险重庆市煤炭质量监督检测站K9煤层40080有爆炸危险K7煤层40080有爆炸危险K5煤层40080有爆炸危险根据重庆市煤炭质量监督检测站提供的昌荣矿业煤炭自燃倾向性等级鉴定报告K10、K9、K7、K5煤层自燃倾向性等级为三类，属不易自燃煤，结果见表昌荣矿业煤层自燃倾向性等级鉴定表煤层原样（）氧化样（）还原样（）结 论备注K10煤层380364393三类（不易自燃煤）重庆市煤炭质量监督检测站K9煤层375360385三类（不易自燃煤）K7煤层378365380三类（不易自燃煤）K5煤层370360385三类（不易自燃煤）三、地温据重庆市相关矿井资料，一般变温带深度在2080m，恒温带深度在80100m间，温度为17.819.3，一般在19左右，与本矿区年平均气温相近。往下为地温增温带，其地温梯度为0.131.71/100m。本矿井所开采煤层位于恒温带以下，无地温异常区。正常通风条件下，井下温度206左右，地温变化对矿井开采基本上没有影响。四、矿区水文地质条件（一）水文地质概况矿区为一低山丘陵地形，地貌受构造控制，属构造侵蚀地貌。地势东南高，西北低。矿区地形坡角一般1525左右，地形起伏较大，沟河纵坡度一般20%，切割深度一般1324m。本区河流属嘉陵江水系，地表无大型河流及水体，最底浸蚀基准面178m，地表水体对开采基本无影响。（二）含、隔水层划分矿区范围内含水层为三叠系上统须家河组第二、四、六段砂岩,含水层间无水力联系；相对隔水层为须家河组第一、三、五段泥岩、砂质泥岩。矿区范围内含水层主要为须家河组第二、四、六段砂岩和雷口坡组石灰岩，分述如下：须家河组第六段中粒砂岩，平均厚56m，地表裂隙较发育，富水性中等，与矿井申请开采煤层相隔在200m以，对矿井煤层的开采影响不大。须家河组第四段中粒砂岩，平均厚94.7m，地表裂隙较发育，富水性中等，该含水层为矿井申请开采煤层（中煤组）顶板直接充水水源，对矿井开采有一定影响。须家河组第二段中粒砂岩，平均厚143m，地表裂隙较发育，富水性中等，是矿井申请开采煤层底板充水直接水源，对矿井开采有一定影响。雷口坡组石灰岩，平均厚约98m，地表岩溶不发育，其富水性差，对矿井开采影响不大。隔水层主要须家河组第一、三、五段泥岩、粉砂质泥岩和煤层。这类岩石结构较致密，透水性差，为矿区内的相对隔水层。（三）充水因素分析1、大气降雨含水层水源主要来自大气降雨。煤层采空后，引起上覆岩层的塌陷，在地表产生许多裂隙，大气降雨后，地表雨水汇集，并沿着这些裂隙向井下的采空区和坑道渗透，成为矿井充水的主要水源，因此，矿井涌水有显著的季节性变化，雨季矿井涌水量大于旱季涌水量至少二倍以上，暴雨数小时后，矿井涌水量则显著增大。2、老窑积水和采空区积水的补给井田范围内的浅部煤层开采较早，矿井浅部为大面积老采空区。降雨后，地表水通过采动裂隙和岩溶空洞渗入采空区内，矿井的采矿工程不断进行，上部的老采空区积水则不断向下渗透而进入采煤工作面和坑道中，形成矿井水的补给水源。矿井涌水量随采空面积的增加面增大。3、含水层的补给含水层补给坑道水，主要是煤系地层顶板的须家河组第二、四段的砂岩等。这些岩层中的岩溶裂隙水通过导水裂隙和采动裂隙进入坑道中，形成矿井水的补给水源。4、充水方式矿井充水方式主要为采空区渗水、巷道棚顶及工作面滴水、淋水等。5、导水断层的补给矿井开采范围内未发现较大的次级褶皱和断层，偶见小型断层，但断距一般在1.0m以下，没有导水性，对矿井生产影响较小。6、钻孔情况本矿区地质勘查成都较低，矿井划定范围内没有钻孔。（二）老窑水和生产矿井水文地质情况及其对矿床充水的影响根据煤炭资源储量核实报告，为进一步核实矿区范围内的煤层开采及积水情况，重庆一三六队地质队对矿区范围内的老窑进行了清理，同时收集了一份大足县万古镇安全生产监督管理办公室向大足县国土资源和房屋管理局出据的关于中厂老窑、老厂老窑、小湾老窑开采情况的说明。中厂和老厂湾老窑开采最低标高220m，小湾开采最低标高310m。其中中厂和老厂湾老窑井下采空区相通，其积水于2009年5月全部排干，对矿井开采影响较小。亦无其它有害有毒气体。矿井浅部采空区范围较大，矿井涌水量随采空面积的增加面增大，采空区有少许积水，因此矿井在生产过程中，必须准确掌握老采空区范围和积水情况，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的十六字原则和“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施进行探放水处理，防止老采空区突水事故的发生。矿井现生产水平的涌水量为：矿井水现有正常的涌水量20m3/h，最大涌水量50m3/h。第三章 采区生产能力及服务年限第一节 水平及采区划分一、 水平划分及采区划分整个矿井确定为一个水平，即80m水平，水平垂高210m。2、采区划分根据矿井开拓开采部署，考虑到边界煤柱的宽度，80m水平划分为3个采区，即80m南一采区、北一采区和北二采区，采区走向长1100m左右。整个矿井采区接替顺序为80m南一采区北一采区北二采区。二、设计采区现生产区为南一采区，剩余储量仅为3.8万t。故选+80m水平北一采区作为南一采区的新接替采区进行采区设计。1、采区地形地貌矿区为一低山丘陵地形，地貌受构造控制，属构造侵蚀地貌。地势东南高，西北低。矿区内最高处为风井北侧山头，海拔标高+474m，最低处位于矿区主井附近，海拔标高+280m，最大相对高差194m。属构造剥蚀侵蚀低山丘陵地貌，矿区地形坡角一般1525左右，地形起伏较大，沟河纵坡度一般20%，切割深度一般1324m。矿区地貌类型单一，地形简单。设计采区内无“三下采煤”。2、采区位置本次设计采区位于矿井+80m水平北，80m180m标高间的k9煤层。3、采区范围本次设计采区开采标高80m180m，垂高100m，采区走向长约1000m，倾斜宽约139m，面积约13.9万m2。三、设计采区区段划分根据设计采区北一采区开采范围，沿倾斜方向共划分为三个区段，每个区段斜长约43m，每个区段两翼各布置一个后退式工作面，工作面斜长约86m。首采工作面为N10911工作面。第二节 采区储量1、采区地质储量根据框算，本次设计采区内k10煤层保有资源量50.6万t（122b）。2、采区工业资源/储量由于设计区域资源类别均为122b，则采区工业资源/储量与采区地质储量相同，为50.6万t。3、采区设计资源/储量矿井边界煤柱按25m留设，经计算煤柱量为2.2万t；采空区防水煤柱按20m留设，经计算煤柱量为5.4万t。采区工业储量扣除矿井永久煤柱后，得到采区设计资源/储量为43.0万t。4、采区设计可采储量设计采区运输大巷，即矿井东运输大巷需留设煤柱，按15m留设，经计算煤柱量为1.5万t；设计采区2条上山需留设煤柱，按单侧20m留设，经计算煤柱量为3.0万t。采区设计资源量扣除主要井巷煤柱后乘以采区回采率（按85%计算），得到采区设计可采储量为38.6 万t。第三节 生产能力及服务年限一、工作制度矿井年工作日330d，“三、八”作业制度，“两采一准”循环作业方式。二、设计能力本次设计能力按矿井核定生产能力设计，即9.0万t/a。三、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，则采区设计服务年限为：T式中：T采区设计服务年限，a；Zk采区设计可采储量，万t；A采区设计生产规模，万t/a；K储量备用系数，取1.4。采区服务年限T138.6 /(9 1.4)3.1a第四章 采区布置第一节 采区巷道布置一、开采顺序采区各区段开采顺序：自上而下、由北向南开采，首采工作面为N10911工作面，即N10911工作面S10912工作面N10913工作面S10914N10915S10916工作面。区段内采用后退式开采。二、采区巷道布置设计采区的运输大巷、材料上山、回风上山、总回风平巷均布置在煤层底板中。采区上车场采用平车场，中部车场为甩车场，下车场采用高低道车场。见采区巷道布置平面图、剖面图。三、回采工作面1、回采工作面巷道布置回采工作面巷道由工作面轨道平巷、斜石门及开切眼组成。工作面轨道平巷作为下一区段的回风巷。2、首采工作面设计采区首采工作面布置在首采区段北翼 (区段标高+140+180m)，工作面编号为N10911。采煤工作面平均纯煤厚1.4m，平均倾角为47，工作面走向长460m，倾斜宽43m。3、工作面长度及推进度工作面长度是决定其产量和效率的重要因素，适当加大工作面长度可减少工作面的准备工程量，提高回采率。但工作面过长会导致工作面推进度下降，降低正规循环率，不利于矿井高产、稳产、安全生产。根据矿井煤层条件，设计确定回采工作面长度43m。工作面年生产时间按330d、“三、八”制作业、“两采一准”循环作业方式，日循环进度2.0m、正规循环率0.80计算，则年推进度为528m。4、工作面生产能力工作面生产能力按下式计算：A采nIMLC103式中：A采采煤工作面生产能力，万t/a；n回采工作面个数，1个；I工作面长度，首采工作面长86m；M纯煤厚度，首采面煤厚 1.4m。L工作面走向年推进度，528m；煤层容重，1.50t/m3；C工作面回采率，95%。A采1861.45281.500.95/10009.05(万t/a)5、采区生产能力掘进煤按10计算，则矿井生产能力为：A矿8.431.19.3(万t/a)经计算，一个回采工作面能满足矿井9.0万t/a的设计生产能力。 四、采区生产系统1、煤炭运输工作面煤炭自溜至运斜石门、通过斜石门装入矿车，由机车运至采区中部车场，经轨道上山由绞车下放至采区下车场而进入北运输大巷。2、矸石运输掘进工作面矸石由机车运至采区中（上）部车场，经采区轨道上山由绞车下放至采区下车场而进入北运输大巷。3、材料及设备运输材料、设备通过轨道上山提升绞车提升至采区中部车场，经机车推运至工作面下口。4、采区通风回采工作面：新鲜风流从轨道上山、中部车场、工作面轨道平巷（运输机巷）进入工作面，污风经工作面回风平巷进入总回风平巷排出地面。掘进工作面：新鲜风流从轨道上山、中部车场通过局部通风机压入掘进工作面，污风经回风上山进入总回风平巷排出地面。5、主要硐室通风消防材料库位于新鲜风流中，未独立配风；采区绞车房采用独立配风。6、排水经区段平巷水沟沿提升上山水沟流至+80m运输大巷，经运输大巷水沟流至+80m水仓，泵排至副平硐，再经副平硐水沟排除地面。7、压风矿井主平硐井口附近建有地面压风机房，井下主管管径为DN80，支管管径为DN40。8、消防及防尘风井井口附近，建有200m3高位水池，水源取自山泉水。井下防尘主管管径为DN50，支管管径为DN32。见消防、防尘洒水系统布置平面图。第二节 巷道掘进一、巷道断面及支护形式采区上、下车场、绞车房、总回风斜井、消防材料库均采用半圆拱断面，锚喷支护，锚杆采用树脂锚杆，锚深1.8m，锚杆间、排距1.0m，喷浆厚度80mm。北运输大巷、轨道上山、回风上山、区段轨道平巷及区段回风平巷均采用半圆拱断面，锚喷支护，锚杆采用树脂锚杆，锚深1.8m，锚杆间、排距1.0m，喷浆厚度80mm。；开切眼为矩形断面，外注式单体液压支柱支护。二、巷道掘进进度指标掘进指标：岩石平巷100m/月，岩石斜巷70m/月，煤巷200m/月。三、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备采用钻爆法掘进，岩巷采用光面爆破，同时作业的掘进工作面为2个。煤岩巷采用风动凿岩机打眼，耙沙机装载，矿车装运。四、生产时期采掘比例正常生产时期，1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比为1:2。五、移交生产时井巷工程量设计区域移交生产时，采区施工井巷长度总计3591m(新施工3366m，维护利用225m)，其中岩巷612m（新施工387m），半煤岩巷（新施工）2892m，煤巷（新施工）87m，井巷工程量总计22434m3。 井巷工程量详见附表。巷道断面图详见附图第三节 采煤方法一、采煤方法选择1、开采技术条件煤层呈单斜构造，煤层倾角46，设计采区煤层倾角平均为46(首采工作面倾角平均为46)，无断层发育。煤层赋存较稳定，属中厚煤层。本次设计开采煤层，煤层平均厚为1.4m。煤层顶底板以层状结构软岩岩组为主，其次为层状结构软硬相间岩组。 煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级为类，不易自燃。矿井为低瓦斯矿井。矿区范围内无冲击地压，地温正常;矿区水文地质简单，正常涌水量20m3/h，最大涌水量17.8m3/ h。2、采煤方法选择矿井可采煤层为急倾斜中厚煤层，设计采用俯伪斜走向长壁后退式采煤法，风镐落煤工艺。二、回采工艺生产能力为9.0万t/a，首采工作面煤层平均厚度1.4m，煤层倾角46，设计采用风镐落煤工艺。1、落煤：风镐落煤。2、装煤：工作面煤炭自溜。 3、运煤：机车运输转载。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，“三五”排控顶，最大控顶距5.3m，最小控顶距3.3m。采用全部垮落法处理采空区，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。三、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%。第五章 通风与安全第一节 概 况一、瓦斯根据重庆市经济委员会的渝经煤安201238文关于大足县煤矿2012年度瓦斯等级鉴定结果的批复，该矿为低瓦斯矿井。矿井相对瓦斯涌出量7.56m3/t，绝对瓦斯涌出量0.36m3/min，二氧化碳0.08 m3/min。二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性根据重庆市煤炭质量监督检测站提供的昌荣矿业煤尘爆炸性鉴定报告，煤层均有煤尘爆炸性。据调查，该矿及相邻矿井多年未发生过煤尘爆炸事故。根据重庆市煤炭质量监督检测站提供的昌荣矿业煤炭自燃倾向性等级鉴定报告煤层自燃倾向性等级为三类，属不易自燃煤。三、地温及冲击地压井田范围内属于地温正常区，无冲击地压。第二节 通 风一、通风系统及通风方式根据矿井开拓布置，主平硐位于矿井中部，回风斜井位于矿井上部。主平硐为进风井，回风斜井为回风井。矿井采用分区式通风方式，抽出式通风方法。回采工作面采用“U”型通风。新鲜风流由主平硐进入，经北运输大巷、采区下车场、轨道上山、中部车场、进入工作面轨道平巷(运输机巷)至工作面，污风经工作面回风平巷进入总回风平巷排出地面。详见通风系统示意图。二、掘进通风及硐室通风1、掘进通风掘进工作面选用FBD5.0/11/25.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式通风。2、硐室通风绞车房位于新鲜风流中，采用独立配风;井下消防材料库处于新鲜风流中，采用全风压并联通风。三、风量、风压及等积孔计算(一)风量1、总风量计算(1) 按井下同时工作的最多人数所需风量计算Q=4Nk式中：N井下同时工作的最多人数，据计算为51人;4每人每分钟供风标准，m3/min;k通风系数，矿井采用分列式通风，k取1.20。Q=4511.20=244.8(m3/min)=4.08m3/s(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q它)k式中：Q采、Q掘、Q硐、Q它分别为采煤工作面，掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维护巷道所需风量总和(m3/s);k同上。 采煤工作面需风量计算a、按二氧化碳涌出量计算矿井二氧化碳涌出量大于瓦斯涌出量，且二者比值超过1.5(按煤矿安全规程的规定，总回风巷瓦斯允许浓度为1%，而二氧化碳允许浓度为1.5%)，因此设计按二氧化碳涌出量进行计算。Q采=67q采kc式中：q采回采工作面绝对二氧化碳涌出量0.57m3/min;kc采煤工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面可取1.42.0，设计取kc=2.0。则采煤工作面需风量为：Q采=670.572.0=76.4(m3/min)=1.3m3/sb、按工作面温度计算Q采=86V采S采Ki式中：V采采煤工作面适宜风速，m/s，回采工作面进风流温度年均20左右，对应风速取1.0m3/s;S采采煤工作面的平均有效断面积，m2;平均断面积等于平均控顶距与采高的乘积，最大控顶距为5.3m，最小控顶距3.3m，平均采高为1.4m，则工作面平均有效断面积为： Ki回采工作面长度系数，取0.9。工作面需风量分别为：Q采=601.06.020.9=325.0(m3/min)=5.42m3/sc、按工作面最多人数计算Q采=4nc式中：nc回采工作面同时工作的最多人数，设计nc=26人。Q采=426=104(m3/min) =1.7m3/se、按风速进行验算根据煤矿安全规程，按式：0.25式中：Q采根据以上计算取最大值，Q采=5.42m3/s;S采回采工作面有效断面，S采=6.02m2。经验算，Q采=5.42m3/s符合要求。风速验算满足要求。 掘进工作面需风量计算a、按二氧化碳出量计算Q掘=67q掘kd式中：q掘掘进工作面绝对二氧化碳涌出量0.13m3/min;kd掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面可取1.82.0，设计取kd=2.0。采区投产时布置2个掘进工作面同时作业，则：Q掘1=Q掘2=670.132.0=17.4(m3/min)=0.3m3/sb、按工作面最多人数计算Q掘=4nj式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数，设计nj=14人。Q掘1=Q掘2=414=56(m3/min)=0.9m3/sc、按炸药量计算Q掘=25Aj式中：Aj掘进工作面一次起爆最大炸药量：采用楔形掏槽，掏槽眼长度2.3m，毫秒电雷管引爆，取Aj=9.0kg。Q掘1=Q掘2=259=225(m3/min)=3.75m3/sd、按局部通风机实际吸入风量计算Q掘=QfIkf式中：Qf掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进工作面选用FBD5.0/11/25.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机，其吸入风量取3.0m3/s;I掘进面同时运转的局部通风机台数，设计每个掘进面使用1台局部通风机，I=1台;kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3。Q掘1=Q掘2=3.011.3=3.9(m3/s)e、按风速进行验算根据煤矿安全规程，按式：0.25式中：Q掘根据以上计算取最大值， Q掘=3.9m3/s;S掘掘进工作面有效断面，S掘为4.59m2。经验算，Q掘1=Q掘2=3.9m3/s符合要求。f、掘进工作面贯通期间需配备的备用风量Q掘备按一个掘进工作面的需风量配备，则Q掘备=3.9m3/s则掘进工作面需风量总和为：Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘备=11.7m3/s。 硐室需风量采区材料上山绞车房设计为独立配风，其需风量Q它取1.0 m3/s，则Q硐=1.0m3/s。 其它需风量设计采区有回风上山需独立配风，其回风上山需风量取1.0m3/s，则Q它=1m3/s。 采区需风量Q2=(Q采+Q掘+Q硐+Q它)K=(5.42+11.7+1.0+1.0)1.20=22.9(m3/s)(3) 采区需风量确定(即矿井需风量)采区达产时为1个采煤工作面、2个掘进工作面同时生产。因矿井达产时就是一个采区的一个工作面生产。因此采区需风量就是矿井需风量为23.0m3/s。2、风量分配采煤工作面：配风6.0m3/s;掘进工作面：配风6.0m3/s，2个掘进工作面共计12.0m3/s;硐室：配风2.0 m3/s其它巷道：配风3.0m3/s。合计：23.0m3/s。第三节 通风设施及防止漏风、降低风阻措施一、 通风设施1、为避免主平硐、运输大巷、采区车场或采区上山附近发生火灾时事故的扩大，矿井需要反风。反风通过主要通风机电机反转实现。2、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机，回风井设防爆门。3、为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，井下有关巷道中设置正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。二、 防止漏风的措施1、采煤工作面设计采用后退式开采，减少采空区漏风。2、回采后的采区、采面、废弃的巷道及时设置密闭墙，减少采空区漏风量。3、系统发生变化后，及时调整通风系统，避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。4、主要风门设置两道连锁的风门，防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门应专人管理风门。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点，并进行刻槽(深度不小于20cm)。5、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。三、 降低风阻的措施1、严格按设计断面及支护形式施工。2、新掘巷道周壁尽可能光滑，金属支架巷道刹帮背顶、架设整齐，锚喷巷道采用光面爆破。巷道转弯处应呈圆弧形或使之呈钝角，避免直拐弯。3、避免在主要通风巷道中堆积杂物，设专人检查井巷状况，发现问题及时维修，保证巷道的有效通风断面达到设计要求。第六章 主要设备第一节 提升设备（一）提升计算依据：、矿井需要从该处下放煤炭、矸石，提升材料及设备，根据采区布置情况，该轨道上山提升能力按照矿井最大生产能力计算，矿井设计生产能力90kt/a，每天生产原煤273t，其中单翼采区每天生产原煤136t，矸石为原煤产量的20%。、轨道上山倾角25；、轨道上山提升标高+210m+80m，提升垂高130m； 、提升斜长：308m；、提升容器采用，1t固定式矿车，载重1t，自重600kg，小件材料采用矿车运输，特殊材料采用MLC2-6A，自重490kg； 、工作时间：年工作日330天，每天16小时；、矸石容重1.75t/m3；（二）确定每次挂车数量：矿井按产量要求的一次提升量（煤炭）=矿井按产量要求的一次提升量（矸石）=式中：-提升能力富裕系数，取1.2；矿井按产量要求的一次提升量；提升不均衡系数，取1.25；年提升量；双钩一次提升循环时间；年工作日，330d；日工作时数，取16h；k-矿车的装满系数，27倾角取0.95、按矿车连接器强度计算 式中:-矿车碰头连接器强度，取6000kg；根据以上计算结果，考虑设计能力及上山倾角条件，该段每次提煤炭3车，或提矸2车，或提材料3车。特殊材料根据实际重量确定提升量。（三）、提升设备选型计算1、绳端荷重：提煤（下放煤炭）：Qdm=nk(Qz+Qm)(sinf1cos)g 3（600+1000）（sin250.015cos25）9.81 19260.1N提矸（下放矸石）：Qgm=n(Qz+Qg)(sinf1cos)g 2（600+1750）（sin25-0.015cos25）9.8118858.92、钢丝绳单位长度重量：提升长度：Lt=308+22=330m（上下车场提升增加长度取22m）钢丝绳悬垂长度：Lc=330+20350m Pk= =0.687Kg/m 选用18NAT619WSNF1670ZS178GB8918-2006作为提升钢丝绳。其主要参数如下：钢丝绳直径d18mm，钢丝绳表面为光面钢丝，钢丝绳结构形式为619天然纤维芯面接触钢丝绳，钢丝绳公称抗拉强度为1670MPa，钢丝绳捻向为同向捻，钢丝绳最小破断拉力F178KN，钢丝绳每米质量mp=1.19kg/m。安全系数： m= =8.196.5 满足要求。3、绞车选型：根据煤矿安全规程（2011年版）第四百一十六条第三款规定：D60d6018mm=1080mm。根据以上计算的钢丝绳直径、最大静张力、最大提升长度及煤矿安全规程关于钢丝绳缠绳层数的规定，查绞车样本，根据小煤矿的实际提升能力要求以及资金、井筒断面等条件确定选用JTPB1.21.0-24型单滚筒防爆绞车可满足要求。其主要技术参数如下：提升机滚筒直径：D=1.2m；滚筒宽度B=1.0m；钢丝绳最大静张力Fjmax=30KN；减速比i=24；提升速度2.5m/s；配套电机75kw。 、最大张力校核提升机最大静张力：提煤（下放）：FjQdm+LPg（sin+f2cos） 19260.1+3301.199.81（sin25。0.2cos25。）20189.9N提矸（下放）：FjQdg+LP（sin+f2cos） 18858.9+3301.199.81（sin25。0.2cos25）19788.7N、滚筒宽度校核：667.16mm1000mm 平均缠绕直径，1.229m；3 滚筒上预留圈数；钢丝绳缠绕层数，根据规程规定2；LH 提升长度330m；所选绞车滚筒宽度符合要求。4、提升系统天轮选择：Dt40d4018720mm选用TD1000/800游动天轮，最大游动距离y800mm 5、预选电动机： Ns61.68kw 绞车配套电机75kw，满足要求。6、提升时间估算：设计中根据绞车产品样本初步确定提升速度为2.0m/s以内，最大加、减速度根据煤矿安全规程第四百二十六条规定取a10.5m/s2，末减速度为a00.3m/s2，低速等速运行速度v01.0m/s。初步估算一次提升循环时间：根据本提升斜井井筒条件及能力，初步确定选用单滚筒提升绞车，其运动学按照五阶段速度图，经计算其提升循环时间为： g（）2（）2379.3s 取380s7、年提升能力计算：（按每天提升16h计，330天/年）每天提煤用时间 ：（c1.25）T煤11.99h 每天提矸用时间 ：（c1.25）T矸3.59h材料为放空车时带入，不计时间，合计净提升煤、矸时间为T15.58h 其余时间为下放材料、设备及检修。满足该系统年生产能力90Kt/a要求，并有一定富裕。（三）绞车选型结果及配套装置经计算，采区提升上山选用1台JTPB1.21.024矿用单滚筒防爆提升绞车，电控随机配套。该提升绞车配置防爆变频电控，具有下列保护装置：深度指示、失压保护、过速保护、深度指示失效保护、过卷保护等。提升装置装有TXH-2型转发式多功能斜井提升声光信号装置，并与绞车的控制回路相闭锁，另设有备用信号装置。第二节 主要通风机矿井现有FBCDZNO15/255主扇风机2台，其中1台运行，1台备用，能满足矿井生产需要，无须重新设计。第三节 局部通风机选型掘进工作面采用压入式通风。矿井现有6台YBT25.5型矿用防爆轴流局部通风机，但风压（最大风压为1500Pa）、风量（最大风量为140m3/min）均达不到设计要求，因此设计选用FBD5.0/11/25.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机，其风量171260m3/min，全压9802800Pa，电机功率25.5kW，选用600mm阻燃、抗静电胶质风筒，其供风能力满足矿井掘进巷道需求。第四节 压风设备根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局规定，必须在地面建立固定压风系统，且压风机容量的选择必须根据井下人数最多的工作面（或作业点）的人数每分钟所需的新鲜空气量进行选择。一、设计选型矿井现有SA55A型风冷螺杆式空气压缩机2台，其中1台运行，1台备用，经计算能满足矿井生产需要，无须重新设计。选用834mm无缝钢管作为压风供气主管道，604mm无缝钢管作为支管。主平硐、轨道上山铺设主管道，再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。入井压风管道按煤矿安全规程规定进行接地。见压风系统管路布置平面图。第七章 采区供电一、供电电源设计矿井采用双回路电源供电，一回路电源来自大足县万古35kV/10kV降压站10kV架空线至矿地面配电所，供电线路为LGJ-370mm2钢芯铝绞线，长度4.5km；二回路电源来自万古35kV/10kV向家大坳降压站架设10kV架空线至矿地面配电所，供电线路为LGJ-370mm2钢芯铝绞线，长度6.0km。前方电源可靠，为不同降压站供给，正常情况下一回路运行，另一回路带电备用，矿井电源满足煤矿生产需要，符合规程要求。二、电力负荷统计矿井的用电负荷如下：设备安装总台数约： 49台设备工作台数约： 31台设备安装总容量: 1281kW设备工作容量： 725.2kW计算有功功率： 494.17kW计算无功功率： 318.20kvar计算视在功率： 593.24kVA矿井设计同时系数： K=0.90 时 有功功率：